1122工作面回釆文档格式.docx
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第四章初采初放措施
第五章超前小眼掘进措施
第六章生产系统
第一节运输
第二节“一通三防”与安全监控
第三节排水
第四节供电
第五节通讯照明
第七章劳动组织和主要技术指标
第一节劳动组织
第二节循环作业
第三节主要技术经济指标
第八章煤质管理
第九章安全技术措施
第一节一般规定
第二节顶板
第三节防治水
第四节爆破
第五节“一通三防”与安全监控
第六节运输
第七节机电
第八节其它安全技术措施
第十章灾害应急措施及避灾路线
附：
作业规程学习和考试记录
作业规程补学和考试记录
作业规程复审意见
第一章概况
一、经公司批准的《N23采区设计》。
二、《N2371工作面回采地质说明书》。
三、《煤矿安全规程》、《煤矿岗位技术操作规程》及其它有关技术规范。
四、经公司批准的生产接替计划。
表1-2-1：
工作面位置及井上下关系表
水平名称
二水平
采区名称
N23
地面标高
+625～+725m
井下标高
+310～+361m
地面相对位置
对应地表所处位置为珙县溪尾村管辖范围，地表多为山地。
回采对地面
设施的影响
工作面所采煤层埋深在+315~+364m左右，工作面回采后可能会造成地表出现裂逢，受采动影响可能会导致地表水随垮塌裂隙进入工作面。
井下位置与
四邻关系
工作面位于N23采区东翼,上至+361m标高,下至+310m标高,东至井筒保安煤柱线,西至中央上山保护煤柱。
工作面北为已回采结束的N2351工作面,开切眼东为矿井北井井筒保安煤柱,南为已形成但未回采的N2391工作面,西为采区中央上山保安煤柱。
附图1-2-1:
N2371工作面井上下对照图
表1-3-2：
工作面参数及煤层情况表
走向长度（m）
400
倾斜长度（m）
65
可采储量（万吨）
4.5
煤层厚度（m）
0.7~1.6
煤层结构
复杂
容重（t/m3）
1.55
煤层硬度
4~6
煤种
无烟煤
倾角（°
）
37~41
稳定程度
Ⅱ类
煤层情
况描述
本面开采煤层B4上。
B4上煤层为半暗-半亮型无烟煤，煤层结构较为复杂，本面B4上煤层在断层以西上下两层分层,上分层平均厚度在0.7m左右；
断层以东上下两个分层合并，合并后煤层厚度在1.4~1.7m左右，平均1.5m。
煤层中下部含有一层厚度在0.1m左右的夹矸。
第四节煤层顶、底板情况
表1-4-3：
煤层顶底板情况表
顶、底板名称
岩石类别
厚度
岩性
顶板
老顶
砂岩
＞5.0
灰绿色中厚层状泥质砂岩夹薄层粉砂岩条带
直接顶
泥质灰岩
0.5
深灰色泥灰岩（K9）
底板
直接底
粘土岩
0.2~0.8
浅灰色粘土岩、灰色砂质泥岩
老底
砂质泥岩
灰色中厚层状泥质粉砂岩
附图1-4-2：
工作面综合柱状图
本面位于滥泥坳向斜北翼，属向南倾斜的一单斜构造，煤岩层产状：
倾向139~144度，倾角37~41度，平均38度。
据已揭露资料，本面揭露有两条较大断层，造成在该段煤层薄化、断失，无法正常回采，具体断层情况见下表。
表1-5-4：
地质构造情况表
编号
构造
名称
性质
走向
（°
倾向
倾角
落差
（m）
对工作面回采的影响
F1
断层
正断层
74~88
40~50
造成煤层薄化、断失、在断层带内煤岩层破碎、产状异常等情况
F2
241~256
48~62
