煤矿采煤工作面作业规程样本.doc

煤矿采煤工作面作业规程样本- 煤矿采煤工作面作业规程样本 - B+BKqn P JIzM 煤矿采煤工作面作业规程 eY Ga= QITM 9,j.=/ YE(T415; /EZ0D U;fXvWr8z 4LjF)q G jSXK to4ac+_ 工作面名称：31205联络巷和岩石集中巷 ;jxRbr 编 制 人： J#j0(4LF 区 队 长： ;oMFfsS 施工单位： H8=+ 批 准 人： YV3HRnr 编制日期: 年月日 gJK56 执行日期: 年月日 o2EmJl IfaTQJG _2ImWO+ 目录 tO 673 uX Fwap&y 矿审批意见 3 RJ(#wPSB5 作业规程学习和考试记录 5 !/El;) 作业规程复查记录 6 19_GA- 第一章概况 7 k8#$ _U 第一节工作面位置及井上下关系 7 cAz.4_v 第二节煤层 8 ;QAo3U 第三节煤层顶底板 9 1!Uw4l-R 第四节地质构造 9 tjwM 5H) 第五节水文地质 11 X6FaDfU 第六节影响回采的其它因素 13 JZXGbF 第七节储量及服务年限 13 -TT2(Bp 第二章采煤方法 14 ,X+ZAM 第一节巷道布置14 4#k*gFUhH 第二节采煤工艺 17 ?!%_9 第三节设备配置 21 WOWco|A 第三章顶板管理 26 wQip|! n_ 第一节支护设计 26 VjoeS0 第二节工作面顶板管理 29 h4w; 第三节顺槽及端头顶板管理 32 &f1sWJ 第四节矿压观测 35 DcwYB1M 第四章生产系统 39 o*x1s 第一节运输系统 39 w/tk 第二节通防与监控系统 41 4Yb6 第三节排水系统 53 BbtLKWje 第四节供电系统 55 |ef&yQe 第五节通讯照明系统 60 xV;&=A4: 第五章劳动组织和主要经济技术指标 62 Vdo$| 第一节劳动组织 62 ;u)x|oW 第二节主要经济技术指标表 64 RUh5cN$ M 第六章灾害预防及避灾路线 65 Dv%Qmyg) 第七章安全技术措施 66 NnQE7#M 第一节一般措施 66 ;j!.0 H4 第二节顶板管理 68 :6S9ZjS 第三节防治水 72 AzmgP 第四节“一通三防” 73 -8 R/&F 第五节运输管理 74 8S8,n =GA 第六节机电管理 79 Rva29? 第七节其它 86 Neq#Q=C.x 矿 审 批 意 见 Qf5M9SMm Mx2 e 同意本规程内容，并提出如下审批意见，请一并贯彻执行： ET 三、由于本工作面为孤岛采煤,工作面的顺槽压力较大,因此要加强顶板管理工作,特别是超前支护既要有足够的支护强度，又要保证规定支护距离。上下出口要支护良好,行人畅通,达到规定要求。 %ag1 四、对于十字顶梁支护以外的变形工字钢棚和压力增大区,要根据现场情况，及时打点柱或使用抬棚加强支护,且有防崩工字钢牙口措施,确保现场安全。 &EkY|($ 五、任何人不得随意进入运输机、转载机、皮带机上方或里帮。确需进入的，要首先停机闭锁、专人看管,并支护好顶帮后方可进入。 7;X50= 六、工作面出现地质生产条件等变化,有与本规程不相符之处,要及时写出补充措施,严禁无措施施工。 fpjXZY 七、工作面及两顺槽出现片帮冒顶要及时处理,否则不得生产。 T2|y 八、辅助运输严格执行行车不行人制度,在确保所有人员进入安全地点后提、放车辆。 Qw;|5yY 九、工作面所有机电设备要保持完好,严禁带病或无保护运转。移动电站防跑车设施要安全可靠,拉移及连接装置强度足够,生根牢固。 