6375工作面回采作业规程新.docx

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6375工作面回采作业规程新

6375工作面回采作业规程

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工作面位置及井上下关系

水平名称

-950

采区名称

三采

地面标高（m）

+25.19

工作面标高（m）

-941.1～-803.9

地面相对位置

该工作面地面相应位置南约0.33km为小赤口庄址。

地表沙河由东北方向经本工作面北部流向东南方向。

回采对地面设施的影响

无

井下位置及与四邻的关系

该工作面位于-950三采皮带石门南部，本掌倾斜上方6373工作面已回采完毕。

东为吕范井田边界煤柱。

下伏各煤层均无采掘工程。

倾斜长度（m）

146～202

走向长度（m）

1512～1517

面积（m2）

257153

170

1514

第二节煤层

采煤工作面开采煤层情况见表2

表2煤层情况表

煤层厚度（m）

2.3～4.1

煤层结构

复杂

煤层倾角（°）

9～17

3.7

13

煤层硬度

中硬

煤种

焦煤

稳定程度

稳定

煤层描述

本工作面七煤层为复结构厚煤层，局部含夹石1层，总厚为0.2米，煤层以光亮型为主，局部呈半暗或暗淡型，块状及碎块状，易碎。

煤厚由北向南逐渐变厚，上与7s-1煤层间距在3.85～10.29之间，其趋势由北向南逐渐增大，平均间距为8.60米。

下与8s煤间距在3.46～5.99米之间，其趋势由北向南逐渐增大，平均间距为4.60米。

第三节煤层顶底板

开采煤层顶底板情况见表3。

表3煤层顶底板情况表

顶、底板名称

岩石名称

厚度（m）

基本特征描述

老顶

粉砂岩

5.20

深灰～黑色，团块状构造，参差状断口，含植物根化石。

直接顶

粉砂岩

3.40

浅灰～黑灰色，水平层理发育，上部含根化石，较易冒落，局部粗糙。

伪顶

直接底

粉砂岩

1.10

灰～深灰色，局部为黑灰色，致密，细腻，均一，含植物碎屑化石，局部下部为0.99米粉砂质泥岩，参差状断口，隐水平层理发育。

老底

细砂岩

3.50

浅灰色-黑灰色，质较均一，上部含植物根化石，中下部夹细砂岩薄层，下部为深灰色泥岩，致密，细腻，贝壳状断口，较脆，易碎。

附图1：

工作面地层综合柱状图。

第四节地质构造

一、断层情况及其对回采的影响见表4

表4断层情况表

构造名称

走向（°）

倾向（°）

倾角（°）

性质

落差（m）

实见位置（m）

对回采影响程度

D3F16

255

345

53

正

0.4

皮带巷160米处

影响不大

63f104

155

65

60

正

1.2

皮带巷887米处

有一定影响

D3F10

124

34

65

正

1.2

皮带巷906米处

有一定影响

280

10

50

正

2.5

轨道巷661米处

有较大影响

127

37

35

正

7.0

里轨道巷50米处

有较大影响

145

235

50

正

0.6

皮带巷945米处

影响不大

170

260

60

正

0.3

皮带巷964米处

影响不大

255

345

60

正

0.4

皮带巷1140米处

影响不大

f2

285

15

55

正

1.0

轨道巷670米处

有一定影响

f3

250

160

60

逆

1.0

轨道巷726米处

有一定影响

249

339

30

正

0.5

里轨道巷39米处

影响不大

二、褶曲情况及其对回采的影响

该工作面范围内基本没有对回采形成影响的褶曲存在。

三、其他因素对回采的影响

该工作面范围内，没有陷落柱、火成岩等存在。

第五节水文地质

一、含水层（顶部和底部）分析

7煤层顶板含水层组为工作面的直接充水含水层，该含水层在此区域富水性较强。

本工作面所属区域在范各庄井田倾斜下方，范矿一侧采掘活动在-600水平以上，该矿已经施工的工作面涌水普遍较大。

本掌倾斜上方6373工作面在回采过程中最大涌水量达到2.45m3/min，充分说明此区域7煤层顶板含水层含水性丰富的特点。

鉴于本工作面在范各庄井田倾斜下方，本工作面至-600水平的含水层虽有6373工作面涌水疏降，但仍不充分，因此含水层对本工作面涌水的补给仍有持续性，工作面涌水补充水源充分，不易在短期内疏干。

