4802连采工作面作业规程1.docx
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4802连采工作面作业规程1
目录
第一章概况4
第一节工作面位置及井上下关系4
第二节煤层4
第三节煤层顶底板5
第四节地质构造5
第五节水文地质6
第六节影响回采的其他因素6
第七节储量及服务年限7
第二章采煤方法8
第一节巷道布置8
第二节采煤工艺8
第三节设备配置11
第三章顶板控制13
第一节支护设计13
第二节工作面顶板控制14
第三节矿压观测14
第四章生产系统15
第一节运输15
第二节“一通三防”与安全监控15
第三节排水24
第四节供电24
第五节通信照明32
第五章劳动组织和主要技术经济指标33
第一节劳动组织33
第二节作业循环33
第三节主要技术经济指标34
第六章煤质管理35
第七章煤矿职业卫生管理措施36
第八章安全技术措施39
第一节一般规定39
第二节顶板40
第三节防治水41
第四节“一通三防”及安全监控42
第五节运输42
第六节机电44
第七节支护安全技术措施45
第八节支巷掘进、回采安全技术措施46
第九节贯通安全技术措施48
第十节防止煤层自燃安全技术措施48
第十一节防止片帮煤伤人及片帮煤处理安全技术措施49
第十二节其它49
第九章灾害应急措施及避灾路线50
第一章概况
第一节工作面位置及井上下关系
工作面位置及井上下关系见表1。
表1工作面位置及井上下关系表
水平名称
一水平
采区名称
三采区
地面标高
m
工作面标高
m
地面相对位置
位于井田西部，地形西高东低,南高北低，地面无大的建筑物，只有少数民间小道，地面全部为草木覆盖。
回采对地面
设施的影响
情况
回采工作面范围内地面地势西部较高，地表地势向东北方向倾斜。
地面无建筑物或者积水坑，局部有杨柳地.工作面西部有苏家壕至石疙台公路通过，回采过程中若煤柱留设不合理，采空区塌陷或者冒落对公路和会有一定影响。
井下位置及与四邻关系
该工作面位于矿界与下组煤回风巷之间，北邻下组煤回风大巷,西邻4采区回风巷，东邻4801炮采工作面。
走向长度
/m
312运顺左翼工作面
265.5～330.5
倾斜长度/m
312运顺左翼工作面
120
面积/㎡
312运顺左翼工作面
41313.8
312运顺右翼工作面
215～265.5
312运顺右翼工作面
95
312运顺右翼工作面
26653.4
第二节煤层
工作面煤层情况见表2。
表2煤层情况表
煤层厚度（m）
5.6~6.4
煤层结构
单一煤层
煤层倾角（°）
0～2
开采煤层
2-2
硬度
≤4
煤种
长焰煤
稳定程度
稳定
煤层厚度及结构变化综述
1.煤层近水平，倾向SW。
煤层局部有薄层灰质夹矸，厚度0.05—0.2m不均等变化。
2.该工作面煤层厚度整体稳定，仅局部区域可能受原生冲刷影响，煤层厚度略有变化。
工作面靠近断层处因受断层和节理发育的影响，大断层以西100米范围内煤层内生裂隙发育且被方解石填充，煤层采掘过程中容易出现离层或片帮，容易引起煤层顶板冒落。
3.连采面回采区域煤层顶板向下0.8-1.8m范围内层理发育，层理面明显，连采过程中容易出现离层。
第三节煤层顶底板
工作面煤层顶底板情况见表3。
表3煤层顶底板情况表
顶底板名称
岩石名称
厚度（m）
特征
老顶
312左翼
粉砂岩、细砂岩
10～14
灰色灰白色成分以石英长石为主，细粒结构，厚层状构造，岩石风化裂隙发育。
312右翼
粉砂岩
3～5
直接顶
312左翼
粉砂岩
4m～6m
灰色灰白色成分以石英长石为主，局部风化破碎，裂隙发育。
