3242工作面作业规程.docx

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3242工作面作业规程

湖南省黑金时代股份矿业有限公司

周源山煤矿

采煤工作面作业规程

工作面名称：

3242工作面

编 制 人：

李勇

安全副矿长：

矿总工程师：

矿长：

编制日期:

二〇一三年十二月十五日

 公司会审综合意见

 一、会审签名

总工程师：

安全副矿长：

生产副矿长：

机电副矿长：

生产技术部：

安全监察部：

地测：

回采工区：

通风工区：

机运工区：

煤质部：

劳动社保部：

连队：

二、会审意见

来宾澡堂会议室

2013年12月日

准采证

矿井名称：

周源山煤矿

工作面名称

3242综采面

走向长度（m）

417.3

倾向长度（m）

100.1

煤层厚度（m）

0.8

煤层倾角（°）

21.78

可采储量（万t）

77778.96

可采期（月）

7

采煤队名称

人数（人）

作业规程编制日期

2013.12.15

公司审批文号

周矿生函[2013]号

切割工程完工日期

2013.12.

安装工程完工日期

2014.1.

参加验收人员

批准投产日期

年月日

验收意见

签发人：

签发日期：

年月日（盖章）

目录

第一章概况1

第一节 工作面位置及井上下关系1

第二节   煤层1

第三节 煤层顶底板2

第四节 地质构造2

第五节 水文地质3

第六节  影响回采的其它因素3

第七节 储量及服务年限4

第二章 采煤方法5

第一节 采煤方法及巷道布置5

第二节 支护设计6

第三节 采煤工艺10

第四节 设备、材料配置13

第三章 顶板管理15

第一节 工作面顶板管理15

第二节 工作面上、下顺槽及端头顶板管理17

第三节矿压观测19

第四章 生产系统21

第一节 运输21

第二节 “一通三防”与安全监控21

第三节 排水24

第四节 供电25

第五节 压风、通讯、照明26

第五章 劳动组织和主要技术经济指标27

第一节 劳动组织27

第二节 主要技术经济指标28

第六章 煤质管理30

第七章  安全技术措施31

第一节 一般规定31

第二节顶板32

第三节防治水35

第四节 爆破35

第五节 一通三防36

第六节 运输39

第七节 机电40

第八节 其它42

第八章 应急措施及避灾路线48

附件：

1、作业规程附图

2、作业规程贯彻、复学登记表

3、作业规程考试成绩登记表

4、工作面月审表

第一章概况

第一节 工作面位置及井上下关系

3242工作面处在第二水平-680～-720m区段，为32采区北翼四煤层第一个工作面。

具体位置及井上下关系见表1-1-1。

表1-1-1：

工作面位置及井上下关系表

水平名称

第二水平（-370m）

采区名称

32采区

地面标高

135～160.2

运输巷标高

-720m

回风巷标高

-680m

地面的相对位置

该面地面投影位置：

该面位于704孔SW60°方位205m至团结村之间，地表属山地和农田。

面内北东部有一条4等级乡村公路通过。

另在北东边隅和南西边隅分别于张家垅水库和矿区团结村相邻。

平面坐标X=2878682.000～2879041.000Y=38426231.000～38426593.000

回采对地面设施的影响

该面属“三下”采煤范围，影响程度不详，有待观测。

井下位置及与四邻关系

该面位于32采区北翼，北东至老平庵断层，南西至32采区轨道下山，除上覆22112采空外，四周无采掘活动。

走向长度m

417.3m

倾斜长度m

96.9～110.9m；平均100.1m

面积m2

41771.73

第二节   煤层

一、煤层赋存情况

