090122回采规程.docx

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090122回采规程

山西灵石银源兴庆煤业有限公司

090122回采工作面作业规程

编制：

施工单位：

编制日期：

批准日期：

090122回采工作面作业规程

会审人员及审批意见

会审意见

会审时间

会审人员签字

技术科

安全科

调度室

通风科

机电科

防治水科

机电矿长

安全矿长

生产矿长

总工

作业规程贯彻记录

贯彻内容：

090122回采作业规程

地点：

时间：

队长：

组队技术员：

作

业

人

员

登

记

贯彻人:

作业规程学习和考试记录

负责人：

传达人：

年月日

参加人员

参加人员

姓名

工种

成绩

签字

姓名

工种

成绩

签字

目录

第一章:

概况

第一节:

工作面位置及井上下关系

第二节:

煤层

第三节:

煤层顶底板

第四节:

地质构造

第五节:

褶曲情况对回采的影响

第六节:

无炭柱对回采的影响

第七节:

水文地质

第八节:

影响回采的其它因素

第九节:

储量及服务年限

第二章:

采煤方法

第一节:

巷道布置

第二节:

采煤工艺

第三节:

设备配置

第三章:

顶板控制

第一节:

支护设计

第二节:

工作面顶板设计

第三节:

运输顺槽、回风顺槽及端头顶板控制

第四节:

矿压观察

第四章:

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:

回采工作面防灭火

第六节:

通信

第五章:

劳动组织和主要技术经济指标

第一节:

劳动组织

第二节:

主要技术经济指标

第六章:

煤质管理

第七章:

安全技术措施

第一节:

一般措施

第二节:

顶板管理措施

第三节:

防治水

第四节:

爆破

第五节:

“一通三防”及安全监测

第六节:

运输

第七节:

机电

第八节:

其它

第八章:

灾害预防及避灾路线

附图1　煤、岩柱状图

　　附图2工作面巷道布置图

附图3运输系统图

附图4通风系统图

附图5避灾路线图

附图6监控系统图

附图7-1工作面支护示意图

附图7-2最大、最小控顶距示意图

附图８工作面循环作业图表

附图９工作面设备布置图

山西灵石银源兴庆煤业有限公司

090122回采工作面作业规程

第一章概况

第一节工作面位置及井上下关系

水平名称

+660米水平

采区名称

一采区

地面标高

+995～1025米

井下标高

+695～+725米

地面相对位置

工作面位于山西灵石县交口乡庆余村以北，工作面范围内有少量农田，无民房及其他建筑物。

回采对地面

设施的影响

工作面上部为荒山，农田。

回采后预计不会对地表造成大的影响。

井下位置

及相邻关系

北面为实体煤未采动，西为运输、轨道、回风大巷，南面为090120工作面采空区，东为我矿边界。

走向长度（米）

920

倾斜长度（米）

170

面积（米2）

156400

第二节煤层

本工作面开采煤层为9#煤层，通过地质资料与巷道施工探明情况分析，煤层赋存稳定，具体情况见下表：

煤层厚度（米）

1.2～1.7

煤层结构

简单

煤层倾角（°）

0～17

1.5

7

开采煤层

9#

煤种

肥煤

稳定程度

稳定

煤层

情况

描述

该工作面煤层厚1.2～1.7米，煤结构简单，赋存稳定；煤层倾角0～17°，平均7°，该工作面煤层无夹矸，局部夹有硫铁矿结核，平均厚度为1.5米。

第三节煤层顶底板

工作面煤层顶底板情况：

顶底板名称

岩石名称

厚度（米）

岩性特征

直接顶

K2石灰岩

6

灰白色、钙质胶结坚硬f=8～10

直接底

砂质泥岩

6

灰黑色泥质胶结f=4～6

见附图1：

煤、岩柱状图。

第四节地质构造

本工作面地质构造简单，掘进期间揭露9条断层，落差分别为1.5米、2.3米、1.2米、0.3米、0.4米、3.8米、0.8米、1.5米、1.2米，会对工作面的生产组织造成一定的影响。

第五节　　褶曲情况对回采的影响

工作面总体为一个轴向近南北方向的背斜构造，背斜褶曲宽广，预计不会对工作面回采工作造成影响。

第六节　　陷落柱对回采的影响

根据巷道掘进探明的情况，该工作面回风顺槽距轨道大巷737米有一个陷落柱，揭露62米，将给工作面的回采工作造成较大的影响。

见附图2：

工作面巷道布置图。

第七节水文地质

一、含水层（顶部和底部）分析

本工作面直接顶板为K2石灰岩，本区K2、K3、K4三层石灰岩为主要含水层，K2石灰岩为工作面主要充水水源，含水中等。

工作面掘进时在出现顶板淋水，预计将对工作面的回采工作造成一定的影响。

所以机采队在回采时一定要做好水害防治工作。

二、上部采空区积水分析

工作面上方可能有废旧小煤窑2＃、4＃采空区，由于以前开采技术落后，多采用以掘代采的作业方式，上部采空区局部会有积水，在工作面回采过程中，一定要加强对顶板淋水变化的观察。