312左翼
粉砂岩、细砂岩
5m～10m
伪顶
泥岩
0m～0.3m
灰黑色，富含植物化石。
伪底
泥岩、粉砂质泥岩
0~0.3
灰黑色，层理明显。
遇水易软化，富含植物化石。
直接底
粉砂岩、砂岩
8~11
灰色成分以石英长石为主，水平层理。
附图1：
工作面地层综合柱状图。
第4节地质构造
1、工作面整体构造简单，中部略有起伏变化。
工作面东部回风巷和运输巷末尾揭露采区大断层，其产状：
283°∠65°，推测断层落差10—13米。
对该工作面有一定影响。
2、大断层以西一定范围内节理比较发育，煤层内生裂隙大都为方解石填充，部分地段煤层顶板较破碎，并发育有离层。
第五节水文地质
一、含水层
本区位于矿区西部，地形南高北低，地形相对平缓，地面无大的建筑物，也无大的湖泊、河流等地表水体，潜水部分主要接受大气降水补给。
含水层为直罗组裂隙潜水、承压水（J2Z）,一般厚度25～40m，含水层主要为灰白色砂砾岩、粗中粒砂岩为主，次为粉砂岩及泥岩，钻孔涌水量0.293～0.506L/s，富水性弱。
水质类型为HCO3-Ca,或HCO3-Ca-Mg型水，矿化度210～370mg/L。
含水层顶部覆盖一层较厚的亚砂土和黄土，厚度5～45m；底部覆盖一层粉砂岩、泥岩及砂质泥岩，厚度10～25m；分别对含水层顶底形成隔水层。
二、涌水量
通过对之前工作面的涌水量观测与统计，结合本区具体地质地形情况采用经验比拟法预测本区正常涌水量为0.1～5m3/h，最大涌水量为15m3/h。
第六节影响回采的其他因素
一、影响回采的其他地质情况（表4）
表4影响回采的其它地质情况表
瓦斯及CO2
本区2-2煤层瓦斯含量甚微，每克可燃质（gγ）含氮气为0.36～8.86mm3，甲烷0～0.23mm3，重烃含量0。
自然瓦斯成分中，氮气占93.0～100％，二氧化碳占0～6.50％，甲烷占0～7.00％，煤层瓦斯分带属二氧化碳－氮气带。
瓦斯的局部聚集仍有瓦斯爆炸的潜在威胁性。
煤层爆炸指数
测试表明，本区2-2煤层火焰长度均大于400mm，岩粉用量在60%～75%之间，计算得出的煤层爆炸指数在15%以上，属于有爆炸性危险性的煤层。
煤的自燃
倾向性
本区煤层还原样着火点与氧化样着火点之差值在12~42℃之间,均属很易自燃煤层.
地温危害
结合本区实际采掘情况，本区煤层地温正常，无地热危害。
冲击地压
危害
本区煤层与岩层赋存条件较好，煤层埋藏深度也不深，且煤层顶底板硬度不大，因此采掘活动受冲击地压影响较小。
2、地质部门建议
1、工作面回采中过程中顶板若是较完好或顶板裂隙发育不强，采掘过程中一般不会有矿井涌水。
但当采掘影响大或是采后顶板塌陷范围大都会引起矿井涌水，建议回采前工作面排水设施、设备必须齐备、充足。
2、工作面煤层靠近断层附近伴生小节理发育，部分地方煤层顶板比较破碎，离层和片帮可能对回采有一定影响，建议在该区域回采时加强工作面顶板管理和支护工作。
3、该回采区域煤层爆炸指数较高，属易爆煤层，煤尘爆炸将是开采中的一大灾害隐患，建议开采过程中采取切实有效的防尘、降尘措施，防止因煤尘富集而发生事故。
4、连采过程中，注意探顶、底煤，观测煤层厚度变化情况。
如果遇到冲刷区，注意观测冲刷区范围，提前留设煤层顶煤厚度，避免出现连采冒顶的情况。
5、连采过程中注意煤层顶底板控制，避免破底伤顶以致岩石混入煤里影响煤质。
6、工作面回采时做好防治水日常管理工作。
第七节储量及服务年限
一、储量
（一）工作面工业储量
312左翼工作面工业储量约为33.73万吨，312右翼工作面工业储量约为21.76万吨，312工作面工业储量约为55.49万吨.