本工作面设计开采煤层为4#层煤，通过地质资料分析煤层赋存情况见表1-2-1。

表1-2-1：

煤层情况表

煤层厚度m

0.3～1.8/0.8

煤层结构

较简单

煤层倾角（度）

20.6°～23.2°/21.78°

煤层倾向

130～134°

开采煤层

四煤

稳定程度

稳定

煤层情

况描述

块状，结构简单，由亮煤和暗煤组成半暗煤型煤层，由于普遍伪顶较发育和含薄层夹矸1至2层至使煤质欠优。

煤厚0.3～1.8m，平均厚度0.8m，并由北东向南西呈变薄趋势至不可采。

煤层走向平均为44°，煤层倾角在20.6°～23.2°之间变化，平均倾角21.78°。

二、煤质情况：

根据邻近工作面煤质化验资料，本工作面煤层为低磷、高硫、高灰分的优质焦煤，煤质化验指标情况见表1-2-2。

表1-2-2：

煤质指标情况表

水份

（%）

灰份

（%）

挥发份

（%）

发热量

（kcal/kg）

全硫

（%）

容重

t/M3

胶质层厚度

工业牌号

5.0-6.2

29-38

19-21

4600-5000

0.4-0.8

1.4

≥21

主焦煤

第三节 煤层顶底板

工作面煤层顶底板情况见表1-3-1。

表1-3-1：

煤层顶底板情况表

顶、底板名称

岩石名称

厚度m

f值

特征描述

老顶

粗砂岩

13.3

浅色，粗粒结构、中至厚层状

直接顶

砂质泥岩

6.7

深灰色、中厚层状、局部发育0.4～0.6的砂岩，直接覆盖在四煤伪顶之上

伪顶

炭质泥岩

0.1～0.7

灰黑色，鳞片状，随采随落

直接底

砂质泥岩

5.38

深灰色，薄至中厚层状

老底

细砂岩

8.62

深灰色、中厚层状、致密坚硬

3242工作面地层综合柱状图见图1所示。

第四节 地质构造

一、断层情况以及对回采的影响：

该工作面构造较简单，根据掘进施工所揭露资料分析，本面共发育的断层有三小条：

即F1～F3；对回采有一定影响，具体情况见表1-4-1。

表1-4-1：

断层情况表

断层名称

走向°

倾向°

倾角°

性质

落差m

对回采的影响

F1

68°

WN

86°

逆

2.5

影响很大

F2

220°

NW

68°

正

4.0

影响很大

F3

228°

NW

26°

逆

1.0

影响较大

二、褶曲情况以及对回采的影响：

该面整体呈单斜构造，煤层走向44°，煤层倾角在20.6°～23.2°之间变化，平均倾角为21.78°，区域内无大的褶曲构造。

三、其他因素对回采的影响：

除上覆22112采空外，四周无采掘活动。

该面上覆一槽老空区内遗留有多处一槽煤柱，回采推进至一煤柱影响范围时，预计矿压会有所增大，对工作面将造成一定影响。

四、工作面运输顺槽、采面切眼、回风顺槽素描图见地质说明书附图所示。

第五节 水文地质

一、含水层分析、涌水量及对回采的影响：

该面无水库、河流等水体圧覆，顶底板无富含水层，四周无老空水威胁。

开采后预计主要水害类型为少量断层裂隙水。

最大涌水量：

30m3/h；正常涌水量：

20m3/h。

二、其它水源的分析及对回采的影响

回采过程中要预防上覆一槽已采空，预计主要水患威胁来自一槽老空水，经顶部裂隙以淋水和滴水形式涌入工作面。

第六节  影响回采的其它因素

一、影响回采的其它地质情况：

影响回采的其它开采技术条件情况见表1-6-1：

表1-6-1：

影响回采的其它地质情况表

瓦斯

低瓦斯煤层，矿井相对瓦斯涌出量0.78m3/min，

工作面绝对瓦斯涌出量参考值为8.6m3/min。

煤尘爆炸指数

煤尘具有爆炸性，指数为29%。

煤的自燃倾向性

煤层属Ⅲ类自燃倾向（无自然倾向性）

地温或其他气体危害

28°

二、突出威胁区及应力集中区对回采的影响：

1、3242工作面上覆一槽煤已采空，殘留煤柱影响范围内为应力集中区。

