1112采煤工作面作业规程技术措施Word格式文档下载.docx

1、2、煤层顶底板：K7高炭煤层顶板为灰色砂岩，局部地段为炭质页岩，厚度为0.200.30m，个别地段厚度为1.0m左右，形成伪顶，直接顶为粉砂质泥岩，老顶为厚层砂岩。煤层底板为岩屑砂岩，无底鼓和膨胀现象。顶板岩体结构属整体连续层状结构，岩质类型属中硬坚硬岩，围岩类别为类围岩，稳定程度为基本稳定。局部存在掉块、掉渣现象，回采中加强支护，以防止坍塌。3、水文地质：（1）、地表水：区内年平均降水量1085mm。矿区地表水主要是大气降水，受大气降水的控制。大气降水主要以片流或径流方式沿低凹地带快速排泄，少部份沿岩石风化裂隙渗入地下成为地下水。矿区地表水体主要是矿区范围内及其附近修建有大小不等的蓄水堰塘，

2、水深13m，水量主要靠大气降水补给，受大气降水控制。但蓄水堰塘多修于须家河组泥页岩或粘土岩之上，隔水性好，不易渗漏，对矿井开采影响不大。（2）、矿区地下水与区域水文地质背景相似。含水层主要是砂岩，隔水层主要为泥（页）岩，各含水层间几乎没有水力联系，主要表现为承压和自流，地下水类型以砂岩裂隙水为主，砂岩孔隙水次之。我矿主采K7高炭煤层，其上还有多层隔水层，地层倾角较小，地下水补给受到限制，导致矿井涌水量很小，仅有少量侵水、滴水，现矿井正常涌水主要为碗厂煤矿揭开点，水量为11m/h，直接排入水仓排出。总之，矿区内地表径流条件好，含煤地层含水性差，矿井范围内无断层和岩溶水存在，矿井涌水量较小，按照矿

3、井水文地质报告的划分，矿井水文地质条件属简单类型。4、瓦斯、煤尘、火：本矿属瓦斯矿井，无瓦斯、煤尘爆炸危险，未发现煤层突出和自燃现象，回采过程中仍然要加强通风瓦斯管理。5、储量及服务年限（1）储量：该工作面倾斜长540m，走向长度200m，煤层平均厚度0.6m，工业储量约86790吨。根据以上情况，可采储量约83970吨。（2）工作面服务年限该工作面倾斜长度是540米，可采倾斜长520m，煤层平均厚度0.6米，月推进25m，月生产能力4220吨，可服务约24个月。第二章 采煤方法、回采工艺流程一、采煤方法，回采顺序1、采煤方法：采用倾向长壁后退式采煤法，采煤工作面用JM-50型截煤机在煤体中掏

4、槽，放炮落煤，人工铲煤。2、回采顺序：先采南帮，后采北帮，保证南帮滞后北帮3-5米内。二、采高的确定根据煤层平均厚度为0.60米，含矸厚度及工作面地质构造，确定采高为0.8-1.2米，选用DW-100-16型外注式单体液压支柱配DJB1000型绞接顶梁，一次采全高，不留顶、底煤。三、回采工艺流程1、落煤采用JM-50型截煤机沿底板截割掏槽，截深1.0米，放炮辅助落煤。采用MZ-12型电煤钻打眼，瞬发雷管，二级煤矿许用乳化炸药，15段毫秒延期电雷管，放炮距离：直线大于100米，转角大于70米，在运输顺槽及上、下回风巷中可能进入或接近作业地点的位置派人安设警戒，警戒距工作面的距离应大于放炮距离（放

5、炮地点必须是支护完好且工作人员必须有可靠的掩护）。截煤机只是起到煤体中掏槽的作用，放炮是落煤的主要手段，其效果好坏直接关系到采面的安全生产和煤炭质量，其炮眼布置有关参数如下：A、压炮眼布置压炮眼布置在幺炭层内，其眼深为1.1米，眼距2m,其垂直在幺炭层内，其垂直方面与水平面成70-80度，每个炮眼装1-1.5条药，每个炮眼封泥长度不小于0.6米。B、机窝炮眼布置机窝长度为5米，上、下帮共计10米，机窝炮按双排眼布置在煤层中，上排眼距顶板0.2米，下排距底板0.6米，眼深为1.1米，眼距为1.5米，竖直角60-70度，每个炮眼装药量为1.5-2条，炮眼封泥长度大于0.6米，布置方式同压炮。C、砂

