新版煤矿开采作业规程.doc

此文档收集于网络，如有侵权，请联系网站删除新版煤矿开采作业规程目录第一章 采区概况 3第一节 工作面位置及上下关系 3 第二节 煤层情况 3第三节 煤层顶底板情况 4第四节 煤层地质构造 5第五节 水文地质情况 5第六节 影响回采的其他因素 5第七节 储量及服务年限 5第二章 采煤方法 8第一节 巷道布置 8第二节 采煤工艺 9第三节 设备配备 14第三章 顶板管理 17第一节 支护设计 17第二节 工作面顶板管理 18第三节 矿压观测 20第四章 主要生产系统 23第一节 运输系统 23第二节 通风系统及一通三防管理 24第三节 供电系统 35第四节 照明系统 42第五节 安全监控系统 42第五章 劳动组织 45第一节 劳动组织 45第二节 采区主要指标及消耗表 45第六章 煤质管理 47第一节 煤质指标 47第二节 煤质管理措施 47第七章 安全措施 48一. 一般措施 48二. 初采措施 48三. 初次来压及周期来压措施 49四. 初次放顶措施 49 五. 处理悬顶措施 51六. 采煤机操作措施 52七. 移架,推溜,放煤措施 53 八. 刮板输送机操作措施 54九. 皮带输送机操作措施 55十. 电气维修及使用措施 57十一. 泵站及液压系统管理措施 58十二. 油脂管理措施 59十三. 端头及超前支护措施 60十四. 放炮安全措施 61 十五. 其它措施 62十六. 打孔安全措施 63十七. 小眼管理措施 63十八. 处理小眼安全措施 64十九. 防坠安全措施 64二十. 防瓦斯安全措施 65二十一. 防突冒安全措施 66二十二. 处理尾巷安全措施 67二十三. 顶板管理措施 67二十四. 煤质管理措施 68二十五. 防片帮,防冒顶措施 69二十六. 防止高压器材伤人措施 69二十七. 防止水,防溃浆措施 70二十八. 工作面临时存放炸药措施 71二十九. 安全出口管理措施 72三十. 安全监控系统管理措施 72三十一. 过破碎带安全措施 73三十二. 过煤门安全措施 74第八章避灾路线及应急措施 77第一节避灾路线说明 77第二节应急措施 77第一章 采区概况第一节 工作面位置及上下关系（表1-1）水平名称+610采区名称东二东B6槽综采工作面地面标高(米)+805+830井下标高+622+642水平地面的相对位置地面的相对位置是塌陷区回采对地面设施的影响因没有设施,所以没有影响井下位置及四邻关系采区设计开采苇湖梁煤矿东二石门东翼B6煤层，西界采至距东二石门煤柱，其东界采至距东三石门45米，由+670水平分三层采至+610水平采区走向长度565米倾斜长度21.7米第二节 煤层情况（表1-2）煤层厚度21.55米煤层结构间单煤层倾角67开采煤层B6每种弱粘稳定程度比较稳定煤层情况描述 煤层水平厚度为21.55米，B6中间分别夹有0. 85米、0.6米两层夹矸 采区垂直高度：56米，其分三层，第一分层18米、第二分层18米、第三分层为20米。 该采区煤层+635水平以上综采已回采完毕，+610水平东二西B6煤层已回采，东二东B4+5煤层未回采。第三节 煤层顶板、底板情况 （表1-3）名称分类岩石名称厚度岩性特征顶板老顶泥岩、砂质泥岩16m灰色，层理发育,较硬直接顶泥岩、1m灰色、节理发育伪顶底板直接底泥岩、砂质泥岩21m灰色，节理发育老底泥岩、15m灰色层理明显，节理发育 煤层拄壮图（表1-4）第四节 煤层地质构造情况B6属急倾斜煤层，煤层层理，节理发育，煤层自西向东薄。煤层结构复杂，其空间形态比较稳定，顶底较松散，已冒落。煤层简单斜构造，倾角67，煤层走向略有变化。该区内地层受南北强烈挤应力的作用使地层发生急倾斜外，未受其他构破坏。