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1、 山西新达煤业有限公司采煤工作面作业规程工作面编号1917 工作面煤层编号：9+10#编 制 人：李永红队 长：王永才二八年十月十日一、概况1917 采煤工作面位于矿井北部，顺槽掘进过程中因断层影响,无法按设计布置。上工作面切眼平均长度为 88m,顺槽长度 192m，下工作面平均长度 60m,顺槽长度 216m,工作面煤 层厚度为 22.4m。工作面要素 最 大 最 小 平 均 地质储量 107159 t上工作面走向长 110 66 88 可采储量 53172t上工作面倾向长 192 192 192 可采储量 51844t下工作面走向长 100 20 60 采出率 98%下工作面倾向长 216
2、 216 216 容 重 1.4T/m煤 层 厚 度 2.4 2 2.2 瓦斯涌出量 0.3m3/分 0.5m3/T采 高 2.4 2 2.2 涌水情况 48m3/d煤 层 倾 角 100 0 5 采面温度 90-120C煤尘爆炸指数 18% 24% 21%（一）煤层顶底板综合柱状图（示意）岩石名称 柱 状 厚 度 m 岩 性粗粒砂岩 5.5-128.75 深灰色、黄色，厚层状，含岩屑，次棱角状，分选中等，均匀层理 。 石灰岩 0.8-2.71.75泥 岩 0.3-0.70.5石灰岩1.5-2.41.95石灰岩为深灰色，厚层状，具动物化石，泥岩灰黑色，中厚层状，均匀层理，总厚2.6-5.8m。
3、煤（泥岩）煤0.60.21.4总厚 2 -2.4m，平均厚 2.2m，中部有一层夹矸。泥 岩 5.8 深灰色,厚层状，具黄铁矿结核，透 镜状层理。（二）工作面井上下位置及邻近关系1、地面位置及开采范围内影响因素地面对应位置为一呈马鞍形的山地地形，地表多为荒地及荒坡，地表高程为+1250-+1325m，无地面建筑及水体，地表距工作面煤层底板垂深为 50-95m。2、井下位置及邻近关系1917 工作面位于矿井东北部，皮带上山与矿区东部边界间，南部为 1915 工作面，西侧为皮带上山，北部为备用的 1919 工作面。工作面平面位置图 （三）主要地质构造及其对回采的影响根据掘进十九、二十、二十一三条顺
4、槽所揭露，十九顺槽共遇两条斜交断层，在 36m 处遭遇一条斜交断层 ，走向 390,落差 1.2m；在212m 处遭遇一条斜交断 层，走向 570。二十 顺槽共揭露两条斜交断层，一条在 107 m 处，走向 45，落差为 0.6 m；另一条在 164 m 处，走向 450，落差 3m。二十一 顺槽在 199m 处遇一斜交断层，走向 540，落差 0.8m；在二十顺 槽切眼 75m 处遇断层 ，方位 65,落差大于 5m。工作面内受断层影响，给回采作业带来困难，作业时必须加强顶板及支护管理。（四）煤尘、瓦斯、水文、火对回采的影响煤尘：面内煤层干燥、煤尘大，直接影响回采。瓦斯：煤 层 瓦斯、二氧化
5、碳涌出量小， 绝对 瓦斯涌出量 0.3m3/分 ，无煤（岩）与瓦斯突出危险，对回采作业影响不大。水文：工作面内煤层及顶板均不含水，无影响回采的水害。火：煤层自燃倾向性为不易自燃，等级为三级，需加强防尘及防灭火管理。二、采煤方法和回采工艺（一）采煤方法（循环进尺、采高）依据煤层赋存情况及地质构造影响，1917 工作面从初采至二十顺槽 140m 无法对拉回采， 为使该工作面 顺利开采，决定上、下工作面交替推进，上工作面推进一个循环，下工作面推进两个循环。待上工作面推至 137m，下工作面推至 140m 处时 。交替作业时上工作面要超前推进下工作面 1.22.4m，作业期 间，队内要协调上、下工作面