一、本面水文条件简单，主要充水水源为大气降水、断层裂隙水以及B4上煤层顶部的含水层的水；
在雨季地表雨水充足时，地表水也可能随裂隙进入到工作面。
二、N2371工作面北为已回采结束的N2351工作面，其采空区内的积水对N2371工作面回采将会有一定的影响；
据已揭露断层看，本面内发育的大、小断层，其断裂面大多被方解石脉充填，破碎带较小，一般胶结较为紧密，一般情况不会含水或微弱含水。
根据我矿瓦斯分级分带管理规定，该面位于非防突区域，预计回釆期间的绝对瓦斯涌出量为1.2m3/min。
表1-8-5：
影响回采的其它因素情况表
其它因素
CH4
CO2
煤尘爆炸指数
22.86%
煤层自燃倾向性
B4上煤层有发火倾向，但无发火能力
地温危害
无
冲击地压危害
一、储量
本面可釆储量为45000t。
二、工作面服务年限
工作面服务年限为：
45000t÷
7000t/月=6.8（个月）
一、工作面机巷
1、层位及支护形式：
回采煤层为B4上煤层,支护形式为“锚+梁+喷”（五边形巷道），净断面5.2m2，锚梁间距1.0m。
2、巷道用途：
主要用于工作面的进风、行人、运输等。
二、工作面风巷
回采煤层为B4上煤层，支护形式为“锚+梁+喷”（五边形巷道），净断面5.8m2，锚梁间距1.0m。
工作面回风、材料供应、行人、运输等。
三、釆煤工作面切眼
层位及支护形式：
回采煤层为B4上煤层，支护形式为双排木点柱支护，净断面3.2m2，点柱间距1.0m。
附图2-1-3：
N2371工作面巷道布置平面图（1：
1000）。
第二节釆煤方法及釆煤工艺
一、釆煤方法:
釆用走向长壁式釆煤法。
二、釆煤工艺：
（一）作业流程：
打眼→装药连线→重新补液→布岗、汇报→放炮、排烟→临时支护→铺设搪瓷溜槽（边铺设搪瓷溜槽、边攉煤）→攉煤（边攉煤、边支设护身支柱）→支设正规柱→回柱→下一循环。
（二）釆高及循环进度
1、采高：
根据工作面已揭露的地质情况，本面内断层较多,煤层东厚、西薄，煤层倾角较大，平均达39°
，最大釆高为1.7m。
结合现有支护材料配备情况决定：
①当B4上煤层上、下分层夹矸厚度＜0.3m,且B4上煤层下分层煤厚＞0.5m时,按B4上煤层上、下分层合采，不留顶、底煤，不破顶、底板开采。
②当B4上煤层上、下分层夹矸厚度＞0.3m,B4上煤层下分层＜0.5m时,则只回采上分层，采高为B4上上分层全煤厚；
③当B4上煤层上分层厚度＜0.8m时,则破底使采高达到0.8m。
特殊情况下，另补专门措施。
2、循环进度：
1.4m。
落煤方式：
采用1～5#毫秒雷管配合Ⅲ级煤矿乳胶炸药正向装药爆破、落煤。
（1）炮眼布置方式：
随采高变化分别按三花眼、五花眼方式进行布置，炮眼间距0.8m，炮眼深度1.6m，具体几何参数和要求详见图2-2-4、图2-2-5所示。
（2）爆破方法：
毫秒微差、正向装药爆破；
（3）爆破说明表详见表2-2-6
表2-2-6：
采面爆破说明表
序号
项目
单位
数量
说明
1
f
4～6
2
炮眼布置
双排（采高≤1.0m）
三排（采高＞1.0m）
3
炮眼间距
mm
800
4
炮眼深度
1600
5
炮眼个数
个/循环
162/243
双排/三排
6
每眼装
药量
顶眼
kg
0.4/0.2
中眼
0/0.5
底眼
0.6/0.5
7
药长度
400/200
0/400
600/400
8
循环炸药量
81/97.2
9
循环雷管消耗量
10
水泡泥用量
个/眼
