212对拉采煤工作面作业规程.docx

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212对拉采煤工作面作业规程

沐川县罗岩煤矿

采煤工作面作业规程

编号：

（2012）02号

工作面名称：

212对拉采面

矿长：

袁建辉

生产副矿长：

钱静

安全副矿长：

徐康

机电副矿长：

龙克银

总工程师：

徐世华

采煤队长：

蒋成祥

编制日期：

2012年3月10日

会审意见

会审单位及人员签字

生产技术科：

年月日

安全管理科：

年月日

通风科：

年月日

机电运输科：

年月日

安全生产调度室：

年月日

机电副矿长：

年月日

安全副矿长：

年月日

生产副矿长：

年月日

总工程师：

年月日

矿长：

年月日

第一章概况

第一节工作面位置及井上下关系

一、工作面的位置

本工作面位于+320m-+286m标高段，上部为320水平运输巷，西为320回风巷，下部为实体煤层。

二、地面相对位置

该工作面地面对应位置为：

地面标高+500m-+550m。

地面相对为高山、坡地，有少量粮田和民宅。

三、回采对地面的影响

地面距K3煤层垂高180m以上，经本矿多年开采证实，工作面回采对地表无任何影响。

第二节煤质

一、煤层厚度

工作面K3煤层最大厚度0.40m，最小厚度0.25m，平均厚度0.32m.。

工作面煤层比较稳定，煤层厚度变化不大。

二、煤层产状

煤层走向SW35-70°，倾向175-185°，倾角6-10°。

三、煤层结构

该煤层为单一结构煤层，煤层硬度为1.5~2.0，回采时容易片帮。

四、煤质

K32煤层宏观煤岩类型以条纹状半亮煤为主，其次为致密状亮煤和条带状半暗煤，玻璃光泽，条痕褐黑色，性脆，断口不平坦状，容重1.4T/m3左右。

矿物杂质含量较小，约占15%左右，以粘土为主，以细小透镜体或细小条纹顺层产于煤层中。

另外原煤矿也采统煤样进行过分析，分析成果为灰份（Ad）22.65～25.33%，平均为21.03%；挥发分（Vdaf）25.21～26.58%，平均26.81%；固定炭48.73～51.81%，平均49.29%；全硫（St·d）0.18～0.95%，平均0.57%；磷（Pd）0.005～0.003%，平均0.015%；热值（Qydw）23.83～25.60MJ/Kg，平均24.82MJ/Kg。

此分析成果为原资源储量核实报告（矿山提供）。

区内K3煤层属中灰份、特低硫、低磷1/3焦煤，可用于炼焦配煤及动力用煤。

第三节煤层顶底板

一、煤层顶板

K32煤层顶板一般具有一层厚0.03～0.05m炭质粘土岩伪，直接顶为砂质粘土岩，老顶为粉砂岩局部为砂岩。

煤层与顶板呈明显接触。

二、煤层底板

K32煤层底板也有一层厚0.03～0.06m的炭质粘土岩，其下为砂质粘土岩和粉砂岩互层。

与煤层呈明显接触。

本矿井无地温、冲击地压和应力集中区。

回采过程中回采巷道有片帮现象，但不影响正常生产。

第四节地质构造

一、断层

根据已开掘的巷道表明该工作面无断层，工作面内可能隐藏小断层，但对回采影响不大。

二、褶曲

井田位于犍乐煤田西南部，北东临嘉阳矿区，处于川中凹陷区川中隆起之西南边缘，煤层倾角6～10°。

无明显褶曲构造。

第五节水文地质

罗岩煤矿位于黄丹向斜东翼，胡湾背斜南倾伏端东翼，地层呈向南东倾斜的单斜构造，倾角6～10°，平均倾角7°，矿山范围内无断层切割破坏，构造属简单类型。

矿山地貌属低山中等切割地貌，地形为北部高，南部低，矿山范围最高海拔+720m，最低海拔+390m，相对高差330m，矿山开采K3煤层保有储量大部分分布于当地浸蚀基准面之下。

