3603一段上下分段回采作业规程.docx

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3603一段上下分段回采作业规程

南桐矿业有限责任公司东林煤矿

回采作业规程

编号：

0911201

工作面名称：

3603一段上、下分段采煤工作面

总工程师：

田丰2009年08月07日

生产副总：

孙林昌2009年08月05日

安全副总：

贾志忠2009年08月03日

通瓦副总：

沈永红2009年07月30日

机电副总：

任正双2009年07月30日

安监处：

童加伟2009年07月29日

通瓦科：

杨荣2009年07月28日

机动科：

朱泽成2009年07月28日

地测科：

方成福2009年07月28日

生产科：

王成平2009年07月27日

施工队：

田文华2009年07月27日

编制：

文华寒2009年07月26日

二○○九年八月七日

目录

第一章概况3

第一节工作面位置及井上下关系3

第二节编写依据3

第三节煤层4

第四节煤层顶底板4

第五节地质构造5

第六节水文地质5

第七节影响回采的其它因素5

第八节储量及服务年限6

第二章采煤方法7

第一节巷道布置7

第二节采煤工艺7

第三节设备配置10

第三章顶板控制12

第一节支护设计12

第二节工作面顶板控制13

第三节运输巷、回风巷及端头顶板控制14

第四节矿压观测18

第四章生产系统19

第一节运输19

第二节“一通三防”与安全监控20

第三节排水23

第四节供电23

第五节通信23

第五章劳动组织及主要技术经济指标24

第一节劳动组织24

第二节作业循环24

第三节主要技术经济指标25

第六章煤质管理26

第七章安全技术措施27

第一节一般规定27

第二节顶板29

第三节防治水33

第四节爆破34

第五节“一通三防”及安全监控36

第六节运输38

第七节机电39

第八节其他40

第八章灾害应急措施及避灾路线41

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

三水平

采区名称

3603一段工作面

地面标高（m）

+325m～+420m

井下标高（m）

-190m～-94m

地面相对位置

万东镇团结村三排星一带

回采对地面

设施的影响

回采对地面的影响程度为Ⅱ～Ⅲ级

井下位置及

与四邻关系

工作面南起-100m和-200m一石门，北止-100m和-200m三石门，上起-100m水平，下止-200m水平。

南与3601一段工作面相接，该工作面正在回采，北为3605一段工作面（尚未布置），上部为2603采空区，下部尚未布置。

上分段

走向长度

（m）

510

倾斜长度（m）

53

面积（m2）

27030

下分段

585

49

28665

第二节编写依据

一、工程设计及批准时间

技术科2006年10月20日编制、总工程师2006年12月14日批准的《3603一段工作面布置及抽放巷设计》。

二、地质说明书及批准时间

地测科2008年10月5日编制，总工程师2008年10月13日批准的《3603一段回采工作面地质说明书》。

三、其他技术规范

㈠安监处2008年8月20日编制，安全矿长2008年8月27日批准的《3603一段回采工作面防突安全保障措施》。

㈡通瓦科2008年9月3日编制，总工程师2008年9月12日批准的《3603一段上分段回采工作面防突措施》；通瓦科2008年10月1日编制，总工程师2008年10月6日批准的《3603一段上分段回采防突补充措施》；通瓦科2009年3月30日编制，总工程师2009年4月4日批准的《3603一段上分段（-140m4#小石门至三石门段）回采防突措施》；通瓦科2009年5月11日编制，总工程师2009年5月22日批准的《3603一段下分段回采防突措施》。

