16603采煤工作面作业规程完整Word文档格式.docx

1、煤层厚度（m）0.85-0.95煤层结构较简单煤层倾角20-70开采煤层16硬度f5煤种气肥煤稳定程度较稳定煤层情况描述16煤煤层较稳定，呈黑色，玻璃光泽，半亮型亮煤，薄煤层状结构，含较多的黄铁矿小块；煤层倾角27，煤层厚度0.85-0.95m，一般为0.90m，为薄煤层，无夹矸，结构简单，属稳定煤层。附图1：16603工作面地层综合柱状图 （比例 1：200）第三节 煤层顶底板 煤层顶底板情况表 表三顶底板名称岩石名称平均厚度（m）岩 性 特 征基本顶泥岩17.05深灰色,致密贝壳状断口，底部显水平层理，有动物碎屑化石及黄铁矿。直接顶十灰岩7.3分为十上、十下灰，中间夹一层泥岩，十下灰为深灰

2、色，裂隙发育，沿裂隙充填方解石，含水性弱，以静储量为主。直接底6.93棕灰色，含泥质，有黄铁矿结晶体，底部有植物化石碎片。老底十一灰0.87灰、深灰色，含植物化石碎片，贝壳状断口，属稳定底板。第四节 地质构造一、断层情况以及对回采的影响本工作面煤层走向近南北，倾向西，呈倾向北西的单斜构造，倾角27，一般为5左右。根据揭露的地质资料可知，本工作面内断层较发育，16603运输巷揭露两个落差为1米左右的正断层，16603上材料道揭露一落差3.5米的逆断层，对工作面回采有一定影响，预计此断层沿走向方向上面延伸，在面内尖灭。工作面内一般为落差小于1.0米的小断层。建议落差小于1.5米的断层平推硬过，在回

3、采过程中，必须加强安全技术管理。二、其它地质构造及对回采的影响 本工作面无岩浆侵入体、河流冲刷带、岩溶陷落柱、溶洞等地质构造。附：工作面三巷及切眼巷道素描图（图2、图3、图4、图5）第五节 水文地质一、水文情况根据地质资料分析，含水地层有第四系砂砾石含水层、上侏罗统砂、砾岩含水层、太原组三灰含水层、太原组八、九灰含水层、太原组十下灰含水层、本溪组十二灰含水层、十四灰含水层、奥陶系灰岩含水层。其中第四系砂砾石含水层、上侏罗统砂、砾岩含水层、太原组三灰含水层、太原组八、九灰含水层在上部12下煤开采时已证实不会对掘进及回采构成威胁。太原组十下灰含水层单位涌水量为0.01220.013L/s.m，由于

4、埋藏较深，补给条件较差，富水性较弱。十二灰含水层公司于2004年2月6日委托枣庄矿务局井亭煤矿钻探注浆公司，施工底板放水钻孔，经钻孔涌水观测，十二灰富水性较弱，水头高度为-165m。井田内十四灰我矿2004年放水实验钻孔测得十四灰水头高度为-151m。十二灰及十四灰含水层富水性较弱，且由于17煤层下伏隔水层组为稳定隔水层，故也不会构成威胁。奥陶系灰岩含水层我矿2004年放水实验钻孔测得奥灰水头高度为-80m。断层导水性方面截止2008年末，全矿井开拓动用面积3.24平方千米，共揭露断点357个，在见断层而不遇含水层的情况下，未发现断层带漏水。 岩溶陷落柱在上覆12下煤开采中未见揭露。在施工14

5、皮带下山时已揭露十下灰，初始揭露涌水量35m3/h，后稳定在3 m3/h，仅表现为淋水，根据以上分析，工作面涌水水源主要为十下灰水，预计最大涌水量为30m3/h。预计水害威胁主要为下覆奥灰水，施工中应备好足够的排水设备，迎头及后路积水及时排除。同时还要注意上部采空区是否有局部积水。岩溶陷落柱在上覆12下煤开采中未见揭露，但应注意是否在保护煤柱中隐藏，以防止沟通下覆含水层，施工中必须严格坚持“预测预报、有疑必探、先探后掘、先治后采”的原则。二、奥灰水对工作面的充水影响分析16603工作面下距奥灰顶平均65.44m。本矿2#钻孔做放水实验，测得奥灰原始静止水头高度为-80m。奥灰水对工作面充水影响