第五节 水文地质、采空区积水、灌浆情况该煤层为弱含水煤层，水文地质条件简单，但该煤层地面已形成大面积塌陷，补给水源为地面雨雪洪水灌入塌陷坑。估计上部采空区有少量积水，但对回采工作面威胁不大。随着水平的延深，水文地质较上水平复杂。该煤层在回采前应先探明上部采空区积水情况，坚持“有疑必探，先探后采”的原则。特别在初放前必须进行探放水，发现水文地质异常及时汇报解决。第六节 影响回采的其他因素 （表1-5）瓦斯0.15m2/min二氧化碳0.60m2/min煤尘爆炸指数煤层具有煤尘爆炸危险性煤层自然倾向性具有自燃倾向性，属易燃煤层，自燃发火期为3-6个月地温危害地温16度,对生产无影响第七节 储量及服务年限一、储量工作面走向长度565米,工作面阶段高度20米,煤层厚度21米,密度1.3t/m3地质储量地=LBHP=56521.55201.331.657（万吨）式中：L工作面走向长565米 B煤层平均厚度21.55米H分层阶段高度20米 P煤体容重1.3t/m3二、损失量计算1、石门煤柱损失量石L石BHP3521.55201.31.96(万吨）式中：L石石门煤柱走向长35米2、工作面机采损失量机(LL石-L边)BMP(1C1)(565-35)21.552.51.3(1-94)0.223（万吨)式中：机采高度2.5米 1工作面机采回采率943、工作顶煤损失量放放=(L-L石-L边)B(H-M)P(1-C2)=(565-35)21.55(20-2.5)1.3(1-75)6.496(万吨)式中:C2-顶煤回收率75余同前三、可采储量计算Q可Q可=Q地-Q石-Q机-Q放=31.657-1.96-0.223-6.496=22.978(万吨)采区回采率CC=Q可/Q地100=22.978/31.657100=72.6工作面回采率PP=Q可/Q-Q石-Q边100=22.978/(31.657-1.96)100=77.4工作面日产、月产（1）循环产量QzQz=BMFPC1+B(H-M)FPC2=21.552.51.21.394+21.55(20-2. 5)1.21.375=520(吨)式中:F=放煤步距1.2米余同前（2）工作面日产Q日=Qz3=1560(吨)（3）工作面月产Q月=Q日tk15602380=2.87万吨式中：t月生产天数 k正规循环率四、采区生产能力，工作面服务年限，工效（1）采区生产能力A=Q月12=2.8712=34(万吨)（2）服务年限T=Q可Q月=22.9782.87=8(月)（3）全员工效=Q日全员工87=15607587=18.09(吨工)第二章采煤方法第一节 巷道布置1、轨道、运输巷：分别沿煤层顶底板以同向布置工作面顺槽，运输、轨道巷为锚网支护。SB1=SB2=7.20平方米，距东二分层石门25米、235米分别有垂直煤层方向的煤门联络两顺槽，顶板顺槽用于运输巷兼回风巷，底板顺槽用于轨道巷兼做进风巷。开切巷及安装硐室：在开切线位置垂直B6南、北两巷布置开切巷，梯形断面金属支架支护。巷道断面S毛=19.08m2，S净=16.14m2，位于B6南巷的安装硐室为矩形断面，金属梁钢腿支架支护，断面S毛=16.7m2，S净=13.96m2。工作面巷道布置图（2-1）第二节 采煤工艺 一、采煤工艺采用水平分层综采放顶方式。采、装、支、运为一体化，采用后退式回采煤方法。二，工艺流程1.推移前部运输机: 进刀前将采煤机行至前部刮板输送机机尾，推溜方式采用首次先机头后机尾的顺序，第二次则先机尾后机头的顺序推移步距为采煤机截深（最大0.6m），顺序推移。