1、31802采煤工作面作业规程第一章 概 况第一节 工作面位置及井上下关系31802采煤工作面具体位置及井上下关系如表一所示。工作面位置及井上下关系表 表一工作面沿煤层伪倾斜方向布置，上顺槽长373m，下顺槽长489m，工作面切眼现长137m。工作面面积为58820m2。第二节 煤 层水平名称-400水平采区名称31800采区地面标高+39.0+39.5m井下标高-421.4-368.8m地面的相对位置本回采工作面位于袁楼村东南部。回采对地面设施的影响本工作面地表为农田覆盖，地势平坦，无永久积水，工作面的回采对地表有轻微影响。井下位置及与相邻关系本工作面位于31800采区轨道巷和皮带巷东南侧，3
2、1801工作面采空区西侧。本工作面煤层属二叠系山西组3上煤，通过地质资料和巷道掘进证实，该工作面范围内，煤层发育稳定，具体情况见表二所示：煤层厚度m1.52.7。煤层结构简单煤层倾角（度）812开采煤厚2.3m 硬度1-1.5煤 种气煤稳定程度稳定煤层情况描述本工作面煤层为二叠系山西组煤层，3上煤属简单结构中厚稳定层状缓倾斜煤层，上部煤质硬，多为暗煤，下部以亮煤与镜煤为主，不含夹矸，多为水平及微波状水平层理，偶夹薄层丝碳。煤厚一般在1.52.7m之间，平均2.3m，煤层倾角一般在8。12。，平均11。，3上煤为低灰分、低硫、特低磷发热量高的气煤，是优质工业动力用煤，是良好的配焦、炼焦用煤。煤
3、层 情 况 表 表二附图一：31802采煤工作面煤层顶底板综合柱状图。 第三节 煤层顶底板煤层顶底板情况表 表三顶、底板名称岩石名称厚度（m）特征老顶砂岩与泥岩互层60.4深灰色粉砂质泥岩与灰色砂岩互层，向下砂岩逐渐增多，缓波状水平层理。直接顶 细砂岩20.5灰白色细砂岩，厚层状，硅质胶结，胶结紧密，个别地段为灰黑色泥岩。老 底细砂岩 7.5灰色细砂岩， 以石英为主，次为长石及少量暗色矿物，硅质胶结，斜波状层理。 第四节 地质构造 一、断层情况以及对回采的影响断 层 情 况 表 表四断层名称走向倾向倾角断层性质断层落差对回采的影响F1 29020045正0.4m影响不大F2 265 355 6
4、0 正4.8m影响较大7534565正4.5 m影响较大F3 5932970正0.5m 影响不大F4 5532580正0.7m 影响不大二、褶曲情况以及对回采的影响31802采煤工作面整体构造单向倾斜，小型波状起伏比较发育，对工作面回采影响不大。三、其他因素对回采的影响根据地质资料和巷道揭露情况分析：本工作面煤层赋存稳定，未发现岩浆侵入现象和河流冲刷现象，无陷落柱等异常现象。附图二：31802采煤工作面进风巷下帮、回风巷上帮素描图 第五节 水文地质一、含水层分析 本工作面水文地质条件相对简单，预计无突水可能。主要水源为顶板砂岩水，赋水性弱，无补给条件，为静储量。本回采工作面发生底板突水或者其它
5、水害的可能性不大。二、涌水量 综合分析预计本工作面在10m3/15m3/h，最大涌水量不超过25m3/h。 第六节 影响回采的其它因素 影响回采的其它地质情况表 表五瓦斯低瓦斯矿井，瓦斯相对涌出量0.43m3/t,绝对涌出量0.294m3/min,采面参考值0.330m3/min。CO2低CO2矿井，CO2相对涌出量0.572m3/t,绝对涌出量0.392m3/min。采面参考值0.420 m3/min。煤尘爆炸指数煤尘具有爆炸性，指数为38.45 %。煤的自燃倾向性本煤层自然发火期3-6个月，倾向性为二类。地温危害无应力集中 有发生应力集中现象的可能第七节 储量及服务年限 一、储量可采储量：
