柔性掩护支架工作面回采作业规程.docx
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柔性掩护支架工作面回采作业规程
编号：
PXAQAQ-DASASK-2014-621
保存：
#####煤矿技术室
#########有限公司#####煤矿
采面作业规程
工作面名称：
******采面
编制单位：
***********煤矿
编制时间：
2014年6月19日
目录
第一章概况1
第一节矿井地质1
第二节工作面位置及井上下关系3
第三节煤层赋存情况4
第四节煤层顶底板4
第五节地质构造4
第六节水文地质4
第七节瓦斯5
第八节煤层爆炸性及煤层自燃倾向性5
第九节储量及服务年限5
第二章采煤方法5
第一节巷道布置5
第二节采煤工艺6
第三节顶板管理9
第四节工作面安全出口及两巷管理13
第五节支架的安装与管理13
第六节支架下放方式、要求20
第七节煤柱回收23
第三章生产系统24
第一节运煤系统24
第二节运料系统25
第三节通风系统25
第四节防尘系统26
第五节排水系统27
第六节防灭火系统28
第七节供电系统29
第八节通信系统29
第九节监控系统29
第四章劳动组织和主要技术经济指标30
第一节劳动组织30
第二节主要经济技术指标32
第五章煤质管理32
第六章安全技术措施33
第一节一般规定33
第二节顶板管理33
第三节防治水35
第四节爆破35
第五节工作面出煤安全技术措施38
第六节支架拆除安全措施39
第七节一通三防与安全监控40
第八节运输44
第九节机电管理46
第十节小眼施工安全技术措施47
第十一节防煤壁片帮及防工作面矸石伤人事故措施51
第十二节巷道维修措施52
第十三节两巷卧底措施53
第十四节其它管理制度53
第七章灾害预防及避灾路线54
第九章职业危害55
第一章概况
第一节矿井地质
一、******回采地质说明书
采面名称
******回采工作面
与临近采面
及地表关系
该采面对应地面范围内为山地、无村寨、无主要水体及重要建筑物。
采面切眼往北197m为副斜井、往北168m为111801外上山、往北183m为11区段运输石门，******回风巷距沿煤层倾斜向上5m为111801采空区，上覆29.4m为111403采空区（采面最低标高+1500）、上覆42.08m为12#煤层采空区（从+1631标高采至+1489）。
下伏19#煤层从未进行过采掘活动。
工作面
特征
走向长
回风巷36.92m，运输巷187.2m
开采煤层
18号煤
倾斜长
50m
开采厚度
2.2m
预计
储量
平面积
8103㎡
斜面积
19173㎡
容重
1.39吨/m³
储量
93276吨
可采量
65293吨
回采率
70%
煤
层
情
况
厚度
最大6.0m最小1.6m平均3.5m
倾角
最大70°最小60°平均65°
煤层结构
煤层中部有0.2-0.8m夹矸。
煤的物理
化学性质
Wf1.31%,Af27.83%,Vr33.62。
顶底
板岩
性及
其稳
定性
直接顶为粉砂岩，泥质粉砂岩,厚0.8-1.0m，易垮落。
老顶为粉砂岩，比较稳定。
底板为泥岩、细砂岩，遇水易彭涨。
构
造
情
况
本采面无大的地质构造。
但煤层厚度变化大，从1.6米～6.0米，平均3.5米。
对回采有一定影响。
采面中部往上煤层倾角平均65°，下半部采面倾角平均46°，煤层赋存情况复杂，对回采影响较大。
水文
地质
情况
