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21902作业规程

范各庄矿采煤工作面作业规程

编号：

2190

（2）工作面

工作面名称：

2190

（2）回采工作面

编制人：

施工负责人：

主管工程师：

总工程师：

生产矿长：

安全矿长：

批准日期：

年月日

执行日期：

年月日

会审意见

会审单位及人员签字：

生产：

年月日

规划：

年月日

通风：

年月日

机电：

年月日

煤质：

年月日

地测：

年月日

安全：

年月日

生产单位：

年月日

会审意见：

（一）存在主要问题：

（二）处理意见：

目录

会审意见

第一章概况

第一节工作面位置级井上下关系

第二节煤层

第三节煤层顶底板

第四节地质构造

第五节水文地质

第六节影响回采的其他因素

第七节储量级服务年限

第二章采煤方法

第一节巷道布置

第二节采煤工艺

第三节设备配置

第三章顶板控制

第一节支护设计

第二节工作面顶板控制

第三节运输巷、回风巷及端头顶板控制

第四节矿压观测

第四章生产系统

第一节运输

第二节“一通三防”与安全监测

第三节排水

第四节供电

第五节通信照明

第五章劳动组织和主要技术经济指标

第一节劳动组织

第二节作业循环

第三节主要技术经济指标

第六章煤质管理

第七章安全技术措施

第一节一般规定

第二节顶板

第三节防治水

第四节爆破

第五节“一通三防”与安全监测

第六节运输

第七节机电

第八章灾害应急措施及避灾路线

第一章概况

第一节工作面位置及井上下关系

工作面位置及井上下关系（表1）

表1工作面位置及井上下关系

水平名称

二水平

采区名称

北一石门

地面标高

+28.4

井下标高

-370~-460

地面相

对位置

地表有稻田地、水渠、高压线、塌陷坑。

回采对地面设施的影响

无

井下位置及与四邻关系

东部为2198下山，西部为2100石门及9煤层上山，北部为2190

（1）设计工作面，南部为2190（3）回采工作面。

上部2180

（2）、（3）采空区，下部无工程

走向长度/m

606

倾斜长度/m

162.9

面积/m2

98717.4

第二节煤层

工作面煤层情况（表2）

表2煤层情况表

煤层厚度/m

1.82

煤层结构

复杂结构

煤层倾角/（。

）

4~11

平均6

开采煤层硬度

煤种

1.2肥煤

稳定程度

较稳定

煤层情况描述

该工作面煤层为复杂结构中厚煤层，平均煤层厚度1.73米，倾角6゜，局部受断层影响煤厚有变化。

总体上看，风道正处于背斜轴上，煤层厚度比运道厚。

另外风道中部煤层局部有夹矸，最厚达到0.70米。

第三节煤层顶底板

工作面煤层顶底板情况（表3）

表3煤层顶底板情况表

顶底板名称

岩石名称

厚度/m

特征

老顶

细砂岩

3.18

灰白色，成分以石英为主，硅质胶结，细水平层理。

直接顶

粉砂岩

5.38

灰黑色，水平层理明显，层面含植物碎屑化石

直接底

粉砂岩

1.0

深灰色，含大量植物根化石。

老底

细砂岩

4.0

硅质胶结，以石英为主，含黄铁矿薄膜。

附图1：

工作面地层综合柱状图

第四节地质构造

一、断层情况及其对回采的影响（表4）

本工作面处于塔坨向斜的北二背斜区域，断层发育，受断层影响，巷道出现挑顶、破底、丢煤情况，回采中参照素描图提前制定相应措施。

根据掘进资料分析，对回采产生影响的断层有14条，

表4断层情况表

断层名称

走向/（。

）

倾向/（。

）

倾角/（。

）

性质

落差/m

对回采的影响

F1

90

180

50

正断层

1.70

对回采影响较大

F2

311

221

53

正断层

1.50

对回采影响较大

F3

120

210

57

正断层

1.10

对回采有一定影响

F4

156

66

50

正断层

1.10

对回采有一定影响

F5

306

216

40

正断层

2.20

对回采影响较大

F6

213

123

50

正断层

1.0

对回采有一定影响

F7

124

34

50

正断层

1.40

对回采有一定影响

F8

234

324

40