三、地质部门对工作面回采的具体建议：

1、F4断层落差4.0m，对回采有较大影响，建议提前做好探补工程。

2、该面遗留少量一槽煤柱，回采施工至煤柱下方时，预计矿压会有所增大，需提前做好应对措施。

第七节 储量及服务年限

一、储量计算

1、工作面的地质储量（含夹矸）=工作面平均倾斜长度×平均走向长度×平均煤厚（含夹矸）×容重=100.1×417.3×1.4×1.4=81872.59吨。

2、工作面可采储量（含夹矸）=工作面地质储量（含夹矸）×回采率=81872.59×95%=77778.96吨。

二、工作面服务年限

1、月产量=工作面平均倾斜长度×平均煤厚（含夹矸）×容重×日循环进度×循环率×30=100×1.4×1.4×2.4×85%×30=11995.2吨

2、工作面的服务年限=工作面可采储量（含夹矸）/工作面设计月平均生产能力=77778.96/11995.2≈7（月）

第二章 采煤方法

第一节 采煤方法及巷道布置

一、采煤方法

依据煤层开采技术条件确定：

本工作面采用倾斜长壁后退式一次采全高全部垮落综合机械化采煤方法。

二、采高及支护方式选择

（1）采高确定：

根据工作面煤层厚度0.3～1.6m，结合所选支架（采高0.7-1.7m）、采煤机（0.9-1.9m）主要技术参数综合考虑，确定工作面最低采高不小于0.9m，最大采高不得大于1.7m，煤层厚度大于1.7m时，采取丢底煤开采。

初放期间采高控制在1.2m～1.5m，普采兀支柱必须穿鞋并联锁防倒。

（2）确定支护方式：

根据工作面的开采技术条件及地质条件综合考虑确定支护材料为：

工作面安装架ZY2600/07/17掩护式液压支架，上下端头采取兀梁配单体支柱成组迈步支护。

根据工作面煤层厚度：

选用ZY2600/07/17型掩护式液压支架支护顶板；兀梁段选用DZ—1200、DZ—1400、DZ—1600等型外注式单体液压支柱，两巷超前抬棚选用DZ—2500型单体液压支柱。

工作面兀梁选用2.8m兀梁，端头四对八梁采用3.2m兀梁，两巷超前抬棚为2.4m兀梁。

三、采区主要巷道及工作面巷道布置概况

1、采区设计及上、下山巷道布置：

32采区位于井田北翼，属三水平下山开采，32采区采用煤层群联合布置方式，采取双翼布置，在采区中部设置三条独立上山：

轨道下山、运煤下山、回风下山，通过联络巷分别与工作面相连通形成原煤运输、通风、行人等系统。

2、工作面风巷（上顺槽）

3242工作面风巷按中腰线掘进，沿煤层走向布置，用于工作面通风和运料，采用架金属棚支护。

棚距700mm。

巷道净宽2.4m，净高2.1m，净断面5.04m2；巷道内设防尘管路、压风管路各一趟；并铺设钢轨用于运料。

3、工作面运道（下顺槽）

3211工作面运道按中腰线掘进，沿煤层走向布置，用于工作面运煤和通风、退运设备。

采用架金属棚支护，棚距700mm。

巷道净宽2.4m，净高2.1m；净断面5.04m2。

巷道内设防尘管路、主进回液管路、喷雾管路各一趟；安设有皮带运输机和刮板运输机。

4、工作面边眼

3212工作面边眼沿煤层倾向伪斜布置，用于布置安设SGZ630/220型刮板运输机、MG2×100/451-WD型采煤机、ZY2600/07/17型掩护式液压支架，形成生产系统；外边眼支护采用单体液压支柱和锚网支护，净宽5.2m，净高1.6m，长112m。

四、工作面位置及巷道布置图

工作面位置及巷道布置平面图参见图2-1-1所示。

第二节 支护设计

一、液压支架选型设计

（一）、工作面顶板采用液压支架支护及两端头采用兀梁控制顶板，支护设计包括液压支架的选型及支柱、兀梁支护设计。

（二）、选型依据：

根据4#煤层顶板分类（4#煤直接顶属Ⅳ类，老顶Ⅲ级）、煤层厚度、采高、煤层倾角、通风要求、以及采煤机和运输机匹配等条件，选用ZY2600/07/17型掩护式支架58架、上、下端头采取兀梁成组、迈步支护。

