工作面作业规程Word文档下载推荐.docx
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第三节地质构造
1、构造简述：
本区地质构造较复杂，工作面揭露落差大于1.0m的断
层有11条，即F1、F2……F12号断层，分别对回采都有不同程度的影响。
2、断层情况表：
（表1—2）
构造
名称
走向
倾向
倾角
性质
落差（m）
对回采影响程度
F1
190°
280°
60°
正断层
1.5
影响不大
F2
182°
92°
50°
2.8
影响很大
F3
20°
110°
2.3
有一定影响
F4
151°
61°
1.0
F5
14°
104°
F6
180°
270°
5.0
F7
12°
282°
F9
24°
114°
F10
26°
116°
55°
F11
204°
294°
F12
9°
278°
1.3
第四节煤层特征
1、煤层产状：
工作面煤层走向97°
—143°
煤层倾向7°
—53°
，倾角6°
—22°
，平均倾角11°
。
2、煤层：
本区煤层较稳定，全层厚度3.3-5.3米，平均4.6米。
全层含夹矸两层，底层含夹矸一层，上层夹矸厚度0.05m，距大煤顶板0.3m；
下层夹矸厚度0.16m，距大煤底板0.2m，煤层底层厚度0—2.0m，平均厚度1.5m，两层夹矸岩性为粉砂岩。
3、原煤指标：
（表1—3）
M（%）
A（%）
V（%）
Q（J/g）
Fc（%）
S（%）
Y
工业品牌
1.87%
18.11%
5.34%
33545J/g
79.09%
<
0.5%
1
无烟煤
大煤:
煤质硬,燃点高,发热量大,低硫、磷,质优
第五节围岩性质
围岩特性表：
（表1—4）
厚度（m）
岩
性
特
征
老顶
中砂岩
14.0
灰白色、致密、坚硬；
节理、裂隙发育。
直接顶
粉砂岩
灰黑色、节理、裂隙发育、含植物化石。
伪顶
炭质页岩
0.3
黑色、质软，含丰富植物化石。
2#煤
直接底
3.0
灰黑色，较致密，含大量植物根部化石及FeS成分。
老底
中细砂岩
6.3
灰白色，以石英、长石为主，钙质胶结。
第六节同一煤层邻面矿压规律
同一煤层邻面矿压规律（根据13238工作面）：
（表1—5）
顶板压力
MPa
0.45
0.25
0.35
直接顶初次跨落
压力
0.31
0.28
距离
10
6
8
初次来压
强度
0.40
0.425
步距
20
25
周期来压
0.4
18
12
15
第七节水文情况
1、该工作面煤层埋藏深，地表水与大气降水对工作面的回采不造成直接影响。
2、本区水文地质条件简单，影响本区的水源主要为大煤顶板砂岩含水层，其富水性不均一、各向异性；
在回采过程中，在断层局部裂隙发育地段，可能会有淋滴水进入工作面，恶化生产环境，预计工作面正常涌水量0.10m³
/min,最大涌水量0.40m³
/min，建议回采过程中应在溜子道低洼处配备相应的防排水设施。
第八节瓦斯、煤尘和自燃发火情况
1、瓦斯：
绝对涌出量0.2m³
/min，属低瓦斯地区，正常通风对回采无影响。
2、煤尘：
无爆炸性，煤尘爆炸指数为2.54—9.12%。
3、煤的自燃：
无自燃发火现象。
4、地温：
地温对回采影响不大，一般为20℃-30℃，正常通风控制。
5、地压：
地压较大，应加强顶、底板和煤帮管理。
第九节切眼及两巷情况说明
1、切眼:
沿顶板掘进,规格为:
5.2m×
2.6m圆木棚子支护,棚距0.5m,使用直径不小于20cm的优质圆木,在木头棚梁（中间）下打两排2.5m支柱加强支护。
2、上、下巷:
采用规格为：
2.4m×
2.4（2.6）m工字钢棚子支护，棚距为0.5m。
上下两巷为沿底板掘进巷道。
局部采用规格为:
净宽×
净高=3.5m×
2.7mU型箍棚子支护，棚距均为0.6m。