工作面可采储量
312左翼工作面可采储量约为16.02万吨，312右翼工作面可采储量约为10.48万吨，312工作面可采储量约为26.5万吨.
二、工作面服务年限
工作面服务年限约为4个月。
第二章采煤方法
第一节巷道布置
一、采区巷道布置概况
312左翼工作面共布置13条支巷，支巷正常长度为120m。
312右翼工作面共布置13条支巷，支巷正常长度为95m。
312工作面运输巷长度为330.5m，巷道断面为5.2m×3.6m。
312工作面回风巷长度为265.5m，巷道断面为4.6m×3.4m。
附图2：
工作面及巷道布置平面图。
第二节采煤工艺
一、采煤工艺
连采工作面的采煤包括支巷掘进和支巷回采。
（一）、掘进工艺
1、落煤工序：
选用12CM15-10D型连采机完成落煤工序。
1）掘进工作面循环进度：
最大空顶距为11m，最小空顶距为1m，循环进度为11m。
严格按正规循环作业，循环进度为11m，最大空顶距不能超过11m。
如果顶板状况不好、顶板煤岩层裂隙发育，顶板易跨落，执行短掘短支，必要时掘1m支1m。
无地质构造、无裂隙、无离层、无滑面发育、无顶板淋水、无矿压显现、无片帮、煤层不松软、顶煤留在1.2m～1.5m。
工作面锚杆支护质量符合要求并紧固到规定扭矩、巷道工作面工程质量符合要求。
当班班长和连采机司机必须时刻注意观察顶板状况，如在掘进过程中发现上述条件不完全满足时，则及时退机支护，防止发生冒顶事故。
连采机截割循环、截割方式：
掘进巷道前，司机开动连采机调整在巷道前进方向的左侧，并以激光中心线确定位置，开始向正前方煤壁截割，这一工序过程称为切槽，切槽工序完成后退出连采机，调整连采机到巷道另一侧，并以激光中心线确定位置，开始割剩余部分，这一工序过程称为采垛工序。
将连采机倒至一条支护完好的巷道内（无空顶），首先将连采机截割头调整至巷道顶板，将截割头切入煤体，然后逐渐调整截割头高度，从上向下切割煤体，当截割头割到煤层底板时，连采机稍向后退，进行拉底，使巷道底板平整，并装完余煤，再将连采机截割头调整在巷道顶板，接着进行下一个截割循环。
连采机完成从顶板至底板再到顶板这一过程就称一个截割循环，每进行一个截割循环工作面向前推进约1.2m。
这种截割循环反复进行，直至掘进进尺达11m，然后通过扫帮，直至达到巷道设计要求，扫帮时仍然按照前面提到的截割循环反复进行，直至最大空顶距达到11m。
为了确保设备、人身安全和煤质，提高掘进效率，在截割过程中必须留底煤掘进，（如顶板状况不好，可根据现场实际情况进行调整沿煤底板掘进），坚持正规循环作业。
然后将连采机倒至下一条巷道进行掘进（重复以上工序），同时在上一循环掘进的巷道内进行锚杆支护，这种循环掘进与支护反复进行。
2、装煤工序：
连采机采用自装煤方式。
连采机上装有收集头机构和中部输送机。
连采机截割时，煤落入收集头机构，通过耙爪连续运转，将煤耙入中部运输机转运到等候在连采机后面的梭车。
运煤工序：
工作面采用梭车运煤。
梭车往返于连续采煤机和给料破碎机之间，将连续采煤机采出的煤运至给料破碎机上，再由破碎机转运至胶带输送机运出。
4、清理浮煤工序：
采用防爆铲车清理巷道中的浮煤、淤泥，清出的浮煤必须上系统，禁止乱倒。
清出的淤泥或矸石先排至指定地点，确保巷道干净、畅通。
5、各工种之间的配合：
在正规循环作业中，连采机司机应在梭车停稳接煤时立即开机装煤或割装煤，梭车空车尽可能及时运行到连采机后面等待装煤，以提高连采机的工作效率，梭车严格按照规定的空、重车行走路线行走（靠支巷前进方向的左帮行走）；连采机退出后，锚杆机便立即进入进行支护作业；破碎机司机应保证梭车及时卸煤、破碎、拉出，不影响生产。
