工作面作业规程标准版.docx

1、工作面作业规程标准版石壕煤矿工作面回采作 业 规 程采 面 名 称 E1825综采工作面 编 制 唐 少 华 审 核 李 志 益 总 工 程 师 何 明 川 2008年2月20日规 程 会 签 栏编 制唐少华 2008.2.20机电副总已修改 范永恩 2008.3.3施工队同意 马仕平 2008.2.20生产副总同意 樊远长 2008.3.3生产科同意 李志益 2008.2.28安全副总同意 王 伟 2008.3.3地测科同意 杨小平 2008.2.28生产副矿长同意 徐在强 2008.3.3通风科同意 张大新 2008.2.28安全副矿长同意 陈 军 2008.3.3机运科同意 黄小余 20

2、08.2.28总工程师同意 何明川 2008.3.3安监处同意 刘孝凡 2008.2.28 评审意见：目录编制依据 (4)附图(5)第一章 工作面概况 (6)第一节 工作面位置及相邻关系 (6)第二节 工作面地质条件 (6)第二章 主要生产安全系统 (8)第一节 运输系统 (8)第二节 通风、抽放、监测、防尘、灌浆、消防系统 (8)第三节 供电、供（排）水、供风、通讯系统 (11)第三章 采煤方法及回采工艺 (12)第一节 采煤方法及回采工艺 (12)第二节 设备配备 (13)第三节 顶板管理 (14)第四章 施工组织与主要技术经济指标 （16)第一节 作业形式 (16)第二节 循环方式 (1

3、6)第三节 劳动组织 (17)第四节 主要技术经济指标 (17)第五章 安全质量标准化管理 (18)第一节 安全质量标准 (18)第二节 煤质管理措施 (21)第六章 安全技术管理措施 (21)第一节 一般规定 (21)第二节 安全技术管理措施 (22)第三节 灾害防治措施 (35)第四节 安全组织保障措施 (36)编 制 依 据1. 煤矿安全规程2006年版2. 重煤集团安全质量标准化标准及考核办法（试行）200664号3. 松藻煤电公司关于印发加强顶板管理若干规定的通知2007250号4 松藻煤电公司关于印发加强顶板管理补充规定的通知2007336号 5. E1825工作面回采地质说明书6

4、. E1825工作面设计7. 石壕煤矿岗位责任制及各种操作规程8. 凇藻煤电公司矿井风量计算办法（2007）144号 附 图1. 附图一: E1825工作面平面图及周围巷道关系示意图2. 附图二: E1825工作面巷道素描示意图3. 附图三: E1825工作面煤岩层综合柱状图4. 附图四: E1825工作面运输、通讯、照明系统图5. 附图五: E1825工作面通风、防尘、监测系统图6. 附图六: E1825工作面供电系统图7. 附图七: E1825工作面设备布置示意图8. 附图八: E1825工作面采场支护平、剖面示意图9. 附图九: E1825工作面正规循环作业图10. 附图十: E1825

5、工作面避灾路线示意图第一章工作面概况第一节工作面位置及相邻关系一、工作面位置E1825工作面位于羊叉滩背斜东翼，属东翼区。该工作面东以东翼富水线为界；西以6#煤层轴部巷保护煤柱为界；南面8#煤层尚未布置工作面；北面为E1824综采工作面采空区。地表位于石壕镇高山村，由西向东地名：沙坝沟、白沙井、牛滚凼一带，多为坡地，无大型建筑和大的水体，有民房、水田及小型堰塘。地表高程在+735.0 - +847.6m之间，8#层埋深在+403.2- +464.5m之间。二、相邻采面及相邻关系该工作面对应上部为为E1624南工作面及E1625工作面采空区。该工作面东为东翼富水线；西为6#煤层轴部巷保护煤柱；南

6、面8#煤层尚未布置工作面；北面为E1824综采工作面采空区。三、采面规模具体见表一表一：采面规格及储量表走向长（m）倾斜长（m）开采面积（m2）煤厚（m）容重（t/m3）总储量（万t）回采储量（万t）生产能力（t/h）可采期（月）200384-501885000.70-3.4040401.534.233.24505附图一：E1825工作面平面图及周围巷道关系示意图第二节工作面地质条件一、煤层构造该区域煤层结构简单，煤层倾角111，平均7。煤厚2.20m2.90m，平均煤厚2.58m。黑色，金属光泽，以亮煤为主，块状。在煤层增厚及构造地段，煤层较松软，呈粉末状或鳞片状。在煤层变薄地段，煤的硬度增

