42102工作面作业规程定稿.docx
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42102工作面作业规程定稿
目录
第一章地质与矿压观测资料2
一、地质说明书2
二、矿压观测资料及支护设计4
三、巷道布置5
第二章采煤方法和回采工艺6
一、采煤方法6
二、回采工艺6
第三章循环作业、劳动组织及主要技术经济指标13
一、循环作业13
二、劳动组织13
三、主要技术经济指标14
第四章主要生产系统15
一、材料运输系统15
二、运煤系统15
三、排水系统15
第五章供电系统16
一、总述16
二、动力变压器的选择17
三、电缆的选择18
四、系统短路电流计算和保护装置的整定19
五、安全技术措施22
第六章通风防尘系统24
一、通风系统24
二、防治瓦斯26
三、防灭火27
四、综合防尘系统32
五、安全监测系统34
六、避灾路线36
第七章主要安全技术措施37
一、一般规定37
二、顶板管理37
三、割煤、移架40
四、运输42
第八章煤质管理43
一、煤质要求44
二、保证煤质的措施44
三、保证煤炭回收率的措施44
第九章避灾路线及应急预案44
一、工作面水灾避灾路线44
二、避火、瓦斯、煤尘灾害路线45
三、发生事故时的应急预案45
第一章地质与矿压观测资料
一、地质说明书
概
况
工作面名称
42102工作面
所属水平
一水平
采区名称
一采区
煤层名称
延安组4-2号煤
地面标高
+1270m-1460m
工作面标高
+965～+1005m
地面位置
地表均为山体无任何建筑
井下位置
及四邻采
掘情况
该面西为一采区下山保护煤柱；南为主斜井；
东为采区边界保护煤柱；北为42104工作面（未开采区）
回采对地
面设施的
影响
预计该工作面回采对山体造成塌陷影响。
走向长
（ｍ）
1106
倾向长
（ｍ）
150.0
平面积
（m2）
165900
煤
层
走向（°）
NE0°～NW75°
煤层总厚
（ｍ）
8.0～11.0
可采指数
1
倾向（°）
SE13°～25°
NE0°～NW80°
9
倾角（°）
0～6
煤层结构
简单
稳定程度
稳定
4
说
明
该工作面赋存两层煤（4-1和4-2煤层），两层煤中间夹矸主要为泥岩，泥岩厚度为0～2.0m。
主采4-2煤层，该煤层有1～3层夹矸，夹矸厚度0～0.5m，煤层倾角0～6°，为平缓煤层。
煤
质
Mad
Ad
Vdaf
St,d
Qb,ad（MJ/Kg）
煤岩类型
牌号
7.13
17.12
34.7
0.94
25.56
半光亮
长烟煤
煤
层
顶
底
板
类别
岩石名称
厚度（m）
岩层特征
顶板
老顶
中粒砂岩
6.8
浅灰，灰白色，成分以石英、长石为主，含少量云母碎片及暗色矿物，分选性中等，次棱角状，泥钙质胶结，夹粗沙岩薄层。
直接顶
粉沙岩
1.7
浅深、灰色，底部含大量植物化石碎片，夹煤线，中部夹细沙岩薄层，波状层理。
底
板
直接底
炭质泥岩
1
含丰富的植物根化石，遇水易膨胀、易软化，易产生底鼓、变形，为软弱岩石。
老底
泥岩
2.5
软弱岩石，遇水易膨胀、易软化。
地
质
构
造
构造形态
该面总体为一单斜构造，工作面中部发育次级背斜褶曲。
断
层
名称
性质
倾向
（°）
倾角
（°）
落差（m）
控制情况
影响程度
备注
F1
正
NE55°
42°
12
调整回采角度，
跟煤层底板回采
对回采造成约250m影响
F2
正
NE48°～80°
40～80°
1～3
调整回采角度，
跟煤层底板回采
造成约200m回采半煤岩
水
文
地
质
充水因素
据《勘探地质报告》青岗坪煤矿4-2号煤层，直接充水含水层为直罗组及延安组沙岩裂隙含水层，充水方式为煤层顶板淋（滴）水。
防治
措施
1、42102工作面排水系统应满足工作面最大涌水量的能力。
2、定期检测西川河的流量。
预计最大涌水量（m3/h）
449
正常涌水量（m3/h）
4～10
影响
掘进
的其
它地
质因
素
地温
矿井平均地温梯度2.79℃/100m,，孔底最高温度21.5℃，地温地稳正常。
地压
该工作面采深达300m，地面为山体，预计压力较大。
瓦斯
根据通风工区提供矿井在掘进期间瓦斯相对涌出量为5.93（m3/min）,绝对涌出量为1.89（m3/t），由于42102工作面煤层较厚，回采进度较慢，预计瓦斯含量会增加。