6、本面设计采高为2.3m，工作面回采率参考值为95%，可采储量17.9万T。二、采煤工作面服务年限 工作面的服务年限=可采储量/设计月产量 =17.9万T /28440= 6.3个月第二章 采 煤 方 法第一节 巷道布置一、采煤工作面上顺槽31802采煤工作面上顺槽沿煤层顶板布置， 为梯形断面，采用9#矿用工字钢棚支护。工字钢棚棚距1m,上净宽2m,下净宽2.74m,净高2.1m,断面积4.94m2。主要用于该工作面的进风和运料。轨道顺槽上帮每100m布置一处移动变电站峒室，深1m，长10m。并在巷道内布置有80的防尘管路一趟二、采煤工作面下顺槽31802采煤工作面下顺槽沿煤层顶板布置，为梯形断
7、面，巷道采用9#矿用工字钢棚支护。工字钢棚棚距1m，上净宽2m，下净宽2.74m，净高2.1m，断面积4.94m2。主要用于该工作面的回风和运煤。运输顺槽在巷道内布置有80的防尘管路一趟，并在靠下帮设置刮板输送机和胶带输送机。三、采煤工作面切眼工作面切眼沿煤层顶板布置，为梯形断面，采用9#矿用工字钢棚支护。 工字钢棚棚距1.0m，上净宽2m，下净宽2.74m，净高2.1m,断面积4.94m2。在切眼靠轨道顺槽端布置采煤机组装峒室，深1.5m，长15m，高2.1m，采用9#矿用工字钢棚支护。 附图三：31802采煤工作面位置及巷道布置示意图第二节 采煤工艺一、采煤工艺 1、根据31802采煤工作
8、面的煤层赋存地质条件、巷道布置情况、我矿的设备状况及采煤工艺管理水平，本工作面采用走向长壁式采煤方法。工作面两端头采用采煤机开缺口无须爆破，需要爆破处必须在施工前编制安全措施，报矿总工程师批准，并对职工贯彻后方可施工。 2、本工作面回采工艺为高档普采.人工回收控顶距内的浮煤，其余用采煤机割煤。工艺为:截煤移溜支柱回柱放顶3、根据工作面煤厚、回采率要求和高档普采工艺管理水平，确定本工作面采高为2.3m。若煤厚低于2.3m则采全厚，若煤厚大于2.3m，则不留顶煤，沿顶板开采。4、工作面及运输巷内使用溜子运煤。工作面内使用单体液压支柱配合铰接顶梁、大棚支护顶板。采空区采用全部垮落法管理。二、采煤方法
9、1、采煤机的进刀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0.8m。具体操作如下：（1）采煤机向下（上）割透端头煤壁后，按上（下）推移刮板输送机，使得刮板输送机弯曲段为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，按要求推移刮板输送机至平直状态。（2）翻转采煤机挡煤板翻转采煤机挡煤板，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。（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。2、采煤机正常切截正常割煤长度为102m，采煤机以03.5m/min的速度向上（下）截煤，直至割
10、透上（下）端头煤壁。采煤机正常截煤采用前滚筒在上部、后滚筒在下部的方式。 3、采煤机正常切截时的支护工作面截煤时，溜子移至可以打上临时支柱宽度时，应及时打临时支柱，临时支柱间隔不大于1.5m，并在临时支柱上挂梁，接实顶板，防止漏顶。严禁在悬臂梁上继续挂梁。临时支柱并上好防倒绳。顶板破碎处使用大棚进行支护（大棚下在第一排及第二排基本支柱间各打上一棵支柱，大棚端头抵至煤壁），顶梁及大棚上方用背板或木垛料接实顶板。溜子移到位后必须及时支设基本支柱，支柱支设好后立即在第一排梁端上全面挂梁，保证接实顶板；附图五：采煤机进刀方式示意图三、工作面正规循环生产能力工作面每天3个循环，每个循环进尺0.8m，采高