下伏各煤层均无其它采掘工程，没有积水威胁。

根据现有的工程、井下钻孔和三维地震资料分析,工作面波及范围内没有陷落柱发育，预计对本工作面有影响的断层有9条,全为张性断裂构造，三维地震资料并未显示其有明确的导水性，但显示附近发育有部分富水区域。

此活动区域波及范围内有40、46号钻孔，经查其封孔质量良好。

二、涌水量

正常涌水量：

正常回采时涌水量为2.49m3/min

最大涌水量：

工作面最大涌水量为3.73m3/min

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

瓦斯

相对涌出量4.23m3/t（日产4600t）

煤（矿）尘

煤尘具有爆炸危险性（爆炸指数24.54％）

煤的自燃

煤层属二类自燃煤层，本公司从未发生煤自燃，无自燃发火期统计，公司规定自燃发火期按15个月管理。

CO2涌出量

 绝对涌出量0.66m3/min

第七节储量及服务年限

一、储量

工作面工业储量1421516t

工作面可采储量为1322010t。

二、工作面服务年限

工作面服务年限=可推采长度/设计月推采长度；

可推采长度为1514m；

设计月推采长度按90﹪正规循环率，取113m。

工作面服务年限＝1514÷113≈14个月

第二章采煤方法

本工作面采用走向长壁后退式综合机械化采煤法，全部垮落法处理采空区。

第一节巷道布置

一、巷道布置及支护形式

皮带巷：

长度1570m，断面10.4m2，金属拱形支架支护。

里轨道巷：

长度641m,断面10.4m2，金属拱形支架支护。

外轨道巷：

长度1030m,断面10.4m2，金属拱形支架支护。

外切眼：

长度57m，锚网支护。

里切眼：

长度202m，锚网支护。

附图2：

工作面及巷道布置平面图。

第二节回采工艺

一、回采工艺

落煤方法：

采用MGTY-710型采煤机落煤，进刀方式为端头斜切进刀，双向割煤，往返一次进两刀。

装煤方式：

采煤机滚筒与采面刮板输送机铲煤板配合装煤。

运煤方式：

采面采用SGZ-800/800刮板输送机运煤；皮带巷使用SZZ-800/315转载机、两部DSJ-1000/160×2胶带输送机；SGB-730/75*2转载机；皮带石门使用DSJ-1000/2×160胶带输送机运煤。

