0092综采工作面回采作业规程张总审过.docx
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0092综采工作面回采作业规程张总审过
0092综采工作面回采作业规程
第一条为了保证生产安全，依照《煤矿安全规程》、《操作规程》制定本规程。
凡本工作面作业人员、本工作面检查指导人员，必须学习掌握本规程。
第一章工程概况
第二条工作面位置及四邻采掘关系
1.工作面位于9煤层，一水平东一采区；
2.工作面地面标高：
34.9～36.5m；
3.工作面标高：
-322～-275m；
4.四邻采掘情况：
工作面北部为F8-1断层，南部为0090皮带巷、0090轨道巷，西部为0091采空区，东部为工业广场煤柱。
第三条煤层赋存条件及储量
1.煤层倾角：
2～10°，平均5°；
2.走向长度：
528～540m，平均534m；
3.倾斜长度：
85～142m，平均116m；
4.煤层厚度：
2.2～8.2m，平均7.5m；
5.煤层结构：
工作面煤层为复合结构，含碳质泥岩夹矸数层，煤层总体厚度变化较大，为倾斜煤层，属半亮型，玻璃光泽，粉末呈黑色性较脆，节理发育。
煤层可采指数：
Km＝1，变异系数（％）：
r＝12％，稳定程度：
稳定；
6.工业储量：
668995t。
可采储量：
622165t。
第四条水文情况
水文地质条件较复杂，受煤9顶板至煤5承压裂隙含水层影响，切眼靠近1297Ⅲ，该区域煤9顶板至煤5之间层间距较小，回采时要加强顶板管理，同时要备齐排水设施形成排水能力。
正常涌水量：
0.3m3／min，最大涌水量：
0.8m3／min。
第五条瓦斯、煤尘及煤层自燃情况
1.瓦斯绝对涌出量：
0.29m3/min；
2.CO2绝对涌出量：
0.51m3/min；
3.煤尘爆炸指数：
44.17%；
4.煤层自燃发火期：
2个月。
第六条地质构造
工作面地质条件较复杂。
受断层及异常区影响，煤层厚度、产状及顶板条件变化较大，掘进时揭露的具体断层见下表：
构造
名称
走向
（°）
倾向
（°）
倾角
（°）
性质
落差
（m）
实见位置
（m）
对回采的
影响程度
F18
145
55
37
正断层
3.5
风道598
有一定影响
F18
128
38
37
正断层
3.5
风道688
有一定影响
F18
145
55
46
正断层
13
新风道22
有一定影响
FS130
147
57
71
正断层
5.0
风道878
有一定影响
F8-2
239
329
58
正断层
5.0
风道958
有一定影响
F8-1
110
20
76
正断层
7.5
风道1060
无影响
F5
185
275
51
逆断层
2.5
切眼38
有一定影响
FS131
233
323
41
正断层
3.5
运道1016
有一定影响
第七条煤层顶、底板岩性表
顶底板
名称
岩石
名称
厚度
（m）
抗压强度
（MPa）
抗拉强度（MPa）
岩性特征
老顶
细砂岩
14.94
50.2
2.83
浅灰色～灰白色，内含灰褐色细砂岩条带，水平层理，植物化石成层分布。
直接顶
粉砂岩
9.65
43.5
3.15
致密均一，细腻有滑感，含层状菱铁质矿物。
直接底
泥岩
9.78
34
1.75
浅黑～深灰色，块状含菱铁质结核。
第二章采煤方法
第八条巷道布置
巷道名称
支护形式
巷道长度（m）
规格：
（宽×高）㎡
备注
风道
金属拱形支架支护
1060
4.0×2.7
运道882～1042m范围采用0.6m棚距；其中30～80m储带仓范围采用29U型钢11.3m2金属拱形支架支护，0.5m棚距。
运道
1042
新风道
223
新风道绕道
54
第九条采煤工艺
一、采煤方法
采用走向长壁跨落采煤法。
二、采煤工艺
㈠工作面采煤工艺：
