禁删9207回采作业规程119.docx

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禁删9207回采作业规程119

第一章概况

第一节工作面位置及井上下关系

9207工作面位置及井上下关系，见表1

水平名称

采区名称

二采区

地面标高

+969m—+1030m

井下标高

+790m—+808m

地面相

对位置

庄上村东南部部分农田，山梁沟谷覆盖地表，西北部有建筑物敬老院一座。

回采对地面设施的影响

地表为黄土,平均覆盖厚度80m左右，与下伏地层不整合接触。

井下位置及四邻关系

9207工作面北为专用回风巷，西、南均为实体煤层、东为9206采空区，上部为8207采空区，回采时会有局部淋水出现，对本回采工作面有一定影响。

走向长度（m）

498

倾斜长度（m）

123m

面积（m2）

61254

工作面位置及井上下关系表（表1）

第二节煤层

工作面煤层情况,见表2

煤层情况表（表2）

煤层厚度（m）

1.9

煤层结构

简单

煤层倾角（°）

3—8

开采煤层

9#煤层

煤种

瘦煤

稳定程度

稳定性较差

煤层情况描述

平均煤层厚度1.9m，中间含一层岩夹矸，夹矸厚度10～30cm，夹矸上部煤层厚0.3m，下部煤层厚1.4m。

第三节煤层顶底板

工作面煤层顶底板情况,见表3

工作面煤层顶底板（表3）

顶底板名称

岩石名称

厚度/m

特征

老顶

粉砂岩

5.00～9.20

细粒砂岩

直接顶

黑色泥岩

1.11～1.28

质地细腻，节理裂隙发育，局部地段为砂质泥岩

伪顶

泥岩

0.1～0.3

性脆、节理发育、随采随落

直接底

深灰色泥岩夹粉砂岩

3.1～3.4

层理发育，岩石风化易碎

老底

灰黑色泥岩

5.00～9.20

含植物化石及黄铁矿结核

附图1：

工作面煤层柱状图

第四节地质构造

一、褶曲情况及其对回采的影响

该工作面总体为单斜构造，根据临近工作面实际揭露煤层资料显示，该工作面地质条件相对简单，无断层、陷落柱等地质构造，煤层赋存稳定，煤的硬度为1—1.5。

二、其他因素对回采的影响（陷落柱、火成岩等）

在两顺槽开拓的过程中未发现有陷落柱、火成岩等其它地质因素，预计回采工作面也不会出现陷落柱、火成岩等其它地质因素，但在回采过程中必须要注意上部采空区对本工作面的影响。

第五节水文地质

一、工作面水源分析

1、本工作面上部为8207采空区，其上部含水层为太原组L3、L4、L5三层石灰岩组成，其中上石炭纪的碎屑岩夹碳酸盐类含水量水层在本井田有较大面积出露，直接受大气降水的补给，顶板裂隙和采空区冒落是造成工作面充水的主要原因。

2、采动引起地表塌陷，雨季汛期的地表水渗入井下，使工作面充水增大。

二、其他水源的分析

除上述原因可能导致工作面局部淋水外，其余的水源为静压洒水及液压支柱卸载的积水。

三、地表水对开采的影响

随着我矿开采深度的延伸，矿压增大，顶、底岩层将遭到破坏，会使地表岩层裂隙加大、增多，甚至形成地面塌陷，因此一定要采取防范措施，坚持“预测预报、有采必探、先治后采、先探后采”的原则。

第六节影响回采的其他因素

瓦斯

相对涌出量3.23m3/t，绝对涌出量1.763m3/min，属于低瓦斯矿井

CO2

相对涌出量8.5m3/t，绝对涌出量1.85m3/min

煤尘爆炸指数

煤尘具有爆炸性

煤的自然倾向性

Ⅱ级

地温危害

无

冲击地压危害

无

一、影响回采的其它地质情况,见表

影响回采的其他地质情况表（表4）

以上影响回采的其它地质情况表内的数据，均来源于2010年《地质报告》。

二、冲击地压和应力集中区

根据我矿以往回采8#工作面的情况可知，冲击地压显现不是十分明显。

但因我矿井田范围内的9#煤质比较软，底板为砂质泥岩，伪顶为灰黑色泥岩，直接顶为灰黑色砂质泥岩，顶板容易跨落。

故工作面的部分地段冲击地压表现不明显。

工作面的应力集中区主要在工作面的上下安全出口。

两个出口控顶面积大；下出口有受采空的影响比较大，故这两个地方容易发生片帮，冒顶事故，必须进行加强超前支护的管理。

三、地质部门的建议

随着开采的推进，开采深度越来越深，冲击地压的显现也会越来越明显，必须要加强冲击地压的监测，保证采空区及时垮落，并且充填严实，加强上下安全出口的支护，在工作面避免产生人为的应力集中区。