（1）工作面前溜和转载溜搭接正常情况下,推溜顺序为机头、机头中部槽、机尾和机尾中部槽机头交替进行（2）前部溜子向B1槽与转载溜子搭接不上时,应先推机尾,再推中部槽,最后推机头,直到搭接合适为止;如果搭接过多时,应将工作面调斜使B1超前B2,即使机头落后于机尾,超前距离,视具体情况(不宜超过1.2米),而后将工作面慢慢调直。前溜与转载溜子搭接以伸入转载机槽内150200毫米为宜.推溜要求: 依次推溜,不得分段和相向推溜,水平弯度不大于1度,垂直弯度不大于13度,推溜时应在输送机运转时,推溜应两人以上同时推,严禁推脱溜子,推后保证平直,推移机头时必须将机头和过渡槽处浮煤清干净。采煤机割完刀后拉后溜，拉后溜在顶煤放完后进行，拉后溜步距为0.6米。拉溜要求：拉后溜也必须按顺序进行，确保其弯曲长度不大于15米,严禁将后溜拉脱节;拉后溜时,浮煤必须清理干净,确保拉到位。2.进刀：采用端部斜切进刀方式，斜切长度必须大于5米;采煤机行至前溜机尾，将滚筒摇至顶刀位置，开动采煤机直接割顶刀,往返一次一刀;采煤机速度0-6米/秒采煤机割煤采取先割顶刀后割底刀方式,不得出现割底后不平现象,工作面采高必须控制在2.5米内.两端头顶底必须割平整,不得出现弧形或底为沟道,顶底板不得出现台阶.3.割煤、装煤：采煤机从前部刮板输送机机尾割顶刀行至前部刮板输送机机头后停机，将滚筒反向摇至底刀位置，从前溜机头向机尾方向割底刀，并利用采煤机滚筒螺旋叶片自行装煤（机头、机尾人工辅助清煤），要求割煤割满刀（0.6m）。4.运煤：采煤机切割的松散煤体及人工放煤利用前、后部刮板输送机运至转载溜再转给顺槽皮带运出工作面。5.移架：采用单架依次顺序移架方式，操作方法采用追机作业方法。要求采煤机从前部刮板输送机机尾向机头割顶刀时，滞后采煤机3m（两台支架）及时打开支架片帮梁支护顶板和煤壁，采煤机从前部刮板输送机机头向机尾割底刀时，滞后采煤机3m（两台支架），收回片帮梁前移支架，步距为采煤机截深。但如果顶破碎,必须停机移架,移架时可下降50200mm.在工作面来压时,必须带压移架,必要时可用单体辅助移架,移架前,应挂好线,坚持按线移架,要清理好架间、底坐上方的浮煤和障碍物, 便于移架.移架要求:移架步距控制在600 mm以内,移架时降架必须认真观察邻近支架及本支架接触情况,不得出现咬架或攀架情况，若有,必须立即.处理;本架操作时,移架工应站在架箱内面向煤壁操作,禁止脚蹬在底座前;移架时,架前方、上方、 下方不得有任何人作业或停留.6.放顶煤：生产班组进刀两次后开始放顶煤，放煤步距为1.2米， 放煤方式采用由底板向顶板方向多轮间隔顺序放煤，每轮放煤量不宜过大，时间不超过10分钟为宜，放煤口出现矸石时应停止放煤，检修班放煤同上.放煤要求:必须由专职人员经培训按作业规程放煤.严格执行由底至顶放煤,严格控制放煤时间,严禁点式放煤,特别在工作面中部,放煤时,当矸石较多(10%)应停放,1#、2#支架严禁放煤.总结为:由底到顶多轮间隔顺序均匀放煤,大块破碎,见矸关门.7.生产检修：要求对工作面设备进行常规班检,日检和周检，达到综采设备完好要求。8.爆破松动顶煤：本工作面机采高度2.5米， 放顶煤高度17.5米。仅靠支架反复支撑不能完全破碎顶煤，必须采用必要措施松动破碎顶煤，本工作面采用三台岩石钻打孔（直径100mm）装满药爆破松动顶煤。爆破松动要求：采用正向松动爆破，封炮泥长度不小于3米，空孔长度不小于1.5米，防止支架反复支撑引起冒顶,使孔作废。放炮采用由底板向顶板及时放炮的方式,当随工作面推进炮孔位于前后立柱之间时,方可放炮.两端头所在支架上方的炮采用滞后放炮. 对于发生严重冒顶的区域不得打孔,对于装完药的孔必须滞后放炮。 