21901工作面回采规程修改11.docx

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21901工作面回采规程修改11

目录

第一章工作面概况3

第一节工作面位置及井上下关系3

第二节煤层3

第三节煤层顶底板4

第四节地质构造4

第五节水文地质5

第六节影响回采的其他因素6

第七节储量及服务年限7

第二章采煤方法7

第一节巷道布置7

第二节采煤工艺8

第三节设备配置10

第三章顶板控制13

第一节支护设计13

第二节工作面顶板控制14

第三节运输巷、回风巷及端头顶板控制17

第四节矿压观测23

第四章生产系统23

第一节运输23

第二节“一通三防”与安全监控24

第三节排水31

第四节供电32

第五节压风自救44

第五节通讯照明44

第五章劳动组织和主要技术经济指标45

第一节劳动组织45

第二节作业循环46

第三节主要技术经济指标46

第六章煤质管理47

第七章安全技术措施48

第一节一般规定48

第二节顶板50

第三节防治水53

第四节21901瓦斯专排巷安全技术措施53

第五节防突安全措施54

第六节运输65

第七节机电70

第八节其他82

第八章灾害应急措施及避灾路线84

第一章工作面概况

第一节工作面位置及井上下关系

工作面位置及井上下关系（见表1）。

表1工作面井上下关系表

概

况

煤（矿）层名称

19煤

水平名称

+1300

采区名称

二采区

工作面名称

21901回采工作面

地面标高

+1667.8～+1856.4

工作面标高（m）

+1358.40～+1302.20

地面位置

位于柏家大地以南240～350m。

大坪以东500～600m。

井下位置

在副平硐以南225～375m。

南翼轨道巷以东。

回采对地面设施的影响

无

走向长度（m）

604.7

倾斜长（m）

127.9

面积（m2）

77341.13

第二节煤层

工作面煤层情况（见表2）。

表2煤层情况表

煤

层

情

况

煤（岩）层总厚（m）

0.6～1.0

煤（岩）层结构

煤（岩）层倾角（度）

-8～4

0.8

0.6（0.1）0.2

-5

可采指数

0.94

变异系数（%）

稳定程度

较稳定

21.39

本工作面19煤层层位稳定，厚度变化不大，最大1.0m，最小0.6m，平均0.8m；黑色，煤岩类型以暗煤为主，夹镜煤、亮煤，小断层发育，似金属光泽，块状、部分碎粒状。

第三节煤层顶底板

工作面煤层顶底板情况（见表3）。

表3工作面煤层顶底板情况表

煤层

顶

底

板

情

况

顶底板名称

岩石名称

厚度（m）

岩性特征

老顶

砂质泥岩、粉砂岩互层

10.0

灰色～深灰色，上部含泥质，中下部具细粒，水平层理发育。

直接顶

B4灰岩

1.0

灰～浅灰色，硫铁矿含量较高，层理较发育。

伪顶

粉砂质泥岩

0.1

灰黑色、块状，含植物化石，有时尖灭.