11、2.3m，设计回收率为95%，则 W = LShrC =1372.42.31.3295%=948.32t式中： w工作面正规循环生产能力,t； L工作面平均长度，m； S工作面每天循环进尺，m； h工作面设计采高，m； r煤的容重，t/m3； C回采率，%。第三节 机电设备配置一、采煤机 选用MWG160/375-W单滚筒采煤机，其主要技术参数如下： 滚筒直径:1.4m 电机功率:375KW 截深:0.8m 牵引速度:O-6m/min二、运输设备1、溜子： 工作面溜子 SGZ-220型 技术参数： 输送量：450T/h ； 中间槽规格：1250mm630mm220mm； 电机功率:220KW运
12、输顺槽溜子 SGW40T型； 技术参数： 输送量:150t/h；链速：0.86 m/s中间槽尺寸:1500mm630mm190mm 电机功率： 40kw2、带式输送机一部：SPJ800型技术参数：输送量：350T/h传动滚筒直径：450mm托滚直径：85mm电动机功率：230Kw3、辅助运输设备：选用1.0吨的矿车和叉车、平板车，牵引设备采用JD11.4型调度绞车，其主要技术参数如下：型号:JD-11.4 静拉力:9.8KN 绳径:12.5mm绳速:26-72m/min, 平均44m/min 绳容量:400m滚简直径:550mm 外形尺寸:1100mm765mm730mm三、其它设备1、煤电钻
13、综合保护装置工作面上、下顺槽距工作面切眼20m外，顶板完整、支护完好的地点各安设一台煤电钻综合保护装置，煤电钻及电钻电缆必须完好，符合机电设备完好标准的规定。煤电钻综合保护装置型号为：ZZ8L2.5型 煤电钻型号为： MSZ1.2型2、乳化液泵 （1）泵站及管路选型、数量及主要技术参数乳化泵选用XRB2B80/350型，两泵一箱，一台工作，一台备用。输液管路选用高压胶管，耐压值不低于34MPa。公称压力：21.5MPa 流量：80L/min 功率：37kw（2）泵站设置位置泵站安设在距31801工作面进风巷距入口10m处。（3）泵站使用规定要保证泵站输出压力不低于18MPa，要加强泵站及液压管
14、路的维修,杜绝系统的窜漏液,乳化液配比浓度2%-3%。坚持使用乳化液自动配比箱,每班用糖量计检查乳化液配比浓度两次。 3、潜水泵在下顺槽低洼处安设两台潜水泵（QBK型，功率为2.2kw）及配套管路，一台使用，一台备用。附图六：31802采煤工作面机电设备布置及运输系统示意图 第三章 顶板管理第一节 支护设计 一、单体液压支柱支护强度验算1、经验计算支护强度 P1=6 9.8lhr=69.8l2.32.5=338.44kN/m2 式中：P1：工作面合理的支护强度kN/m2h：采高mr：顶板岩石容量t/m3一般可取2.5。2、参考同煤层矿压观测资料(见表六)，最大平均支护强度=340.40kN/m
15、2。3、选择工作面支护强度 338.44kN/m2340.40kN/m2，因此工作面支护强度应大于340.40kN/m2。4、支柱实际支撑能力计算 Rt=kgxkzkbkhkaR=0.99 x 0.95O.901.01.0250=211.6KN式中：R：支柱额定工作阻力，KN。 k：支柱阻力影响系数，可以从支柱阻力影响系数表中查得。5、工作面合理的支护密度计算： =Pt/Rt =340.40/211.6=1.6棵m2 则单棵支柱的支护面积为1/ 0.62m26、根据合理的支护密度要求：确定排距为0.8m，柱距为O.6m。7、合理控顶距的选择：最大控顶距4.3m，最小控顶距3.5m，放顶步距0.