iIj/, QfWu o U !nM49wq x,%Bg7B PI6oJrc GL -t79 ZR N|QYwZ-F 9 FC qz/%bTTW&NZ 作业规程名称 ,ot4 施工单位 1C: 8kn 复查时间 MgWts0 第一节工作面位置及井上下关系 rE yT 1304综放工作面是一采区最后一个工作面，其周围是一采区的采空区，其上部一分层采面（1304-1采煤面）于1989年8月份回采完毕。具体位置及井上下关系如表一所示。 %tPpW IJ 工作面位置及井上下关系表 表一 1W8 g 水平名称-430水平采区名称一采区 95% 1304-1工作面回采时，自切眼起01000m范围内，工作面约有三分之一的长度为割直接顶采煤，割顶最大厚度2.1m，一般0.8m，割煤最小厚度0.6m，一般2.4m左右。切眼西10001155m范围内，为丢顶煤开采，丢顶煤厚度0.33.9m，一般2.0m左右。 vgvI)Zd 1304-1工作面回采时，自切眼起0910m范围内，没有探底煤厚度，也没有丢顶煤。 2( gZyq 和1304-1工作面回采证实，该工作面范围内，3层煤赋存稳定，全区可采，煤层的厚度在2.307.9m之间。具体情况如表二所示。 3x6 d G 第三节煤层顶底板 mP+OAHa 煤层顶底板情况表 表三 jOKb*N 顶、底板名称岩石名称厚度特征 zr_U+U 基本顶煤层顶板为人工金属网假顶上面冒落的松散岩块。 J!nJ,G$8 直接顶 q3K XA-V 伪顶 ahv%H oK; 直接底粉砂岩 9h &1H 深灰色，主要成分为石英，其次为长石，泥钙质胶结，比较破碎。硬度系数为46。局部比较发育。 w3Xu:4 老底粉细砂岩互层15灰白色，主要成分为石英，其次为长石，泥钙质胶结，致密坚硬，硬度系数为8。 _7M= S- PA/iJd8f 第四节地质构造 _3ES+ 7 一、断层情况以及对回采的影响 v(1t 据1304-1工作面回采时揭露，1304综放工作面切眼以西1070m，轨道顺槽23m和53m处，分别发育一条小断层，落差为0.5m，预计对该面的回采影响不大。在其它回采巷道的施工时，没有揭露断层。但不排除在工作面内存在落差较小断层的可能性。 W*Xv.;zH 二、褶曲情况以及对回采的影响 #yByHhq3 1304综放工作面东段位于小南湖向斜的核部，西段位 X?*pK6Pe IDM 于小南湖向斜的北翼，总体构造受小南湖向斜的控制，小型波状起伏比较发育。对正常回采影响不大，但对于1304综放工作面的泄、排水会带来一定影响。 &:x| Jj; 断 层 情 况 表 表四 F*kr 断层名称走向倾向倾角断层性质断层落差对回采的影响 46XnQ 1P F19018075逆0.5m不大 L dZ2&OBp F29018060逆0.5m不大 R)dC3s 1304综放工作面的最低点：轨道顺槽距位于切眼60m附近和120m两处，运输顺槽位于距切眼145m处。 j6k5*K4 三、其他因素对回采的影响 .7L5$9Xj 根据1304-1工作面回采时揭露，1304综放工作面范围内，没有陷落柱和火成岩侵入。 YRenBN? 参见附图2：工作面运输顺槽、轨道顺槽、采面切眼素描图。 tW m% 4+.UQ 第五节水文地质 $hoTiK 6h 一、含水层（顶部和底部）分析 $Nrdhgc% 1304综放工作面位于1304-l采空区的下方,水文地质条件比较简单,回采波及的含水层主要是3层煤顶板砂岩,含水性中等。一般为顶板淋水，水量小于20m3/h，与其它含水层无直接补给关系，对回采的影响较小。底部含水层对本工作面的开采没有影响。 *xnC- 0RJ=P!L- F(M 9SmW* 第六节影响回采的其它因素 ?+ m pjA7 一、回采的其它地质情况 L=bOk+_ 见表五。 8=Tj.Cr 二、冲击地压和应力集中区 $dnm 8 本工作面虽然为孤岛采煤，但是其上分层已经与1989年回采完毕，预计局部的应力集中对正常回采影响不大。 8iUn-G 响回采的其它地质情况表 表五 u|/I_wcT 瓦斯低瓦斯矿井，瓦斯相对涌出量0.42m3/t,绝对涌出量5.31 m3/min,采面参考值0.82 m3/min。 -nK:=w 煤尘爆炸指数煤尘具有爆炸性，指数为38.2642.16%。 +P94s1%N4 煤的自燃倾向性自然发火煤层，发火期36个月。 K:K 地温危害无 |vt: 冲击地压危害无 SV2Ou 2&F%g9N 第七节储量及服务年限 99k) 一、储量 UyMjZg 工业储量：1450103t； vAQTNN 可采储量：本矿的综放工作面回采率参考值为93%，可采储量1348595t。 RJoDXMor 二、采煤工作面服务年限 ,avH&O 工作面的服务年限=可采推进长度/月设计推进长度 &Zg1IZJi =1155/（1.2330）=10.7个月 LM_/pn ; m54q=H 第二章采煤方法 &7r9X&AVU 第一节巷道布置 ;r(,)# 一、采区设计、采区巷道布置概况 za1=cMZ 一采区是XX煤矿1994年设计，XX集团公司XX年以XX生字XX号文批准，并于当年投入生产的。该采区共分为八个区段，工作面采用倾斜长壁布置。-430水平大巷（北翼轨道（运输）大巷）在采区中央穿过，工作面采用跨大巷仰斜开采；在采区上部边界底板岩石中布置有一采区总回风巷；采区下部布置有-450- -470泄水巷，并设有水仓和泵房；在泄水巷以东25m处平行布置北翼辅助皮带巷,该巷分别与北翼-430m水平轨道大巷和1305岩石集中巷相联。第二岩石轨道下山内错运输顺槽布置,上部与北翼轨道大巷联接,下部与-450 -470泄水巷联结。1304岩集轨与1304轨道顺槽重叠布置,上部与一采总回联接,下部与北翼轨道大巷联接,1304岩集运与1304运输顺槽重叠布置,上部与一采总回联接,下部与北翼轨道大巷联接。工作面二进提和二回提均内错工作面布置,三进提和三回提位于停采线外。 udqzqDV 1304综放工作面是该采区最后一个网下开采放顶煤工作面，左右两侧都已经采完，属于孤岛采煤。 O 21Ba 二、采煤工作面轨道顺槽 JK1dI# 1304综放工作面北侧顺槽为轨道顺槽,沿煤层底板布置，与1304-1工作面轨道顺槽重叠,靠两帮各敷设铁路。 %H!Ssj 轨道顺槽采用12#矿用工字钢棚和锚喷联合支护。工字钢棚棚距0.6m；锚杆为14160Omm水泥锚杆，排距间距=70070Omm。巷道采用梯形断面,上净宽3m,下净宽3.987m, 净高2.8m,断面积9.8m2。主要用于该工作面的进风和运料。 E2.jx 轨道顺槽内布置有80的防尘管路一趟、76的注浆管路一趟、注氮管路一趟，并在靠近工作面的地点设有移动电站一处、乳化泵站等设备。 v|trCh 三、采煤工作面运输顺槽 =zF|O* 1304综放工作面南侧顺槽为运输顺槽,沿煤层底板布置，与1304-1工作面运输顺槽重叠。 RtQ3 | 运输顺槽采用12#矿用工字钢棚和锚喷联合支护。工字钢棚棚距0.6m；锚杆为14160Omm水泥锚杆，排距间距=70070Omm。梯形断面,上净宽3.6m,下净宽4.587m,净高2.8m,断面积11.5m2。主要用于该工作面的回风和运煤。 Y#YwT# 运输顺槽内布置有80的防尘管路一趟、76的注浆管路一趟、束管监测管路等管线，并在靠工作面侧设置转载机和胶带输送机。 Rd|GCI 四、采煤面切眼 6;jlWXk 切眼位于1304综放工作面的最底部，沿煤层底板布置。初掘时为梯形断面,采用12#矿用工字钢棚支护（刷大部分为木棚支护）, 工字钢棚棚距0.8m。净宽7m,净高2.8m,断面积21m2。 h#Vu 五、联络巷 i3+IZ:xe 联络斜巷：锚喷支护,半圆拱断面,净宽3m, 净高3.2m,墙高1.7m,断面积8.6m2。锚杆规格：14160Omm,排距间距=80070Omm,喷厚不小于100mm。 #iQ (nJ e wT 一、采煤工艺 Pa7-/W% 1304综放工作面采用倾斜长壁金属网假顶下综采放顶煤采煤法。 