总之，各工种作业人员应互相协调尽可能安排平行作业，充分利用工时，提高生产效率，特别要坚持正规循环作业，确保工作面安全生产和设备高效运转，从而实现稳产、高产。
3、回采工艺
1、支巷回采遵循“掘二采一”的原则，即回采时后一条支巷必须与312回风巷贯通，待第一条支巷回采结束后，掘进第三条支巷。
每3条支巷为一组，每2组支巷中第1组支巷的第3条支巷与第2组支巷中第1条支巷留设15米煤柱。
2、相邻支巷口与支巷口之间的中心距离为14.4m，支巷间煤柱垂直宽度为9m，采硐与支巷成35°角回采，回采深度为11m（由采硐开口中心量至采硐里端中心），每刀煤回采宽度为3.3m。
苏家壕煤矿通往石疙台的公路周围15米的范围不可回采，防止采空区塌陷，损坏公路。
3、支巷掘进高度为4.0m，宽度为5.4m。
4、支巷采用单翼后退式回采，支巷回采时，采硐与采硐之间留设1.3～3.1m的小煤柱护顶（采取不均匀布置），如果顶板有构造或其它特殊地质条件以及压力显现严重时，必须及时调整小煤柱的尺寸到3～5m。
支巷回采时必须按由里向外的顺序进行后退回采，回采5个采硐后再对前面4个采硐及相应支巷段进行拉底，拉底后底煤厚度为≤0.5m。
拉底后必须用防爆铲车及时清理采硐及支巷浮煤，清理完浮煤以后，不得在采硐内停留或二次进入采硐内回采，严禁任何人进入采空区。
附图3：
连采机进刀方式示意图、正规循环截割11m与支护顺序图
附图4：
支巷回采示意图
二、工作面正规循环生产能力
巷道掘进时按正常段循环进度11m计算:
（1）掘进时，循环进尺为11m，生产班每班完成2个循环，检修班完成1个循环，全天完成5个循环，掘进进尺55m。
（2）按高4m、宽5.4m计算，掘进日产量:
55×4×5.4×1.25=1485（t）
（3）每月按30天生产时间算，掘进月产量：
1485×30=44550（t）
（4）支护品架设数量计算方法及要求：
所有支护材料在队内要有基础台帐，规格型号、供货渠道、数量及合格证等要有记录，否则不予使用。
支护品架设数量每掘100m消耗锚杆400套，树脂400支。
回采时:
（1）回采时，循环进尺为11m，按高4.5m×宽3.3m计算，每循环可出煤204.19t，每班正常生产时生产班可回采4个循环，出煤816.75t；
每循环产量计算:
4.5×3.3×1.25×11≈204.19（t）
（2）生产班每班回采4个循环，全日可回采8个循环，可出煤1633.52t。
回采日产量计算:
204.19×8=1633.52（t）
（3）每月按30天生产时间算，全月回采时可出煤49005.6t。
回采月产量计算：
1633.52×30=49005.6（t）
每月的煤量以掘进回采循环比为7：
5计算，则每月掘进17.5天，回采12.5天，因而每月产量如下:
（1485×17.5+1633.52×12.5）=46406.5（t）
每月正常生产率按90%计算，可产煤41765.85t。
第三节设备配置
此次回采，采用连采机及其配套设备进行回采。
选用壹台12CM15-10D型连采机来完成割煤和装煤工序，选用壹台CMM25-4四臂型锚杆机完成锚杆的打眼和安装工作，采用循环锚杆支护的掘、支工艺进行施工。
选用壹台PZL460-150型履带式给料破碎机完成煤的破碎与转载工作。
选用SASC1120型梭车将连采机采出的煤转运至破碎机，破碎机运出的煤通过Dsj-1000胶带输送机运出。
选用壹台防爆铲车来完成材料、设备的运送和搬移以及巷道浮煤的清理等工作。
从而形成连采机掘进回采工作面割煤、装煤、运煤、支护、材料、设备搬移以及巷道浮煤清理等工序全部机械化作业的施工方法。
各设备参数见下表。
表512CM15-10D型连采机主要技术特征表