逆断层

3.40

对回采影响较大

F9

265

175

47

正断层

2.20

对回采有一定影响

F10

240

330

40

正断层

1.10

对回采有一定影响

F11

207

297

50

逆断层

2.10

对回采影响较大

F12

145

55

55

正断层

1.0

对回采有一定影响

F13

124

34

53

正断层

1.30

对回采有一定影响

F14

218

308

45

逆断层

1.30

对回采有一定影响

二、褶曲情况及对回采的影响

无。

三、其他因素对回采的影响

无。

第五节水文地质

一、含水层（顶部和底部）分析

2190

（2）设计工作面上覆有2180

（2）、2180（3）采空区，同层斜上方有2190

（1）设计工作面，同层斜下方有2190（3）采空区，东北侧有2298高水位异常区。

面内有88－J3、7－12孔、范66孔。

此区域8S-9S平均间距12米，2180

（2）位于2190

（2）正上方，因下坡回采，采后没有积水空间。

2180（3）仅风道一侧位于2190

（2）上方，不影响2190

（2）面回采。

同层斜上方2190

（1）仅掘风道，不影响2190

（2）面回采。

东北侧2298工作面切眼一侧老洞内存有积水，但已留设足够防水煤柱，不影响2190

（2）面回采。

另外此区域12煤层底板含水层赋水性较弱、水压不大，对9煤回采影响较小。

88－J3孔、7－12孔、范66孔均已封孔，封孔质量良好。

预计：

1、在施工过程中可能会有顶底板裂隙水出现；

2、过断层及破碎带时出水可能有所增加

二、其他水源的分析

无。

三、涌水量

1、正常涌水量0.1（m3/min）

2、最大涌水量0.3（m3/min）

第六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

瓦斯

0.08m3/min

煤层爆炸指数

58.91％

煤的自然倾向性

Ⅲ类不易自燃发火煤层

地温危险

无

冲击地压危害

无

二、冲击地压和应力集中区

无。

三、地质部门的建议

1、整个工作面处于北二背斜区域，受褶曲构造影响，煤岩层节理发育，加强工作面顶部支护和煤壁管理。

2、采面在北东区域，与上覆的八煤层间距较小，局部只有5.0米，制定相应措施，特别是在过断层时，机组过后，架子要及时接顶，避免因空顶而造成冒顶。

3、运道附近在230—360米，上面存有八煤层地损煤柱，风道附近存有八煤层采后留设煤柱，回采该位置时，压力将相对集中。

4、风道2.10米的逆断层倾角变化大，推测延伸采面时，有可能发育为正断层。

5、采面沿煤层倾向回采，煤层容易出现片帮现象，加强防范措施。

第七节储量及服务年限

一、储量

工作面工业储量：

271295吨

工作面可采储量：

257730吨（回采率95%）

二、工作面服务年限

工作面的服务年限=606米/90米=7月

第二章采煤方法

第一节巷道布置

一、采区巷道布置概况

2190

（2）工作面是二水平北一采区九煤层的一个回采工作面，工作面上方为2180

（2）、（3）采空区，南部为2190（3）回采工作面，东部为2198下山，西部为2100石门及9煤层上山，北部为2190

（1）设计工作面。

二、工作面回风巷

1、支护形式：

巷道采用锚网支护顶板。

2、巷道净断面：

巷道净宽4.5m，净高2.8m，断面积12.6m2。

3、管路敷设：

巷道敷设4寸供水管路和2寸压风管路。

4、巷道用途：

工作面的进风、材料供应、行人等。

三、工作面运输巷

1、支护形式：

巷道采用锚网支护顶板。

2、巷道净断面：

巷道净宽4.5m，净高2.8m，断面积12.6m2。

3、管路敷设：

巷道敷设2寸供水管路和1寸高压供液管路。

4、巷道用途：

工作面的回风、行人、运煤等。

四、工作面开切眼

支护形式：

切眼沿9煤层底板掘进，初掘为不规则断面，采用锚喷支护。

第二节采煤工艺

一、采煤工艺

2190

（2）工作面采用走向长壁后退式采煤法，全部跨落法控制顶板的综合机械化采煤工作面。

1、工艺顺序：

割煤---运煤---移架---推溜。

2、落煤：

采用采煤机滚筒截割落煤，滚筒截深700mm。

3、装煤：

采用采煤机滚筒与刮板输送机配套装煤。