第十节附图
1、工作面及巷道布置平面图：
附图（1-1）13236工作面及巷道布置平面示意图
2、柱状图：
附图（1-2）：
13236工作面综合柱状图
3、切眼及巷道素描图：
附图（1-3）：
13236工作面运料巷、溜子道实测素描示意图
附图（1-4）：
13236工作面切眼实测素描图
4、两巷断面图：
附图（1-5）：
13236工作面两巷断面支护图
5、切眼支护图：
附图（1-6）：
13236切眼支护剖面图
十一、地质建议
1、回采过程中加强“一通三防”工作。
2、回采过程中遇地质及水文地质问题及时与技术科联系。
第二章采煤方法及工艺
第一节采煤方法
采用倾向长壁后退式采煤法。
全层煤段摸底回采放顶煤，底层段不放顶煤。
第二节采（放）高度、采放比
一、全层煤段：
1、机采高度为2m——2.1m。
2、采放比：
工作面平均煤厚为4.6m，其中机采高度为2.1m，放煤高度为2.5m，采放比为1:
1.19。
3、放煤步距的确定：
放煤步距的计算公式为：
B=h÷
（k×
h′）
式中：
B—放煤步距m，h—放煤高度m，h′—工作面采高m，k—顶煤松散系数，一般取k=1.2
则：
工作面放煤步距：
B=2.5÷
（1.2×
2.1）=0.99m
而对于FMG-150/375型双滚筒采煤机有效截深为0.6m，因此确定工作面的放煤步距为1m，两刀一放。
二、底层段：
机采高度为1.9m——2m。
第三节采煤工艺
一、工作面情况概述：
1、工作面回采走向为切眼，倾向为两巷。
2、工作面从切眼开始延长加支架，工作面共需加支架75个。
3、13236工作面为全层和底层，工作面从初采开始为全层工作面，工作面从上巷24点外43米、下巷21点外2米开始进入底层工作面。
二、全层煤段：
1、机组单向割煤工艺流程（一个循环）:
工作面安全确认→自下而上拉后部溜子→机组在上端头留三角煤,斜切进刀→机组下行割煤→追机伸出伸缩梁→移架→机组割到下机头后,机组空刀上行→移前部机头→拉后部溜子机头→自下而上移前部溜子→机组到机尾割三角煤→机组空刀下行割三角煤斜切进刀→移前溜机尾→拉后部溜子机尾→机组下行割煤→追机伸出伸缩梁→移架→机组割到下机头后机组空刀上行→移前部机头→自下而上移前部溜子→后部溜子放顶煤→自下而上拉后部溜子→搞质量标准化。
2、工序说明：
（1）落煤方式：
工作面采用FMG-150/375型双滚筒采煤机割底煤，支架尾梁摆动，插板伸缩放顶煤。
（2）装煤方式：
采煤机螺旋滚筒装煤和前、后部溜子铲煤板装底煤，人工清理活煤。
（3）运煤方式：
工作面前、后部溜子单独运煤，集中到溜子道溜子和皮带运输机中运至煤仓。
（4）进刀方式：
采用端部斜切进刀，单向割煤的方式。
端部斜切进刀示意图：
附图（2-1）：
13236工作面端部斜切进刀示意图
（5）支护方式：
工作面及上端头均采用ZFZ2000-15/23D型轻放支架密排支护顶板。
下端头采用3架ZF2600/16/24型大尾梁支架密排支护顶板。
（6）移架方式：
采用分段追机作业，带压擦顶移架方式。
移架步距0.5m。
移架一般滞后机组后滚筒5m—10m，间距大于10m时停止割煤。
移架跟上后再开机割煤。
顶板破碎时，随机组前滚筒割煤随移架，割一架移一架，移架后要立即升紧支架。
煤壁片帮处，机组割煤前必须移超前架。
（7）推移前部溜子：
在移架之后进行，采用自下而上单向顺序移溜方式，移溜步距0.5m。
移前部溜子距采煤机后滚筒不小于6m，移溜滞后移架距离不小于6m。
移溜时，溜子弯曲长度不得小于12m，移溜必须在溜子正常运转过程中进行。
（8）放顶煤：
放顶煤步距1m，采用双口双轮等量放煤方式。
工作面分两个放煤段，每个段只许开放一个放煤口，分别按照由下向上的顺序逐架放煤。