㈢重庆市能源投资集团公司制定《煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法》（2008年版）。

㈣《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）

1.15～2.2

煤层

结构

复杂结构

煤层倾角（º）

50～80

1.5

70

开采煤层

6#

煤种

SM

稳定程度

较稳定

煤层情况描述

黑色半亮型煤，玻璃光泽，层状结构，块状构造，局部含黄铁矿结核。

底部含一层夹矸石厚0.1m左右煤层顶、底部较硬，中部较软，内生裂隙较发育。

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

石灰岩

1.51

灰色石灰岩，粗晶质结构，中厚层状构造。

直接顶

钙质页岩

4.22

深灰色，薄层状构造，易破碎、较致密。

伪顶

/

/

无伪顶。

直接底

铝土岩、角砾岩

3.58

灰白色铝土岩，致密、细腻，遇水易软化。

杂色角砾岩，角砾为燧石灰岩，胶结物为铝土质。

老底

石灰岩

﹥10

深灰色，厚层状，溶蚀孔隙充填有泥岩，节理面含少量黄铁矿充填物。

附图1：

煤岩层综合柱状图。

第五节地质构造

该工作面处于甘家坪向斜东翼北延部分与黑漆岩扭转轴以南。

煤层走向近南北向，倾向西倾，倾角50°～80°，从南往北逐渐变陡。

根据工作面揭露情况，未遇大、中型地质构造。

局部有小型皱曲使煤层增厚、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

该工作面上分段主要充水来源为上部采空区水和顶板4#煤层采空区裂隙水，下分段主要充水来源为上分段采空区水和顶板6#煤层采空区裂隙水。

预计工作面受涌水影响不大。

工作面回采之前，掘进队已在-100m风巷掘进时施工了放水孔，对上部采空区进行了排放，回采时可避免采空区水突然涌出的情况出现。

二、其他水源分析

该工作回采过程中，上部采空区和顶板4#煤层采空区裂隙水会进入巷道，使巷道出现积水；采煤队应保持各水平巷道排水沟畅通，并且对抽放巷内的上部4#煤层流出的水要采取疏排或接管的方式进行处理，避免在通过石门时流入工作面，影响回采作业。

三、涌水量

该工作面回采期间，正常涌水量为3.0m3/h，最大涌水量为5.0m3/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）

影响回采的其它地质情况表4

瓦斯

高沼气型

CO2

低CO2矿井

煤尘爆炸指数

具有爆炸性

煤的自然倾向性

Ⅲ类

地温危险

28～32℃

冲击地压危害

0.5～0.8Mpa

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。

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。

三、地质部门的建议

㈠煤层顶板为钙质页岩，岩石较破碎，回采时应加强顶板管理。

㈡-100m风巷、-140m中巷等上隅角易聚集瓦斯，回采时应加强通风管理。

㈢该采面为上、下分段联合开采，为此，两段之间的错距规定不应过大，这样可减小上分段采空区水对下分段工作面回采的影响。

第八节储量及服务年限

一、储量

上分段工作面工业储量＝走向长×倾斜长×煤层厚度×视密度

＝510×53×1.5×1.41

＝57168t

下分段工作面工业储量＝走向长×倾斜长×煤层厚度×视密度

＝585×49×1.5×1.41

＝60626t

3603一段工作面可采储量＝工业储量×采出率

＝（57168+60626）×95%

＝111904t

二、工作面服务期限

工作面的服务期限＝可采储量/设计月产＝111904÷6120≈19（月）

第二章采煤方法

由于本采区煤层属急倾斜薄煤层（煤层倾角50°～80°/70°，煤厚1.15m～2.2m/1.5m），煤层顶板较破碎，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1.4m和1.6m）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DW14（16）－30/100型单体液压支柱控制和移动掩护支架并辅助支护顶板。

第一节巷道布置

一、采区巷道布置

该采区布置有-200m～-140m溜煤上山，-200m～-100m管子回风轨道上山，-140m～-100m矽灰岩中间回风上山等共3条上山，在-100m水平、-140m水平、-190m水平、-200m水平通过同水平石门将同水平的6#层巷与三条上山和-100m水平大巷、-200m水平大巷联络起来，并与-100m水平、-200m水平、-140m水平矽灰岩抽放巷连通。