11
炮眼充填长度
≥500
12
一次放炮个数
个
4～6/6～8
13
联线方式
串联
（三）装、运煤
工作面每次放炮后，采用人工攉煤入塘瓷溜槽自溜入机巷SGW-40T溜子，机巷釆用SGW-40T溜子配合SPJ-800型皮带运煤。
3、放炮警戒：
（1）警戒点与放炮点之间的距离必须大于50m，且位于爆破点的上方。
（2）放炮作业期间，岗1设在机巷煤壁以西≥50m处，并随工作面推进同步移动；
岗2设在N2371风巷挂口位置两道风门以北处。
且每次放炮前，必须在风巷挂口位置用拉绳挂“正在放炮、严禁入内”牌板。
（3）放炮作业期间，必须将所有人员撤至警戒区域外。
（4）放炮作业期间，安全生产检查人员确需进入该警戒区域内检查，必须先与调度站联系，经同意后方可进入该区域检查，在此期间，施工队严禁放炮。
附图：
2-2-6：
N2371工作面“一通三防”及放炮布岗警戒示意图
三、工作面正规循环生产能力和服务年限：
（一）正规循环生产能力
W＝L×
h×
S×
y×
C
＝65×
1.5×
1.4×
1.55×
95%
≈201t
式中：
W-工作面正规循环生产能力，t；
L-工作面平均长度，m；
h-工作面平均釆高，m：
S-工作面循环进尺，m；
y-煤的容重，t/m3；
C-回采率，取95%。
（二）服务年限W＝45000÷
（月产量×
12）
＝45000÷
（201×
2×
30×
80%×
≈0.39年
第三节设备配置
工作面设备配置：
工作面采用自溜运煤，机巷安设1台SGW-40T型溜子，1台SPJ-800型2×
30KW皮带机，一台煤电钻综控；
+318m石门安设1台SPJ-800型2×
30KW皮带机；
风巷安装两台乳化液泵2×
37KW（一台备用），一台回柱绞车，两台煤电钻综控；
工作面总装机容量215KW。
附图2-3-7：
N2371工作面设备及管线布置图
第一节顶板支护设计
一、单体支柱支护强度验算
1、该工作面最大采高为1.7m，顶板岩石平均容重为24.5KN/m3，依据我矿其它采区及N23采区同一煤层开采经验，按6倍采高计算工作面支护强度：
PT＝最大采高×
岩石容重×
采高倍数
＝1.7×
24.5×
＝249.9KN/m2
2、支柱实际支撑能力RT的确定：
支柱工作系数KG＝0.95497
支柱承载不均匀系数KB＝0.97
增阻系数KZ＝0.95
单体支柱设计平均支撑能力RB＝292KN/根
RT＝KG×
KB×
KZ×
RB
＝0.95497×
0.97×
0.95×
292
≈256.96KN/根
3、工作面合理的支护密度：
N＝PT/RT
＝249.9/256.96
≈0.97根/m2
式中：
N--支柱的支护密度，根/m2。
4、结合我公司的实际情况，确定工作面基本支柱排距为1.4m，则基本支柱柱距：
e＝1.0÷
（N×
d）
＝1.0÷
（0.97×
1.4）
≈0.73m
d--工作面基本支柱排距，1.4m；
根据以上计算，结合本矿开采同煤层的实际情况，确定工作面基本支柱柱距为0.65m。
5、控顶距的选择：
根据该工作面顶、底板条件，决定该工作面釆用“二、三排”控顶，即“见三回一”。
6、支护设备选择:
根据上述有关参数,结合釆高等因素,N2371工作面选用DZ10-22/100型单体液压支柱配合柱帽护顶。
二、支护设备、材料选型及有关数量（包括备用数量）
（1）结合工作面柱、排距和斜长等参数，确定工作面支护设备和材料为DZ10-22/100型单体液压支柱。