沿煤层倾斜向上为111801采空区，111801采面于2013年6月采完，顶板无淋水，111801运输巷密闭返水槽内密闭至今无水流出；上覆111403采空区，111403采面于2013年10月采完，111403运输巷密闭返水槽有水流出，但水量稳定，可以判断111403采空区未积水，******运输巷掘进至今未出现淋水现象，由此可知，本采面水文地质条件简单，无小窑，不受老空积水影响。
瓦斯、
煤尘及自燃发
火情况
本采面瓦斯含量高，本煤层抽放后绝对瓦斯含量6.9m3/t，相对瓦斯涌出量2.04m3/min,煤层属不易自燃煤层。
煤尘有爆炸性。
二、地层
（一）含煤地层
龙潭组含煤层45～50层，煤层总厚度36.21米左右，含煤系数为14.4%。
其中全区可采、大部可采及局部可采煤层15层，总厚度20.01米，可采含煤系数7.9%。
（二）可采煤层
其中全区可采、大部可采及局部可采煤层15层，总厚度20.01米，可采含煤系数7.9%。
其中6上、8、12、16上、181上及19号煤层为全煤矿可采煤层；2、7上、14下、182、23上、24、30上号煤层为大部可采煤层；9及25号煤层为局部可采煤层。
矿权内各可采煤层特征见表1。
可采煤层特征见表1
煤层编号
全层厚度（米）
可采厚度（米）
煤层
间距
（米）
煤层稳
定程度
煤层
结构
煤层顶
板岩性
煤层底
板岩性
其它
最小—最大
平均
最小—最大
平均
2
0.82-3.04
1.62
0.66-1.98
1.37
至顶界
11.58
13.81
10.00
4.42
5.13
29.80
12.68
19.62
9.78
13.00
9.00
20.00
18
5.00
32.00
至底界
5.00米
不稳定
较简单
细砂岩
粉砂质泥岩、细砂岩
一般含0.05～0.10米夹石1-3层，个别点不可采
6上
0.71-3.43
1.70
0.63-1.88
1.20
较稳定
较简单
细砂岩
泥岩粉砂岩
一般含0.03～0.30米夹石0-3层
7上
0.68-2.08
1.17
0.18-1.32
0.88
不稳定
较简单
粉砂岩
泥岩
细砂岩
含0.05米左右夹石0-2层，一般1层
8
0.64-1.71
0.87
0.64-0.83
0.75
不稳定
简单
粉砂岩
泥岩
粉砂质泥岩
粉砂岩
大部可采煤层
9
0.32-1.53
0.71
0.32-0.68
0.54
不稳定
简单
粉砂岩
粉砂质
泥岩
局部可采煤层
12
2.86-4.06
3.39
2.87-3.90
3.22
不稳定
较简单
泥质粉砂岩
粉砂质泥岩
粉砂岩
含2层0.02米左右高岭石泥岩夹石
14下
0.46-2.36
1.00
0.46-0.86
0.69
不稳定
较简单
泥质粉砂岩
粉砂质泥岩
细砂岩
大部可采煤层,含0.05米左右夹石1～2层
16上
0.91-2.90
1.38
0.91-1.62
1.21
较稳定
较简单
细砂岩
粉砂质泥岩、泥质粉砂岩
大部为1层高岭石泥岩夹石,其余为泥岩夹石
181上
1.53-5.34
2.94
1.68-4.80
3.28
稳定
复杂
泥质粉砂岩
粉砂质泥岩
泥岩、粉砂岩
煤层下部含1层粗晶高岭石泥岩
182
0.18-0.99
0.71
0.18-0.99
0.58
不稳定
简单
粉砂岩
泥质粉砂岩
泥岩、细砂岩
大部可采煤层
19
1.54-1.92
1.72
0.74-1.59
1.25
较稳定
较简单
泥质粉砂岩
泥岩
泥岩
一般含夹石2层,上层为灰色泥岩,下层为粗晶质高岭石泥岩
23上
0.21-1.46
1.05
0.21-1.23
0.89
不稳定
较简单
粉砂质泥岩
粉砂岩
粉砂岩
粉砂质泥岩
大部可采煤层,一般含夹石2层,上层为深灰色粗晶质高岭石泥岩,下层为褐灰色泥岩