7、加，灰份增高。8#煤层为中灰、富硫、中高发热量，特低磷无烟煤。二、地质构造根据E1825机巷、回风巷及切割巷所揭露的地质资料，机巷、回风巷及切割巷共揭露断层11条，落差1.0m以上的有7条。其中切割巷所揭露的f2、f3断层，预计将从切割巷延伸至机巷，影响工作面96m（工作面倾斜长）左右。机巷揭露的f8、f9与f11三条断层，由于落差较大，对工作面回采将产生较大的影响。另外，f7断层的下盘以及f11断层的上盘，煤层均出现薄化，最薄处只有0.70m左右，工作面回采至此段时，建议适当降低采高。断层位置见E1825工作面巷道素描示意图和表二。表二：机、回风巷及切割巷揭露断层统计表构造名称走向（度）倾向

8、（度）倾角（度）性质落差（m）对回采的影响程度f130567正0.90对回采有影响f230327逆2.30对回采有较大影响f331260正1.10对回采有较大影响f434542逆0.60对回采有一定影响f530958正1.20对回采有影响f630367逆0.80对回采有影响f712775逆1.50对回采有较大影响f811565正1.50对回采有较大影响F911565正1.50对回采有较大影响F1013623逆0.70对回采基本无影响F1129540正1.60对回采有较大影响附图二：E1825工作面巷道素描示意图三、顶底板岩性(一) 顶板：8#煤层伪顶为黑色砂质泥岩，直接顶为灰色细砂岩，老顶为灰

9、黑色砂质泥岩。(二) 底板：直接底为浅灰色粉砂岩，老底为灰色细砂岩。(三) 工作面周期来压：周期来压不明显。附图三：E1825工作面煤岩层柱状图四、水文地质E1825综采工作面对应地表无大型水源，有少量水田。主要水源为上部6#煤层E1624南工作面及E1625工作面采空积水区。E1825综采工作面最低处为切割巷与回风巷交点附近，现正在由瓦斯巷向E1825切割巷最低处施工放水孔。开采前，必须先施工探放水孔处理上覆6#煤层采空积水。开采后工作面排水路线：采空水通过放水孔流入下部瓦斯联络巷，自流入东翼区水仓，由东翼区水仓泵排入南二运输大巷后自流入中央水仓，再由中央水仓用水泵排到地表。五、瓦斯地质8#

10、煤层具有煤与瓦斯突出危险，在断层附近及煤层增厚变薄地段，由于顶板较破碎，裂隙发育，裂隙内储藏的游离瓦斯和煤层本身的吸附瓦斯含量较高，瓦斯涌出量将增大。六、煤层物理性质1、8煤层属二类自然发火倾向煤层。最短发火期为60天。2、8煤层属高变质无烟煤，产尘量大，煤尘飞扬，具有爆炸危险性。危及安全影响职工身体健康。第二章主要生产安全系统第一节运输系统一、工作面运煤系统E1825工作面E1825机巷E1825机巷穿层上山E1825溜煤眼南二皮带运输大巷千吨煤仓南区新皮带运输大巷卧式煤仓皮带斜井白岩地面煤仓。二、工作面材料、设备辅助运输系统材料、设备辅助运输方式为矿车（花车、平板车）运输。副立井主石门 运

11、料系统：材料及设备由地面 南区运输大巷 副斜井南三角 南二小斜坡南二皮带运输巷南二总回风巷E1825回风巷、E1825机巷南二材料上山南二总回风巷E1825回风巷、E1825机巷附图四：E1825工作面运输、通讯、照明系统图第二节 通风、抽放、监测、防尘、灌浆、消防系统一、工作面通风系统该工作面采用“U”型通风方式，新鲜风流从工作面机巷进入采面，污风从回风巷进入总回风巷。具体为：1、新鲜风：主、副斜井南区运输大巷南二皮带大巷E1825机巷进风巷E1825机巷。2、污风：E1825工作面E1825回风巷南二区总回风巷S1613上下瓦斯巷S1614上下瓦斯巷N1715上中瓦斯巷北三集中回风下山北风

12、井地面。3、采面风量计算1) 按瓦斯涌出量计算Q采100QCH4K采通100(4.335.33)1.5649.5799.5 m3/min取Q采650 800m3/min2) 按工作面最多人数计算Q采4N445=180 m3/min3) 按工作面温度计算Q采60VS600.93.4183.6m3/min4) 工作面风量配置为650-800 m3/min。4、工作面风量验算根据煤矿安全规程规定，回采工作面最低风速为0.25m/s，最大风速为4m/s，因此有：Q采低0.2560S=0.25607.70=115.5m3/minQ采高4.060S=4.0604.68=1123.2 m3/min式中：7.

