131616综采面回采作业规程.docx
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131616综采面回采作业规程
第一章概况
第一节工作面位置及井上下关系
综采工作面位于轨道下山北翼，F20断层南翼。
走向长430米，倾斜长157.5米。
表1工作面概况
采区名称
南三
采区
水平名称
一水平
工作面名称
工作面
煤层名称
16#煤层
工作面最高标高（m）
1352.8
工作面最低标高（m）
1314.8
地面最高标高（m）
2054.0
地面最低标高（m）
1999.4
位置及范围
该工作面位于轨道下山北翼，F20断层南翼。
走向长430米，倾斜长157.5米。
四邻关系及已有采掘情况
工作面上区段下伏采面为工作面采空区，上区段上覆为工作面采空区。
上覆为工作面采空区，下伏为工作面采空区，下区段为工作面采空区。
井上下对照关系
地面无建筑物。
上覆煤层及已有采掘情况
上覆为工作面采空区。
下伏煤层及已有采掘情况
下伏为工作面采空区。
第二节煤层
本工作面开采煤层为16#煤层，通过地质资料分析煤层赋存较稳定，具体情况见表2。
表2煤层情况
煤层情况
走向长
（m）
最大
最小
平均
倾斜长
（m）
最大
最小
平均
432.1
426.1
430
159.8
157.1
157.5
煤层厚度
（m）
最大
最小
平均
煤层倾角
（°）
最大
最小
平均
3.0
1.0
1.8
13
7
10
煤层结构
含2层夹矸。
煤层稳定性及其变化情况
煤层不稳定。
距上覆可采煤层间距（m）
距上覆12#煤层31米。
距下伏可采煤层间距（m）
距下伏17#煤层9米。
第三节煤层顶底板
工作面地层综合柱状图见附图2：
《综合柱状图》。
顶底板岩性
岩石名称
岩石厚度（m）
岩性特征及其变化情况
老顶
泥质粉砂岩
4-6
灰色泥质粉砂岩、粉砂岩，水平层理发育。
直接顶
灰色粉砂质泥岩
0.8-1.5
具混浊状层理，含菱铁质条带。
伪顶
伪底
直接底
灰色泥岩
0.6
含植物根部化石及菱铁质结核。
老底
岩浆岩侵入及其它情况
本工作面内无岩桨侵入体、河流冲刷带及陷落柱。
表3煤层顶底板情况表
第四节地质构造
本工作面地质构造比较复杂，在掘进过程中揭露F1、F2、F3及F20四条断层（断层情况见附表4所示）。
表4地质构造情况表
断层
名称
走向
（°）
倾向
（°）
倾角
（°）
性质
落差/m
对回采工作面的影响程度
F1
55
NE
35
逆
2.0
延伸方向、长度见附图
F2
50
NE
50
正
0.9
延伸方向、长度见附图
F3
152
NEE
40
正
3.5
延伸方向、长度见附图
F20
40
NE
54
正
8
延伸方向、长度见附图
煤层
产状
走向
（°）
299
倾向
（°）
39
倾角（°）
10°
第五节水文地质
表5水文地质情况表
水文地质条件
比较简单，主要通过顶板裂隙渗入。
预测突水危险性
上区段下伏采空区积水已探放，无突水危险。
预计涌水量
（m3/h）
最大
15
最小
5
平均
8
主要含水层与本工作面的
关系
无含水层
主要导水构造与本工作面的关系
无导水构造。
对防水煤柱的建议
对探放水的建议
该工作面上区段下伏采空区积水对该工作面无水害影响，无需探放水。
第六节影响回采的其他因素
影响回采的其他因素情况见下表。
瓦斯
本矿为突出矿井，16#瓦斯含量中等。
煤尘
煤尘有爆炸危险性。
煤的自然发火倾向
不自燃煤层
煤的自然发火期
存在问题
地质及水文地质工作中的问题