（三）、支架的选型

（1）、比压计算

根据经验公式:

P=8MR可知工作面所需支护强度为:

P=8MR=8×2.5×1.7=34t/

式中:

P－单位面积压力t/

M－工作面最大采高1.7m

R－煤岩平均容重2.0-2.5t/

，取2.5

（2）、支架的选型计算

本工作面选用ZY2600/07/17型掩护式支架,其支护强度为

小=F/A=2600/4.3878=592.55kn/

≈59t/

大=F/A=2600/4.6968=553.365kn/

≈55t/

式中:

－支架的支护强度t/

F－支架的工作阻力2600KN

A－支架的支护面积4.3878-4.6968

取大值

根据计算:

小>

大>P大故支架选型合理

（四）、单体支柱支护设计：

（1）、合理支护强度的计算

采用经验公式计算：

P=（4~8）Mr=8×1.4×2.5=28（T/M2）

式中：

因工作面有周期来力，从（4~8）采高的倍数，考虑周期来力取8；M采高，取1.4；r岩石综合容重，取2.5。

（2）、支柱实际支撑能力计算

R=K1K2K3Q=0.9×0.95×1×26=22.23（T/根）

式中：

K1增阻系数，取0.9；K2平均匀衡系数，取0.95；K3支柱承载系数，取1；Q支柱额定承载力，取26。

（3）、工作面合理的支护密度计算：

ｎ＝Ｐ／R=28/22.23≈1.26（根／m２）

（4）、确定工作面实际支柱排、柱距：

根据循环进度及顶板地质条件，确定工作面单体支柱排距为a=0.8m，则所需柱距为：

b=1÷（n×a）≈0.99m，根据工作面顶板条件确定设计柱距为b´=0.8m；。

如表7所示；

（5）、验算支护设计

工作面实际支护密度计算

n；=1/（a×b´）=1/（0.8×0.8）≈1.56（根／m２）

式中：

a------排距（m）；b´------设计柱距（m）

实际支护密度:

n；>合理支护密度:

1.26,符合要求。

二、乳化液泵站

（一）泵站选型、数量

本工作面采取综采支架与支柱分别供液，支柱段采用地面集中供液，支架段选用MRW200/31.5型乳化液泵2台，1台备用，1台工作，当一台泵工作不能满足正常生产需要时，启动两台泵同时工作，150型乳化液箱供液，乳化液泵站到工作面采用16mm高压管路进液，12mm管路回液。

（二）泵站安设位置

乳化液泵站、液箱安设于距离-720车场向内80m－100m处安装，由乳化泵站向边眼敷设三趟高压胶管,一趟为供液管路,一趟为回液管路，一趟为喷雾管路。

泵体、液箱要求平、正，以免造成齿轮箱缺油。

（三）泵站使用规定

１、泵站操作人员必须经过培训，经考试合格后方可持证上岗。

２、泵站上的任何保护严禁甩掉。

３、泵站、泵箱的盖板必须盖严，以防污物等进入泵体、泵箱。

４、不得随意开动泵站，必须接到开泵信号后方可开动。

５、泵站司机要按规定压力送液，不得任意调压。

６、各部件的联接螺栓等紧固件要紧固齐全。

７、任何情况下不得关闭泵站的回液管路。

８、齿轮箱、曲柄箱的油位，必须符合规定。

９、过滤器要保持清洁，三天清洗一次。

10、经常检查油位、水位是否符合要求。

11、液箱必须高于泵体100mm左右。

12、乳化液的配比浓度在3%-5%之间。

13、检查各部的油位、水位、各紧固件、液压阀及管路情况，发现异常情况立即处理。

否则不允许开机。

14、注意泵的声音是否正常，检查有无渗油现象。

15、经常观察压力指示是否正常，注意卸载阀、安全阀的工作状态。

16、经常检查设备的温升、检查乳化液箱、乳化油及乳化液的液位，液位低于规定时应及时加注相应的液体。

17、一般情况下，不要频繁开、停泵，应让泵一直保持运转，当接到工作面要求停泵的信号后再停泵。

18、发现异常情况或故障时，应立即停泵检查，在未查明原因和排除故障前，严禁开泵。

第三节 采煤工艺

一、采煤工艺

1、工作面采用MG2×100/451-WD机组往返进二刀落煤、装煤，SGZ630/220型可弯曲刮板输送机运煤，ZY2600/07/17型掩护式液压支架与普采段兀梁联合支护的综合机械化采煤。

