1回采作业规程.docx

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1回采作业规程

目录

第一章工作面概况………………………………………1

第二章地质情况…………………………………………1

第三章采煤方法及生产工艺……………………………3

第一节回采巷道布置…………………………………3

第二节回采工艺……………………………………3

第三节通风系统……………………………………10

第四节供电系统……………………………………13

第五节运输系统……………………………………15

第六节洒水降尘……………………………………15

第七节防水排水系统………………………………15

第四章劳动组织及正规循环作业图表…………………16

第五章经济技术指标……………………………………19

第六章安全技术措施……………………………………20

第一节现场管理制度………………………………20

第二节安全技术措施………………………………21

第三节其它方面……………………………………35

12022工作面试采及初放安全技术措施…………………35

附图……………………………………………………40

第一章工作面概况

一、工作面位置、范围、面积及地表位置

该面井下位于中央采区西侧，北邻12021已采工作面，南邻12041已采工作面，西临大平煤矿井田边界。

该工作面走向长100m，倾斜长15～33m，面积2400m2，该面为二次复采。

该面地表位于平陌镇平陌村及香山村境内，地面村庄已搬迁。

二、煤层情况

该工作面设计开采煤层为二1煤层，通过地质资料分析和12021工作面回采证实，该工作面范围内，二1煤层赋存较稳定，全区可采，煤层厚度在1.5～5.5m；平均3.5m.从现有的12021工作面揭露的煤层资料分析，该工作面煤层厚度沿走向变化较大，有突然增厚、变薄现象。