本工作面下伏采空区还有少量积水，采空区动态水补给量约为6m3/h，在回采过程中，由于受采动影响，积水可能通过局部裂隙进入工作面，因此在回采过程中加强水情水害管理工作
今后工作中的注意事项
由于控制程度不够，该工作面在回采过程中可能出现新的构造，其次，煤层倾角变化较大。
该工作面与下伏采空区有水力联系。
回采过程中加强防治水和顶板管理及瓦斯治理工作。
第七节储量及服务年限
一、储量计算
储
量
计
算
块段号
走向长
倾斜长
倾角
投影
面积
煤厚
容重
回采煤量
1
430m
157.5m
10°
67633.7m2
1.8m
1.45T/m3
17.9万T
二、服务年限
工作面可采走向长度430m，根据月推进度（145m），430÷145=3.0个月，该采面安装、回收预计1.7个月，该采面服务年限4.7个月。
第二章采煤方法
第一节巷道布置
工作面上、下巷道布置及规格
（一）工作面回风巷（586m）
1、支护形式：
巷道沿煤层顶板掘进，巷道中铺设有轨道。
巷道支护情况：
采用下净宽4500mm、中净高3200mm的U型棚支护。
2、巷道用途：
主要用于工作面的回风、采面的材料运输及行人。
3、管路敷设：
靠巷道下帮敷设一趟2寸供水管，一趟4寸排放管，供水管每隔50m安设一个三通，巷道上帮敷设两趟14寸瓦斯抽放管抽放上隅角瓦斯及本煤层瓦斯。
（二）工作面运输巷（657m）
1、支护形式：
巷道沿煤层顶板掘进，巷道324-486m段采用净宽4400mm、中净高2600mm锚网支护，其他余地段采用下净宽4500mm、中净高3200mm的U型棚支护。
2、巷道用途：
主要用于工作面的进风、采面的皮带运输及行人。
3、管路敷设：
靠巷道下帮敷设一趟2寸供水管、一趟2寸压风管及一趟4寸排水管，用于工作面的生产用水、压风自救装置及排水，靠巷道下帮敷设一趟9.5寸瓦斯抽放管进行本煤层瓦斯抽放，水管及压风管每隔50m安设一个三通。
工作面位置及巷道布置平面图见综采工作面回采施工工程平面图。
第二节采煤工艺
一、采煤工艺
工作面采用走向长壁后退式采煤方法，综合机械化采煤工艺（即采用ZY3600/11/23型两柱掩护式支架控制顶板，全部垮落法处理采空区；工作面采用MG2*100/460A液压牵引采煤机割煤、SGZ-730/400型中双链刮板输送机运煤）。
1、工艺顺序：
双滚筒采煤机割煤→刮板输送机运煤→推移刮板输送机→液压支架支护顶板→清理。
2、落煤：
（1）采用采煤机螺旋滚筒截割落煤（前滚筒割顶板煤，后滚筒割底板煤），滚筒截深700mm。
（2）装煤：
采煤机螺旋滚筒配合SGZ-730/400型中双链刮板输送机铲煤板装煤。
（3）运煤：
工作面采用SGZ-730/400型中双链刮板输送机。
运输巷采用SGB-40T刮板输送机（桥式转载机）和自制加工SPJ-80可缩性皮带输送机运煤，转载机与可缩性皮带搭接长度为12m。
二、采煤方法
1、进刀方式：
端部割三角煤斜切进刀，进刀距离为15-30m，进刀深度为700mm。
⑴采煤机从下（上）端头向上（下）割透至下（上）端头煤壁时，采煤机后方的刮板输送机已移近煤壁，采煤机机身处尚留有一段下部煤；
⑵调换滚筒位置，将上滚筒降下、下滚筒升起并沿输送机弯曲段返向割入煤壁，直至输送机直线段为止。
然后将输送机移直；
⑶再调换滚筒上下位置，重新返回割煤至上（下）端头处；
⑷将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换上下滚筒，返程正常割煤；
采煤机端部割三角煤斜切进刀示意图见附图所示。
2、采煤机正常切割。
采煤机以2.0m/min的速度向上（下）割煤，采煤机正常割煤采用前滚筒割顶煤、后滚筒割底煤的方式进行。