16、8m。8、柱鞋直径的计算：200 =124mmQ：底压比，矿压参数表中可取为2MPa(最小值)。取=200mm，铁鞋厚度20mm(45号钢)煤层矿压观测选择或预计本工作面矿压参数参考表 表六序号项 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m20.520.5基本顶厚度m60.460.4直接底厚度m7.57.52直接顶初次垮落步距m 883初次来压来压步距m20502050最大平均支护强度kN/ m2340.40 340.40最大平均顶底板移近量mm150 150来压程度明显 明显4周期来压来压步距m1825 1825最大平均支护强度kN/m2340.40340.40最大平均顶底板移
17、近量mm80 80来压程度明显 明显5平时最大平均支护强度kN/ m2294.3294.3最大平均顶底板移近量mm70706直接顶悬顶情况m557底板容许比压MPa2(最小值)2(最小值)8直接顶类型类IVaIVa9基本顶级别级VV10巷道超前影响范围m2020 第二节 工作面顶板管理 一、正常工作时期顶板支护方式1、支护形式根据我矿3上煤高档普采开采经验，工作面端头支护采用“四对八架”大棚交替迈步支护，工作面内支架采用单体液压支柱、金属铰接顶梁正悬臂布置，支柱打在顶梁的后三分之一处，柱距0.6m，排距0.8m。三四排控顶，见四回一。采用全部垮落法管理采空区。2、机道的支护要求：机道宽1.5m
18、。 在第一排支护顶梁前端挂一块铰接顶梁，用一块水平楔由下向上销实，保证结实顶；并将防飞链挂在防飞孔内。梁端距大于300mm处，挂不上铰接顶梁处或顶板压力大、破碎处及构造下，要打上贴帮支柱或使用大棚进行支护（大棚下在第一排及第二排基本支柱间各打上一棵支柱，大棚端头抵至煤壁）。顶梁及大棚上方用背板、木垛料排严接实顶板。待打好基本支柱后，将大棚撤下。大棚不得代替正规支柱支护。 二、正常工作时期的特殊支护形式 1、端头支护 端头采用“四对八架”3.5 m大棚进行支护，一棚三柱,每两架成一对，交替迈步前移，迈步步距0.8m,同对两架大棚之间相距0.3m，相邻两组之间相距0.6m。端头支护后端与工作面切顶
19、线齐，在每对大棚中超前的一架后面，用一块铰接顶梁配合单体液压支柱进行支护。当滞后大棚前移后，在原址打上两棵铰接在一起的铰接顶梁。端头支护与巷道支护之间相距不得大于0.5m。2、贴帮支护当工作面顶板比较破碎或机道无法挂梁，煤体较松软或顶板压力较大时，为防止发生煤壁片帮或漏顶，应在机道内及时打上戴帽（木垛料）点柱。梁端距大于300mm处，在靠近煤壁处，必须打上戴帽点柱，且木垛料不得被挤压变形。3、切顶支护（1）在靠近老塘排的每两基本支柱间打两颗戴帽点柱，为密集支柱。每棵支柱上只准戴一个帽（规格为不小于0.2m0.2m0.05m的木板）。 密集支柱与切顶排基本支柱要打成直线，其左右偏差不大于100m
20、m。切顶支柱必须挡矸有效，如不能满足挡矸需要时，必须加密。（2）在靠老塘排的基本支柱的顶梁下打上一棵戗柱，戗柱支设角度为80-85度，戗柱柱头距基本支柱不大于100mm，戗柱要支设齐全，初撑力不得低于90KN。（3）切顶支柱要数量齐全，支柱有力，挡矸有效，两段密集支柱之间必须留有宽0.5m以上的出口，出口间的距离不得大于3m，新密集支柱超前的距离不小于2m。（4）支柱钻底量大于100mm时，支柱必须穿铁鞋。4、关门支护在上下出口与切顶排支柱齐的钢棚横梁或铰接顶梁下打上一排关门支柱，柱距为0.3m。三、特殊时期的顶板管理1、来压及停采前的顶板管理 （1）工作面老顶初次来压前必须编制专门安全技术措
