1A711工作面回采作业规程 311更改.docx
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1A711工作面回采作业规程311更改
+1864-1A711工作面采煤作业规程审批表
部门
审批意见
签字
时间
生产
技术部
安全
监察部
机电部
安全
副总
总工
程师
新疆拜城县天然物产贸易有限公司梅斯布拉克煤矿
+1864-1A711工作面采煤作业
编号：
1003-01
规程
工作面名称：
+1864-1A711采煤工作面
编制单位：
生产技术部
批准日期：
年月日
执行日期：
年月日
目录
第一章概况1
第一节工作面位置及井上下关系1
第二节编写依据1
第三节煤层1
第四节煤层顶底板1
第五节地质构造3
第六节水文地质3
第七节影响回采的其它因素3
第八节储量及服务年限3
第二章采煤方法4
第一节巷道布置4
第二节采煤工艺4
第三节设备配置10
第三章顶板控制10
第一节支护设计10
第二节工作面顶板控制11
第三节运输巷、回风巷及端头顶板控制12
第四节矿压观测16
第四章生产系统17
第一节运输17
第二节“一通三防”与安全监控17
第三节排水20
第四节供电20
第五节通信21
第五章劳动组织及主要技术经济指标21
第一节劳动组织21
第二节作业循环21
第三节主要技术经济指标22
第六章煤质管理23
第七章安全技术措施24
第一节一般规定24
第二节顶板26
第三节防治水30
第四节爆破30
第五节“一通三防”及安全监控31
第六节运输33
第七节机电33
第八节其他35
第八章灾害应急措施及避灾路线35
第一章概况
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（参见表1）
工作面位置及井上下关系表表1
水平名称
+1864水平
采区名称
1A711工作面
地面标高（m）
+1945m～+1982m
井下标高（m）
+1910m～1864m
地面相对位置
拜城县梅斯布拉克村二小队附近
回采对地面
设施的影响
地面为山区戈壁滩，为无人居住区
井下位置及
与四邻关系
工作面位于+1864运输石门东侧采区A7煤层为首采区，+1864其余煤层未采动；+1910A7煤层以下A5、A3煤层正在掘进，其上煤层未采动，四邻无采空区。
分段
走向长度
（m）
564
倾斜长度（m）
53
面积（m2）
29892
第二节编写依据
一、地质说明书及批准时间
新疆煤田地质局综合地质勘察队编制的《新疆库—拜煤田拜城县梅斯布拉克东井田勘探地质报告》、新疆维吾尔自治区矿产资源储量评审中心新国土资储评［2007］138号评审意见书和评审备案证明。
二；依据拜城县梅斯布拉克煤矿采煤方法初步设计
（新疆煤炭设计院编制2008年7月）
三：
重庆东林煤矿伪斜掩护支架采煤方法技术服务指导资料；
四：
《煤矿安全规程》（2009年版）及各工种操作规程，上级及矿安全技术性文件。
第三节煤层
工作面煤层情况（参见表2）
煤层情况表表2
煤层厚度（m）
3.8—4m
煤层
结构
单一倾斜
煤层倾角（º）
倾向160°左右，倾角61°～72°左右
开采煤层
A7
煤种
24、25号焦煤
稳定程度
较稳定
煤层情况描述
煤层有益厚度为1.73～8.54m，平均3.90m。
可采性指数1，煤层厚度变异系数10%，结构简单，属于稳定煤层，煤层由西向东，由浅到深有逐渐变厚的趋势、含一至二层夹矸。
煤层顶板为炭质泥岩、粉砂岩和细砂岩、底板为炭质泥岩和细砂岩。
与上部A8号煤层间距为10.50～29.20m，平均17.88m。
第四节煤层顶底板
工作面煤层顶底板情况（参见表3）
煤层顶底板情况表表3
顶、底板名称
