5213工作面作业规程.docx
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5213工作面作业规程
长沙矿业有限公司五亩冲煤矿
采煤工作面作业规程
工作面名称：
5213工作面
编 制人：
彭建强
施工队:
采五队
矿总工程师：
欧文毅
矿长：
李文清
编制日期:
二〇一四年元月九日
公司批文（红头文件）
.....................
矿部门及领导会审意见
地质办：
谈春雷1.9
采矿办:
彭建强1.9
通风办：
容建章1.9
生产科：
杨志
1、运输、通风、监控、防尘路线图；工作面布置图；压风、通信、避灾路线图文字太少；地层综合柱状图图名文字太大。
2、装钉倒了（工作面爆破参数表及说明书）。
机电科：
蔡曙超1.9
安全科：
贺全锋1.9
机电矿长：
李汉良1.9
生产矿长：
孙宏伟1.13
安全矿长：
彭红桂1.9
技术矿长：
欧文毅（意见附后）1.9
矿长：
李文清1.12
矿领导审批意见
1、本作业规程为5213工作面一期工程回采作业规程，二期、三期工程均应另行编制；
2、地质说明书及第一章第一节工作面位置及相邻关系中，“东有石七队在开拓-408皮带巷”应修改为石三队；
3、第二章第一节采高确定中，支柱规格选择计算值矛盾，必须重新计算选型；
4、巷道布置中，按相关规定，溜子巷必须布置在进风侧，但考虑进风侧-395回风上山见煤煤斗至平巷段有一处9米高差及二期工程接续因素，溜子巷布置于回风侧较妥当，但必须补充相关安全技术措施；
5、考虑本工作面切眼推采过程中，切眼长度会发生变化，应计算出最长段支护材料数据，并在第二章第二节予以增加说明；
6、第三章第一节工作面支护质量规格及要求中，第二十条“工作面采高最低不得低于1.7m，最高不得超过2.4m“错误，应修改；
7、第四章第二节通风方法风量计算中，排序错误：
“1、应为按瓦斯涌出量计算，且q不是1.31m3/min，而应是本工作面瓦斯绝对涌出量数据，应与地质说明书中统一；按工作面温度计算中，s与v意义搞反了，且断面积计算有误，应修改，最后结论同样应作出相应修改；
8、第四章第二节通风路线中，上、下引巷写反了，应修改，瓦斯监测监控系统中应增中进风侧CH4传感器安装，并增加瓦斯闭锁相关内容；
9、图纸字体太小，适当调大；
10、供电系统图图签栏有关领导未签字；
11、仍存在错别字及排版不规范现象。
欧文毅1.11
我已按矿审批意见修改，程报公司审批。
彭建强1.12
准采证
矿井名称：
工作面名称
5213工作面
走向长度（m）
270
倾向长度（m）
85
煤层厚度（m）
1.5～4/2.0
煤层倾角（°）
10～15○
可采储量（万t）
59760
可采期（月）
7.0
采煤队名称
采五队
人数（人）
72
作业规程编制日期
2014年1月9日
公司审批文号
切割工程完工日期
安装工程完工日期
参加验收人员
孙宏伟袁迎峰左光安彭建强吴立斌
容建章蔡述超吴森林杨志
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8
第一节 工作面位置及井上下关系8
第二节 煤层9
第三节 煤层顶底板10
第四节 地质构造10
第五节 水文地质11
第六节 影响回采的其它因素11
第七节 储量及服务年限12
第二章 采煤方法12
第一节 采煤方法及巷道布置12
第二节 支护设计14
第三节 采煤工艺16
第四节 设备、材料配置21
第三章 顶板管理22
第一节 工作面顶板管理22
第二节 工作面上、下顺槽及端头顶板管理27
第三节矿压观测28
第四章 生产系统29
第一节 运输29