二、工作面巷道布置

该工作面布置有-100m风巷、-140m中巷和-190m六层皮带巷三条回采巷道，将工作面分成上、下两分段联合布置开采，三条巷道均沿煤层走向布置。

风巷、中巷和机巷断面及支护方式均为梯形断面，架设成等腰金属梯形棚子支护。

巷道净宽2.4m、净高2.1m，棚距0.75m，金属梯形棚为矿用11#工字钢制作，梁子长度为1.6m，腿子长度为2.4m和2.6m。

附图2：

3603一段上、下分段采煤工作面巷道布置图。

第二节采煤工艺

一、采煤工艺

㈠破煤（岩）、落煤方式

⒈打眼：

煤层内采用ZMS12D（A）型煤电钻打眼；遇夹口（龙埂）时，顶、底板岩石采用YT-29型风钻打眼。

⒉爆破：

采用爆破方式破煤（岩）、落煤。

⑴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。

⑵起爆器材：

采用MFB-200型或MFd-200型晶体管电容式发爆器起爆。

⑶炮眼装填及起爆方式：

正向装药、正向起爆。

⑷联线方式：

大串联。

⑸起爆顺序：

底眼先起爆，顶眼间隔一段的时间起爆。

⑹装药量：

单眼装药量为0.2～0.4kg／眼（即每眼1～2条药）。

其顶、底眼装药量届时可根据爆破效果进行适当增减。

⒊辅助破岩：

手镐清洗顶、底板煤，亦可采用手镐打岩石柱窝。

⒋采深：

工作面采深为1.0m，最大不得超过1.2m。

⒌炮眼布置

⑴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0.2m，以不破坏顶板为宜；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。

⑵炮眼深度：

根据采深控制炮眼深度，深度一般为1.5m，最大不超过1.7m。

⑶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。

⑷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。

⑸根据现场实际回采长度确定炮眼数量。

⑹采取先打眼后装药方式，规定装药点落后于打眼点10～20m。

⒍单段工作面回采一般布置1～2个采煤头，两个采煤头之间的间距不得小于15m。

⒎爆破说明表（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（m）

炮眼数量（个）

装药量

雷管段号

备注

每眼（kg）

合计（kg）

顶眼

1.5

70

0.4

28

Ⅲ

大串联一次性爆破

底眼

1.5

70

0.4

28

Ⅱ

合计

56

附图3：

工作面炮眼布置示意图

⒏爆破作业严格按通瓦科2008年10月1日编制的《3603一段上下分段回采防突措施》和《煤矿安全规程》（2009年版）的有关规定进行作业。

㈡装煤、运煤

⒈工作面采用人工攉煤、搪瓷溜槽自溜出煤。

上分段工作面出煤经-140m中巷、-140m抽放巷和-140m三石门，经-190m～-140m溜煤上山进入-200m煤仓。

并均采用刮板运输机和皮带运输机运煤到溜煤上山进入煤仓。

⒉下分段工作面出煤从-190m六层皮带巷和-190m三石门均采用刮板运输机和皮带运输机运煤进入-200m煤仓。

⒊该采煤工作面出煤均在-200m大巷装煤，采用1.0t“U”型标准矿车装车、矿用防爆型蓄电池机车牵引外运。

㈢3603一段上、下分段工作面实行联合回采推进

⒈上、下分段工作面错距：

下分段掩护支架的架头与上分段下煤眼子之间的间距规定为15～30m。

⒉联采方法：

采上分段时，下分段实施爆破落煤工序；采下分段时，上分段实施爆破落煤工序；以此循环实行上、下分段交替回采；一般情况下，坚持“采上不采下、采下不采上”的回采方案。

若遇特殊（顶板异常破碎、工作面水大等）情况时，可以上、下分段单段回采或同时回采推进方式，该方式可由采煤队灵活掌握使用。

⒊3601一段下分段回采工作面掩护支架尾未跨过-190m一石门前，3603一段上分段工作面与3601一段下分段工作面仍实行联合回采推进方式。

㈣顶板控制

工作面采用多边形柔性掩护支架（下宽为1.4m或1.6m）配合DW14（16）－30／100型（外注式）单体液压支柱控架及背顶支护。

⒈安架

㈠安架：

每循环在-100m风巷和-140m中巷架头处，采用矿自制的多边形掩护支架（下宽1.4m或1.6m）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20m／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。

㈡安架前必须卧地沟，地沟规格：

上宽0.6m，下宽0.4m，深0.4m。

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。

㈢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0.17m（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。

㈣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（或铺设笆片），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。

