16161采煤作业规程1.docx
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16161采煤作业规程1
国投煤炭郑州能源开发有限公司
教学三矿
采煤工作面作业规程
工作面名称：
16161
施工单位：
采二队
总工程师：
王彬
编制人：
王俊伟
编制时间：
2013年12月02日
作业规程审批表
单位
审批意见
审批人及日期
施工单位
生产技术部
机电运输部
综合调度室
通风科
安监科
机电矿长
生产矿长
安全矿长
总工程师
作业规程会审记录
工作面名称
会审日期
会审地点
主持人
部室、区队参加会审人员：
生产技术部
机电运输部
综合调度室
通风科
安监科
采二队
总工程师
矿领导：
会审意见：
目录
第一章概况1
第一节工作面位置及井上下关系1
第二节煤层1
第三节煤层顶底板3
第四节地质构造3
第五节水文地质3
第六节影响回采的其他因素4
第七节储量及服务年限5
第二章采煤方法6
第一节巷道布置6
第二节采煤工艺7
第三节设备配置11
第三章顶板控制11
第一节支护设计11
第二节工作面顶板控制15
第三节进、回风巷及端头顶板控制16
第四节矿压观测18
第四章生产系统19
第一节运输系统19
第二节“一通三防”与安全监控系统21
第三节排水系统28
第四节供电系统28
第五节通信照明系统32
第五章劳动组织及主要经济技术指标33
第一节劳动组织33
第二节作业循环34
第三节主要经济技术指标35
第六章煤质管理36
第七章安全技术措施37
第一节一般规定37
第二节顶板管理49
第三节防治水56
第四节爆破管理57
第五节“一通三防”及安全监控62
第六节运输管理62
第七节机电管理68
第八节其他75
第八章六大系统及避灾路线76
第一章概况
第一节工作面位置及井上下关系
16161采煤工作面北邻16101采煤工作面采空区，东邻煤层实体，西邻16121采煤工作面采空区。
南邻西皮带巷，具体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
+40
采区名称
16采区
地面标高
+400m～+450m
井下标高
+49m～+60m
地面相
对位置
16161工作面对应地表内有一建筑物，地面多为荒地、农田，局部基岩裸露。
地貌北高、南低、西高、东低。
井下位置
及四邻
采掘情况
16161工作面北邻16101采煤工作面采空区，东邻煤层实体，西邻16121采煤工作面采空区，南邻西皮带巷。
回采对地面
设施的影响
回采对地面影响不大。
可采长度
350m
工作面长度
28—100m
86.7
面积
30370㎡
第二节煤层
本工作面设计开采煤层为二1煤层，黑色、鳞片状，玻璃光泽，光亮型，通过16161进、回风巷掘进揭露情况分析，该工作面内二1煤层覆存较稳定，局部为薄煤带，煤层厚度在0.5～11.0m之间。
具体情况见表2。
表2煤层情况表
煤层厚度/m
0.5~11.0
5.0
煤层结构
简单
煤层倾角/（0）
0～10
5
开采煤层
二1
硬度
较硬
煤种
贫煤
稳定程度
较稳定煤层
煤层情
况描述
该工作面煤层为二1煤，黑色，粉末状，玻璃光泽，半亮型。
煤厚平均5.0m，属厚煤层。
煤层倾角平均5º，属近水平煤层。
图116161采煤工作面顶、底板岩性综合柱状图
第三节煤层顶底板
表3煤层顶底板情况表
顶、底板名称
岩石名称
厚度/m
特征
直接顶
中粒砂岩
7.5
深灰色，层面富集云母及炭质上部夹泥岩条带。
直接底
细砂岩
2.25
深灰色，夹砂质泥岩条带，层面有较多的白云母片。
老底
砂质泥岩