第二节 一通三防与安全监控29
第三节 排水32
第四节 供电32
第五节 压风、通讯、照明35
第五章 劳动组织和主要技术经济指标36
第一节 劳动组织36
第二节 主要技术经济指标38
第六章 煤质管理39
第七章 安全技术措施40
第一节 一般规定40
第二节顶板41
第三节防治水45
第四节 爆破46
第五节 一通三防50
第六节 运输53
第七节 机电55
第八节 其它57
第八章 应急措施及避灾路线61
附件、附图：
1、公司批复红头文件、矿井会审意见（原件由编制部门附作业规程之后存档用）
2、作业规程附图
3、作业规程贯彻、复学登记表
4、作业规程考试成绩登记表
5、作业规程（措施）发放登记表
6、复查登记表
7、采煤工作面投产前验收表
8、地质说明书
9、防突措施、探放水措施、工作面初采初放、过断层或老巷、串联通风等专门安全技术措施
10、其它
第一章概况
第一节 工作面位置及井上下关系
5213回采工作面位于52采区-395m～-380m皮带巷之间，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
-395m水平
采区名称
52
地面标高
+125～+145m
井下标高
-345m～-355m
地面的相对位置
地表位于黄金塘附近。
回采对地面设施的影响
该工作面地表区域范围内，无大的水系,无大的建筑物，只有几户农舍，几口山塘，以丘陵山地为主，回采对地表设施影响不大。
井下位置及相邻关系
该工作面北东有39队在6116工作面回采，西有采五队在5212（西）工作面回采，南有37队在5212（东）机采工作面，东有石三队在开拓-408皮带巷，西有石一队在62采区皮带延伸井开拓，相互无大影响。
走向长（m）
270
倾斜长（m）
85
面积（m2）
22950
第二节 煤层
一、煤层赋存情况
本工作面设计开采煤层为2煤层，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
煤层平均厚（m）
4.0～1.5
2.0
结构
较简单
倾角（°）
10～15○
13○
开采煤层
2煤
硬度
（f）
1～1.5
煤种
1/3焦煤
稳定
程度
较稳定
煤层情况描述
本工作面是开采上分层煤层（2煤），煤层结构简单，较稳定，无夹矸和分叉现象，顶板为灰黑色泥岩，底板为灰色、灰白色粘土岩。
煤层产状为走向215○，倾向为305○。
二、煤质情况
根据邻近工作面煤质化验资料，本工作面煤层为低灰、富硫、高发热量、着火点偏低、酸性灰成份、高难熔灰性的1/3焦煤肥煤，是优质动力用煤。
煤质化验指标情况见表1-2-2。
表1-2-2：
煤质指标情况表
水分Mad（％）
灰份
Ad（％）
挥发份Vdaf（％）
发热量
cal/g
全硫
（％）
容重
t/m³
硬度
f
工业牌号
1.44
9.94
30.83
5600
3.04
1.4
1～1.5
1/3MJ
第三节 煤层顶底板
一、煤层顶底板情况表1-3-1。
表1-3-1：
煤层顶底板情况表
顶、底板名称
岩石名称
平均厚度（m）
特征
老顶
长兴岩
>200
灰色,层理清晰,节理发育
直接顶
泥岩、碳质泥岩
18.7
黑色、灰黑色泥岩、砂质泥岩，粉砂岩互层，富含菱铁矿、黄铁矿结核，层理清晰，属一级顶板。
直接底
粘土泥
0.4
灰白色或黄褐色粘土岩，具有可塑性、滑感、遇水膨胀。
厚一般为0.4m。
老底
茅口灰岩
300
灰白色，巨厚层状，岩溶裂隙发育。
二、该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：
表1-4-1：
断层情况分析表
断层名称
走向
（○）
倾向