对已产生的应力集中区域或因地质构造等因素存在的高应力区，应当严密监控，采取木垛法、加密柱法、穿铁鞋法改变岩体物理力学性能，降低或释放岩体积聚的弹性潜能，从而预防事故的发生。

第七节储量及服务年限

一、储量

9207工作面倾向长度123m，走向长度498m，采高为1.9m，煤的容重为1.4t/m3,工作面回采率为95%。

Q地＝498×123×1.9×1.4＝162935.64t

二、工作面可采储量

Q可＝468×123×1.9×1.4×95%＝145464.23t

三、工作面服务年限

工作面可采储量采用两班生产一班准备，每班三循环，循环进度0.6m，每月按25日计算，月推进90m。

工作面服务年限=（可采长度/月推进度）=（468/90）/12=0.43年。

第二章采煤方法

一、采煤方法及其依据

9207工作面采用走向长壁式采煤法，采用采煤机落煤，刮板、皮带输送机运煤，HDC-2600π型钢梁配合DZ30—25/100型单体液压支柱控制顶板，采空区自然垮落法管理顶板。

依据：

煤层赋存稳定，倾角不大，采高为1.9m，顶板比较完整，并且能及时垮落，综合上述条件，故选用此采煤法。

第一节巷道布置

一、工作面巷道布置概况

9207回采工作面位于矿井的9#煤层，共布置有三条顺槽，第一条巷道为9207回采工作面的回风顺槽（原9216顺槽）；第二条巷道为9207回采工作面的第一进风巷（原9217顺槽），即轨道巷；第三条巷道为9207回采工作面的第二进风顺槽（原9218顺槽），即运输巷。

二、工作面运输巷

9218顺槽为9207回采工作面的运输巷，即工作面的第二进风巷，顺槽为矩形断面，净宽3.5m，净高2.0m，采用ø22mm、长1800mm的锚杆+ø15.20mm、长6000mm的锚索+w型钢带配合菱形网支护顶板，帮锚采用ø22mm、长2000mm的不可回收锚杆配合梯子梁护帮。

顺槽中安装有SSJ800/40型皮带输送机和SGB-620/2×55型转载刮板输送机。

该顺槽主要服务9207回采工作面的进风、运煤、行人等任务。

三、工作面轨道巷

9217顺槽为9207回采工作面的轨道巷，即工作面的第一进风巷，顺槽为矩形断面，净宽3.5m，净高2.0m，采用ø22mm、长1800mm的锚杆+ø15.20mm、长6000mm的锚索+w型钢带配合菱形网支护顶板，帮锚采用ø22mm、长1800mm的不可回收锚杆配合梯子梁护帮。

该顺槽主要服务9206回采工作面的进风、运料、行人等任务。

四、工作面回风巷

9216顺槽为9207回采工作面的回风巷，顺槽为矩形断面，净宽3.5m，净高2.0m，采用ø22mm、长1800mm的锚杆+ø15.20mm、长6000mm的锚索+w型钢带配合菱形网支护顶板，帮锚采用ø22mm、长1800mm的不可回收锚杆配合梯子梁护帮。

该顺槽主要服务9206回采工作面的回风、行人等任务。

五、工作面切眼

工作面的切眼为矩形巷道，净宽3.5m，净高2.0m，采用树脂锚固剂,ø22mm、长1800mm的高强螺纹锚杆，ø15.20mm、长6000mm的锚索及W型钢带配合金属网支护顶板。

附图2：

工作面及巷道布置平面图

第二节采煤工艺

一、采煤工艺

工作面采用走向长壁式采煤法，自然垮落法管理顶板，一次性采全高，平均厚度为1.9m；选用MG200—W型双滚筒采煤机落煤，中部进刀，双向割煤、往返一刀，工作面采煤工艺流程为：