支护方式：

及时支护方式。

回采工艺流程：

割煤→移架→顶溜

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=L*S*H*R*C

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——平均采高m

R——煤的标称密度t/m3

C——工作面回采率%

W=202*0.7*3.7*1.55*0.95=770t

第三节设备配置

一、工作面主要设备见表6

表6工作面主要设备一览表

设备名称

型号

数量

单位

安装地点

采煤机

MGTY-710

1

台

工作面

液压支架

ZY6400-21/45

130

组

工作面

液压支架

ZY6400-17/35

7

组

工作面

工作面运输机

SGZ-800/800

1

部

工作面

转载机

SZZ-800/315

1

部

皮带巷

破碎机

PCM-160

1

台

皮带巷

皮带机

DSJ1000/2*160

1

部

皮带巷

皮带机

DSJ1000/2*160

1

部

皮带巷

转载机

SZB-730/75*2

1

部

皮带巷

皮带机

DSJ1000/2*160

1

套

皮带石门

乳化液泵站

RBW400/31.5

1

套

液泵横川

移动变压站

KBSGZY-630KVA6/1.2KV

3

台

皮带巷

移动变压站

KBSGZY-800KVA6/1.2KV

1

台

皮带巷

组合开关

BKZ1-1000/1140V

1

台

皮带巷

组合馈电

BKZ1-800/1140V

3

台

皮带巷

双速开关

QJZ-2×400/1140S

2

台

皮带巷

组合磁力启动器

BQZ1-400/5

1

台

6373集中皮带巷

移动变压站

KBSGZY-630KVA6/0.69KV

1

台

6373集中皮带巷

移动变压站

KBSGZY-1000KVA6/1.2KV

1

台

6373集中皮带巷

附图4：

工作面设备布置图

第三章顶板支护

第一节支护设计

一、工作面支护设计

1、分析和预测工作面矿压参数具体见表7

表7工作面矿压参数分析和预测表

项目

单位

同煤层实测

工作面选取和预测

顶

底

板

直接顶厚度

m

3.4

3.4

老顶厚度

m

5.2

5.2

直接底厚度

m

1.1

1.1

老底厚度

m

3.5

3.5

直接顶初次跨落步距

m

5～9

8

初

次

来

压

来压步距

m

17～34

38

最大平均支护强度

MPa

36～48

40

最大平均顶底移近

mm

160～420

260

来压显现程度

明显

明显

周

期

来

压

来压步距

m

9～16

22

最大平均支护强度

MPa

32～42

36

最大平均顶底移近

mm

90～230

150

来压显现程度

明显

明显

平

时

最大平均支护强度

MPa

26

26

最大平均顶底移近

mm

120

120

直接顶悬顶情况

m

无

无

底板容许比压

MPa

老顶分级

Ⅱ

Ⅱ

巷道超前影响范围

m

20

20

2、支护强度计算

（1）见顶底板岩性分析和煤层顶底板情况表

（2）顶底板分类及支护强度分析

1）直接顶类别分析

根据6375工作面煤层顶板（地质说明书提供和掘进实际揭露），结合我矿6373工作面顶板情况分析和矿压观测资料，可以确定为复合型顶板，容易冒落。

直接顶初次垮落步距为5～9m，依据原煤炭工业部于1981年颁发的“缓倾斜煤层工作面顶板分类（试行方案）”，直接顶为Ⅱ类中等稳定顶板。

2）老顶级别分析

a、充填采空区所需顶板冒落高度

∑h1=m/（Kp-1）

m---采高，按4.2m计算（按最大采高4.2m）

Kp---碎胀系数，按1.25计算

∑h1＝4.2/（1.25-1）＝16.8m

顶板总厚度为8.7m，冒落后不能充分充填采空区。

b、N=∑h2/m∑h2——直接顶厚度3.4mm—采高取4.2m

Km=∑h2/m=3.43/4.2＝0.81

根据0.3