技术特征
主要参数
技术特征
主要参数
外形尺寸
（长×宽×高）
11050×3300×2100mm
输送机宽度
762mm
截割滚筒直径
1120mm
总功率
553Kw
截割宽度
3300mm
电压
1140V
截割头转速
50转/分
采高
2.675～4.6m
行驶速度
最大0.33m/s
溜子摆动角度
±45°
工作倾角范围
±17°
总重量
58.3T
采煤能力
15～27T/min
生产厂家
美国久益公司
表6SASC1120型梭车主要技术特征表
技术特征
主要参数
技术特征
主要参数
外形尺寸
（长×宽×高）
8890×3050×1310mm
回转外半径
回转内半径
6294mm2463mm
额定电压
1140v电源
最大载重
13.6T
输送电机功率
18.9KW
行走电机功率
2×22Kw
卸载时间
28s
总质量
19T
行走速度空、重
8、7.2Km/h
生产厂家
美国久益公司
表7PZL460-150型履带式转载破碎机主要技术特征表
技术特征
主要参数
技术特征
主要参数
外形尺寸
（长×宽×高）
9144×3632×965mm
泵站电机功
泵站电机电压
75Kw
660V
给料斗容积
6.51m3
破碎电机功率
75KW
履带行走速度
15.32m/min
破碎电机电压
660V
输送能力
460T/h
重量
28.08T
刮板速度
0.46m/s
生产厂家
太原煤科院
表8Dsj-1000型胶带输送机主要技术特征表
技术特征
主要参数
技术特征
主要参数
运输能力
600T/h
运输带规格
1000×8mm
运输距离
1000m
运输带速度
2m/s
主电机型号
JSB-90
液力偶合器
YL-500
主电机电压
660V
传动滚筒直径
630mm
主电机功率
160Kw
传动滚筒个数
2个
主电机转速
1475r/min
整机重量
93.5T
表9工作面其他电器设备特征表
序号
设备名称
规格型号
台数
功率（KW）
1
局部通风机
FDBY-№6.0/18.5×2
2
2×18.5
2
潜水泵
QBS-15/30
3
4
3
激光指向仪
YHJ-800A
2
4
移动变电站
KBSGZY-1000/6/1.14
1
5
移动变电站
KBSGZY-500/6/0.69
1
6
风机专用移变
KBSGZY-315/10/0.69
1
7
真空电磁启动器
QJZ-315/1140（660）
1
8
馈电开关
KBZ-200/1140
1
9
馈电开关
KBZ-400/1140
1
10
风机开关
QBZ-30/660
2
11
照明综保
ZBZ-4.0
2
12
水泵开关
QBZ-30
3
表10CMM25-4型矿用四臂锚杆钻车主要技术特征表
技术特征
参数
技术特征
参数
外形尺寸
6270×3400×5100
电压等级
1140V
总功率
110Kw
底部间隙
0.343mm
机重
43T
最大爬移坡度
12°
油箱容积
576L
行走速度
35m/min
支护高度
2.0～4.887m
生产厂家
太原煤科院
附图5：
连采工作面设备布置示意图
第三章顶板控制
第一节支护设计
本工作面选用锚杆支护。
由于锚杆支护作用原理及受力状态的复杂性，锚杆支护参数的解析计算多以工程类比法及经验并结合理论计算来确定锚杆支护参数。
这里按悬吊理论计算锚杆参数。
一、锚杆的长度计算：
L＝KH+L1+L2
式中：
L——锚杆长度，m；
H——冒落拱高度，m；
K——安全系数，一般取K＝2；
L1——锚杆锚入稳定岩层的深度，一般可按经验取为0.3m；
L2——锚杆在巷道中的外露长度（钢带厚度＋托盘厚度＋螺母厚度＋0.02～0.05），L2取0.07m。