第一轮粗放顶煤1/3～1/2，第二轮细放把煤放净，见矸停放。
放煤过程中要掌握好煤量，保持煤量均匀，防止压溜子。
两个放煤点间距不得小于10m，严禁相邻两架支架同时放顶煤。
机头机尾各3架端头支架严禁放顶煤。
（9）拉后部溜子：
拉后部溜子工作必须专人操作，采取自下而上单向顺序拉溜方式。
后溜弯曲长度不得小于12m，拉后溜要滞后放顶煤不少于10m，拉后溜与移架距离不少于10m。
三、底层段：
工作面安全确认→机组在上端头留三角煤斜切进刀→机组下行割煤→追机伸出伸缩梁→移架→机组割到下机头后机组空刀上行→移前部机头→自下而上移前部溜子→机组到机尾割三角煤→机组空刀下行留三角煤斜切进刀→移前溜机尾。
2、工序说明：
工作面采用FMG-150/375型双滚筒采煤机割煤。
采煤机螺旋滚筒装煤，溜子铲煤板装底煤，人工清理活煤。
工作面前部溜子单独运煤，集中到溜子道溜子和皮带运输机中运至煤仓。
（7）推移工作面溜子：
移工作面溜子距采煤机后滚筒不小于6m，移溜滞后移架距离不小于6m。
第四节缺口及爆破作业
炮眼布置图：
附图（2-2）：
13236工作面上缺口炮眼布置图
第五节循环作业图表
1、工作面采用正规循环作业。
2、全煤段每割二刀煤、移二次架、放一次顶煤为一个循环，按多循环组织。
见正规循环图表2-3。
3、循环产量：
A=L.M.D.R×
95%=98.58×
4.6×
1.0×
1.75×
0.95=753.8（吨）
每日产量：
P=K.A.N=1.1×
588.8×
2.0=1658（吨）
服务天数：
F=轻放可采储量/日生产能力=156325.1÷
1658=95（天）
上式中：
L：
工作面平均长度：
98.58mM:
平均采高：
4.6m
D:
循环进度：
1.0mR:
煤的容重：
1.75t/m³
K:
生产集约化系数，取1.1N:
每天的循环个数2.0
P：
平均日生产能力
第三章作业方式与劳动组织
第一节作业方式
1、循环作业方式：
采用割2刀煤，移2次架，放一次顶煤，为一个循环方式。
循环进度为1m。
采用多循环作业的方式。
2、工作面作业形式：
采用“三八”工作制，两采一准，中、夜班出煤，早班准备检修；
早班6∶00-14∶00；
中班14∶00-22∶00；
夜班22∶00-6∶00。
采用割1刀煤，移1次架，为一个循环方式。
循环进度为0.5m。
2、工作面作业形式：
第二节劳动组织
1、劳动组织形式：
（1）工作面采用分段综合作业的劳动组织形式，即机组正副司机三人割煤，工作面分段（每段2人）移架、移前溜、分段清理活煤、放顶煤、拉后部溜子。
（注：
底层段无顶煤，无后部溜子）
（2）上、下端头各2～3人负责移端头支架及导向梁等工作。
（3）上、下端头2人进行放顶工作。
（4）机电、运输采用专业队组织形式，负责机电设备的日常运转、维修以及皮带机道的文明生产等工作。
（5）两巷超前处理、维修采用专业队形式，负责上下巷超前支护及巷道维护、清理等工作。
（6）搞料采用专业队形式，负责物料的供应、运料系统的文明卫生等工作。
（7）支架维护采用专业队形式，负责支架的日常维护、管路维护、日常洒水等。
序号
工种
早
中
夜
合计
轻放支架工
3
2
采支工
16
班长
4
验收员
5
电修工
机组司机
7
溜子司机
皮带司机
9
泵站司机
看线工
坑代员
巷修与替茬工
支架维修工
14
大班机电工
机电工长
运料工
17
区管人员
其它
19
41
34
40
115
2、劳动组织表：
（表3—1）
第四章顶板管理
第一节工作面支架选择与布置
一、工作面支架选择与布置：
1、工作面支架选型：
根据工作面煤层厚度平均4.6m，煤层倾角6°
，平均为11°
老顶周期来压强度不大于0.4MPa，选用ZFZ2000-15/23D型轻放支架密排支护顶板。
2、轻放支架主要技术特征：