安全检查（设备检查）—联网—中部进刀—（割、装、运）煤—移梁—支柱—移溜—移柱—回柱放顶。

1、安全检查（设备检查）

每班下井后，必须进行设备的安全检查，检查各项设备是否运转正常，如有问题及时进行修理。

2、联网

联网时必须长边搭接20cm，短边搭接20cm，每20cm用一道双股网丝（∮0.06m）拧紧。

3、中部进刀：

采煤机的进刀方式为中部“八字”进刀，进刀长度为20m，截深为0.6m。

工作面中部进刀割煤时，先启动皮带、刮板输送机，再启动采煤机。

启动设备必须按照《设备操作规程》作业，杜绝机器带病运行和违章作业。

采煤机运行后，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤。

采煤机斜进刀达0.6m，调整滚筒反向割三角煤。

4、（割、装、运）煤：

采煤机割煤方式为双向割煤,往返一刀。

正常割煤时，采煤机司机要注意调节滚筒高度，防止割破顶板造成冒顶事故，或割破底板给顶溜造成困难。

割下的落煤随采煤机滚筒旋转，装入工作面刮板溜中。

工作面的煤由刮板机、皮带输送机等运出。

采煤机运行速度由刮板输送机上的煤量大小、工作面地质及支护情况而定。

采煤机往返清扫工作面机道内的浮煤，剩余的浮煤由人工用铁锹清理到刮板输送机上。

5、移梁：

移梁的过程同时也是放顶的过程,带班长、安全员、及跟班领导要做好监护工作，发现有顶板破碎、采空区的落矸有涌入工作面等不安全隐患时，必须先处理后移梁。

移梁时，由三人操作，先将所移梁靠近落山一端支柱卸载备用，由一人扛柱，再将该梁另一根支柱卸载，两人同时将2.6m（3.2m）的π梁向煤壁方向前移1.2m，然后，支柱支在相应的位置。

移梁工作滞后采煤机后滚筒外边缘10—15m进行。

π型梁的支护要求平、直（与工作面成垂直方向），并与顶板严密接合。

如有拉槽冒顶地段，必须立即停止移梁作业，要在梁顶上部加垫木料、背板等材料，直至垫平为止。

顶板冒落严重的地方，一定要根据地形选用适当的木料或背板，以“井”字形木垛对π型梁以上的冒顶空间进行支护，杜绝顶梁上部出现空顶的现象。

移梁后要确保工作面支柱成一条直线。

6、支柱：

移梁后将备用支柱移至距溜槽边15cm的梁下作为临时支柱，然后在靠近梁尾20cm处支设另一根支柱，两柱相距0.6m。

柱子支起后，要及时挂好防倒链，防止支柱漏液跌倒伤人。

7、移溜：

移溜时必须从中部向机头（机尾）顺序作业。

然后采用移溜器开始移溜。

沿工作面每4m安设一台移溜器，移溜时，其弯曲段的长度不少于15m。

移溜后，刮板内边的铲煤板要紧靠煤壁，并成一直线。

不允许由两端向中间的顺序推移，以免输送机因受力不均匀在中部拱起；推移输送机（溜子）时，同时工作的推溜器不得小于2台，且前后推移要互相协调，掌握每次推移位置。

要及时打好机头、机尾压柱。

移溜必须有专职人员操作，其它人员不得随意操作。

8、移柱：

移柱：

滞后移溜工作10—15m进行，移溜工作结束后，将临时支柱移至溜槽边15cm处，此时，两支柱相距1.2m，要求支柱的初撑力大于等于11.5MP（90KN），柱子支护要迎山有力，迎山角度为1°—3°，如底板松软时，支柱必须穿鞋。