（○）
平均倾角
（○）
性质
落差
（m）
对回采的影响
F59
50～250○
140～160○
60～70○
正断层
5～30
该工作面布置在两断层之间，对回采有一定影
响。
F61
230～260○
320～350○
60～70○
正断层
5～15
二、褶曲情况以及对回采影响
该工作面褶曲情况揭露不明显，对回采工作无大的影响。
三、其它因素对回采的影响（陷落柱、溶洞、采空区、老巷等）
该工作面在掘进过程中，经巷道揭露有陷落柱、溶洞，但陷落柱、溶洞形状、大小不一，且无水，对回采工作无大的影响，在回采过程中，必须放通垫筒支柱，通垫筒材径不小于14㎝，长2.0～4.0m。
第五节 水文地质
该工作面水文地质条件较简单，底板水已基本疏干，但由于受F59和F61正断层的影响，严防断层水、溶洞水，严防在断层、断煤交线附近、溶洞区域突水。
必须坚持“预测预报、有疑必探、先治后采”的原则。
第六节 影响回采的其它因素
一、影响回采的其他因素见表1-6-1。
表1-6-1：
影响回采的其他因素
瓦斯
相对涌出量0.24m3/t，绝对涌出量0.26m3/min
煤尘爆炸指数
煤尘爆炸指数为31.03%，具爆炸危险性。
煤的自燃性
煤层具有自燃发火倾向性，发火期为2～4个月。
地温危害
无
冲击地压危害
无
二、瓦斯及应力集中区对回采的影响
该工作面无应力集中区，但采至断煤交线附近，工作面支护必须加强，对煤墙片帮、空顶处，要求采用齐梁齐柱支护顶板。
瓦斯对回采工作无大的影响。
三、地质部门对工作面回采过程中的具体建议：
（一）作面必须沿顶开采。
（二）此工作面受正断层的影响，区域内溶洞、陷落柱、小断层特别发育，有突水预兆时，严格按防突水措施施工回采。
（三）靠近断煤交线附近，应加强支护，并根据开采实际情况制定措施，严防突水和冒顶事故。
第七节 储量及服务年限
一、储量：
（一）地质储量
Q=S×M×ρ
=22950×2.0×1.4
=64260（t）
式中：
Q—工作面地质储量，t；
S—该工作面面积（按长方形计算），㎡；
M—煤层的平均厚度，m；
ρ—煤的容重，1.4t/m3。
（二）可采储量
可采储量=Q×93%
=64260×93%
=59761.8（t）
式中：
93%—该工作面采出率。
二、采煤工作面服务年限
工作面服务年限=工作面可采储量/工作面月平均生产能力
=59761.8÷8500
=7.0（个月）
式中：
8500为工作面月生产能力。
第二章 采煤方法
第一节 采煤方法及巷道布置
一、采煤方法
工作面选用倾斜分层走向长壁式采煤法。
二、采高、循环进度及支护方式选择
（一）采高：
最大采高2.0m，最小采高1.6m。
（二）循环进度：
0.8m。
（二）支护方式的选择：
选用单体液压支柱、π型梁走向棚支护，2梁5柱支护顶板，梁间距350±50㎜，排距800±50㎜。
1、支柱规格选择
（1）、支柱最大高度计算：
（2）、支柱最小高度计算：
Mmax——工作面最大采高，2.0m；
Mmin——工作面开最小采高，1.7m；
c——顶梁的厚度，c=0.09m；
ΔSx——顶板在最大控顶处的平均最大下沉量，m；
η——顶板下沉系数，取=0.025（0.025～0.05）；
L1——工作面顶板最大控顶距，3.4m；
s——回柱时必要的卸载高度，一般取0.2m。
根据以上计算确定：
该工作面选用DW20-300/100型外注式单体液压支柱，HL-2600兀型钢梁护顶，机头端头支护选用DW20-300/100型外注式单体液压支柱配HL-3400兀型钢护顶。
2、DW20-300/100型外注式单体其主要技术特征：