岩层名称
厚度（m）
特征
老顶
粗砂岩
4.61—10.54
天然状态下单向抗拉强度为2.0～3.8Mpa，属软弱岩石
直接顶
细砂岩、粉砂岩
深灰色，薄层状构造，易破碎、较致密。
伪顶
/
/
无伪顶。
直接底
粗砂岩、粉砂岩，厚度不稳定
2.34～11.97m
天然状态下单向抗拉强度为1.6～4.4MPa，属软弱岩石。
老底
/
/
附图1：
煤岩层综合柱状图。
第五节地质构造
该工作面位于+1864运输石门A7煤层东翼采区，已掘进564m，开切并布置工作面，340m位置顶板有起伏变化，不影响正常回采，A7煤层倾向160°左右，倾角61°～72°左右
根据A7煤层采区运输、回风巷揭露情况，未遇大、中型地质构造。
局部有小型褶皱使煤层增厚、变薄，煤厚变化范围较小。
工作面煤层产状、煤结构也无大的变化。
第六节水文地质
一、含水层分析
已查明煤层顶底板均有含水层存在，由于受隔水层的影响各含水层之间的水力联系极其微弱，从目前勘探情况看未来矿坑主要充水水源来自煤层及煤层顶底板基岩裂隙水。
二、其他水源分析
该工作面回采过程中，主要水来源为工作面灭尘水、设备用水。
三、涌水量
该工作面回采期间，正常涌水量预计为5.0m3/h，最大涌水量为8.0m3/h。
第七节影响回采的其它因素
一、影响回采的其它地质情况（参见表4）
二、冲击地压和应力集中区
㈠距工作面前方5～10m范围内，受采动区影响强烈，支承压力集中，支架损坏较多，巷道出现底鼓、帮鼓现象，属压力高峰区。
影响回采的其它地质情况表4
瓦斯
高沼气型
硫化氢
低硫化氢矿井
煤尘爆炸指数
具有爆炸性
煤的自然倾向性
易自燃的煤层
地温危险
本矿井未发现地温异常，属地温正常区
冲击地压危害
无
㈡距工作面前方10～20m范围内，受传递围岩影响较大，但巷道支架损坏不明显，属压力增高区。
㈢距工作面前方20～30m范围内，受传递围岩影响较小，巷道支护有少量的变形，属压力减少区。
㈣距工作面前方30m以远巷道支架完好，受采动压力影响小，属近似原始应力区。
第八节储量及服务年限
一、储量
工作面工业储量＝走向长×倾斜长×煤层厚度×视密度
＝524×51×3.9×1.3＝135490t
工作面可采储量＝工业储量×采出率＝135490×85%＝115167t
工作面的服务期限＝可采储量/设计月产＝115167/15000≈7.7（月）
第二章采煤方法
由于本采区煤层属急倾斜厚煤层（煤层倾角61°～72°，煤厚3.8m～4m），煤层顶板较稳定，故而本工作面采用伪倾斜柔性掩护支架采煤法进行回采。
即用矿自制多边形掩护支架（下宽为2m）配合Ф28～30mm的钢丝绳连接成整体以隔离工作面与采空区，辅以DW25－200/100型单体液压支柱控制和移动掩护支架并辅助支护顶板。
掩护支架下爆破落煤、人工攉煤、溜槽运输。
第一节巷道布置
一、采区巷道布置
1A711工作面布置在+1864石门A7煤层东翼，走向长度平均为524米，区段高为46米。
采区布置2条巷道，其中+1864-A7煤层运输顺槽巷位于+1864水平，+1910-A7煤层回风顺槽位于+1910水平轨道石门东翼A7煤层中，与+1864-A7煤层运输对应，作为采区主要运输、通风巷道与回风巷道。
+1864石门与采区运输巷交接位置布置有溜煤眼下山，即从+1818水平运输石门上方至+1864水平沿煤层倾向掘进一条溜煤上山，作为采区溜煤眼，排矸石时从+1864水平运输石门经矿车从副井排出。
二、工作面布置：
当+1864运输顺槽和+1910回风顺槽掘进至相应的位置后，距采区边界5米处，在煤层中间偏底板位置掘进一条开切眼至+1910回风顺槽，间距为5米处再掘进一条开切眼至26米与第一条开切眼贯通，两开切眼之间每隔10米用联络巷贯通。