4、运煤：

工作面采用SGZ-764/630刮板输送机，运道采用1部SZZ-730/200转载机，1部SDJ-1000/2*160带式输送机。

5、工作面支护：

最大采高2.8米，最小采高1.1米，平均1.8米，循环进度0.7米。

二、采煤方法：

1、采煤机的进刀方式：

采用端头斜切进刀方式，往返一次进2刀，每刀进度0.7米。

（1）采煤机向上（下）割透端头煤壁时，其后的输送机槽已移近煤壁，采煤机机身处尚留有一段上（下）部煤。

（2）调换滚筒位置并沿输送机弯曲段反向割入煤壁，直至输送机直线为止，然后将输送机移直。

（3）在调换两个滚筒上下位置，重新返回割煤至输送机上（下）机头。

（4）将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换上下滚筒，反程正常割煤。

2、采煤机正常割煤：

采煤机正常割煤采用前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤的方式。

3、工作面割煤及采煤机牵引方式：

工作面采用双向割煤，往返一次两刀；采煤机牵引方式为电牵引。

附图2：

工作面端部斜切进刀图

工作面端部斜切进刀图

（a）起始（b）斜切并移直输送机（c）割三角煤（d）开始正常割煤

1—综采工作面双滚筒采煤机；2—刮板输送机

三、工作面正规循环生产能力

W=LShrc

式中：

W-----正规循环生产能力，t

L-----工作面长度，162.9m

S-----正规循环推进长度，0.7m

h-----采高，1.82m

r-----煤的容重，1.51t/m3

c-----工作面采出率，95%

W==162.9*0.7*1.82*1.51*95%==297.71t

第三节设备配置

工作面设备

设备

型号

参数

采煤机

MG-580

采高

1.8m

电机功率

2*40+2*250KW

截深

700mm

牵引速度

0~13.9m/min

牵引方式

电牵引

液压支架

ZY3600-11/28

数量

113

初撑力

3090

工作阻力

3600

支护强度

0.51~0.62

底板比压

0.93~1.22

刮板输送机

SGZ-764/630

电机功率

2*315KW

输送能力

1000t/h

链速

1.28m/s

中部槽尺寸

764mm

转载机

SZZ-730/200

电机功率

200KW

输送能力

1000t/h

链速

1.33m/s

中部槽尺寸

730mm

小溜子

下运

SGB-730/2*40

电机功率

2*40KW

输送能力

400t/h

链速

0.86m/s

立井上口

SGW-730/2*40

电机功率

2*40KW

输送能力

400t/h

链速

0.86m/s

2020

SGW-730/2*40

电机功率

2*40KW

输送能力

400t/h

链速

0.86m/s

皮

带

输

送

机

下运

SDJ-1000/2*160

电机功率

2*160KW

输送能力

1000t/h

带速

2.0m/s

返山

SDJ-1000/2*132

电机功率

2*132KW

输送能力

750t/h

带速

2.0m/s

2020

SD-1000/2*75

电机功率

2*75KW

输送能力

750t/h

带速

2.0m/s

绞车

JD-40KW

牵引力

25KN

绳径

19.5mm

绳速

1.115~1.63m/s

容绳量

650m

JD-25KW

牵引力

18KN

绳径

19.5mm

绳速

1.115~1.63m/s

容绳量

650m

JD-8型

牵引力

6*104N

绳径

15.5mm

绳速

0.117m/s

容绳量

80m

第三章顶板控制

第一节支护设计

一、液压支架支护强度验算

1、经验计算支护强度

Pt=9.81HRK

式中：

Pt—工作面合理支护强度，kN/m2

H—采高，m（1.82米）

R—顶板岩石容重，kN/m3（1.713）

K—工作面支柱应该支护的上覆岩层厚度与采高之比，一般为4~8，应根据具体情况合理选取。

开采煤层较薄、顶板条件好、周期来压不明显时，应选用低度倍数；反之则采用高速倍数。

（8）