12032工作面剩余采厚约为3.5m左右；煤层倾角30°～48°，平均39°，可采指数95％，变异系数2％，属较稳定煤层。

第二章地质情况

根据现有巷道揭露资料和勘探钻孔资料分析，该工作面地质构造简单，对正常回采影响不大。

本区域除北部马沟逆断层造成煤层底板不稳定外，没有其它构成发育。

（详见地质说明书）。

地质说明书

煤层名称

二1煤

水平名称

-100m

采区名称

一二

工作面可采储量

9576（T）

煤层倾角（度）

（30°～48°）/39°

老顶

细砂岩与砂质泥岩互层

厚度

14.28

f

深灰色，中粒，f＝5

直接顶

灰质泥岩

厚度

0.5

f

黑色质软发亮，f＝1～2

老底

砂质泥岩

厚度

3.0

f

灰色～深灰色，坚硬致密，f＝2

最大涌水量

30m3/h

正常涌水量

10m3/h

瓦斯绝对涌出量

3.91m3/min

瓦斯相对涌出量

13.41m3/t

煤尘爆炸指数

15.41％

煤的自燃

煤层自燃倾向三级

地质构造情况

该面总体表现为南低北高的单斜构造，工作面内煤层倾角变化较大，30度到40度。

在巷道掘进中没有断层出现。

煤质情况

在巷道掘进没有出现地质变化现象，回采时对煤质无较大影响。

水文地质及防治水措施

该面水文地质条件简单，根据掘进中观测情况，不存在顶板淋水。

由于受中央采区采面影响，因此不能忽视工作面回采后受汛期地表水通过裂隙导入井下危及安全生产，必要时进行探放水，在回采中应引起足够重视，要采取合理的措施进行治理。

由于-100m水平已部分揭露煤层底板，起到了一定排疏水作用，因此底板水对安全生产影响不大。

现工作面无各种渗水现象

问题及

建议

1、在回采过程中，对压力增大地点要加密支护，顶板采空区用竹耙背严背实。

2、该工作面属急倾斜煤层，回采时要加强大倾角作业安全防护措施管理工作。

3、该工作面由于受采空区影响，回采时要加顶板管理工作。

4、加强水文情况观测，严格执行防治水措施。

5、回采过程中，通风区应加强区域的瓦斯检查工作，加强通风管理，并制定防有害气体溢出措施。

第三章采煤方法及生产工艺

第一节回采巷道布置

该工作面采倾斜分层伪俯斜走向长臂采煤法，12022上付巷与12采区回风巷相连；12022下付巷与12溜煤上山及12轨道上山相通。

（详见巷道布置图）

第二节回采工艺

一、工艺流程

工艺流程：

防突预测及效果检验→煤墙注水→开帮、掏梁窝、打顶→移主梁→放顶、移副梁→移刮板输送机→采空区处理。

1、防突预测及效果检验

本工作面突出危险性预测可使用煤巷掘进工作面突出预测方法，沿采煤工作面每隔5-10m布置一个预测钻孔，孔深根据工作面条件选定，但不得小于8m。

检验钻孔打在措施孔之间，测定方法按照《防治煤与瓦斯突出规定》第35条的规定实施。

检验指标小于煤层突出危险临界值时，则认为防突措施有效，在安全防护措施下回采，并留有不小于2m的预测孔超前距。

反之认为防突措施无效，采取防突措施，直至检验有效，并在安全防护措施下，预留3m措施孔超前距和2m的检验孔超前距。

2、护顶、单支架前移

刷帮、挑顶，将主梁向前迈步前移，用合格的竹笆、椽子进行打顶，此时工作面形成最大控顶距3.4m。

4、放顶、移副梁

当工作面全部采通或分段采通后，即可把错后的副梁前移，移副梁前，需先把副梁采空区侧支柱回出，站在主梁煤墙侧，副梁前移后，把主梁中排巷柱站在副梁的煤墙侧，此时形成副梁一梁三柱。

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。

副梁前移与主梁并成对棚后，把采空区用椽子、竹笆挡严，不得漏煤，煤壁片帮或有片帮危险时，必须及时用椽子、竹笆进行闭帮。

此时，采面刮板输送机在采空区侧，工作面形成最小控顶距2.4m。

5、移刮板输送机

（1）采面顶煤放完后，开始清理工作面浮煤、杂物等，然后开始移刮板输送机。

（2）移刮板输送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，边移刮板输送机边摘中排巷支柱，不准提前摘中排巷支柱，移刮板输送机摘柱距离不大于20m，摘柱时间不超过30分钟，移刮板输送机后，要及时将中排巷支柱站在主梁下，并穿齐穿正柱鞋。

刮板输送机要做到平、直、稳、正、牢，与煤壁保持0.2m间距。

工作面刮板输送机弯曲段不准低于15棚，中排巷支柱站在煤墙侧距刮板输送机0.1m，三用阀、手把一致且支柱迎山有力。

移刮板输送机后及时打上机头、机尾压（戗）柱，机尾盖板盖好，否则严禁开机试运转。

（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）移过后打好点杆后方可开机。

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（悬顶面积超过2×5m2）时，必须进行强制放顶，并制定专项安全技术措施。

二、顶板支护设计

1、煤层顶、底板

（1）煤层顶、底板岩性（见地质说明书）

（2）顶底板结构

直接顶→老顶

直接底→老底

（3）顶板分类

直接顶厚度为0.5m，根据相邻工作面观测结果分析及该面属二次复采，初次来压垮落步距为3-5m，老顶初次来压步距为5-10m，周期来压步距为4-8m，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”

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

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

=0.5×5×2.5/（2×2.4）

=1.3t/m2

式中：

P1----支架支护强度t/m2

MA----直接顶厚度0.5m

YA----直接顶平均容量2.5t/m3

LA----直接顶初次垮落步距5m

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

=1.3+14.28×2.5×10/（4×2.4）

=1.3+37.18

=38.48（t/m2）

式中：

P2----支架支护强度t/m2

MB----老顶厚度14.28m

YB--－-老顶容量2.5t/m3

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10m

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/L小

=1.3+14.28×2.5×8/（4×2.4）

=1.3+29.75

=31.05（t/m2）

式中：

P3----支架支护强度t/m2

A----直接顶重量0.63t

Mc----老顶厚度14.28m

YC----老顶容重2.5t/m3

CC----老顶周期来压步距8m

L小---最小控顶距2.4m

取以上最大值，合理的支护强度应为：

P=P2=38.48t/m2

D、支护密度

按该工作面棚距为0.5m，每棚站柱5根，则支护密度为：

N实＝5/（L棚×L柱）

＝5/（0.5×3.4）

＝2.94（根/m2）

式中：

N实----实际支护密度根/m2

L棚----实际棚距0.5m

L柱----最大控顶距3.4m

N设=Pmax/F0=38.48/24=1.6根/m2

N设--支护强度必须的支护密度

Pmax----计算取的最大支护强度

F0--支柱工作阻力，取额定工作阻力的80%为24t/根

经计算N实=2.94根/m2>N设=1.6根/m2，故取支柱棚距为0.5m，每棚站柱5根，合乎要求。

（2）“护”的准则

A、护顶：

要求所选用棚距能满足不因竹笆和椽子的强度不足而引起局部冒顶，竹笆和椽子的强度能托住两棚间松散岩体的重量，根据理论和材料供应的材质，选0.5m的棚距可以满足护顶的要求。

