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3115工作面作业规程编制刘春波技术主管曹强平副总工程师刘文斯总工程师周向志连队何建林二00六年三月2会审签名总工、安全矿长：周向志生产矿长：李国荣副总工程师：刘文斯回采工区：何小武、曹强平安全监察部：禹太楚生产技术部：刘其成机运工区：尹清文通风工区：崔奋先连队：何建林时间：2006年3月13日地点：行政会议室3会审意见1、加强通风瓦斯管理，通风工区要抓紧对于31回风上山的修理，保证风量750m3/min，作业人员要爱护好通风设施，风门要随手关好，供电上山的风障每班要检查。2、煤垛风巷未对穿前，工作面不得开采。3、风巷距煤壁15米要安装好瓦斯自动监测报警断电仪，管理人员、放炮员、电工下井必须携带便携式瓦检仪。4、压下假风巷要按要求维护，保证断面高宽和支护质量。5、抓好顶板管理，3115工作面断层较多，要加强对断层的支护。6、初采期间不允许多循环采煤。7、加强放炮安全管理，放炮地点40米以风的所有通道都要布置好岗哨；工作面与压上运道掘进同时施工时，放炮要互相联络好，并布置好岗哨。8、加强资源回收，初采前要按要求组织反采。周向志2006年3月13日4第一章工作面概况第一节工作面位置3115工作面为31采区第五个一槽工作面，（南翼第三个一槽工作面）S至采区边界，N到31采区一槽回风上山，风巷标高-600m,运道标高为-650m，煤垛风巷至-550m。平面坐标：X:2877530~2878160。Y:38425370~38426000。地标标高+131.1~+170.8m,对应地表属山地，有农田，无居民点，其南部有青资左渠和石鼓水库，北部有水木垅河由东向西流经地表，西部有亿兴轧钢厂和郴三公路通过，另外在北部外侧有坳上村等建筑群体。属“三下”采煤；工作面走向长度690m，倾斜长80~170m，平均117.3m。第二节地质构造一、工作面地质：外段呈单斜构造，倾向北西，内段为宽缓复式向斜，构造复杂，据巷道揭露该面构造较发育，主要断层有F1~F8。各断层产状如下：走向倾向倾角性质落差M对工作面影响F1218ºNE70º正3.5影响很大F2222ºNE35º正0.5不大F3210ºNW60º逆1.0有一定影响F4250ºNE70º正1.5有一定影响F5350ºW65º正1.2有一定影响F6278ºN55º正3.5影响很大F7160ºS60º逆5.0影响很大F8345ºE45º正1.2有一定影响二、煤层赋存情况：煤层结构较复杂，倾向NW,煤厚1.6~2.3m,平均1.9m,呈块状，暗淡型，伪顶发育，边眼和煤垛局部有砂岩包裹体和冲沙体，煤层倾角在18~30º之间变化，平均22º。三、煤质：MAVQFCS工业牌号1.330.527.924.533.040.3焦煤四、储量：计算范围：下工作面由皮带道、风巷、边眼及预计停采线圈定，上工作面由斜风巷、煤垛探巷、煤垛风巷圈定。块段走向长m倾斜长m斜面积m2煤厚m容量T/m3工业储量T回采率%可采储量T下690117.31005572.01.5301671952865875上110136149601.61.5359049534109合计800337575320696第三节顶底板岩性一、直接顶：砂岩，平均厚8m,黑色，页理发育，夹煤线。二、伪顶：炭质泥岩，0.3m，黑色，局部尖灭。三、直接底：砂质泥岩，厚5.6m,灰黑色，薄层状，。第四节水文地质、沼气一、瓦斯、煤尘、地温：该面为低瓦斯，煤层不自燃，煤尘有爆炸危险，地温29º。二、水文地质；该面水文地质情况较复杂，除有3113老塘水外，有水木垅河和石鼓水库、青资左渠由东向西流经地表，面内3115斜运道有407钻孔，3115边眼附近有1908钻孔，煤垛附近有1907钻孔，封孔情况不详，工作面应加以防范，保持运道、风巷水沟畅通以免积水，预计工作面开采后，最大涌水量40m3/min;正常涌水量20m3/min。