14031作业规程2.docx
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14031作业规程2
第一章工作面概况
第一节工作面位置及井上下关系见表1
水平名称
+155m水平
采区名称
14采区
地面标高
+336.5～+340.7
工作面标高
+44～+62m
地面相对位置
地面位于副井的西南部,为丘陵农田，无其它建筑设施。
回采对地面设施的影响
为走向回采，对地面建筑物无影响。
井下位置及与四邻关系
东为14092工作面采空区以及原本矿采空区，南为告成矿采空区，西为告成矿采空区，北部为14扩大区皮带下山。
走向长度
（m）
387
倾斜长度
（m）
70
面积
（m2）
27090
第二节煤层赋存特性
一、煤层
本工作面设计开采煤层为二1煤层，通过地质资料分析煤层赋存情况见表2
煤层厚度
（m）
1.6-5.1
3.35
煤层结构
简单
煤层倾角
（°）
0-15
8
开采煤层
二1
煤种
贫煤
稳定程度
稳定
煤层情况描述
该工作面开采煤层为二1煤层，黑色、粉未状、半亮壳型，原生构造受断层影响而遭破坏，层理不清、煤层厚度变化较大。
煤层工业牌号为贫煤，属稳定煤层
顶、底板名称
岩石名称
厚度（m）
岩性特征
直接顶岩性
断层泥
1.65~7.95
5.5
灰色灰绿色，成份混杂，受挤压较破碎，强度较低。
直接底岩性
粉砂岩
9.74~11.3
10.2
灰黑色，含大量白云母片，局部有少量方解石脉晶体，夹条带状泥岩。
老底
L8灰岩
2.2~2.8
2.5
灰色，隐晶质结构，含蜓科化石，裂隙发育并充填方解石脉。
瓦斯绝对涌出量
1.83m3/min
瓦斯相对涌出量
4.39m3/t
煤尘爆炸指数
13.63%
煤层自燃发火期
Ⅲ类
附图：
14131工作面煤层综合柱状图。
第三节地质构造
根据14131工作面上付巷、下付巷及切巷掘进情况及二1煤层底板等高线形态分析，该工作面煤层底板呈一单斜构造，总体产状为270°∠8°；受滑动构造的影响，煤层顶板全为滑动构造直接压煤，较为破碎，要求回采过程中采取有效措施，防止冒顶事故发生。
第四节水文地质
（一）、影响该工作面回采的水文地质因素如下：
1、底板水：
经过告成矿2#底板疏水巷对L7~8灰岩含水层长期疏放，该区域底板水对正常回采不会造成影响；
2、顶板水：
根据本矿14092工作面回采及14131上下付巷掘进情况分析，该工作面顶板砂岩含水层含水性较强，对工作面回采有较大影响。
预计回采时局部会出现顶板淋水现象，正常涌水量为5m3/h，最大涌水量为20m3/h。
3、老空水：
工作面上部为本矿14092采空区，南部、下部为告成矿采空区，在工作面上付巷、下付巷、切巷掘进过程中已进行了有效150型大钻探放，没有出现大量涌水现象，回采过程中可能会受到局部老空水影响。
预计回采时正常涌水量为10m3/h，最大涌水量为40m3/h。
4、14131工作面内没有钻孔，不会受到钻孔水的影响。
（二）、防治水措施：
根据上述分析，特制定以下防治水措施：
1、在14131下付巷临时水仓配备三台排水能力不小于40m3/h的污水泵，若有涌水时及时把涌水排出；
2、加强水情观测，回采过程中若发现工作面顶板局部有出水征兆时立即停止作业及时向调度室（通知地测防治水人员）汇报，需要探放水时，探放水设计及安全技术措施则另行下发。
第五节影响回采的其他因素
影响回采的其他地质情况见表3。
表3影响回采的其他地质情况
瓦斯
绝对涌出量
1.83m3/min
相对涌出量
4.39m3/t
二氧化碳
绝对涌出量
1.10m3/min
相对涌出量
2.64m3/t
煤尘
二1煤层煤尘爆炸指数为13.63%，具有爆炸性，应加强防尘工作。
煤的自燃
属三类不易自燃煤层。
