采煤作业规程文档.doc

第一章、 概 况 富源县核桃冲煤矿属于恩洪煤田，开采大坪矿区，核桃冲井口主要开采大坪向斜西翼核桃冲次级向斜，该工作面位于南采区+1632m水平，属C9煤层。第一节 工作面位置及井上下的关系一、工作面位置： 南采区110907采煤工作面位于+1648m水平南采区，为该采区的第二个采煤工作面。东面为采空区，西部为未开采区域，北部为主井、副井、1#号风井，工作面走向长度80m，倾斜宽度54m,可采面积为4320m2。二、地面相对位置： 本工作面地面相对位于核桃村的后面靠西，区内大部分为荒坡。 工作面回采至2号风井20m时停止回采，地面标高+1900m+2030m。三、回采对地面的影响：该工作面的煤层埋深为252-382m，地面无建筑物及地表水体，煤层开采对地面不会造成太大的影响。本工作面上面是采空区，但是工作面回采后直接顶已经全部充填满采空区，老顶只存在缓慢弯曲下沉，随着工作面的推进，采动压力将由南向北移动，工作面上下顺槽的压力将会加聚，特别应加强上顺槽的维护，同停采线时应加强2#号风井的维护工作。第二节 编制依据1、本作业规程编制是根据曲靖市设计研究院6改9改扩建初步设计，以曲煤规200419号文件，于2004年5月审批，并符合煤矿安全规程等有关规定。2、相关工种煤矿安全技术操作规程、岗位责任制等；3、工作面交接班制度，工程质量验收制度，巷道维修制度，机电设备维修保养制度，放炮管理制度，瓦斯、煤尘检查、管理制度等。4、邻近采掘工作面、同一煤层的矿压观测等资料。5、原143地质队提供的地质堪测资料。第三节 煤层的赋存状况一、煤层厚度根据工作面运输巷、回风巷、开切眼掘进的煤层揭露情况看，本工作面开采的C9煤层厚度为1.90m-2.5m，平均2.2m，煤层厚度稳定。 二、煤层产状煤层走向170-175，煤层倾向80-85，倾角平均29。在南采区110907采煤工作面范围内煤层稳定、有一层较薄的夹矸、硬度中等对回采无大的影响。表2 煤层情况表煤层厚度/m2.2煤层结构一、二层煤层倾角/()29开采煤层C9煤 种烟煤稳定程度稳定煤层情况描述C9煤层为半暗亮型煤，煤层结构简单，一层夹矸；块状结构。三、煤质煤质：该工作面C9煤层为灰黑色，以光亮半亮型为主，裂隙发育，根据化验结果C9煤层的煤质为：浮煤Vdaf平均为25.14%，GRI平均为93.41%,y值平均为20.04mm，煤类为焦煤（JM25）。原煤中：Ad在15.05%19.1%平均为17.1%属中灰煤；St.d平均为0.22%属特低硫煤；Pd为0.0090.04%，平均在0.021%属特低磷煤，发热量（Qgr.ad）:原煤平均为28.65MJ/Kg；浮煤平均为28.14MJ/Kg。软化温度（ST）:12301500C，属高熔至难熔灰分。第四节 煤层顶底板表4 C9煤层顶底板情况表顶、底板名称岩石名称厚度/m特征基本顶细砂岩大于6m岩石致密，顶板完整性变好，抗压强度平均70.6Mpa，为坚硬岩。直接顶菱铁质泥岩与泥岩2.5-3.2m呈等厚层（俗称排骨状砂岩）半坚硬伪 顶泥岩0.2m容易脱落、一般随煤层跨落直接底泥岩及炭质泥岩0.5-1.0m岩石硬度小，浸水后很快塌解成粒状。基本底菱铁质泥岩11m节理裂隙不发育，硬度中等，稳定性较好。综合柱状图见附图第五节 地质构造一、断层：在运输巷、回风巷及开切眼的掘进过程中，未发现断层。二、褶曲在工作面开切眼前方35m处有一个小褶曲，在回采时可以采取直接硬过。第六节 水文地质一、含水层(顶部和底部)分析本区煤系地层宣威组煤系地层，经过上工作面的回采和多年的矿产资源开采活动，矿井涌水量较小，开采煤层上部为煤系地层有良好的隔水作用。二、其他水源的分析在煤层埋深较小区域，极少量第四系孔隙潜水沿基岩面与巷道接触处渗入矿井；在煤层埋深较大区域，由于采空区大面积垮塌形成众多导水裂隙而直接导通上部煤系地层，大气降水可通过岩溶裂隙和导水裂隙直接渗入矿井，从而导致矿井涌水量增加。