采煤工作面作业规程Word文档下载推荐.docx
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三级，不易自燃煤层
地质构
造情况
该面地质构造情况比较简单，主要以单斜构造为主，煤层顶底板有一定起伏
水文
地质
该面水文地质条件以顶板淋水为主，局部地点会有少量底板涌水，对工作面生产影响不大
回采中应注意问题
1、该面煤层较厚，回采时需加强通风及瓦斯管理，确保安
全生产。
2、回风轨道下山尽量落底，提高资源回收率
3、采面过两条老巷,要提前采取过巷安全措施
第三章采煤方法及生产工艺
第一节回采巷道布置
该面为仰斜布置，采用仰斜长壁，炮采放顶煤全部垮落法采煤，以皮带运输下山作为进风巷，以轨道下山作为回风巷，（详见巷道布置图）。
第二节回采工艺
一、工艺流程
回采工艺流程：
煤壁注水→打眼放炮落煤→移主梁护顶→装运煤→移副梁→放顶煤→移刮板输送机→采空区处理
1、打眼、放炮
工作面生产前，跟班队长班长负责处理采面不安全隐患，然后进行首次放顶。
即将本眼场每班主梁采空区侧支柱回出，并支设在副梁的中间与主梁的中间柱站齐，同时在瓦斯不超限的情况下，严格按要求开始工作面打眼、注水、装药、放炮。
2、装运煤、护顶、单支架前移
放煤落煤后，要及时攉煤、刷帮，将主梁向前迈步，用合格的竹笆、椽子进行打顶，升紧升牢中排巷支柱，防止主梁歪旋造成漏顶冒顶现象，此时工作面形成最大控顶距3.0m。
3、当工作面全部采通或分段采通后，即可把错后的副梁前移，移副梁前，必须先把副梁采空压侧支柱回出，站到主梁煤墙侧。
放顶应由机头向机尾逐棚进行。
作业前要先检查安全情况，要求支架不歪不旋，放顶退路畅通，在安全的情况下方可作业。
拔移副梁时，先把采空区用椽子竹笆打严，不得流煤，副梁前移与主梁并成对后，落主梁中排巷支柱站在刯梁煤墙侧。
此时，采面刮板输送机在采空区侧，采空区进行全封闭管理，工作面形成最小控顶距2.2m。
4、放顶煤
本工作面在放顶煤过程中，严格按单、双号间隔多轮次循环低位放顶煤方法进行放煤，具体步骤如下：
（1）放煤口的位置及规格
放煤口在距刮板输送机上方0.3m处，规格为0✮3×
0.3m，间隔1.2m，即隔棚开口。
（2）编号方法
先把工作面划成每10棚为一眼场，每眼场的编号为1、2、3……，再在每眼场内把放煤口自机尾向机头依次编号为1、2、3……。
（3）单、双号间隔放煤
即先在1、3等眼场放煤，再在2、4眼场放煤。
每眼场只设一个放煤口，全工作面只准一眼场放煤，不准多开口。
（4）多轮次循环放煤
为了控制工作面顶板，使顶板均匀下沉，保证回收率达到要求，每次只准放出顶煤的三分之一到三分之二。
放煤时间视顶煤厚度确定，但每次最长不得超过5分钟，然后用竹笆、椽子堵严，待工作面放煤口全部放完一遍后，再进行第二轮放煤，第二轮放煤仍是单、双号间隔放煤，依次进行，直到把煤放完。
5、移刮板输送机
、采面顶煤放完后，开始清理工作面浮煤，然后开始移刮板输送机。
、移刮板输送机必须从机尾向机头或从机头向机尾进行，严禁从中间往两头移或从两头往中间移，边移刮板输送机边摘柱，不准提前摘中排巷柱，摘柱时间不超过30分钟，刮板输送机移过后将柱站好，并穿齐穿好柱鞋，移刮板输送机后，刮板输送机要做到平、直、稳、正、牢，与煤壁持0.2m间距，并打紧打牢机头机尾压（戗）柱，机尾处盖好盖板，否则严禁开机试运转。
试运转时，要先点动刮板输送机至少一次，严禁一次直接启动刮板输送机，确认安全后方可启动运转刮板输送机。
6、采空区处理
采用全部垮落法处理采空区，要求采空区冒落高度普遍大于1.5倍采高，对于局部冒落不充分处（面积超过2×
5㎡时），必须进行强制放顶，具体措施附后。
二、顶板支护设计
1、煤层顶、底板
（1）煤层顶、底板岩性（见地质说明书）
（2）顶底板结构
顶板：
伪顶……直接顶……老顶
底板：