v_/Ng8OZ 双滚筒采煤机割煤，采高3O.lm，割煤深度为0.6m。 Gi?|GJh; 液压支架尾梁插板伸缩、摆动放顶煤，放煤高度3.Om,采放比为1:1。放煤采用割两刀一放煤,两轮顺序放煤,放煤步距1.2m。 初次放煤为工作面推进7m处，距停采线10m时停止放顶煤。采煤工作面两端头使用插板插网的方式将端头支架顶煤放出。 Lf5KHn 二、落煤方法 QXW &?.%C1 82T ( onmoeqkZ KZ-TC hj _xFo_f 1、采煤机的进刀 !,KzcO2ZJ 采煤机的进刀采用端部自开缺口、斜切进刀的方式，斜切进刀段长度为35m，进刀深度0.6m。具体操作如下： 0%z6/en （1）采煤机向下（上）割透端头煤壁后，按上（下）推移刮板运输机，使得刮板运输机弯曲段为20m后，翻转煤机挡煤板，将两个滚筒的上下位置调换，向上（下）进刀，通过20m的弯曲段至35m处（23#支架或80#支架处），使得采煤机达到正常截割深度（即0.6m）。按要求推移刮板运输机至平直状态。 jWkQs( （2）翻转采煤机挡煤板，将两个滚筒的上下位置调换，向下（上）割三角煤至割透端头煤壁。 US)wt7,* （3）割完三角煤以后，翻转采煤机挡煤板，将两个滚筒的上下位置调换，采煤机空机返回，进入正常割煤状态。 Doe,=Y 附图4：采煤机进刀示意图。 M1U RVu 2、采煤机正常切割。 ibmD7 正常割煤长度为120m，采煤机以3.5m/min的速度向上（下）割煤，直至割透上（下）端头煤壁。采煤机正常割煤采用前滚筒在上部、后滚筒在下部的方式。 ,$u_MM ns,& 0HR;MNR- 进行第一轮放煤，放煤从上（下）往下（上）依次进行。首先打开放煤口，放出数量大约为1.52.0m厚度的煤，关闭放煤口；再进行下一架的放煤，直至第一轮结束。然后进行第二轮放煤，同样按照第一轮放煤的顺序，从上（下）往下（上）依次进行，打开放煤口，等到有较多的矸石放出时，关闭放煤口，再进行下一架的放煤，直至第二轮结束。 i0NQQgN| 三、采煤工作面正规循环生产能力 X2Yg 工作面每天3个循环，每循环进尺1.2m，割煤高度3.0m，放煤高度3.0m，割煤时回收率0.97，放煤时回收率0.7，则 /Fx$J|Yr 日割煤量=1553.01.230.97=1624吨 RHjxTW+a| 日放煤量=1553.01.230.9=1507吨 A_8%(QAS 日产量=1624+1507=3131吨 qp /F 月产量=313130=9.4万吨 Rd?e fkNAyA 第三节设备配置 Y oCLG 一、采煤机 pWJrf% 采煤机选用AM500双滚筒采煤机，其主要技术参数如下： Jr(cS! 采高:2.2-3.5m 9 brFD 电机功率:2375KW ( _yE 截深:686mm AL u? 牵引速度:O-7.2m/min 19T6f=a2 二、液压支架的主要技术特征： YRl +Fhp4 1.基本支架型号为ZFP5l00-17/32 USruMeO$- 支撑高度:1.7-3.5m THYw 支撑宽度:1420-150Omm k t VL/sim 初撑力：441OKN hW)(hE 工作阻力:5l00KN MKhxg! 支护强度:0.74MPa 4R/M8+i 放顶煤尾梁长度:1.25m iK:Wa;tP 过煤高度:50Omm KcM) Xv 底板比压:1.8MPa kUr9KK 2.过渡支架型号为ZFP540019/32 xwsUGqa 支撑高度:1.93.5m +g#rB3 支撑宽度:14201599mm #1Ye#D/ug 初撑力：5212KN di P37 工作阻力:540OKN c#0P$_y v 支护强度:0.70MPa DGxA 放顶煤尾梁长度:1.25m 2!t:egS 前梁初撑力:97.52KN _h3:q 前梁工作阻力:119.71KN I5jko)$ 3.