（1）架型：
ZFZ2000-15/23D型四柱单摆秆放顶煤液压支架。
（2）支架宽度：
1220-1360mm
（3）支架中心距：
1250mm
（4）支架高度：
1500-2300mm
（5）支护强度：
0.48-0.54MPa
（6）对底板比压：
0.6-1.20MPa
（7）支架初撑力：
1407-1592KN
（8）支架工作阻力：
1905-2053KN
（9）操作方式：
本架
（10）重量：
6935Kg
（11）泵站压力：
31.4MPa
（12）支架运输长度：
4200mm×
1200mm×
1500mm
（13）立柱数目：
4根
3、主要参数的验算：
（1）支护强度和工作阻力：
a、估算顶板所需的支护强度：
q=K1×
H×
P×
10-5式中：
q——顶板所需支护强度（MPa）
K1——作用于支架上的顶板岩石厚度系数，据万年矿实际取K1=6
P——岩石密度，一般取2.5×
103kg/m3。
采高H=2.1m
则q=6×
2.1×
2.5×
103×
10-5=0.3（MPa）
b、支架支撑顶板的有效工作阻力：
Q2=q×
F×
103
式中：
Q2为支架支撑顶板的有效工作阻力（KN）
q——为估算顶板所需的支护强度
F——每架支架的支护面积
F=S×
（L+C）
S——支架宽度S=1.25m
L——支架顶梁长L=2.9m
C——梁两端距C=0.34m
则F=1.25×
（3.4+0.34）=4.675（m）
Q=0.3×
4.675×
103=1402.5（KN）
可见支架支护强度（0.48-0.54MPa）大于顶板所需支护强度（0.3MPa），支架工作阻力（1905-2053KN）大于支架支撑顶板有效工作阻力（1402.5KN）。
（2）接触比压验算：
大煤底板为粉砂岩，普氏硬度f=4-7，允许比压值一般1.96-2.16Mpa，大于支架对底板比压（0.6MPa-1.20MPa）。
（3）支架调高范围：
工作面采高要求2.1m，支架调高范围（1.5m-2.3m）符合要求。
（4）移架力和推溜力：
一般要求移架力F1=150KN-300KN
推溜力F2=100KN-150KN
对于ZFZ2000-15/23/D型轻放支架
移架力F1=D/4πP=308.1KN
D——前推移千斤顶缸径125mm
P——泵站压力取P=31.4Mpa
推溜力F2=（d/40）×
πP
其中d——后推溜千斤顶内径d=70mm
F2=（3.14×
70）/40×
31.4=172.5KN
可见，拉架力和推溜力符合要求。
（5）工作面选用ZFZ2000-15/23D型轻放支架密排支护顶板选型合理。
二、工作面下端头支架选择与布置：
1、工作面下端头支架选择ZF2600/16/24型大尾梁支架密排支护顶板。
2、支架特征：
（表4-1）
支撑高度：
1600—2400mm
支架中心距：
初撑力：
1700—2087KN
支架宽度：
工作阻力：
2396－2706KN
插板伸缩量:
600mm
支护强度：
0.43－0.51Mpa
伸缩梁长度：
对底板比压：
0.12－0.19Mpa
侧护板伸出量：
140mm
自重：
8800kg
支架外形尺寸：
4350×
1250×
1600mm
根据工作面支护强度和工作阻力计算，结合ZF2600/16/24型大尾梁支架技术参数分析，ZF2600/16/24型大尾梁支架支护强度（0.43Mpa-0.51Mpa）大于顶板所需的支护强度（0.3Mpa），支架的初撑力1700-2087KN、工作阻力（2396KN—2706KN）均大于支架支撑顶板所需的有效工作阻力1402.5KN。
工作面下端头采用ZF2600/16/24型大尾梁支架，能够满足端头支护要求。
第二节端头支护方式
一、上端头支护：