6、安全水头值的计算： P=TS（M-CP）式中：M隔水层厚度（m）（取最小值58.81m） P安全水压（kgf/cm2） Ts突水系数（kgf/cm2）（取1.0） CP煤层开采对底板扰动破坏深度（取7m） P=1.0（58.81-7）=51.81（kgf/c）=518.1m水柱即：工作面隔水层所能承受的奥灰安全水头值为518.1m水柱。根据我矿-345m水平2#放水钻孔测得奥灰水头高度为-80m，经计算，只要巷道标高在-598.1（-80-518.1=-598.1m）水平以上,正常情况下，下伏奥灰含水层对巷道无充水影响，16603回采工作面煤层底板最低标高为-312m，因工作面及两巷的标高远在

7、-598.1m以上，因此，工作面不受下伏奥灰水影响。三、涌水量预计：正常涌水量：20m3/h，最大涌水量：30m3/h。第六节 影响回采的其它因素1、影响回采的其它地质情况：见下表四。影响回采的其它地质情况表 瓦斯低瓦斯矿井，瓦斯相对涌出量0.35m3/t，绝对涌出量0.84m3/minCO2低CO2矿井，CO2相对涌出量1.07m3/t，绝对涌出量1.68m3/min煤尘爆炸指数16煤煤尘具有爆炸性，爆炸指数44.9%煤的自燃倾向性自然发火煤层，发火期为30个月地温危害无冲击地压危害2、冲击地压和应力集中区：无。 第七节 储量及服务年限一、储量工业储量： 9.14万吨。可采储量：回采率不低于

8、97%，可采储量为 8.87万吨。二、工作面服务年限工作面的服务年限可采推进度/设计月推进度374m（3.63080） 4.3（月）第二章 采煤方法该工作面煤层平均厚度为0.9m，煤层倾角2 7左右，直接顶板为十灰岩，缓慢下沉，采用倾斜长臂后退式采煤法采煤。第一节 巷道布置一、采区设计，采区巷道布置概况采区设计说明书名称为六采区设计说明书，批准时间为：2008年11月。地质说明书名称为16603工作面回采地质说明书，批准时间为2010年6月。本采区位于休城井田东南部，北以纬线3885600为界,东、南以井田边界为界，西以-300M大巷垂直下切面为界，全区近似梯形，东西长平均2Km，南北宽平均1

9、.8Km，面积约3.4Km2。采区采用盘区式分区段前进式开采。开拓大巷以-300m水平轨道巷道向南经-365m轨道下山向东布置六采区轨道上山，皮带运输巷以-300m水平皮带运输巷经-365m皮带巷经-365m轨道平巷向东布置六采区皮带运输上山，六采区轨道上山与皮带运输上山平行布置，间距25m，每100m左右布置一个联络巷。二、工作面材料道工作面下材料道断面为矩形，宽2.5m，净高2.0m，净断面积5.0m2。上材料道断面为矩形，宽3m，净高2.2m，净断面积6.6m2。两材料道的支护方式均为帮部采用锚杆木托盘支护，顶部不支护，帮锚选用等强度端头蛇形螺纹钢锚杆，规格为161200mm，间排距为1

10、0001000mm，木托盘采用250 mm400 mm50 mm（宽长厚）的木板制成。材料道主要用于工作面的进风、运料、行人、备用物料的存放。巷道内设置排水管路、供水防尘管路、运输绞车及气动钻和乳化泵站及部分供电电缆设备，同时16603上材料道为沿空留巷巷道，还将作为16605下材料道使用。三、采煤工作面运输巷工作面运输巷断面为矩形，净宽3.6m，净高2.3m，净断面积为8.28m2。支护方式为两帮采用锚杆钢梯支护，帮锚选用等强度螺纹钢锚杆，规格为161200mm，锚杆排距为1200mm，间距800 mm。运输巷主要用于工作面的回风和运煤,巷道内设置防尘管路、排水管路、安全监测设备和气动钻，以