发现淋水量变化，立即停止作业，查明原因，进行处理。

3、华强巷道积水分析

工作面中部存在华强巷道，由于该巷道长期封闭，直接顶板为K2石灰岩，K2石灰岩为工作面主要充水水源，含水中等。

预计该巷道存在一定积水，将对工作面的回采工作造成一定的影响。

所以在回采过程中应做好预防突水的准备工作，配备排水设施，排水泵要保持完好,并有备用泵。

发生突水现象，负责人要即时向调度室汇报，并组织所有人员按避灾路线撤离。

第八节影响回采的其它因素

影响回采的其它地质情况：

瓦斯

低瓦斯矿井，瓦斯绝对涌出量1.26m3/min。

二氧化碳

低CO2矿井，CO2绝对涌出量2.52m3/min。

煤的自燃倾向性

自燃发火等级为Ⅱ级，有自燃发火倾向。

冲击地压危害

和应力集中区

该工作面南侧为090120工作面采空区，工作面保安煤柱留有10米。

现工作面的地压表现不明显。

第九节储量及服务年限

一、储量计算以运输顺槽（920m）、回风顺槽（920m）、切眼（170m）面积为156400m2，煤厚1.5m（平均厚度），容重为1.35t/m33，工作面工业储量：

920×170×1.5×1.35=316710t。

工作面可采储量：

860×170×1.5×1.35×0.95=281252t-3463t（揭露陷落柱面积1800㎡×1.5×1.35×0.95）=277789t

二、工作面服务年限

工作面服务年限：

（860）/（75）=11.5个月。

第二章采煤方法

第一节巷道布置

一、采区设计、采区巷道布置概况

该采区为晋中市煤炭规划设计研究院2010年11月设计，布置有三条大巷，运输大巷沿11＃煤层布置，担负北采区的运煤，进风，行人任务；轨道大巷沿9＃煤层顶板布置，担负北采区的运料，排矸，行人任务；回风大巷沿9＃煤层顶板布置，担负北采区的行人及回风任务。

二、工作面回风顺槽

1、支护形式：

工作面回风顺槽为裸体巷道，无支护。

2、巷道断面：

巷道采用矩形断面，净宽3.5米，净高1.5米，断面积5.25m2。

3、管线敷设：

工作面回风顺槽铺设2寸防尘管路、3寸排水管、2寸压风管路、监控线路。

4、巷道用途：

工作面回风、行人等。

三、工作面运输顺槽

1、支护形式：

运输顺槽沿9#煤层顶板掘进，巷道右侧铺设皮带，巷道为裸体巷道，无支护。

2、巷道净断面：

巷道采用矩形断面，净宽4m，净高2m，断面积8m2。

3、管路敷设：

右帮敷设φ50㎜防尘管路、φ50㎜压风管路。

左侧悬挂监控、通讯、信号、动力电缆。

4、巷道用途：

主要用于工作面的进风、行人、运煤等。

四、工作面切眼

支护形式：

工作面切眼沿煤层顶板布置，矩形断面，净宽3.0米，高度不得小于1.5米，采用单排单体液压支柱带帽点柱支护。

柱距3米。

第二节采煤工艺

一、采煤工艺

090122工作面采用走向长壁后退式采煤法，全部垮落法管理顶板的高档普采工作面。

1、工艺顺序：

双滚筒采煤机割煤—刮板输送机运煤—清理工作面浮煤—推移刮板输送机—支护顶板—回柱放顶

2、落煤：

采用采煤机螺旋滚筒截割落煤，滚筒截深0.6m。

3、装煤：

采煤机螺旋滚筒配合SGZ-630/264刮板输送机铲煤板装煤。

4、运煤：

工作面采用SGZ—630/264刮板输送机，运输巷采用一部SGB—620∕40T刮板机，一部DTL—800带式输送机。

5、工作面支护：

最大采高1.8m，最小采高1.2m，平均1.5m，循环进度1m。

工作面采用单体液压支柱带帽3～4排支护，柱距0.75米，排距1.0米，靠近采空区一侧采用密集支柱支护顶板，密集柱4根/米，放顶步距1.0米，采用一采一冒的作业方式。