排头支架型号为ZTF5400-22/32 .Y=x wF1q 支撑高度:2.2-3.2m aKqYW!P8m 支护强度:0.70MPa )brQ|dU 工作阻力:540OKN Ol )Tp!(/ (其它技术特征与过渡支架相同) ObUY 4r 三、运输设备 :=R LFM$ 1.刮板运输机有两部，其中 uBh oMco 前部运输机型号为SGZ-830/630(双中链) 1$z7 ;Yzl 电机功率:2315KW W1cK/Pi:x 运输能力:1200t/h eWex#Of 中间槽尺寸:1500830270mm u0Ug 后部运输机型号为SGZ-830/500(双中链) 2+VekcN 电机功率:225OKW Uru%p82 运输能力:1200t/h /$orw X! 中间槽尺寸:1500830270 mm e8(3k 2.桥式转载机一部，其型号为SZZ-830/250，设计长度50m，其它技术参数为 T CG-/ 电机功率:25OKW X 2miK 运输能力:1500t/h *9LLMP|h 链速:1.44m/S L# ql 中间槽尺寸:150O830270 mm *wi)7PM+G 3.破碎机一部，型号为LPS-1500，技术参数为 hI%Y02w 破碎能力:1500t/h 3 mo _su 电机功率:16OKW !3MLv092Z 4.可伸缩带式输送机一部，型号为SSJ-1200/2200，技术参数为 |pBBFc 电机功率:2200KW *P6cq$H, 运输能力:1000t/h TPZ_ 带宽:1200mm $ rgR 带速:3.15m/s qeIbf* 5.辅助运输设备选用1.5吨的矿车和叉车,牵引设备选用JD-11.4型调度绞车，其主要技术参数如下： IqGpN 型号:JD-11.4 I7upD 静拉力:9.8KN qhPk3 k 绳径:12.5mm 1 DbAXg 绳速:26-72m/min, 平均44m/min 4Qck 第一节支护设计 g V#nQ 一、液压支架支护强度验算 +Wilc 1、经验计算支护强度 PdDW-14 t89.81hr =89.813.02.6 %W&h.B =612.144（kNm2） _oB7R-jm 2、参考同煤层矿压观测资料(见表六)，最大平均支护强度=392.4（kNm2）。 &WjI) u 3、选择工作面支护强度 3EZ b, 392.4（kNm2）I1. 件直接顶厚度m冒落带 =lyeJ/?I 老顶厚度m冒落带 V(v;IU3 直接底厚度m11 :*J(v!rBw= 2直接顶初次垮落步距m77 O?UBUMkt 3初 P 4c?5:|M 次 W0CU%,c) 来 S(a*G ; 压来压步距m5050 e Pl F 最大平均支护强度kN/ m2392.4392.4 D(k|k 最大平均顶底移近量mm150150 sg2Mkz51 来压程度明显明显 +7MH20+ 4周 *=iljp 期 D-d;X 来 K( aXS/V. 压来压步距m1212 aCGj 最大平均支护强度kN/m2392.4392.4 CD, |+o 最大平均顶底移近量mm100100 G59 来压程度明显明显 4.59tH 5平 B6Y#+ 时最大平均支护强度kN/ m2294.3294.3 *c*h7!?O 最大平均顶底移近量mm7070 # Iap;( 6直接顶悬顶情况m1 8直接顶类型类二类二级二类二级 ehy 9老顶级别级V jU%.wcA, 10巷道超前影范围m2020 =bCK $S)Qg; FSr|h3v 工作面条件与支架适应条件对照表表七 x,h$- ar 工作面条件支架适应条件 OZF%QR 采高3.0m1.73.5m ,D(=i9_z F 倾角4 G 顶板种类二级二类 Ld=7JW * 二、乳化液泵站 + J （一）泵站及管路选型、数量 %h9sVRU U 乳化泵选用GRB315/31.5型两台和MRB125/31.5型一台。