柱子支起后，要及时挂好防倒链，防止支柱漏液跌倒伤人。

9、回柱放顶：

移柱后，紧接着回收与所移梁后方旧切顶线上的密集支柱，打在新移梁后切顶线上，形成新的切顶线。

所有回采工序完毕后，必须对工作面进行整理：

特别是三、四排支护空隙的落煤要清理彻底；对倾斜支柱要重新支护，确保支柱迎山有力，成一直线；最后一排支柱的密度，必须要满足防止落山的矸石滚入工作面的要求。

只有做好最后的整理工作，才能保证工程质量提高回采率，全面实现质量标准化管理，同时为下一循环的作业创造一个良好环境。

附图3：

采煤机进刀方式示意图

二、工作面正规循环生产能力

W=LShrc

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；

r——煤的密度，t/m3；

c——工作面采出率，%

W=123×0.6×1.9×1.4×0.95＝186.49t

第三节设备配置

一、工作面设备（采煤、支护、运输设备名称、型号、主要技术参数和数量）

1、采煤机为MG200—W型双滚筒，采煤机滚筒直径1.25M，截深0.6M。

2、工作面刮板机为SGZ—630/180可弯曲刮板输送机，功率2×90KW。

3、顺槽为SGB—620/55×2型刮板转载。

4、贯眼刮板为SGB—620/55型刮板转载。

5、顺槽皮带为SSJ800/40型皮带输送机。

附图4：

9207高档工作面机电设备布置示意图

二、9207工作面选用设备配制表详见表5

9207工作面选用设备配制（表5）

序号

名称

型号

功率（容量）

数量

使用地点

用途

1

移动变电站

KBSGZY630/10./0.69KV

630KVA

1

回风顺槽

工作面电源

2

采煤机

MG200-W

200KW

1

工作面

落煤

3

刮板运输机

SGZ-630/180

2×90KW

1

工作面

运煤

4

刮板运输机

SGB-620/2×55

2×55KW

1

运输顺槽

运煤

5

刮板运输机

SGB—620/55

55KW

1

贯眼

运煤

6

皮带运输机

SSJ-800/40

40KW

1

运输顺槽

运煤

7

乳化液泵

XRB2B（A）80/20

37KW

2

进风顺槽

支护

8

乳化液箱

XRXTA

1

进风顺槽

备用

9

喷雾泵

PBW200/6.3

37KW

1

进风顺槽

灭尘

10

调度绞车

JD-1

11.4KW

3

进风顺槽

运料

11

组合开关

QJZ-4×315

400A

1

进风顺槽

工作面开关

12

真空电磁起动器

QBZ-80D

80A

8

9217顺槽3台

9218皮巷机头2台

绞车开关3台

控制绞车

张紧绞车

13

真空电磁起动器

QBZ-200D

200A

3

皮带机头1台

贯眼、顺槽各1台

乳化泵

14

真空电磁起动器

QBZ-120

120A

1

皮带机头1台

皮带开关

15

照明综保

BZX-4.0

4KVA

2

运输、回风顺槽

照明信号

第三章顶板控制

第一节支护设计

一、根据矿压观测资料，填制本工作面矿压参数表

同煤层矿压观测选择或预计本工作面矿压参数参考（表6）

序号

项目

单位

同煤层实测

本面选取或预计

1

顶底板条件

伪顶

m

0.1—0.2

0.2

直接顶厚度

1.11—1.28

1.28

基本顶厚度

m

5.00—9.20

8.26

直接底厚度

m

0.5

0.5

2

直接顶初次垮落步距

m

10—15

10

3

初次

来压

来压步距

m

10—15

20

最大平均支护强度

KN/m2

42.24

61.2

最大平均顶底板移近量

mm

170

170

来压显现程度

不明显

不明显

4

周期

来压

来压步距

m

20—25

20

最大平均支护强度

KN/m2

39.2

45.6

最大平均顶底板移近量

mm

180

180

来压显现程度

不明显

不明显

5

平时

最大平均支护强度

KN/m2

35.4

38.4