二、采煤方法

1、采煤机的进刀方式。

采煤机的进刀采用端头斜切的进刀方式，斜切进刀段距机头长度为15m，进刀深度为0.6m。

⑴采煤机向上沿刮板输送机弯曲段开缺口，行进25米至正常截割状态，推移刮板输送机机头至平直状态。

采煤机向下并调换两个滚筒的位置割三角煤至割透煤壁。

调换两个滚筒的位置向上进入正常割煤状态。

采煤机向上割透机尾煤壁。

⑵调换两个滚筒的位置向下沿刮板输送机弯曲段开缺口,向下行进25米至正常截割状态，推移刮板输送机机尾至平直状态。

采煤机向上并调换两个滚筒的位置割三角煤至割透煤壁。

2、采煤机正常切割长度为115m，以2m/min的速度向上（下）割煤，正常割煤采用前滚筒在上部、后滚筒在下部的方式。

３、工作面割煤及采煤机牵引方式。

工作面采用双向割煤，往返二刀；采煤机牵引方式为：

交流电牵引。

三、工作面正规循环生产能力

W=LSHγc=（170×1×1.5×1.35×95%）t=327t

式中W—工作面正规生产能力，t；

L—工作面长度，170m；

S—工作面循环进尺，1m；

h—工作面采高，1.5m；

γ—煤的密度，1.35t/m3；

c—采出率，95%。

第三节设备配置

工作面设备配备表

序号

名称

规格型号

单位

数量

备注

1

采煤机

MG200∕345-AWD

台

1

456KW

2

刮板输送机

SGZ-630/264

台

1

150KW

3

刮板输送机

SGB620∕40T

台

1

2×40KW

4

胶带输送机

DTL—800

部

1

2×40KW

5

风煤钻

台

1

6

调度绞车

JD—11.4

台

6

11.4KW

7

液压支柱

DZ16－30/100

DZ18－30/100

根

1360

其中26米为180米工作面

8

控制开关

QBZ—80

台

6

9

控制开关

QBZ—120

台

2

10

控制开关

QJZ—400

台

2

11

总开关

KBZ—400

台

1

12

探水钻

ZLJ—650型

台

1

7.5KW

13

煤电钻综保

ZBZ—4.00

台

1

4KW

14

照明综保

ZXZ8—4.00

台

1

15

潜水泵

WQ12.5-100/5-7.8

台

2

7.5KW

16

乳化泵

BRW125/31.5MPa

一泵两箱

17

回柱绞车

台

1

第三章顶板控制

第一节支护设计

一、液压支柱支护强度验算

1、经验计算支护强度：

Pt=9.81×h×γ×k=9.81×1.5×2.5×4=147.15KN/㎡

Pt———工作面合理的支护强度，千牛/米2

h———采高，米

γ———顶板岩石的密度，吨/米3,一般取2.5

k———工作面支护的上覆岩层厚度与采高之比，一般为4～8，本工作面为4。

2、选择工作面支护强度：

090122工作面选用DZ16－30/100、DZ18－30/100型液压支柱，额定工作阻力294KN。

表六：

工作面条件与支护适应条件对照表

项目

工作条件

支护适应条件

倾角

0～17°

煤厚

1.2—1.6米

0.8—1.6米

支护强度

147.15千牛

534.545千牛

顶板种类

二级二类

通过对比、验算，证明选用DZ16－30/100、DZ18－30/100型液压支柱满足工作面支护要求。

二、乳化液泵站

㈠泵站选型、数量

乳化液泵型号为BRW125/31.5，数量为2台；乳化液箱一台；输液管路选用Φ25mm高压胶管。

主要技术参数如下：

乳化泵型号BRW125/31.5

公称流量125L/min

公称压力31.5Mpa

电机功率75kW

㈡泵站设置位置

泵站安设在运输顺槽口。

㈢泵站使用规定

1、卸载阀整定值为20Mpa，严禁随意调整安全阀的整定值。

2、使用乳化液自动配比装置，乳化液浓度保持在3%～5%之间，并经常用折射仪检查配比浓度。

3、要加强泵站设备、管路的维修和保养，保持液化系统完好，杜绝跑、冒、滴、漏、窜液现象。

4、出液管要单独悬挂，不得与电缆及其它管线悬挂在一起。

第二节工作面顶板控制

工作面采用DZ16－30/100、DZ18－30/100型液压支柱带帽对顶板实行支护，全部垮落法管理。

最大控顶距为4.6m，最小控顶距为3.6m。

工作面支护为3-4排形式，靠近采空区的一排为密集柱，每米支设4根液压支柱，其余的为单柱，间距0.75米，排距1.0米。

工作面采用一采一冒。

一、正常生产时期顶板支护方式

采用追机支护的方式对顶板进行支护。

在采煤机割煤后，及时移溜，并进行回柱放顶工作。

支护要求如下：

1、工作面采用DZ16－30/100、DZ18－30/100型单体液压支柱带帽管理顶板，靠近采空区的一排为密集柱，每米支设4根液压支柱，其余的为单柱，间距0.75米，排距1.0米。