地温
正常
地压
正常
普氏硬度（f）
煤层
夹矸
直接顶
直接底
0.3-0.5
无
2-6
3-5
第六节储量及服务年限
（一）、储量
1、工作面工业储量：
走向长×倾斜长×煤层厚度×视密度=
（387×70×3.35×1.35）t=122514.5t
2、工作面可采储量：
工业储量×采出率-损失量=122514.5t×95%-9497.3t=106891.5t
本工作面采出率参考值为95%，可采储量为106891.5t。
（二）、工作面可采期
可采储量/设计月产量=106891.5t÷18044.7（t/月）=5.9月
附：
工作面井上下对照图
工作面岩层综合柱状图
工作面顺槽及切巷煤层预想剖面图
煤层等厚线图
底板等高线及储量计算图
第二章采煤方法
第一节工作面巷道布置
一、采区巷道布置概况
14扩大区布置有运输下山及轨道下山两条下山，运输下山作为采区进风、运煤。
轨道下山作为采区运料、回风，均采用25U型钢支护，净断面7.0m2。
二、工作面两巷布置
在14扩大区运输下山南部布置14131工作面，14131工作面上、下付巷均沿老空边走向伪倾斜布置，上付巷方位角180°，切巷方位角270°，下付巷方位角180°。
14131工作面上、下付巷采用25U型钢，净断面7.2m2，下付巷用于工作面回风、运煤。
上付巷用于工作面进风、运料。
附图：
工作面巷道布置平面图
第二节采煤方法及回采工艺
一、工艺流程
1、采煤方法
本工作面采用走向长壁炮采放顶煤回采，全部垮落法管理顶板。
2、工艺流程
工艺：
破煤、装煤、运煤、支护、采空区处理、放顶煤。
流程：
打眼、放炮、护顶、移主梁、攉煤、移付梁、放顶煤、移溜。
（1）煤的破落
采用爆破和手镐落煤。
（2）煤的装载
煤的装载有爆破装煤和人工装煤，主要是人工装煤。
（3）移梁
在工作面打眼时，摘主棚梁老塘柱并站于付梁中部，主梁变为两柱倒悬梁，付梁变为一梁三柱。
放炮后前移主梁，降落主梁中排柱，然后将主梁煤墙柱下缩200mm，一人手扶此柱，作为支撑点前移主梁，主梁到位后及时升柱。
煤攉完后，摘付梁老塘柱移至煤墙站于主梁下，主梁又复位到一梁三柱。
摘付梁原煤墙侧柱靠于煤墙，然后将付梁中间柱下缩200mm，以此柱为支撑点前移付梁，付梁到位后及时升柱，付梁变为一梁二柱。
如此交替迈步前移。
（4）放顶煤
工作面采通后,将舍帮闭好,并对支柱进行二次注液后,方可开口放顶煤。
放顶煤采用分段间隔多轮次由上向下的顺序进行,放煤步距1m。
放煤口位置在溜子以上0.3～0.5m之间，规格为0.3×0.3m2，放煤口间距1.2m，每排巷开2～3个放煤口，具体开口数量根据回采时瓦斯涌出情况确定。
放煤段间距15～20m，每轮放出煤量的1/3，三轮将顶煤放完，直到顶板均衡下落。
放煤时严禁在支架顶部或高位放煤，当有大块煤、矸堵住放煤口不能正常放煤时，可用钢钎、锤打碎，打不碎时，可废弃此口，在附近另开放煤口进行放煤，严禁爆破放煤。
煤炭放净见矸后，及时用荆笆、椽子堵住放煤口，放煤后要对受压影响的支架进行处理，清除棚梁歪旋、支架迎山不照、顶帮不严、漏煤等问题，使采面支护有力，帮顶牢固。
（5）清煤移溜
采面顶煤放完后，开始清理浮煤，将浮煤清净，采高保持在1.8～2.0m之间，然后用推溜器移溜。
移溜前必须拉线，移溜时应从上而下或从下而上推，不得从两头向中间推，移溜时摘中排柱最多不得超过20m（40棚），移溜后溜子要平直，运转正常，与煤壁保持0.2m间距。
二、采空区处理
本工作面采用全部垮落法处理采空区，人工回柱放顶，最大控距3.4m，最小控顶距2.4m，放顶步距1m。
当工作面采通后，即可把付梁前移进行放顶，放顶时应由下向上逐棚进行。
作业前应检查安全情况，发现问题及时处理，然后清理好退路，在保证安全的情况下进行放顶工作。