放炮必须严格执行有关放炮规定,实行”一炮三检”和”三人联锁”制放炮,瓦斯超限时,严禁放炮 工作面跑孔布置图（2-2） 工作面进刀方式图 （2-3）第三节设备配备一，设备配备表（表2-1）序号设备名称型号单位数量使用地点1采煤机NW台1工作面2前溜SGD-730/90 台1工作面3后溜SGB-620/40台1工作面4转载溜SGB-620/40台1运输巷5B6槽皮带SJ-80台1运输巷6石门皮带SJ-80台1+610石门7乳化泵 1XRZB台1轨道巷8乳化泵 2XRZB台1轨道巷9泵箱XRBZB台1轨道巷10支架ZFSB2800台9工作面11支架ZFSB4000台3工作面12南墻绞车台1轨道巷13北墻绞车台1运输巷14岩石钻台3轨道巷15煤电钻台1轨道巷二，主要设备技术叁数 1.采煤机（表2-2）型 号电机功率(KW)牵引力(kN)滚筒直径(mm)卧底量(mm)外形尺寸（mm）MGD-150NW15020016003601612(高) 2.支架（表2-3）型号数量(台)支撑高度(M)工作阻力(KN)支护强度（MPa）初撑力（KN）支护面积（平方米）重量(KG)ZFSB280091.6-2.828004.723807.511370ZFSB400031.6-2.840006.423827815000 3.前溜（表2-4）型号数量台电机功率kw链速m/min槽宽mm运输能力t/h总长mSGD-730/90 1900.9273050018.5 4. 后溜，转载溜（表2-5）名称型号电机功率(kw)链速(m/min)槽宽(mm)运输能力(t/h)总长(m)后溜SGB-620/40400.8662015018.5 5.其它设备（表2-6）名称型号电机功率 kw带速m/min带宽m运输能力t/h总长mB6皮带SJ-805520.8400535石门皮带SJ-804020.840064工作面设备布置图（2-4）第三章 顶板管理第一节 支护设计采用以采高倍数估算法，即作用在支架上8倍的岩石重量来确定支架的工作阻力的国家标准:支架主要参数（表3-1）名称型号数量支撑高度(M)工作阻力(KN)支护强度（MPa）初撑力（KN）支护面积（平方米）重量(KG)支架ZFSB280091.6-2.828004.723807.511370端头架ZFSB400031.6-2.840006.423827815000根据工作面地质说明书，煤层直接顶为泥岩厚度1米，老顶为砂质泥岩空间形态比较稳定。1支护强度验算：P=S*M*8*Ct*g其中 P-支架工作阻力S-最大支护面积 S=4.45*1.5=6.67m2CT-岩石容重 2.5t/m3P=6.67*2.5*8*2.5*9.8=3270.75KN支架规格的验算顶板下沉量SL=N*M*L 其中N-下沉系数，取0.03M-采高 2. L-最大控顶距 4.45SL=N*M*L=0.03*2.5*4.45=0.334HMAX=M-SLHMIN=M-SL-A 其中HMAX-支架的最大支撑高度HMIN-支架的最小高度支架的卸载高度100MMHMAX=M-SL=2.5-0.334=2.166m2.0m所选支架规格满足工作面要求。第二节 工作面顶板管理一、采煤工作面支护（采场支护方式）顶板采用全部垮落法处理,工作面采用12付ZFB 2800/16/28液压支架支护，工作面架后悬顶不得超过30米，否则必须采取强制放顶措施，将顶板放掉。二、 控顶距离最小控顶距: 3.85米最大控顶距: 4.45米三、端头支护方式1、上端头支护方式利用ZFB4000/20/28型支架配合 “两对四梁”进行支护。利用4.5米一字齿箱形梁配2.8米单体液压支柱走向迈步式进行支护，每对梁间距不大于0.7米，迈步距离为1.2米， 一梁不少于3柱，单体必须上下成排，误差不大于50MM，同时保证最后一排支柱在后溜靠采空区侧。