B、护

底

护底要求支柱对底板的压强小于底板的比压。

否则，支柱要穿柱鞋，鞋的直径为：

Φ≥

=

=225.7（mm）

式中：

Φ----柱鞋的直径

F0----单体柱额定工作阻力的80%24t

π----圆周率3.14

G----底板比压6MPa

该面选用直径300mm的铁鞋或相当于300mm直径，厚度大于200mm质地坚硬的片木（严禁使用腐朽的坑木），可以满足护底要求。

（3）“稳”的准则

要求支架具有抵抗来自层面方向推力的能力，为防止复合顶板推垮型冒顶事故的发生，须提高支柱的初撑力，控制复合顶板的初期离层，增大软硬岩层间的摩擦力。

P初=H.R（cosa+1/f.sina）/h

1

＝1×1.4（cos39+──sin39）/2.94

0.5

＝0.97t/根

＝9.5KN/根

式中：

P初----支柱设计要求的初撑力KN

H----复合顶板厚度（顶煤厚度）1m

R----复合顶板岩层容重1.4t/m3

a----煤层倾角39°

h----支护密度2.94根/m2

f----岩层间摩擦系数0.5

根据以上计算，结合《郑煤集团公司炮采管理规定》，工作面单体柱初撑力大于50KN可以满足要求。

3、采面支护

（1）采面基本支架及技术要求

本面采用DZ-22型单体柱配合2.4m长“π”型钢梁支护，每对棚中主梁一梁三柱，副梁一梁两柱，共5根支柱，π型钢梁对棚交替迈步前移，最大控顶距3.4m，最小控顶距2.4m，采高2.0m，棚距0.5m，煤墙梁头长0.1m，采空区侧梁头0.1m（不超过0.2m），中排巷支柱必须在合格的柱鞋上站齐、站正，支柱迎山有力（支柱迎山角按煤层倾角的1/6～1/8打设）。

初撑力必须达到要求，并确保煤壁及采空区侧支柱初撑力均衡。

作业人员必须站在支架掩护下作业，开帮深度1.0m，攉煤刷帮、挑顶后及时移主梁向前支护，打顶必须用材质良好的竹笆、椽子打设，严禁使用腐朽的椽子、竹笆，竹笆规格为1000×600mm，椽子规格为Φ30×1000mm。

（2）特殊支架及技术要求

A、工作面安全出口支护

①机头安全出口

长4m,高1.8m、宽1.0m.在安全出口内布局5对4m的π型钢梁配合单体柱支护，其架设棚距、拔梁方式与工作面相同，最大控顶距为5m,最小控顶距4m，此处至少保证一梁三柱。

②机尾安全出口

长3.0m,高1.8m、宽1.0m.在安全出口内布局5对4m的“π”型钢梁配合单体柱支护，其架设棚距、拔梁方式与工作面相同，最大控顶距为5m,最小控顶距4m，此处至少保证一梁三柱。

B、两巷超前支护

①采面两巷超前支护长度必须在20m以上。

②工字钢支护的巷道靠采面替棚的5m（或10m）巷道内采用双排铰接梁配合单体柱支护，上付巷所余部分采用矿工钢扩杆加固或靠巷道中间打设单排超前支护，支柱必须站柱鞋，铰接梁必须连续接顶，不平处要背紧背实；下付巷所余部分采用矿工钢扩杆加固或靠运输机一侧用铰接梁配合单体柱打成单排超前支护，矿工钢铰接梁与替棚之间用木楔背实、背紧，保证顶梁平整，正确使用防倒链捆绑支柱。

③矿工钢支护的巷道，靠煤壁侧10m范围内，用铰接梁配合单体柱打双排超前支护，10～20m范围内打单排超前支护。

④超前支护的支柱手把、三用阀的注液孔方向一律朝向巷道中间（下帮朝上帮，上帮朝下帮）。

⑤超前支护范围内巷道高度不低于1.6m,有0.7m宽的人行道，支柱初撑力不低于50KN。

第三节通风系统

1、风流路径

新鲜风→付井→暗斜井→-100m水平车场→-100m水平胶、轨运输大巷→-89m水平进风绕巷→-89m水平胶带运输巷→12采区轨道上山→12022下付巷→12022工作面→12022上付巷→二采区回风上山→-94m水平回风绕巷→-100m水平总回风大巷→中央采区回风上山→＋65m水平车场→斜风井→地面。