防治措施
建议工作面在回采期间做好瓦斯管理工作，认真落实“先抽后采，以风定产，监测监控”的瓦斯治理方针，在该工作面定点距进行瓦斯浓度测定，做好工作面回采到过断层期间瓦斯控制治理工作，并采取相关措施做好硫化氢气体分析工作。
煤尘
本井田4-2号煤层四个煤尘爆炸性试验，测试结果（表6-2-2）：
其火焰长度为300mm、大于400mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉量为65-75，结论是有爆炸性危险。
具有爆炸危险。
煤的自燃
有自燃发火倾向为3～6个月。
硬度（f）
煤层
Ⅱ
夹矸
Ⅱ
直接顶
Ⅳ
直接底
Ⅱ
储
量
预
算
块段
编号
平面积
（m2）
倾
角
斜面积
（m2）
平均
厚度
容重
工业储量
（万t）
回收
率％
可采
（万t）
备注
1
165900
3
166127
9
1.43
213.5
75
160.1
问题
及
建议
1、顶板为软弱岩层，切实做好支护工作。
2、煤尘具有爆炸危险性，在回采过程中应做好防尘工作。
3、在运输道建立完善的排水系统。
4、按高瓦斯矿井设防，做好瓦斯管理工作。
5、4-2号煤层具有自燃发火倾向，在回采过程中采用阻化剂喷洒。
附图
42102面巷道平面布置，巷道剖面图、井下对照图及综合柱状图。
二、矿压观测资料及支护设计
根据我矿4号煤矿压资料，预计本工作面的矿压资料如下：
（一）直接顶：
初次跨落步距：
8～13m
（二）老顶
1、初次来压步距：
26～35m
2、周期来压步距：
7～12m
3、支架平均工作阻力：
6800kN
（三）煤壁前方支承压力
1、影响范围：
52m
2、高峰区：
5～22m
（四）顶板分类
1、直接顶：
Ⅱ类
2、老顶：
I级
（二）支护控制设计
1、支护设备的选择
根据地质资料得知直接顶随采随落，所以初次来压时直接顶产生的压力也就是支架的承载压力。
通过计算支架的承载压力（直接顶的作用力）为：
P1=MzRzLz/（2Lk）（kN/m2）其中：
Lk——控顶距
Mz——直接顶厚度
Lz——直接顶初次跨落步距
Rz——直接顶容重
即：
P1=1.6×1.7×13/（2×3.208）=5.51KN/m2
老顶初次来压时产生的压力：
Pt=A+MeReC0/（2LkKt）（kN/m2）
其中：
A表示直接顶作用力
Me,Re表示老顶厚度及容重
C0表示初次来压步距
Kt表示岩重分配系数，受直接顶厚度和采高之比N的控制，其取法为：
N小于和等于1.5时取2，大于1.5小于等于2.3时取3，大于2.3时取4。
通过计算N=1.6/2.1=0.76<1.5，所以Kt取2。
即Pt=5.51+13.8×2.3×26/（2×3.208×2）=69.82kN/m2
支架的承载压力为:
6800/（1.5×3.208）=1413kN/m2>69.82kN/m2
根据本工作面的地质条件及设计采高及ZF6800/18/35型中部基本放顶煤液压支架的技术参数，此架型符合设计要求。
3、顶板控制设计参数
直接顶
厚度（m）
初次跨落步距（m）
悬顶距离（m）
完整性指数
分类
岩层层数
备注
1.7
8～13
5～8
0.24
Ⅱ类
1
老顶
厚度（m）
结构形式
初次来压步距（m）
周期来压步距（m）
老顶级别
备注
6.8
拱梁
26～35
7～12
I
三、巷道布置
42102工作面采用走向长壁布置，进、回风道及切眼皆跟底板掘进（底板留有0.8m厚的炭），巷道采用锚梁网索联合支护。
巷道断面形状为矩形，运输道断面为宽*高=4.8m*3.0m。
材料道断面为宽*高=4.0m*3.0m。
切眼断面为8.0×2.9m2。
第二章采煤方法和回采工艺
一、采煤方法
（一）采煤方法的选择
根据地质资料，该面开采延安组4-2号煤，该煤层为“三软”厚煤层，水文地质条件简单，煤层赋存及煤层结构较为简单，顶板及顶煤易冒落，所以该面采用走向长壁综采放顶煤回采工艺，全部垮落法管理顶板，工作面倾向长150m,可采走向长度为1106m。
（二）采高的确定
根据本工作面的地质条件，以及所用支架的技术性能，确定工作面的采高为3m,工作面煤层平均厚度为9m,故放煤高度平均为6m,采放比为1:
2。
二、回采工艺
（一）落煤