最大平均顶底板移近量

mm

160

160

6

直接顶悬顶情况

m

7

底板容许比压

MPa

8

直接顶类型

类

9

基本顶级别

级

10

巷道超前影响范围

m

20

20

二、支护材料

工作面支护使用HDC-2600π型梁，DZ30-25/100型单体液压支柱，柱子初撑力不得小于90KN（11.5Mpa），工作阻力245KN（31Mpa）。

三、支柱设计选型计算

1、支柱规格的选择

⑴支柱的最大采高Hmax

Hmax=Mmax－b＋e=1.9－0.1＋0.1=1.9m

式中：

Mmax—工作面最大采高，1.8m；

b—支护顶梁厚度0.1m；

e—活柱富余行程，一般取0.1m；

由上可知工作面支柱的最大高度为：

1.9m

⑵支柱的最小采高Hmin

Hmin=Mmin－s－b－a

式中：

Mmin—工作面最低采高，1.6m；

b—顶梁厚度0.1m；

s—顶板平均最大下沉量，取0.1m；

a—支柱卸载高度，取0.1m；

根据工作面最低采高1.6m的要求，

则Hmin=1.6－0.1－0.1－0.1=1.3m

DZ30-25/100型单体支柱支护行程为1.2—2.0m，根据计算可知以及根据工作面需要，选用该型号支柱满足要求。

如工作面出现地质变化等特殊情况，需改用其它型号的支柱时，必需要提前做好计划，上报总公司，并且在《规程》中作相应的补充说明。

2、合理的支护强度：

Pt=9.81hrk=9.81×1.8×2.5×8=353.16KN/m2

式中：

h—采高，m；

r—顶板岩石容重，取2.5t/m3;

k—取8倍的采高；

3、单体液压支柱实际支撑力：

Rt=Kg×Ke×Kb×Kh×Ka×R

=0.99×0.95×0.90×1.0×0.90×245=186.64KN

式中：

Rt—支柱实际支撑力，KN；

Kg—支柱工作系数，0.99；

Ke—支柱增阻系数，0.95；

Kb—支柱不均匀数，0.90；

Kh—采高系数，1.0；

Ka—倾角系数，0.90；

R—支柱额定工作阻力，245KN；

4、工作面合理的支护密度：

N=Pt/Rt=353.16/186.64=1.89根/m2；

工作面按理论计算为1.89根/m2，但根据工作面实际情况，为了安全起见，N实际取值为2.2根/m2；

5、工作面支柱距、排距：

A=（N×s）/（Nb+F）=（4×1/2.2）/（2.6+0.2）=0.65m

式中:

A—柱距，m；

N—工作面支柱排数，4；

s—每根支柱的支护面积，1/2.2；

Nb—∏型梁规格，HDC-2600π型梁；

F—机道上方梁端至煤壁距离，0.6m；

柱距按理论计算为0.65m，但为了安全考虑将排距缩小为0.6m。

四、乳化液泵站

（一）泵站选型、数量

根据质量标准化的要求、工作面用液量和乳化泵的供液量和供液压力，本工作面选用XRB2B（A）80/20型乳化液泵完全可以满足工作面安全生产的需要；工作面共设有两台同型号的乳化液泵，一台工作，一台备用。

（二）泵站设置位置

乳化液泵位于工作面轨道顺槽中，距工作面400米左右。

（三）泵站使用规定

1、乳化泵站每班应配备专职司机一名，负责乳化液泵站的操作和班中设备运转中的维护工作，使泵站正常无误地向工作面液压支柱供应高压乳化液。

2、乳化液泵站的司机必须经过专门的培训，了解和掌握本设备的结构、性能和操作规程，工作面的作业规程，煤矿安全规程。

会开动、会日常维护、会排除故障，经考试合格，并持有司机操作证，方可上机操作。

3、司机接班后首先要对乳化液泵站的设备和其周围的环境进行检查并清理卫生，使设备和环境保持整洁。

4、司机接班后，要了解和检查设备供电线路和供水管路，使其保持良好的状态，并熟悉其供电、供水系统。

检查乳化液泵站各设备的另部件、连接件、防护罩等齐全紧固。

检查各个过滤器并清洗，使其保持清洁、畅通。

5、检查泵曲轴箱（减速器）的油位，使箱内润滑油面保持在规定的范围内。

6、开泵前，检查乳化液箱的液量大于箱体1/2，用浓度计检查乳化液浓度在2%—3%之间，每次加水和加油后，都必须检查一次乳化液浓度，并用工具将悬浮于液面上的杂物和析出的油污清除使乳化液箱内的乳化液保持清洁。

7、检查压力表和其它指示仪表保持完好状态.

