1703综放工作面回采作业规程.docx
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1703综放工作面回采作业规程
靖远煤业集团有限责任公司
回采作业规程
矿名：
红会第一煤矿
工作面名称：
1703综放工作面
回采单位：
综放一队
编制日期：
2012年4月9日
编审人员签名
编制人员
会审人员
专业
签名
单位
签名
地质
采掘部长
采掘
地质部长
通灭
机电部长
机电
通灭部长
审核
地质
安监部
采掘
区队代表
通灭
总工程师
机电
机电矿长
采掘副总
矿长
编制说明
1.编审过程
本作业规程由矿生产部组织地测、采掘、通灭、机运等专业技术人员按照《靖远煤业集团有限责任公司回采作业规程》样本编制后，相关技术部门进行审核。
2012年5月5日由矿总工程师主持，矿有关技术领导、行政领导、驻矿安监处、各业务部室及区队技术负责人参加，对该作业规程进行了专题会审，并将会审提出的合理意见及建议纳入了本规程。
2.编制所依据的文件、资料名称
⑴《靖远煤业集团有限责任公司回采作业规程》样本
⑵《1703综放工作面回采地质说明书》
⑶《1703综放工作面“一通三防”设计》
⑷《1703综放工作面机电设备安装施工组织设计》
目录
第一章工作面位置及地质情况……………………………1
第一节工作面位置及井上下关系……………………1
第二节煤层及顶底板…………………………………1
第三节地质构造………………………………………2
第四节水文及瓦斯地质情况…………………………4
第五节影响回采的其它因素…………………………5
第二章采煤方法……………………………………………6
第一节巷道布置………………………………………6
第二节设备配备………………………………………7
第三节回采工艺………………………………………9
第四节储量及可采期…………………………………12
第三章顶板控制……………………………………………13
第一节工作面顶板控制………………………………13
第二节两道及上下端头顶板控制……………………14
第三节矿压及支护质量综合监测……………………15
第四章安全生产系统………………………………………16
第一节运输……………………………………………17
第二节通风、降尘……………………………………18
第三节压风、排水……………………………………22
第四节供电……………………………………………23
第五节注氮、灌浆……………………………………24
第六节照明与通讯……………………………………26
第七节安全监测………………………………………27
第五章劳动组织及技术经济指标…………………………28
第一节劳动组织………………………………………28
第二节作业循环………………………………………29
第三节主要技术经济指标……………………………30
第六章安全技术措施………………………………………31
第一节试运转、初采初放、末采安全技术措施………31
第二节运输顺槽设备移动安全技术措施……………32
第三节防水、火、瓦斯、煤尘安全技术措施…………34
第四节顶板控制安全技术措施………………………35
第五节工作面机运设备管理措施……………………36
第六节煤质管理措施…………………………………39
第七节其它安全技术管理措施………………………40
第七章避灾路线……………………………………………45
第一章工作面位置及地质情况
第一节工作面位置及井上下关系
工作面基本情况表表1—1
煤层名称
一层煤
水平名称
1500
采区名称
七采区
工作面
名称
1703
地面标高
（m）
1880～
1855
工作面标高
（m）
1537～1462
开采深度
（m）
343～393
井下位置及四邻采掘情况
工作面井下位于七采区西北部。
工作面东北部为井田边界；东南部为未开采区域；西南部与F15逆断层相邻；西北部与1701工作面相邻（未回采）
工作面对应地表位置、地物、黄土层厚度
工作面地面位于一号井主井口向东约2500m处，季节性河流紫泥砂河在工作面西部由东北向西南流经地表，该河平时干涸无水，雨季有季节性洪流。
地表为黄土丘陵及砂地，无建筑物及其它设施，黄土层平均厚度为62.0-81.0m。
采动沉陷及其对地表影响