2.9
深灰色，含星点云母，具斜层理。
第四节地质构造
一、断层情况以及对回采的影响
根据现有巷道揭露资料和勘探钻孔资料分析，该工作面推进过程中可能揭露小断层构造，局部底板起伏较大，给回采过程中煤质管理带来一定影响。
二、褶曲情况以及对回采的影响
根据现有巷道揭露情况和勘探钻孔资料分析，该工作面为单斜构造，对正常回采影响不大。
第五节水文地质
一、影响该工作面回采的水文地质因素
（一）含水层（顶部和底部）及影响该工作面回采的水文地质因素分析；
（1）底板水：
底板渗水不明显，对回采影响不大；
（2）顶板水：
根据临近工作面采掘情况分析，该工作面顶板砂岩含水层富水性弱，易疏干，回采时局部会出现少量顶板淋水现象，对工作面的回采影响不大；
（3）老空水：
无；
（4）钻孔水：
该工作面距11201钻孔较近，回采期间需验证该钻孔的封孔情况。
（二）涌水量
（1）正常涌水量0.5～1.0m3/h。
（2）最大涌水量1.0～2.0m3/h。
（三）防治水措施
根据上述分析，特制定以下防治水措施：
（1）地测科每月对工作面地质及水文地质进行预报，并下发给施工单位。
（2）加强水情观测，回采过程中有出水征兆时及时撤人并向地测科、综合调度室汇报。
（3）工作面回采期间，保证工作面排水系统完整、可靠。
（4）工作面回采时，加强现场管理，严格按照各项措施施工。
第六节影响回采的其他因素
一、影响回采的其他因素
表4影响回采的其他因素
瓦斯
绝对瓦斯涌出量预计为0.34m3/min左右，回采时应加强通风管理和瓦斯监测工作。
局部煤厚地段、瓦斯涌出量将有所增加。
煤尘爆炸性
根据我矿煤尘爆炸性鉴定火焰长度超过10mm，具有爆炸性，应加强防尘工作。
煤的自燃性
具有自燃倾向，属于
类不易自燃煤层
地温危害
地温正常，无异常高温区
冲击地压危害
地压正常，无异常应力集中区
二、地质部门对工作面回采过程中的具体建议
（一）该工作面水文地质条件简单，做好防排水工作，防患于未然。
（二）回采时沿底回采，放净顶煤，提高工作面回采率。
（三）工作面内局部煤层厚压力较大，易导致片帮、掉顶，在回采时要加强煤层注水，确保安全生产，底板较松软，防止支柱下沉。
（四）回采时地测科要加强地质及水文地质观测，回采过程中若发现地质条件变化等情况及时调整回采方案。
（五）局部煤层厚度变化频繁，根据煤层情况要及时补充专项措施。
（六）通风系统应合理、可靠。
（七）回采过程中应加强煤质管理。
第七节储量及服务年限
一、储量
工业储量：
350×86.7×1.38×5=209380.5t
可采储量：
209380.5×93%=194723.8t
二、采煤工作面服务年限
工作面服务年限=可采储量÷月设计产量
=194723.8÷30500=6.3月
第二章采煤方法
第一节巷道布置
一、采煤工作面及巷道布置
16161采煤工作面进风巷用于进风、行人、运送物料，工作面回风巷用于回风及运输。
进、回风巷采用矿工钢对棚支护（梯形），支护规格2.2m×2.6m，巷道下宽4.2m，净高2.3m，巷道净断面积7.4m2。
切巷采用ZH1600/16/24Z型整体顶梁组合悬移液压支架支护工作空间。
二、巷道布置
图216161采煤工作面位置及巷道布置平面图
图316161采煤工作面支架布置平面图
第二节采煤工艺
一、采煤方法
采用倾斜长壁后退式放顶煤采煤法。
二、工艺流程
打眼→注水→打眼→放炮→提后柱→移架采煤→移站前柱→放顶煤→移溜子→交接班→检修。
三、采高和循环进度
1、采高：
工作面沿底回采，正常回采期间，采高控制在2.0～2.4m之间，平均2.2m；如局部变薄，可沿顶破底回采，采高不得低于1.8m，特殊情况措施另补。