第二章采煤方法及回采工艺第一节巷道布置系统图一、采面地质情况(见附图2-1-1)二、顶板管理图(见附图2-1-2)三、采区供电设计及设备布置示意图(见附图2-1-3)四、通风防尘系统(见附图2-1-4)五、避灾路线(见附图2-1-4)第二节生产系统一、巷道布置方式：为双巷布置。二、系统：1、运煤系统：压下：3115压下工作面—3115运道—3115皮带道—3115石门溜子—3116石门溜子—-650翻笼—31反仓皮带—21-430斗口—21进仓皮带—主井—地面压上：3115压上工作面—3115压上运道—内段供电上山—3115运道—3115皮带道……2、通风系统：-650南大巷—-650一槽石门—3115中巷—3115运道—压下工作面—压上工作面—3115煤垛风巷—3115风巷—一槽回风上山—21-410石门—21皮带下山—21总回风巷—11轧道上山—-150总回风巷—风井—地面。63、排水系统：1）运道：工作面或运道—3115中巷—-650南大巷—-650水仓—新付井—-370水仓—付井—地面。2）风巷；3115风巷—31一槽下山—-650南大巷—-650水仓—新付井—-370水仓—付井—地面。4、运料系统：地面—新付井—-650南大巷—31-650井底车场—31轨道下山—-600车场石门—3115风巷—压上风巷—压上边眼—压下工作面。第三节采煤方法的选择依据及采高的确定一、采煤方法的选择依据3115工作面为中厚煤层，顶板平整光滑为稳定顶板，工作面采用走向长壁后退式采煤法。二、采高的确定：工作面经巷道揭露煤层平均厚度1.9m且顶板平整光滑，又根据所选采煤方法；采高确定采全高，局部地段超过2.5m的地方采控制在2.5m内或采用2.8m支柱支护。第四节落煤方式根据工作面顶底板岩性及煤层产状情况，工作面以采用高档普采为主，炮采为辅。一、采煤机的选型及其依据：工作面外段平均采高1.9m倾角大都在20度左右，根据我矿采煤机类型选用MLQ3—100型机组，滚筒直径1.2m，右旋，锚链牵引。二、割煤机的割煤方式：采用双向割煤往返进一刀的方式，从工作面下部割三角煤斜切进刀。三、使用机组的有关规定和安全措施：1、机组锚链采用JH—8型稳车固定在风巷15~25m安全地点，并打好“四压两戗”撑柱；下端固定在溜子头架上。2、溜子头机组锚链连接处用30#“牛鼻子”相连，锚链固定及连接螺丝（Ф20mm）不少于4个。3、特殊情况下，锚链可固定在溜尾架上，锚链可固定在溜尾架上时，工作面溜子尾架要打好“四压两戗”撑柱，锚链固定的连接螺丝（Ф20mm）不少于5个。4、、机组锚链每班要预紧，以免过松。5、机组割煤与上缺口放炮不平行作业，上缺口放炮应在开机前完成，每放一炮要将矸子、大煤及支柱捡出，溜尾的压顶放炮后要求再次注液。6、工作面溜子运送支柱、支护材料通过机组下方时，要有专人观察，发现问题及时停溜。7、机组上必须安装工作面溜子停止装置，防止机组掉道或溜子浮链时及时停溜，机组掉道可借助本身牵引力和支柱抬起，但工作面溜子必须停止运行。8、移溜头溜尾要停开溜子和机组，待打好压顶，方可开起。9、局部顶板破碎带要先用兀梁或木子抬棚，机组割顶煤后，及时停机移梁。割顶煤后有可能垮矸的地段要求割一块槽板停机停溜，抬一块槽板棚子。710、机组通过底鼓的地段要预先放震动炮，坡度超过250的地段采取放炮落煤机组装煤，机组通过放炮段之前，必须把“瞎炮、残炮”处理好。11、机组停在顶板较好的地方交接班进刀口不少于3根靠帮支柱。12、检修或更换部件要切断电源，闭锁磁力开关，利用工作面溜子运大部件，必须有准确的信号联系，更换机组部件时，工作面溜子必须停电闭锁磁力开关。一、机组操作工注意事项：1、机组司机由正副两人操作，并通过培训，发有合格证书，作业时必须遵守《机组司机操作规程》规定。2、发现下列情况之一，要先处理后开机：1）顶板破碎、煤壁片帮较宽、未移梁或抬棚及打靠帮支柱；2）工作面溜子不平，有浮链；3）机道不够宽；4）溜头、溜尾末打压顶或压顶松动末打紧，锚链末预紧；5）滚筒截齿末上齐；3、进班先检查机组、锚链及压顶，确认无问题，方可开机，先运转几分钟，正常后进行割煤，开机前要开好消尘水和发出开车信号。