采动会造成工作面对应地表沉陷、产生大量裂缝，雨季季节性洪流会沿地表沉陷裂缝导入井下。
走向长（m）
710.0
倾斜长
（m）
183.0
面积
（m2）
129930
采高（m）
3.0
放煤高度（m）
8．5
采放比
1:
2.83
第二节煤层及顶底板
工作面煤层为侏罗系中统（J2）。
煤层走向50～345°，倾向NE～SE，倾角4°～12°，平均8°，煤层平均厚度11.5m，容重1.35t/m3，普氏硬度系数2.5～3.8。
回风巷两帮约30m的范围内在煤层底板以上3.5～4.0m处发育一、二层煤夹矸，厚度0～0.3m，岩性为粉砂泥岩。
煤质牌号为不粘结煤（BN）；煤岩类型以半暗型为主，次为半亮型，内生裂隙发育，结构简单，赋存较稳定。
工作面煤质参数表表1-2
煤
质
水分
（%）
灰分
（%）
挥发份
（%）
煤种
固定碳
（%）
发热量（MJ/Kg）
含硫量
（%）
含磷量
（%）
工业
牌号
4.42
7.0
28.23
烟煤
66.1
26.4
0.28
0.021
BN
煤层顶底板情况表表1-3
顶底板名称
岩石类别
硬度
（f）
厚度
（m）
岩性
顶
板
基本顶
粉砂岩
1～3
11.3
青灰色，层理不清，含少量白云母碎片及植物化石碎片。
直接顶
砂砾岩
4～6
21.4
灰白色，成份以石英、长石为主，层间有云母片，夹薄层细砂岩，中部砾径最大达2cm左右，胶结不好，松散易碎。
伪顶
/
/
/
/
底
板
直接底
细粒砂岩
4～6
4.8
深灰色，致密坚硬，层理清楚，富含植物化石，局部含泥岩。
基本底
细-粉砂岩
1～3
5.8
深灰色，上部多为细砂岩，下部多为粉砂岩，层面具钙质薄膜，含铝土质，碳屑及植物根部化石，胶结致密。
附：
1703综放工作面煤层顶底板柱状图（图1-1）
第三节地质构造
工作面位于七采区西北部，所属区域基本呈一单斜构造，煤（岩）层由北向南倾斜，煤层赋存北高南低，地质构造较为简单，回采区域内发育5条断层，分别为：
F7-11号逆断层：
位于七采区运输巷与机道交岔点东北方向约230.0m处，与工作面走向呈60°相交。
产状为78°NE∠70°H=0～1.5m。
对工作面回采有一定影响。
F7-12号逆断层：
位于回风巷开口点向东北方向约190.0m、机道开口向东北方向约360m处,与工作面走向呈85°相交，产状为115°NE∠68°H=0～2.0m。
对工作面回采有一定影响。
F7-12′号逆断层：
位于机道开口点向东北方向约350.0m处，与工作面走向呈75°相交，产状为103°NE∠77°H=0～1.0m。
向工作面内延伸约70m尖灭，对工作面回采影响较小。
F7-13号正断层：
位于回风巷开口向东北方向约255.0m处，与工作面走向呈80°相交，产状为145°SW∠77°H=0～2.0m。
向工作面内延伸约40m尖灭，对工作面回采影响不大。
F7-14号正断层：
位于回风巷开口点向东北方向约865.0m，机道开口东北方向约790.0m处。
与工作面走向呈70°相交，产状为100°NE∠75°H=0～6.0m。
对工作面回采影响较大。
断层位置详见《1703综放工作面煤层底板等高线实测图》
地质构造表表1-4
构造名称
性质
走向
（º）
倾向
倾角
（º）
落差
（m）
对工程施工
的影响
F7-11断层
逆
78º
NE
75º
0～1.5
较小
F7-12断层
逆
115º
NE
68º
0～2.0
较小
F7-12′断层
逆
103º
NE
77º
0～1.0
较小
F7-13断层
正
145º
SW
77º
0～2.0
较小
F7-14断层
正
100º
NE
75º
0～6.0
较大
第四节水文及瓦斯地质情况
一、水文地质情况
1.含水层（自上而下）
1.1第四系洪积潜水层，主要依靠大气降水补给，平均厚度18.7m，一般只在底部含水，潜水水位标高1773～1854m，为含水小的含水层。
1.2侏罗系新河组含水层，位于煤系地层上部，中侏罗晚期王家山组～草黄色砂岩段，在煤层顶板含水层之上，紫红色泥岩段之下，中夹粘土层，粉砂岩隔水层，为含水较弱之含水层。
1.3煤层顶板含水层，本含水层为矿井主要充水含水层，呈单斜状态覆盖于煤层之上，纯含水层厚度约30m，涌水量最大为60m3/h。
1.4工作面内及周边小窑破坏严重，受小窑的采动影响，顶板含水层水已被释放，工作面在回采过程中，顶板含水层水影响不大。