1、工作面采用MG300/730-WD2型可调高双滚筒采煤机沿工作面双向割煤，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤。
2、采煤机的进刀方式
工作面采用煤机自开缺口，割三角煤端部斜切进刀方式。
其过程如下：
（1）当采煤机割至工作面端头时，其后的输送机槽已移近煤壁，采煤机机身处尚留有一段下部煤[图2-1（a）]；
（2）调换滚筒位置，前滚筒降下、后滚筒升起并沿输送机弯曲段返向割入煤壁，直至输送机直线段为止。
然后将输送机移直[2-1（b）]；
（3）再调换两个滚筒上下位置，重新返回割煤至输送机机头处[2-1（c）]；
（4）将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换上下滚筒，返程正常割煤，[2-1（d）]。
图2-1工作面端部割三角煤斜切进刀
（a）起始（b）斜切并移直输送机（c）割三角煤（d）开始正常割煤
（b）1-综采面双滚筒采煤机；2-刮板输送机
2、落煤工具
⑴工作面落煤：
选用MG300/730-WD2型可调高双滚筒采煤机，沿工作面双向割煤，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤。
采煤机的主要技术特征见表2-1。
表2-1MG300/730-WD2型采煤机主要技术特征表
名称
技术参数
名称
技术参数
适应采高（m）
2.3～3.7
电机型号
YBC—180
滚筒直径（m）
1.4
电机功率（kw）及电压（V）
730/1140
牵引方式
齿轮销排式电牵引
防尘方式
内外喷雾
最卧底量（mm）
220
重量（t）
32
牵引速度（m/min）
0～7.1
0～8.7
生产能力（t/h）
1500
截深（m）
0.8
外型尺寸（mm）
12000×1881×1600
（二）放煤
工作面顶煤在自重和矿山压力的作用下,自行破碎、垮落，在支架后部的放煤口进入工作面后部输送机。
由于顶煤相对较厚，为提高煤炭的回收率，工作面放煤沿倾斜方向采用单轮顺序放煤，沿走向方向采用“一采一放”的方式放煤。
当顶板破碎，放顶煤时矸石不易控制时，为保证煤质，由“一采一放”改为“两采一放”。
为加快工作面的推进速度，提高工作效率，放煤与割煤采取平行追机作业，工序为：
割煤→移架→放煤，放煤滞后于移架10～15m，放煤后及时拉移后部刮板输送机，放煤工应密切注意顶煤的冒落情况，既尽可能提高煤炭回收率，又要减少矸石进入煤流。
（三）装煤
煤机割下的煤一部分直接落入工作面前部运输机，另一部分通过煤机螺旋滚筒与前部输送机的铲煤板联合将煤炭装入工作面前部输送机，顶煤直接由放煤口放入工作面后部输送机。
（四）运煤
1、工作面采用前后两部刮板输送机运煤，前部刮板输送机型号为：
SGZ-764/400刮板输送机，长度为143m，后部刮板输送机型号为：
SGZ-800/800型中双链刮板输送机，长度为144.5m，其主要技术参数见表2-2。
SGZ-764/400型中双链刮板输送机主要技术参数表
名称
技术参数
名称
技术参数
出厂长度（m）
200
刮板链规格（mm）
Φ26×92-C
运输量（t/h）
800
中部槽水平弯曲度
10～15°
刮板链速（m/s）
1.12
刮板间距（mm）
920
电机功率（kW）
2×200
中部槽规格（mm）
1500×724（内宽）×300
电机转速（r/min）
739/1477
刮板链式
中双链
SGZ-800/800型中双链刮板输送机主要技术参数表
名称
技术参数
名称
技术参数
出厂长度（m）
200
刮板链规格（mm）
Φ34×126-C
运输量（t/h）
1500
中部槽水平弯曲度
10～15°
刮板链速（m/s）
1.14
刮板间距（mm）
1008
电机功率（kW）
2×400
中部槽规格（mm）
1500×800（内宽）×300
电机转速（r/min）
739/1477
刮板链式
中双链
运输顺槽铺设SZZ-830/315型转载机和PLM2000型破碎机一部，长度为50m，DSJ100/80/2*160型胶带输送机二部，长度分别为500m和700m。
运输设备主要技术参数表
名称
型号
功率（KW）
运输长度（m）
运输能力（t/h）
转载机
SZZ830/315