3）支护强度分析

①、6375工作面直接顶为Ⅱ类中等稳定顶板，老顶为Ⅱ级有周期来压顶板，所选用支架的支护强度应不小于：

P=9.8×1000×n×r×m×106

式中：

p—直接顶及老顶来压时的支护强度MPa。

n—安全系数6～8取7

r—岩石容重取2.5t/m3

m—工作面最大采高取4.2m

p=9.8×1000×7×2.5×4.2×106=0.72MPa

ZY6400-21/45支架，额定工作阻力为6400kN，支护强度为0.98MPa，满足矿压要求。

ZY6400-17/35支架，额定工作阻力为6400kN，支护强度为0.99MPa，满足矿压要求。

②、工作面上下出口支护强度：

P=9.81hγk

P—工作面合理的支护强度KN/m2

H—巷道高度2.6m

Γ—顶板岩石容量γ=2.5×103kg/m3

K—上覆煤岩层厚度与巷道高度之比；k一般为4~8，取5.8。

则：

P＝9.81×2.6×2.5×103×5.8

=369.46KN/m2

=0.37Mpa

由于工作面上下出口采用端头支架则：

ZY6400-21/45支架，额定工作阻力为6400kN，支护强度为0.98MPa，满足矿压要求。

ZY6400-17/35支架，额定工作阻力为6400kN，支护强度为0.99MPa，满足矿压要求。

③工作面出口支护验算：

1、工作面上下出口支护密度计算

根据矿压要求，上下出口支护密度应满足：

n＝px/Rt＝0.37×103/0.95×0.95×250＝1.64棵/m2

式中：

px—工作面合理的支护强度，px=9.81hγk=0.38MPa；

n—工作面合理的支柱密度，棵/m2；

Rt—工作面支柱的实际（有效）支撑能力，kN/柱；Rt＝KB×KZ×RB；

KB—支柱承载不均匀系数，取0.95；

KZ—增阻系数，取0.95；

RB—支柱回撤前所能达到的理论工作阻力，kN/柱，取250；

2、支护强度校核

（1）下出口支护要求：

公式n=c/（a×b）（棵/m2）

式中：

a—支护走向长度；b—支护倾向长度；c—支柱数量；

n=4/（0.8×3.5）=1.67棵/m2

（2）上出口支护要求：

公式n=c/（a×b）（棵/m2）

式中：

a—支护走向长度；b—支护倾向长度；c—支柱数量；

n=4/（0.8×3）=1.67棵/m2

经审核：

上下出口支护密度均大于1.64棵/m2，满足矿压要求。

二、支护材料和设施

1、采面安装ZY6400－21/45液压支架130组、ZY6400-17/35液压支架7组支护顶板。

2、上、下出口超前支护使用单体液压支柱，下出口用3.5m×0.18m×0.16m大方结合1.2m铰接梁，上出口用3.0m×0.18m×0.16m大方结合1.2m铰接梁及其他各种型号的木料配合支护。

三、乳化液泵选型

选用RBW400/31.5型乳化液泵1套。

注：

泵站为三泵一箱,一台使用,一台备用，一台检修。

第二节工作面顶板控制

工作面安装ZY6400－21/45液压支架130组、ZY6400-17/35液压支架7组，对顶板进行支护。

ZY6400－21/45液压支架最小控顶距3800mm,最大控顶距4500mm，ZY6400-17/35液压支架最小控顶距3873mm,最大控顶距4573mm。

支架技术参数：

ZY6400－21/45支架

初撑力：

5066kN工作阻力：

6400kN支护强度：

0.98～1.03MPa

最小高度：

2.10m最大高度：

4.50m

宽度：

1.42－1.59m中心距：

1.5m

总重：

27t对底板比压：

0.5～1.91MPa

ZY6400－17/35支架

初撑力：

5064kN工作阻力：

6400kN支护强度：

0.99MPa

最小高度：

1.70m最大高度：

3.50m

宽度：

1.42－1.58m中心距：

1.5m

总重：

22.5t对底板比压：

1.96/1.99MPa

操作方式：

邻架操作，上组支架操作阀控制下组支架。

一、正常工作期间顶板支护方式

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，先移架，再移输送机，采用带压擦顶移架的方式，移架要滞后采煤机后滚筒4～6架。