21、施。（2）工作面老顶初次来压期间及周期来压期间，应加强来压的预测预报工作。（3）工作面初次放顶，顶板大面积不冒落等情况下，必须在带班区长和矿安全员现场监督下操作，工作面初次放顶还必须有矿初次放顶领导小组人员在现场监督指导。（4）在回采过程中，要保证工作面支架的规格质量，并保证支护密度及支架的稳定性，发现周期来压征兆，及时采取增加丛柱、加密支柱等支护措施。如支护困难时，应迅速撤出人员，以避免事故的发生。根据已采工作面的经验可知：周期来压步距一般为18-25m，应采取以下技术措施：应适当加大工作面的支护密度，随时加强工作面的支护强度。顶板突然来压时，施工人员应立即撤出工作面，严禁任何人在工作面逗留
22、或工作。支柱初撑力必须达到90KN以上且工作面支柱穿铁鞋。斜撑、密集必须棵棵具备，在斜撑根部再加打1棵支柱，防止斜撑受力打滑。在第二趟支柱两档之间加打一棵戴帽点柱，支柱迎山有力。机道严禁超宽，超宽时应打上临时支护。（5）工作面因特殊情况停采时，要编制专项措施，加强顶板管理，通风、防火管理工作。2、过断层及顶板破碎时的顶板管理本工作面煤层赋存稳定。目前发现4条正断层，落差0.44.8m，对工作面回采影响较大的是F2断层，横穿整个工作面，已经提前打通切眼实行跳采的方法过断层。 回采过程中如遇断层，应执行以下措施：（1）认真执行敲帮问顶制度，经常检查顶帮和支架的安全状况，排除顶帮活矸，保证支架稳固，
23、不准在有隐患的情况下进行作业。（2）如断层在两端头，无法使用大棚应将大棚用顶梁替下，柱、排距必须按本规程要求支设。（3）如果梁前顶板不完整或梁前空顶超过300mm时，要先打带帽点柱进行支护。（4）截煤时如遇构造无法维护，应停机进行挂网，网下挂好顶梁打上临时支护或使用大棚进行支护（大棚下在第一排及第二排基本支柱间各打上一棵支柱，大棚端头抵至煤壁），顶梁及大棚上方用背板、木垛料排严、接实顶板，沿断层面打上戗柱。 （5）支柱初撑力不低于90KN。（6）及时更换失效支柱。（7）支柱钻底量大于100mm时，支柱必须穿铁鞋。（8）移溜后要及时在断层下打上支柱，特别是肩窝处要用背板、木垛料排严、接实顶板防止
24、发生漏矸现象。（9）分组回柱时，严禁在断层下及其前后5m范围内分组，应先回撤断层处的支柱后，再回撤顶板完好地段处的支柱。回柱放顶时，必须在带班区长和矿安全员现场监督下操作。（10）过顶板破碎地段时，采用超前支护。截煤前后及时支护加固顶板，截煤时停机进行挂网，网下挂好顶梁，打上临时支护或使用大棚进行支护（大棚下在第一排及第二排基本支柱间各打上一棵支柱，大棚端头抵至煤壁），顶梁及大棚上方用背板、木垛料接实顶板。顶板破碎处回柱时必须较其它处先回。（11）过断层及顶板破碎处，必要时编制专门的安全技术措施。四、回柱放顶及与其他工序平行作业的安全距离工作面严格执行先支后回制度，回柱放顶必须在保证对应列的第
25、一排支柱支设完毕，第四排保有戗柱、密集，全列支柱支设合格的情况下，才能进行回柱工作。分段回柱的分段距离不得小于15m，回柱地点上、下15m不得进行其他工作。回柱与支柱、割煤的距离均不得小于15m。当回撤构造下、顶板破碎地段处支柱时或顶板有来压迹象时，工作面溜子严禁开动。五、工作面的支护要求1、工作面应达到动态的质量标准化要求,确保“三直、二平、两净、二畅通”的质量要求。2、加强支柱的支护强度,确保支护质量,支柱初撑力不得小于90KN。严禁支柱超过设计高度进行使用，顶板超高时，顶梁或大棚上部要用木垛料或背板排严接实顶板。柱、排距不得超过设计规定，支柱“迎山角”（每6。8。有1。的迎山角度）必须正
