田陈煤矿采煤工作面作业规程.docx

1、田陈煤矿采煤工作面作业规程田陈煤矿采煤工作面作业规程工 作 面 名 称：3下204高档工作面 编 制 人：李 勇区 队 长：王 祥 林施 工 单 位：采煤一区批 准 人：编 制 日 期: 2005年1月25日执 行 日 期: 2004年3月 2 日 目 录审批意见 3作业规程学习和考试记录 4作业规程复查记录 4第一章 概况5第一节 工作面位置及井上下关系 5第二节 煤层 5第三节 煤层顶底板 6第四节 地质构造 6第五节 水文地质 7第六节 影响回采的其它因素 9 第七节 储量及服务年限 9第二章 采煤方法10第一节 巷道布置 10第二节 采煤工艺 11第三节 设备配置 13第三章 顶板管理

2、16第一节 支护设计 16第二节 工作面顶板管理 17第三节 顺槽及端头顶板管理 20第四节 矿压观测 26第四章 生产系统27第一节 运输系统 27第二节 通防与监控系统 29第三节 排水系统 32第四节 供电系统 34第五节 通讯照明系统 36第五章 劳动组织和主要经济技术指标38第一节 劳动组织 38第二节 主要经济技术指标 40第六章 灾害预防及避灾路线41第七章 安全技术措施47第一节 一般规定 47第二节 顶板管理 48第三节 防治水 58第四节 爆破管理 58第五节 通防及安全监测 61第六节 运输管理 62第七节 机电管理 71第八节 其它 80第一章 概 况 第一节 工作面位

3、置及井上下关系工作面位置及井上下关系表 表一水平名称-370 采区名称南二地面标高+40.7m 井下标高-200m -290m地面的相对位置工作面位于滕南医院西南500m。回采对地面的影响地表为农田，回采后地表预计最大下沉量600mm，对地面有一定影响。 井下位置及相邻关系工作面位于南二采区左翼，切眼离202面100m，离206里面40m，下距206外段100m，上部未开采。走向长度（m） 260300倾斜长度(m) 136183面积(m2)46468 280156第二节 煤 层 本工作面范围内煤层稳定，其具体情况如表二所示： 煤 层 情 况 表 表二 煤层厚度(m)1.22.0 煤层结构 （

4、m） 0.9(0.1)0.58 煤层倾角（） 18301.48 20 开采煤层 3下 煤 种气煤 稳定程度稳定 煤 层 情 况 描述工作面局部含一层泥岩夹矸，主要分布在工作面左下角，范围很小，厚度00.15m。该面煤层属低灰、低硫、特低磷煤层，煤质优良。煤层变异系数19.8%，可采指数1。第三节 煤层顶底板 煤层顶底板情况表表三 顶、底板名称岩石名称厚度 (m) 岩性特 征基本顶中砂岩2038灰白色，中粒，钙质胶结，石英长石为主，坚硬裂隙发育。8-1226直接底粉砂质泥岩1.03.0灰黑色，水平层理，泥质胶结，局部含0.2m的炭质泥岩。42.0 老 底细砂岩1828浅灰色，细密质纯坚硬，以石英

5、为主，具水平层理。8-1020第四节地质构造一、断层情况以及对回采的影响工作面为单斜构造，走向35，倾向125，倾角1830，平均20。工作面内断裂构造较为发育，一般为F25、F22断层的次生断层，多为北东向正断层。其中F2、 F3、 F11三条断层落差分别为1.5、2.2、1.4m，对回采影响较大。断层的名称、产状、性质、落差及对回采的影响程度详见下表。 断 层 情 况 表 表四 断层名称 走向 （） 倾向 （） 倾角 （） 性质 落差 （m）对回采的影响F14013055正0.7一般F23512560正1.5较大F325534520逆1.82.2较大F425234260正0.7一般F525