最大高度2.0m，最小高度1.24m，工作行程0.76m，额定工作阻力300KN，重量48kg（无油），油缸直径100㎜；HL-2600与HL-3400兀型钢长分别为2.6m与3.4m，厚0.09m，宽0.1m。
三、5213回采工作面巷道布置情况
（一）该采区上、下山巷道布置在茅口灰岩中，采用裸体巷道支护，局部破碎地段采用锚喷网支护或用水泥预制砖砌碹支护。
（二）工作面溜子巷、回风巷皆沿煤层走向布置，切眼沿煤层倾向布置，采用工字钢梯型棚支护，工字钢担山长1.8m，棚腿长2.2m，设计巷道净断面3.951m2，净高1.96m，净宽2.432m，工作面下引巷主要用于回风和运煤，上引巷主要用于进风和运料，切眼扩面上梁后改为采场，一切回采工作在采场进行。
（三）工作面上、下引巷的上山见煤段，均采用坑木梯型棚，加抬坑木“八”字钳支护，担山长1.6m，棚腿长2.0m，设计巷道净断面3.12m2。
四、附图：
5213回采工作面位置及巷道布置平面示意图2。
第二节 支护设计
一、单体支柱工作面的支护设计
（一）合理支护密度的计算
采用经验公式计算支护强度：
Pt＝h×r×k
＝9.81×2.0×2.5×8
＝392.4KN/m2
式中：
Pt——工作面合理的支护强度，kN/m2；
h——工作面最大采高，2.0m；
r——顶板岩石重力密度（比重）t/m3,一般取2.5t/m3
k——工作面支柱应支护的上覆岩层厚度与采高之比，一般为4～8倍，本工作面取8。
（二）单体支柱的实际支撑能力计算
Rt=Kg×Kz×Kb×Kh×Ka×R
=0.99×0.95×0.9×0.95×0.95×300
=229.2KN/根
式中:
Rt——支柱实际支撑能力，kN；
Kg——支柱工作系数，取0.99；
Kz——支柱增阻系数，取0.95；
Kb——支柱不均衡系数，取0.9；
Kh——采高系数，取0.95；
Ka——为倾角系数，取0.95；
R——为支柱额定工作阻力，取300KN，
（三）工作面合理的支护密度计算
n=Pt/Rt=392.4/229.2
=1.71根/㎡
式中:
N—支柱密度，根/m2。
（四）工作面实际支护密度计算
工作面最大控顶距3.4m，最小控顶距2.6m，则实际支护密度:
5/3.4×0.8=1.838根/㎡＞1.71根/㎡
5/2.6×0.8=2.404根/㎡＞1.71根/㎡
经计算工作面实际支护密度＞合理支护密度，工作面支护强度符合要求。
（六）计算支柱数量
该工作面倾斜长85m，最大控面积=85m×3.4m=289㎡，实际支护密度1.838根/㎡，需π型钢梁212根，单体液压支柱531根；初采上梁时，2梁6柱护顶，需兀型钢梁243根，单体支柱729根。
上、下引巷20m范围抬超前联锁支护，须单体液压支柱96根、兀型钢梁32根。
工作面最长时110m，需单体液压支柱809根，兀型钢梁314根。
二、乳化液供液系统
（一）泵站、供液管路选型及安装位置
采用集中供液，在地面压风机房安装两台XRB2B（A）乳化液泵，工程流量80升/分钟，公程压力20MPa，电机功率37千瓦，一台工作，一台备用。
乳化液泵应安装检测仪器，检测乳化液浓度：
乳化剂3～5%的液体。
从地面接至-100m大巷的主供液管路，采用直径Φ54x5的无缝钢管，-100m以下采用直径Φ32x4的无缝钢管，接至各采煤工作面进、回风上山车场内，再由各主采队用直径Φ25mm的主胶管和直径Φ16mm支胶管，接至引巷内再接至工作面，接进工作面的各管路应在进、回风上山入口处安装测压表，检测压力达15MPa。
（二）供液系统安装使用规定
1、泵站设备的维修管理由机电科泵站检修工负责，泵站的清洁和管路维护由施工队负责。
2、泵站司机必须由经过培训取得合格证的人担任。