13、70-机巷断面，m2 ； 4.68-工作面断面，m2；根据计算，该工作面配风量为650-800 m/3min，在生产过程中，根据实际情况进行调配。二、瓦斯抽放系统E1825工作面对应上部为6#层E1624S、E1625工作面采空区，已受到保护。因此，该工作面为无突出危险性工作面。三、瓦斯监测系统1、瓦斯监测系统：附图五:E1825工作面通风、防尘、监测系统图。2、选用KJ-90型瓦斯监测系统，在工作面进、回风巷分别安设KG9701型甲烷传感器，分别与KFD-3型分站相连进行瓦斯监测，其设置地点、报警浓度、断电浓度、复电浓度和断电范围具体见表三表三：工作面瓦斯报警浓度、断电浓度、复电浓度和断电范

14、围表名称设置地点报警浓度断电浓度复电浓度断电范围T1E1825工作面（距工作面煤壁10m内的回风巷内）1.0%CH41.5%CH41.0%CH4（人工复电）进、回风巷、工作面内全部非本安型电气设备T2距全风压风流汇合处10m至15m处1.0%CH41.0%CH41.0%CH4（人工复电）回风巷、工作面内全部非本安型电气设备T3隅角风帐外0.5m至1.0m处1.0%CH41.5%CH41.5%CH4（人工复电）同“T1”一样T4距工作面进风口10m至15m的进风巷内0.5%CH40.5%CH40.5%CH4（人工复电）进风巷全部非本安型电气设备四、防尘系统1、综合防尘系统：具体详见附图五：E18

15、25工作面通风、防尘、监测系统图2、在工作面机巷和回风巷分别靠巷道北帮和南帮各安设一趟直径为50mm防尘水管,通过在防尘水管上及指定位置安设设施形成防尘系统。3、机巷每隔50m安设一个直径50mm防尘消防水栓，回风巷每隔100m安设一个防尘三通闸阀。4、机巷距工作面50m内和机巷入口50m内各安设一组防尘净化水幕；回风巷距工作面50m内及距全风压风流汇合处50m内各安设一组净化水幕。5、采煤机采用内外喷雾系统，各转载点进行喷雾洒水,并做到无水不作业。6、各转载点必须安设防尘洒水装置。7、各转载点运转工负责下班前转载点前后20m范围内的浮煤积尘清扫干净。8、定期清扫巷道、开关、电缆、支架等设备上

16、的粉尘，防止煤尘飞扬，采机无水严禁割煤，并严格管理和维护。9、搞好个体防护，坚持配戴防尘口罩。10、隔爆设施：工作面机巷和回风巷距工作面煤壁60-200m段，按200Lm2规定安设隔爆水棚，加注水，设置隔爆水棚管理牌，并严格管理。五、灌浆防火系统1、皮带机头、机尾、变电站必须各配备不少于2台干粉灭火器。2、在溜煤眼附近设置一个消防水箱，存放水枪1把，消防水带20m。3、若采空区出现发火隐患，按防火措施及时处理。4、井下发生火灾时，严格按煤矿安全规程中的第244条规定执行。第三节 供电、供（排）水、供风、通讯系统一、供电、供水、供压风系统1、供电线路：白岩坪子变电所井下中央变电所南二区变电所E1

17、825移动变电站E1825机巷、回风巷E1825工作面。2、供水线路：白岩700吨水池副斜井南区运输大巷E1825回风巷、E1825机巷E1825工作面。3、供（压）风线路：白岩压风机房副斜井南区运输大巷E1825回风巷、E1825机巷E1825工作面。二、排水系统排水：由于工作面为仰斜开采，切割巷与回风巷的交点是E1825工作面的最低点，为消除生产过程中水患对采面的安全威助，已由东翼边界瓦斯巷向E1825工作面最低点位置施工了两个放水孔，并向上部E1624、E1625工作面采空区施工探放水孔。正常情况下：E1825工作面、机巷、回风巷积水、采空区水工作面最低点放水孔东翼边界瓦斯巷东翼水仓中央