6、834860正0.6较小F625834870正0.9一般F711020075正0.5较小F82111160正0.7一般F92029070正0.9一般F104031070正3.0无影响F113512560正0.7一般F123512550正1.4较大F133012065正0.7一般F1420029060正0.8一般F1517126175正1.1较大F161051550正0.8一般F171869650正0.8一般F1821512560正0.8较小二、褶曲情况以及对回采的影响无。三、其他因素对回采的影响（陷落柱、火成岩等）无。附图2: 工作面运输巷、轨道巷、采面切眼素描图（见兰图）。第五节水文地质一、

7、涌水量正常涌水量：5m3/h最大涌水量：20m3/h二、含水层（顶部和底部）分析工作面主要充水水源为3下煤层顶板砂岩水，属裂隙承压含水层，以静态储量为主，易于疏干。该面水文地质条件较为简单，工作面开采后可能受F2-5和F22断层裂隙影响，预计正常涌水量5m3/h，最大涌水量20m3/h。三、其它水源的分析无。第六节影响回采的其它因素一、影响回采的其它地质情况见表五：二、冲击地压和应力集中区无瓦斯低瓦斯矿井，瓦斯相对涌出量0.54m3/t,绝对涌出量1.99 m3/min，采面参考值0.4m3/min。CO2低CO2矿井，CO2相对涌出量1.06m3/t，绝对涌出量3.9 5m3/min，采面参

8、考值0.5 m3/min。煤尘爆炸指数煤尘具有爆炸性，指数为31.9%。煤的自燃倾向性类自燃煤层。地温危害无冲击地压危害无影响回采的其它地质情况表 表五第七节 储量及服务年限一、储量工业储量：90092t可采储量：85588t（95)二、工作面服务年限工作面的服务年限 :85588/34166(t/M)=2.5（M）第二章 采煤方法 第一节 巷道布置一、工作面轨道巷里段1、支护形式：全长310m，里段150m，外段160m。顶板布置三排金属锚杆，规格141650mm，锚杆间排距为800mm800mm。两帮为竹锚杆，锚杆间排距为1000mm800mm。其中外段锚杆间排距改为1m1m，顶板布置两排

9、金属锚杆，两帮锚杆配木托盘，木托盘规格为40025050mm。顶部为封闭式喷浆，两帮喷浆厚度50mm。2、巷道净断面：净宽2.7m，净高2m，断面积5.4m2。3、靠工作面侧：2寸防尘水管一路。另一侧：信号电缆及绞车设备。4、用途：工作面的回风、材料供应、行人。二、工作面运巷1、支护形式：全长150m,顶板布置三排金属锚杆，规格141650mm，锚杆间排距为800mm800mm。两帮为竹锚杆，锚杆间排距为1000mm800mm。顶部为封闭式喷浆，两帮喷浆厚度50mm。 2、巷道净断面：净宽3.2 m，净高2.0 m，断面积6.4m2。3、用途：主要用于工作面的进风、行人，摆放转载机、胶带输送机

10、将煤炭外运。三、工作面外运1、支护形式：全长160m,顶板布置三排金属锚杆，规格141650mm，锚杆间排距为800mm800mm。两帮为竹锚杆，锚杆间排距为1000mm800mm。顶部为封闭式喷浆，两帮喷浆厚度50mm。2、巷道净断面：净宽3 m，净高2.0 m，断面积6m2。3、用途：主要用于工作面的进风、行人，摆放胶带输送机将煤炭外运至溜煤眼。四、工作面切眼支护形式：顶板布置三排金属锚杆，规格141650mm，锚杆间排距为800mm800mm。两帮为竹锚杆，锚杆间排距为1000mm800mm。顶部为封闭式喷浆，两帮喷浆厚度50mm。附图3：工作面位置及巷道布置图(见兰图)第二节 采煤工艺

11、一、采煤工艺204工作面采用走向长壁后退式高档普采采煤法。工艺顺序:采煤机割煤刮板运输机运煤挂梁推溜支柱回柱。1、落煤：采用采煤机螺旋滚筒截割落煤。2、装煤：采煤机螺旋滚筒配合SGZ630/220型刮板输送机铲煤板装煤。3、运煤：工作面采用SGZ630/220型刮板输送机，顺槽采用一部SZB-730/40转载机，两部SGW-150型刮板输送机，一部SPJ-80型胶带输送机运煤。4、工作面支护：采用四、五排控顶，即见五回一的顶板管理方式，最大采高2m，最小采高1.5m，平均1.6m；循环进尺1.0m。采煤方法1、采煤机的进刀方式采用端部自开缺口斜切进刀，斜切进刀段长度为30m，进刀深度1.0m。