单体液压支柱数量＝基本支柱+密集支柱+堆柱+超前支柱
＝[65÷
0.65]+[（65+5）×
4.5]+[65÷
5×
4]+[（20+10）×
2]
＝527（根）
（2）工作面单体支柱备用数量按正常使用数量的20%计算，
单体支柱备用数量＝527×
20%≈105（根）
三、支护设备配套设备造型及有关要求
1、当顶板破碎时，采用“一梁二柱”的形式支护顶板，木梁规格为：
Φ≥120mm，长1600mm的半圆木。
2、若单体支柱插底量≥100mm或泵压足够，但工作面支柱的初撑阻力达不到要求时，基本支柱必须根根穿铁鞋。
铁鞋的规格尺寸为：
长×
宽×
厚=300mm×
200mm×
10mm。
3、乳化液泵站
液压管路布置：
泵站→风巷→风巷超前段→工作面→机巷超前段。
泵站及管理要求：
（1）泵站设备的维修管理由机运队负责。
（2）泵站司机持证上岗，严格执行操作规程，必须配带乳化液浓度检测仪，且认真填写乳化液浓度检查记录。
（3）泵压≮8MPa，乳化液浓度为2～3%。
（4）泵压由检修工调定，正常情况下只准开一台泵，另一台备用，若有损坏及时检修。
（5）更换漏液管时，泵站开关必须打到"
零位"
并锁好。
采场位态控制及顶板管理方法：
采面由真倾斜开采逐渐过渡至俯伪斜开采，俯伪斜斜角控制在34°
±
2°
之间，采用末排密集支柱切顶，全部跨落法管理顶板。
一、正常情况下的顶板支护方式
当煤层顶板完整、稳定时，釆用单体支柱配合柱帽（规格为：
300×
100×
50mm）护顶；
当煤层顶板破碎时，釆用单体液压支柱配合半圆木（规格：
Φ≥200mm，长1600mm的半圆木）以“一梁二柱”的形式支护顶板。
正常情况下，釆用“二、三”排控制顶板，最小控顶距为2.3m，最大控顶距3.7m。
1、基本支柱
柱距为0.75m（±
100mm），排距为1.4m。
2、密集支柱
密集采用在相邻两根末排基本支柱之间增设2～3根戴帽单体支柱。
确保密集不少与4～5根/m。
基本支柱和密集支柱的迎山角为2～4°
，迎垮角为2～3°
。
二、正常情况下顶板的特殊支护方式
1、密集支柱为在相邻两根末排基本支柱之间增设2~3根戴帽单体液压支柱切顶。
2、斜撑戗棚：
戗棚梁采用Φ≥200mm、长度1800mm的半圆木，戗棚梁铺设在密集支柱的柱头位置，戗柱柱脚铺设木底料，其柱脚正对基本点柱的柱脚，戗棚支柱的柱距为1.5m,戗棚间距为3.0~5.0m。
3、堆柱：
在支设密集支柱的同时，贴密集支柱靠采场侧支设堆柱，间距3～5m/组，每堆不少于4根。
当有戗棚时，在相邻戗棚中间靠密集支柱侧支设堆柱。
4、戗棚、堆柱与密集支设同时进行，且滞后于新密集支设点的距离不得超过5.0m；
其回撤与密集支柱同时进行，且超前于旧密集支柱回撤点的距离≯5.0m。
5、防推底梁：
当釆高大于1.0m时，必须铺设防推底梁，防推底梁釆用DJA-1200mm铰梁。
在支设密集支柱的同时，贴密集支柱靠采场侧铺设防推底梁，防推底梁全长铺设,靠底梁釆场侧每根支设单体支柱为2根,柱距0.6m。
防推底梁与密集支设同时进行，且滞后于新密集支设点的距离不得超过5.0m；
其回撤与密集支柱同时进行，且超前于旧密集支柱回撤点的距离≯2.0m。
三、回柱放顶
（一）回柱方式
釆用人工操作的方法进行回柱。
（二）操作方法
1、准备工作
（1）备齐回柱工具（卸载手把、拔柱器、单头、牵引绳等）。