直接底……老底
（3）顶底板分类
伪顶平均厚度0.35m，多是流矸片状，比较光滑，随采随落不易维护直接顶厚度在7.6~13.6m之间，回采时随工作面向前推还而自动垮落，预计初次来压步距10~20m，周期来压步距为10m。
属二类中等稳定顶板，本工作面沿底回采，底板比压6MPa,属二类中等稳定底板。
2、采场控制设计
本工作面顶板控制设计从“支、护、稳”三方面设计。
（1）“支”的要求
在直接顶初次垮落，老顶初次来压，周期来压期间，支柱所受压力比平时大的多。
因此，支护强度设计从这三个时期计算取最大值即可满足要求。
A、直接顶初次垮落期间
直接顶初次垮落期间要把直接顶安全地切落在采空区，支架至少能承担起直接顶初次垮落步距一半的重量。
P1=MALAYA/2L小
=2.5×
10×
2.5/（2×
2.2）
=14.2（t/㎡）
式中：
P1——支架支护强度t/㎡
MA——直接顶厚度2.5m
LA——直接顶初次垮落步距10m
YA——直接顶平均容重2.5t/m3
小——最小控顶距
B、老顶初次来压期间
要求支柱在不被压死的情况下，P2能承担晷老顶部分重量及全部直接顶的作用力。
P2=A+MBYBLB/KtL小
=2×
2.5+10×
2.5×
20/4×
2.2
=57.3（t/㎡）
P2——支架支护强度t/㎡
MB——老顶厚度10m
YB——老顶容重2.5t/m3
LB——老顶初次来压步距20m
Kt——岩重分配系数K=4
L小——最小控顶距
C、周期来压期间
在此期间，要求支架承担起直接顶，并承担起部分老顶的作用力，以减缓老顶的来压速度，合理的支护强度为：
P3=A+McYcLc/KtL小
=28.9（t/㎡）
P3——支架支护强度t/㎡
Mc——老顶厚度10m
Yc——老顶容重2.5t/m3
Lc——周期来压步距10m
L小——最小控顶赴
A——直接顶重量t
取以上最大值，合理的支护强度为：
P=P2=57.3t/㎡
D、支护密度
按本工作面棚距为0.6m,每棚站在柱5根,则支护密度为
N实=5/（L棚×
L柱）=5/（0.6×
3.0）=2.8根/㎡
式中:
N实---实际支护密度根/㎡
L棚---实际棚距0.6m
L柱---最大控顶距3.0m
N设=P÷
F0=57.3÷
24=2.38根/㎡
N设---支护强度必须支护密度
P---计算取的最大支护强度
F0---支柱工作阻力,取额定工作阻力80%为24t/根
经计算N实=3.3根/㎡>
N设=2.38根/㎡。
故取支柱棚距为0.6m,每棚站柱5根,合乎要求。
（2）“护”的准则
a:
护顶:
要求所选用棚跌能满足不因竹笆和椽子的强度不足而引起局部冒顶,竹笆和椽子的强度能托住两棚间松散岩体的重量,根据理论计算和材料供应的材质,选0.6m的棚距,可以满足护顶的要求。
b:
护底:
护底要求支柱对底板的压强小于底板的比压,否则要穿鞋,鞋的直径为:
Ф≥200（F0/лG）1/2=200（24/3.14×
6）1/2=225.7（mm）
Ф----铁鞋直径mm
л----圆周率3.14
G----底板比压6Mpa
本面选用300mm直径的铁鞋或同等面积以上的厚木鞋,可以满足护底要求。
（3）“稳”的原则
要求支架具有抵抗来自层面方向推力的能力,为防止复合顶板推垮型冒顶事故的发生,须提高支柱的初撑力,控制复合顶板的初期离层,增大软硬岩层间的摩擦力。
3、采面支护
（1）采面基本支架及技术及要求
本面采用DZ-22型单体液压支柱配合2.2mл型钢梁支护,每对棚主梁一梁三柱,副梁一梁两柱,共站5根柱。
л型钢梁对棚交替迈步前移,最大控顶距3.0m,最小控顶距2.2m,采高2m,误差±
0.1m,棚距0.6m,误差不超过0.1m,煤墙梁头为0.1m。
中排巷柱必须穿齐穿好合格的柱鞋,柱迎山有力（支柱迎山角按煤层倾角的1/6～1/8打设）。
初撑力必须≥90KN,并保证煤壁及采空区侧支柱初撑力均衡。