18、水泵房白岩地面。特殊情况下：制定针对性的排水措施。三、通讯及照明系统1、程控电话通讯：矿调度室副立井主石门南区运输大巷南二总回风巷E1825皮带机头（溜煤眼）移动变电站机巷桥转机头。2、工作面扩音电话通讯：分别在皮带机头（即溜煤眼）、移动变电站、桥转机、机头及工作面安设扩音电话通讯。3、照明：各胶带输送机机头、溜煤眼、移动变电站处安设防爆日光灯照明。附图六：E1825工作面供电系统图第三章采煤方法及回采工艺第一节采煤方法及回采工艺一、采煤方法：E1825工作面为倾斜长壁后退式采煤法，装备为综合机械化采煤。二、回采工艺E1825工作面为综合机械化采煤工作面，其基本工艺有破、装、运、支、控五项，辅

19、助工艺有设备维护、两巷回撤、运送物料等。1、破煤方法：（1）采用MG-150/375-W型双滚筒采煤机双向割煤，斜切式进刀，一次采全高。采高控制在2.0-2.8m。（2）工艺流程：端头斜切式进刀、返刀割三角煤、进刀端头支护割煤移架推溜人工清理浮煤。（3）工作面实行追机作业，移架滞后采机3-5m，推溜滞后采机15-20m，人工清理浮煤滞后推溜10-20m。顶板正常移架滞后采机不大于5m，当顶板破碎、垮顶、片帮、压力大时，必须及时停机、停溜，移架支护顶板，否则停止割煤。（4）机头、机尾斜切进刀长度控制在15-25m，待端头支护搞好，拉架支护跟拢后再开机正常割煤。2、装煤（1）利用采煤机滚筒和犁煤板

20、的自装作用，把煤装入工作面刮板运输机中，人工清收后山浮煤，并滞后推溜10-20m。（2）煤壁内浮煤因工作需要一定要清收时，必须在移好支架，支护好顶板，经检查帮顶无安全隐患后方可进入煤壁作业。当顶板破碎、片帮、压力大时，必须停机、停溜，处理好安全，背接好顶板，打好临时贴帮支柱后，方可进入煤壁清收浮煤。3、运煤工作面使用SGZ630/400型刮板运输机运煤，机巷采用ZGD630/75型桥式转载机运输及DSJ-80-2X75、SD-80、DSP-1040型胶带输送机运输至E1825溜煤眼。4、工作面支护（1）工作面采用QYS1700-14/31型掩护式液压支架支护顶板，本架手动操作。液压支架中心距为

21、1.5m（液压支架宽1.5m），架间距为0m，端面距0.34m。（2）工作面上下两端头（即两端头普采段）采用2.5m（或适应采高规格单体）单体液压支柱配合3.2m兀型钢梁成对、错梁、齐柱、迈步支护顶板。成对梁间距不大于0.8 m，对梁内间距0.2 m，排距0.55 m。兀梁距工作面液压支架边沿和巷道支架梁头均不大于0.3m，在成对兀梁之间的切顶线位置掺打一根切顶挡矸支柱。5、顶板管理采用全部垮落法管理顶板。三、其它说明1、采高控制在2.0-2.8m，不留顶底煤，不割顶底板矸石。当煤厚小于2.0m时，采取破底不伤顶的原则。2、生产过程中控制好采场,保持采面溜子（支架）不上串下滑。3、工作面上下端

22、头进刀时，煤壁前方必须取掉巷道（工作面侧）梯形支架的腿子，但每次拉腿子的长度控制在两刀及两刀以内。4、两端头支护未搞好前不得进行割煤等工作。在移工作面机头、机尾或进行端头支护时，严禁工作面溜子及机巷桥转启动运行。第二节 设备配备根据工作面顶底板岩性、煤层情况及现有设备配置状况，主要设备选型配置如下：一、工作面1、选用MG-150/375-W型双滚筒采煤机割煤。2、选用SGZ-630/400型刮板运输机运煤。3、选用QYS1700-14/31型掩护式液压支架进行顶板支护。二、机巷1、选用ZGD-630/75桥式转载机及DSJ-80-2X75、SD-80、DSP-1040型皮带运输机运煤。2、选用