26、确。防倒绳应及时连接，严防倒柱。3、采煤机截煤后，要及时移溜，支柱，挂梁。4、打柱时每组顶梁必须棵棵铰接，销实圆销，每块顶梁上不得少于2块板皮护顶，严禁有空心棚子。顶板破碎处用背板、木垛料排严、接实。5、工作面出现冒顶时，要及时用木料填满、接实顶板，并支设好支柱。 第三节 上、下顺槽及端头顶板管理一、工作面上、下顺槽的超前支护1、支护要求：工作面上、下两顺槽自煤壁向外各保持20m双排超前支护。用支柱配合铰接顶梁支护；与钢棚横梁平行架设。超前支护支柱初撑力不得小于50KN。上顺槽超前支护柱距1.2m，排距1m。下顺槽在靠运输溜子挡煤板打上一排支柱，再在贴近上帮一侧打上一排支柱，柱距1m，排距1m
27、。安全出口必须设专人维护，发生断梁、折柱，巷道底鼓变形时，必须及时更换，清挖。超前支护支设好后必须设专人维护，超前支柱必须及时连好防倒绳，以防倒柱伤人。2、支护质量控制标准：（1）支柱支成直线,偏差小于l00mm。（2）支柱应迎山有力（迎山角度为顶板每倾斜6。8。支柱迎山1。）。单体液压支柱的初撑力不小于50KN；（3）顶梁铰接时，必须将圆柱销销实,并保证平直。（4）两巷的高度不得低于1.6m,人行道宽度不得小于0.8m。（5）支柱钻底大于100mm时，必须穿铁鞋（45号钢，直径250mm）。二、工作面两端头的管理工作面上、下端头使用“四对八架” 3.5m的大棚进行支护，大棚一棚三柱，交替迈步
28、使用，组距0.3m，对距0.6m。割煤后移大棚或移溜子头、尾时，大棚可一棚两柱，完毕后，必须及时补齐规定应打的支柱。端头第一架大棚离巷道支护的距离不得超过0.3m。支柱的初撑力不得低于90KN。三、工作面安全出口的管理1、支护形式随工作面回采，在紧靠工作面内的每架钢棚横梁前，用两梁相铰接配合两棵单体液压支柱进行支护，支柱与原超前支护支柱对齐。上下出口老塘侧关门支柱保持与切顶排支柱齐，柱距为0.3m。安全出口处所有支柱的初撑力不得低于90KN。安全出口必须设专人维护，发生支架断梁折柱，巷道底鼓变形时，必须及时更换，清挖。工作面两出口和两巷道超前支护范围内巷道净高不得低于1.6m，人行道宽度不得低
29、于0.8m。超前支护以外的巷道净高不得低于1.8m。注：运输溜子与工作面溜子搭接处由于巷道窄，对过往行人造成一定的影响，所以要特别注意，该处严禁在溜子开动或截煤时行人。2、与其他工序之间的衔接关系割煤后，每对大棚滞后的一架前移1.6m，打齐“一棚三柱”，并在原址上用支柱和铰接顶梁配合支护。回料时应先撤下关门柱、与切顶排齐的钢棚，然后在与工作面切顶线齐的位置上，在钢棚横梁或铰接顶梁下打上关门柱。四、上、下顺槽的加强支护本工作面上、下顺槽内出现工字钢棚梁变形时应及时打点柱支护，棚腿损坏时要及时更换。巷道加宽处，在钢棚横梁下打点柱支护，以确保钢棚支护的稳定性。五、支护材料的使用数量和备用管理1、工作面在用支护材料 上、下顺槽超前支护各20m，计80棵单体液压支柱。工作面需要单体液压支柱（137/0.6）6=1374棵，铰接顶梁（137/0.6）5=1145块，柱鞋一共需要80+1374=1454个工作面在用支护材料一览表 表七材料名称规 格数 量备 注 单体液压支柱DZG-2200 DZG-2500 DZG-28001454棵 按工作面137m计算金属铰接顶梁HDJA-10001145块 按工作面137m计算