Pt=9.81HRK=9.81*1.82*1.713*8=244.53kN/m2

因此工作面支护强度应大于244.53kN/m2。

2、支护设备选择：

2190

（2）工作面选用ZY3600-11/28型支架，从运输巷到轨道巷依次编号为1~113号支架。

根据工作面条件与支架适应条件对照表（表7）可以看出，选用ZY3600-11/28型支架，在满足顶板控制支护强度需要的同时，也能满足底板比压值要求。

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

M

3.94

5.38

老顶厚度

M

4.57

3.18

直接底厚度

M

0.7

1.0

2

直接顶初次垮落步距

M

10.9

10.9

3

初次

来压

来压步距

M

33.8

33.8

来压显现程度

明显

明显

4

周期

来压

来压步距

M

11

11

来压显现程度

明显

明显

5

底板容许比压

MPa

36.3

36.3

6

直接顶类型

类

二

二

7

老顶级别

级

二

二

8

巷道超出前影响范围

m

20

20

表7工作面条件与支架适应条件对照表

项目

工作面条件

支架适应条件

采高

2米

1.1~2.8

倾角

4~11度

＜15度

煤厚

1.82米

1.1~2.8

底板比压

36.3MPa

0.93~1.22

支护强度

241.985kN/m2

510~620kN/m2

顶板种类

二类二级

二类二级

通过对比、验算，证明选用ZY3600-11/28型支架能满足要求。

二、乳化液泵站

（一）泵站选型、数量

乳化液泵型号为DRB-200/31.5，数量为3台；乳化液箱1台（即2泵1箱），备用泵1台；输液管选用高压钢管，耐压40MPa以上。

主要技术参数如下：

乳化液泵型号

DRB-200/31.5

公称流量

200L/min

公称压力

31.5Mpa

电机功率

125KW

（二）泵站设置位置

泵站安设：

在下运道外口。

（三）泵站使用规定

1、卸载阀整定值为31.5Mpa，严禁随意调整安全阀的整定值。

2、使用乳化液自动配比装置，乳化液浓度保持在3%-5%之间，并经常用折射仪检查配比浓度。

3、要加强泵站设备、管路的维修和保养，保持液压系统完好，防止跑、冒、滴、漏、串液现象。

第二节工作面顶板控制

工作面安装ZY3600-11/28型支撑掩护式支架113组，对顶板实行全支护垮落法控制。

最小控顶距为5.38m，最大控顶距为6.18m。

一、正常生产时期顶板支护方式

采用及时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，再移输送机，即割煤--移架—移输送机；采取及时移架的方式移架，正常移架要滞后采煤机后滚筒4～6架。

顶板破碎时要超前移架，既当发现片帮严重时，不等采煤机割煤，就进行移架，然后在进行其他操作，工艺为移架---割煤---移输送机。

移架步距为0.7米。

支护要求如下：

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、二通畅”的质量要求。

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。

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小于6m。

4、工作面出现冒顶时，要及时用木料接顶，并升实支架。

5、工作面支架严禁歪斜和咬架、挤架；否则要及时调整。

二、特殊时期的顶板控制

（一）来压及停采前的顶板控制

1、工作面老顶初次来压和周期来压期间，加强来压的预测预报。

2、工作面支架初撑力不低于24MPa，巷道所有支柱初撑力不低于5MPa，特别注意工作面中部、两端头支架的初撑力及支架状态，确保整体支护强度，防止冒顶。

3、加强上、下端头顶板控制，打好超前支护，拴好防倒绳。

4、工作面停采时要编制停采措施，加强顶板控制。

（二）过断层及顶板破碎时的顶板控制

根据地质资料分析，本工作面处于北二背斜区域，断层发育，对回采产生影响的断层有14条必须加强过断层回采时的顶板控制工作，要控制好采高，断层处的支架要确保达到初撑力（不下于24Mpa），并编写有针对性的补充措施。