直接底

泥岩或炭质泥岩

2.54

深灰色，含植物化石碎片，夹细砂及泥质条带，局部为炭质泥岩。

老底

泥岩

9.94

灰～深灰色，成份以粉砂质泥岩为主，含少量泥质，层理发育。

附图1：

21901工作面煤层综合柱状图

第四节地质构造

一、断层情况及其对回采影响（见表4）

表4断层情况表

构造名称

揭露断层位置

倾向（度）

倾角（度）

性质

落差（m）

对掘进影响程度

F1202

未揭露

247

32

正断层

10

对21901工作面回采无影响

1

21901回风巷里程350m

12

80

正断层

1.5

对回采有一定影响

2

21901回风巷里程360m

345

70

正断层

1.3

对回采有一定影响

3

21901回风巷里程480m

185

70

正断层

1.0

对回采有一定影响

4

21901回风巷里程595m

185

70

正断层

1.0

对回采有一定影响

构造名称

揭露断层位置

倾向（度）

倾角（度）

性质

落差（m）

对掘进影响程度

5

21901回风巷里程830m

160

70

正断层

2.0

对回采有一定影响

6

21901回风巷里程892m

160

70

正断层

2.0

对回采有一定影响

7

21901开切眼里程28m

165

75

逆断层

2.0

对回采有一定影响

8

21901运输巷里程223m

135

80

正断层

1.2

对回采有一定影响

9

21901运输巷里程360m

345

70

正断层

5

对回采影响较大

10

21901运输巷里程560m

92

70

正断层

1.5

对回采有一定影响

11

21901运输巷里程688m

96

70

正断层

0.7

对回采有一定影响

二、褶曲情况及其对回采的影响

无。

三、其他因素对回采的影响（陷落柱、火成岩）

无。

附图2：

工作面运输巷、回风巷、开切眼素描图

第五节水文地质

1、水文地质条件

21901工作面水文地质类型简单，回采过程中的直接充水水源为19煤顶板泥岩含岩溶裂隙水，富水性弱。

工作面以南有F1202正断层，对21901工作面无影响。

另外，回采中若遇大的断裂构造可能导通上部含水层，在工作面低洼处形成大的积水，影响正常回采。

故在回采过程中，应加强防治水工作，安设满足需要的排水设施，确保工作面安全正常回采。

2、涌水量预计

“比拟法”预测矿坑涌水量

根据矿区水文地质条件及矿床充水因素，直接充水含水层为含煤地层本身，而上部飞仙关组T1f1+2+3段为隔水层，飞仙关组四段（T1f4）含水层对今后矿床开采不构成影响。

故采用比拟法计算工作面涌水量较可靠。

（1）计算公式的选择

根据比拟法计算公式：

Q=αKL·L，其中α为含水层储水系数，取0.5，KL为含水层的渗透系数，取0.95，L为回采工作面周长（21901运输巷866.4m，21901回风巷905m，开切眼131.7m×2），计算得矿坑涌水量Q=0.5×0.95,×2034.8÷24=40.3m3/h。