23、KBSGZY-800/6/1140型移动变电站1台；KBSG-500/6/690型移动变电站一台。3、XRB2B-80/350型乳化泵2台，XRXT型乳化箱1台。4、JH-14回柱机1台。5、JD-11.4内齿轮绞车4台，JD-25内齿轮绞车1台。三、回风巷1、回风巷JH-14回柱机1台，JD-11.4内齿轮绞车2台,JD-25内齿轮1台。具体详见表四：表四：工作面、两巷及转载巷设备配备表设备名称型号功率(kw)运量(t/h)台数采 煤 机MG-150/375-W375/1刮 板 输 送 机SGZ-630/4004004501桥 式 转 载 机ZGD-630/75754501皮 带 运 输 机

24、DSJ-80-2X751504001SD-80804001DSP-1040型904001液 压 支 架QYS1700-14/31130架乳 化 泵XRB2B-80/350552乳 化 液 箱XRXT1移 动 变 电 站KBSGZY-800/6/11401移 动 变 电 站KBSG-500/6/6901高 压 真 空 开关BGPGL-62回 柱 机JH-14(8)111/1内 齿 轮JD-11.4(JD-25)11.4(25)6/2扩 音 电 话ZK-27馈 电 开 关DW80-3504照 明 综 保ZXZB-2.5KVA3煤 电 钻 综 保BZ80-2.5Z3附图七：E1825工作面设备布置示

25、意图第三节 顶板管理一、顶板管理方法及矿压规律1、根据顶（底）板岩性，按类划分为类顶板，故采用全部垮落法管理顶板。2、根据石壕煤矿8#煤层历年开采情况及矿压观测，矿山压力显现规律为工作面前方支承压力影响范围60-70m，距工作面10m左右为压力峰值区。预计E1825工作面初次来压步距12-15m，初次放顶步距10-12m，周期来压不明显。二、采场布置E1825工作面为缓倾斜煤层（煤层倾角111，平均7），倾向长壁仰斜后退式开采。工作面走向长200m，倾斜长384-501m。（具体详见附图一）三、采场支护形式及支护参数1、E1825工作面采用QYS1700-14/31型掩护式液压支架支护顶板。液

26、压支架中心距为1.5m（液压支架宽1.5m），架间距0m。工作面安装液压支架130架。2、工作面最大控顶距3.35m, 最小控顶距2.8m，移架步距0.55m，端面距0.34m。四、工作面上下出口支护管理、两巷超前支护、尾巷管理1、工作面上下出口支护管理（1）工作面上下出口首尾液压支架与巷道金属支架梁头间（即两端头普采段），采用2.5m（或适应采高规格单体）单体液压支柱配合3.2m兀型钢梁，成对、错梁、齐柱、交替迈步前移支护顶板。一梁三柱，成对梁间距不大于0.8 m，对梁内间距0.2 m，排距0.55 m。（2）第一架兀型钢梁靠拢巷道支架梁头位置，成对梁距液压支架的宽度不得大于0.3m。在成对

27、兀梁之间的切顶线位置掺打一根切顶挡矸支柱。顶板破碎、片帮垮顶时，用开块料、排材、笆片接顶背护严密，煤壁掺打临时贴帮（斜撑）支柱，切顶位置掺打密集（斜撑）支柱 。（3）工作面上下出口机头、机尾巷道抬梁支护，采用2.5m单体液压支柱配合3.6m或4.2m兀型钢梁，按“两对四梁”、“一梁四柱”、“错梁齐柱（错梁1.2m）”、“成对布置”、交替迈步前移进行支护。同时机头、机尾抬梁支护（即过河抬梁）每边（横跨溜子）不少于两根支柱。（4）抬梁尽量靠拢工作面侧巷道支架梁耳，距离不大于0.3m。2、两巷超前支护(1) 两巷超前支护使用2.5m单体支柱配合1.2m型绞接顶梁一梁一柱进行支护。距工作面煤壁不少于20m，前10m双排，后10m单排。(2) 超前支护一梁一柱，柱距1.2m。顶梁必须绞接成整体，并用木料垫实，严禁连续两根顶梁不绞接。两巷净高不低于1.8m。巷道压力大，顶板破碎时按一梁二柱