12、具体操作如下：采煤机向下（上）割透煤壁后，按上（下）顺序推移工作面运输机（如图A）；使得刮板运输机弯曲段为15m后，将两个滚筒的上下位置调换，向上（下）割煤，使得采煤机达到正常截割深度（1.0m），按要求推移工作面刮板运输机至平直状态（如图B）；将两个滚筒的上下位置调换，向下（上）割三角煤至割透端头煤壁（如图C）；割完三角煤后，将两个滚筒的上下位置调换，采煤机空机返回，进入正常割煤状态（如图D）。当采煤机割到工作面另一端后，再重复上述进刀过程。2、采煤机正常切割：采煤机以2.04.0m/min的速度向机头（尾）割煤，采煤机正常割煤采用前滚筒割顶煤、后滚筒割底煤的方式。3、工作面采用双向割煤，往

13、返一刀，采煤机牵引方式为液压无链牵引。三、工作面正规循环生产能力W LShrC15611.61.3195%310.6（t）第三节 设备配置一、设备配备情况1.采煤机选用MG160-375一台,其主要技术参数如下:采高：1.43.0m ； 牵引速度：05.7m/min；电机总功率：375KW； 截割功率:2*160KW,牵引功率:55KW；截深：1.0m ； 牵引方式:液压无链牵引2. 桥式转载机一台，铺设长度25m，其主要技术参数如下：型号：SZB-730/40； 电机功率: 40KW；链速:1.44m/S运输能力:630t/h； 中间槽尺寸:150O730190 mm 3.刮板输送机四台，其

14、主要技术参数如下：型号：SGZ630/220一台，铺设长度150180m；电机功率：2110KW ； 输送能力：450t/h；链速：1.07m/s 中间槽尺寸：1500630222mm 型号：SGW150两台，铺设长度48、65m； 电机功率：75KW ； 输送能力：250t/h ；链速：1.12m/s ； 中间槽尺寸：1500630190mm 4.可伸缩带式输送机一部，铺设长度260m，其主要技术参数如下：型号：SPJ-80； 电机功率：240KW；输送能力：400t/h； 带速：2m/s5.辅助运输设备:JD-25型调度绞车七台，其主要技术参数如下型号：JD-25； 绳径：15.5mm；

15、绳速：0.7731.399m/s；牵引力：18KN； 容绳量：400 m；滚筒直径：310mm；外形尺寸：143512171255 mm。二、外注式单体液压支柱主要技术特征：型号项目DZ18-30/100DZ20-30/100DZ22-30/100DZ25-25/100DZ28-25/100最高高度18002000mm2240mm2500mm2800mm最低高度11101240mm1440mm1700mm2000mm额定工作阻力30t30t30t25t25t第三章 顶板管理第一节 支护设计一、单体液压支柱工作面的支护设计依据1. 参考本矿同煤层矿压观测资料，选择本工作面矿压参数。(见表六)2.

16、合理支护强度的计算采用经验公式计算：t 69.81hr235.4（kNm2）选取“同煤层矿压观测选择或预计本工作面矿压参数参考表”中最大平均支护强度：初次来压期间平均支护强度280（kNm2）。选取上述两项中最大值280（kNm2），即为工作面合理支护强度。3.支柱实际支撑能力计算：DZ20-DZ22单体液压支柱: Rt kgkzkbkhkaR =0.990.950.90.950.95294224.59（kN）4.工作面合理的支护密度计算： R280/224.591.25（根m）5.根据合理的支护密度n1.25根m，工作面循环进尺1.0m，选择支柱排距b1.0，根据n1/a.b，则：工作面支柱