2.相邻工作面灌浆情况：
1701工作面于2008年9月至2012年1月灌入土方量6.0万m3，脱水21.7万m3，剩余水量1.12万m3。
3.小窑空棚、空巷内的灌浆积水
自2010年9月14日开始，至2012年1月31日，1703小窑破坏区域共计灌入土方量为4.73万m3,脱出水量为12.83万m3，现未脱出水量约为1.21万m3。
其中：
1703原切眼及外围小窑破坏区（包括1701工作面经小窑破坏区导入的灌浆水）灌入泥浆量为3.93万m3，脱出水量为10.07万m3，余1.05万m3,1703回风巷（原1701机道及正前密闭）灌入土方量为0.81万m3，脱出水量为2.23万m3，余0.16万m3，灌浆积水是工作面的主要水源，对回采影响较大，在回采过程中要加强超前探测。
4.预计工作面最大涌水量为1.08m3/min；最小涌水量为0.11m3/min；正常涌水量为0.60m3/min。
二、瓦斯
原始煤层瓦斯含量：
CH4:
1.06～67.25%,平均33.76%；
CO2：
1.84～53.97%,平均15.16%；
N2：
18.47～95.52%,平均51.08%。
瓦斯绝对涌出量4.22m3/min；瓦斯相对涌出量0.89m3/t。
第五节影响回采的其它因素
一、煤尘来源及爆炸指数：
工作面煤尘主要来源于采煤机破煤及支架尾部放煤、破碎机破煤等生产的煤尘，煤尘爆炸指数29.82％，具有爆炸性。
二、自然发火期：
3～6个月。
三、小窑破坏情况
该工作面主要有宏远、四方两座小窑超层越界开采，根据1703工作面两道掘进揭露及实测小窑资料分析，切眼向西300m，回风巷向东70m范围小窑破坏较为严重，空棚、空巷位置详见《1703综放工作面煤层底板等高线实测图》。
四、地质部门的建议
1、断层带及其附近围岩松软破碎，易片帮、离层、冒顶，回采过程中应提前做好过断层的准备工作，防止发生顶板事故。
2、工作面及周边有宏远、四方两座地方小煤矿超层越界开采，其开采位置高于1703工作面，工作面外围破坏详细资料不清，对工作面安全生产威胁较大。
3、在工作面掘进过程中虽然施工了长孔对工作面内及工作面周边小窑空棚、空巷内的积水进行了释放，对小窑空棚、空巷进行灌浆充填，小窑空棚、空巷内不同程度存在灌浆积水，对工作面回采有一定影响，当回采接近小窑破坏区时，打钻探测放水，确认无安全隐患后方可回采。
4、当工作面若发现有空气变冷、出现雾气、水叫、顶板淋水加大、顶板来压、底板鼓起或产生裂隙出现渗水、水色发浑、有臭味等突水预兆时，必须停止作业，采取措施，立即报告矿调度室，发出警报，撤出所有受水害威胁地点的人员
5、必须认真做好防排水工作。
第二章采煤方法
第一节巷道布置
一、巷道布置
1.巷道布置
1703综放工作面位于七采区西北部，工作面回风巷、机道基本沿煤层底板布置,机道与七采区运输巷勾通、回风巷通过联络巷与七采区回风巷勾通,形成工作面运煤、回风、运料、行人、压风、供电、供水、防尘和排水等主要生产系统，切眼与机道、回风巷勾通形成回采工作面。
工作面由东北向西南开采，可采走向长度710m，倾斜长183m。
为了对工作面坚硬顶煤进行综合弱化,工作面内距机道距45m、回风巷55m处平行布置了一号爆破工艺巷和二号爆破工艺巷，爆破工艺巷底板与工作面支架顶梁间的隔离层厚度为2.5～3.0m。
同时为了尽快形成初期生产系统，距开切眼360m垂直两道沿煤层底板布置了中间巷,为形成爆破工艺巷的通风及运输系统布置了边界联巷。
工作面最小坡度为4°35′19″,最大坡度为10°41′45″,沿回采方向机道走向坡度为-6°36′～6°10′之间,回风巷走向坡度为-3°15′～4°31′之间。
附：
1703综放工作面平面布置图（图1-2）
2.巷道联系方式
2.1机道直接与七采区运输巷勾通形成工作面进风、运煤系统。
2.2回风巷直接与七采区运输巷勾通形成工作面运料系统，通过联络巷与七采区回风巷勾通形成工作面的回风系统。
2.3一、二号爆破巷与边界联巷、中间巷勾通形成进、回风系统。
二、采煤方法
该工作面采用走向长壁一次采全厚综合机械化放顶煤开采方法。
第二节设备配备
一、MG－300／700－QWD型双滚筒电牵引采煤机技术参数
内容
参数
内容
参数
采高范围（m）
2.0～3.5
截深（m）
630
机身高度（mm）