顶板破碎或片帮严重时要紧跟采煤机前滚筒移架或超前移架。

支护要求如下。

1、沿顶板回采，采高控制17/35支架控制在2.0-3.2m之间，21/45支架控制在3.0－4.2m之间,当采高达不到要求时割顶板回采。

2、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”的质量要求。

3、采煤机割煤后，要及时移架，防止长时间空顶。

4、加强支架的支护强度，确保支护质量，支架初撑力不低于5066kN。

支架成线率偏差不得超过±50mm，中心距1.50m，偏差不超过±100mm。

5、工作面支架严禁歪斜和咬架、挤架；否则，要及时调整。

支架顶梁与顶板平行支设，其最大仰俯角小于7°，支架顶梁接顶严密，支架垂直顶底板，歪斜不超过5°，相邻支架错茬不超过支架顶梁侧护板的2/3。

特殊情况需调支架时，间隙不超过200mm。

二、特殊时期的顶板控制

1、周期来压期间的顶板控制方式

（1）工作面来压期间加强工作面顶板监测监控,及时更改或更换歪扭、失效支柱。

单体液压支柱的初撑力不低于90KN。

（2）加强工作面顶板管理，采取打液冲锚杆的方式控制煤壁片帮，煤壁发生片帮时在支架前梁窝板控制顶板。

2、过断层及顶板破碎带时期的顶板控制方式

（1）超前移架护顶，防止顶板冒落。

（2）根据现场情况采取铺网、做超前等的方法控制破碎顶板。

（3）回采揭露落差1.5m以上的正断层或落差1.0m以上的逆断层时，要根据具体情况制定专项安全技术措施。

第三节皮带巷、轨道巷及端头顶板控制

一、工作面皮带巷、轨道巷的顶板控制

正常情况下：

上、下出口超前支护距离不少于20m。

1、上出口顶板稳定时超前替换距离为不小于2m,替棚子使用3.0m×0.18m×0.16m方木和DW或DZ系列单体柱，板距0.7～0.9m，大方两端打帮柱。

已替换棚子范围，在大板下方布置两趟铰接梁，在铰接梁下方打单体柱，柱顶不许悬空，“一梁四柱”支护，并保证一侧行人道宽度必须在700mm以上。

上出口10m之内未替换的支架在棚空中使用3.0m×0.18m×0.16m的方木打“一梁两柱”的板棚子，支柱打在大方两端，棚空中没打板棚子之外范围使用DW或DZ系列单体柱在棚梁正中下方打双柱，双排中柱间距0.1～0.2m；距出口10m以外用单体柱单排打在棚梁正中下方加强支护。

打在棚梁下的单体柱，柱顶垫好200～300mm新小板或皮垫。

2、下出口顶板稳定时，超前替换距离为不少于4m,使用3.5m×0.18m×0.16m方木和DW或DZ系列单体液压支柱替棚子,板距0.7～0.9m。

出口20m范围内未替换棚子在棚空中使用3.5m×0.18m×0.16m方木打一梁两柱板棚子。

已替换棚子范围，在转载机两侧布置两趟铰接梁，距转载机插帮0.1m～0.2m,在铰接梁下方打单体柱，柱顶不许悬空，一梁四柱。

铰接梁的铰接点赶在大方下时，单体柱要错开铰接点，上顶用木料背实。

巷道压力大、过冒高区域或其他支护形式的巷道时，视现场情况另制定加强超前支护的补充措施。

二、工作面安全出口的管理

1、支护形式

（1）本工作面端头使用端头液压支架支护，上下端头过架子要提前改好障碍柱。

（2）端头支护：

上、下出口：

支架侧护板距离巷帮小于1.0m时，帮柱留到老塘侧回出；其它位置的单体柱和铰接梁到上、下端头支架前梁时摘除；大于1.0m时，上出口上帮侧、下出口下帮侧的一趟铰接梁紧贴支架侧护板设置，与帮柱形成并列柱形式，随掏窝前回出。

（3）上、下口毛窝随采随掏，末排柱不许超前于支架立柱的底端，最大不滞后支架大柱底端1.2m。

（4）毛窝放顶线采用末排切顶柱和戗柱控制，切顶柱和戗柱间距均不超过500mm，切顶柱垂直顶底板，戗柱要以700～800戗向采空区，切顶柱和戗柱柱顶要在同一条直线上。

（5）末排柱老塘侧要及时挡好小板，裸露煤壁及时护帮。

（6）下超前支护的上帮侧铰接梁（上超前支护的下帮侧铰接梁）在距端头支架梁端2～3m时，在其上（下）帮侧紧靠铰接梁打一块3.4m∏钢，然后将铰接梁回掉，此∏钢一端搭在支架上不小于0.5m，另一端打牢不少于2棵的单体柱，并随着工作面的推进逐步外倒。