6、炮布置采空区顶板管理采用局部充填法，砂墩宽2米，间隔3米布置一条砂墩。需在砂套内采空区侧打砂炮，砂炮定在顶板岩石内，眼深为1.2米，眼距0.8米，仰角60-70度，每眼装药量为1.0-1.5，封泥长度大于0.6米，每个砂套内可布置1-2个炮眼。D、爆破说明钻爆器材：使用MZ-12型煤电钻打眼，MFB-50或MFB-100型启爆器，二级煤矿许用乳化炸药，15段毫秒延期电雷管。爆破方式：“分次装药，分次爆破”。装药时只能装一次性能启爆的炮眼个数，严禁将其余炮眼装上药，即装有药的炮眼必须一齐启爆，严禁将装有药的炮眼不启爆。必须坚持“自联自拉”，严格执行“三人联锁”和“一炮三检”等放炮制度。预期爆破效

7、果回采工作面爆破说明书，见表一回采面预期曝破效果，见表二表一 1112回采工作面爆破说明书项目炮眼名称眼数（个）眼深（米）倾角（度）装药量（kg/个）封泥量（m/个）循环消耗说明炸药（kg）雷管1压炮851.1-70-800.40.734倾角：向上为正，向下为负。2机窝炮24-60-709.63砂炮380.8+607017.24合计17660.81375瞬发雷管或15段毫秒延期电雷管6炸药类别二级煤矿许用乳化炸药7联线方式大串联，南北分段、分次8一次起爆个数159装药结构正向10放炮顺序顺炮11煤层硬度F2412炮眼间距压炮间距2米，机窝炮间距1米。13炮眼布置方式机窝炮布置2排，压炮布置单排

8、炮。表二 回采面预期曝破效果序号 名 称数 量序 号名 称单 位炮眼利用率90循环雷管消耗量发109正规循环率100炸药单位消耗量Kg/t0.17循环进度m1.0雷管单位消耗量发/t0.31循环爆破煤（岩）体t352循环炮眼总长度循环炸药消耗量Kg月 产 量51452、装煤运输方式装煤方式：人工装煤。攉煤前首先进行敲帮问顶工作，找净煤壁伞檐、松软煤块及顶上危岩等，保证在顶板安全条件下攉煤，对顶板破碎处，还必须在破碎地段先打上临时支柱，在安全的条件下攉煤。攉煤时在支护良好情况下进行，攉出一支护位置时及时进行支护，严禁空顶作业。运输方式：采面内采用SGD-320/20型刮板运输机运煤，上、下帮各为

9、一台，运输顺槽内采用SGD-420/30型刮板运输机，装车通过+330m水平运输巷机车运输到井底车场。支护：攉出一支护位置时及时进行支护，支柱初撑力必须达到要求，支护平直，若出现顶板不平整时，需加垫木接顶，保证支护有力。端头按特殊支护要求进行，即机头“四对八梁”，机尾“两对四梁”。回采主要工艺流程：检查工作面安全（有隐患及时处理） 截煤机截糟 打眼 装药放炮 处理安全（找净邦顶危岩活石、掺好临时支护） 攉煤、支护、充填、回柱。3、主要机电设备见表三：表三 主要机电设备配备表设备名称型号数量备注截煤机JM-50C台南、北帮各1台刮板运输机SGD-420/20SGD-420/30工作面运输巷乳化泵

10、站XRB2B（A）1台工作1台备用隔爆自动馈电开关DW80-350主线路控制隔爆真空馈电开关KBZ-400隔爆磁力起动器QC83-88N用于溜子综保ZBZ-2.5煤电钻2台高压真空配电装置BGP9L-/6AK矿用变压器KS9-315/6隔爆真空起动器QBZ-120N截煤机2台，乳化泵1台4、作业方式及循环作业形式作业方式：采用“三、八”作业制。循环形式：采用“两准一采”即一昼夜一循环的循环方式，循环进度1.0米。一班为攉煤班,主要工作是攉煤、支护。二班是移溜班，主要工作是截煤、移溜、保砂、回柱、护巷等。三班是放炮班，主要工作是打眼放炮。5、工人出勤表及循环作业图工人出勤表见表四。表四：工人出勤