综合机械化采煤工艺，即工作面采用MG－375型双滚筒采煤机ZY3200-13/32型掩护式液压支架及SGZ－730/320型刮板输送机完成煤的"破、装、运"及顶板的支护、采空区的处理。
㈡采煤工艺流程：
正常情况下及时移架：
割煤—伸前梁--移架--顶溜
顶板破碎时超前移架：
移架--割煤—伸前梁--顶溜
割煤：
采用MG－375型双滚筒采煤机割煤，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，通过滚筒的螺旋叶片配合铲煤板装煤，每刀进尺600mm，进刀方式为端部斜切进刀，割三角煤，往返一次割两刀。
移架：
支架为邻架操作，操控方向为面对支架方向左控制右，头组支架为本组控制本组。
割煤后，沿割煤方向及时移架，支架移到位，升至初撑力3092KN后，手把复位。
如顶板破碎时，超前移架。
移溜：
刮板输送机弯曲长度不小于15m。
操作时，支架工要相互配合，将刮板输送机移向煤壁，步距600mm，保证刮板输送机直率。
㈢采高确定：
据上下出口替板高度、直接顶垮落充填情况、采煤机采高及ZY3200－13/32液压支架性能，综合确定合理的采高为2.3m。
第十条设备配置：
序号
名称
型号
功率
数量
使用地点
1
采煤机
MG－375（高机身）
375kW
1
工作面
2
刮板输送机
SGZ－730/320（封底）
160kW×2
1
工作面
3
液压支架
ZY3200－13/32
95
工作面
4
转载机
SGB－730/40
40kW×2
1
运道
5
皮带运输机
SDJ－150
75kW×2
2
运道、0090皮带巷
6
刮板输送机
SGW-40T
40kW×2
1
运道
7
组合开关
QJZ-400/1140（630）
1
风道
8
馈电开关
KBZ-630/1140（630）
1
风道
9
变压器
KBSG—T—800
800kVA
1
风道
10
绞车
JH－8
13kW
2
上、下出口
11
绞车
JD－1.6
25kW
8
风道
12
绞车
JH－14
17kW
1
运道
13
乳化液泵
BRW－200/31.5
125kW
2
风道
第十一条工作面电缆装备表：
电缆名称
使用地点
NYHSSYCY—3.6/6KV3*25
风道、运道
MVV32—3.6/6KV3*50
风道
VV220.66/1KV3*16+1*10
运道
MYQ0.3/0.53*4+1*2.5
风道、运道
MCPJB-0.66/1.14KV3*70+1*35+3*2.5
风道、工作面
MCPTJ-0.66/1.143*25+1*16+3*2.5
风道
MHYV4×1
风道、运道
第三章顶板管理
第十二条支护设计
一、顶板分析
㈠老顶分级
Pe＝241.3ln（Lf）－15.5N＋52.6hm（《矿山压力与岩层控制》钱鸣高、石平五主编）
式中Pe--老顶初次来压当量，kPa；
Lf--老顶初次来压步距，m；
N--直接顶充填系数，N＝hi/hm；
hi--直接顶厚度，m；
hm--煤层采高，m；
Pe＝241.3×ln13.5－15.5×（9.65/2.3）＋52.6×2.3＝683.976
Pe＜895，因此，确定老顶为Ⅰ级，属于来压不明显顶板。
㈡直接顶
根据矿压组对同类工作面实测结果分析，预计直接顶初次垮落步距L0＝16±2m，介于8～18m之间。
因此，确定直接顶为II类，属中等稳定顶板。
㈢直接顶垮落充填情况分析：
∑h＝M/（Kp-1）（《矿山压力与岩层控制》钱鸣高、石平五主编）
式中∑h--充满采空区所需直接顶垮落厚度，m；
M--煤层采高，2.3m；
Kp--岩层垮落后岩层碎胀系数，取1.35。
∑h＝2.3/（1.35-1）＝6.57m<9.65m，故直接顶能完全充填采空区。
二、煤柱形成支承压力区