2、风量计算

（1）按瓦斯涌出量计算

Q采=100qk=100×0.9×1.5=135m3/min

式中:

q—采面沼气绝对涌出量

k—工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数一般为1.2～2.1，

本工作面取1.5。

（2）按工作面同时工作最多人数计算

Q采=4NK

=4×52×1.46

=303.6m3/min

式中：

Q采--采煤工作面所需风量

N---采煤工作面交接班时最多人数取52人

K---风量备用系数取1.46

4---每人每分钟的供风量,不得少于4m3/min.人

（3）按工作面气温计算

Q采=60V采S采

=60×1.3×2×2.4

=374.4m3/min

式中：

Q采---采煤工作面所需风量m3/min

S采----采面平均断面4.8m2

V采----采煤工作面适宜风速取1.3/s

根据以上计算取最大值374.4m3/min，并进行风速验算：

V大=374.4/（60×2×2.4）=1.3m/s<4m/s

V小=374.4/（60×2×3.4）=0.91m/s>0.25m/s

经上述验算工作面风量取374.4m3/min符合《煤矿安全规程》规定，故确定12022工作面设计风量为374.4m3/min。

3、瓦斯监测系统（见附图）

工作面上付巷必须设置三个完好的甲烷传感器，一个设在工作面上隅角0.5m处（T0），另一个设在上付巷距工作面切眼10m以内的位置（T1），再一个设置在距回风巷口10～15m范围内（T2）（详见甲烷传感器设置图）在瓦斯超限时能自动断电，断电范围必须包括工作面及回风流的所有非本安型电器设备和线路。

4、12022工作面通风安全监控系统

（1）通风安全监控设备的种类、数量、位置及控制区域，工作面共安装四种安全监控设备：

一个监测分站（S），，一个馈电传感器，四个甲烷传感器（T0、T1、T2、T3、）。

监测分站（S）安装在12采区溜煤上山与轨道上山车房联巷口，并与平地瓦斯监测系统联网由监测分站（S）完成；甲烷传感器（T0）安装在工作面上隅角0.5m处，工作面甲烷传感器（T1）安装在12022上付巷距12022切巷口5～10m之内。

回风流甲烷传感器（T2）安装在12022专回口5-10m范围内。

进风巷甲烷传感器（T3）安装在下付巷距12022切眼5-10m内。

（瓦斯电闭锁在采区变电所安装）

控制区域：

12022工作面中全部非本质安全型电器设备的电源。

（2）电源电缆及信号电缆敷设。

①、电源电缆：

由二采区变电所引三条电缆，由开关（K4，K6，k8）控制，一条沿12采区轨道上山到12061下付巷溜煤上山皮带机头；一条沿轨道上山到轨道上山车房平台，绞车及液压泵站供电。

另一条沿12采区轨道上山到12022下付巷刮板输送机及工作面刮板输送机供电等。

瓦斯电闭锁安装说明：

分别在采区变电所400Ａ开关安装（详见供电线路图及电器设备配备表）。

②、信号电缆：

由-100m皮带巷监测总信号线到采区变电所引出两条信号电缆沿12采区轨道上山敷设至12采区轨道上山和12采区溜煤上山联巷监测分站，由监测分站引出两条信号电缆，一条沿12采区回风上山至12022上付巷敷设至距工作面上隅角0.5m处安装甲烷传感器（T0）,距12022工作面切眼5-10m范围内，接里传感器（T1），距12采区专回风口10-15m范围内接外传感器（T2）。

另一条沿12022下付巷敷设至工作面切眼5-10m内安装甲烷传感器（T3）.里、外甲烷传感器报警点、断电点、复电点及断电范围。

（详见附图）

传感器位置

报警点

断电点

复位点·

断电范围

里传感器T1

≥0.8％

≥0.8％

＜0.6％

工作面及其回风流所有非本质安全型电气设备

外传感器T2

≥0.8％

≥0.8％

＜0.6％

第四节供电系统

由12采区变电所引出三条电缆，由开关（K4、K6，k8）控制，一条沿12采区轨道上山到12061下付巷溜煤上山皮带机头，一条沿12采区轨道上山到车房平台，绞车房及液压泵站供电，另一条沿12采