11、表班次人数工种早班中班夜班截煤工南北各2人。开机、执机、拖电缆、打牵引等移溜工按循环进度移溜，达到平直稳巷道维修工负责回采平巷的维护攉煤工36攉煤、掺柱等溜子工开溜子和皮带、收溜边浮煤打眼放炮工打眼、放压炮、砂炮、机窝炮电钳工攉煤班、截煤班电钳工各1人队长（带班长）采煤班带班长和队长各1人装煤工4462出勤率达85%，员工编制73人。循环作业图表按照安全检查截煤打眼放炮安全检查攉煤支护移溜饱砂回柱顺序合理安排工作时间。第三章 生产系统一、 运煤系统1112采面+139m水平运输大巷主斜井地面。二 、运料系统地面主井料场主斜井+139m水平运输大巷1112运输巷1112采煤工作面 。 三、 通风

12、系统1.新鲜风：主斜井（主井）+139m水平运输大巷1112工作面运输巷工作面东西两翼2.污风：工作面东西两翼+139m水平回风巷矿井总回风巷斜井地面四、 防尘供水系统 地面防尘水池人行斜井+139m运输大巷1112运输巷采煤工作面五、供液系统（乳化液泵站）1112皮带绕道乳化泵站1112运输巷1112东西工作面六、隔爆系统在1112运输巷、上下回风巷内安装隔爆水棚。水棚数量,设1个隔爆水棚区水棚的水量不得少于750升。隔爆水袋的悬挂必须符合有关规定。七、供电系统工作面用负荷有：2台乳化泵37KW（1台工作,1台备用）已安装，1112工作面, 2台MZ-12型1.2KW煤电钻，工作面2台SGD

13、320/20型20KW电溜子，2台JM-50型50KW截煤机，运输巷2台SGD420/30型30KW电溜子，共计206.4KW。所需电源由井下139中央变电所供给。参见附图四:1112回采工作面供电系统示意图。八、通讯系统在1112工作面运输巷口和1112工作面运输巷最后1台大溜子机头各设置一部电话，该电话直通煤矿调度室。九、瓦斯监控系统工作面进、回风瓦斯监测探头139中央变电所瓦斯监测分站地面瓦斯监控中心。采煤工作面瓦斯监控探头布置图，见附图。图中：断电瓦斯浓度：T1、T2、T3、T41.5%。断电范围：T1、T3采煤工作面中全部电气设备，T2、T4采煤工作面及其回风巷中全部电气设备。复电浓

14、度：T1、T2、T3、T41.0%。十、压风自救系统地面风井空压机房人行斜井+139m运输大巷1112运输巷、1112东西回风巷压风自救装置安设要求：回风巷安设在距采面回风巷上安全出口以外2540m范围内设置一压风自救装置，其数量应比该区域工作人员数量多2台；进风巷在距采面下安全出口以外50100m范围内设置一组压风自救装置，其数量应比该区域工作人员数量多2台；工作面回风巷反向风门外放炮警戒位置设置一组压风自救装置，其数量为58台。安装地点应在宽敞、支护良好、没有杂物堆积的人行道侧，人行道宽度应保持在0.8m以上，管路安装高度应距底板0.5m，便于现场人员自救应用。第四章 顶板管理一、采场支护

15、密度的确定1、采场负荷按8倍采高载荷来确定支护密度Pr=8m.r.cosa=81.02.59.8cos30=159.6KN式中：Pr采场支护强度 m直接顶厚度 r顶板岩石容重2、支柱实际支撑能力Rr=KBKZKGRB=0.850.950.9300=218.03KN Pr采场支柱实际支撑能力KB不均匀系数取0.85KZ增阻系数 取0.95KG工作系数 取0.9RB支柱工作阻力， 单体液压支柱RB =300KN 支护密度n=0.73根/m2 二、采场排距、柱距的确定1、最大、最小控顶距离截煤机截深在1.米，采用“三、四” 控顶，最小控顶距为3.4米，最大控顶距离为4.4米。工作面采用单体压支柱配绞

16、梁齐梁齐柱支护，柱距为0.8米，排距为1.0米。其中端头支护柱距为0.6米,长为上下端头各6米。2、支护强度验证支柱数量 200.64+1900.84=1083（根）注:工作面长度为210米.支护密度1083/（4.4210）=1.17根/m）大于设计允许密度0.73根/m，符合要求。（3）工作面支柱绞梁配置工作面备用支柱配置67套，运输顺槽超前支柱采用2.3米单体液压支柱，配置60根。所以工作支柱总数为1060根，其中，工作面单体液压支柱1000根， 2.3米的支柱60根，绞梁1060根。备用支柱、绞梁及备用木料（长1.2m左右，100根）堆码在距工作面50米左右的运输顺槽及上下回风巷中，备