24
0.51-2.06
1.45
0.51-1.86
1.14
不稳定
简单
泥质粉砂岩
粉砂质泥岩
泥岩
多数含一层泥岩夹矸,为大部可采煤层
25
0.43-1.81
1.19
0.43-1.08
0.78
不稳定
复杂
粉砂岩、泥质粉砂岩
泥岩
煤层结构变化大，夹石0～4层，多数含夹石1～2层
30上
0.18-0.99
0.71
0.18-0.99
0.58
不稳定
简单
粉砂岩、粉砂质泥岩
泥岩、细砂岩
局部含1～2层泥岩夹石
（三）煤质
根据《贵州省黄金******煤矿资源/储量核实报告》，本煤矿的煤类为2、6上、7上、8、9、12、14下、16上及181上号煤层为气煤，23上、24、25、30上号煤层等5层煤为肥煤。
182、19号煤层为气煤到肥煤的过渡层。
在含煤地层剖面上自上而下煤的变质程度有逐渐增高趋势。
第二节工作面位置及井上下关系
水平名称
一水平
采区名称
一采区
地面标高
+1650
井下标高
+1509～+1525
工作面相对位置
本工作面位于一采区南翼1509水平以上至1525，上部为煤层露头保护煤柱，上邻111801采面（已采空），南部临近井田边界。
回采对地面影响
本工作面地面为山地，无建筑物，对回采无影响。
走向长度/m
187.2
倾斜长度／m
50
面积／m2
19173
附工作面位置及井上下关系表2。
第三节煤层赋存情况
附煤层赋存情况表3
煤层厚度
（平均）/m
3.5
煤层结构
较简单
煤层倾角
65°
开采煤层
18
硬度
ｆ2～3
煤种
气煤
稳定程度
较稳定
煤层情况
描述
可采稳定煤层，含夹石0-8层，半暗-半亮型煤。
第四节煤层顶底板
附煤层顶底板情况表4
顶底板名称
岩石名称
厚度m
硬度系数
特征
老顶
泥质粉砂岩
8.0
5
深灰色，块状
伪顶
炭质页岩
0.2-0.5
3
深灰色，片状
直接顶
泥质粉砂岩
0.～1
4
含砂不均匀，局部互层状互层状
直接底
泥岩
0-0.5
4
深灰色，炭质结构
老底
细砂岩
9
5
灰色，砂泥质结构，含砂多，具滑面
第五节地质构造
本工作面地质构造比较简单，无断层、褶曲，预计对回采无影响。
第六节水文地质
水文条件较简单，正常情况下仅出现淋水现象。
第七节瓦斯
根据2011年瓦斯等级鉴定报告，本矿矿井相对瓦斯含量34.44m3/t，绝对瓦斯涌出量10.25m3/min。
本煤层绝对瓦斯涌出量为2.64m3/min，相对瓦斯涌出量为8.79m3/t。
第八节煤层爆炸性及煤层自燃倾向性
根据云南省煤炭产品质量检验站2010年的鉴定结果，本矿煤层具有爆炸性，煤炭自燃倾向性为Ⅲ类（不易自燃）
第九节储量及服务年限
一、储量：
工业储量：
123×28×1.6×1.39=7659.456t。
可采储量：
根据111802采面采用柔掩采煤回采经验，本工作面的回采率取90%，可采储量为：
36974×90%=6893.51t
二、采煤工作面服务年限
6893.51÷3113≈2.2月。
第二章采煤方法
第一节巷道布置
1、回风巷：
层位：
在18号煤中跟煤层顶板掘进。
支护形式：
采用U形棚支护，净宽3m，净高2.9m，棚距0.6m。
净断面积：
7.7㎡。
2、运输巷：
层位：
在18号煤中跟煤层顶板掘进。
支护形式：
采用11＃工字钢架梯形棚支护，上净宽2m，下净宽3m，净高1.8m，棚距0.6m。
净断面积4.5㎡（2.0m内径棚梁）。
3、开切眼：
层位：
18号煤中跟底板掘进，采用11＃工字钢架梯形棚支护，上净宽1.6m，下净宽2.8，净高1.8m，棚距0.6m。