求得21901工作面正常涌水量约40m3/h。

3、防治措施

1）坚持“有疑必探、先治后采”的防治水原则。

2）要求工作面水泵排水能力不低于50m3/h。

3）封闭不良钻孔：

工作面内无封闭不良钻孔。

4）水情观测：

工作面生产过程中应注意顶板水情，遇到涌水异常现象，及时采取措施并向调度室和生产技术部汇报。

第六节影响回采的其他因素

一、影响回采的其他地质情况（见表5）

表5影响回采的其他地质情况表

影

响

回

采

的

其

它

地

质

情

况

最大涌水量

60（m3/h）

正常涌水量

40（m3/h）

瓦斯

本矿为煤与瓦斯双突矿井，应加强瓦斯管理。

煤（岩）尘

煤尘无爆炸危险

煤的自燃（煤层裂隙）

自燃到容易自然

地温

18.2～30℃

地压

有地压，局部显现明显

二、冲击地压和应力集中区

本矿目前开采区域无冲击地压，巷道交叉点和采面悬顶面积过大地段超前应力集中区，应采取加强支护措施。

三、地质部门建议：

1、工作面断层影响严重地段，应制定专门回采补充措施。

2、加强瓦斯、煤尘、气温的监测工作，一旦发现有超标或异常现象，立即采取措施处理，确保回采安全。

3、加强地质观测，发现地质异常及时汇报。

4、回采时在巷道矿压显现地段要加强支护，防止顶板事故。

第七节储量及服务年限

一、储量（见表6）

表6储量计算表

块段号

走向长

（m）

倾斜长

（m）

斜面积

（m3）

煤厚（m）

容重

（t/m3）

工业储量（t）

回采率

（%）

可采储量

（t）

604.7

127.9

77341.13

0.8

1.63

100234.10

97

97227.08

二、工作面服务年限

工作面服务年限=（可采走向长度/设计月推进长度）/12

可采走向长度为604.7

设计月推进长度：

每月工作24天，每天两班半出煤，每班割煤2刀，每天5刀，每刀截深0.6米。

每月推进72米。

工作面服务年限=（604.7/72）/12

≈0.7a

第二章采煤方法

第一节巷道布置

21901工作面上下两巷停采线以外19#煤层底板岩层中，形状为半圆拱巷道，停采线至切眼沿煤层顶板东西走向布置，工作面切眼垂直于上下两巷。

21901运输巷走向长733.46m，21901回风巷走向长776.68m，21901切眼长127.9m。

21901回风巷和21901运输巷都是矩形形巷道，宽4.2m，高2.5m。

切眼宽5.3m，高1.6m。

附图3：

工作面及巷道布置平面图。

第二节采煤工艺

一、采煤工艺

根据本工作面煤层赋存、顶底板状况、水文地质条件以及巷道布置情况，决定采用倾斜长壁后退式综合机械化采煤方法，一次采全高，采煤机双向割煤。

整套回采工艺为：

采煤机破煤、装煤，工作面刮板输送机运煤，液压支架支护顶板，辅以单体液压支柱配合π型梁支护工作面两端头和两巷超前段，采用全部垮落法处理采空区顶板。

1、采高控制

根据支架的支护高度0.75~1.5m、采高范围1000～1300mm、煤层实际厚度的变化0.6~1.0m，确定工作面的最大采高为1.3m，最小采高为1.0m。

在正常情况下，当工作面局部煤厚超过1.3m时，留底沿顶回采，严禁液压支架超高使用。

当煤层厚度低于1.0m时，要根据实际情况进行破底或挑顶，必要时采用放炮方法推进，正常情况下要沿顶破底回采。

2、循环进尺及循环产量

一个正规循环进尺为600mm。

一个正规循环产量96.5t（实体煤）。

3、进刀方式

采煤机进刀采用端部自开缺口，双向割煤，斜切进刀方式，斜切进刀段长度为30m，进刀深度0.6m。

要求沿顶板割煤，一次采全高。

具体操作如下：

（1）采煤机向端头或端尾割透煤壁后，向端头或端尾推移刮板运输机，使刮板运输机弯曲段为15m后，将两个滚筒上下位置调换，向端尾或端头进刀，通过15m的弯曲段至30m处，使得采煤机达到正常截割深度（即0.6m）。

按要求推移刮板运输机至平直状态。

（2）将两个滚筒的上下位置调换，向端尾或端头割三角煤至割透煤壁。

（3）割完三角煤以后，将两个滚筒的上下位置调换，采煤机空机返回。

（4）采煤机进入正常割煤状态。

割煤要保证工作面平、直，当工作面出现伞檐长度超过1m时，其最大突出部分不超过200㎜，伞檐长度在1m以下时，其最大突出部分不超过250㎜。

遇顶板破碎及地质条件变化时，煤机要慢速牵引，煤机司机与支架工要密切配合好。

附：

采煤机进刀示意图。

5、工序间距

支架操作方法：

临架操作。

移架方法：

追机逐架前移。

一般移架距采煤机后滚筒不小于6m（4架宽），但是如果顶板破碎则要紧跟采煤机前滚筒移架。

推溜距采煤机后滚筒不小于15m（10架宽）。

工艺顺序：

尾部进刀→采煤机割煤→移架→推溜子→进入下一循环

二、工作面正规循环生产能力

W=LShγc

式中W—正规循环生产能力，t；

L—工作面长度，m；

S—正规循环推进长度，m；

h—采高，m;