切割眼掘进完毕后两条切割眼的作用是采区形成通风系统和行人通道及初采时支架逐步下放使工作面成为伪倾斜30°工作面，然后以伪倾斜30°沿煤层走向回采推进。
附图：
1A711采煤工作面巷道布置图。
第二节采煤工艺
根据我矿实际条件：
由于煤层倾角比较大，在地质、矿压、开采技术和安全方面，具有许多特点：
（1）由于地质构造结果，使煤层倾角变大、构造复杂，埋藏不稳定，增加了开采的困难。
（2）顶板沿层面倾斜方向的压力增大，而垂直层面方向的压力变小，因此支架不稳定，容易倾倒；护巷煤柱容易片帮；顶，底板都可能沿倾斜方向滑动。
（3）采下的煤和冒落的矸石，都可自重下溜，简化工作面的装运工作，但容易砸人，冲倒支架，影响安全。
工作面行人、运料比较困难。
（4）一般用于缓斜煤层沿底板运行的采煤机和自移式液压支架，不适用于急倾斜煤层。
根据煤层厚度及我矿实际条件，采用伪倾斜柔性掩护支架开采方法，目前我矿所选采掘工艺仍以炮采为主，手镐洗两帮煤为辅的原则进行开采。
一、采煤工艺
安架→打眼→装药→爆破→攉煤→安溜→支柱→放架→回架→回撤巷道金属支架
1、破煤（岩）、落煤方式
（1）打眼：
煤层内采用ZMS12D（A）型风煤钻或YT-29型风钻打眼；遇夹矸及煤层厚度缩小时，顶、底板岩石采用YT-29型风钻打眼。
（2）爆破：
采用爆破方式破煤（岩）、落煤。
A、爆破材料：
采用三级煤矿许用乳化炸药和煤矿许用毫秒延期电雷管爆破。
B、起爆器材：
采用MFB-150型或MFd-150型晶体管电容式发爆器起爆。
C、炮眼装填及起爆方式：
正向装药、正向起爆。
D、联线方式：
大串联。
E、起爆顺序：
底眼先起爆，顶眼间隔一段的时间起爆。
F、装药量：
单眼装药量为0.3kg/眼（即每眼1节药，三级乳化炸药）。
其顶、底眼装药量届时可根据爆破效果进行适当增减。
（3）辅助破岩：
手动手镐清洗顶、底板煤，亦可采用手镐打岩石柱窝。
（4）采深：
工作面采深为1.0m，最大不得超过1.2m。
2、炮眼布置
A、炮眼布置方式：
采用双排眼（如果煤层较厚且不破顶、底板岩石时可采用三花眼）布置；顶眼布置距顶板侧靠掩护支架脚0.4m布眼，底眼布置靠掩护支架脚布眼，以眼子终点在架脚以外0.4m为宜。
B、炮眼深度：
根据采深控制炮眼深度，深度一般为1.0m，最大不超过1.2m。
C、炮眼角度：
按水平线顺煤层层位方向靠顶、底板侧略成5～10°夹角施工。
D、炮眼间距：
伪斜方向眼子间距为0.8～1.0m，可根据现场情况增（减）辅助眼解决变厚（薄）带等特殊问题。
E、根据现场实际回采长度确定炮眼数量。
F、采取先打眼后装药方式，规定装药点落后于打眼点10～20m。
（6）该工作面为单段工作面回采初期一般布置1个采煤头，当工作面斜长超过50米时，布置两个采煤头，两个采煤头之间的间距不得小于15m。
附图3：
工作面炮眼布置示意图
（7）爆破注意事项及说明表（现场根据实际回采长度自行调整炮眼数量和装药量）参见表5
爆破说明表表5
名称
炮眼深度
炮眼数量（个）
装药量
雷管段号
备注
每眼（kg）
合计（kg）
顶眼
1.0
80
0.3
24
Ⅲ
分段大串联一次性爆破,20米一段
底眼
1.0
80
0.3
24
Ⅱ
合计
48
8.掏底煤
A7煤层平均厚度3.9m，回采高度2m，掩护支架安装在A7煤层靠近顶板处，放架时采用掏底将架倒放（架底比架顶位置高0.6m），用2m长圆木进行支撑，然后在底部放炮掏煤，见矸回撤木支柱，下部1.9m厚煤计划采出1.3m，回采率达到85%，掏底煤采用爆破方式破碎掏煤，炮眼布置沿倾向，每一循环爆破4次，每次20m，打两排眼，眼距1m，眼深1.8m，每个眼装1.5节药，共计两排160个眼，装药72kg（每次18kg），爆破时将溜槽拆除，以免崩坏，掏煤顺序由下至上依次放煤。