必须持证上岗，严格执行操作规程及交接班制度；必须配带乳化液浓度计，且认真填写乳化液浓度检查记录和泵站运行记录。
3、泵站压力不得低于15MPa，乳化液浓度达3～5%，有配比和检测手段，配液用水为中性水泡油型，且泵站周围不得有积水、积物。
4、泵箱必须有过滤网，正常情况下油箱盖必须盖好。
5、泵站的自动给液装置应配备齐全、完好，严禁开空泵。
6、泵站司机开泵前，必须检查泵站地点的安全情况，再检查乳化液泵站、水箱和液压系统各零部件的完好情况，达不到完好标准不准开泵。
若在泵站运行中发现声音不正常，则严禁开泵，并及时报告调度室派人处理。
7、工作面液压枪及管路吊挂整齐，注液枪使用后应悬挂在第二排支柱上，不得放在地上。
8、液压管路无滴、漏液现象，损坏的液压管路应及时更换。
9、泵站压力由经过培训的专职司泵工负责调校，其他人员不得随意调整，压力表损坏要及时更换。
10、更换液压管或液压管密封圈时，应停泵或关闭短路阀。
第三节 采煤工艺
一、采煤工艺
炮采工艺，主要工艺过程有：
破煤、装煤、运煤、支护、采空区处理等。
（一）破煤：
以爆破落煤为主，人工手镐落煤为辅。
爆破落煤主要包括打眼、装药、填炮泥、联炮线、放炮等工序。
（二）装煤：
以爆破自装为主，人工装煤为辅。
（三）运煤：
采用SGB420/22型刮板运输机运煤。
（四）支护：
采用单体液压支柱、兀型钢梁抬走向棚支护作业空间。
（五）采空区处理：
全部垮落法处理采空区。
二、落煤设计
（一）落煤方式：
爆破落煤。
（二）煤眼布置形式：
双排眼对眼布置。
（三）装药结构和联线方式：
正向装药，串联联炮。
（四）爆破说明书见表2-3-1，炮眼布置三视图见附图3所示。
三、采煤工艺要求
（一）工艺流程（注意：
放炮时必须撤出放炮警戒线内的所有作业人员）。
打眼运料移梁
安全确认→移柱→装药→放炮→洒水→修顶→架棚→退煤→移溜
运料移柱支柱
→放顶
表2-3-1：
工作面爆破说明书
炸药种类
煤矿
许用乳化炸药
雷管种类
煤矿许用毫秒电雷管
炮眼布置方式
双排眼对眼布置
装药方式
正向装药
顶眼距顶板的高度
500mm
底眼距底板的高度
300mm
顶眼间距
1000mm
底眼间距
1000mm
炮眼深度
850mm
每孔水炮泥个数
一个
每孔封泥长度
500mm
联线方法
串联
放炮器型号
MFB-50型
一次启爆长度
6～8m
一次启爆炮眼个数
12～16个
每小班启爆次数
6～8次
放炮母线长度
＞50m
眼号
炮眼
名称
装药量
炮眼角度（°）
雷管段号
启爆顺序
每孔筒
总筒数
数量（kg）
与水平面
与煤壁面
1
顶眼
1
84
16.8
70○
5～10○
4～5
分段起爆
2
底眼
2
168
67.2
70○
10～15○
1～3
分段起爆
合计
252
84
说明：
该工作面爆破说明书按工作面平均长度85m设计。
（二）煤破落煤工艺要求
1、采用MSZ-1.2KW的煤电钻，1.0m麻花钻杆，分别从工作面中间向机头、机尾同时进行打眼。
2、使用三级煤矿许用乳化炸药和1～5段毫秒延期电雷管。
3、选用MFB50-2型电容式发爆器。
4、选用煤矿专用绝缘母线（铜芯橡胶线或聚氯乙烯线）单回路爆破。
5、放炮顺序：
一次装药，分次起放炮，先底眼，后顶眼，从机头往机尾方向依次放炮，一次放炮长度6～8m。
（三）回柱放顶工艺要求
1、回柱放顶工艺过程
回柱放顶工艺并列在拔柱、支柱、移梁、架棚的工艺过程中，因此走向支护工艺省去了专门的放顶工序，在移梁、架棚、支柱的过程中，一次完成放顶。
2、回柱放顶方法和顺序
采用人工配合拔柱器回柱，从下往上，由里往外依次逐段逐架进行：
升中点子→挂竹廉→挂拔柱器→关挡矸帘→卸老塘侧支柱→拔柱→移柱→升柱。