随着工作面的切眼向前推进，工作面前后支承压力分布为三个区域：
应力急增区：
工作面煤壁前方0～18m
应力升高区：
工作面煤壁前方18～56m
应力缓升区：
工作面煤壁后方56～80m
三、工作面巷道所受动压影响
风道、运道所受动压影响，即为压力高出原始应力部分，根据影响程度，压力急增范围的最大变形速度为原始应力区的7～10倍。
第十三条工作面支护
1、工作面选用95组ZY3200－13/32型掩护式支架支护。
2、工作面上下端头支护：
工作面上下端头使用HDJA-1200型金属铰接顶梁和DW25-250/100（或DW31.5-200/100）单体液压支柱配套进行支护，梁距450±50mm，机头机尾上方控顶区双楔铰接梁保证插齐椭圆销，椭圆销用大锤打上劲，梁距超过500mm时，要及时调整梁距或建梁。
支架边至铰接金属顶梁间加卧一块3000×170×160mm3方木或1/2φ180×3000mm3半圆，一板至少三柱，配合DW25-250/100（或DW31.5-200/100）单体液压支柱支护，3000×170×160mm3方木随推采往前串。
如腮部煤壁松软，易片帮、抽冒，必须用手镐刷帮，超前挂梁，上顶插严背实，煤壁侧护好帮。
为加强支护，在工作面刮板输送机机头双楔梁梁空内，加打两块3.7mπ型钢梁，以维护下端头，随工作面推进向前交错前串，一梁不少于三柱。
3、上、下出口支护：
上、下出口超前工作面煤壁4～8m范围内提前替回金属拱型支架，替回金属拱型支架用1/2φ180×3000mm3半圆（或3000×170×160mm3方木），用DW25-250/100（或DW31.5-200/100）单体液压支柱配合HDJA-1200双楔金属铰顶接梁打走向托梁，单体液压支柱必须打在1/2φ180×3000mm3半圆（或3000×170×160mm3方木）与HDJA-1200双楔金属铰接顶梁相交点的正下方，上、下出口各3趟，如巷道受动压影响较大时可各加打一趟托梁。
在上、下出口20m范围内加强支护，即在原有支护下方打单体液压支柱，用1/2φ160×2000mm3或1/2φ180×3000mm3半圆做托梁，10m以内打双趟，10～20m范围内打单趟。
4、工作面支护强度计算
根据我国缓倾斜、倾斜煤层回采巷道围岩稳定性分类，0092综采工作面顶板分类分级为：
直接顶为Ⅱ类，老顶Ⅰ级。
选用架型为掩护式液压支架，要求其支护强度应不小于：
P＝n.m.r×9.8×10-6
式中：
P--考虑直接顶及老顶来压时的支护强度（MPa）
n--安全系数，n=6
m--采高，m=2.3m
r--直接顶岩石容重，r=2500kg/m3
P＝6×2.3×2500×9.8×10-6＝0.338MPa
鉴于我矿煤层采用走向长壁综合机械化采煤法，工作面选用ZY3200－13/32型掩护式支架支护，该支架额定工作阻力为3200KN/架，支护强度为0.47～0.58MPa，所以ZY3200－13/32型掩护式支架满足矿压要求。
5、工作面上、下出口及端头支护密度计算
⑴根据矿压要求，上、下出口及端头支护密度应满足：
pr0.338×103
n＝---＝-------------------＝1.499棵/m2
RT0.95×0.95×250
式中：
pr--工作面合理的支护强度，kPa；
n--工作面合理的支柱密度，棵/m2；
RT--工作面支柱的实际（有效）支撑能力，kN/柱；RT＝KB·KZ·RB
KB--支柱承载不均匀系数；取0.95
KZ--增阻系数；取0.95
RB--支护回撤前所能达到的理论工作阻力，kN/柱；取250
⑵支护强度校核：
①上、下出口支护强度校核：
11
n＝------＝-----------＝2.22棵/m2
a·b0.6×0.75
式中：
a--工作面单体液压支柱柱距，m；
b--工作面单体液压支柱排距，m；