工作面局部地段片帮超过0.7米时，可超前采煤机移架，及时支护顶板；在顶板破碎地段，为了有效的防止顶板冒落、控制煤壁片帮，要带压移架。

第三节运输巷、回风巷及端头顶板控制

一、工作面巷道的顶板控制

1、支护要求：

工作面运输巷、回风巷的超前支护均采用单体液压支柱支护，支护距离不少于20米，10米以内采用双排支护。

超前支护以外的巷道压力大时，打好临时支护。

端头各采用2组ZY3600-11/28型液压支架支护顶板。

2、支护质量标准：

（1）两巷单体液压支柱要打成一条直线，其偏差不得超过±100mm，拴好防倒绳。

（2）支柱要打的迎山有劲，初撑力不小于5MPa。

（3）两巷的高度不低于1.8米，行人道宽度不得小于0.7米。

（4）超前支护范围内严禁堆放闲置设备及杂物。

二、支护材料的使用数量和存放管理

工作面风道超前支护20米，需30棵单体柱。

工作面运道超前支护20米，需30棵单体柱。

工作面回风巷料场要常备有：

3.0米大板不少于30块，DZ—2.8米单体液压支柱不少于20棵，DZ—2.5米单体液压支柱不少于20棵，半圆不少于30块。

（1）各类物料要统一管理，现场牌板与实物相符。

（2）各类物料要码放整齐，损坏的柱子及时更换上井。

（3）支护材料存放距轨道距离不少于0.5米。

第四节矿压观测

一、矿压观测内容

2190

（2）工作面的矿压观测主要有：

支架压力观测、两巷超前支护范围内单体柱压力观测和锚网巷道顶板观测。

根据观测结果对工作面顶板活动规律、来压特征、工作面支架受力特征、超前支护压力影响范围和巷道压力变化等进行定期分析，并进一步了解煤体力学参数等基础数据。

二、矿压观测方法

（一）工作面的矿压观测

工作面安装10块压力表均匀布置，监测支架立柱的压力情况，支架工在操作支架时必须将支架升实，保证支架的初撑力。

（二）巷道的矿压观测

两巷的单体液压支柱的压力观测采用单体测力计进行监测，每班打完超前后对单体液压支柱的初撑力进行测量并记录。

锚网巷道顶板观测分十字测点观测和顶板离层仪观测：

由检修班专人观测巷道顶板和两帮的变化情况并记录。

三、支护质量监测

每周由区科对工作面和两巷支护质量动态检查1次，对检查中存在的问题，责令有关人员立即整改。

监测内容包括支架初撑力、煤壁片帮情况、端面距、采高及端面顶板冒落情况、两巷单体柱初撑力，超前支护质量等。

四、矿压观测时间要求

1、对于工作面，整个生产期间都要进行观测。

2、对于两巷，整个生产期间都要进行观测。

3、支护质量监测，整个生产期间都要进行监测。

第四章生产系统

第一节运输

一、运输设备及运输方式

1、运煤设备及装、转载方式

工作面采用双滚筒采煤机落煤，其滚筒配合工作面输送机前移装煤，落煤由工作面输送机输送到SZZ-730/200转载机，至下运SDJ-1000/2*160带式输送机，至下运SGB-730/2*40小溜子、边眼SDJ-1000/264带式输送机、立井上口SGW-730/2*40小溜子、立井下口2020SGW-730/2*40小溜子、2020SD-1000/2*75带式带式输送机，至208皮带，到井口卸载坑，到地面。

2、辅助运输设备及运输方式

工作面需要用的材料、设备等物资，采用矿车或叉子车、JD-40KW、JD-25KW或8吨绞车，通过轨道巷运进、运出工作面。

二、推移刮板输送机方式

采用支架推拉千斤顶推移工作面输送机，推移步距为0.7米，推移刮板输送机距采煤机不小于15米，输送机弯曲度不得超过3~5度，推移方向自下（上）而上（下）顺序进行。

1、采煤机向下（上）正常割煤时，按照自上（下）而下（上）的顺序，依次推移刮板输送机，距离至采煤机后滚筒不小于12米。

2、在采煤机向上（下）斜切进刀切入煤壁规定截深后，将工作面输送机按自下（上）而上（下）的顺序推向煤壁，成一条直线。

三、运煤路线

2190

（2）工作面→下运转载机→下运道皮带→下运溜子→边眼反山皮带→立井上口溜子→2020溜子→2020皮带→208皮带→卸载坑→新井

四、辅助运输路线

地面→新井→二水平北翼大巷→2100石门→2100斜井→2170大眼→2190

（2）风道→工作面

地面→新井→二水平北翼大巷→2100石门→9~12斜井→2190

（2）运道

附图3：

2190

（2）工作面生产系统、通风系统及避灾路线图

第二节“一通三防”与安全监控

一、工作面的通风系统

2190

（2）工作面采用“U”型通风方式。

2190

（2）工作面的通风路线：

新井→二水平北翼大巷→2100石门→12~7斜井→2170大眼→2190

（2）风道→工作面→2190

（2）运道→2190回风巷→2190运→北翼总回风巷→中央风井

二、工作面风量计算

1、按瓦斯涌出量计算

Q采=100×q采×KCH4/（C-CO）（m3/min）

式中：

Q采—回采工作面实际总需要风量，m3/min;

q采—采煤工作面回风流中瓦斯（二氧化碳）的绝对平均量，0.08m3/min

KCH4—采面瓦斯涌出不均衡通风系数（1.5）。

C：

回风流瓦斯最大允许浓度。

（1）

CO：

进风流瓦斯最大允许浓度（0）。

Q采=100×0.08×1.5/（1-0）=12m3/min=0.2m3/s

2、按工作面温度计算：

Q采=60×V采×S采（m3/min）

式中V采—采煤工作面风速，m/s；

S采—采煤工作面的平均断面积，m2

a、适宜气候的风速和温度表中未列出的温度和风速，可按平均插入法找出适宜的风速。

b、有效通风断面是指平均控顶距与平均采高的乘积。

（有效断面是去掉工作面的支架等设备占用的断面后的过风断面。

其系数一般为0.8。

最大控顶距是平均控顶距的1.2倍。

两者乘