2、工艺流程（见下图）

落煤、装煤→运煤→移架、移梁支护→推移刮板输送机；普采段整修班回柱放顶。

二、落煤方式设计

1、采煤机的进刀方式：

采煤机的进刀采用端头尾割三角煤斜切进刀，其进刀斜长为15m，滚筒截深0.6m，实际进刀深度为0.8m。

（1）、采煤机向下（上）割穿端头煤壁。

（2）、按上（下）推移刮板输送机，使得刮板输送机弯曲段为15m，推溜滞后移架10-15m，移架滞后采煤机3-7m，输送机弯曲段的弯曲角度水平方向不得大于3°，垂直方向不得大于4°。

2、割煤方式：

根据3242工作面地质条件，3242工作面采用往返二刀双向割煤。

3、工作面选MG2×100/451-WD采煤机。

牵引方式为销轨式无链牵引，节距125mm，牵引速度：

0～7.1m/min，工作面割煤时根拫运道刮板机的运输能力一般控制其牵引速度：

2～3m/min。

4、采用端头斜切进刀，具体操作如下：

采煤机进刀方式示意图见图2-3-2所示：

图a、采煤机由上而下自端头斜切进刀开机窝，并由上而下把刮板运输机移直，将采煤机两个滚筒的上下位置调换。

图b、采煤机自机窝反向上行割三角煤至上端头煤壁。

图c、采煤机滚筒上下位置调换，自端头空行通过机窝继续下行割煤并推移溜子。

图d、采煤机割煤至下端头。

图e、采煤机自端头上行斜切机窝，移溜子。

图2-3-2采煤机进刀方式示意图

三、采煤工艺过程要求

1、割煤：

采用MG2×100/451-WD型双滚筒电牵引采煤机跟顶板单向割煤，往返一次进二刀，滚筒自旋使其截齿将煤破碎。

采煤机端头割三角煤斜切进刀，滚筒截深600mm。

2、装煤

采用采煤机螺旋滚筒配合SGZ630/220型可弯曲刮板输送机铲煤板装煤。

3、运煤

工作面采用SGZ630/220型可弯曲刮板运输机，运道采用SGW630/40型刮板运输机及DSJ80/40/2×40型吊挂式皮带输送机运煤。

4、移架、移梁工序

⑴、移架

①、移架方式为依次顺序移架，本架操作，通过收缩支架与工作面溜槽连接的推移油缸使支架前移。

两人分段拉架，分段距离不超过8架。

采用先移架后推溜的方式，前一段滞后采煤机后滚筒距离不超过5架，从距离采煤机前滚筒5架开始倒段拉架，依次追机移架。

②、一般情况液压支架滞后采煤机后滚筒3～5架的距离依次跟机移架；特殊情况，例如老顶来压、顶板破碎，应追机移架，支架滞后前滚筒2～3架。

移架步距为0.6m。

（2）、移梁

①、工作面可分段分组作业，每组不少于三人，每段要相距15m以上。

②、每次采煤只移滞后梁，移兀梁时必须由上往下逐步移至煤壁。

③、移梁步骤:

①打中顶柱→②松滞后梁、打带帽点柱→③移梁、升梁→④打支柱

④、移梁方法：

割煤后，先将滞后梁两端的支柱松下，老塘边的再次打好在兀梁边支护好老塘侧顶板，将注液枪插入溜子边支柱，缓慢松下中间支柱，由一人扶柱，另二人抬起兀梁移至煤壁，放好挡矸帘或板皮背顶，升柱打紧，先打好“一梁二柱”，移溜后架好“一梁三柱”。