而且地表径流排泄条件较好，利用大气降水的排泄，随着采空区面积的不断扩大，矿井的涌水量将会增大，特别是雨季总涌水量在50m3/日，正常涌水量30 m3/日，旱季基本无水。三、涌水量1、正常涌水量1.25m3/h。2、最大涌水量2.08m3/h。第七节 影响回采的其他因素一、影响回采的其他地质情况（表5）表5 影响回采的其他地质情况表瓦斯突出矿井CO20.4%煤尘爆炸指数煤尘具有爆炸性煤的自然倾向性C9煤层易自燃。地温危害无冲击地压危害无二、地质部门的建议由于南采区C9煤层埋藏较浅，原来在上部已做过回采工作，该区域煤层稳定，但是在生产过程中还应加强地质工作，进一步控制资源储量，为下一步采区建设服务。第八节 储量及服务年限一、计算工作面可采储量工作面走向120m，倾斜平均宽54m，平均厚度2.2m，储量2万吨，可采储量为1.8万吨。二、工作面的服务年限工作面的服务年限=可采储量/设计月产量=1.36/0.68=2（个月）第二章 采煤方法南采区110907采煤工作面走向长度120m，倾斜长度54m，倾角29，采用走向壁式采煤 ，回采面积7020 m 2，煤层厚度2.2 m,回采煤量1.8万吨, 煤层容重 1.3t/m3,采用全部跨落法管理顶班。第一节 巷道布置一、采区巷道布置情况南采区为单翼采区，主斜井穿煤层布置，落平位置+1620m后穿石门揭C9煤层，沿C9煤层走向布置+1620南北水平运输巷（现作为110907采煤工作面进风），在矿井的2#号风井+1657m水平布置回风巷，并在+1620m运输巷靠近2#号风井的下部布置一条回风巷与2#号风井联通、并布置一条溜煤上山运煤到+1620m运输巷装车，+1620m运输巷布置有600mm轨距轻轨，运输巷、回风巷、开切眼均敷设有消防、防尘管路及安设有消防、防尘设施。二、工作面运输巷、回风巷及开切眼巷道本工作面运输巷、回风巷均为梯形断面，上净宽1.6m，下净宽2.8m，巷道净高2.0m，采用木支架支护，支架间距板壁箱支护，断面积4.4m2，开切眼为矩形断面，宽度2.2m，高度2.2m，断面积4.84m2，采用DZ-25型外注式单体液压支柱，顶梁为HDJK-1000型金属铰接顶梁，沿煤层倾向布置，排距1.0m，柱距0.6m。第二节 采煤工艺南采区110907采煤工作面爆破落煤工艺，“三班作业，二采一准”，其工艺流程为：安全检查人工手镐落煤临时支护人工攉煤移动挂板运输机支柱回柱放顶。工作面位置及巷道布置见图2-1 一、爆破落煤工作面采用风煤钻 打眼，人工手镐落煤。二、装煤、运煤工作面采用人工攉煤至工作面搪瓷流槽，到达运输顺槽JM17型刮板运输机运煤，到溜煤上山后经搪瓷溜槽转载至+1620m运输巷人工装车，电瓶机车运到井底车场，通过JBT-1600 1400型绞车提升到井口储煤仓。三、工作面支护和采空区处理工作面采用DZ-25型外注式单体液压支柱，顶梁为HDJK-1000型金属铰接顶梁配套支护顶板，最大空顶距为4排；最小控顶距3排，最大控顶距4.2M，最小控顶距3.2M，放顶步距1.0M，排距1.0m，柱距0.6m；采用全部垮落法管理顶板。工作面采用全部跨落法处理，当工作面已架设4排支柱时，进行回柱放顶，使采空区直接顶跨落。（见图2-3）。四、正规循环生产能力W=LShrc =5422.21.30.93=287吨式中：式中 W正规循环生产能力，t；L工作面长度，m；S正规循环推进长度，m；h采高，m；r煤的视密度，t/m3；c工作面采出率，%第三节 设备配置工作面设备(采煤、支护、运输设备名称、型号、主要技术参数和数量)。风镐（2台），刮板运输机JM17（1台）矿车Mg1.16A（20辆）。