为了防止采空区矸石推倒密集柱，在密集柱上要支设戗柱。

2、工作面应达到动态的质量标准化要求，确保“三直、一平、二畅通”。

3、加强支柱的支护强度，确保支护质量，支柱初撑力不得小于90KN。

4、采煤机割煤，割煤后先移溜，后支护。

移溜要离煤机15米左右。

防止长时间空顶。

5、工作面出现冒顶时，要及时用木料接顶，并升实支柱。

工作面支柱严禁歪斜和支在浮煤上。

二、特殊时期的顶板控制

（一）来压期间及停采的顶板控制

1、初次来压

工作面推进至10-25米时进入初次来压阶段，每班要设专人负责观察工作面顶板情况，并加强工作面的顶板支护，保证支柱有足够的初撑力，使支柱工作状态良好，加快工作面推进度。

若推进25米基本顶还未垮落，要采取人工强制放顶方式，使基本顶垮落。

初次来压主要表现在顶板的下沉量大，下沉速度快，支柱受力猛增，顶板破碎，片帮严重，故必须采取以下安全措施：

（1）缩小间排距，加大支护密度；

（2）缩小控顶距，增加支柱的初撑力和稳定性；

（3）加快工作面推进度，保证煤壁完整性。

2、周期来压

初次来压以后，每推进10～15米出现一次周期来压，周期来压时工作面顶板的压力和下沉量比平时要大30～40％，必须采取下列措施：

（1）尽可能缩小控顶距，适当缩小放顶步距，以减轻老顶对工作面的影响。

（2）加快推进度，缩小循环进度，采用多循环形式，以保证煤帮的完整性，减少片帮事故。

（3）将采空区处理干净，使直接顶达到充分垮落以缓冲老顶垮落时对支柱的冲击。

3、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。

特别注意工作面中部、两端头支柱的初撑力及支护状态，确保整体支护强度，预防冒顶。

4、初采初放：

回采工作面完善通风、运输、行人、供电、通讯、排水、防尘和避灾路线等生产系统并经有关单位验收合格后，方可进行初采。

（1）工作面初采前，必须先在切眼内使用双排带帽DZ16－30/100型单体支柱支护切眼，支柱升紧支牢。

当工作面推进一个循环后，补成三排柱，排距1.0m。

工作面推进10—15米后，开始初次放顶，上下端头补齐“四对八梁”，靠近煤壁一侧的两排采用单根单体液压支柱支护，靠近落山侧一排补成密集支柱。

（2）初次放顶时，必须在以生产矿长为首的初放领导小组亲临现场直接指挥下，从工作面的中部开口，分两套，分别向机头机尾，从落山侧煤帮逐架、逐段进行回柱放顶。

（3）初次放顶时，初放领导小组人员必须与工人同上同下，指导、监督初次放顶工作，只有初次放顶小组人员确认顶板冒落充分，方可停止跟班，工作面支护进入正常支护。

5、正常放顶：

初次放顶结束后，工作面转入正常放顶，工作面支护转入正常支护。

即3～4挡控顶，戴帽单体液压支柱支护，戴帽戗柱切顶，最大控顶距4.6m，最小控顶距3.6m，放顶距1.0m。

6、未次放顶：

工作面推进至停采位置后，将工作面缩小到最小控顶距，并加固工作面支护，清理运输路线，撤出工作面的采、运设备，在未次放顶、回收领导小组的现场指导下，从工作面中部分别向两端头，从落山侧向煤帮逐段逐根回收。