1555
滚筒直径（mm）
1800
截割功率（KW）
600
截割速度（m/min）
3.6
牵引速度（m/min）
0～6/10
牵引力（KN）
5.86
供电电压（V）
1140
适合倾角（度）
≤35
二、SGZ764/500前部刮板输送机技术参数
内容
参数
内容
参数
安装长度（m）
184
电动机功率（KW）
2×250
输送量（t/h）
900
电压（V）
1140
链速（m/s）
1.32
刮板距（mm）
1008
减速器
26J
圆环链（mm）
2-Ф34×126
三、SGZ—764/630后部刮板输送机技术参数
内容
参数
内容
参数
安装长度（m）
184
电动机功率（KW）
2×400
输送量（t/h）
900
电压（V）
1140
链速（m/s）
1.32
刮板距（mm）
1008
减速器
26J
圆环链（mm）
2-Ф340×126
四、SZZ830/250刮板转载机技术参数
内容
参数
内容
参数
安装长度（破碎机）
45
电动机功率（KW）
250（160）
输送量（t/h）
1500
电压（V）
1140
链速（m/s）
1.35
刮板距（mm）
756
减速器
17JD
圆环链（mm）
22-Ф340×126
五、ZZF5200/19/32型掩护式液压支架技术参数
内容
参数
内容
参数
支护强度（KN/m2）
668
最低放煤高度（mm）
2800
对底板比压（MPa）
1.88
最低过煤高度（mm）
1380
尾梁最大摆动角
94°
尾梁最大翻转力矩（KN）
402
前梁尖端阻力（KN）
230
前梁回转角度
15°～-20°
机电设备配备表表2-1
序号
设备名称
型 号
单位
数量
使用地点
备注
1
采煤机
MG300/700-QWD
台
1
1703工作面
2
前部刮板运输机
SGZ—764/500
台
1
1703工作面
3
后部刮板运输机
SGZ—830/800
台
1
1703工作面
4
端头支架
ZZFT7200/20/30S
架
1
1703工作面
5
过渡支架
ZZFG5200/19/32H
架
6
1703工作面
6
中间架
ZF5200/19/32
架
115
1703工作面
7
破碎机
PLM—1500
台
1
1703机道
8
转载机
SZZ—830/250
台
1
1703机道
9
皮带运输机
DSJ-1000/160
台
2
1703机道及运输巷
10
喷雾泵站
XRB-250/55
台
1
1703机道
11
乳化液泵站
BRW—315/31.5
套
1
1703机道
12
无极绳绞车
SQ-80
台
1
七采区运输巷
13
绞车
JD-25
台
2
回风巷
14
移动变电站
KBSGZY-1000/1.2
台
2
1703机道
15
移动变电站
KBSGZY—1600/1.2
台
1
1703机道
16
真空磁力开关
QJZ-400/1140
台
4
1703机道
17
真空软启动组合开关
QJR1-4×400
台
2
1703机道
18
软启动开关
QJR-400/1140×/660S
台
1
1703机道
19
馈电开关
KBZ-400/1140
台
8
1703机道
20
信号照明综保
ZZL—8
台
1
1703机道
21
煤电钻综保
BZ80-2.5
台
2
1703机道、回风巷
附：
工作面设备布置图（图2-1）
第三节回采工艺
一、回采工艺流程
交接班检修→工作面上中段斜切进刀割三角煤→下行割煤→追机移架→上行扫底装煤→推前部运输机→放顶煤→拉后部运输机→移转载机→进入下一循环→搞文明生产→交接班。
附：
回采工艺流程图（图2-2）
二、各工艺关系及具体要求
1、落煤方式：
采煤机截割落煤。
1.1进刀方式:
上中段割三角煤斜切进刀。
即采煤机从92#支架处以2.5m/min的速度上行斜切割煤进刀，前滚筒割底煤，后滚筒割顶煤,与回风巷割通后升起前滚筒割顶煤，降后滚筒割底煤，以3.5m/min的速度下行割煤至92＃支架，完成全部进刀。
进刀点距上出口45m，采煤机进刀时间为45min。
1.2割煤：
采用单向割煤（采煤机下行割煤，上行扫底装煤，往返一次进一刀）。