净断面积3.96㎡，当切眼贯通后立即拆架编柔性掩护支架。
4、小眼布置：
小眼下出口至采面下出口不少于5米布置一个，小眼贯通至采面下出口往上不小于5米，每个小眼的间距为中-中不低于5米。
5、回采方向：
由南向北。
第二节采煤工艺
根据煤层的赋存情况及地质构造特征，确定采用“不规则四边形”柔性掩护支架采煤方法，全部跨落法管理顶板。
主要生产过程有落煤、攉煤、调整下放支架、拆除、延续支架、取渣充填等。
1、打眼放炮落煤；
2、由下而上扒煤、放煤，并下放支架；
3、下巷缩短支架、上巷延长支架。
一、落煤方法
（一）、落煤方法的选定：
工作面无地质构造，煤层稳定，倾角大，因此采用爆破落煤，人工攉煤，分段铺设滑形溜槽，借助工作面大倾角使煤炭自动滑到工作面下部，进入运输系统。
（二）、爆破落煤
爆破落煤工艺：
采用MZ－1.2型煤电钻湿式打眼，使用侧式供水钎。
炮眼布置为平行对眼（见炮眼布置图）。
正向定炮，串联连线。
定炮要在打眼完毕后进行，电煤钻电缆严禁穿过定炮区。
一次定炮一次拉炮，放炮时必须使用专用发爆器，严格按照炮眼布置图和爆破说明书的要求执行。
起炮器：
选用MFB-200起爆器。
﹙三﹚炮眼布置
1、炮眼深度。
架内地沟眼为两排，帮眼一排，当煤层坚硬时，可加打一至两排帮眼。
炮眼深度：
边排地沟眼眼深1.0m，中间地沟眼眼深1.2m，帮眼眼深1.0m。
附图1：
工作面炮眼布置平面图
2、炮眼间距。
地沟眼沿工作面顶底板方向：
边排地沟眼距下肢间距0.2m，中间地沟眼距边排地沟眼0.3m，帮眼距中间地沟眼0.3m；沿伪倾斜方向的间距：
地沟眼0.6m，帮眼0.6m。
3、炮眼角度。
平行于伪倾斜顶底板方向。
（四）炸药和雷管的选用和要求：
1、工作面和小眼掘进时使用煤矿许用毫秒延期电雷管；炸药使用三级煤矿许用乳化炸药。
2、炮眼封泥用水炮泥，水炮泥外剩余部分用粘土炮泥填满封实。
3、严格按照第六章《主要安全技术措施》相应部分执行。
附图2：
工作面炮眼布置立面图
附爆破说明书表5（数据为工作面平均面长计算所得）。
表5：
爆破说明书
工作面
架型
炮眼名称
眼距
（m）
眼深
（m）
炮眼数
（个）
每眼装药量
（kg）
合计（kg）
雷管数（发）
连线方式
28m
2.0m
第一排
地沟眼
0.6
1.0
46
0.4
18.4
46
串联
一次联线
一次放炮
第二排
地沟眼
0.6
1.2
46
0.6
27.6
46
帮眼
0.6
1.0
46
0.2
18.4
46
合计
138
64.4
138
小眼
掏槽眼
／
1.4
2
0.6
1.2
1
串联
顶眼
0.6
1.2
2
0.4
0.8
1
底眼
0.6
1.2
2
0.4
0.8
1
合计
6
2.8
3
﹙五﹚钻眼、爆破工具的使用和维护要求
1、打眼前要先检查电钻，确认完好方可打眼，打眼完毕后放置在工作面上下出口以外不少于15m的安全处并切断电源。
2、打眼时，人员必须站稳，防上跌倒。
3、电钻必须定期检修，确保正常使用。
二、攉放煤：
采用人工攉放煤，按由下而上的顺序铺滑形溜槽并逐段扒煤。
煤经滑形溜槽溜到溜煤顺槽进入运输系统。
三、调整下放支架：
随着放煤,支架在自重和上部煤矸的压力作用下逐步下降，此时派专人对支架进行调整，利用横撑和立撑对支架进行控制。
主要是控制它的沉降速度、沉降位置及支架形态。
四、拆除、延续支架：
采完一排后，根据支架下滑的幅度，要拆除下仓头部分支架，拆下来的支架运至上端头接续支架。
上巷端头保持尾架长度不少于5m。
五、取渣充填：
工作面每推进2个循环时（即：
推进两排），在上巷取渣充填一次，取渣眼为双排布置，用接节钻杆打眼，眼深5m以上，确保渣层厚度在3m以上。