2、质量要求

（1）上下出口20m范围内高度达到2.0m以上，行人道宽度0.7m以上。

（2）出口支柱初撑力要求:

达到90KN以上。

（3）支柱成排成线，迎山有劲。

（4）上下出口无杂物，无乱料，浮煤清理干净。

（5）上出口供水、供压风用的铁管要保持在超前20m支护内用与其配套的胶管提前替换好。

下出口供水、排水管、供液用的铁管要保持在转载机头以外用与其配套的胶管提前替换好。

胶管按标准吊挂。

三、支护材料的使用数量和存放管理

1、在轨道巷备用3.0m×0.18m×0.16m、3.5m×0.18m×0.16m、2.4m×0.16m×0.14m方木各不少于20块，3.15m、2.5m单体液压支柱各不少于10棵，1.2m铰接梁不少于5块。

2、材料要备到距采面煤壁50～150m范围内，物料间距0.7m，距轨道不小于0.5m，按标准码放并挂好标志牌。

3、替下的旧棚子、坏柱、坏梁等外运到轨道巷料场分类码放整齐，并及时上井。

附图5：

工作面、皮带巷、轨道巷及端头支护示意图

第四节矿压观测

一、矿压观测的内容

1、采面支架立柱，上、下出口单体液压支柱初撑力。

2、全系统锚网巷道顶、底板和两帮移近量。

二、矿压观测的方法

6375工作面支架数为137组，根据我矿的安全标准与井下的具体实际情况，将10台压力分机平均安装在支架上，分别对应的支架为：

第3组支架为1号压力分机，第15组支架为2号压力分机，第30组支架为3号压力分机，第45组支架为4号压力分机，第60组支架为5号压力分机，第75组支架为6号压力分机，第90组支架为7号压力分机，第105组支架为8号压力分机，第120组支架为9号压力分机，第135组支架为10号压力分机，各压力分机1、3压力通道（压力监测探头）连接支架前立柱，第2通道连接平衡千斤顶，将压力监测分站吊挂在综采支架的顶梁下面以方便即时观测。

锚网巷道的矿压观测：

通过布置在锚网巷道的测点观测顶、底板和两帮移近量。

技术人员要将数据每天上报，分析总结数据变化，采取针对性措施，巷道监测数据记录要妥善保管。

第四章生产系统

第一节运输

一、运输设备及运输方式

1、运煤设备及装、转载方式

采面使用MGTY-710采煤机落煤,机组滚筒配合面溜铲煤板装煤。

工作面使用SGZ—800／800运输机,下口使用SZZ-800/315转载机，6375皮带巷使用两部长度分别1150m和350m的DSJ-1000/2*160皮带机及SGB-730/75*2转载机，皮带石门使用DSJ-1000/2*160皮带机运煤。

2、运煤路线

工作面→6375皮带巷→950三采皮带石门→-950三采皮带山→放煤小井→-800东翼主运输皮带

二、辅助运输设备及运输方式

1、辅助运输路线

-950三采上回风巷料场→6373回风巷→6375外轨道巷→6375外切眼→6375里轨道巷→6375工作面

-950三采轨道石门→6373运输横川→6373集中轨道巷

2、绞车布置及稳固形式：

使用JD系列调度绞车牵引矿车、平车或叉子车轨道运输。

绞车布置及稳固形式见表8

表8工作面绞车布置及稳固形式

绞车

型号

使用地点

钢丝绳直径

（mm）

稳固方式

JD-25

-950三采回风巷里口

15.5

地锚稳固

JD-55

-950三采回风山上口

21.5

地锚稳固配合四压两戗柱

JD-25

-950三采回风山与6373皮带巷交叉口往下10m

15.5

地锚稳固

JD-25

6375外轨道巷外口

15.5

地锚稳固

JD-40

6375外轨道巷100m处

18.5

地锚稳固

JD-25

6375外轨道巷160m处

15.5

地锚稳固配合四压两戗柱

JD-25