放炮以后,先检查处理采面不安全因素,然后进行攉煤,刷帮,作业人员必须站在支架掩护下作业,开帮深度0.8m,攉煤刷帮后及时移主梁,打顶必须用质地坚硬的竹笆、椽子打顶,每班不少于4根椽子,竹笆搭接长度不少于100mm,严禁使用腐朽的椽子、竹笆。
椽子规格为ф40×
1000mm,竹笆规格为1000×
600mm。
（2）特殊支架及技术要求
A、工作面安全出口及端头支护
采面在机头机尾处设安全出口,安全出口长3.0m,高2m,宽0.8m,安全出口内使用4对3mл型钢梁配合DZ-22型单体液压柱支护,主副梁均一梁三柱,每对棚6根柱,棚距0.6m。
机头上方采用4对8根4m长钢梁加强支护，上下两对钢梁要对齐机头的上下边，中间两对均匀布置，钢梁要成对使用交错迈出前移，机头移完，梁下要即时补齐支柱，一梁不少于3柱，移机头时一梁不少于2柱。
长钢梁下支柱必须穿柱鞋。
机尾采用3根3mл型钢梁抬棚抬柱上付巷顺山棚梁头，三根抬棚梁交错迈步前移，每梁三柱，穿柱鞋。
B、两巷超前支护
采面两巷超前支护长度必须在20m以上。
用密集棚木支护的梯型巷道，其前10m（靠近工作面）用л型钢梁配合单体液压柱打双排，分别支在巷道的两帮，后10m用л型钢梁配单体液压柱打成单排，支在靠工作面一侧。
要求每根л型钢梁下站柱不少于3根。
U型钢支护的巷道靠采面替棚的5m巷道内采用π型钢梁配单体液压柱在巷道两帮打双排支护，回风巷道所余部分用Ф160mm坚固圆木配合单体液压柱靠巷道中间打单排支护，支柱打成直线，圆木与U型钢之间用木楔背实。
④当两巷超高时，采取扩杆形式进行加强支护。
⑤超前支护范围内支架完整无缺，高度不低于1.6m，有0.7m宽的人行道，0.7m宽人行道内不应有管线影响。
三、爆破设计
采用毫秒爆破落煤，详见炮眼布置图。
1、爆破器材的选用
①炸药：
选用煤矿许用乳化炸药
②雷管：
采用1-5段合格的煤矿许用毫秒雷管，桥丝为镍铬丝，铁丝脚线，电阻一般为5-6欧姆。
其延期量及脚线标志见下表：
段别
1
2
3
4
5
延期时间
（MS）
<
25+10
-10
50+10
75+15
110+15
脚线标志
灰红
灰黄
灰蓝
灰白
绿红
③起爆器：
选用MFBB-100型起爆器，最大起爆力100发。
2、爆破过程与方法
炮眼布置与装药量
工作面采高2m，采用“双排三花眼”布置炮眼，顶眼间距1.2m，距顶板0.5m，眼深0.8m，每眼装药量150克。
底眼间距1.2m，距底版0.3m，眼深0.9米，每眼装药量300克。
②联线方式：
串联
③起爆长度：
一般5m（10棚8眼）
④起爆顺序：
顶眼2-5段，底眼1-4段，其联线方式见下图：
○2○3○4○---5
+---○1○2○3○4
爆破参数及材料消耗表
项目
底眼
眼
深
（m）
延期
时间
（ms）
装药
量
（g）
封孔
项目
深（m）
量（g）
水
泡
泥
黄泥
水泡
0．9
300
0.8
25±
150
50±
210+15-10
底眼消耗
雷管
29
炸药
29×
300=8700g
顶眼
消耗
150=4350g
每排巷炸药消耗量13kg，每排巷雷管消耗量58个
万吨炸药消耗量510kg，万吨雷管消耗2276个
封孔长度不少于0.5m，采用黄泥、水泡泥土地孔
第三节通风系统
一、风流路线
新鲜风由副井→井底大巷→皮带运输下山→22003工作面（乏风）→轨道回风下山→总回风巷→风井井筒→地面
二、风量计算
1、按相对瓦斯涌出量计算
Q采=100A绝·
K
A绝=35×
6.5×
1.4×
0.93×
8/8×
60=4.93
Q1=100×
4.93×
1.2=591.6m3/min
式中=Q1—采煤工作面所需风量m3/min
A绝—绝对瓦斯涌出量m3/min
C—采面回风流中允许的CH4最大浓度1%
K—CH4涌出不均衡系数取1.2