⑤、移兀梁背顶，背顶材料要搭接在两组兀梁之间，避免下一班移梁材料无依托造成漏顶。

⑥、移梁前，松兀梁过程中，发现背顶材料未接好，要用方木戴帽打一根支柱托住，再松兀梁。

放顶班放顶前必须先紧贴滞后梁尾段在第三排打好一根短兀梁。

⑦、移丌梁时，必须闭锁工作面溜子及机组开关。

⑧、详见附图2-3-1。

5、推溜工序

当煤机割完底煤，工作面支架移设一个循环距离后开始推溜，通过伸出溜槽与工作面支架连接的推移油缸使溜子前移。

推溜采用成组推溜，设置成组推溜支架数为15架。

推溜位置必须保证距离采煤机后滚筒不少于10架。

推溜滞后移架，必须保证滞后采煤机不少于18m（约为10架）的弯曲段距离，并且按照已推出方向逐次推出，最大水平弯曲1～2°，垂直弯曲不超过3°，严禁从两头向中间推溜，以免造成溜子中间鼓起搭桥。

6、调架工序

利用支架的侧护板油缸伸缩侧护板来调整支架。

原则上，在顶板完整的条件下进行调整。

在出现咬架、挫架、支架倾斜现象时要及时调整，从机头、机尾双向均可进行调整。

因本套支架侧护活动侧在机头方向，所以要利用机头向机尾移架时调架，机尾向机头移架时控制倒架。

调整倒架采用邻架顺序操作活动侧护板调整。

7、放顶顺序、操作方法：

工作面采用人工回柱放顶，分段分组作业，每组二人，分段距离要大于15M，每组回柱时应“由下往上，由里向外，先密后稀”。

四、工作面正规循环生产能力

W=L×S×h×r×C=100.1m×0.8m×1.4m×1.4t/m3×95﹪=149.11t

式中W——正规循环生产能力，t；

L——工作面长度，100m；

S——实际排距，0.8m；

h——采高，1.4m；

γ——煤的容重，1.4t/m3；

C——工作面采出率，95%。

第四节 设备、材料配置

一、工作面设备配置：

见表2-4-1所示。

表2-4-1：

工作面设备、材料配置表

一、采煤机

采煤机

MG2×100/451-WD

采高

0.9～1.9m

截割电机功率

2×100KW

截深

0.60m

牵引速度

0～7.1m/min

牵引方式

销轨式无链牵引

二、液压支架

支架型号

ZY2600/07/17型掩护式支架

数量

架

高度

700～1700mm

初撑力

2182KN

工作阻力

2600KN

支护强度

0.42～0.48Mpa

三、综采刮板输送机

型号

SGZ630/220

电机功率

2×110KW

输送能力

450t/h

链速

1.08m/s

中部槽尺寸

1500mm×620mm×252mm

紧链方式

闸盘紧链

四、运道刮板输送机

型号

SGW630／40

电机功率

45-55KW

输送能力

250t/h

链速

1.08m/s

中部槽尺寸

1500×620×252mm

紧链方式

紧链器紧链

五、绞车

型号

JD-2.5；JSDB-13

电机功率

40KW;22KW

牵引力

25KN;133KN

绳径

18.5mm;21.5mm

六、喷雾泵

型号

XPB250/6.5

电机功率

30KW

流量

250L/min

泵压

6.5Mpa

七、乳化液泵

型号

BRW200/31.5

电机功率

125KW

流量

200L/min

泵压

31.5Mpa

八、泵箱

型号

RX200/16

容量

1600L

九、移动变压器

型号

KBSG-800/6；KBSG-630/6

功率

800KVA；630KVA

二、支柱π梁配备表

名称

规格

型号

基本支柱

合计（根）

特殊支柱（根）

两巷

抬棚

（根）

备用

支柱（根）

工作面

应配

（根）

兀梁

2.8m

440

前期支柱配备

DZ-1200

360

90

143

67

600

DZ-1400

DZ-1600

DZ-1800

DZ-2200