三、工作面正规循环生产能力
每循环产量=工作面长度×采高×循环进度×煤层容重
=157.5m×1.8m×0.7m×1.45t/m3=287.8吨。
第三节设备配置一、采面设备的配置情况见下表
序号
名称
规格及型号
数量
地点
备注
1
采煤机
MG2*100/460
1部
工作面
2
中双链刮板机
SGZ-730/400
1部
工作面
配长160m
3
转载输送机
SGB-40T
1部
运输巷
配长35m
4
液压支架
ZY3600/11/23
105架
工作面
13.5吨/架
5
胶带运输机
SPJ-80
1台
运输巷
配长665m
6
乳化液泵站
DRB-200/31.5
2台
运输巷
二泵一箱
7
乳化液泵箱
RX—1500
1台
运输巷
7
回柱绞车
JH-14
1台
运输巷
拉设备列车
8
移动变电站
KBSGZY-1000KVA
1台
运输巷
9
移动变电站
KBSGZY-630KVA
1台
运输巷
10
真空组合开关
QJZ-4×315/1140DP
3台
运输巷
一台备用
附图：
工作面设备布置示意图。
二、工作面主要设备技术特征参数
1、选用MG2*100/460A电控牵引采煤机1台,主要技术参数如下:
⑴型号：
MG2*100/460A双滚筒采煤机组
⑵电机功率：
600KW
⑶电压：
1140V
⑷截深：
0.7m，滚筒直径：
1.4m
⑸牵引速度：
0-12.8m/min，牵引方式：
销轨式无链牵引。
⑹最大牵引力：
324KN
⑺主机外形尺寸：
9534（摇臂回转中心）×2025（不含滚筒）×1200（机面高度）mm,主机重量：
45T
⑻最大不可拆卸尺寸：
3290×1545×500mm
⑼最大不可拆卸重量：
6T
2、掩护式液压支架
⑴型号：
ZY3600/11/23
⑵外型尺寸：
高度1100-2300mm,宽度1390-1560mm,长度4800-5500mm
⑶支架中心距：
1500mm
⑷初撑力：
2487-2635KN
⑸工作阻力：
3430-3633KN
⑹移架步距：
700mm
⑺支架重量：
13500Kg
3、工作面中双链刮板运输机1部，其主要技术参数如下:
⑴型号：
SGZ-730/400
⑵电机功率：
2×250KW
⑶电压：
1140V
⑷运输能力：
1000T/h
⑸链速：
1.28m/s
⑹安装长度：
160m
⑺中部槽规格：
1500×724×324mm
4、桥式转载机1部，其主要技术参数如下:
⑴型号：
SGB-40T
⑵电压：
1140V
⑶功率：
2×55kw
⑷配长：
35m
5、可伸缩皮带输送机，其主要技术参数如下:
⑴型号：
SD-80
⑵电机功率：
2×55KW
⑶带宽：
800mm
⑷带速：
2.0m/s
⑸运输能力：
400T/h
6、辅助运输设备
JHC—14型调度绞车，其主要技术参数如下:
⑴型号：
JHC—14
⑵牵引力：
14KN
⑶绳径：
21.5mm
⑷绳速：
0.128m/s
⑸容绳量：
80m
SQ—80型无极绳绞车，其主要技术参数如下:
⑴型号：
SQ—80
⑵牵引力：
60kN
⑶绳径：
21.5mm
⑷绳速：
1.0-1.7m/s
⑸安装长度：
550m
7、乳化液泵站
⑴型号：
DRB—200/31.5
⑵电机功率：
125KW
⑶电压：
1140V/660V
⑷压力：
31.5MPa
⑸流量：
200L/min
⑹台数：
2台
⑺泵箱容积：
1600L
三、运煤路线
工作面→运输巷→1300石门→232联巷→23运上→施工联巷→返仓巷→南三煤仓。
四、运料路线
