16161采煤作业规程1Word文档下载推荐.docx
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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
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
工作压力0.50MPa
额定转速900r/min
负荷耗气量54L/S
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
额定电压660v
额定功率75kw
乳化液泵站
BRW125/31.5
额定工作压力31.5MPa
额定流量125L/min
电动机功率75kw
机巷皮带输送机
STJ--800
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
同煤层实测
本面选取或预计
顶底板条件
直接顶厚度
m
直接底厚度
直接顶初次垮落步距
随采随落
3
初次来压
来压步距
12~18
最大平均顶底板移近量
0.2
来压显现程度
不明显
4
周期来压
10~15
0.1
平时
最大平均支护强度
KN/m2
367.29
6
直接顶悬顶情况
无
7
巷道超前影响范围
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×
=367.29KN/m2
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×
400
=338.58KN/柱
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
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
指标
支架高度
1.6-2.4
支架数量
架
100
支架宽度
0.96
支架最大件
重量
Kg
600
支架长度
2.8～4
支架重量
1600
支架行走步距
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×
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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