（二）过断层及顶板破碎时的顶板控制

本工作面共揭露大小断层9条。

过断层时要预先调整工作面方向，使工作面方向与断层的方向斜交，加强断层两侧顶板的支护工作，控制好采高和控顶距。

当工作面遇陷落柱及顶板破碎带时，要加密支护，并在液压支柱上支设长木板，木板上铺设铁丝网，以防止漏顶。

第三节运输顺槽、回风顺槽及端头顶板控制

一、工作面运输顺槽、回风顺槽的顶板控制

1、支护要求：

工作面运输顺槽、回风顺槽的超前支护均采用双排DZ18－30/100型单体液压支柱支护，超前支护以外的巷道出现煤壁片帮时应及时打带帽点柱支护。

超前支护距离不低于20米。

2、支护材料及支柱密度

运输顺槽、回风顺槽超前支护使用双排DZ18－30/100型单体液压支柱支护，排距1.0m，柱距1.0m。

3、支护质量标准：

（1）两巷支护要梁平柱正。

（2）支柱应支到实底上，并做到迎山有力（迎山角度为2°左右）。

（3）顶梁上方起伏不平处用木料接实顶板。

（4）两巷的高度不得低于1.5m，行人道宽度不得低于1m。

（5）超前支护范围内严禁堆放闲置设备及杂物。

（6）采煤工作面采用密集支柱切顶，两段密集支柱之间必须留有0.5米以上的安全出口。

二、工作面端头及安全出口的管理

工作面两端头支护形式：

工作面两端头采用DZ18－30/100型单体液压支柱配3.6米π型顶梁，“四对八梁”、一梁三柱交替掩护支护维护顶板。

三、工作面支护材料的管理

（1）支柱顶梁要建立台账统一管理，现场牌板与实物相符。

（2）支柱、顶梁码放整齐，损坏的柱、梁不得使用，用记号笔或粉笔标注并及时出井维修。

（3）按工作面正常使用量的10%准备备用支护材料，支护材料存放于运输顺槽距工作面50-80m处，距轨道距离不少于0.5m，有1.0m以上宽度的人行道，专人负责并挂好标志牌。

附图7—1：

工作面支护示意图。

第四节矿压观测

一、矿压观测内容

090122工作面的矿压观测内容主要有：

单体液压支柱阻力观测、两巷超前支护范围内单体液压支柱阻力观测，以及支护质量动态监测。

根据观测结果对工作面顶板活动规律、来压特征，工作面支柱受力特点，超前支承压力影响范围和分布特点，顶板、煤层稳定性，工作面支护质量等进行定期分析，并进一步了解煤、岩体力学参数等基础数据。

二、矿压观测方法

工作面及两巷的矿压观测:

工作面及两巷的单体液压支柱的阻力观测采用单体测力计进行监测，检修班打完超前维护后由验收员对单体的初撑力进行测量，生产班验收员对端头及超前维护的单体初撑力进行测量并记录。

三、支护质量监测

每旬由安全科不定期对工作面和两巷支护质量动态检查2次，对检查中存在的问题，由采煤队负责立即整改。

四、矿压观测时间要求

1、对工作面整个生产期间都要进行矿压观测。

2、对两巷整个生产期间都要进行矿压观测。

3、支护质量检测整个生产期间都要进行监测。

第四章生产系统

第一节运输

一、运输设备及运输方式

1、运输设备及装、转载方式

工作面采用双滚筒采煤机落煤，由螺旋滚筒配合工作面输送机装煤，落煤由工作面输送机、SGB-620/40刮板机、OTL-800带式输送机，运到工作面煤库，经运输大巷输送带运输到中央煤仓，经主斜井带式输送机到地面。

工作面机头、机尾溢出的浮煤可通过人工将其装入输送机。

2、辅助运输设备及运输方式

工作面需用的材料、设备等物资，采用0.75t矿车或料车、JD-11.4绞车，通过运输顺槽运至工作面。

二、推移刮板输送机方式

采用移溜器推移工作面输送机，推移步距为0.6米，推移刮板输送机距采煤机12—15米.输送机弯曲度不得超过3°,推移刮板输送机时弯曲段长度不得小于15米。

三、运煤路线

090122工作面→090122运输顺槽→090122运输顺槽煤库→运输大巷→中央煤库→上仓斜巷→主斜井→地面。

见附图3：

运输系统图

第二节“一通三防”与安全监控

一、通风系统

（一）风量计算

1、按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算。

Q采=100Q瓦k瓦=100×2.52×1.5=378m3/min

Q采——采煤工作面需要风量，m3/min

Q瓦——采煤工作面瓦斯绝对涌出量，m3/min

k瓦——采煤工作面瓦斯涌出量不均匀的备用风量系数，通常机采工作面取1.2～1.6，本工作面取1.5。

按瓦斯涌出量计算,需风量为378m3/min.

2、按工作面温度计算：

Q采=60V采S采k采=60×1.5×5.25×1=472.5m3/min

Q采——采煤工作面需要风量，m3/min

V采——采煤工作面适宜风速，m/s，取1.5m/s

S采——采煤工作面平均有效断面，5.25㎡

k采