②端头支护强度校核：
c14
下端头支护强度校核：
n＝---＝-----＝4.67棵/m2
d3
c8
上端头支护强度校核：
n＝---＝-----＝2.67棵/m2
d3
式中：
c--工作面上下端头单体液压支柱数，棵；
d--工作面上下端头面积，m2；
③上、下出口支护密度及上、下端头支护密度均大于1.499棵/m2，满足矿压要求。
第十四条液压泵站流量计算和选型
1.泵站的额定流量应能满足支护和推移设备的推移速度要求，所需流量
Q=Q0×
×K
=Q0×3/1.5×1.2
=2.4Q0（L/min）………………………………………………………⑴
式中：
Q0—每组支护、推移设备完成一个动作循环所需液量，L；
V—采煤机或刨煤机最大工作牵引速度，取3m/min；
L—支架中心距或推移装置间距，取1.5m；
K—管路漏损、工人操作等影响系数，经验值K=1.1～1.3，这里取1.2。
2.每组支护、推移设备完成一个动作循环所需液量Q0计算：
（仅考虑降柱、升柱、移架、移溜四个主要动作，且按全程升、降立柱计算）
①两立柱升柱时所需供液量
ΔV=nлD2h/4
ΔV1=2×3.14×0.172×0.865/4≈0.0392（m3）=39.2L
ΔV2=2×3.14×0.222×0.875/4≈0.0665（m3）=66.5LΔV=ΔV1+ΔV2=105.7L
式中：
n—立柱根数，2根；
D—立柱缸径，170/220mm；
h—升柱行程，865/875mm。
②两立柱降柱所需供液量
ΔVj=nл（D2-Dh12）h/4
ΔVj1=2×3.14×（0.172-0.142）×0.865/4≈0.0126（m3）=12.6L
ΔVj2=2×3.14×（0.222-0.212）×0.875/4≈0.0059（m3）=5.9L
ΔVj=ΔVj1+ΔVj2=18.5L
式中：
Dh1—立柱活柱外径，140/210mm。
③推移千斤顶移架所需供液量
ΔVty=ntл（Dt2-Dt12）ht/4
=1×3.14×（0.112-0.0852）×0.7/4≈0.0028（m3）=2.8L
式中：
nt—推移千斤顶根数，1根；
Dt—推移千斤顶缸径，110mm；
Dt1—推移千斤顶活柱外径，85mm。
ht—推移千斤顶行程，700mm。
④推移千斤顶顶溜所需供液量
ΔVd=ntлDt2ht/4
=1×3.14×0.112×0.7/4≈0.0066（m3）=6.6L
式中：
nt—推移千斤顶根数，1根；
Dt—推移千斤顶缸径，110mm；
ht—推移千斤顶行程，700mm。
根据上述分析,则每组支护、推移设备完成一个动作循环所需液量
Q0=Q供-Q回
=（ΔV+ΔVj+ΔVd+ΔVty）-（ΔV+ΔVd）
=133.6-112.3
=21.3L…………………………………………⑵
解⑴、⑵得Q=2.4×21.3≈51.6（L/min）
则Q泵≥Q=51.6（L/min）
根据开煤业生字〔2009〕25号第十九条“输出流量应大于或等于两倍液压支架的额定流量”的规定，初选BRW－200/31.5型乳化液泵（流量200L/min）。
3.依据两立柱升柱每分钟所需流量（移架过程中的最大流量）选择液泵
上述分析中已知，升柱供液量ΔV=105.7L，考虑到系统漏液系数K=1.1～1.3（取1.2）,则ΔV实=ΔV×K=126.84（L）。
若泵站流量Q泵=200L/min，则两立柱升起需要的时间t=ΔV实/Q泵=0.6342（min），立柱升柱所需流量Q柱=ΔV/t=166.7（L/min），
则Q泵≥Q柱=166.7（L/min）
BRW－200/31.5型乳化液额定流量为200L/min，能够满足使用要求。
因此，确定选择BRW－200/31.5型乳化液泵（两泵一箱配置，一台使用、一台备用）。