地表水体主要为矿山南部马边河，其次为矿山地表小冲沟季节性水系。

马边河水体距矿山南边界有150～200m平距，而且煤层埋深均大于200m，有巨厚的基岩和相对隔水层相隔，为此地表水体一般不构成矿床充水影响。

矿井充水主要为砂岩孔隙裂隙水，但含水层厚度小，含水弱而且煤层之上有较厚砂质粘土岩相对隔水层，对矿井充水影响小，矿山水文地质条件较简单。

（二）、含（隔）水层特征

按地下水赋存条件，水理特征及水力联系，矿山地下水可划分为松散岩类孔隙水，砂岩层间孔隔裂隙水两种基本类型。

1．松散岩类孔隙含水层

矿山分布有第四系全新统冲洪积（Qpal）和残坡积（Qeld）的松散堆积层，水文地质特征如下：

冲洪积（Qpal）：

分布矿山各季节性冲沟及南部马边河边，以洪积扇、阶地地貌出现，堆积层厚1～10m，岩性为砂砾石堆积和碎石亚砂土堆积，该堆积层为地表水汇聚部，呈潮湿饱和状，含水或隔水，该堆积积层远离煤层，对采煤基本无影响。

残坡积（Qeld）：

分布于陡崖下部及平缓地带，以崩坡积为主，次为残坡积腐植土。

厚0.5～3m，岩性为碎石亚砂土或碎石亚粘土和腐植土。

该层主要受大气降水补给，弱含水或隔水，该层直接覆盖于矿山地表，但下部有较厚的基岩隔挡层，含水弱，水量小，且远离煤层，对采煤无碍。

2．层间孔隙裂隙含水层

须家河组第三段砂岩孔隙裂隙含水层为K3煤层顶板间接充水含水层，该含水层厚85～95m，岩性为浅灰色中粒长石石英砂岩，属弱含水层，在该含水层之下有近130m厚砂质粘土岩相对隔水层，为此该砂岩水一般不易进入矿井引起充水。

须家河组第一段砂岩孔隙裂隙含水层为K3煤层底板直接充水含水层，该含水层厚约60m，其间有3～5m砂质粘土岩相对隔水层，而且矿山产状平缓，无底鼓现象，该含水层砂岩孔隙裂隙水也不易进入矿井引起充水。

总观砂岩孔隙裂隙水对矿井充水影响较小。

（三）、地下水补给、迳流、排泄条件

矿山地下水主要接受大气降水补给，其次也接受基岩侧向补给，地下水向冲沟低洼地带迳流、就近沟谷呈泉排泄。

（四）、矿床充水因素

1．地表水

区地表水较丰富，主要为矿山南部马边河，但该水体远离矿山，而且有大于200m基岩相隔，故地表水造成的矿井充水影响较小。

2．老窑水

矿山北部K3煤层为原嘉阳煤矿黄村井田采空区，预测采空区有老窑积水，矿山采掘坑道及采煤工作面与之贯通，可能造成老窑水的贯入引起矿井突水，北部K3煤层采空区，虽煤矿间有隔离带，但其采空区界线不甚清楚，为此矿山在开采矿山北东边部K3煤层时必须做到“有疑必探，先探后掘”，切防老采空积水贯入，构成矿井突水影响。

3．砂岩孔隙裂隙水

须家河组第一段、第三段砂岩孔隙裂隙水为矿井主要含水充水层，以及K3煤层采空区顶板冒落产生的裂隙导通含水层，对矿井充水有一定影响，但影响较小。

矿山开发主要应防止老采空区积水造成矿井突水影响。

（五）、矿井涌水量预测

根据乐山市佰瑞德地质矿产应用研究有限公司提供的《四川省沐川县黄丹井田罗岩煤矿资源储量核实报告》，预测全矿井正常涌水量71m3/h，最大涌水量98.5m3/h。

第六节影响回采的其他因素

1、瓦斯

根据乐市经[2008]388号《关于沐川县2008年度煤矿瓦斯等级鉴定结果的批复》：

矿井绝对瓦斯涌出量0.52m3/min，相对瓦斯涌出量8.12m3/t；二氧化碳绝对涌出量0.33m3/min，二氧化碳相对涌出量5.15m3/t；2007年度矿井绝对瓦斯涌出量0.62m3/min，相对瓦斯涌出量9.05m3/t；二氧化碳绝对涌出量0.0.25m3/min，二氧化碳相对涌出量3.6m3/t，属低瓦斯矿井。