11、及动力供电电缆、部分供电设备，在人行道的另一侧设置胶带运输机、刮板输送机。四、采煤工作面切眼巷道断面为矩形，宽2.5m，净高2.0m，净断面积5.0m2。其支护方式同材料道。附图6：工作面位置及巷道布置图 第二节 采煤工艺一、采煤工艺本工作面采用倾斜长臂后退式采煤方法，见顶见底一次采全高，循环进尺1.2m。本工作面采用炮采铲装工艺，回采工艺过程为：爆破落煤，移刮板输送机铲煤，可弯曲刮板输送机运煤，人工清理浮煤、支设单体液压支柱及人工回柱放顶，缓慢下沉法管理顶板。二、落煤、装煤及运煤方式1、落煤方式：采用ZQS-50/1.6型手持式气动钻打眼，侧式供水，人工打眼，爆破落煤。2、装煤方式：炮采落煤

12、自装、铲装和人工清理装入工作面刮板输送机。3、运煤方式：工作面采用SGB-630/55BS型刮板输送机转载至运输巷SGW-620/40T型刮板输送机，然后转载至吊挂式皮带输送机，通过六采区煤仓转载至14皮带巷输送机上，进入主井煤仓。三、炮眼布置图及爆破说明1、炮眼布置图（附图7）2、爆破说明本矿井为低瓦斯矿井，爆破材料使用国产第二系列15段煤矿许用毫秒延期电雷管，最后一段的延期时间不超过130毫秒，安全等级不低于二级的3#抗水煤矿许用乳化炸药和毫秒延期电雷管。使用FDIIOOD煤矿用电容式智能发爆器引爆。炮眼布置采用三花眼，眼深1.5米，眼距0.75米，炮眼角度7585，炮眼利用率90%，进尺

13、1.2米。顶眼装药量450g，底眼装药量450g，反向装药，封泥长度不小于0.5米，并使用水炮泥。联线方式为串联，一次起爆10炮。分组装药，分组爆破，必须一次装药，一次爆破，严禁一次装药，分次爆破。爆破安全距离不低于35m，爆破母线长度不得小于50m。3、装药结构示意图（附图8）4、装药量计算表（表六） 装药量计算表 表五项目单位顶眼底眼合计循环炮眼个数个306612装药量g/眼450炸药用量循环/公斤137.7275.4雷管用量炸药消耗定额公斤/万吨4409.58819.1雷管消耗定额个/万吨979919598四、工作面正规循环生产能力工作面每天3个循环，每循环进尺1.2m，采高为0.9m，

14、回收率为97，容重为1.26t/m3，工作面面长按229m（上面机尾留5m的煤垛），则日产煤量 2290.91.230.971.26906.8（吨）月产煤量906.880%21763.2吨工作面正规循环生产能力：W = LShrC=2291.2697302.3（吨）W工作面正规循环生产能力，t;L工作面平均长度，按229m；S工作面循环进尺，1.2m；h工作面设计采高，0.9m;r -煤的容重，1.26t/m3;C -回采率，97。第三节 设备配置一、设备配备情况1、钻眼、爆破设备（1）ZQS-50/300型手持式气动钻12部（材料道及运输巷各四部）。型 号：ZQS-50/300 额定功率：1

15、.8kW额定压力：0.5MPa 额定转矩：50N.M机 重：8Kg 额定转速：300r/min最大转矩：80N。m 空载转速：1900r/min注水压力：0.6-4.5MPa 外形尺寸（长宽高）：350332220mm空载耗气量：2.4 m3/min 噪音：90dB（A）（2）FDI100D型防爆电容式晶体管发爆器五台（打眼爆破班每班一台，两台备用）。FDI100D 额定引爆发数：100发额定负载电阻：620 输出冲量：8.7A2ms供 电 时 间：4ms 峰值电压：1800V2、运输设备（1）刮板输送机三部（其中工作面二部，运输巷转载一部）工作面刮板输送机SGB630/55BS型 电机功率：