315/160
50
1500
破碎机
PLM2000
160
胶带输送机
DSJ100/80/2*160
160×2
500
600
胶带输送机
DSJ100/80/2*160
160×2
700
600
（四）工作面支护
1、基本支护
工作面选用ZF6800/18/35型轻型放顶煤液压支架作为基本支护，工作面安装94架，上、下端头安装配套的ZFG7200/20/35型放顶煤过渡支架，机头3架，机尾3架，下端头安装配套的ZFD10000/18/35端头支架1架，共计101架。
支架的主要技术特征见表2-4：
表2-4ZF6800/18/35基本支架的主要技术参数
名称
支架主要技术参数
支架高度（m）
1.8～3.5
支架宽度（m）
1.43～1.6
中心距（m）
1.5
支护宽度（m）
1.43～1.6
初撑力（kN）
6181
支护强度（MPa）
0.96～1.02
工作阻力（kN）
6800
对底板比压（MPa）
2.43～2.59
泵压（MPa）
31.5
操作方式
本架
重量（kg）
23000
拉架力（KN）
633
ZFG7200/20/35型放顶煤过渡支架的主要技术参数
名称
支架主要技术参数
支架高度（m）
2.0～3.5
支架宽度（m）
1.43～1.6
中心距（m）
1.5
支护宽度（m）
1.43～1.6
初撑力（kN）
6500
支护强度（MPa）
0.96～1.02
工作阻力（kN）
7200
对底板比压（MPa）
2.43～2.59
泵压（MPa）
31.5
操作方式
本架
重量（kg）
25000
拉架力（KN）
633
ZFD10000/18/35端头支架的主要技术参数
名称
支架主要技术参数
支架高度（m）
1.8～3.5
支架宽度（m）
1.43～1.6
中心距（m）
1.5
支护宽度（m）
1.43～1.6
初撑力（kN）
9300
支护强度（MPa）
0.96～1.02
工作阻力（kN）
10000
对底板比压（MPa）
2.43～2.59
泵压（MPa）
31.4
操作方式
本架
重量（kg）
25
拉架力（KN）
633
2、支护方式
工作面采用及时支护方式，一般滞后采煤机后滚筒4～6架移架。
必要时可在煤机身上移架。
（1）当顶煤较完整时，采煤机割煤后，立即伸出前伸缩梁支护顶板，先移架再推前部输送机，回采工艺为：
割煤→移架→推前部输送机→放煤→拉后部输送机。
（2）当顶板较破碎或煤壁片帮时，不必等到采煤机割煤，支架利用煤壁的空隙前移，使片帮处的顶煤得到提前支护，此时的回采工艺为：
移架→割煤→推前部输送机→放煤→拉后部输送机。
（3）移架方式及操作顺序
工作面支架前移采用顺序移架方式，即支架沿煤机的割煤方向依次前移，移动步距等于煤机截深。
支架移架操作为本架操作，其操作顺序为：
降柱→收前伸缩梁→移架→升柱→伸前伸缩梁。
（4）在生产过程中，要保持支架底座与底板接触严实，以防断支架底座。
（5）工作面支架布置图（见附图）
3、端头支护与出口支护
（1）工作面两端头安装ZFG7200/20/35型放顶煤过渡支架，机头3架，机尾3架，并在下端头安装一架ZFD10000/18/35型端头支架。
由于工作面底板为泥岩遇水易发生软化，在掘进期间底板留有0.8m厚的炭，所以在正常回采过程中，始终保持底板留有约0.8m厚的底炭；遇上、下端头顶炭较破碎难以控制时，为加强端头支护，工作面两端头各5架铺设顶网，铺网时采用金属菱形网，规格为5×1.5m2。
（2）工作面两道均采用锚梁网支护，所以只需加强支护。
即两道出口3～5m加强支护，使用HDJS-1000型金属铰接顶梁配合DW2.8-30/100或DZ35-30/110X型单体液压支柱扶三趟走向棚，3～5m向外的20m超前加固采用钢梁配合DW28-30/110X或DW35-110X型单体液压支柱扶2趟走向棚。
（3）局部巷道破碎、顶板不平及超高地段，使用圆木或钢梁沿倾向架在走向架棚上，并在架棚上采取打木垛方式将顶接实衬平，确保煤壁向外超前加固范围不低于20m。
（4）支护方式为：
铰接顶梁必须铰接使用，一梁一柱，梁子圆销大头对巷帮，单体注液孔指向老塘，打在距铰接顶梁老塘端300～400mm处，并穿齐鞋。
出口3～5m范围加强支护单体初撑力不低于90KN，超前加固范围单体初撑力不低于50KN，且保证有0.8m宽的人行道。