2、煤尘爆炸性

根据四川省煤炭产品质量监督检验站出具的检测报告，矿井所采煤层无爆炸危险性。

3、煤的自燃倾向性

根据四川省煤炭产品质量监督检验站出具的检测报告，矿井所采煤层属不易自燃煤层。

4、地温及冲击地压

根据本矿及邻近矿井以往开采资料，本矿属地温正常区。

矿井无冲击地压影响。

第七节储量及服务年限

该工作面走向长180m，倾斜长480m。

平均煤厚0.32m，煤层视密度1.4t/m3，工业储量38707T，可采储量32901T，回采期17个月

第二章采煤方法

采用倾斜长壁采煤法，仰斜向上开采。

第一节巷道布置

巷道布置示意图：

工作面运输巷断面规格为2.4m×2.2m，锚网支护；回风巷断面规格为2.0m×2.0m，锚网支护。

第二节采煤工艺

一、采煤工艺

倾斜后退式开采；割煤机掏底炭，放炮炸腰岩，人工攉煤，采后全岩充填控顶，工作面溜子运输，机巷采用皮带机运煤。

二、采煤工作面爆破说明书

1、工作面炮眼布置图

2、放炮线的连接图

3、爆破说明表

项

目

眼数

眼深

眼距

每眼药量

循环消耗

备注

炸药

雷管

炸药

雷管

连线

封泥

装药

单位

个

米

米

㎏

㎏

个

品种

品种

方法

长度

方法

2121

67

1.2

1.2

0.15

12

67

三号煤矿许用乳化炸药

八号煤矿许用瞬发电雷管

DBGV-1型放炮绝缘母线大串联

水炮袋和炮泥不小于0.5米

正向装药

2122

67

1.2

1.2

0.15

12

67

合计

134

24

134

4、爆破网路电阻计算

γ：

脚线长度2.5m的八号煤矿许用瞬发电雷管的电阻为6.3Ω。

N为串联雷管个数（以3204W工作面进行计算）

R1为放炮母线总长度为200米的电阻,经测定为15Ω

网路电阻RW=γN+R1

=6.3×80+15

=519（Ω）

放炮器内有4只33µF电容串联，故放炮器总电容C=33/4=8.25µF，CRW=8.25×519=4281.75µF·Ω,查表得平均等效电流系数Φ=（0.562+0.616）/2=0.589；

查表得发爆器峰值电压E≥1800V,故初始电流I1=1800/519=3.47A。

在4ms放电时间内的平均等效电流I=ΦI1=0.589×3.47=2.044A,此值大于镍铬桥丝电雷管串联准爆电流1.5A,也大于雷管性能参数要求的1.2A,故符合准爆要求。

