11020作业规程

第一章 工作面概况

一、 工作面概况

11020工作面是朝阳沟煤矿第一个走向长壁炮采工作面，位于主斜井南侧，距11060工作面下副巷以上60米，走向方位216度，走向长300米，倾斜长30-70米，工作面坡度16-18度，该工作面地面标高为+325 ─ +345.5米，工作面标高195—205米.顶板为泥质砂岩和断层角砾岩，底板为泥质页岩和石炭系灰岩。 二、 煤层情况

煤层赋存很不稳定，平均煤厚0.6米，由于该矿处于郜芦滑动构造带顶板比较破碎，所以要加强顶板支护。该工作面埋深较浅，煤层较薄，瓦斯绝对涌出量为0.3 m3/min。工作面在回采期间预计会出现少量顶板淋水，顶板淋水正常涌水量2m3/h，最大涌水量10m3/h，预计回采期间不会影响正常生产。由于该工作面埋深在130 ─140m之间,地面没有建筑物，预计回采对地面影响不大。

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第二章 工作面地质情况

一、工作面地质、水文地质及综合柱状图

1、底板水：根据井田南部老矿对L7—8灰岩水的长期疏放，该区域L7-8灰岩含水层富水性较弱，底板水对该工作面的掘进影响不大。预计掘进时会出现少量底板渗水、涌水现象，但涌水量不大，其正常底板涌水量为5m3/h，最大涌水量为15m3/h。

2、顶板水：在老矿井掘进时，普遍为见顶板涌水现象，仅局部出现少量顶板淋水现象，最大涌水量为15m3/h，并且根据主井和副井巷道水文地质资料分析，该工作面顶板水赋存较弱，掘进时局部地段会出现顶板淋水、涌水现象，但涌水量不会太大，不会对掘进产生较大影响。预计正常顶板涌水量为10m3/h，最大涌水量为15m3/h。

3、老空（巷）水：不存在老空老巷，掘进时不会受到老空（巷）水的影响。

4、钻孔水：工作面附近无钻孔，掘进时不会受到钻孔水的影响。

二、工作面可采煤量及回采率控制指标

煤容重为1.39t/m3,工业储量为 1.033 万吨,回采率按85℅计算,可采储量为0.878 万吨。

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工作面可采储量 煤层倾角 伪顶岩性 直接顶岩性 直接底岩性 最大涌水量 瓦斯绝对涌出量 煤尘爆炸性指数 厚14—18度 度 厚砂质泥岩 度 厚砂岩 度 砂质泥厚岩、砂岩 度 10m/h 0.3m/min 无煤尘爆炸性 330.8778万吨 0.6m 0—0.5m 3—5m 1.5—5m 正常涌水量 瓦斯相对涌出量 煤层自燃发火期 f f f f 0.2 3-4 4-6 3-4 2m/h 1.236m/T 不易自燃 3主要地根据掘进期间揭露情况分析，本工作面在回采质 期间无断层、褶曲，底板坡度变化不大，地质构构 造 造简单。 根据本工作面掘进期间揭露情况看，该工作面水 文 回采过程中会出现少量顶板淋水现象，最大涌水3量10m/h但对回采不构成影响。 回采中应 注意问题 1、工作面回采过程中，加强顶板管理。 2、加强水文观测，保证排水系统安全可靠。

第三章 采煤方法及生产系统

第一节 采煤方法及回采巷道布臵

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一、采煤方法

该采面采用走向长壁一次采全高全部垮落法采煤，根据单体柱最大支撑高度2.2米，确定采面基本采高为1.8米，落煤方式为爆破落煤。

二、巷道布臵

11020工作面位于主斜井南侧, 沿煤层走向布臵运输顺槽和轨道顺槽，运输顺槽为进风、运输，轨道顺槽为进料、回风；运输顺槽、轨道顺槽均为U25型钢巷道，规格为2.6米×3.2米，切巷为单体柱配∏型钢梁对棚支护。