㈤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。

⒉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0.7m，不高于1.6m。

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

采用全部垮落法管理顶板。

⒈工作面随采煤放架落顶，让顶板自然垮落充填采空区。

⒉三巷采用矿用防爆型回柱绞车回撤金属支架放顶。

⒊工作面夹楼回架采用人工回架，使用3t葫芦辅助拉出掩护支架。

⒋3603一段工作面回采由3601一段工作面推进而至（连续推进），故不存在初次放顶。

但在回采过程中，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

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

三、工作面正规循环生产能力

上分段：

W上=LShrc=53×1×1.5×1.41×95%≈106t

下分段：

W下=LShrc=49×1×1.5×1.41×95%≈98t

工作面能力：

W=W上+W下=106+98=204t

式中：

W——工作面正规循环生产能力，t；

L——工作面平均长度，上分段真倾斜长53m，下分段真倾斜长49m；

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1.5m；

r——煤的视密度1.41t/m³；

c——工作面采出率，取95%。

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-520/30

台

8

额定电压：

660V

输送量：

150t/h

链速：

0.91m/s

额定功率：

30kW

-140m中巷2台、-190m六层皮带巷4台、-140m3#小石门1台，-140m三石门1台。

皮带输

送机

DTG-650

台

4

额定电压：

660V

输送量：

250t/h

链速：

1.6m/s

额定功率：

30kW

在-140m抽放巷安设1台，-190m六层皮带巷安设3台。

乳化泵

XRB2B-37

台

2

额定工作压力：

20MPa

额定流量：

125L/min

电动机功率：

37kW

安设在-140m三石门。

（1台备用）

回柱绞车

JH-14

台

3

电动机功率：

15kW

三条巷道各1台。

调度绞车

JD-11.4

台

2

电动机功率：

11.4kW

3-3区﹣190m绞料小斜坡1台、-140m轨道上山1台

电钻综控

BBZ-2.5-ⅡV

台

3

整定值：

15A

断路开关

DW80-80

台

3

整定值：

80A

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：

3603一段上、下分段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

根据临近采煤工作面的回采支护经验，掩护支架采煤工作面周期来压显现不明显，根据工程类比法对该采煤工作面进行支护设计。

㈡类比工程的选择与比较

3601一段采煤工作面采用柔性掩护支架采煤法，在回采作业过程中，保证了3601一段采煤工作面的安全顺利回采，能够满足安全、生产的需要，所以选择3601一段回采工作面支护对象的支护设计为类比对象是合适的。

为此，3603一段回采工作面采用柔性掩护支架采煤法。

二、选择支护材料

工作面煤层倾角50°～80°/70°、煤厚1.15m～2.2m/1.5m，顶板较为破碎，为此，采用多边形柔性掩护支架（下宽为1.4m、1.6m）配合DW14（16）-30／100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

采用XRB2B-37型乳化泵2台，其中1台为备用；该泵额定工作压力为20MPa、额定流量为125L/min、电动机功率为37kW。

泵站至工作面上出口范围选用Ф25×4mm无缝钢管，工作面及三巷其它段采用KJR系列三层钢鞭高压胶管。

㈡泵站设置

泵站设置在3-3区-140m三石门车场副道上，并固定牢固。

其供液路线为：

⑴泵站→-140m三石门→-140m中巷→上分段工作面→-100m风巷。

⑵泵站→-140m三石门→-140m中巷→下分段工作面→-190m六层皮带巷。

㈢泵站使用规定

1.泵站设备的维修由机电队负责，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动科负责制定实施。

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（或矿自制长为0.8m的特殊钢梁）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-100m风巷（或-140m中巷）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，要求工作面夹楼回架工作和-100m风巷（或-140m中巷）的安架和回撤金属支架工作等暂停作业，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，方可恢复工作面夹楼回架工作和-100m风巷（或-140m中巷）的安架和回撤金属支架工作。

四、特殊时期的顶板控制

㈠来压及停采前的顶板控制

⒈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，并采取笆片、排花进行背顶支护；同时，规定支柱间距为1.0～1.5m/根。

⒉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，必须用排花、笆片或木料背护牢实。

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