如果渣层厚度不足3m时则加深取渣炮眼。
第三节顶板管理
一、支架的选型
根据11803工作面的煤层赋存状况，借鉴同等条件下其他煤矿成熟的使用经验，决定在大丫口煤矿11803工作面采用“不规则四边形”柔性掩护式支架做为定型支架。
认为，不规则四边形支架具有使用可靠，现场工作人员工作空间大，工人工作环境好，安全性好。
二、支架参数的选择
支架的参数选择取决于煤层倾角、厚度等赋存状况。
该面煤层倾角平均60°，厚度平均3.5米，因此选用上、中、下肢、长梁分别为0.53米、0.55米、1.335米、0.37米，最上肢到下肢角长2.0米，最上肢和第二肢夹角137°，第二肢和第三肢夹角137°第三肢和第四肢夹角137°的不规则四边形柔掩支架。
其最大支护高度2.0m，支架间距0.167米，架间使用厚度0.16米的木板撑牢封严。
支架采用5根直径28㎜的钢丝绳连接成一个柔性掩护整体，由此将采空区的矸石与采场空间隔开，达到支架移动自如，安全可靠，采面内必须使用同一型号的钢丝绳，卡子必须与绳匹配。
附柔性掩护支架图3。
图3
三、支架材料的选择：
（1）加工材料：
矿用11#工字钢加工制作，用压力机直接按设计图压制而成，根据经验，上肢和中肢结合部是支架的薄弱点，为提高支架的强度，在支架焊接处两侧焊接加强板。
（2）固定钢丝绳的螺丝孔，按照加工图设计的位置，用机械钻床钻出，钻孔直径20mm。
要求钻孔位置要精确，以便于压绳板的安装和钢丝绳拉直。
（3）连接螺栓采用标准件M18×7mm全丝螺栓配18mm标准六角螺母。
（4）压绳板用厚度10mm钢板按设计尺寸用气割加工，用机械钻床钻和工字钢位置配套的钻孔，尺寸2×φ20mm钻孔。
（5）根据支架钢丝绳选择表，钢丝绳选择范围在φ22～32.5mm，本规程选用φ28mm作为支架间连接用钢丝绳。
四、顶板垮落与支架关系：
冒落矸石呈拱形时，支架受力最小；
冒落矸石聚集在岩石垫层以上时，压力增大；
冒落矸石运动速度同岩石垫层运动速度相近时，掩护支架载荷最大。
五、掩护支架运动的三种形态：
落煤时，急剧运动；
落煤初期，缓慢下沉；
工作面长期停采时，支架相对静止。
六、支护材料强度计算：
1、钢丝绳强度计算
（1）计算基础：
支架宽度2.0米，选用钢丝绳6×7+1—28—130钢丝绳
（2）钢丝绳所受的最大载荷：
Pmax=A85°M2K1=42.5×2.2×2.0×0.85=144.5KN/m
H=2.25Pmax=2.25×144.5=325.125KN
（3）验算：
根据煤矿用钢丝绳力学性能表，六根钢丝绳破断力总和
6×307.7=1846.2KN
根据试验，旧钢丝绳强度为新钢丝绳的20%～30%，所以，旧钢丝绳破断力总和为
1846.2×0.2=369.24KN
故，钢丝绳强度满足要求。
2、工字钢支护强度验算
计算基础：
工字钢型号矿用工字钢11#；支架型式不规则四边形掩护式；支架密度0.17米/根；工字钢材质A6，截面系数Wx=113.4cm3Yx=28.4cm3;工作面伪倾角30度。
（1）支架所受载荷qx=14.9m。
d=14.9×0.17=2.53
qy=8.6m。
d=8.6×0.17=1.462
不规则四边形支架m。
=m
d——支架密度，取0.17米。
计算支架所受弯矩
由M=0.052q
则Mx=0.052qx=0.052×2.53=0.132
My=0.052qy=0.052×1.462=0.076
（2）计算工字钢梁所受的工作应力
δ=（Mx/Wx+My/Wy）×1000
=（0.132/113.4+0.076/28.4）×1000