设备和工具配备表设备名称规格型号单位数量风镐台2刮板运输机JM17台1绞车JBT-1600 1400台1电瓶机车台1矿车MGC1.2-6台20单体液压支柱DZ25根638金属铰接顶梁HDJA1000根488抬棚梁4.0m对8真空电磁启动器QBZ-80台2检漏继电器JY82A台1瓦检仪AQG-1台4防爆电话台2矿用橡套电缆UP325+110m150矿用橡套电缆MUP335+110m150矿用通讯电缆UHXH30m320监控系统KJ78N探头个5注液抢把3十字镐把8铲锄把10第三章 顶板控制第一节 支护设计一、工作面支护设计(一)根据核桃冲煤矿煤层的赋存情况，地质变化较大、稳定性较差、采用单体液压支柱、金属铰接顶梁配套支护顶板，柱距0.7m、排距为1.0m ，采用“三四” 控顶即“见四回一”的采空区管理方式，全部跨落发管理顶板。(二) 采用类比法进行设计表6 同煤层矿压观测选择或预计本工作面矿压参数参考表序号项 目单 位同煤层实测本面选取或预计1顶底板条件直接顶厚度m2.52.5基本顶厚度m6m以上6m以上直接底厚度m0.51.0m0.8m2直接顶初次垮落步距m12123初次来压来压步距m1515最大平均支护强度kN/m28080最大平均顶底板移近量mm1010来压显现程度中等中等4周期来压来压步距m8118-11最大平均支护强度kN/m28585最大平均顶底板移近量mm2020来压显现程度不明显不明显5平时最大平均支护强度kN/m2350350最大平均顶底板移近量mm886直接顶悬顶情况m0.30.47底板容许比压MPa8直接顶类型类9基本顶级别级2210巷道超前影响范围m2、合理支护强度的计算。 (1) 采用经验公式计算： Pt=9.81hrk=3.22.662.29.81=183.5kN/m2 (2) 选取“同煤层矿压观测选择或预计本工作面矿压参数参考表”中最大平均支护强度(175kN/m2)。选取上述两项中最大值183.5kN/m2，即为工作面合理支护强度。3、支柱实际支撑能力计算：Rt=kgkzkbkhkaR=190.86kN/m2式中：Rt摩擦支柱实际支撑能力，kN kg支柱工作系数，取0.91kz支柱增阻系数，取0.80kb支柱增阻系数，取0.83kh采高系数，取0.95ka倾角系数，取0.95 R支柱额定工作阻力，取350 kN4、工作面合理的支柱密度计算：n=Pt/Rt=1.04根/m25、根据合理的支柱密度，确定排距为1.0m，柱距为0.7m。6、选择合理的控顶距。工作面采用顶梁为HDJK-1000，采用“三四排”管理顶板，则最大空顶距4.2m。根据工作面的长度和最大空顶距，工作面共需支柱511根（基本柱308、棚柱77、超前柱80、备用柱46），顶梁388（基本梁308、超前梁80）根，根据计算实际支护密度大于理论密度，可以满足工作面控顶要求。第二节 工作面顶板控制一、工作面支架布置方式1、工作面选用DZ-25型外注式单体液压支柱，顶梁为HDJK-1000，顶梁悬臂方式为正悬臂，采空区一侧0.4m，煤壁一侧悬壁长度为0.6m，迎山角2 -4；使用液压抢升柱。2、工作面支护采用“三四”控顶，“见四回一”，最小控顶距3.2m，最大控顶距4.2m；放顶步距1.0m。3、工作面不得留有伞檐，防止煤壁跨落伤人，有可能片帮的地方必须打贴帮支柱，并用圆木背牢煤壁，防止大面积片帮。二、顶板来压得支护措施本工作面为2顶板，无应力集中区，采高不高，无大的断层，预计不会有大的顶板来压现象。在开采过程中，重点注意煤壁、顶板较破碎、工作面局部冒落造成漏跨型冒顶事故。 1、防止煤壁在风镐落煤后，顶板冒落、煤壁片帮，要及时挂梁，梁端距煤壁不大于0.2m。2、鉴于伪顶板岩性差，可能出现局部冒顶，应加强护顶措施，梁上加背材护顶。3、风镐落煤时应及时清叼伪顶，并放入采空区。三、回柱放顶方法及回柱工艺采用全部跨落法处理采空区，人工回柱放顶，使用自制回柱器回柱，回柱时采取自下而上依次分段作业，分段长度为30m，回柱前必须沿放顶线打好切顶挡矸密集支柱，密集支柱间距0.25m，每隔10米留一安全通道，宽度不小于0.5m，坚持先支后回。四、运输巷、回风巷支架回撤运输巷、回风巷的支架回撤，随着南采区110907采煤工作面的推进每天回撤二次，采用手摇回柱器进行支架回撤，回撤时必须严格执行以下规定：1、20m范围内（含工作面）不得有与回撤支架无关的工作及人员。