当工作面宽度变大时，南墙形成端头，每增加0.7米增加一对梁，每减少0。7米时取下一对梁。2、下端头支护方式利用ZFB4000/20/28型支架支护，当下端头宽度变大时（即大于0.7米时）采用对梁迈步式进行支护，支护要求与上端头一样。要求：端头支护必须形成对梁，一字齿箱形梁必须立起来打严禁倒放打，每根梁的支护单体液压支柱不能少于三柱，移动端头时，每次只能移动滞后钢梁形成迈步方式前进，步距1.2米。走完的端头，单体横竖必须成一条直线。3、机道支护采煤机割顶刀时，滞后采煤机2架(3m)及时打开防片帮梁、支护煤壁、防止片帮、不能正常移架时片帮打开到水平位置，支护移架前的端面距空间，防止漏顶。4、超前支护南、北巷设计为锚网支护，为减轻两顺槽受工作面超前采动压力的影响，在超前工作面20米范围内支护采用“一”字梁配合单体液压支柱支护，柱距1.2米。其中近工作面10米为双排，剩余10米支护在靠煤壁处为单排。单体的钻底大于10CM时必须在单体底部穿铁鞋,保证单体的初撑力大于50KN。 端头支护图（3-1）第三节 矿压观测综采工作面建立矿压观测系统，通过观测工作面支护质量，进行矿压预报，以有效防止周期来压造成的危害。一、矿压三量内容1、工作面支架,单体三量观测(初撑力,工作阻力,活立柱)。2、合理的顶板控制方法：破碎度统计；顶梁仰角。（见图8）3、工作面前方巷道位移。4、观测方法：每循环测一次，观测范围为1#、5#、9#支架二、工作面矿压现场观测及统计工作步骤1、测前准备测区选定：工作面矿压观测区域分工作面、端头及超前支护，测点布置2、测压仪器仪表（表3-1）序号设备名称型号数量装配地点1综采支架压力表SY-60II6工作面2单体支柱增压式测力计SY-401端头及超前支护3矿用活动测尺KG-51工作面及超前支护4圆图压力自记仪YPZ-603工作面5顶板动态仪DTY-2002超前支护6乳化液浓度检测仪WYF-R151泵站3、现场测压从开切眼推采起，分班连续观测工作面矿压基本参数，如“三量”，直测到老顶初次来压或数次老顶周期来压以后，以至采场停采。测压期间，观测人员要明确所测数据的用途，注意所测数据的代表性、准确性和科学性，井上下人员要密切配合，按观测计划规定办事，及时整理观测资料，掌握观测进度，及时汇报矿压状况。4、总结工作技术员在日常整理资料的基础上，对所测数据集中诸项细致整理，并进行数理统计分析，提出对所测工作面矿压规律的认识，并以此分析控制顶板或改进支架措施，最后编写观测报告。三、观测组织矿压观测劳动组织表（表3-2）班次人员职责及任务早2观测“三量”维修矿压仪表，更换压力自记仪表纸，统计顶板破碎度、采空区顶板冒落状况及安全阀开启率中1观测“三量”及上下顺槽顶板移近量夜1观测“三量”，统计支架工作及损坏状况合计4技术员分析处理矿压观测仪器布置图 （3-2）第四章 主要生产系统第一节 运输系统一， 运煤设备及运输方式工作面有两台SGD-730/90，SGB-620/40型刮板输送，分别运输采煤机载割的煤和架后放顶煤；运输巷经SGB-620/40型刮板转载机转载，有SJ-80型带式输送机运煤。+610中间石门和+550运输大巷通过缓冲煤仓联系。 运输系统图（4-1） 1.运煤路线；工作面-+610B6运输巷-+610中间石门-煤仓-+550运输大巷-主井-地面。2运料路线；地面-副井-+670回风大巷-+670东二一组下山-+610中间石门-B6轨道巷-工作面。3行人路线；行人路线基本上与运料路线相同。第二节 通风系统及一通三防管理一.