6、工序，确保作业安全。1、循环进尺：循环进尺 1.2m，三班作业， 边采边推，初采时平均回采长度：上工作面 88m，每班推进一个循 环；下工作面 60m，两班推进两个循环。待上工作面推进至 137m，下工作面推进至 140m 处开始按正规工序回采，每班回采长度 74m，日推进 1.5 循环。2、采高：一次采全高，采高为 2-2.4m，平均采高 2.2m。（二）顶板管理1、工作面支护设计：采用经验计算工作面合理的支护强度Pt=9.81hrk=9.812.22.54=215.8KN/m2式中：P t工作面合理的支护强度，KN/m 2h采高，2.2mr顶 板岩石的密度，t/m 3，一般取 2.5；k作
7、面支柱应支护的上覆岩层厚度与采高之比，一般为 4-8，该处取 4 单 体 液 压 支 柱 实 际 的 支 撑 力 ，KNRt=kgkzkkhkaR=0.990.950.91.00.9250=190KN/m2式中：R t单体液压支柱实际支撑力，KNkg支柱工作系数，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，1.0；ka工作面 倾角，0.9 ；R支柱 额 定阻力；工作面合理的支护强度n=Pt/Rt=215.8/190=1.14 根/m 2工作面排距 1.2m，柱距L 柱 （L 排 n）（1.21.2）0.7m式中：L 柱 工作面支柱柱距，m L 排 工作面支柱
8、排距，mn支柱的支护密度，根/m 2根据以上计算，结合我矿顶板结构及支护经验，确定工作面支柱以矩形排列，排距 1.2m，基本支柱柱距 1.2m，密集支柱柱距0.4m（中中），一、二排 为基本支柱，三、四排为密集支柱。上、 下工作面选用 DW2.35-250/100、DW2.5-250/100 型两种单体液压支柱和 BJB-1200 型金属 铰接顶梁，柱帽（301010cm），超高地段选用DW3.15-200/100、DW4.5-200/110LX 型单体液压支柱。2、支护规定： 工作面支护形式为单体液压支柱加柱帽或单体液压支柱配金属铰接顶梁，顶板完好段采用单体液压支柱加柱帽形式，顶板破碎、离层
9、段采用单体液压支柱配金属铰接顶梁，并铺设金属网。上、下工作面支柱排距、柱距按上述支设，允许偏差10cm, 确保各工作面的支柱成一条直线。 待工作面形成正规对拉形式后，上工作面保持 1.2-2.4m 超前距，确保上、下工作面的支柱成一条直线。在第四排（切顶排）每隔 1m 架设一架戗棚，由单体支柱与木梁组成一梁三柱，木梁长 2.4m，直径不小于 12cm，单体支柱加在木梁两端和中间，与底板成 70夹角（柱窝距前排支柱 0.5m）或支在前排支柱柱根。架设戗棚的支柱必须与工作面线垂直戗在切顶排支柱的柱头。工作面机头、机尾各架设一木垛，工作面每隔 12m 架设一木垛，二十顺槽 40 型煤溜机尾处架设一木
10、垛，木垛必须加在第二排和第三排之间，靠采空成直线。木垛规格为：1.21.2m，必须使用专用枕木，两面见平，严禁使用圆木、腐烂、破损及变形材料。木垛层面必须和工作面倾斜面一致，迎山角应与基本支柱的迎山角一致。木垛各层的接触点上下必须在一条直线上，木垛搭接后伸出长度为 0.15m，而且互成 900 。木垛必须架设成井字形，用木楔背紧，木楔要打在上数一、二层之间，并接顶，四角要加角柱，以防推倒。遇断层时，必须在断层的上下盘各架设一个木垛。移设木垛时，必须先检查该处支护情况、安全隐患，确保无危险后，方可移设。支柱要打破底板或刨 1cm 深的柱窝，根据工作面倾斜角度，确定合适的迎山角，确保支柱与顶板垂直