材料道超前加固范围两趟走向棚排、间距2.0±0.1m；1.6m±0.1m。
3-5m加强支护沿走向布置4排，靠帮2排距帮分别不超过0.5m，4排单体排间距1*1m，根据现场顶板实际情况可适当增减单体。
运道超前加固范围两趟倾向棚间距1.6±0.1m；排距3.6±0.1m；3-5m加强支护沿走向布置3排，下帮靠支架下侧扶一排，其余两排靠上帮扶设，距帮分别不超过0.5m，间距1m；原则上居中布置，根据现场顶板实际情况可适当增减单体。
；
（5）两道出口顶板压力较大时，用DW28-30/100单体液压支柱和HDJA-1000型金属铰接顶梁或4m工字钢梁扶设架棚另编写措施。
4、备用支护材料
（1）备用支护材料表见表2-5
表2-5备用支护材料表
序号
名称
规格
单位
数量
1
单体支柱
DW2.8-30/100
根
50
1
单体支柱
DZ35-30/110X
根
20
2
铰接顶梁
HDJA-1000
根
30
双楔梁
HDJS-1000
根
20
3
水平楔
带锚链
对
10
4
塑料鞋（m）
Φ0.28
块
30
5
半圆木（m）
2
块
50
6
圆木（m）
1.6～4
根
10
7
板皮或条棍（m）
0.8～1.6
根
100
（2）所有备用材料均码放在运输道距工作面150～200m范围内，分类靠同一帮上架码放整齐，挂牌管理，所有料架必须上线，且距轨道间距不小于0.7m。
（3）在用支护材料管理：
两道回出的材料要在指定地点按照待用、待回收分类，要求料堆间距2m，支护中的铁料要编号管理。
（五）顶板管理
1、顶板管理方法：
采用全部垮落法管理顶板，放顶步距为800mm。
2、控顶距
最小控顶距为：
4250mm。
最大控顶距为：
最小控顶距＋循环进尺，即4250＋800=5050mm。
3、初次放顶和正常放顶期间的顶板管理。
（1）工作面初次放顶由生产矿长负责协调指挥，按试生产程序进行组织初放支护，并有工区跟班区队长三班现场指挥，直到老顶垮落，初放结束。
（2）初放和正常放顶期间，工作面备用料场必须备齐直径Φ160mm以上、长度1.6m～4m的各种规格的圆木，不少于10根，并备齐备足条棍、笆片等物料，以备工作面急需之用。
所有物料必须码放整齐，挂牌明示。
（3）初放及正常放顶期间，工作面要做好“一通三防”管理及工程质量管理工作，工作面工程质量达到七条线及两畅通标准。
4、回料方式
当上出口的替棚支护随回采进入切顶线位置时，采用人工配合“手拉葫芦”将柱梁回出。
第三章循环作业、劳动组织及主要技术经济指标
一、循环作业
（一）循环方式
1、循环进尺0.8m，日计划进行5个循环，即日进尺为0.8×5=4.0m。
2、循环作业图表（见附图）
（二）作业形式
本工作面采用正规循环作业方式组织生产，每采一刀为一个循环，两采一准“三·八”工作制，中、夜班各完成2个循环，早班检修后完成1个循环。
二、劳动组织
1、劳动组织形式
本工作面采用专业工种追机作业和综合工种分段作业相结合的劳动组织形式。
2、劳动组织和出勤表（见表3-1）
表3-1劳动组织和出勤表
序号
工种
劳动组织
班次
总计
在册
夜
早
中
1
队长
1
1
1
3
4
2
班长
1
1
1
3
3
3
验收员（兼铁管员）
1
1
1
3
3
4
煤机司机
2
3
2
7
10
5
支架工（放煤工）
3
3
3
12
12
6
移溜工
1
1
1
3
5
7
出口工
2
2
2
9
12
8
机电维护工
1
3
1
5
6
9
液压维护工
1
4
1
6
6
10
控制站工
1
1
1
3
5
10
运输司机
5
5
5
15
15
11
看工具工
1
1
1
3
4
12
清理工
5
1
1
7
7
13
防尘工
1
1
1
3
4
14
其它
2
2
1
5
5
合计
101
三、主要技术经济指标
表3-2主要技术经济指标
序号
名称
单位
数量
1
工作面走向长度
m
1106
2
工作面倾斜长度
m
147.6
3
煤层倾角
度
4
4
煤层厚度
m
9.0
5
循环进尺
m
0.8
6
循环产量
t
1300
7
昼夜循环数
个
5
8
日循环进尺
m
4.0
9
日循环产量
t
650
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