第十五条工作面支柱回撤
⑴回柱顺序：
风道出口为先下帮后上帮，运道出口为先上帮后下帮，全部为由老塘往外回。
⑵机头、机尾要及时掏窝，控顶距最长不超过支架大柱后4.8m，最小控顶距为支架大柱后0.6m。
⑶回柱采用JH－8绞车与人工配合作业。
⑷任何人员身体的任何部位不得进入无支护区域作业。
第四章生产系统
第十六条运煤系统
0092工作面→0092运道→0090皮带正眼→1149上运煤巷→105煤仓→主井→地面。
第十七条辅助运输系统
一、上井路线
0092风道→0090轨道正眼→1138斜井→1148大巷→副井→地面。
二、下井路线
下井：
地面→副井→1148大巷→1138斜井→0090轨道正眼→0092风道。
第十八条防尘供水系统
副井→0140回风巷→-246回风巷→0040总回风巷→0092风道→0092工作面。
副井→0140回风巷→-246回风巷→0040总回风巷→0092风道→0090轨道（皮带）正眼→0092运道→0092工作面。
第十九条排水系统
工作面→风道（运道）泵排水→0090皮带（轨道）正眼→1138斜井→1148大巷→一水平水仓。
第二十条供电系统
后附《供电设计系统图》，详见《供电设计》。
第二十一条压风系统
井下压风机房→1138斜井→0090皮带正眼→0092风道（运道）
第二十二条监测系统
0092工作面→0090轨道（皮带）正眼→1138斜井→1138配电室→1148大巷→副井→地面监测机房。
第二十三条通风系统
一、通风路线
1、新鲜风流：
副井→1148大巷→1138斜井→0090轨道（皮带）正眼→0092运道→0092工作面
2、乏风风流：
0092工作面→0092风道→0040回风巷→0038回风斜井→-246回风巷→主井→地面。
二、工作面风量计算
⑴按气象条件确定需要风量，其计算公式为：
Qcf＝60×70%×Vcf×Scf×kch×kcl
＝60×70%×1.0×〔（4.24×2.3+3.3×2.3）/2〕×1.1×1.0
＝400.6m3/min
式中Vcf——采煤工作面的风速，按采煤工作面进风流的温度从表一中选取，1.0m/s；
Scf——采煤工作面的平均有效断面积，按最大和最小控顶有效断面的平均值计算，m2；
kch——采煤工作面采高调整系数，取1.1；
kcl——采煤工作面长度调整系数，取1.0；
70%——有效通风断面系数；
60——为单位换算生产的系数；
⑵按瓦斯涌出量确定需要风量，其计算公式为：
Qcf=100×qcg×kcg
＝100×0.29×1.2
＝34.8m3/min
式中qcg——采煤工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量，m3/min；
kcg——采煤工作面瓦斯涌出不平均的备用风量系数，取1.2；
100——按采煤工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1%的换算系数。
⑶按二氧化碳涌出量确定需要风量，其计算公式为：
Qcf=67×qcc×kcc
=67×0.51×1.2
=41m3/min
式中qcc——采煤工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量，m3/min.；
kcc——采煤工作面二氧化碳涌出不平均的备用风量系数，取1.2；
67——按采煤工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5%的换算系数。
经上述计算，工作面风量取其最大值，即按气象条件确定需要风量进行计算的Qcf＝400.6m3/min
⑷工作面风量验算：
按采煤工作面同时作业人数验算：
Qcf≥4NcfK
≥4×50×1.25