=2.72N/mm2
小于11#工字钢的极限屈服强度，能够满足支护要求。
七、材料用量
附材料用量表6
材料名称
规格（mm）
单位
数量
支架
2000
根
164根
U形卡兰
Ф16L600-700
副
820只
大垫片
270*50*20mm
（Ф-Ф）160
块
1437块
小垫片
Ф16
个
4311片
螺帽
M16
个
1640只
钢丝绳
Ф28.5L20-30m
根
L20m：
2根，
L35m：
16根
特
殊
支护
木垛
1000*120*150
块
4块
托棚
3200
根
1根
单体支柱
2200
根
30根
绳 卡
Ф29
个
80只
根据工作面两巷煤厚揭露情况，选择使用2.0m宽度支架。
第四节工作面安全出口及两巷管理
1、安全出口范围、高度的规定：
工作面上、下出口断面要符合规定，并保持畅通无阻，支护棚正规，工作面上下出口向外20ｍ范围内的巷道高度不得低于1.8ｍ。
2、安全出口支护管理规定：
（1）工作面上下出口20ｍ范围内必须采用单体支柱配合铰接顶梁加强支护，如有坏棚必须及时维修。
（2）安全出口必须有专人进行维护，安全出口范围内无断梁、折柱，无空帮空顶等，发现问题及时处理。
（3）安全出口内无淤泥积水，无杂物堆积，保证足够的通风、行人、运输断面。
3、两巷管理要求：
（1）加强两巷管理，工作面回风、运输巷如有坏棚必须及时整改，高度不够要及时降底，确保通风、行人断面符合要求。
（2）工作面回风、运输巷应保持环境整洁，浮煤杂物等必须及时清理干净；巷道内材料要码放整齐，不得影响通风、行人。
（3）回风、运输巷内风水管、电缆、线路等要吊挂整齐、上行成线。
（4）巷道内风水管路要接头严密，不得跑风、漏水。
第五节支架的安装与管理
﹙一﹚支架安装密度
每米9根。
﹙二﹚支架安装位置：
从切眼下口开始安装第一根架子。
（三）地沟技术要求
1、为满足人员行走和运料顺畅的要求，在上平台上肢的下方必须挖地沟。
地沟规格：
上宽1.0ｍ，下宽0.8ｍ，地沟底至架子上肢的高度不小于1.4m。
2、要求：
（1）在支架上肢下方卧出一条倒梯形地沟。
（2）卧地沟应用手镐操作，严禁放炮。
（3）地沟煤应堆到顶板侧，不得堆积在架子的下肢侧，多余的渣要用车运走。
（4）地沟断面符合要求，保证畅通无阻。
（5）搞好地沟里的文明生产。
﹙四﹚支架安装技术规定
1、钢丝绳安装在架子的上、下肢，离上、下肢端点均为0.2m，背面各1根；正面各1根。
2、架子背面应铺设彩条布和大笆片。
3、安装支架时，先垂直于顶底板放一根掩护支架，然后沿走向在钢梁的正、背面安装钢丝绳，用U形卡兰、大小垫片、园冒卡子分别将钢丝绳卡紧，待第一根卡好后再卡第二根，随着安装的进行，不断加接钢丝绳。
4、其它要求：
1）初次安装时，钢丝绳要多留2～3m折回到架子里。
2）钢丝绳封头处相互重叠的长度不少于6m，采用直接时，每隔0.90m上一只绳卡，共6只，绳头卡好后，再用加长的Ｕ型卡兰配合大垫片固定到支架上，绳头不得悬空在支架上，正反面钢丝绳接头必须错开2.0m以上，环头用绳卡卡好。
附图4：
支架安装平面图
附图5：
支架安装立面图
3）安装支架前应先挖好地沟，架头以外20m范围内无杂物堆放。
4）钢丝绳、轻轨的位置必须符合要求。
安装时钢丝绳必须拉紧、拉直，不得弯曲，必须将螺母、Ｕ型卡兰、垫片与钢丝绳卡好，不得使用弯曲、有裂隙的大垫片，初次下放过程中，装架配件尽量用新的。
5）安装架子时，支架上肢略仰3～5°，上肢超前0.1m，架
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