2、循环进度：
0.8m。
四、落煤
1、落煤方式：
放炮与手镐落煤相结合。
2、炮眼布置：
（1）打底时采用三花眼布置，眼深1.0m，顶眼装药量200g/眼，封泥长度不能小于0.5m，底眼装药量200g/眼，封泥长度0.6m；底岩眼：
每棚一个，眼深1.1m，装药量300g/眼，封泥长度不小于0.5m，炮眼不得超过37个，最大装药量为11.25kg。
（2）全岩时采用对眼爆破，眼深不低于1.1m，装药量：
顶眼400g/眼，封泥长度不低于0.5m，底眼：
400g/眼，封泥长度不小于0.5m，炮眼不得超过28个，最大装药量为11.25kg。
（3）挑顶时采用倒三角眼（单独挑顶时，仅用上部炮眼）爆破，眼深1.1m，装药量300g/眼，封泥长度不小于0.5m，炮眼不得超过37个，最大装药来量为11.25kg。
如遇顶板破碎、冒顶时严禁打顶眼。
遇破碎带、老巷严禁顶眼放炮。
炸药使用三级煤矿许用乳化炸药，雷管为煤矿许用毫秒延期电雷管。
以上情况若遇煤层、岩层变软时必须适当减少炮眼数量或装药量。
3、装药方式为：
正向装药。
4、起爆方式为：
一次起爆。
图416161采煤工作炮眼布置图
五、装运煤
工作面放炮后，由人工将破落的煤装入刮板输送机，由刮板输送机运出工作面；运输巷采用刮板输送机、带式输送机运煤。
六、工作面支护及采空区处理
（一）工作面支护
支护形式：
采用ZH1600/16/24Z型整体顶梁组合悬移液压支架，每架四柱，正常生产时，棚架中心距1000mm±20mm，两端悬移支架长4000mm，普通支架长2800mm，放顶步距800mm。
（二）采空区处理
工作面采用全部垮落法管理顶板。
七、采煤工作面正规循环生产能力
W=L×S×H×R×C
=100×0.8×5.0×1.37×93%
=509.6t
式中：
W——工作面正规循环生产能力，t；
L——工作面循环长度，m；
S——工作面循环进尺，m；
H——工作面平均煤厚，m；
R——煤的容重，t/m3；
Ｃ——采出率，%
第三节设备配置
表5工作面机电设备配置表
设备名称
规格型号
单位
数量
主要技术参数
备注
风钻
YT28
台
2
工作压力0.4-0.63MPa
一台
备用
手持气动钻
ZZI-21/2
台
2
工作压力0.50MPa
额定转速900r/min
负荷耗气量54L/S
一台
备用
工作面刮板输送机
SGB-630/150c
部
1
额定电压660V
额定功率2×75KW
输送量250t/h
链速0.868m/s
机巷刮板输送机
SGB-630/150C
部
1
额定电压660v
额定功率75kw
输送量250t/h
链速0.868m/s
乳化液泵站
BRW125/31.5
台
2
额定工作压力31.5MPa
额定流量125L/min
电动机功率75kw
一台
备用
机巷皮带输送机
STJ--800
部
1
额定电压660v
额定功率:
30＋30kw
输送量400t/h
第三章顶板控制
第一节支护设计
一、矿压参数
参考本煤矿矿压观测资料，选择本工作面矿压参数。
表6煤层矿压观测选择或预计本工作面矿压参数参考表
序号
项目
单位
同煤层实测
本面选取或预计
1
顶底板条件
直接顶厚度
m
7.5
直接底厚度
m
2.25
2
直接顶初次垮落步距
m
随采随落
3
初次来压
来压步距
m
12~18
最大平均顶底板移近量
m
0.2
来压显现程度
不明显
4
周期来压
来压步距
m
10~15
最大平均顶底板移近量
m
0.1
来压显现程度
不明显
5
平时
最大平均支护强度
KN/m2
367.29
最大平均顶底板移近量
m