≥250m3/min
式中Ncf——采煤工作面同时工作的人数；（取循环作业劳动组织设计人数）
4——每人每分钟需风量，m3/min。
1.25——备用系数；
根据采煤工作面同时作业人数验算：
Qcf≥250m3/min，符合要求。
（a）验算最小风量（a）验算最小风量
Qcf≥60×0.25Scb
≥60×0.25×9.75×70%
≥102.40m3/min
Scb=lcb×hcf×70%
（b）验算最大风量
Qcf≤60×4.0Scs
≤60×4.0×7.59×70%
≤1275.12m3/min
Scs=lcs×hcf×70%
式中：
Scb——采煤工作面最大控顶有效断面积，m2；
Scs——采煤工作面最小控顶有效断面积，m2；
lcb——采煤工作面最大控顶距，m；
hcf——采煤工作面实际采高，m；
70%——有效通风断面系数，m/s。
60×0.25Scb≤Qcf≤60×4.0Scs
102.40≤400.6≤1275.12
根据上述验算，工作面选取风量400.6m3/min，即可满足要求。
第二十四条避灾路线
1.发生水灾时的避灾路线：
0092工作面→0092风道→0040回风巷→0038回风斜井→-246回风巷→副井→地面
2.发生火灾及瓦斯煤尘爆炸事故时，位于灾害进风侧的人员，迎风方向组织撤离，沿避灾路线迅速撤至地面。
位于回风侧人员要立即佩戴好自救器选择最近联络横管进入进风侧，迎风撤至地面。
具体避灾路线为：
0092工作面→0092运道→0090轨道巷→1138斜井→1148大巷→副井→地面。
3.工作面发生冒顶事故时，如果威胁人员安全或因冒顶堵塞通风，人员要撤到全风压新鲜风流处，待恢复好通风，并采取其它安全措施后方可进入事故地点处理。
处理冒顶事故时，现场必须由工（班）长统一指挥，并有区管技干部现场盯岗。
发生上述灾害时，现场管理人员要亲自指挥按避灾路线撤人，清点人数，并及时、准确地向矿业公司调度室再向队值班室汇报。
如果发生伤亡事故，必须先向矿业公司调度室再向队值班室汇报，并在现场积极组织抢救。
第二十五条人员行走路线（本班人员必须走同一条路线）
1.进礃路线：
副井→1148大巷→1138斜井→0090轨道正眼→0092风道（运道）→0092工作面
副井→—246回风巷→0038回风斜井→0040回风巷→0092风道→0092工作面
2.出礃路线：
0092工作面→0092风道（运道）→0090轨道正眼→1138斜井→1148大巷→副井→地面
第五章劳动组织和主要经济技术指标
第二十六条劳动组织及正规循环作业形式
一、作业形式
采用“三八”工作制，两采一准，即八、四点班完成割煤、移架、移溜、做机头机尾、拉转载、替风道和运道出口超前、风道出口和运道出口掏窝过程；检修班完成电气设备检修、拉转载过程、运道出口掏窝；另设一个大修班负责外围运料、文明生产等工作。
二、循环方式
沿工作面采煤机每割一刀煤，即完成割煤、移架、移溜等工序为一个循环。
三、工作面生产能力及可采期
工作面生产能力：
1.缩面前：
每刀进尺：
0.6米，班进3刀，日进3.6米，
生产能力＝日进尺×面长×采高×容重×回采率
＝3.6×142×2.3×1.44×93％＝1574.58（吨）
2.缩面后：
每刀进尺：
0.6米，班进4刀，日进4.8米，
生产能力＝日进尺×面长×采高×容重×回采率
＝4.8×85×2.3×1.44×93％＝1256.71（吨）
预计可采期：
290186
T＝—————＋————=3.98（月）
3.6×304.8×30
故工作面每月按照30天计算，预计的可采期为T=3.98（月）
四、劳动组织表
序号
工种
班次
合计
备注
八
四
零
1
采煤
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