南三地面→轨道井→井底联巷→环形车场→轨道石门→上部车场→延深轨道下山→中部车场→回风巷→工作面各使用点。
第三章顶板控制
第一节支护设计
一、工作面及上、下端头支护强度验算
1、工作面支护强度计算
每平方米煤层顶板压力：
P＝（4－8）mγT/m2
式中：
4－8——取6
m——采高，取（m=1.8m）
γ——顶板容重，经测定为γ＝2.42T/m3
P＝6×1.8×2.42＝26.136T/m2
1T/m2＝10KN/m2
26.136×10=261.36KN/m2
（1）采面支护强度计算：
采用ZY3600/11/23型两柱掩护式液压支架（105架）支护顶板，支护强度为343.0KN/m2，大于261.36KN/m2，即支架支护强度能满足顶板支护要求。
2、上、下端头支护
上、下端头支护采用DZG-25/100型单体液压支柱配合5.3m“兀”型长钢梁按“四组八梁”（可根据现场情况调整大梁组数）进行支护。
DZG-25/100型单体液压支柱额定工作阻力为250KN，按照“四组八梁”进行计算：
（1）上、下端头支护密度（每梁8棵单体柱）：
所使用单体液压支柱总数为8×8＝64棵、端头断面平均取4.4m2，5.3m“兀”型长钢梁最大支护长度为5.3+0.7=6.0m，即
64÷（4.4×6.0）＝2.42棵/m2
（2）正常情况下每棵单体柱所承受的压力：
261.36÷2.42＝108KN<250KN
（3）前移大梁时（最小支护长度为5.3-0.7=4.6m）上、下端头支护密度：
（64－4）÷（4.4×4.6）＝2.96棵/m2
（4）前移大梁时每棵单体柱承受压力：
261.36÷2.96＝88.30KN<250KN。
通过支护验算，说明采场支护密度符合要求。
3、采煤工作面支护设备和材料的用量：
工作面平均长度157.5m，按工作面长度算：
57.5÷1.5＝105
（1）采用ZY3600/11/23型两柱掩护式液压支架（105架）控制顶板。
（2）单体液压支柱
①DZ－25/100型单体液压支柱
上端头支护：
64棵
下端头支护：
64棵
备用柱：
（64+64）×10%＝13棵（备用率按10%）
共计 64+64+13=141棵
②DZ－25/100型单体液压支柱
运输、回风巷超前支护（4排、30m）：
30÷1.2（铰接顶梁）×8（一梁两柱）×2（上、下巷）＝400棵
备用柱：
400×10%＝40棵（备用率按10%）
共计 400+40=440棵
（3）HDJA－1200型铰接顶梁（运输、回风巷）
超前梁30×1.2×4=200棵
备用梁20棵（备用率按10%）
共计200+20=220棵
（4）5.3m长“兀”型长钢梁（上、下端头用）
上端头8棵
下端头8棵
备用梁（8+8）×10%≈2棵（备用率按10%）
共计8+8+2=18棵
二、乳化液泵站
（一）泵站选型、数量
乳化液泵型号为DRB-200/31.5，数量为2台；乳化泵箱1台（即2泵1箱）；输液管路选用Φ32高压胶管，耐压40MPa以上。
主要技术参数如下。
乳化泵型号：
WRB-200/31.5
公称流量：
200L/min
公称压力：
31.5MPa
电机功率：
125KW
（二）泵站设置位置
泵站安设在运输巷设备列车上。
（三）泵站使用规定
1、卸载阀整定值为31.5MPa，严禁随意调整安全阀的整定值。
2、使用乳化液自动配比装置，乳化液浓度为≥5%。
3、要加强泵站设备、管路的维修和保养，保持液压系统完好，杜绝跑、冒、滴、漏、窜液现象。
第二节工作面顶板控制
工作面安装ZY3600/11/23型两柱掩护式液压支架（10架）控制顶板；全部垮落法处理采空区；