0.1
6
直接顶悬顶情况
m
无
7
巷道超前影响范围
m
10
二、支护强度的计算
（1）采用经验公式计算
Pt=9.81hrk
=9.81×2.4×2.6×6
=367.29KN/m2
式中：
Pt---工作面合理的支护强度，KN/m2;
h---采高，2.4m；
r---顶板岩石重力密度，2.6t/m3；
k---工作面支柱应设支护的上覆岩层厚度与采高之比，一般为4-8，该处取6；
（2）支柱实际支撑能力确定
Rt=kg×ks×kb×ka×kh×R
=0.99×0.95×0.90×1.0×1.0×400
=338.58KN/柱
式中：
Rt---支柱实际支撑能力，KN；
kg---工作系数，0.99；
ks---增阻系数，0.95；
Kb---不均匀系数，0.90；
Ka---倾角系数，1.0；
Kh---采高系数，1.0；
R---支柱额定工作阻力，400KN；
（3）工作面合理的支护密度
N=Pt/Rt
=367.29/338.58
=1.08柱/m2
式中：
N---支柱的支护密度，柱/m2；
Pt---合理的支护密度，367.29KN/m2；
Rt---支柱实际支撑能力，338.58KN/柱。
（4）支护设备选择。
根据上述有关参数，结合采高等因素，16161工作面选用ZH1600/16/24Z型整体顶梁组合悬移液压支架支护。
（5）合理控顶距的选择，最大控顶距3.6m，最小控顶距2.8m。
（6）支架实际支护密度计算
N=4根/2.8m2=1.43根/m2＞N=1.08根/m2,支架实际支撑强度大于所需要的支护强度。
二、乳化液泵站选型
（一）根据16161工作面选用的ZH1600/16/24Z型整体顶梁组合悬移液压支架的各项技术参数，该工作面选用规格型号为BRW125/31.5的乳化液泵两台，能满足生产需要。
（一台备用）
（二）液压管路：
泵站→16161进风巷→16161工作面。
（三）泵站及管理要求
1、泵站设备的维修管理由机电队负责，管理措施、质量要求及管理制度由机电队制定并严格按照要求实施。
2、泵站司机必须持证上岗，严格执行操作规程及交接班制度，必须配带乳化液浓度计并认真填写乳化液浓度检查记录。
3、泵压28MPa，乳化液浓度在3%—5%之间，有配比和检测手段，且泵站周围不得有积水、杂物。
4、油箱必须有过滤网，正常情况下油箱盖必须盖好。
5、泵箱的自动给液装置应配备齐全完好，严禁开空泵。
6、开泵前检查泵站和液压系统各部件，达不到完好标准不准开泵。
7、注液枪及管线设专人管理维护，管线要吊挂整齐，注液枪使用后应悬挂在人行道两侧，不得放在地上。
8、液压管路无跑、冒、滴、漏现象，密封圈和油管损坏后及时更换。
9、泵压由检修工根据实际调定，其他人员不得调整；正常情况下只准开一台泵，另一台泵备用，若有损坏及时维修。
10、更换液压管或密封圈时，应停油泵或关闭断路阀。
11、加强液压泵用水的水质及油脂管理，及时清理泵箱和过滤网，保证液压管路畅通。
第二节工作面顶板控制
一、控顶方法
（一）悬移支架及顶板管理参数见表7
（二）护顶方法
采用整体顶梁组合悬移支架进行护顶。
表7悬移支架及顶板管理参数
名称
单位
指标
名称
单位
指标
支架高度
m
1.6-2.4
支架数量
架
100
支架宽度
m
0.96
支架最大件
重量
Kg
600
支架长度
m
2.8～4
支架重量
Kg
1600
支架行走步距
m
0.8
工作液
乳化液，M-10乳化油浓度3%～5%
最大支架长度
4000mm
棚架中心距
1000±20mm
最小支架长度
2800mm
顶底板移近量
＜100mm
放顶步距
800mm
伞檐长度