即采煤机在完成进刀以后，以3.5m／min速度下行割煤，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤至机头后降前滚筒，使前、后滚筒处于卧底状态,以5.0m／min的速度上行扫底装煤，直至采煤机进入三角煤位置,需要时间75min，即：
下行割煤需要45min，上行扫底装煤需要30min；从采煤机进刀到正规割完一刀煤共需时间120min。
2、装运：
工作面煤壁侧采用采煤机装煤、前部刮板输送机运煤；工作面顶煤采用支架摆梁放煤、后部刮板输送机运煤；机道采用转载机和皮带输送机运煤，七采区运输巷、1450运输石门、皮带暗斜井和主井采用皮带输送机运煤。
3、移架：
采煤机割煤后距后滚筒1～3付支架追机移架。
移架时，放下护帮板，收回侧护板，先降后柱，再降前柱和前梁，确认支架已离顶卸载，
再扳动推移手把，把支架向前移0.5m，支架移到位后，推移手把回归“零”
位，升紧支架。
小煤矿空棚、空巷和顶板松软破碎区域为防止顶板下沉漏矸必须带压擦顶移架，支架到位后立即打起护帮板护住煤帮。
4、移溜
4.1推前部输送机：
滞后采煤机31.5m推移输送机，最小弯曲段不少于25m；采煤机割三角煤下行到92#支架时，从机尾向下移三角煤段的输送
机,采煤机上行扫底到22#支架时,从机头追机移前部输送机,直到采煤机进入三角煤段，推移后保证输送机平直，机头、机尾不滞后。
4.2拉后部输送机，经过三轮均匀放煤直至老塘见矸石后从机尾向机头段将后部输送机拉移到位。
4.3移转载机：
前、后部输送机移到位后，采用端头支架推移千斤顶将转载机向前推移一个循环，进度0.6m。
5、放煤工艺
5.1放煤顺序
工作面按三段三轮双口均匀顺序放煤方式，段内从上向下进行放煤,82#～122#支架为上段,42#～81#为中段，1#～41#支架为下段。
5.2放煤工艺
5.2.1工作面初采推进1.0m，切眼老塘侧切槽孔爆破后，开始放顶煤，顶煤放出量控制在30%～50%，工作面推进7m后，顶煤放出率达到60%，初采初放结束后进行正常放煤；工作面收尾时控制老塘放煤量，距停采线8m范围内不放顶煤，工作面距停采线14m时铺网挂钢丝绳，打注锚杆，为工作面回撤做准备。
5.2.2采煤机割煤到81#支架，82#支架移到位后，从122#支架开始向下放煤至82#支架；采煤机割煤到41#支架，42#支架移到位后中段从81#支架向下放煤到42#支架，采煤机割到前部输送机机头，2#支架移到位后，从41#支架向上放煤至2#支架，顶煤放出1/3后完成第一轮放煤，再放第二、第三轮煤直至见矸。
5.2.3按三段三轮双口顺序放煤。
放煤时两人协调负责一段内的放顶煤工作，一人操作单号支架，另一人操作双号支架，每一轮放出顶煤量的1/3。
三、顶煤弱化
1、钻孔施工工艺流程
搬运钻机→组装固定钻机→钻机调试→核准钻孔参数→钻孔开口→二次核准钻孔参数→施工钻孔→冲洗钻孔内的煤粉→终孔下钻→装药→封孔→爆破。
2、装药爆破工艺流程
试孔（排孔）→缠绕起爆药卷→装第一卷起爆药卷→装药→装第二卷起爆药卷→封孔→雷管连接→爆破。
3、钻孔注水工艺流程
清理孔口→套接注水管路→插入封孔器→堵塞相邻不予注水弱化孔→开启注水泵阀门→观察注水压力及注水量→读数记录→标记。
具体工艺要求见《1703综放工作面煤体综合弱化作业规程》中相关规定。
第四节储量及可采期
一、储量
根据工作面布置特征及煤层厚度情况，将工作面划分四个块段计算储量，按照煤业集团公司储量管理的有关规定，工作面平均回采率按80%计算。
第一块段（切眼以西85m的范围）：
Q储量=85×183×5.0×1.35=10.5（万t）
Q可采储量=Q储量×80%=10.5×80%=8.4（万t）
第二块段（切眼以西85-335m的范围）：
Q储量=250×183×10×1.35=61.7（万t）
Q可采储量=Q储量×80%=61.7×80%=49.4（万t）
第三块段（切眼以西335-695m的范围）：
Q储量=360×183×14×1.35=124.5（万t）
Q可采储量=Q储量×80%=124.5×80%=99.6（万t）
第四块段（切眼以西695-710m的范围）：
Q储量=15×183×12.86×1.35=5.2（万t）
Q可采储量=15×183×3×1.35×97%=1.0×97%=1.0（万t）
工作面总储量：
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