区轨道上山到12022下付巷刮板输送机及工作面刮板输送机供电等。

（详见供电系统图及电器设备配备表）。

电器设备配备表

序号

设备名称

规格

数量

用途

1

刮板输送机

SGD420／30

3

工作面及下付巷运煤

2

吊挂式皮带

DTC／80

1

溜煤上山运煤

3

液压泵

BRW80／35

2

提供高压乳化液

4

馈电开关

BKDZ-400

3

截路开关

5

磁力起动器

QC83-200

6

起动开关

6

磁力起动器

QC83-80

1

起动开关

7

绞车

JTB／0.8

1

轨道上山运料

8

磁力起动器

QBZ-80N

1

绞车起动开关

合计

18

第五节运输系统

1、运煤系统

工作面煤→12022下付巷→12采区溜煤上山→12采区溜煤斜巷→-100m水平大巷皮带→上仓皮带→井底煤仓→主斜井→地面煤仓。

2、运料系统

平地料场→副斜井→暗斜井→-100m水平车场→-100m水平大巷→-100m水平胶带运输巷-89m皮带巷→-89m车场→12采区轨道上山→12022下付巷→12022外联巷→12022上付巷→用料地点。

第六节洒水降尘

平地静压水→副斜井→暗斜井→-100m水平大巷→-100m水平胶带运输巷→-89m皮带巷→-89m车场至各个用水地点。

第七节防水排水系统

1、防水要求

（1）工作面推进过程中，可能会遇到顶板淋水、采空区渗水等，必须始终坚持有疑必探，先探后采的原则，确保安全。

上付巷替棚前，必须进行超前补探。

（2）加强工作面下付巷水路管理，试采前下付巷水沟必须敷设合格，派人及时清除积水淤煤，保证采面出水时水路畅通。

（3）工作面回采过程中，如果出水较大时，首先及时在π型钢梁中间套2.0m木棚，工作面主副梁拔通后，在出水位置打上一梁三柱抬棚，在工作面采空区空巷内挖沉淀池，及时下水槽装水，套棚巷道推过后，采空区侧用竹笆、椽子闭帮，严防煤块、杂物掉入空

巷内堵塞水路，确保水路畅通。

（4）工作面出水期间，所有支柱都应站好大方木，正确使用防倒链，并及时给支柱足够的初撑力（大于55KN以上）。

（5）加强职工培训，提高职工防治水意识，若发现有透水征兆或发生突水时，除现场采取有效措施外，还应及时准确判断水情，并报告有关部门，水情严重时工作面全体人员沿避灾路线迅速撤出。

2、排水系统

12022工作面出水→12022下付巷水沟→沉淀池→12022下联巷水沟→12采区轨道上山水沟→-89m皮带巷水沟→-100m大巷水沟→-100m水仓。

12022上付巷出水→12022上付巷水沟→12022切巷水沟→12022下付巷水沟→沉淀池→12022下联巷水沟→12采区轨道上山水沟→-89m皮带巷水沟→-100m大巷水沟→-100m水仓。

第四章劳动组织及正规循环作业图表

一、劳动组织

1、循环方式：

循环进度1.0m，3班1个循环，日进度1m。

2、作业形式

正常生产为“三班采放煤，边采边放”的“三、八”制综合作业形式。

二、劳动组织表；

劳动组织表

工种

人数

工作内容

采煤工

3×4

工作面采煤、支护

攉煤工

3×4

工作面清煤

打眼工、注水工

3×2

工作面打眼、注水

班长

3×1

直接负责采面安全生产

工程验收、准备组

3×4

负责工程验收、三铁管理及两巷替棚

运料工

3×2

负责供应采面支护材料

设备司机

3×3

操作及维护运输设备

机电修理

3×1

负责设备维修

捡矸工

3×1

运输巷拣矸石

瓦检工

3×1

负责工作面瓦斯检测检查

跟班队长

3×1

负责采面安全生产及机电设备安全管理

跑场人员

3×2

负责处理采面问题及移刮板输送机放煤

合计

78

支护材料使用量表

材料

使用地点

支架数

使用量

回收率

合计

单

体

柱

工作面

76

380

100

440

超前支护

60

60

100

铰接梁

超前支护

60

60

100

60

π型

钢梁

工作面

152

152

100

168

安全出口

16

16

100

4m长钢梁

机头上方

5

10

100

10

柱鞋

工作面

120

120

100

180

超前支护

60

60

100

竹笆

0.6

椽子

5.14

千椽

坑木

0.87m3/万t

备注

备用柱不少于20根，备用2.4mπ型钢10根，坑木20根，竹耙100块。

椽子50根，钎椽30块。

第五章经济技术指标

序号

项目

单位

数量

序号

项目

单位

数量

1

工作面走向长

M

100

14

正规循环率

%

98

2

工作面倾斜长

M

15-33

15

循环产量

T

266

3

煤层