风量计算按瓦斯或二氧化碳绝对涌出量QCH4(或QCO2)QCH4=100QCH4K=1000.151.5=23m3/minQCO2=100QCO2K=1000.601.5=90m3/min按工作面温度与风速的关系：根据实测，工作面温度为16，适宜风速为0.65m/s，工作面通风净断面积为7m2r60rs=600.657=273m3/min按工作面同时工作的最多人数：QN=4N=440=160m3/min取Q=maxQCH4,QCO2,Qr,QN=273m3/min2.风速验算(1)此时工作面风速为0.65M/S, 0.25M/S0.65M/S4M/S(2)进风巷净断面积为5.73m2 ，风速为0.79M/S6M/S(3)回风巷为2个800小眼，风速为3.53M/S6M/S(4)所以，根据以上数据表明进、回风巷，工作面风速全部符合煤矿安全规程的规定。通风系统说明：地面新副斜井+550 水平皮带大巷和配风巷+550水平东二轨道石门+550至+610 水平上山+610分层石门B6煤层进风巷工作面乏风+610水平B6回风巷+610至+635回风小眼+670东二南回风石门+670底板回风巷回风 通风系统图（4-2）二.一通三防管理措施;灭火采取措施主要有(1).地面回填灌浆堵漏地面回填灌浆的目的： 上分层回采完后，蹋陷坑将继续蹋陷，塌陷后松散的岩土层将形成裂隙向采空区漏风，由于采空区浮煤的存在，可能引起浮煤氧化自燃，造成火灾。 回填灌浆的目的在于堵塞因塌陷而形成的采空区漏风，断绝供氧源，从而达到防灭火的目的。地面回填灌浆方式： 地面回填主要由推土机完成，推土机到不了的地方，采用高压水射流回填。地面灌浆由高压水射流完成，我矿多采用采前预灌和采后灌浆。 采前预灌脱水期为3-6个月， 采后灌浆点距工作面水平距离不少于50m，在灌浆过程中严格控制灌浆量和水土比（4:1或5:1），并做好记录。计算回填工期T：Q回填土方=回填长度回填宽度回填厚度 =5503010 =165000m3每台推土机年回填能力=2801250 =16.8万m3/年若用两台推土机回填，则：T回填工期=16.5/(16.82)=5.8个月 井下灌浆 灌浆由东一、东二地面灌浆站进行，可随采煤工作面推进的同时向采空区灌浆，工作面推进前方发现火区，可通过打钻灌浆灭火。在进风巷向采空区打孔并下套管，向采空区注浆，实行直接灭火，灌完浆后用封孔器封孔。 工作面采完封闭后，由密闭预留的灌浆孔向采空区灌浆。使泥浆和浮煤混合，形成一个泥浆防护带，达到堵漏防火的目的。 井下灌浆要严格注意控制灌浆量的水土比(4:1或5:1)。氮气防灭火工艺(2).注氮1开放性注氮 工作面开切前，将石门三寸氮气支管路接至工作面，注氮管路布置在进风巷。距工作面20米处打一个通采空区的100钻孔，后每隔20米打一个，如发现火情， 则由此孔注氮，若无异常情况，则距工作面第二个孔作为工作面均压监测孔。（其余孔封堵严实）2封闭式注氮 当工作面出现自燃发火征兆，此时采空区已经出现高温点，CO气体大量渗入工作面或工作面已经出现明火，可在工作面进回风巷构筑密闭，注氮管插入密闭直接向火区注氮。3注氮时间的确定 注氮时间一般根据从采空区氧化带采样分析其氧含量来确定。同时规定遇有下列情况时应进行注氮：工作面过断层或其它地质条件影响或工作面机械出现故障，使工作面推进速度减慢时；工作面结束回收时；当预测到采空区气体异常时。4防止氮气泄漏 氮气防灭火的关键在于保证采空区氧化带具有充足的高浓度氮气，使氧含量低于8%，因此必须做好防止采空区内的氮气泄漏工作，减少氮气损耗。5注氮量 根据氮气防灭火系统采用注氮流量经验公式： 1=Q2K1/K2-Q2 注：1：注氮流量 2：采空区氧化带漏风量工作面在每2个支架前架设支架灯.2端头及超前支护设两盏防爆灯,用于操作转载物等照明.3移动变