＜250mm
二、移架放顶方法
（一）移架方式
采用人工操作液压的方法进行移架站柱，全部垮落法管理顶板，为保证推进过程中相邻两架支架不咬架，在移架时都要以机头支架为移架基准。
（二）移架顺序
卸载老塘柱、稍降煤墙柱→移顶梁（收伸缩梁）→升柱→移托梁。
第三节进、回风巷及端头顶板控制
一、端头支护
工作面进风巷机尾采用1架步移端头支架，端头支架总长约6.84m，宽0.96m。
端头支架随工作面推进迈步前移，端头支架尾端必须抬住切顶线位置的工字钢棚梁逐步前移，迈步顺序为煤墙侧腿先抬起迈步0.5米左右，然后再迈步行人侧，两次迈步到位。
工作面机尾安全出口采用3架ZH1600/16/24Z型整体顶梁组合悬移支架（支架长4米，宽0.96米），安全出口长度不小于3.5m，高度不低于1.8m。
为方便支架架间距调节，端头支架与悬移支架间采用1-4对单体柱配π型钢梁进行支护。
工作面回风巷为下端头，下端头采用1架步移端头支架，端头支架总长6.84m，宽0.96m，端头支架随工作面推进迈步前移，下巷端头支架尾端必须抬住切顶线位置的工字钢棚梁逐步前移，迈步顺序为煤墙侧腿先抬起迈步0.5米左右，然后再迈步行人侧，两次迈步到位。
机头安全出口采用4架ZH1600/16/24Z型整体顶梁组合悬移支架（支架长4米，宽0.96米），安全出口长度不小于4m，高度不低于1.8m。
为方便支架架间距调节，端头支架与悬移支架间采用1-4对单体柱配4mπ型钢梁进行支护。
二、两巷及超前管理方法
单体液压支柱配2.4mπ型钢梁沿进、回风巷布置，一梁三柱，拉线管理。
进风巷靠两帮各打设一排，进风巷另一侧打设一排，靠工作面侧超前不少于20m，另一侧超前不少于10m，支柱穿齐柱鞋，拴齐拴牢防倒链，支柱初撑力不低于5MPa。
回风巷靠刮板输送机一侧打设一排，回风巷另一侧打设一排，靠工作面侧超前不少于20m，另一侧超前不少于10m，支柱穿齐柱鞋，拴齐拴牢防倒链，支柱初撑力不低于5MPa。
三、工作面上、下出口及两巷维护要求
（一）加强上、下巷出口管理，自工作面煤壁线向外20m范围内，保持巷道净高不低于1.8m，行人侧宽度不低于0.8m。
（二）超前支护20米范围内无杂物堆积，无烂帮烂顶现象，断面满足通风、行人、运料要求。
（三）加强巷道维护，发现棚子变形、片帮、漏顶要及时维护，确保两巷支护完整，无空帮空顶。
（四）加强支护抬棚必须一梁三柱，保证支柱完整无缺，成一直线，支柱初撑力达到5MPa。
（五）使用单体柱必须采取防倒措施，禁止有失效支柱，漏液支柱及时更换。
（六）支设沿空留巷支架抬棚必须有班干部现场指挥，随时处理遇到的问题。
（七）巷道无积水，无浮矸杂物，柱梁、材料、设备等必须挂牌管理，固定地点堆放整齐，严禁乱堆、乱放。
（八）回出的工字钢及从工作面运出的失效柱、达到20根时，要及时运走，不得影响通风、行人及运输。
第四节矿压观测
一、工作面的矿压监测
（一）矿压监测工作必须按要求执行，切实掌握支护质量和顶板动态，把好安全关。
（二）安装工作面和初采初放期间，支架必须根根监测，正常回采期间，第一排（煤墙侧）支架的监控率不低于30%，第二排（老塘侧）不低于10%，有重点有选择的监测，发现达不到要求应及时补液。
（三）工作面煤墙、老塘柱每隔10架安装一个支柱压力表，两块测压表之间相隔5架，压力观测以此支柱为参考，工作面支柱必须保持全承载,初撑力不低于20MPa。
（四）当工作面压力增大时，要查明原因并采取相应的措施进行处理。
当工作面支架有卸载情况时，要及时查明原因，现场及时处理，当班处理不了的要及时汇报综合调度室。
当工作面有接顶不实或伸缩梁无法伸缩时，要及时处理，使其接顶严密，并平行于顶板。