17、用材料必须堆放整齐并挂牌，但不得影响行人和材料运输。综上所述，该工作面顶板管理采用单体液压支柱配绞梁齐梁齐柱支护，采用局部充填法管理采空区采顶板；支护柱距为0.8米，排距为1.0米，其中端头支护柱距为0.6米；采用“三四”排控顶，即“见四回一”。放炮放炮崩倒、崩斜的必须及时恢复。严禁空顶作业。最大控顶距离4.4m最小控顶距离3.4m。3、支设支柱：挖好柱窝，用注液枪冲洗支柱注液口，一人扶支柱和钢梁，另一人持注液枪卡在支柱注液口上，打开注液手柄向支柱注液升柱至活柱不再上升为止，顶板不平处，必须用坑木接顶。支设支柱前，应先开启乳化泵，其压力应符合安全质量标准化要求。各班乳化泵开启压力必须一致，以使

18、支柱均匀受力。必须选用与采高相匹配的液压支柱，严禁掺死柱。三、工作面运输巷溜子回撤及密闭工作面运输巷溜子机尾滞后北帮工作面机头距离大于4米，即滞后三节中部槽即须缩溜，并人工回撤巷内支架。缩溜时应将机尾处浮煤收净后缩溜，回撤支架做到支柱、坑木、挂钩回收干净后，并及时封堵，防止瓦斯进入工作面。四、超前支护及巷道文明1、超前支护：运输顺槽至煤壁20米范围内加掺2排支柱加固；上下回风巷至煤壁20米内支架完整，并在原棚梁下面（靠采面三分之一处）掺一根直径不小于140mm的木支柱或液压支柱，局部顶板破碎地方还应加掺带帽点柱；及时回撤采后巷支护。回撤时，必须先掺临时支护，并有人监护；回柱前，必须先加固临近支

19、护；必须使用长柄工具，确保安全。2、巷道文明：运输顺槽、上下回风巷内支架完整，无空帮空顶，及时找净危岩片帮；巷道无积水，无浮矸杂物，材料、设备堆放整齐，开关必须上架；管线吊挂整齐并悬挂标志牌，符合有关规定；巷道净高不低于1.8米（超前支护段不低于1.60m），并保持有至少0.7米宽的人行道。因采动影响，人行道高度宽度不够的，必须安排处理。五、特殊支护措施1、工作面初次来压、周期来压措施工作面开采前，开切眼内支柱排、柱距符合要求，上齐两排支柱，将原来的木支柱替换。然后放小炮调直工作面。在工作面初次来压、周期来压期间，支柱柱距为0.7米，保证支柱有3-5度迎山角，迎山有力。如果工作面顶板下沉量及下

20、沉速度较大，有发生大面积冒顶危险时，应立即停止工作，撤出人员，待压力稳定后进行处理。在初次来压或周期来压期间，可适当减少截齿座，减小推进度，缩小控顶距离。2、过断层、有伪顶、煤层变薄措施该工作面在回采过程中，如遇到小断层，可采取放小炮硬过。过断层时，柱距缩为0.5米或加掺丛柱，以加大支护密度，并沿煤帮每隔1.4米打上一根贴帮柱，顶板背接牢实。另外，断层附近顶板较破碎，必须及时支护。测量组应搞好采煤工作面地质预测预报工作，如果工作面有落差超过1米的断层或其它恶劣地质条件，工作面通过确有困难的，必须提前1个月向有关部门汇报，以便采取措施解决。如工作面出现伪顶，可采取如下措施解决:加大支护密度；工作

21、面压炮布置在离煤层顶板在0.5米左右，尽量放小炮，不破坏伪顶；适当缩小工作面控顶距离；加竹笆折背顶等。如果伪顶垮落，一方面，在支柱顶梁上用木料尽量接顶，控制伪顶的继续垮落，另一方面，可留一层顶煤将伪顶投起。工作面若遇煤层变薄，应缩小柱距到0.5米，并及时调整支柱型号，防止将支柱压成死柱，充分发挥单体液压支柱的作用。若遇顶板下沉或底板突起，可打底板或敲天棚，保证工作面“三直，一平，三畅通”，并有足够的通风断面使风路畅通。采面过地质构造时，应加强顶板管理，并指定专人负责。3、采煤工作面端头支护措施 1）端头支护柱距定为0.6m，支护长度为上下路口各6米。2）如果工作面端头顶板破碎或垮得过高，能架台