断面名断面形称 状 上顺槽 U 下顺槽 U 净面积?㎡? 6.44 6.44 5.22 支护形式 U25 U25 π型钢梁配单体柱 备注 单棚 单棚 对棚 工作面 矩形

第二节 回采工艺

一、工艺流程

工艺过程：打眼、装药→移溜→放炮→移主梁→攉煤、站柱→移副梁→移溜→采空区处理。

1、打眼、装药

工作面生产前，跟班队长及班长负责处理采面不安全隐患，然后工作人员进行首次回柱。即：将每眼场每棚主梁老塘柱回

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出，并支设在副梁的中间，与主梁的中间柱站齐，同时，检查工作地点附近20m范围内瓦斯浓度，在瓦斯浓度不超限的情况下，严格按要求开始工作面打眼、装药等各项工作。

2、装运煤

爆破自装一部分煤，其余采用人工装煤。

煤的运输：工作面使用一部SGW-30型可弯曲刮板运输机，下顺槽采用两部SGW-420/40刮板运输机、一部SD-650胶带输送机，经过主斜井胶带输送机运至地面。

3、攉煤、护顶、移主梁

放炮后，要及时攉煤、刷帮、挑顶，将主梁向前迈步1米，并按要求用合格的竹笆、椽子进行打顶，然后攉煤站柱。此时工作面形成最大控顶距3.4m。

4、移付梁

当工作面全部采通或分段采通后，即可把错后的付梁前移，移付梁前，须先把付梁老塘柱回出，站到主梁煤墙侧，付梁前移后，原来付梁的煤墙柱仍站到付梁煤墙侧。放顶应由下向上逐棚进行。作业前先检查安全情况，要求支架不歪不旋，放顶退路畅通，在安全的情况下方可作业。付梁前移与主梁并成对棚后，煤壁片帮或有片帮危险时，必须及时用椽子、竹笆进行蔽帮。此时，采面刮板运输机在老塘侧，工作面形成最小控顶距2.4m。

5、移刮板运输机

(1)工作面浮煤、杂物清除干净，然后开始移移刮板运输机。 (2)移刮板运输机必须从机头或从机尾进行，严禁从中间往两头移或从两头往中间移，边移刮板运输机边摘中排柱，不准

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提前摘中排柱，移溜摘柱距离不大于50棚，移刮板运输机后，要及时将柱站好，并穿齐穿正柱鞋。移刮板运输机要做到平、直、稳、正、牢，与煤壁保持0.2m间距。工作面移刮板运输机打弯处不准低于15米，这15米中排支柱随弯移刮板运输机站柱，支柱在煤墙侧距溜子0.1m，三用阀手把一致且支柱迎山有力。移移刮板运输机后及时打上机头、机尾压(戗)柱，盖好机尾盖板。

(3)工作面移机头、机尾时，采面刮板运输机必须停机，机头(机尾)移过后在安全条件下开机。

6、采空区处理

采用全部垮落法处理采空区，要求冒落高度普遍大于1.5倍的采高，当采空区冒落不充分(面积超过2×5m)时，必须进行强制放顶，并制定专项安全技术措施。

7、工作面采用煤壁浅孔动压注水方式来降低煤尘，具体要求如下：

一）、注水方法

1）、打注水孔：采用ZQS-50/200（1.6）手持式风钻，?42×1000mm的钻杆。

2）、注水孔设计：

煤厚h﹤2m，注水孔布臵于煤壁距顶梁0.5米处，孔间距4-6米，单孔孔深不小于5米，其角度与煤层赋存角度一致。 3）注水孔封堵：注水孔封堵采用FKSY20/38×1200mm水力膨胀式封孔器封孔，封孔深度不小于1.5米，封孔器与高压管连接销子口向下，防止封孔器因销子脱落遗留在注水孔内。 4）煤层注水：用快速接头使封口器与高压（静压）胶管连接，注水压力控制在2.5Mpa-5Mpa以内。

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5）、注水时间以煤墙挂汗、梁头滴水、相邻注水孔出水为宜。确保作业地点煤层煤体充分湿润，并超前工作面煤墙不少于2米。