2、按采煤工作面同时工作最多人数计算
Q2=4KN=4×
60=336m3/min
Q2—采煤工作面所需风量m3/min
N—工作面同时工作量人数取60人
K—风量备用系数取1.4
4—每人每分钟标准供风量
3、按炸药消耗量计算
Q3=25A=25×
1.8=45m3/min
Q3—采煤工作面所需风量m3/min
A--一次爆破的最大炸药量
B--冲散每千克炸药爆破炮烟所需风量
取以上计算最大值Q采=591.6m3/min
4、风速验算
以上计算取最大配风量591.6m3/min进行风速算：
V大=591.6/（60×
2×
2.2）=2.24m/s＜4m/s
V小=591.6/（60×
3.0）=1.64m/sv3＞m/s
经上述验算工作面风量取591.6m3/min符合《煤矿安全规程》中节第101条要求。
故确定该面设计风量为591.6m3/min
三、通风安全监控系统
1、通风安全监控设备的种类、数量、位置及控制区域。
工作面共安装三种安全监控设备：
一个监测分站（S），一个瓦斯电闭锁，两个甲烷传感器（T1）（T2）
监测分站
（1）安装在副井底车场巷口进风流中,并与平地调度中心瓦斯监测系统联网,瓦斯电闭锁由监控分站完成,里甲烷传感器（T1）安装在回风顺槽距工作面5～10m处,外甲烷传感器（T2）安装在回风顺槽口（轨道下山口）距总回风巷10～15m处。
控制区域:
22003工作面及其回风流全部非本质安全型电器设备的电流。
2、电源电缆及信号电缆敷设
⑴电源电缆:
从地面变电站通过副井筒引入两条电缆由350开关（K1.K2）控制,由开关（K1）引出两条电源电缆,一条供给监控分站用电,一条供给皮带运输巷一、二部皮带运输机。
二部皮带机尾后溜子和工作面溜子由开关（K2）引出的一条电源电缆供电。
（2）信号电缆:
由监控分站
（1）引出两条信号电缆,一条沿回风轨道下山敷设至距工作面5～10m处接里传感器（T1）,另一条敷设至回风轨道下山止口距总回风巷10～15m处外传感器（T2）
（3）里外甲烷传感器报警点、断电电、复电点及断电范围。
报警点
断电点
复电点
断电范围
里传感器（T1）
≥1.0%
≥1.5%
＜1.0%
工作面及其回风流中所有非本质安全型电器设备
外传感器（T2）
第四节供电系统
从地面变电所引入井下两条供电线路,一条供给皮带运输巷一部皮带、二部皮带。
另一条供给进风顺槽刮板输送机、工作面刮板输送机和综合保护用电。
详见机械电器设备配备和供电系统图。
机械电器设备配备表
序号
设备名称
规格
数量
用途
刮板输送机
SGW-30型
工作面及顺槽运煤
落地式皮带输送机
SD-60
顺槽运煤
馈电开关
DW80-350
7
截路开关
磁力起动器
QC83-200
皮带、刮板机启动开关
煤电钻
MZ-1.2
工作面打眼
6
综合保护
BZZ-2.5
BZX-2.5
煤电钻综合保护，号照明综合保护。
第五节运输系统
1、运煤系统
工作面→皮带运输下山→副井流煤眼→装入箕斗→提升地面
2、运输系统
平地料场→副井→井底车场→轨道回风下山→工作面
第六节洒水降尘
1、平地静压水→风井→总回风巷→皮带运输下山→工作面保证皮带运输下山各转载点喷头用水和工作面洒水降尘。
2、总回风巷静压水管三通接头→轨道回风下山→工作面,保证防爆棚用水和工作面煤墙注水。
第七节防排水系统
1、防水要求
①工作面回采过程中,可能会遇到顶板淋水或底版涌水,必须加强防治水管理,确保水路畅通。
②工作面必须做好水文地质探测工作,严格执行“有疑必探,先探后采”的原则。
③皮带运输巷溜子机尾后要留有3～5m空巷,工作面出水时能从此空巷内向下渗水并能在此安装排水泵向上排水。
④采面坚持跟底回采,部跟底时,支柱必须垫长方木,支柱绑好防倒绳,对支柱多次注液,提高支柱的初撑力,保证支架稳定。
⑤加强职工培训,提高防治水意识。