8、检查乳化泵站的吸液和排液管，泵站到工作面支架的主液管路，完好无损，不跑液漏液。

9、乳化泵起动前将卸载阀的手动阀打开，使泵在轻载下起动。

10、起动空转3—5分钟，同时司机将柱塞密封上的黄油杯顺时针方向旋转1/2圈，为其压注润滑油或将柱塞密封上方的其它形式的注油装置检查，确保润滑油的供给。

然后使用泵头柱塞孔端部的放气螺钉,排出柱塞腔中的空气.再将卸载阀的手动卸载阀关闭,将高压乳化液送往工作面,将卸载阀上的压力表开关打开。

11、开泵时，时刻注意泵的声音，正常时，声音清晰，压力大于或等于18Mpa。

司机应集中精力，注意监听设备运转中声音是否正常，如有导样，应立即停机，检查处理后方可开机。

12、乳化液配制标准为每97-98kg水加乳化油2-3kg，并每次配制后用浓度计检查，要做到管路不漏液泵站压力正常。

在泵箱附近挂管理牌，明确配比方法，用液比例、责任者等，有维修保养制度，并有专人维护，保证设备性能良好，并做好检查记录。

13、现场配比法：

制作一个长×宽×高=500mm×200mm×250mm的铁箱，箱底焊一个19号截止阀，在铁箱周边距离高200mm处，标明显标志线，将该铁箱置于泵箱上。

每次加水到200mm标志线时，停止加水，然后加入0.4—0.6kg乳化油，搅匀即为2%-3%浓度的乳化液。

将配制的乳化液经截止阀注入箱内，再用浓度计检测其浓度。

不得直接将清水注入箱内或在泵箱内配制乳化液。

14、乳化液配比不合格，司机不得开泵。

15、乳化泵曲轴箱的润滑油的油面不得高于油位的上限，不得低于下限，否则应加足后方可开机。

第二节工作面顶板控制

一、正常工作时期顶板支护方式

（一）支护方式

回采工作面支护形式为一梁两柱、花梁迈步前进。

单体液压支柱和π型梁＋菱形网配合控制顶板，排距0.6m，同步梁中心距为0.7m，错步梁中心距为0.35m。

（二）梁柱支设的技术要求：

1、2.6m的π型梁与单体液压支柱接口要吻合，梁下两柱间距1.2m，伸向煤壁的梁头距支柱中心1.2m，端面距最大不超过0.2m,落山梁尾距支柱中心0.2m；密柱采用带帽点柱,支在两滞后梁的中间，每对滞后梁中间支设两根支柱，并且与最后一排支柱成一条直线，支柱的手把统一向上山，注液咀统一向落山，所有梁全部接顶。

2、各种支护材料必须符合规定，杜绝失修、失效，断梁坏柱现象，支柱要见底接顶，全部升紧打牢，并有1°—3°的迎山角，支柱要打成直线，其偏差不超过±100mm，要数量齐全，下端支在实底上，软底要穿鞋，备用和待用支护材料要码放整齐，置于运料顺槽内距工作面30—50m处、无杂物、无淤泥、无积水的地方。

（三）控顶距及放顶步距：

1、最大控顶距4.0m；

2.6m（梁子）＋0.6m（滞后梁）＋0.2m（尾梁）＋0.6m（一刀）＝4m；

2、最小控顶距3.4m；

最大控顶距－0.6m一刀＝3.4m；

3、放顶步距0.6m；

（四）机道内伞檐长度超过1m时，其最突出部分不超过150mm，伞檐长度小于1m以下时，其最突出部分厚度不超过200mm；超出部分要用手镐等长把工具（不小于1.5m）处理，同时处理所有的活矸、活煤等，处理时，上、下范围内不准有人从事其它工作，并停机停溜，人员要站在上方的有效支护下进行操作。

二、正常工作时期的特殊支护形式

1、四对八梁：

采用一梁三柱的形式，采用3.2m的π型钢梁配合单体液压支柱，主要用于机头、机尾的支护。

2、密柱：

靠近落山切顶线上，在滞后梁之间加设两根带帽点柱作为密柱，既能防止落山矸石涌进工作面，又能增加支护强度，保证放顶安全。

3、贴帮柱：

从工作面第一排支柱到煤壁的范围内在习惯上称为煤壁区，由于回采工作面前方压力的影响，使得煤壁前方极易