三、工作面支护和采空区处理

工作面使用DW（06）—150/63A单体液压支护。

最大控顶距为4排支柱，最小控顶距为3排支柱，排距1.0m，柱距1.0m；采空区采用矸石全充填法管理。

四、正规循环生产能力

W=L×S×h×γ×c

式中：

W——工作面正规生产能力，t；

L——工作面平均长度，200m；

S——工作面循环进尺，1.0m；

h——工作面平均煤厚，0.19m；

γ——煤的密度，取1.4t/m3；

c——回采率，97%。

代入数据，计算得工作面正规循环生产能力为51t。

第三节设备配置

设备名称

规格

单位

数量

备注

溜子电机

SGB420/30

台

3

备用一台

割煤机

台

2

备用一台

皮带机

台

1

单体液压支柱

DW（06）-150/63A

根

660

备用不少于100根

单体液压支柱

DW（25）-250/100

120

升柱器

HSY-5

台

6

三巷各1台

煤钻机

ZMQ-1.5

台

3

备用一台

麻花钻杆

1.3m

根

4

单锤、铲子

套

每个挖工配一套

第三章顶板管理

第一节工作面支护设计

一、工作面的支护设计

参考本矿煤层矿压观测资料，选择本工作面矿压参数。

工作面合理的支护强度：

Pt=9.81×h×γ×k

式中Pt——工作面合理的支护强度，kN/m2；

h——采高，1m

γ——顶板岩石容量，2.5t/m3

k——工作面支柱应支护的上覆岩石厚度与采高之比，一般为4~8，该处取6。

经计算得147.15kN/m2。

1．支柱实际支撑力

Rt=Kg×Kz×Kb×Kh×Ka×R=190.45

式中Rt——单体液压支柱实际支撑力，kN；

Kg——单体液压工作系数，0.99

Kz——支柱增阻系数，0.95；

Kb——支柱不均匀系数，0.9；

Kh——采高系数，1；

Ka——倾角系数，0.9；

R——支柱额定工作阻力，250kN。

2．工作面合理支护密度

n=Rt/Pt=1.29㎡/根

3．工作面柱距、排距

Lp—工作面排距，1.0m；（割煤机掏槽深度，即循环进度。

）

Lz—工作面柱距，m

Lz=n/Lp=1.29m

二、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

m

3.92

1.92

基本顶厚度

m

直接底厚度

m

1．2

1.2

2

直接顶初次垮落步距

m

不明显

不明显

3

初次

来压

来压步距

m

32-34

32-34

最大平均顶底板移近量

mm

来压显现程度

不明显

不明显

4

周期

来压

来压步距

m

9-12

9-12

最大平均顶底板移近量

mm

61.9

61.9

来压显现程度

不明显

不明显

5

平时

最大平均支护强度

kN/m2

50

50

最大平均悬底板移近量

mm

50

50

6

直接顶悬顶情况

m

0

0

7

底板容许比压

MPa

8

直接顶类型

类

Ⅱ

Ⅱ

9

基本顶级别

级

Ⅱ

Ⅱ

10

巷道超前影响范围

m

10以内

10以内

三、根据以上技术参数对比，选用DW（06）-150/63A矿用单体液压支柱对工作面进行支护。

表3支架参数对照表

项目

工作面实际条件

支架参数

采高/m

0.8

单体液压支柱

倾角/（o）

2～4

柱距1m

煤厚/m

0.19

排距1m

硬度f

4

支护强度/（kN/m2）

114.27

初撑力120kN

底板比压（kN/m2）

载荷保持300KN

顶板类（级）别

Ⅱ

第二节工作面支护

一、采面支护说明书：

项目

单位

规定

柱距

m

1.0

排距

m

1.0

上下端头支护柱距

m

0.9

上下端头支护排距

m

1.0

上下端头支护长度

m

≥10

支柱复用率

%

99.5

初次来压时柱距

m

0.9

周期来压时柱距

m

0.9

临时支柱柱距

m

1.0

超前支护长度

m

20

超前支护柱距

m

≤1.3

二、材料规格：

名称

规格

数量

坑木

支柱

φ120

50

短枋

550×100×90

60

半园木

800×80×60

60

支柱

单体液压支柱

DW（06）-150/63A

660

单体液压支柱

DW（25）-250/100

150

金属绞梁

1.2

150

第三节工作面顶板管理

一、工作面顶板管理方法﹝局部充填﹞

项目

规定

项目

规定

顶板管理方法

充填法

最小控顶距

3.0m

选择依据

煤矸比1：

1

最大控顶距

4m

回柱方法