γ—煤的视密度，t/m3;

c—工作面采出率，%

则工作面循环产量为：

Q0=0.6×127.9×0.8×1.62×97%=96.5（吨）

（1）工作面日产量

工作面日产量计算公式如下：

Q=N·Q0

式中：

Q——日产量，t

N——日采煤循环数，5

则工作面每天产量为：

Q=5×96.5=493.6（吨）

第三节设备配置

一、21901工作面设备配置

21901工作面设备配置表

序号

设备名称

型号

单位

数量

生产能力

备注

1

采煤机

MG160/360-BWD

台

1

506t/h（最大）

2

刮板输送机

SGZ630/220

台

1

450t/h

3

转载机

SZZ630/90

台

1

600t/h

4

液压支架

ZY3300/7.5/15

架

87

5

乳化泵

GRB-200/31.5

台

2

1台备用

6

移动变电站

KBSGZY-630/10/1.14/0.66

台

2

1台备用

7

皮带机

SSJ-800

部

1

400t/h

二、设备技术特征

1、MG160/360-BWD型采煤机性能参数

序号

性能指标

参数

1

采煤机型号

MG160/360-BWD

2

采高范围

0.95～1.65m

3

机面高度

690mm

4

装机功率

2×2×80+2×15+11=361kW

5

过煤高度

194mm

6

牵引功率

2x15kW

7

牵引行走型式

销轨式牵引

8

牵引力

302kN

9

牵引速度

0～6.68m/min

10

截割功率

2×2×80kW

11

滚筒直径

φ800mm

12

滚筒截深

630mm

13

滚筒转速

73.7r/min

14

卧底量（中部槽高度190mm）

65mm

2、SGZ630/220型刮板输送机技术参数

序号

性能指标

参数

1

出厂长度

150m（链轮中心距）

3

输送量

450t/h

3

装机功率

2×110kＷ

4

刮板链速

1m/s

5

卸载方式

端卸式

6

紧链方式

闸盘式

7

牵引方式

齿轮－－销轨式

8

传动装置

57JS型减速器（传动比1:

29.7551）和110KW双速电机

9

刮板链

26×92mm圆环链，中双链，链条中心距120mm，刮板间隔920mm

10

链轮

7齿

11

中部槽

1500mm×590mm×263mm，铸焊结构

3、SZZ630/90型转载机

序号

性能指标

参数

1

设计长度

28m

2

输送量

600t/h

3

刮板链速

1.34m/s

4

爬坡角度

12°

5

电动机

型号

DSB-90

功率

90KW

转速

1475r/min

电压

1140

6

减速机

型式

圆锥圆柱齿轮三级减速器

传动比

26.597:

1

冷却方式

水冷

7

刮板链

型式

中双链

圆环链规格

2.26×92mm

刮板间距

736mm

最小破断负荷

≥850KN

链条间距

120mm

4、ZY3300/7.5/15型掩护式液压支架

序号

性能指标

参数

1

型式

两柱掩护式液压支架

2

高度

750～1500mm

3

支架宽度

1420～1590mm

4

压力

31.5MPa

5

中心距

1500mm

6

初撑力

2618KN

7

工作阻力

3300KN

8

支护强度

0.47～0.56Mpa（f=0.2）

9

底板比压

1.3～1.5（底座前端），平均1.15MPa

10

适应采高

1.0～1.3m

11

移架步距

0.6m

5、乳化泵

序号

性能指标

参数

1

型号

BRW-200/31.5

2

电机功率

125KW

3

电压

1140V

4

流量

200L/min

6、皮带运输机

序号

性能指标

参数

1

型号

SSJ-800

2

电机功率

2×75KW

3

电压

660V

4

运输能力

400t/h

附图4:

21901综采工作面设备布置图。

第三章顶板控制

第一节支护设计

1、顶板支护设计

（1）支护形式

工作面顶板支护选用ZY3300-7.5/15型掩护式液压支架。

上下端头和两巷超前支护采用DW28/100、DW25/100、DW22/100、DW31.5/100型单体液压支柱配合4.0m（上下端头）及1.2m（端头以外区域）铰接顶梁支护，超前支护距离不得小于20m。