17、柱距为a1/（n.b）0.8m；确定排距为1.0m、柱距为0.7m，实际支护密度为1.43棵/m26.选择合理的控顶距:根据顶底板岩性和采空区顶板跨落情况分析，本工作面采用四五峒控顶方式。7.柱鞋直径的计算：根据Rt224.59KN，Q37MPa，则： 200 =2001.39278（mm）选用铁鞋直径：300mm。二、乳化液泵站泵站选型、数量乳化液泵数量两台，乳化液箱一台即两泵一箱；输液管路选用25高压胶管，耐压30MPa以上。主要技术参数如下： 乳化泵型号：MRB-160/31.5； 公称流量：160L/min；公称压力：31.5Mpa； 电机功率：110KW泵站设置位置泵站放置在204运

18、输巷，距离工作面340m左右。 泵站使用规定1、泵的卸载阀整定值20MPa，严禁随意调整安全阀的整定值。2、使用乳化液自动配比装置，乳化液浓度保持在2%3%之间。3、要加强泵站、管路维修，保持液压系统完好，杜绝跑、冒、滴、漏现象。第二节 工作面顶板管理一、正常生产时期顶板支护方式工作面采用全部垮落法管理顶板。最大控顶时五排支柱，最小控顶时四排支柱，最大控顶距5.5m，最小控顶距4.5m，每推采1m进行一次回柱放顶。工作面煤壁侧伞檐长度1m时，最突出部分200mm；伞檐长度1m时，最突出部分250mm；因特殊情况超过规定时，应采取挑顶或套棚等加强支护的相应措施。同煤层矿压观测选择或预计本工作面矿

19、压参数参考表 表六序号 项 目单 位 同煤层实测 本面选取或预计1 1顶底板基本顶厚度m2026伪顶厚度m直接底厚度m2.02.02基本顶初次垮落步距m20203 初 次 来 压来压步距m6060 最大平均支护强度 kN/ m2280280 最大平均顶底板移近量mm150150来压显现程度 强烈强烈4 周 期 来 压 来压步距m2020 最大平均支护强度KN/m2260260 最大平均顶底板移近量mm120120来压显现程度明显明显5 平 时 最大平均支护强度kN/ m2230230 最大平均顶底板移近量mm1001006基本顶悬顶情况m337底板容许比压MPa37378基本顶级别级二二9巷道

20、超前影响范围m2020支护要求：1、工作面应达到动态的质量标准化标准，支柱坚持进行多次注液，初撑力不得小于90KN，支柱迎山角有力，确保支护质量。2、采煤机割煤后，要及时挂梁支护，挂梁与采煤机后滚筒的距离一般不超过10m。二、正常生产时期的特殊支护形式密集：切顶排两基本支柱之间打一棵密集支柱，与基本支柱角度保持一致。三用阀与工作面平行，注液嘴指向工作面下方。戗柱：切顶排每一基本支架下打一棵戗柱，斜撑在正规支柱接顶点前方。三用阀与工作面平行，注液嘴指向工作面下方。临时支柱：局部顶板破碎或压力集中地段在煤壁处支设临时支柱，柱距1.5m。三用阀与工作面平行，注液嘴指向工作面下方。切顶墩柱：切顶排基本

21、支架间每4.5m安设一棵墩柱，必须使用在切顶排，不得超前拉移。煤机割过15m后，拉移到新的切顶排，然后推移输送机。三、回柱放顶及与其他工序平行作业的顺序和安全距离1、采用人工放顶，双人或三人作业，分段错距不少于15m；拉茬应选在顶板完整，支柱有足够下缩量的位置，对与对之间要互相创造好条件。2、坚持敲帮问顶、先支后回制度，采取由下而上、由采空区向工作面的原则进行。3、使用专用卸载手把远程回柱，回出的顶梁、坑木等码放整齐，保持后路畅通。4、回柱与割煤的间距不得小于15m，不得与爆破平行作业。5、回柱必须在基本支护完成后方可进行。 四、特殊时期的顶板管理来压及停采前的顶板管理1、工作面基本顶初次来压