（2）认真检查从煤壁至釆空区顶板的支护状况，校正不正规支柱。
（3）清理维护好退路，打好拉茬柱，并二次注液加固回柱点5.0范围內的支柱。
2、安全技术要求
（1）回柱顺序：
人员站待回撤柱的上方，按由下向上的顺序分段逐根进行回柱，严禁超前回撤。
（2）分段时，选择在采空区顶板垮落充分、采场顶板完整、支护可靠、退路畅通的地点。
回柱前先在分段处设一排伪斜过渡挡矸密集，该密集与采面走向成15°
～30°
的夹角，密度不得少于5根/m。
同时，在挡矸密集的末端与煤壁间设置好牢固的挡矸台，高≮0.6m，防止矸石窜至下一分段。
（3）正常回柱放顶，分段距离不得小于15m；
回柱与打眼平行作业时，作业点之间的距离不得小于15m，且打眼必须在回柱点的上方；
回柱与装药爆破不得平行作业。
（4）回柱放顶至少三人一组协同操作（一人回柱放顶、一人负责观察顶板及支护情况、一人升柱）。
回柱放顶期间，人员站位必须选择在支护牢固的斜上方安全地点作业，且新密集必须超前于旧密集回撤点1.0m支设。
（5）回柱时，视顶板状况，顶板破碎时先加打木点柱，拔柱器必须牢固地安放在回柱处1～3.0m的基本支柱上，然后回柱人员站在待回支柱上方靠煤壁侧远距离卸压，待顶板垮落稳定后，迅速取出支柱。
（6）实行全承载支护，回出的支柱及时支撑在釆空区侧的顶板上，材料堆码整齐确保人行道畅通。
（7）回柱后局部悬顶超过5.0m、斜长大于20m（面积大于100m2），必须进行强制放顶，届时另补专项措施。
（8）为防止支柱丢失和支柱卸压倾倒伤人，所有支柱必须根根拴绳，即密集支柱系于支柱手柄上，基本支柱系在三用阀以上且在交茬处搭接牢实。
（9）遇以下情况均严禁回柱：
①基本支柱未支设齐。
②采空区悬顶超过《质标》规定又未采取措施。
③安全退路不畅通或有人在附近作业或通过时。
④特殊支护不齐、护身支柱未掺。
四、平行作业的安全距离及有关要求
五、特殊情况下的顶板控制
（一）工作面初放、周期来压和悬顶处理等情况下的顶板控制：
1、加强顶板动态监测，回采过程中随时掌握周期来压的步距。
2、加强采面支柱补注液，确保每根单体支柱的初撑力不小于90KN。
并将采面所有闲置的支柱支设在末排处，以强化支护。
3、来压前的两个循环，必须严格按初放措施要求对采面进行强化支护。
4、一旦发现来压征兆，及时撤出工作面所有人员至风机巷支护完好的安全地点，并向调度汇报，待顶板稳定经值班队干（或值班长）、安全员一同巡检无隐患后，方可进入采场作业。
（二）过断层及顶板破碎时的顶板控制：
1、备齐足够的坑木、楠竹跳板及单体支柱，以便随时调用。
2、将炮眼间距缩小为0.6～0.8m,每眼装药量降至0.2kg，将顶眼至顶板的间距增大200～400mm，放炮前，对采面所有支柱重新注液紧柱。
3、一次放炮个数不超过3个，每次炮后及时恢复放炮打脱的支柱，并用“一梁二柱”形式支护好放炮新暴露的顶板，且冒落空间用坑木或楠竹跳板背顶严实，支护好顶板后，方可放下一组炮。
4、工作面遇断层及破碎带时，该区域内的支护形式（戴帽点柱），立即改为“一梁二柱”（单体液压支柱＋1.6m、Φ≥200mm的半圆木）护顶，其棚距为0.65m,；
断层面以斜撑形式强化支护。
（三）软底支护措施
若单体支柱插底量≥100mm或泵压足够，但工作面支柱的初撑阻力达不到要求时必须采取下列措施：
1、基本支柱根根穿铁鞋，其规格为：
厚＝300×
200×
2、确保泵站压力≮18Mpa，支柱注液时直至不能再升为止。