4、机组换向时，应将速度回零；尔后扳动换向手柄换向，拉紧牵引链速度要缓慢，开时发出信号，防止锚链伤人。5、机组运行，司机身体不能进入机道内，防止卡住身体，若工作面顶板来力造成人行道不畅通，必须先清理人行道。6、机组处理故障要闭锁开关；速度手柄回零；推开离合器；换截齿人体距滚筒不少于0.3m。7、交接班要闭锁开关，关好消尘水。8、定期检查机组锚链，防止出现“麻花”。二、放炮落煤（一）炮眼布置（参见炮眼布置图）根据煤层采高及硬度，沿煤层布置“三花眼”，眼距：底眼1.0m-1.2m,顶眼：2.0~2.4m,炮眼距底板0.3~0.4m,炮眼水平角65~75º,底角5~10º,眼深0.9~1.1m,每眼装药量不超过450克。（二）爆破说明书及炸药消耗量（见附表）（三）工具：SMZ－1.2电煤钻，1.2m长麻花钻杆，3号矿用硝酸铵炸药，MP3-100型发爆器。（四）爆破方式：瞬发爆破。（五）爆破要求：按规定打眼装药启爆，不损坏顶板，不打倒支柱，不损坏设备。（六）放炮的安全措施：1、打眼装药及放炮人员必须通过培训，发有合格证的专职人员担任，严格拭行“一炮三检”放炮制度。2、打眼放炮前必须检查瓦斯含量，瓦斯浓度达到1%时停止打眼放炮，达到1.5%8时停止工作,切断电源进行处理。3、装药要滞后打眼15m，工作面可打交班眼，不许装交班药，炮眼必须用好封泥，不许使用煤、矸充填。4、放炮前，班队长和放炮员要全面检查工作面情况，发现片帮、顶板烂或抽槽、缺柱等隐患要先处理好，方可放炮。5、放炮前由班队长派人站岗，一人一岗，不得兼岗，并要求人、绳、牌齐全，放炮员要在放炮点上方启爆，放炮前要大声喊三声“放炮了”，安全警戒距离及放炮母线长不小40m。6、每放一炮要把母线从发爆器拆下来，将母线扭短路，并将发爆器随身携带，待炮烟吹散后再联系放炮，如遇不响至少等５min后方可沿线查找原因。7、禁止工作面同时使用二台发爆器放炮。8、工作面放炮炸倒的支柱要扶好后方可再联线放炮，顶板较烂和矮地段放炮时，严禁放大炮，每次放1-3个雷管，然后及时移梁，溜头、溜尾放炮时，要用板皮将溜子电缆盖好。9、采高1m以下打眼时禁止开溜子，打眼前进要做好“敲邦问顶”，防止片帮和碎矸伤人。10、放炮员放完炮后，还要认真检查有无瞎炮、残炮。处理时由当班队长在场监督，按煤矿安全规程有关规定处理。11、电煤钻电源线和放炮母线严禁走机道，雷管脚线不可接触溜子，当班剩余雷管、炸药必须退库。第五节回采工艺流程一、机采：（1）准备---(2)机组上行割顶煤---(3)机组下行割底煤、装煤---(4)进刀、做缺口、破碎段停机抬棚---(5)移梁、清煤、局部靠帮柱---(7)移溜子----(8)支护---(9)回柱放顶二、炮采：准备——放炮——打靠帮支柱——攉煤——移溜子——支护——打交班眼——回柱放顶。第三章顶板管理与支护第一节顶板管理方法的确定根据顶底板岩性分析确定采用全部陷落法管理顶板。第二节工作面支护一、控顶距的规定：3115采用“两采一准”的作业方式：相应采用“四·六”控顶，最大控顶距6排4.5m,最小控顶距4排3.1m。二、支柱的选型及基本支架形式：1、支柱的选型：根据煤厚选用DZ——2200、DZ——2500外注式单体液压支柱,9局部高地点采DZ——2800支柱。2、基本支架形式：该面直接顶为中等稳定顶板，且顶板平整光滑，确定采用杂木棍或板皮配单体液压支柱支护一梁二柱倾斜棚。压口局部顶板破碎地段掺兀梁支护。三、柱距的确定：1、支护密度计算：1）顶板对支架的作用强度(P)P=(4~8)Mr=8×2.0×2.5=40(T/m²)式中：4~8采高的倍数取8；M采高；ｒ岩石综合容量。2）支柱的工作阻力（Ｒ）R=K1K2K3Q=0.9×0.950×1×25=21.37(T/根)式中：K1增阻系数；K2平均匀衡系数；K3支柱承系数；Q支柱额定承载力。3）合理支护密度（N）N=P/R=40/2