人工回柱

初次来压步距（实测）

20m

回柱工艺

间隔回柱

周期来压步距（实测）

10.3——13.4m

纵剖面图

横剖面图

二、工作面支柱布置方式

1.工作面选用单体液压支柱支护顶板。

2.工作面采用“三排”控顶，最大控顶距4.0m，最小控顶距3.0m，支柱排距1.0m，柱距1.2m，两端头支护柱距1.0m。

3.工作面支柱掺直、掺稳、掺成一条直线，保证每循环砂口宽度与支柱排距一致，工作面所有支柱的柱距、排距都必须符合采面质量标准。

工作面不得使用不同类型和不同性能的支柱（特殊情况除外）。

工作面严禁空顶作业。

攉煤时必须及时掺设斜撑和按1米的柱距掺设临时支柱。

4.支柱迎山、柱帽等符合要求。

单体液压支柱的规格、材质符合标准要求，无失效、失修支柱。

5.顶板有裂缝或岩层较烂时，必须加大支护密度，不准打“和尚”支柱。

工作面必须随时保证有足够数量的木支柱，保证10%以上备用单体液压支柱；备用支柱的存放位置距工作面不得超过50米。

6.回撤砂口支柱时，严禁“一刀截”，严格按“三抽一、五抽二”（间隔回柱）执行。

回收前必须掺好护身支柱，不准违章作业。

所回收出的支柱，应整齐堆放在套子中，不准乱放。

三、顶板来压的支护措施

在采煤过程中，必须检查并注意顶板及周围情况。

若发现明显来压现象必须停止采煤工作，加强工作面支柱的维护，适当加密工作面支护，按1.0m间距加密支柱。

。

四、回柱方法及回柱工艺

采用充填法处理采空区，人工回柱。

回柱采用间隔回柱（三抽一、五抽二）的原则，回柱时采用分段作业，分段长度不小于20m，顶板破碎时严禁回撤。

回收的支柱堆放在套子内，放齐码好。

第四节回采巷道及端头顶板管理

一、工作面端头支护和平巷超前支护

⑴采煤工作面端头是指采煤工作面与工作面运输巷和工作面回风巷接合的部位，它包括工作面头和尾的设备区。

巷道端头区即巷道与工作面交叉部位，工作面前方支承压力影响区。

煤壁后方支承压力影响区。

工作面头尾距大巷10米范围内加密支护，柱距缩小为1.0米，排距不变。

工作面机头使用4对8根长钢梁支护，机尾使用两对四梁。

工作面上下出口两巷超前支护：

架设DW（25）—250/100单体液压支柱加绞梁，距煤壁10m范围内打双排柱；10~20m范围内打单排柱，柱距1.2m，排距靠两帮，且成直线。

二、备用支护材料数量及存放地点

距工作面50m范围内必须经常存放有10%以上的备用材料（单体液压支柱、木楔、短枋、），此材料随用随补，严禁短缺。

并在巷内码放整齐，不得影响行人和运输。

第四章生产系统

第一节运输系统

一、运输设备选择和安装

工作面采用溜子运输。

二、运煤系统

工作面→机巷→运输巷。

三、运料系统

地面材料库→提升斜井→320运输大巷→工作面。

第二节一通三防与监控系统

一、通风设施设置

通风设施及监控设施的安设如图所示:

二、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、工作面温度、炸药和同时工作的最多人数分别计算，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际需要的风量。

1．按瓦斯涌出计算

Q=100×q×k

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0.3m3/min；

k——工作面瓦斯涌出不均匀备用系数，k=1。

由此计算得Q=30m3/min

2．按工作面温度计算

Q=60×v×s×k

式中v——工作面平均风速，0.9m/s；

s——工作面的平均断面，2.4m2；

由此计算得Q=129.6m3/min

3．按工作面每班最多工作人数计算

Q=4×n

式中n——工作面的最多工作人数，25人。

由此计算得Q=100m3/min

4．按风速验算

工作面的最小风量

Q＞15×2.4m2=36m3/min

工作面的最大风量

Q＜240×2.0m2=480m3/min

根据以上计算,工作面实际需要风量为：

123m3/min。

三、通风路线

↗2121工作面↘

320水平运输巷→机巷回风巷。

↘2122工作面↗

四、瓦斯防治

1．瓦斯检查地点：

工作面进风巷、端头、回风巷、端尾、工作面的风流中，工作面上隅角、顶板冒落空洞，每班检查次数不得少于三次，并向调度室汇报，放炮员躲避地点，放炮地点附近20m风流中要加强瓦斯检查。

2．瓦斯检查班报表必须有早班、中、夜班瓦斯检查员签字。

检查地点的瓦斯记录，做到班报、牌板、日报三对口，不得空班、漏检、假检。

3．当工作面风流中瓦斯达到1%时，停止用煤电钻打眼，爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1%时，严禁爆破。