冒落拱高度按下式估算，即
H＝B/2f
式中：
B——巷道宽度，取5.4m；
f——普氏岩石坚固性系数，查岩石坚固性分级表取f＝4。
H＝B/2f＝5.4/（2×4）＝0.675m
L＝KH+L1+L2＝2×0.675＋0.3＋0.07＝1.72m
类比我队在之前施工过程中支护的实际情况，故选择φ16×2100mm一次性紧固锚杆。
二、锚杆的间、排距计算：
a＝（Q/KHγ）1/2
式中：
a----锚杆的间、排距，m；
Q----锚杆的设计锚固力，50kN；
K----安全系数，取2。
H----冒落拱高度，H取0.675m；
γ----被悬吊岩石的重力密度，取γ＝21kN/m3。
a＝（Q/KHγ）1/2＝〔50/（2×0.675×21）〕1/2＝1.33m
根据以往经验，故支巷锚杆间、排距选为1.2m×1.0m。
附图6：
支巷支护断面示意图。
第二节工作面顶板控制
一、正常工作时期顶板支护方式
正常工作时期，支巷顶板采用锚杆支护，采硐与采硐间留设1.3～3.1m的支撑煤柱。
二、特殊支护方式
过地质构造时，采取特殊支护方式，支巷顶板采用锚杆、网片联合支护，每采3条支巷留设15m的隔离煤柱，在工作面运输巷与回风巷各砌筑一道密闭。
三、特殊时期的顶板控制
回采时，采硐间留设3～5ｍ的大煤柱；回采结束后，两组支巷间砌筑防爆密闭。
第三节矿压观测
一、矿压观测内容
使用312运输巷与312回风的顶板离层仪，定期观测顶板下沉量。
二、矿压观测方法
每掘进两条支巷，在后一条支巷开口处安设一台顶板离层仪，每周观测一次顶板离层仪的数值，如发现异常，每天进行观测一次，达到警戒值时，采取特殊支护。
第四章生产系统
第一节运输
一、运输设备及运输方式
（一）运煤设备及装、转载方式
工作面采用梭车运煤。
梭车往返于连续采煤机和给料破碎机之间，将连续采煤机采出的煤运至给料破碎机上，再由破碎机转运至胶带输送机运出。
（2）辅助运输设备及运输方式
工作面运料，人员上、下班利用防爆车运输。
2、运煤路线
运煤路线：
工作面的煤→312胶带运输巷→三采区集中运输巷→209-2皮带运输巷→盘区胶运巷→主胶运大巷→地面煤仓。
三、辅助运输路线
辅助运输路线：
地面→副斜井→盘区辅运→209-1辅运巷→三采区集中运输巷→313运输顺槽→312连采工作面
附图7：
运输系统示意图。
第二节“一通三防”与安全监控
1、通风系统
（一）通风方式及风机安设位置
连采机工作面支巷掘进采用局部通风机压入式通风，支巷回采时是矿井全负压通风。
本工作面设置两台局部通风机，局部通风机设在312胶带运输巷口，局部通风机安设距掘进巷道入风口不得小于10m，全风压供给该处的风量必须大于局部通风机吸入的风量，避免发生循环风（具体详见通风系统图）。
风筒采用直径800mm的柔性胶质风筒，风筒均用8#铁线吊挂在顺槽前进方向顶板靠帮一侧锚杆上，风筒接口严密，逢环必挂，吊挂平直，风筒不得落地。
I、风量计算
1.按瓦斯涌出量计算：
Q1=100qk=100×0.31×2=62m3/min。
式中：
Q1—掘进工作面所需要的风量；
q—掘进工作面回风流中瓦斯的绝对涌出量，瓦斯为0.31m3/min;
k—瓦斯涌出不均衡通风系数，低瓦斯矿井取2.0。
2.按工作面每班工作最多人数计算：
Q3=4n=4×24=96m3/min。
式中：
4—每人每分钟需风量，m3/min。
3.巷道掘进时所需风量：
Q掘=1.34Q局I=250×2×1.34=670m3/min。
式中：
I—掘进工作面局部通风机数量；
4.按风速进
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