16、55kW中间槽尺寸（长宽）：1500mm630mm.运输巷刮板输送机型号：SGW-620/40T 电机功率：40KW2620mm（2）吊挂式皮带输送机一部型 号：SPJ800 /302 电机功率：30kW运输能力：300t/h 带 宽：800mm带 速：1.63m/s 转 速：1470转/分（3）辅助运输设备选用1.0吨的矿车和叉车，牵引设备选用JD11.4型调度绞车4台和JD-25型调度绞车4台，其主要技术参数如下：型号：JD11.4 牵 引 力：9.8kN滚筒直径：224mm 滚筒宽度：304mm钢丝绳直径：12.5mm 平均绳速：0.73m/s容绳量：400m 电动机型号：JBJ11.4

17、 功率：11.4kW电 压：380660V 外形尺寸：1120mm766mm727mm型号：JD25 牵 引 力：16kN310mm 滚筒宽度：400mm15.5mm 平均绳速：1.086m/sJBJQ25 功率：25kW1438mm1217mm1255mm3、液压设备乳化泵两部，一部工作，一部备用。BRW80/20 额定工作压力：20兆帕额定流量：80升/分 曲 轴 转 速：517转/分柱塞直径：32mm 柱 塞 行 程：70mm 电机转速：电机功率：37KW 泵外形尺寸：760680432 mm 4、电气设备（1）馈电开关BKD9-400/660（1140）Z额定电流：400A 数量：3

18、台用途：工作面、材料道、皮带中间巷隔离电源（2）真空起动器QBZ60 N60A 数量：8台起动JD11.4型调度绞车和JD-25型调度绞车QCZ120120A 数量：2台起动乳化泵型号:QBZ-200额定电流:200A 数量:1台用途:起动皮带输送机型号:QCZ-200起动中间巷刮板输送机型号:QJZ-160160A 数量:起动工作面刮板输送机（3）综合保护装置型号:ZxZ84额定电压：660v/127v 数量：3台信号、照明综合保护（4）手提开关QB1-40660 数量：6台启动潜水泵第三章 顶板管理第一节 支护设计一、工作面支护设计：采用类比法进行设计。（1）、工作面支护设计参数（见表六）

19、 支柱阻力影响系数表 表六序号同煤层实测本面选取或预计1顶底板条件直接顶厚度m老顶厚度直接底厚度直接顶初次垮落步距30.83初次来压来压步距最大平均支护强度t/m29.18最大平均顶底移近量mm950来压程度不明显4周期来压8158305平时9606直接顶悬顶情况127底板容许比压MPa2.58直接顶类型类老顶级别级10巷道超前影范围M20（2）、确定支护强度依据参考面选取的最大平均支护强度Pc9.18t/m2Pc最大平均支护强度（参考面）经验计算支护强度Pj8hr81.02.620.8t/m2Pj最大平均支护强度（经验计算值） h采高 取1.0m r顶板岩石容重 取2.6 t/m3确定工作面

20、支护强度：20.8 t/m2（选取二者中的大者）P20.8t/m2（3）、设计工作面支护密度支柱实际支撑能力计算Rt kgkzkbkhkaR 0.990.9530 25.4tRt支柱实际支撑能力 k支柱阻力影响系数 kg支柱工作系数 取0.99 kz支柱增阻系数 取0.95 kb支柱不均匀系数 取0.9 kh支柱采高系数 取1.0 ka倾角系数 取1.0R支柱额定工作阻力 取30t 计算工作面支护密度n1P/Rt20.8/25.40.82根/m2 n1支护密度 根/m2 P工作面支护强度 20.8t/m2 Rt支柱实际支撑能力 25.4t/m2根据直接顶板选择支护密度根据生产技术条件，同煤层开