作业时付梁要有中间柱，然后把舍帮柱回出，站在煤墙进行卸柱拔梁，最后将移好的梁进行支护，使其与开帮采煤时所架的主梁在一起，形成对子棚，并把舍帮用荆笆、椽子挡好门，防止矸石、顶煤流出。
三、工作面正规循环生产能力
工作面采高为1.6～5.1m，平均3.35m。
循环进度为1.0m。
W=L×S×h×γ×c=（70×1.0×3.35×1.35×0.95）t=300.7t
式中：
W——工作面正规循环生产能力；
L——工作面平均长度，70m；
S——工作面循环进尺，1.0m；
h——工作面平均采高，3.35m；
γ——煤的视密度，1.35t/m3；
c——工作面回采率，95%。
四、爆破设计
炮眼布置参数：
眼深1.2m，腰眼、底眼眼距均为1.2m，腰眼距顶板0.8m，底眼距底板0.3m，垂直眼距0.9m，底眼下扎角10～15°，炮眼与煤层的夹角为75～80°。
1、装药量：
腰眼装200g（一卷药），底眼400g（2卷药）。
2、爆破器材：
该工作面采用1.6kW的ZQS-50/1.6风煤钻配合1.2m的中孔麻花钻杆打眼，眼深1.0m，同排眼间距为1.2m，所用雷管为1-5段毫秒延期电雷管，颜色标记为红、黄、蓝、白、绿，不准跳段使用，最后一段延期时间不超过130毫秒，选用三级煤矿许用炸药，用MFB-150型起爆器起爆。
3、毫秒雷管秒量与段识别标志：
（表4）
段别
1
2
3
4
5
秒量（ms）
14
25±12.5
50±12.5
75±12.5
100±12.5
脚线标志
灰红
灰黄
灰兰
灰白
绿红
4、联线方式：
串联。
5、起爆长度：
根据工作面情况一般不超过5m。
6、起爆顺序：
腰眼2～5段，底眼1～4段，依次起爆。
表514131工作面放炮装药量表
炮眼名称
眼深
（m）
眼底
（m）
长度
（m）
药量（Kg）
眼数（个）
总药量（Kg）
上
出
口
腰眼
1.2
1.2
3
0.2
2
0.4
底眼
1.2
1.2
3
0.4
3
1.2
下
出
口
腰眼
1.2
1.2
3
0.2
2
0.4
底眼
1.2
1.2
3
0.4
3
1.2
开
帮
眼
腰眼
1.2
1.2
44
0.2
36
7.2
底眼
1.2
1.2
44
0.4
36
14.4
循环药量
24.8Kg/循环
说明
炮眼药量要根据工作面顶底板、煤质及地质构造情况由当班队长按措施适当增减。
局部煤质较硬时适当增加药量，顶板破碎及煤质松软时，要减少装药量，减少腰眼个数或不装腰眼。
五、工作面设备性能介绍
14131工作面切巷铺设一部40T型刮板输送机，运输巷铺设一部40T型刮板输送机和二部SPJ-650型胶带输送机。
SGB420/40T型刮板输送机技术特征：
运输能力：
M=100t/h
刮板链速：
V=0.86m/s
刮板链质量：
q0=16.95㎏/m
电机功率：
N=40kw
圆环链破断力：
﹥320000N
SSJ-650型胶带输送机技术特征：
运输生产率150t/h，带速1.2m/s，胶带宽度650mm，配DSB-30型防爆电机1台，功率30KW，电压660V
附图：
炮眼布置三视图
第三节生产系统
一、通风系统
（一）风量计算
1、按瓦斯涌出量计算
Q涌=Q沼×K/C=1.2×1.5/0.01=275（m3/min）
式中：
Q沼——绝对瓦斯涌出量，平均1.83m3/min；
C——采煤工作面最高允许瓦斯浓度，取1%；
K——采煤工作面瓦斯涌出不均衡系数，取1.5。
2、按采面同时工作最多人数计算
Q人=4NK=4×80=320（m3/min）
式中：
4—以人为单位的供风标准4m3/min
N—工作面同时工作的最多人数，按80人计算。
3、按最大炸药耗量计算
Q药=25A=25×4（0.2+0.4）=60（m3/min）