名称
炮眼深度（m）
炮眼数量（个）
装药量
雷管段号
备注
每眼（kg）
合计（kg）
掏底眼
1.8
160
0.45
72
1
分四次大串联一次性爆破
9.爆破作业严格按《煤矿安全规程》（2009年版）的有关规定进行作业。
㈡装煤、运煤
1工作面采用人工攉煤、搪瓷溜槽自溜出煤，经+1864-A7运输顺槽40T刮板机（+1818-A7运输顺槽40T刮板机）转至运输顺槽650mm皮带，经+1864-+1818-A7煤层溜煤眼到+1818运输石门800mm皮带（+1818运输石门800mm皮带），再经+1818运输石门联络巷800mm皮带到主井皮带运至地面煤仓。
2地面煤仓由汽车装运，通过简易公路运出矿区。
㈢顶板控制
工作面采用多边形柔性掩护支架（下宽为2m）配合DW25－200/100型（外注式）单体液压支柱控架及背顶支护。
1.安架：
每循环在+1910-A7回风顺槽架头处，采用矿自制的多边形掩护支架（下宽2m）配合两根新、两根旧的钢丝绳用铁夹板、螺丝拧固成整体。
钢丝绳直径为Ф28～30mm，长度25m／根，两端焊头不少于0.1m。
规定不同规格的掩护支架必须分段安装，若同一段工作面需安不同规格的掩护支架，则应使用过渡掩护支架连接，过渡掩护支架应保持不少于3～5架。
2.安架前必须卧地沟，地沟规格：
上宽0.8m，下宽0.6m，深0.6m。
地沟超前于掩护支架架头不小于1.0m。
地沟底至安好的掩护支架顶（下边缘）空间高度不小于1.0m，工作面上出口巷道内平架长度不得小于1.0m。
3.安架时，首先将掩护支架长腿端略抬高靠顶板、短腿端放矮靠底板铺设，相邻两架支架间的工字钢槽内放置卡心料且撞紧，规定相邻两支架的间距为0.2m（偏差不得超过±100mm）；然后装上铁夹板用螺栓拧固牢。
规定每棵螺帽必须拧紧，并保证螺栓伸出螺帽至少2mm以上；钢丝绳搭接长度（两个端头绳卡之间的距离）不少于2.0m，搭接处留空绳头长度不小于0.5m，搭头使用5个绳卡卡紧，相邻两根钢丝绳搭头互相错开不得小于1.0～2.0m。
4.安架时，若遇巷道淋水较大（或窜矸严重）时，可在掩护支架背铺设风筒布（或铺设木板），并适当延长掩护支架的平架长度。
同时，平架空头段架背至金属支架梁子高度不低于0.8m。
5.掩护支架安好后应及时回拆巷道内架头老塘侧的金属支架，但必须保持掩护支架头距回撤金属支架切顶线有2～3架支架的有效支护，并要求切顶线老塘侧的掩护支架压实厚度不得小于1.0m。
6．回采放架
⑴工作面随采煤放架，各采煤头每采3～5m就必须下放掩护支架。
⑵工作面空间高度：
要求放架后不低于1.6m，不高于2.5m。
⑶工作面控架支柱为1.5～2.0m/根。
同时，可根据现场实际情况打成斜撑或立柱。
⑷顶板暴露高度（垂直于伪倾斜线）达到1.6m以上，必须加打背顶支柱；若顶板破碎时，可根据现场实际对顶板进行全背护支护。
㈤采空区处理
1.采用全部垮落法管理顶板。
2.工作面随采煤放架落顶，让顶板自然垮落充填采空区。
3.+1910-A7回风顺槽、+1864-A7运输顺槽采用矿用防爆型回柱绞车回撤金属支架放顶。
4.1A711工作面必须进行初次放顶。
使在回采过程中，掩护支架头架背老塘的垫实厚度不得小于1.0m，否则必须强制放顶。
二、工艺流程
+1864-A7上分段工作面：
安架→拆溜→打眼→装药→爆破→攉煤→安溜→支柱→打掏底眼→拆溜→装药→爆破→攉煤→安溜→放架→回架→回撤巷道金属支架
三、工作面正规循环生产能力
工作面能力：
W=LShrc=80×1×3.9×1.3×85%≈344.76t
式中：
W——工作面正规循环生产能力，t；