若发现有突水征兆或发生突水时,除现场采取有效措施外,还要及时准确判断水情,并报告有关部门,水情严重时人员沿避实路线撤出。
2、排水系统
水由工作面机头以下排水窝→皮带运输下山→副井底大巷→总回风中间水仓→风井底水仓→排至地面
第四章劳动组织及正规循环图
一、劳动组织方式
1、循环方式
循环进度0.8m,昼夜三个循环,日进度2.4m
2、作业形式
正常生产为“三班采放煤边采边准”的“三八”制综
合作业形式。
劳动组织表
工种
一班
班
三班
合计
采煤工
20
60
攉煤工
打眼工
班长
质量验收员
运料工
设备司机
12
8
机电维修
拣矸工
箕斗装煤工
11
跟班队长
跑班杂活
合计
180
第五章主要经济技术指标
该面的产量、效率、回采率，主要材料消耗等见下表
主要技术经济指标表
序
号
单位
工作面走向长
m
120
循环进度
工作面倾斜长
35
日循环个数
个
煤层厚度
6.5
14
正规循环率
%
98
13.72
15
循环产量
t
237
煤的容重
t/m3
1.4
16
日产量
711
瓦斯相对涌出量
m3/t
8.6
17
出勤人数
人/天
183
度
18
直接工数
采空区处理
全部垮落法
19
回采工数
t/工
3.88
支架形式
л型钢+单体柱
3.95
回采率
93
21
炸药消耗
Kg/t
0.055
支架回收率
100
雷管消耗
个/t
0．24
支护材料使用表
材料名称
使用地点
使用量
单体液压柱
工作面
240
425
端头出口
大托子
44
超前支护
81
л型钢梁
工作面（2.2m）
96
146
工作面（3.0m）
机尾托子（3.5m）
超前支护（2.2m）
27
大托子机头上方（4对）8根
柱鞋
工作面中排鞋
116
241
竹笆
0.6块/t
椽子
1.9根/t
第六章安全技术措施
第一节管理制度
一、现场管理制度
1、工作面所有人员必须认真坚持现场交接班制度,交设备、交质量、交安全。
2、跟班队长和班长必须交清本班的安全生产情况及存在的问题,并对问题的处理提出建议和意见。
3、工程管理人员必须严格按队工程质量管理制度对当班作业人员的工程质量进行考核,认真填写工程质量交接记录,现场和接班工程管理人员交清按照工作面工程质量情况。
4、支架管理工每班做失效支架更换工作,对当班支架认真清点,严禁丢失,认真填写当班支架管理记录和下班支架管理工现场交接支架情况。
5、看料工做好支护材料的收发记录,并负责搞好采面料场卫生及回风顺槽指明生产工作。
6、机电人员认真坚持现场清点制度,交设备的维修及运行情况。
二、工程质量管理制度
1、成立工程验收小组,制定完善的工程管理制度,现场工作中必须严抓细管,杜绝出现不合工程。
2、工作面必须认真搞好多次注液工作,工程验收员必须随身携带压力表,搞好支柱支护动态监测。
3、每班必须对工作面工程质量、安全情况、注水质量有记录,认真填写采面工作质量验收表。
第二节安全技术措施
一、顶板管理措施
1、工作面管理措施
（1）采煤工作面所有人员必须认真学习《煤矿安全规程》、《操作规程》和工作面《作业规程》。
（2）开工前,认真检查工作面工程质量,处理各种不安全隐患,为回采做好各项准备工作。
工作面移刮板输送机后,要对所有支柱实行单枪多次注液,工程质量验收应携带压力表,对工作面支柱初撑力进行检查,确保初撑力达到要求。
（3）工程管理人员要及时调整采面棚距,严禁出现支架歪扭现象,棚距0.6m,误差不超过0.m,打顶要严密,每棚椽子不少于5根,竹笆搭接长度不少于100㎜,出现大棚距或漏顶时,要及时整临时棚,加固顶板。
（4）严格控制煤墙炮眼装药量,严禁拉通炮,放大炮。
严防工作面煤墙片帮、脱耳及顶空,确保梁头抓帮。
（5）煤墙较活时或片帮超过0.3m,的地段,严禁放高炮,必须进行超前移梁护顶
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