式中：
A—采面一次放炮的最大炸药消耗量Kg。
综合以上三种计算结果，根据郑煤集团采煤工作面风量配备标准要求取450m3/min为该工作面的风量，然后进行风速验算。
4、风速验算
取上述计算结果的最大值，进行最低、最高允许风速验算。
工作面的最小、最大风速必须满足：
V最小≮0.25m/s,炮采V最大≯4m/s。
即V=Q/S=450/60/4.8=1.56m/s
0.25m/s<1.56m/s<4m/s
经验算，Q=450m3/min符合《煤矿安全规程》要求，因此该工作面风量确定为450m3/min符合要求。
（二）通风路线
新鲜风流：
主井→进风行人巷→14采区运输下山→扩大区运输巷→14扩大区运输下山→联巷→14131下付巷→14131工作面。
乏风流：
14131工作面→14131上付巷→14扩大区轨道下山→14扩大区回风巷→联巷→14采区轨道下山→回风斜巷→回风大巷→风井→地面。
附图：
14031工作面通风系统示意图
二、供电、运输系统
1、供电系统
由主井变电所2#开关柜敷设2条660V供电线路，一条至14131上付巷二部650型皮带、一部40T溜子，切巷一部40T型溜子。
工作面电气设备见表8
表6工作面电气设备表
电器设备名称
型号
规格
台数
用途
低压隔爆真空开关
QBZ-80
660V
1
下付巷溜子
低压隔爆真空开关
QBZ-200D
660V
1
下付巷皮带
低压隔爆真空开关
QBZ-200D
660V
1
下付巷皮带
低压隔爆真空开关
QBZ-200D
660V
1
下付巷皮带
低压隔爆真空开关
QBZ-80
660V
1
工作面溜子
附图：
供电系统图
2、运输设备及运输方式
（一）运煤设备
运煤设备选型配备表见表7。
表7运煤设备选型配备表
机械设备名称
型号
规格
台数
工作地点
可弯曲刮板运输机
SGB420/40T
40KW
1
工作面切巷
胶带运输机
SSJ-650
30KW
1
下付巷
胶带运输机
SSJ-650
30KW
1
下付巷
胶带运输机
SSJ-650
30KW
1
下付巷
可弯曲刮板运输机
SGB420/40T
40KW
2
下付巷
乳化液泵站
YB2B225S-4
37KW
2
14131泵站
（二）煤的运输
工作面切巷采用一部SGB420/40T型可弯曲刮板运输机，其运输能力是100t/h。
上付巷采用一部SGB420/40T型可弯曲刮输送机（运输能力100t/h）。
上付巷外段采用三部SSJ-650型胶带输送机（运输能力150t/h）。
按工作面最高峰出煤量计算：
Q＝1.8×100×95%×85%×1.35×1/6=42.606（t/h）
总运输能力按机械设备的最小运输能力计算为40t/h.故运输设备能够满足采面运输要求。
（三）运煤路线
14131工作面→14131上付巷→流煤眼→14扩大区运输巷→14扩大区运输巷→14运输下山→上仓皮带巷→井底煤仓→主井→地面。
（四）辅助运输路线
平地料场→副井→副井底车场→运输大巷→14采区上部车场→14采区轨道下山→联巷→14扩大区回风巷→14扩大区轨道下山→14131上付巷→工作面。
附图：
工作面运输系统示意图
三、防、排水系统
14131下付巷布置临时水仓二个，每个水仓容积100m3；下付巷铺设铁皮水槽（300mm×1300mm）至巷道低挖处，在巷道低挖处设水窝，水窝尺寸为2000mm×2000mm×1000mm。
水沟铺设要平、直、稳，搭接严密，搭接长度不小于100mm，水沟内的杂物、淤泥等要清理干净，保证水沟畅通。
泵窝连接处建立沉淀池，尺寸为2000mm×2000mm×1000mm。
下付巷敷设4寸排水管路和电缆，安装好开关，水仓安设四台QY40-16型水泵，单台排水能力40m3/h。