喷雾泵选用XPB250/55清水泵,装备三泵两箱;二次负压降尘选用XQB110/20高压泵,装备两泵一箱。输液管路选用高压胶管，耐压45MPa以上。 nZZ+S 主要技术参数如下: SK2_Ik 型号:XQB-110/20 ft?(&|u 公称流量:110L/min N (kES96 公称压力:20MPa KNHplYz 电机功率:45kW NL N7u （二）泵站设置位置 H/$RKj0 泵站安设在轨道顺槽距离采煤面50m80m的位置。 QnP&SK$ （三）泵站使用规定 I.|7xH e8 要保证泵站压力大于30MPa，乳化液浓度3%-5%。要加强支架与泵站的维修,杜绝系统的窜漏液。 4#R BrA !V-;f cSE 第二节工作面顶板管理 Yw,HPt_ 根据已开采的一采区相邻工作面矿压观测资料,其煤层顶板为老顶来压明显,直接顶不稳定的二类二级顶板,1304工作面顶板为分层开采后的松散破碎矸石,顶板来压时,其动载系数一般在1.131.25/1.18,最大支护强度612.144kNm2。 Cm8kBLe. 本工作面的顶板管理采用全部跨落法。 xgyxhtlT 工作面配置95架低位放顶煤液压支架,上下端头各配置3架排头支架和一架放顶煤过渡支架,共103架支架，对工作面顶板实行全支护法管理。 Kn*YB e 一、正常工作时期顶板支护方式 afGfWEmyNE 采用追机移架的方式对顶板进行及时支护。在采煤机割煤后，先移支架，再移运输机，即割煤移架移运输机；采用带压移架的方式移架。正常移架要滞后采煤机滚筒35架，不得超过6架。顶板破碎时要紧跟前滚筒移架或人工操作超前移架，即：当发现片帮严重时，不等采煤机割煤，就进行移架，再进行其它操作，工艺为移架割煤移运输机。移架步距0.6m。 p0T 移架顺序为： _7u? e) 1、采煤机向下（上）端正常割煤时,滞后煤机后滚筒3-5架移架(顶板破碎时可紧跟前滚筒移架)。 !)tC4xK17 2、采煤机割煤并移架后，及时将支架的伸缩梁伸出护顶。 :W!j1yf 3、采煤机进刀，向上（下）正常割煤时，自下（上）而上（下）滞后煤机后滚筒35架移架(顶板破碎时可紧跟前滚筒移架)。 * GJz9FK 4、机头处三架排头架的移架的顺序为:先移2#架（102#架），后移1#架（103#架）,再移3#架（101#架）。 )O 5、在采煤机割煤时，超前采煤机前滚筒3架将护帮板收回，并滞后采煤机前滚筒3架,顺序将护帮板挑起。 27f:%; aC 支护要求： .TT ZXfE 1、工作面应达到动态的质量标准化要求,确保“三直、二平、一净、二畅通”的质量要求。 (2T1?i 2、加强支架的支护强度,确保支护质量,支架初撑力不得小于24MPa。 NDq_pf 3、采煤机割煤后，要及时移架，移架与采煤机后滚筒的距离一般不超过10m，防止长时间空顶。 ;bC3 CN 4、工作面出现冒顶时，要及时用木料接顶，并支好支架。 &rCla15N 5、工作面生产以前要编制初次放顶和初次放顶煤的专项措施。 9L Jox3r% 二、特殊时期的顶板管理 E:es5 (一)来压及停采前的顶板管理 : D+jQHzXJ 1、工作面基本顶初次来压前必须编制专门安全技术措施。 m.d4A 2、工作面基本顶初次来压和周期来压期间,应加强来压的预测预报工作,由矿压部门在轨道、运输顺槽挂牌标明来压位置。 )+Aw 3、工作面支架以及轨道、运输顺槽所有单体支柱必须达到初撑力,特别注意工作面中部支架的初撑力及支架状态,及时采取措施预防冒顶。 DKa77 4、加强上、下端头顶板管理,要提高支护质量,适当加大支护密度,确保排头支架联网与巷道搭接0.5m以上,防止出现端头冒顶。 y;mq76El 5、工作面停采时要编制