11、（柱腿成一直线）。其他支护方式：工作面遇顶板破碎地段时，支护方式改为单体支柱配铰接顶梁，正悬臂支设，并垫木楔、背板等与顶板接实，顶板极为破碎离层段铺设顶网，底板较软段必须垫自制的铁板柱鞋，安全措施后附。3、控顶距和放顶步距：最大控顶距4.8m ，最小控顶距3.6m ，放顶步距1.2m；上工作面75 #煤溜机头段5m 最大控 顶距7.2m（6排），下工作面75 #煤溜机头段5m 最大控顶距6m （5排）。 4、回柱放顶法：采用单排密集支柱放顶，人工回柱。回柱由机尾向机头依次进行，回柱后使顶板自然跨落，回柱时先回撤戗棚，再回密集支柱。回柱实行远距离回柱，人员站在二、三排中间，使用卸载手钩卸载。5、
12、初次来压和周期来压的特殊支护措施，见后附内容。6、安全出口支护要求：上、下工作面三个安全出口必须超前工作面 20m 支护，在原木棚下挂梁（顺向）架设双柱（距原支设木棚中线各 0.6m），排距1.2m，如遇顶板破碎段 铺设金属网。超前支护范围内支柱必须打成直线。上、下工作面煤溜机头、机尾各加一个木垛，木垛必须架在第二排和第三排支柱之间，距机头（机尾）5m 处。端头分别使用四组八根“”型钢梁支护，机头段铺设金属网，梁长 3.4m，支护为“ 一梁三柱 ”，钢梁末端不得超过切顶线；机头处上下两组钢梁要对齐机头的上下边，中间的两组钢梁要均匀布置，两组钢梁间距 0.6m，同 组钢梁间距 0.3m，一根超前
13、 1.2m，交替前移；机尾处四组钢梁对齐，两组钢梁间距 0.6m，同组钢梁间距0.3m，移设时逐根进 行。移机头时必须在 4 支长钢梁抬棚下完成，抬棚是指跨机头的长钢梁两端，即煤壁侧和采空侧都有支柱抬住的钢梁。每支长钢梁下支设不少于 3 棵支柱，移机头时一梁不少于 2棵支柱，机头移完后，钢梁下必须及时补齐支柱。机头、机尾 10m 范 围内切顶排必须全部架设戗棚，支护形式为“ 一梁四柱 ”。上工作面二十顺槽端头开掘一个 2.42.4m 的缺口，缺口处采用铰接顶梁配液压支柱支护，支护规格同基本支护，顶板破碎时必须挂梁铺网，随工作面推进，缺口段必须及时掘出。7、最大、最小控顶距图8、支架布置图9、顶
14、板管理及采空区处理采用全部跨落法管理顶板，采用三、四排控顶，见四回一。上、下工作面放顶步距 1.2m，采用双排密集支柱放顶，在放顶线部位切断顶板，以减少控顶区的顶板压力，同时拦阻采空区矸石窜入工作面内。如出现直接顶较大面积 56m（长 宽）不冒落现象，必须打放顶炮眼，悬顶面积超过 58m（长宽）必须强制爆破放顶，否则不准生产。（二）落煤方式1、概述 打眼采用 MQS50/1.5 型气动帮锚杆钻 机， 1.6m 螺旋钻杆，合金钢煤钻头，MFB-100 型电容式发爆器引爆，采用矿用 1-5 段毫秒电雷管配 3 级煤矿许用硝铵炸药。采用爆破落煤，包括打眼、装药、填炮泥、联线、爆破等工序。炮眼布置为三
15、花眼，采用正向爆破，由75#煤溜机尾向机头方向依次爆破，眼深 1.6m，水平角度向机尾方向倾斜 70-80，顶眼距顶板 0.4m，眼距 1.4m，仰角上仰 10-15（顶板破碎段水平布置），底眼距底板 0.4m，下扎 10-15，眼距1m。顶 眼装药量每眼 0.3kg，底眼为 0.4kg，吨煤消耗雷管 0.47 个，吨煤消耗炸药 0.17kg，每循环消耗雷管 254 个，炸药 91kg，一次放炮距离 4-6m，必须一次装药一次起爆，炮眼利用率为 80%，见爆破说明表：爆 破 说 明 表2、炮眼布置图位 置 角 度 雷 管 炸 药 炮 眼形 式联 线方 式炮 眼名 称间 距 眼 深距 顶 距 底 水 平 仰 角 俯 角 每 眼药 量 循 环药 量顶 眼 1.4m 1.6m 0.4m 70-80 10-15 毫 秒 0.3kg 31.8kg底 眼 1m 1.6m 0.4m 70-80 10-15 毫 秒 0.4kg 59.2kg三 花 眼 串 联三、循环作业和劳动组织1、循环方式 采用“三八” 制，三班生产 ，边采边推，循环进度1.2m，日推进 1.5 个循 环。2、正规循环作业组织措施劳