附图5：

21901工作面顶板支护示意图。

（2）支护阻力验算

根据容重计算公式：

P1=（n+1）·∑h·γ·S·g·cosα

式中：

P1——工作面顶板支护需要支架的工作阻力，kN；

n——动载系数，1.5~2.0，周期来压明显时取大值，不明显时取小值。

周期来压无参考值，这里取大值2.0；

∑h——采空区顶板垮落高度，∑h=M/（K-1）；

式中：

M—最大采高，取1.3m；

K—岩石碎胀系数，取1.35；

代入数据得：

H=1.3/（1.35-1）=3.71（m）

γ——顶板岩石容重，取2.5t/m3；

S——支架最大控顶距时支护面积，根据实测计算取5.44m2；

g——重力加速度，约10N/kg；

α——煤层倾角，取平均值8°。

代入数据得：

P1=（2+1）×3.71×1.3×5.44×10×cos8°

=779.24kN

ZY3300/7.5/15型液压支架工作阻力为3300kN>779.24kN

因此该型号的液压液压支架能够满足本工作面工作阻力的要求。

（3）支护强度验算

根据采高计算公式：

P2=n·M·γ·10

式中：

P2——工作面顶板支护需要的支护强度，MPa；

n——顶板垮落高度为采高的倍数，一般为4~8倍。

这里取中间值6倍

M——工作面采高，取1.3m；

γ——顶板岩石容重，取2.5t/m3；

10——重力加速度，10N/kg。

代入数据得：

P2=6×1.3×2.5×10

=195（N/m2）≈0.195MPa

ZY3300/7.5/15型液压支架支护强度为0.5MPa>0.195MPa

因此该型号的液压支架能够满足本工作面支护强度要求。

第二节工作面顶板控制

工作面安装ZY3300/7.5/15型支撑掩护式支架86架，对顶板实行全支护垮落法控制。

最小控顶距为3400mm，最大控顶距为4000mm。

一、顶板控制支护方式

采用追机移架的方式对顶板进行及时支护。

在采煤机割煤后，先移支架，再移输送机，即割煤—移架—移输送机；采用带压擦顶移架的方式移架，正常移架要滞后采煤机后滚筒4～6架，不得超过6架。

顶板破碎时要紧跟前滚筒移架。

移架步距0.6m。

支护要求如下。

1、工作面应达到动态的质量标准化要求，确保“三直、二平、一净、两畅通”。

（煤壁直、刮板输送机直、支架直，顶板平、底板平，浮煤清净，上下安全出口畅通）

2、加强支架的支护强度，确保支护质量，支架初撑力不得小于2618KN（？

MPa）。

3、采煤机割煤后，要及时移架，移架与采煤机后滚筒的距离一般不超过6m，防止长时间空顶。

4、工作面出现冒顶时，要及时用木料接顶，并升实支架。

5、工作面支架严禁歪斜、挤架；否则，要及时调整。

二、特殊时期的顶板管理

（一）来压时的顶板管理

1、工作面初次来压前，派有经验的人员深入现场，掌握可靠的矿压显现数据，并制定专项初次放顶措施，区队要组成初次放顶安全管理小组，由队长、技术副队长、跟班队长、班长及有经验的老工人组成，每班有小组管理成员跟班指挥，发现不安全因素，立即处理，防止重大事故发生。