L——工作面平均长度，伪倾斜长80m；
S——工作面正规循环推进度，按采深1.0m计算；
h——工作面设计采高（按平均煤厚计），取3.9m；
r——煤的视密度1.3t/m³；
c——工作面采出率，取85%。
第三节设备配置
设备配置及其主要技术参数（参见表6）
设备配置及其主要技术参数表6
设备名称
规格型号
单位
数量
主要技术参数
备注
刮板输送机
SGB-520/40
台
1
额定电压：
660V
输送量：
150t/h
链速：
0.91m/s
额定功率：
40kW
+1864-A7煤层运输顺槽一台
皮带输
送机
DSJ65/120/2×55
台
1
额定电压：
660V
输送量：
200t/h
链速：
2m/s
额定功率：
55kW
+1864-A7煤层运输顺槽一台
皮带输
送机
DSJ65/120/2×55
台
1
额定电压：
660V
输送量：
200t/h
链速：
2m/s
额定功率：
55kW
+1818-A7煤层运输顺槽一台
皮带输
送机
DTL800/25/40型
台
2
额定电压：
660V
输送量：
250t/h
链速：
2m/s
额定功率：
40kW
+1818运输石门、+1818运输石门联络巷各一台
大倾角
皮带输送机
DTC100/22.7/450
台
1
额定电压：
10kV
输送量：
227t/h
链速：
2m/s
额定功率：
450kW
主井+1818位置到煤仓
乳化泵
BRW80/35
台
4
额定工作压力：
35MPa
额定流量：
80L/min
电动机功率：
55kW
+1864-A7运输顺槽口。
+1818-A7运输顺槽口各两台
回柱绞车
JH-14
台
3
电动机功率：
15kW
三条巷道各1台。
电钻综控
BBZ-2.5-ⅡV
台
6
整定值：
15A
上下段各3台
断路开关
DW80-80
台
6
整定值：
80A
上下段各3台
煤电钻
ZMS12D（A）
台
6
额定电压：
127V
额定功率：
1.9kW
额定电流：
9A
起动电流：
54A
上、下分段各2台，各备用1台。
附图4：
1A711工作面设备布置示意图
第三章顶板控制
第一节支护设计
一、工作面的支护设计
㈠设计方法
根据东林煤矿伪倾斜柔性掩护式采煤工作面的回采支护经验及我矿顶底板实际情况，可以得知，掩护支架采煤工作面周期来压显现不明显，参考东林煤矿采煤工作面支护情况对该采煤工作面进行支护设计。
㈡支护方式的选择
根据急倾斜煤层的特点，A7煤层回采采煤方法选用11#矿工钢自制的多边形柔性掩护式支架采煤法，结合东林煤矿的采煤经验，因煤层赋存条件相似，可以采用相关支护方法。
二、选择支护材料
工作面煤层倾角61°～72°、煤厚3.9m，顶板较为稳定，为此，采用多边形柔性掩护支架（下宽为2m）配合DW25-200／100型单体液压支柱支护顶板及控架。
三、乳化液泵站
㈠泵站选型、数量
+1864-A7运输顺槽采用BRW80/35型乳化泵2台，其中1台为备用；该泵额定工作压力为35MPa、额定流量为80L/min、电动机功率为55kW。
泵站至工作面上出口范围选用Ф25×4mm无缝钢管，工作面及两巷其它段采用DIN系列4SP高压胶管。
㈡泵站设置
泵站设置在+1864运输石门口，泵站固定牢固。
其供液路线为：
泵站→+1864运输顺槽→1A711（上下分段）工作面上分段→+1910回风顺槽
㈢泵站使用规定
1.泵站设备的维修由机电部负责，日常管理由采煤队负责。
其维修管理措施、质量要求及管理制度均由机电部负责制定实施。
2.泵站司机必须持证上岗，严格执行操作规程及交接班制度，必须配带乳化液浓度计，并认真填写乳化液浓度检查记录。