采煤工作面涌水自流至工作面下付巷水仓，经水泵、水管及时排至14扩大区水仓，14扩大区泵房安设4台D85-16×3型水泵，单台排水能力85m³/h，水仓容积648m3。
14采区水仓，14采区泵房安设3台MD155-30×5型水泵，单台排水能力155m3/h，14采区水仓容积480m3，3台水泵运行正常。
工作面各出水点流入下付巷临时水仓，经水泵、水管排出至14扩大区采区水仓→14扩大区轨道下山→14扩大区运输巷排水管→14采区水仓→14轨道下山→主水仓→主井底车场、主井排水管→平地。
附图：
排水系统图
四、供水及防尘洒水系统
（一）供水系统
平地静压水→主井→14采区运输下山→14扩大区运输巷→14扩大区皮带下山→14131工作面上、下付巷各洒水点及水幕。
（二）综合防尘设施的配备与安装
1、工作面采用湿式打眼、放炮前后喷雾降尘、装煤（岩）洒水、冲刷巷帮、煤体超前注水、个人配戴口罩、风镜等进行防尘。
2、采煤队负责将防尘管路接到14131切巷上下安全出口处，且上付巷内每隔50m安设一个三通，下付巷内每隔100m安设一个三通，各转载点安装喷嘴。
3、采煤队负责在上、下付巷各安装两道净化水幕，一道安装于距安全出口30m处，另一道安装在距回风口或进风口30-50m处。
4、采面按规定执行煤层注水措施，每间隔4m布置一个注水孔，孔长５m，开口距切巷顶板0.5m，详见工作面注水钻孔设计示意图。
1）、注水方法
打注水孔：
采用ZQS-50/200（1.6）手持式风钻，ø42×1000mm的钻杆。
2）、注水孔设计：
（1）煤厚3m﹤h﹤6m时，注水孔布置于距煤壁顶梁0.2m处，孔间距4-6m，单孔孔深不小于5m，仰角15°-20°。
（2）煤厚2m﹤h﹤3m时，注水孔布置于煤壁距顶梁0.5m处，孔间距4-6m，单孔孔深不小于5m，其角度与煤层赋存角度一致。
3）、注水孔封堵：
注水孔封堵采用FKSY20/38×1200mm水力膨胀式封孔器封孔，封孔深度不小于1.5m，封孔器与高压管连接销子口向下，防止封孔器因销子脱落遗留在注水孔内。
4）、煤层注水：
用快速接头使封口器与高压（静压）胶管连接，注水压力控制在2.5Mpa-5Mpa以内。
5）、注水时间以煤墙挂汗、梁头滴水、相邻注水孔出水为宜。
确保作业地点煤层煤体充分湿润，并超前工作面煤墙不少于2m。
2、注意事项：
1）打眼工必须严格按照操作规程执行。
2）打眼前必须先检查工作地点的帮顶是否完好。
3）注水时严禁人员正对注水孔。
4）、上、下付巷第一个注水眼与两巷保持5m间距，在对其注水时，必须严格观察上、下顺槽替棚支架有无变化。
否则，必须加固支架后再进行注水。
5）、工作面爆破前，将炮眼附近注水孔用煤粉等封孔。
严禁将注水孔作为炮眼装药爆破。
6）、工作面注水纳入工作面每旬工程验收，坚持不注水不生产的原则（特殊情况例外），认真落实注水制度。
附：
注水示意图
五、通讯系统
工作面机头以外5-20m处和上下安全口5-20m各安装一部可与矿调度室直通的本质安全型电话，电话号码分别为上安全出口8030，下安全出口8035，皮带机头处8021，便于向调度室汇报及井上下联系。
六、安全监测系统
1、工作面瓦斯检查共设三个测点，即工作面测点、回风流测点和下隅角测点。
2、工作面投产前，按设计安设三部甲烷传感器，一部甲烷传感器设置在工作面下隅角处，一部甲烷传感器设置在工作面上付巷距下安全出口5-10m处，另一部设置在下付巷距回风口10-15m处，上隅角及工作面甲烷传感器报警浓度≥0.8%，断电浓度≥1.0%，复电浓度<0.8%，工作面回风流甲烷传感器报警浓度≥0.8%，断电浓度≥1.0%，复电浓度<0.8%。
3、断电范围为采煤工作面、上下付巷及回风流的所有非本质安全型设备。