2、工作面基本顶初次来压和周期来压期间,应加强来压的预测预报工作。

3、工作面初次来压时，工作面液压支架与端头支柱必须保证支架完好，全部达到初撑力要求，如采面来压，片帮严重，要超前移架或人工超前支护，保证顶板支护状态完好。

4、及时超前移架，缩小架前端面距和顶板悬露时间。

5、割煤时，要严格控制好割煤高度，采高控制在1m～1.3m。

6、上、下出口范围内如有变形、损坏的支柱，要及时更换，更换单体柱时要坚持先支后回的原则，缺柱的要补齐。

7、初次放顶期间，根据顶板来压预兆的情况，在上下出口采取相应措施加强支护，在老塘侧要加打密集点柱，以确保出口的安全。

8、来压期间或停产前，加强支架的检修质量，保证支架的完好。

9、必须严格执行敲帮问顶及找顶制度。

10、老塘侧回柱和进入煤壁侧作业时，做好护邦护顶措施后另外都要有专人负责观察，有问题要及时处理好后才能正常作业。

11、回老塘侧的柱子和π型梁时，要坚持由下向上，由里向外依次回撤的原则，回柱必须坚持先支后回原则。

12、回柱时，回撤人员必须站在支护良好的安全地点，保证后路畅通，并跟周围人员打好招呼，待其他人员躲到安全地点后再进行回柱。

13、生产作业过程中，要及时前移端头支护，保证末排支柱不超过支架尾梁，防止悬顶过大，老顶来压时摧垮切顶支护伤人。

14、回柱时，对能回收利用的木料要及时回收，严禁进入老塘作业。

对回撤困难的棚子可以使用绞车回撤。

15、使用绞车前，人员要站在工作面2#支架以后或绞车后方上，绞车压戗柱齐全，信号联系准确。

17、初采期间老塘悬顶面积过大时，须制定专项安全技术措施

18、工作面初次放顶、初次来压前必须编制专门安全技术措施。

（二）过断层及顶板破碎时的顶板管理

1、过断层及顶板破碎期间，上下出口必须加强支护。

支柱必须迎山有劲，缺柱时要及时补齐，对过顺山、退山、歪扭及失效柱子要及时更换，改柱子要严格执行先打后回的原则。

柱子要打在实底上，底板松软时柱子要穿柱鞋支护，栓好防倒绳。

2、过断层及顶板破碎期间，加强对支架的检修和保养，保证支架完好；支架的所有管路系统，要吊挂整齐，不许砸压、挤埋；严禁有跑、冒、滴、漏的现象，更不允许有支架自降现象，确保支架达到初撑力要求。

3、采面距断层4.5-6m时要调整好采高，严格控制采高，严禁不合理的割底或破顶。

4、在割煤过程中，司机要精神集中，注意好顶板变化情况，遇到片帮、顶板破碎容易冒顶时，要及时停机断电，处理好顶板后再割煤。

采煤机要放慢速度，以保证及时移架支护顶板。

运转中要随时注意并根据采面溜子的负荷情况、支架工移架速度等确定煤机牵引速度，发现采面溜子超负荷或听见停机信号时，溜子司机要立即停机，以防压死溜子。

待采面溜子恢复正常运转后再继续割煤。

5、工作面过断层及异常区顶板破碎带时，煤机司机必须密切注意顶板变化情况，及时停机，支架工及时移架，及时支护好顶板。

6、进入煤壁侧作业，必须停机闭溜，防止采面溜子、煤机误动作伤人，并随时注意煤壁及顶板情况，防止片帮掉矸伤人，严格坚持敲帮问顶制度，确实做到不安全不生产。

7、顶板破碎处必须及时控制好顶板，加强工程质量管理，支架初撑力必须达到要求，采面溜子、支架要平直。

8、移架前要向周围人员打好招呼，躲开被移支架下方3架以外，以防掉矸子伤人，被移支架上下3架的煤壁范围内有人工作时，不准移架，移架过程中，要注意调整支架，要做到一步三调，防止出现挤架、倒架和支架下滑现象。

移架后必须及时升架，并达到支架的初撑力，支架顶梁要求平直，最大仰俯角不超过7°，不得射天或低头，支架上下架间不能出现台阶现象。

9、支架端面距不大于340mm，移架时，支架要下降150～200mm之间，以移动支架为标准，在破碎