1、上端头采用4路HDJS—1000金属双楔铰接顶梁配DZ-22（25）型单体液压支柱组成的支架支护顶板，柱距0.5m，排距1.0m，齐柱齐梁布置，超前工作面2m做缺口，柱排距误差不大于±
100mm，所有铰接梁平行运料巷布置，倾斜长度2m。
另外根据工作面上高档段的长度采用不超过8路HDJS—1000金属双楔铰接顶梁配DZ-22（25）型单体液压支柱组成的支架支护顶板，柱距0.5m，排距1.0m，齐柱错梁布置，错距0.5米，柱排距误差不大于±
100mm，所有铰接梁平行运料巷布置。
2、上端头高档段，端头支架尾梁空帮侧实行“2、3”排管理。
最大排距3排2米，最小2排1米。
上端头最大控顶距9米，最小控顶距8米。
3、上端头使一路HDJS—1000金属双楔梁铰接顶梁棚子抬住运料巷替茬下帮木梁下端头，一梁二柱连续支护，跨机头处不能打支柱时，插齐双楔，双楔梁圆肖、尖肖尖橛均朝倾斜上方使用。
下帮木梁上端头用3.2mπ型梁抬住梁头，一梁三柱打支柱。
前部溜子机头煤帮侧两根，排距1m，空帮侧一根。
4、上端头延长加支架期间，上端头轻放支架上侧不使用导向梁。
5、上端头4个支架范围必须铺设塑料顶网。
6、上段头支架前移后，及时在支架空帮双楔顶梁下支设支柱，并随放顶回收双楔梁。
二、下端头支护：
1、下端头采用3架大尾梁支架支护：
最大控顶距5.7m，最小控顶距5.2m。
2、下端头替茬范围放顶可滞后端头支架尾梁2—3m。
3、下端头使一路HDJS—1000金属双楔梁铰接顶梁棚子抬住溜子道替茬上帮十字梁上端头，一梁二柱连续支护，跨机头处不能打支柱时，插齐双楔，上下端头双楔梁圆肖、尖肖、扁肖均朝倾斜上方使用。
上帮十字梁下端头跨前部溜子机头处用3.2mπ型梁抬住梁头，一梁三柱打支柱。
π型梁随着移机头外移。
4、下端头紧靠端头支架使用一根Φ18cm×
3.2m的优质园木做导向梁，一梁三柱支设，煤帮一根，空帮侧2根，间距1.0m。
移端头支架前先移导向梁,导向梁下打齐支柱后，再移端头支架。
5、下端头支架顶梁外沿与下巷替茬十字梁棚子间距大于0.3m、小于0.5m时，移导向梁后，及时用板梁和单体支柱进行支护，每块板梁上不少于2根单体支柱。
严禁用单梁单柱进行支护。
6、端头支架顶梁外沿与两巷替茬十字梁棚子间距大于0.5m时，每0.5m顺走向使一梁一柱双楔梁棚子，柱距0.5m，排距1.0m。
为有利于放顶截梁，金属双楔顶梁圆肖、尖肖、扁肖均朝倾斜下方使用。
7、工作面端头支架与上下金属双楔顶梁间必须背1.5m以上板梁，板梁间距0.2m—0.3m，一头担在金属双楔顶梁上，一头担在端头支架上，防止端头支架拉架后，空帮流砟。
第三节工作面支护质量要求
一、轻放支架质量要求
1、支架与溜子保持垂直，其夹角小于5°
支架与顶板接触严实，顶空处用板梁摆架接顶，严禁空顶，机道梁端与煤壁顶板冒落高度不大于300mm。
2、支架初撑力不低于20Mpa，工作面每隔一个支架安装一组压力表。
3、支架按线移设，使支架保持一条直线，其偏差不超过±
50mm。
4、支架与顶板平行支设，最大仰俯角小于7°
5、支架不咬架，相临支架间不能有明显的高低错差。
（不超过顶梁侧护板高度的2/3）。
支架不挤、不咬、架间空隙小于200mm。
6、工作面轻放支架和上下端头大尾梁支架中心距均为1250mm。
7、支架完好不漏液，不串液，无失效零部件。
8、支架与煤壁端面距不大于340mm。
9、支架后尾梁升至合适高度，后插板伸出护住空帮，确保后部溜子顶边以上高度不低于300mm，不大于500mm。
10、移架时底板不许有杂物，支架内无浮煤、浮碴。
11、移架推溜后要保持工作面“三直一平”，煤壁无伞檐与顶底板垂直，伞檐长度超过1m时，其最大突出部分不超过200
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