3.乳化泵站输出压力不小于18MPa，乳化液浓度达2.5％以上，配液用水为中性水，泵站周围不得有积水及杂物。
4.油箱必须有过滤网，正常情况下油箱必须盖好。
泵箱的自动给液装置应配备齐全完好，严禁开空泵、漫油箱。
开泵前检查泵站和液压系统各部件，达不到完好标准不准开泵。
5.注液枪及管线设专人管理维护，管线吊挂整齐，注液枪使用后应悬挂在单体液压支柱的手把上，不得下地。
液压管路应做到无跑冒、滴漏现象，密封圈和油管损坏后必须及时更换。
6.泵压由检修工调定，其他人员不得调整，正常情况下只准开一台泵，另一台泵备循环使用，若有损坏及时修复；更换液压管或液压密封圈，应停泵或关闭断路阀。
第二节工作面顶板控制
一、正常工作时期顶板支护方式
工作面采用适当长度的单体液压支柱与半圆木配合支撑掩护支架和控制顶板，其支护方式可为背顶支柱或斜撑控架支柱，并要求背顶支柱和斜撑控架支柱应交替实施支护作业。
规定支柱间距为1.5～2.0m/根，工作面的空间高度（溜槽中间至架顶）控制在0.7m～1.6m，要求掩护支架放架到位，不得出现仰架、瓦架、趴架、钻底及挂顶等情况。
二、正常工作时期的特殊支护形式
工作面上、下出口的支柱间距应控制在1.5m以内，下煤眼两边必须打不少于2根的背顶支柱，以利于控制顶板及人员上下安全。
若工作面顶板暴露高度达1.6m以上，采面与巷道交叉点空顶面积达2.0m2时，必须加打背顶支柱，其背顶支柱间距规定为1.0m/根。
三、采煤放架与其他工序平行作业的安全距离
㈠工作面采煤时要求必须做到边采煤边放架，严禁采煤（斜长）3～5m后仍不放架。
㈡实施爆破打眼作业时，打眼作业与采煤放架必须保证错开（间距）20m以上，采煤放架在打眼作业点上方时，应在打眼点上方10m处必须设置挡煤掩护板。
㈢在采煤放架时，严禁在同一地点有其它工序与其平行作业。
㈣采煤头之间的间距必须保持在15m以上，各采煤头之间应设专人控制放煤。
㈤工作面上、下出口10m范围内回采作业时，要求+1864运输顺槽、+1818运输顺槽不得进行回撤金属支架工作、工作面夹楼不得进行回架工作。
若确需在该地点回采作业，但在实施放架作业时，要求工作面的回架工作和+1910回风顺槽的安架工作等暂停作业，待工作面上出口采煤放架工作完成或回采超过工作面下出口10m以上距离后，方可恢复工作面的回架工作和+1910回风顺槽安架工作。
四、特殊时期的顶板控制
㈠来压及停采前的顶板控制
1、工作面周期来压不明显，但在周期来压时顶板较为破碎，为此，要求采煤队应增加控架支柱和背顶支柱的数量和密度，并采取木板、半圆木进行背顶支护；同时，规定支柱间距为1.0～1.5m/根。
2、当工作面遇特殊情况需要停采前，必须先将工作面的支柱调整并重新补液，规定支柱间距不得大于1.5m/根，同时，在放架的过程中，要求掩护支架紧必须靠顶板下放到位。
若遇过构造带支架离顶大于0.2m时，必须用半圆木、木板或木料背护牢实。
若顶板暴露面积过大、顶板破碎等情况时，必须加强背顶支柱支护，其支柱间距规定为1.0m/根。
㈡过断层及顶板破碎时的顶板控制
工作面出现顶板破碎或遇抽冒等情况时，要求工作面上、下出口10ｍ范围内，可采取实施松动爆破后采用手镐落煤放架作业；但支柱间距必须按照1.0m/根进行背顶支护和控架支护。
同时，要求必须用木板、半圆木或其他木料或废旧钢轨或半圆木等材料进行防滑背护。
在工作面出现顶板破碎或遇抽冒等情况期间，要求必须边采煤边放架，严禁回采斜长超过3～5m仍不放架。
第三节运输巷、回风巷及端头顶板控制
一、工作面运输巷、回风巷的顶板控制
1巷道超前支护
1.超前支护方式
采用DW25-200/100型单体液
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