（四）工作面末采的顶板控制：
1、严格控制工作面推进度，根据采止线位置合理调控采场位态；
2、到达采止线停采后，将工作面支护缩小至最小控顶距，上齐所有支柱，并在煤壁侧支设一排柱距≯1.5m的贴帮戴帽单体支柱；
3、工作面回撤前，必须更换所有失效柱、梁，并对所有单体支柱进行注液加固，以确保采面有足够的支护强度，同时在风巷备齐数量足够的坑木。
第三节机巷、风巷及端头顶板支护
一、工作面机巷、风巷的顶板控制
（一）超前支护和机、风巷维护
1、机、风巷超前支护
自工作面煤壁以西10m范围采用双排带帽单体液压支柱加强支护，10～20m段采用单排戴帽单体液压支柱加强支护，柱距1.0m，人行道净宽≮0.7m，巷高≮1.6m。
其具体支护参数详见3-3-8所示。
2、机、风巷维护
①回采过程中，必须加强机、风巷及安全出口维护，使机、风巷煤壁超前20m范围内支护完整无缺。
②机、风巷从采场煤壁至放顶线之间均必须保留原巷的支护和超前支护，但撤除采面侧棚腿，在撤除棚腿之前，先在采面侧掺设一对交替前移的抬棚（顶梁长2.6m的11＃矿工字钢），托牢原巷三节棚顶梁，要求顶梁上背接牢实。
③风、机巷尾部挡矸密集沿真倾方向布置，密度不少于4根/m。
④机巷放顶线至机尾段:
除保留原巷的支护和超前支护外,另在原巷上帮采场硬底上（上帮棚腿脚窝以上不大于0.5m位置）支设一排走向挡矸密集,并用斜撑戗棚进行加固。
⑤回采期间，每班落实专人对机、风巷支护进行全面检查加固、维护，一旦发现隐患，必须立即处理。
⑥在回采过程中，若风巷出现顶板维护困难，可视现场具体情况，采取上出口留墩方式进行回采，具体要求另补措施。
3、机、风巷回撤
（1）当顶板压力小，且顶板完整、稳定时，采用人工远距离回撤；
当顶板压力大、顶板松软破碎时，只准采用回柱绞车远距离回撤。
（2）回撤前，必须先由外向里敲帮问顶，找净危岩活石，同时检查加固原支护，并掺好临时护身支柱，维护好安全退路，保证退路安全畅通。
回撤时,在专人看安全的情况下，用单体支柱托起待回支架的顶梁，人工掏出棚腿柱窝，用扒柱器或回柱绞车拉出棚腿，然后人员站在安全地点，远距离卸压单体支柱，待顶板冒落稳定后，用长柄工具取出单体和顶梁。
（3）用回柱绞车回撤时，必须严格按《绞车回柱操作规程》的规定进行。
（二）机巷管理
1、机巷沿空护巷顶板管理
（1）机巷必须按由西往东的顺序用戴帽木点柱逐根替换单体、支设好沿空护巷，若煤层顶板松软、破碎时,则采用木“一梁二柱”替换,净高不小于2.0m，棚距1.0m，帮顶必须用排柴背接严实。
（2）清净巷內浮煤（矸），确保巷道断面不小于4.0m2。
（3）撤溜子至工作面下煤眼处，且撤下的溜槽及时转运走。
（4）机巷溜子、单体支柱滞后于煤壁的距离不得大于20m。
（5）机巷用木点柱或木“一梁二柱”替换后才准回撤单体支柱。
2、机巷滞后段单体回撤
（1）回撤前，先敲帮找顶，清净巷内浮矸，使巷道高、宽达到要求。
（2）回撤单体支柱时，视待撤位置巷道顶板状况决定是否采取木点柱替换（现场值班队干负责），若顶板完整、稳定时，则不采用木支柱替换；
若顶板压力大或顶板有断裂线时，则采用戴帽木点柱替换（柱距1.0m）；
若煤层顶板松软、破碎时,则采用木“一梁二柱”替换（棚距1.0m）。
要求：
①柱脚必须挖至实底,且保证有
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