工作面及其进、回风巷道内，体积大于0.5m3空间积聚瓦斯浓度达到2%时，附近20m内必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理。

4．工作面风流中，电动机或开关安设地点附近20m以内风流中的瓦斯达到1.5%时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理。

5．工作面回风巷风流中瓦斯浓度超过1%（或二氧化碳浓度超过1.5%时）必须停止工作，撤出人员，采取措施进行处理。

因瓦斯浓度超过规定被切断电源的电气设备，必须在瓦斯浓度降到1%以下时，方可通电启动。

6．监控设备

（1）距工作面煤壁小于10米回风流中设置甲烷传感器，报警浓度≥1.0%CH4，断电浓度≥1.5%CH4，复电浓度﹤1.0%CH4，断电范围工作面及其回风巷内全部非本质安全型的电器设备。

（2）工作面回风巷距采区回风巷10～15米处的回风流中设置甲烷传感器，报警浓度≥1.0%CH4，断电浓度≥1.5%CH4，复电浓度﹤1.0%CH4，断电范围工作面及其回风巷内全部非本质安全型的电器设备。

（3）上隅角设置甲烷传感器或便携式瓦斯检测报警仪，报警浓度≥1.0%CH4，断电浓度≥1.5%CH4，复电浓度﹤1.0%CH4，断电范围工作面及其回风巷内全部非本质安全型的电器设备。

五、综合防尘系统

（1）由运输工负责随时清理装载点、转载点前后20米范围内的粉尘。

（2）工作面放炮必须使用水炮泥，工作人员必须佩戴防尘口罩。

（3）掏煤时，必须带水作业，煤仓溜子机头处、转载点使用水雾降尘。

（4）回风巷距工作面出口30米范围必须备有3组喷头，在放炮前必须全部打开，在炮烟散尽后关闭2组，正班子下班前全部关闭。

六、防治煤层自然发火的技术措施

1、工作面采用后退式开采，回采中不得任意留设设计外的煤墩和乱丢顶、底煤，要收净工作面和回风巷的浮煤，采空区要及时全部充填。

2、使用的坑木要尽量回收，严禁把易燃物体放入采空区。

3、定期观测分析采空区的漏风量、漏风方向、空气温度并记录。

4、配备一定数量的灭火器、砂箱。

5、在工作面回风巷隅角安装监测探头，对工作面及采空区涌出的CO2、GH4进行分析监测。

6、加强机电设备的维护和管理，严禁失爆，不准带电检修、搬迁。

7、回采结束后，45天内必须进行永久性封闭与工作面相通的巷道，具体位置由通风科现场给定。

第三节排水系统

排水路线为：

工作面→水泵排至主水仓→到地面。

第四节供电系统

一、供电简述

供电电源来井下中央变电所，电压660V，其供电设备、电压等级、电缆断面，馈电开关额定值，安全系数、“三大保护”必须符合供电系统的安全要求。

见供电系统图

二、机电设备的维护与保养

1．设备的日常维护（日保），由本机组人员（操作人员）负责进行，发现问题即时处理。

主要设备和各巷道内机电设备实行挂牌定人管理。

2．维护保养工作一般每班进行一次，有专门技术文件规定的设备按规定执行。

3．机电人员应定期进行设备巡回检查，巡回检查周期每周不得少于两次，检查设备的方法为看、摸、听、嗅、测量等，为设备检修提供依据。

4．认真做好设备的检查、维护及保养记录。

5．搬迁巷道内所有机电设备时必须切断电源，严禁带电搬迁巷道内所有机电设备。

第五节通讯系统

工作面安装一个防爆直拨电话，可直接与调度室电话直接联系。

第五章劳动组织和主要经济技术指标

第一节劳动组织

1、循环作业方式

采用双循环双班制作业，每12小时为一个循环，每一循环分为两班作业，即大班放炮、保砂、攉煤，小班割煤、打眼、移溜。

2、工作面劳动组织及出勤情况（单层）

工