要求瓦斯电闭锁装置动作灵敏、准确，并按规定进行标校，保证断电功能可靠。
4、瓦斯报警或瓦斯断电后必须立即停止工作，切断电源，撤离人员，进行处理。
待瓦斯浓度降到安全范围后，经瓦斯检查员确认，方可送电，恢复生产。
附图：
瓦斯监测监控示意图
七、防火系统
一）隔绝瓦斯、煤尘爆炸措施
本工作面采用安设隔爆水袋的隔爆方式来隔绝瓦斯煤尘爆炸，工作面上、下付巷距工作面60-100m范围内分别安设一组隔爆水袋，每组水袋设12排，排距为1.5m，每排3个水袋，水量必须超过水袋上的透明窗，并悬挂隔爆设施牌板进行管理。
二）皮带头不燃性支护措施
工作面运输巷皮带头不燃性支护长度为前后各5m长，总长度10m，主要运输巷道，采区上下山运输巷不燃性支护长度为皮带头前后20m,，总长40m。
巷道可采用喷浆、背板抹黄泥支护，抹黄泥必须摻水泥，表面必须刷白。
三）压风自救系统
①由施工队负责按《防突细则》要求在该掘进面安装压风自救系统，同时负责对压风自救系进行日常管理和维护工作。
②压风自救系统安设在井下压缩空气管路上，管径2寸。
③沿巷道长度每隔50m设置一组压风自救，每组不少于5个呼吸袋，距掘进迎头25～40m处设置一组不少于15个呼吸袋，安装高度自手把向下距底板高度1.2～1.3m。
④放炮地点、撤离与警戒人员所在的位置、避难硐室以及回风巷道有人作业处，均应设置避难硐室。
⑤一组压风自救系统一般可供5～8人使用，压缩空气供给量，每人不得少于0.1m3/min。
⑥压风自救系统要及时维护，以保证系统的完好性。
附图：
工作面防尘及防火系统示意图
第三章顶板管理
一、顶板支护设计
1、煤层顶底板
（1）、顶底板分类
该面顶板全部为滑动构造直接压煤，煤层顶板为断层角岩及断层泥，灰绿色、灰黑色，强度低，属Ι类不稳定顶板。
本工作面沿底回采，底板比压为6MPa，属Ⅱ类松软底板。
（2）、顶底板结构
本工作面顶底板结构为：
构造顶板—煤—直接底—老底。
2、采场顶板控制设计前
本工作面顶板控制设计从“支”、“护”、“稳”三个方面考虑。
即采场支架对顶板应能支得起、护得好、稳得住。
（1）、“支”
“支”就是要求支架在其工作过程中，能够支撑住顶板所施加的压力，由于本工作面顶板为构造顶板较薄，老塘放顶后即可充满，老顶来压不明显，可利用均值加两倍均方差及经验公式法确定本工作面的支护强度。
A、利用平均值加两倍均方差计算工作面的支护强度
P1＝（q+2sp2）×n＝［（6～12）+2（2～3）］×2.45
＝（10～18）×2.45＝24.5～44.1（t/m2）
式中:
P1——支架支护强度t/m2
q——工作面支柱载荷平均值6～12t/根
n——工作面最大支护密度2.45根/m2
sp2——均方差2～3
这种方法的概念就是所有的观测数据满足90％的概率要求，通过分析计算，基本上考虑了来压期间支护强度问题。
B、按经验公式计算
p2＝（6～8）×h×γ＝（6～8）×2×2.5＝30～40（t/m2）
式中：
P2——支架支护强度t/m2
h——工作面采高2.0m
γ——煤岩平均容重取2.5t/m3
C、按支架全部承担直接顶和老顶全部重量，合理的支护强度为
P3＝M1γ1＋M2γ2＝4.2×1.35＋7.95×2.5＝34.05（t/m2）
式中:
P3——支架支护强度t/m2
M1——顶煤最大厚度4.2m
γ1——煤层容重1.35t/m3
M2——构造顶板最大厚度7.95m
γ2——岩层容重2.5t/m3
取以上三个时期的最大支护强度，则合理的支护强度为
P＝P2＝44.1（t/m2）
D、支护密度计算
n1＝P/F＝44.1/（30×0.8）＝1.9（根/m2）
式中:
F——单
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