22、前必须编制专门安全技术措施，如基本顶悬顶面积超过规定时，必须立即停止作业，由矿组织人员现场会诊后，采取强放措施进行处理。2、工作面基本顶初次来压和周期来压期间，应加强来压的预测预报工作；特别要加强工作面悬顶区段的支护管理，坚持支柱的多次注液，保持切顶排特殊支护的正常使用，提高整体支护强度，保证工作面支护的安全可靠性。3、工作面单体液压支柱以及轨道、运输巷所有单体液压支柱初撑力不得低于90KN。过断层及顶板破碎时的顶板管理 1、根据地质资料分析，本工作面揭露大小断层17条，断层较发育，煤层倾角较大，过断层期间必须加强顶板管理工作，届时必须编写可靠的补充措施。2、当工作面局部地段顶板破碎时，为了有

23、效地防止顶板冒落，应采用板梁或者型钢棚套棚维护；片帮严重时，可超前掏梁窝挂梁、支设临时支柱及时支护顶板。应力集中区的顶板管理因工作面基本顶为中细砂岩，厚度大且坚硬，局部悬顶造成应力集中时，必须及时使用丛柱加强支护；回柱时必须打好临时支护，且设专人观察顶板，出现来压征兆时必须停止回柱，撤出人员，待顶板稳定后再进入工作面工作。第三节 顺槽及端头顶板管理一、工作面轨道、运输巷的顶板管理轨道、运输巷的超前支护1、支护要求:轨道、运输巷的超前支护均采用单体液压支柱配合铰接顶梁支护，支护距离单排不少于20m，双排不少于10m；超前支护以外的巷道出现煤壁片帮、变形时应及时打点柱支护，顶板破碎时扶棚瞒笆支护。

24、2、支护材料及支护密度: 轨道巷使用两排DZ25-25/100型单体液压支柱与HDJB-1000型铰接顶梁配套支护，柱距1.0m，排距1.5m。运输巷使用两排DZ25（28）-25/100型单体液压支柱与HDJB-1000型铰接顶梁配套支护，柱距1.0m，排距1.2m。中间巷使用三排DZ25（28）-25/100型单体液压支柱与HDJB-1000型铰接顶梁配套支护，柱距1.0m，排距1.5m。3、支护质量标准、支柱均穿铁鞋（400mm），且应支设在实底上，做到迎山有力，初撑力不小于90KN。、支柱纵横成线，直线偏差小于100mm，采用防倒绳或防倒杆以防倒柱伤人。、铰接顶梁之间要用圆销联好，并保

25、持平直，顶梁上方起伏不平处用木料接实顶板。、所有单体液压支柱三用阀方向一致，朝向采空区。、两巷的行人高度不得低于1.6m， 人行道宽度不得小于0.8m，单体液压支柱活柱行程不得小于200mm。、超前支护范围内严禁堆放闲置设备及杂物。二、工作面端头及安全出口的管理支护形式使用四对八架长3.6m的型钢大棚与单体液压支柱配合走向支设一梁三柱抬棚维护端头顶板，超前四架煤壁跟腿，上、下端头切顶排支设密集支柱。质量要求、大棚必须至少保持一梁三柱，循环交替迈步前移，严禁大棚侧向使用和不成对使用。、大棚对与对之间间距.8m，架与架之间间距0.3m，偏差均不大于l00mm。与其他工序之间的衔接关系、与采煤工序间

26、的关系端头割煤后必须及时向前迈步式前移大棚，支设好棚腿并达到标准后方可移工作面输送机头（尾）。、与出口间的关系大棚与正巷超前支护支架间隙不大于0.5m，大棚拖后工作面基本支柱放顶线不得大于0.5m。正巷关门柱柱距不大于0.5m，排距不大于0.4m，轨道巷与切顶排保持一致，运输巷可拖后放顶线1.0m。三、支护材料的使用数量和存放管理轨道巷超前支护20m，需要两排计30棵单体液压支柱，30棵顶梁；端头支护需要48棵单体液压支柱，10棵顶梁；合计需要78棵单体液压支柱，40棵顶梁。运输巷超前支护20m，需要两排计30棵单体液压支柱，30棵顶梁；端头支护需要50棵单体液压支柱，12棵顶梁；合计需要80棵单体液压支柱，42棵顶梁。中间巷超前支护20m，需要三排计40棵单体液压支柱，40棵顶