3、工艺规定和安全注意事项
、回柱放顶前，全面检查工作面作业地点的支护情况，确认安全后再拔柱。
先在要拔支柱的那根兀型梁下，升一根支柱，再挂拔柱器，关好挡矸帘，再卸柱并拔柱，拔出支柱后马上升柱。
、回柱时，作业段顶板压力增大，必须沿煤层倾向抬扁担钳子加强支护。
、回柱放顶，由分段作业的每套大小工完成，卸柱应站在中点子一控操作。
挡矸帘要关严背密，做到老塘不漏矸。
、材料回收率：
支柱与兀型钢梁的回收率必须保证100％。
遇地质变化时，其单体丢失率不得高于1.0‰/月，π型钢梁的丢失率不得高于1.0‰/月。
、回柱放顶与其它工序平行作业间距大于15m，但放炮时不得回柱放顶，必须停止一切工作。
、工作面切顶线必须齐直，尾巷与工作面切顶线原则上要求齐直，但所留倒硐不得大于1.0m，尾巷支架用单体液压支柱配兀型钢梁抬走向棚支护，用拔柱器配合人工回撤单体支柱。
兀型钢梁随工作面推采而逐架前移。
（三）支护工艺要求
1、顶梁设置：
二梁五柱，正悬臂，齐梁直线柱布置，主梁3柱，副梁2柱。
2、移梁顺序和方法：
自下而上，逐棚逐根移梁，先移副梁，再移主梁。
3、煤壁护帮方式：
打贴帮柱，关竹帘、毛柴、杂木棍背帮。
4、护顶材料：
顶板较好时，采用单层竹帘、毛柴护顶；顶板较碎时，采用双层竹帘、毛柴、杂木棍、竹标尖、半圆木或圆木背顶。
5、护顶方式：
顶板较破碎时，沿煤层倾向，用长1.4～2.0m圆木或半圆木配合单体液压支柱架临时棚，消竹帘、毛柴、杂木棍背顶，支护顶板后，再移梁支柱。
顶板较好时，提前移中间梁，沿煤层倾向，消竹帘、毛柴背顶。
相邻每架棚子之间，竹帘应搭接0.3m，做到接顶严密。
6、严禁空顶、空帮作业。
7、空顶达1.0m时，加抬走向棚，并打“井”字形木垛接顶，走向棚梁必须插入煤壁梁窝。
8、支柱迎山角3～5○，初撑力达90KN。
支柱必须打在实底上，严禁打在浮煤浮矸上，煤层底板松软或有水时，必须放长2.0m，材径不小于14㎝的半圆木做垫筒支柱。
9、工作面支柱系好安全绳，防止倒柱伤人，当煤层倾角大于15○时，顶梁之间应打箭梁，人为的造成顶梁整体受力，防止顶梁下窜，并抬扁担钳子加强支护，相邻两付扁担钳子应抵紧，一梁三柱支护顶板，扁担钳子抬在靠溜子侧的中点子一控。
10、工作面必须扯线架棚，确保煤墙齐直，支柱成排、成行。
11、工作面支护图见附图4所示。
（四）运煤工艺要求
1、工作面采场安装2台22型刮板输送运煤，回风巷安装4台22刮板输送机运煤。
工作面爆破落下的煤和人工装的煤，通过工作面溜子运至煤斗，再进入大巷由JSP-800型皮带运输机运至地面。
2、工作面溜子必须安装稳固，机头与机尾搭接牢固，机头垫高0.3m，防止带回笼煤。
且机头、机尾均应用材径不小于14㎝的，长1.6～2.0m的坑木梁打牢压柱，防止溜子机尾拱起，发生意外事故。
3、工作面溜子随工作面推采而推移，采用单体液压支柱移溜，移溜顺序：
机头往机尾移，或从机尾往机头移，移溜时必须与司溜工联系好，停下来移，溜子要移平、移直。
引巷溜子随工作面推采而缩槽板回撤，落后采面切顶线距离不得大于1.0m。
4、工作面浮煤、老塘煤必须清理干净，老塘浮煤积压不得大于0.1m厚，必须提高资源回收率。
四、工作面正规循环生产能力
W=L×S×h×r×C=85×0.8×2.0×1.4×0.93=177t
式中：
W——工作面正规循环生产能力，t；
L——工作面平均长度，m；
S——工作面循环进尺，m；
h——工作面设计采高，m；
r——煤的容重，t/m3；
C——工作面采出率，93%。
第四节 设备、材料配置
一
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