二）、注意事项：

?打眼工必须严格按照操作规程执行。

?打眼前必须先检查工作地点的帮顶是否完好。 ?注水时严禁人员正对注水孔。

④、上、下顺槽第一个注水眼与两巷保持5m间距，在对其注水时，必须严格观察上、下顺槽替棚支架有无变化。否则，必须加固支架后再进行注水。

⑤、工作面爆破前，将炮眼附近注水孔用煤粉等封孔。严禁将注水孔作为炮眼装药爆破。

8、工作面注水纳入工作面每旬工程验收，坚持不注水不生产的原则(特殊情况例外)，认真落实注水制度。

附：注水孔设计图

采煤工作面注水孔布臵示意图

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二、顶板控制设计 ㈠、工作面支护设计 1、煤层顶底板岩性及分类

(1)煤层顶、底板岩性(见地质说明书) (2)顶底板结构

老底←直接底←伪底←煤层→伪顶→直接顶→老顶 (3)顶板分类

直接顶为砂质泥岩，厚度为3-5m。老顶为细粒砂岩，厚度4.5m。初次垮落步距为13m，老顶初次来压步距为20m，周期来压步距为13m，属二类中等较稳定顶板。本工作面沿底回采，底板比压6MPa，属二类中等较稳定底板。

2、采场控制设计

该工作面顶板控制设计从“支、护、稳”三方面考虑设计。 (1)“支”：就是要求支架在期工作过程中能够支撑住顶板

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所施加的压力。在直接顶初次垮落、老顶初次来压及周期来压期间支柱所受压力比平时大的多。因此，支护强度设计从这三个时期计算取最大值。

A、直接顶初次垮落期间

直接顶初次跨落期间要把直接顶安全地切在采空区，在此期间支架至少应承担起直接顶初次垮落步距一半的重量，合理的支护强度为：

P1=MALAYA/2L小 =(5×13×2.5)/(2×2.4)=33.85t/m 式中：P1——支架支护强度 t/m MA ----直接顶厚度 5m YA ----直接顶平均容重 2.5t/m LA ----直接顶初次垮落步距 13m L小 ----最小控顶距 2.4m B、老顶初次来压期间

要求支柱在不被压死的情况下，P2能承担起老顶重量的1/4及全部直接顶的作用力。

P2=A+MBYBCB/kt/L小

=[(5×2.5)+(4.5×2.5×20)]/4/2.4 =(12.5+225)/9.6=24.74(t/m)

式中：P2 ----支架支护强度 t/m A ----直接顶重量

22t

MB ----老顶厚度 4.5m

YB ----老顶容重 2.5t/m kt ----岩重分配系数 kt=4 L小 ---最小控顶距 2.4m CB ----老顶初次来压步距 20m

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C、周期来压期间

在此期间，要求支架承担起直接顶，并能承担部分老顶的作用力，以减缓老顶的来压速度，合理的支护强度为：

P3=A+MCYCCC/ktL小

=[(5×2.5)+(4.5×2.5×13)]/(4×2.4) =16.53(t/m)

式中：P3 ----支架支护强度 t/m A ----直接顶重量 22t Mc ----老顶厚度 4.5m

YC----老顶容重 2.5t/m CC ----老顶周期来压步距 13m L小 ---最小控顶距 2.4m D、按经验公式计算

按照经验，支护强度为采高岩重的6～8倍。 P4=8M=8×1.8×1.38=19.87 t/m 式中：M-----采高煤重 吨

取以上最大值，合理的支护强度应为：P=P1=33.85t/m E、支护密度

按该工作面棚距为0.6m，每棚站柱5根，则，支护密度为： N实=5/(L棚×L柱) =5/(0.6×3.4) =2.45(根/m) 式中：N实 ----实际支护密度 根/m L棚 ----实际棚距 0.6m L柱 ----最大控顶距 3.4m N设=Pmax/F0=33.85/24=1.41根/m

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式中：N设 ---支护强度必须的支护密度 Pmax ----计算取的最大支护强度

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