（五）值班人员将每班反馈的信息，向队长汇报，由队长负责安排在班前会上向职工及时贯彻，分析原因，并提出处理意见。
（六）技术员必须对支柱压力进行认真检监测，认真填写，不得滥造数据，升井后及时将数据交区队值班室。
（七）对工作面上、下端头顶板破碎带、冒顶区等异常地段的支柱根根三班监控，以加强对事故多发点和危险区域的管理。
（八）支柱初撑力不应低于额定值的80%。
二、支护质量监测
监测内容要包括柱工作压力、煤壁片帮情况、梁端距、采高及老塘侧顶板冒落情况，两巷单体支柱工作压力、超前支护质量等。
三、观测时间要求
（一）两巷：
观测至工作面推进停采线止。
（二）支护质量监测：
整个生产期间。
第四章生产系统
第一节运输系统
一、出煤系统
（一）运输设备及运输方式
工作面回采出的煤通过工作面刮板输送机、回风巷刮板输送机和皮带巷带式输送机运至煤仓。
（二）运输路线
运煤路线：
工作面出煤→工作面刮板输送机→顺槽刮板输送机→16161皮带输送机→西皮带→主井煤仓→主井→地面。
二、运料系统
工作面需要的材料、设备等物资由副井→井底车场→西轨道巷→16161风桥→16161进风巷→16161工作面。
（出料：
反向进行）
图516161采煤工作面运输系统图
第二节“一通三防”与安全监控系统
16161采煤工作面回采期间，须保证进、回风巷的巷道断面，保证工作面所需风量。
一、通风系统
（一）通风方式
回采工作面采用独立U型通风，通风动力由主井主扇提供。
（二）工作面通风路线
（1）新鲜风流：
地面→副井→西轨道巷→16161风桥→16161进风巷→工作面。
（2）回风流：
工作面→16161回风巷→西皮带巷→上仓皮带巷→主井→地面。
（三）工作面通风设施
1、三组永久性风门、一道风桥、二组测风站。
2、设施安装位置：
风门分别建在16161风桥与16101皮带巷联络巷内、16161进风巷与16101皮带巷联络巷内、16161进风巷与西皮带巷联络巷内，要求风门必须连锁，严密不漏风，风门前后各5米巷道完好、无杂物堆积。
3、风桥构筑于16风桥跨越16101皮带巷与16161进风巷连接，要求风门前后各5米支护完好，无杂物堆积。
4、测风站构筑于16161进、回风巷巷道内各一组，具体位置有通风队定，要求测风站前后各5米支护完好，无烂帮帮烂顶现象，无杂物堆积。
（四）风量确定
依据邻近回采工作面瓦斯资料，预计16161采煤工作面回采期间最高瓦斯绝对涌出量为0.34m3/min，结合具体情况，按以下方法计算16161工作面需风量。
（1）按瓦斯涌出量计算：
Q采=125×Q绝×K
=125×0.34×1.2
=51m3/min
Q采工作面实际需风量m3/min；
Q绝―工作面瓦斯绝对涌出量m3/min；
K―工作面通风系数取1.2。
（2）按工作面气候条件计算
Q采=60×70%×Vcf×Scf×Kch×Kcl
=60×70%×1.0×7×1.1×1.0
=323m3/min
Q采---工作面实际需风量m3/min；
Vcf---工作面风流温度与风速对应数据（风速）；
Scf---工作面平均断面；
Kch---工作面采高调整系数；
Kcl---工作面长度调整系数；
（3）按炸药耗量计算
Q采=25×A
=25×11.25
=281.25m3/min
A---工作面一次爆破的最大炸药用量，Kg；
25---每Kg炸药爆破后需要供给的风量，m3/（min.Kg）
（4）按工作面人数计算
Q采=4×N
=4×50
=200m3/mi
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