ZY3600/11/23型两柱掩护式液压支架：
最大控顶距为4300mm，最小控顶距为3600mm，端面距≤340mm，放顶步距700mm。
一、正常生产时期顶板支护方式
1、支护方式：
采用追机移架的方式对顶板进行及时支护。
2、工艺流程：
割煤→推溜→移架。
3、技术要求
⑴采用带压擦顶方式移架，正常移架要滞后采煤机后滚筒3-5架，不得超过6架。
顶板破碎时要紧跟着前滚筒移架或超前移架（即当发现片帮严重时，不等采煤机割煤，就进行移架，然后再进行其他操作）。
⑵推溜滞后采煤机后滚筒不小于15m进行，推溜时采取多次推到位的方法推溜，必须保证输送机弯曲段长度大于15m，输送机弯曲段的弯曲角度水平方向不得大于3°，垂直方向不得大于4°。
二、特殊时期的顶板控制
（一）来压及停采前的顶板控制
1、工作面顶板来压前，必须编制专门的安全技术措施。
2、工作面顶板来压期间，技术部门应加强来压的预测预报。
3、工作面支架初撑力不得低于2487KN，两端头支护及上、下巷超前支护所有单体液压支柱初撑力不得低于90KN。
特别注意工作面中部、两端头支架的初撑力及支架状态，确保整体支护强度，预防冒顶。
4、加强上、下端头顶板控制，单体柱打牢打齐，并使用好柱鞋和防倒绳。
5、工作面停采时要编制停采回收施工作业规程，加强顶板管理。
（二）过断层及顶板破碎时的顶板控制
根据地质资料分析，本工作面共揭露大小断层4条，必须加强过断层回采时的顶板控制工作，要控制好采高，断层处的支架要确保达到初撑力（不小于2487KN），必须编写有针对性的补充措施；在顶板破碎地段，为了有效地防止顶板冒落、控制煤壁片帮，要带压移架。
第三节运输巷、回风巷及端头顶板控制
一、运输巷、回风巷超前支护
1、支护要求：
运输巷、回风巷的超前支护均采用DZ-25/100型单体液压支柱配合HDJA-1200型铰接顶梁打成4排进行支护，超前支护距上、下出口的距离：
4排均不少于30m。
2、支护材料及支柱密度：
上、下巷采用DZ－25/100型单体柱配合HDJA-1200型铰接顶梁进行超前支护（一梁两柱）。
3、支护质量标准：
⑴两巷超前支护的单体液压支柱要打成一条直线，其偏差不得超过±100mm，所有单体液压支柱穿尼龙柱鞋，防止单体柱钻底；且所有单体柱必须使用好防倒绳，并用钢丝绳联锁，以防柱倒伤人。
⑵所有单体液压支柱三用阀方向一致，指向采空区，支柱初撑力不小于90KN。
⑶铰接顶梁之间圆柱销要联好，并保持平直，顶梁上方空顶的地方必须用木料背严接实。
⑷如上、下巷超前压力大，上、下巷超前支护的距离应根据现场情况相应增大。
⑸超前支护范围内严禁堆放闲置设备及杂物。
二、工作面端头及安全出口的管理
（一）工作面正常生产期间两端头支护形式
1、两端头采用长5.3m的“π”型长钢梁配合DZ-25/100型单体液压支柱顺巷支设成“四组八梁”（错梁齐柱）进行上、下端头的顶板支护，组间距800mm（中－中），组内距200mm（见端头支护图）。
2、下端头大梁支护单体柱打设在转载机机尾两侧，大梁组间距调整为1500mm（中—中），其余大梁组间距为800mm（中—中），组内距200mm。
（见端头支护图）
3、所有单体柱必须打在实底上，并穿上尼龙大柱鞋、栓好防倒绳，且迎山吃劲有力，端头大梁范围内所有单体柱三用阀方向必须平行于回采煤壁布置，支柱初撑力不小于90KN。
4、端头支架距机尾、机头大梁间距保证不大于500mm，端头大梁滞后工作面端头支架不大于700mm。
5、上、下端头大梁应根据现场情况增减组数，但必须成组使用，组内距不大于200mm，组间距不大于1500mm（机头顺槽机尾处，其余地点不大于800mm）。