22、棚的必须架台棚支护，必须使棚梁受力均匀。同时棚梁上必须绞架接顶。架棚前，必须先使用长柄工具敲帮问顶，清除顶帮活石、危岩和片帮。在处理安全时，必须安排有经验的老工人担任，并有人监护，确保安全。3）棚的间距不得大于0.8米，棚下净高不得小于1.8米，人行侧宽度不得小于0.7米。4）端头支护不得影响工作面电溜子运输，并保证安全出口安全畅通。5）端头支护，采煤队必须指定专人重点负责，安监员监督。4、工作面机头机尾特殊支护，工作面电溜子机头使用机头满足“四对八梁”、机尾满足“两对四梁”“两对四梁”，顶梁交错1.2m，其中一根梁端至煤壁的距离为400mm，梁间距为150mm，对与对的间距（中-中）800m

23、m，交替前移（迈步）步距为2m,使溜子机头在撤移过程中都有可靠的支护。由于机尾是拆卸式的，机尾前移不需要回撤支护，所以，机尾不采用特殊支护。电溜子机头必须掺3根压柱，机尾必须掺2根压柱，压柱应使用液压支柱，能挑绞梁的必须挑绞梁，不能挑绞梁的掺带帽点柱，巷道较高处可用木支柱作压柱，但必须掺设牢固。5、砌筑砂墩措施（护巷砂带和工作面保砂） 1）采空区顶板采用保砂带局部充填法管理顶板，砂墩宽2米、间距3米2）工作面运输巷护巷砂带宽3米，1112东回风巷护巷砂带宽3米，沿工作面运输巷两侧及南回风巷侧保砌。3）准备好所需工具，工作前应进行敲帮问顶，发现不安全因素，立即处理。4）用大块矸石砌墙，小块嵌缝隙

24、，其余的砂充填砂墩内部，做到见底封顶，饱满严实，紧密，四楞上线，不自塌，压不垮。如果大块砂较少，应装入砂袋内砌墙。5）砌砂墩处，底煤、坑木收干净，不准用木料、煤炭等作充填物。6）搬运矸石和砌砂墩时，要随时注意顶板和四周，避免相互碰撞伤人。7）每个砂套子内必须保证至少1根木支柱，用作在砂套子内取砂或保砂时的防身支柱，木支柱的长度必须与工作面采高一至，其直径不得小于0.15米。8）不准进入采空区内取矸石，如果必须进入采空区放炮或取矸石时，要按下列规定执行：A、从外向里，先问顶，打上临时柱，并与工作面支护联通，在有支护的安全情况下取出矸石，必要时必须掺上防身支护。B、取砂处较高或有安全威胁时，必须有

25、班组长或有经验的老工人在场进行监护。C、如果砂量不够，采用放炮取矸石时，要采用打浅眼，少装药，放小炮办法进行。D、打眼放炮都要检查瓦斯浓度，严格“一炮三检”和“三人连锁放炮”制，放炮前必须撤人和由班组长派人安设警戒。9）砂墩保好后，要清理工作地点，未用完的矸石堆放在空处，以备用。6、1112回风巷维护管理1）巷道维护断面要求。采面后30m范围内，巷道净断面不得小于3.24m2，即宽1.8m,高1.8m。保证断面的主要方法是落底。2）护巷方法落底保砂护顶。落底可超前工作面12m。巷内垮砂、落底的砂装入砂袋，码砌成砂墙，用来替换采空区靠工作面一侧的柱腿。砂墙应砌到实底，严禁在砂墙下垫砂；允许砂墙有

26、12的倾斜，以确保其受压时的稳定性；巷道垮的较宽处应砌两排或多排砂墙，不得采用砂墙后充填细砂；砂墙应相互绞接，以提高其稳定性。总之，砂墙必须砌筑牢固结实，压不垮，不自塌。落底替柱前，前后几担支护必须加固，并找净危岩片帮。整个替换工作，必须有人进行安全监护，发现问题，必须及时处理。多余的砂，可保入工作面采空区。砂墙每6米留一个1米宽的空间，用于保砌该巷在今后较长时间内的漏砂、片帮等。护巷砂带。加强采后巷的维护管理。采后30米内的断梁折柱必须处理；顶梁上伪顶漏空，必须用木料绞架接顶；巷内垮砂、片帮、采后巷底臌的砂，应及时落底运走，以保持巷道有效断面。六、顶板管理支护说明书（见表五）表五 顶板管理支护说明书顶板管理方法局部充填法最大控顶距4.4米最小控顶距3.4米初次