2、清理回柱器与支架回撤处之间的所有杂物，保证回撤支架工作顺利进行。3、回支架时回柱器前方严禁有人，以防回架时钢丝绳断绳或反弹伤人。4、支架回撤到安全地点后，人员可将支架运到回柱器后方，并推放整齐。5、每回撤完一套支架后，待顶板稳定，确认无安全隐患后，人员方可进入回架地点拴套第二架需要回撤的支架。第三节 运输巷、回风巷及端头顶板控制一、超前及端头支护超前支护：工作面上下出口由工作面开始往外20m在原支架下用架设双排DZ-25型外注式单体液压支柱，顶梁为HDJK-1000金属铰接顶梁进行超前支护，间距1.0m顶梁成走向布置，一梁一柱，超前支护巷道内支架必须完整无损，其高度不得小于1.8m。端头支护：工作面上下端头各增加4对8根长梁支护，保持四柱八梁，并随工作面推进交替迈步前移；严禁将梁侧向使用或不成对使用，以确保之支架强度，随时保证工作面安全出口畅通无阻。 第四节 矿压观测加强矿压观测，成立矿压观测小组，组长由矿技术负责人担任，成员由生产科、采煤队长，安全科长等人员组成，观测小组必须做到以下要求：1、要求人员组织到位，培训到位，观测仪器落实到位2、观测内容为:工作面支柱压力动态变化量，顶板下沉量、顶板下沉速度，巷道变形离层量、两巷道压力前移变化量、支柱所受的压力和支柱压缩量，对观测结果进行分析，搞清顶板活动规律，科学指导安全生产。3、矿压观测人员每班测出的资料，由组长负责收集，及时整理并将工作面情况向矿长、安全副矿长汇报，以便采取相应措施。4、观测人员要定期对支柱进行抽查，发现支柱初撑力低，有权让现场作业人员进行重新升柱，否则不准作业。5、观测人员发现支柱工作阻力降低及支柱损坏等，应及时采取相应措施，并向矿调度室汇报。附工作面支架布置图 第四章 工作面主要生产系统一、运煤系统 采煤工作面110907工作面运输巷溜煤上山搪瓷溜槽+1620m水平运输巷装车电瓶机车运输到井底车场绞车提升到主井口地面二、通风系统1、主斜井南+1620m运输巷+上山联络巷+110907运输巷工作面110907回风巷2号回风斜井地面。2、工作面实际需要风量的计算工作面实际需要风量根据瓦斯涌出量、同时工作的最多人数、炸药量和工作面适宜的温度分别进行计算，取其中最大值进行风速验算，满足要求时，该最大值即是工作面实践需要风量。、按瓦斯涌处量计算：Q=100qk=1.751002=350 m3/min式中：Q工作面实际需要风量m3/min q工作面瓦斯绝对涌出量1.75m3/min q工作面瓦斯涌出不均匀备用风量系数（1.4-2）取2、按炸药用量计算：因不使用炸药故不计算。、按工作面每班工作最多人数计算：Q=4N=425=100 m3/min式中：A工作面最多人数,实际工作人数加管理人员，取25人。、按工作面温度计算：Q=60VS=606.70.6=241.2 m3/min式中：V工作面适宜风速，最低不得低于0.25m/s，取0.6m/s S工作面平均断面 6.7 m2、按风速进行验算按煤矿安全规程的规定，回采工作面最低风速不低于0.25m/s，最高风速不高于4m/s。15SQ240S156.7Q2406.7 则100.5m3/minQ1608 m3/min经计算符合要求，则工作面实际最大风量值为350m3/min通风系统见图4-2三、运料系统主斜井口+1620m井底车场+1620m南运输巷行人上山巷+110907回风巷采煤工作面。四、供电系统主斜井口+1620m井底车场+1620m南运输巷行人上山巷+110907运输巷采煤工作面。五、排水、防尘系统地面消防水池2#号回风斜主+110907回风巷+110907运输巷+1620m运输巷装车点防尘方式：采煤工作面、各转载煤点、回风巷均采用喷雾洒水；各作业点工作人员必须佩戴好防尘口罩。排水：采煤工作面110907采煤工作面运输巷行人上山+1620m运输巷+1620m水平水仓水泵抽出地面。六、通讯系统+1620m运输巷装车站安设一个防暴电话+110907m运输下出口安设一部主井口地面值班室。七、监控系统1、加强对工作面瓦斯检测，在距工作