6、在上、下端头后方沿支架切顶线位置打设双排密集柱，老塘侧为支撑柱、煤壁侧为戗柱，柱距不大于300mm，并栓好防倒绳，密集排切顶线与工作面液压切顶线支架保持一致，切顶排及戗柱支柱要支设成一直线，单体柱采用型号为DZ-25/100型单体液压支柱。
7、工作面两巷出口高度≥1800mm、宽度≥800mm。
（二）与其他工序之间的衔接关系
1、端头支护的前移、支设应在端头支架移架完成并达到初撑力后方可进行。
2、前移大梁时，采用交替迈步前移方式进行，交替迈步距离为0.7m。
三、支护材料的存放管理
1、支柱、顶梁等材料要建帐统一管理。
按指定地点分类码放整齐，并挂好标志牌，现场牌板与实物要相符。
2、支护材料存放于回风巷距工作面50-80m处，距轨道距离不少于500mm，有700mm以上的人行道和必需的运输通道，由专人负责管理。
3、损坏的柱、梁不得使用，要及时更换上井。
第四节矿压观测
一、矿压观测内容
该工作面的矿压观测内容主要有：
工作面顶板动态监测及工作面上下巷顶板变化情况。
二、矿压观测方法
严格按照质量标准化要求在工作面支架每隔30m安设一组矿压观测表，采区技术员必须定期对工作面支架监测仪表及两巷单体支柱测力计进行监测并记录。
三、支护质量监测
每月质量检查时由矿相关业务部门对工作面和两巷支护质量动态进行检查。
对检查中存在的问题，由采区负责立即整改。
监测内容要包括支架初撑力、煤壁片帮情况、端面距、采高及端面顶板冒落情况、两巷单体支柱初撑力、超前支护质量等。
四、矿压观测时间要求
1、对工作面，整个生产期间都要进行矿压观测。
2、对两巷，整个生产期间都要进行矿压观测。
3、支护质量，整个生产期间都要进行监测。
第四章生产系统
第一节运输
一、运输设备及运输方式
（一）运煤设备及装、转载方式
工作面采用双滚筒采煤机落煤，其螺旋滚筒与工作面刮板运输机前移配合装煤，落煤由工作面刮板运输机输送到顺槽转载机，由转载机转载到运输巷皮带，从运输巷出来到1300石门和23运上强力皮带送到南三新煤仓。
运煤路线：
工作面→运输巷→1300石门→232联巷→23运上→23运上与返仓巷联巷→南三煤仓。
序号
名称
型号
安装地点
长度/m
电机功率
1
小井一台皮带
SD－80
南三新老煤仓口之间
16
55KW
2
返仓巷皮带
SPJ－80
返仓巷
120
55KW
3
23运上强力皮带
DTL100/40/2×400S
南三23运上
500
2×400KW
4
1300石门1m皮带
DTL100/40/2×110S
1300石门
640
2×110KW
5
运输皮带
SPJ－80
运输巷
600
55KW
（二）辅助运输设备及运输方式
工作面需用的材料、设备等物资，采用1t矿车、架子车或平板车通过电机车、绞车等设备从地面经南三轨道井→南三井底车场→轨道石门→上部车场→延深轨道下山→中部车场→回风巷运进工作面。
序号
名称
型号
数量
功率
使用地点
备注
1
90KW绞车
JYB-60×1.25
1
90KW
轨道下山
2
慢速绞车
JHC-14
1
15KW
轨道下山
3
调度绞车
JD-11.4
2
11.4KW
中部车场
4
慢速绞车
JH-20
2
22KW
回风巷
5
无极绳绞车
SQ—80
1
75KW
回风巷
二、推移刮板运输机方式
采用支架推拉千斤顶推移工作面运输机，推移步距为0.7m，推移刮板运输机滞后采煤机后滚筒不小于15m进行，推移刮板运输机时最
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