21、采经验和直接顶板情况，初步确定柱距：a0.75m，排距：b1.2m ，支护密度为n21/ab1/1.20.751.11根/m2根据上述计算及选择，确定柱距：0.75m，排距：1.2m，选用支护密度n1.11根/m2（4）、按底板比压验算，确定是否穿鞋单根支柱最大支撑力：PdP/n120.8/1.1118.7t/根Pd单根支柱最大支撑力 P工作面支护强度 n支护密度底板允许单根支柱最大支撑力： PySdPz2.50.007850.019625106N/根1.9625t/根Py底板允许单根支柱最大支撑力 Sd支柱底面积 0.00785m2 Pz底板允许比压 2.5MPa如果PdPy，因此需穿铁鞋。

22、（5）柱鞋直径的计算铁鞋面积S=100PdPz=10018.72.5=748cm2铁鞋的直径D=30cm因此选取直径为30cm的铁鞋即可满足需要。二、乳化液泵站（一）泵站选型及管路选型乳化泵选用XRB2B型两台，装备一箱两泵，输液管路选用高压胶管，耐压27MPa以上。（二）泵站设置位置本工作面泵站安设在16603上材料道开门点顶板稳定、支架完好、不影响运输和行人的地点。（三）泵站使用规定乳化泵和液压系统完好不漏液，压力不小于18MPa，乳化液配比浓度2%3，现场用乳化液配比仪配制，随用随配制，用好过滤器，水质要求良好，不得使用酸性水质。按要求进行定期检查、检修，并做好记录。每班用乳化液检测配比

23、仪检测乳化液浓度，每班检测三次乳化液浓度并做好记录。附图9：16603工作面供液系统图第二节 工作面顶板管理根据已采完的相邻矿井矿压观测资料，16煤顶板属类完整类顶板。本工作面的顶板管理采用缓慢下沉法。一、正常工作时期顶板支护方式1、工作面采用“三、四”排单体支柱及切顶墩柱控制顶板，最大控顶距4.68m，最小控顶距3.48m，放顶步距1.2m。2、工作面正规支柱排距：1.2m，柱距：0.75m。3、切顶墩柱每4.5m一个，沿切顶线均匀布置，以加强切顶排支护强度。4、工作面必须确保煤壁平直，伞檐长度不得大于1m，突出部分不得大于0.2m。5、支柱支设要求工作面应达到动态的质量标准化要求，确保“三

24、直、一平、两畅通”。支柱必须垂直于顶、底板支设，做到迎山有力，垂度适宜，且支到实底，初撑力不低于90KN（11.5MPa），柱、排距误差控制在+100mm范围内。所有支柱必须支设牢固，严禁支柱支在浮煤、浮矸上，必须棵棵穿铁鞋并使用木楔，以确保支柱初撑力。4、采用三角回柱法，人工回柱。 回柱必须使用卸载手把，回柱人员要在有效支柱侧操作，打好护身柱。 回柱放顶时，必须每23人一组，一人回柱，一人观察顶板及支架情况，观察人除协助回柱外，不得兼做其它工作，严禁单人独自操作。回出的柱子及时打好密集、对柱。 回料必须按由下向上，由采空区向工作面的顺序进行，严禁提前摘柱和进入采空区内作业。 工作面分段回柱，分段间距不得低于15m，且同向回柱。开口和收尾必须选择在顶板较好、支架完整的安全地点，并打上收尾支柱，做好处理工作。二、正常工作时期的特殊支护形式木垛遇断层时，断层上、下盘，压力集中区根据现场条件进行架设。木垛架设要四面见线，四角必须用木楔打实，严禁支设在浮煤浮矸上。木垛规格：1.2m，木垛料为1.20.20.2m的方木。对柱切顶排支柱棵棵支设对柱，即回柱放顶时，将回出的支柱以对柱的形式支设在新切顶排上（支设顺序为采空区、煤壁），使切顶排在最小控顶距时为对柱支设。工作面溜头、溜尾3m范围内支柱