宏宇1603回采作业规程.docx
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宏宇1603回采作业规程
回采工作面作业规程
煤矿名称：
宏宇煤矿
工作面编号：
1603工作面
矿长:
何登祥
总工程师:
何春萍
编制:
文放明
日期:
2009年10月28日
一、采面基本情况及地质概况…………………4
二、采区巷道布置图……………………………5
三、采煤方法及工作面顶板支护图……………7
四、回采工艺……………………………………11
五、生产系统及风量计算………………………15
六、通风系统图…………………………………16
七、供电系统图…………………………………17
八、洒水降尘管路系统图………………………18
九、避灾路线图…………………………………19
十、生产劳动组织及循环作业图表……………21
十一、主要技术经济指标………………………22
十二、安全技术措施及安全制度………………33
一、采面基本情况及地质情况
采区名称
16#煤层第二区段
工作面名称
1603回采工作面
位置及回采区界限
该采面位于南回风上山以南，东起1603运输巷，西至1603回风巷，南至矿界保护煤柱，北至南回风上山保护煤柱
与邻近采区及地面关系
该采面东部为未开采区，西部为1601采面保护煤柱，距地表垂深69——90米。
工作面特征
走向长：
255米
最大：
260（m）最小：
250（m）平均：
255（m）
开采煤层
M16号
倾斜长：
70米
最大：
75（m）最小：
65（m）平均：
70（m）
开采厚度
1.55（m）
储量计算
平面积
17676（m2）
储量
4.012万吨
容重
1.45/m3
斜面积
17850（m2）
可采储量
3.61万吨
回采率
90%
煤
层
情
况
厚度
最大：
1.6（m）最小：
1.5（m）平均：
1.55（m）
煤层及顶板柱状图
倾角
最大：
90;最小70;平均：
80
煤层结构
M16号煤结构简单
煤的物理化学性质
黑色半亮型，致密块状煤，局部非均质至条带状结构，似金属光泽，内生裂隙发育，脆性大。
顶底板岩性及期稳定性
煤
层
顶
底板
类别
岩石名称
厚度
岩性特征
顶板
直接顶
泥质粉砂岩，
1m
稳固性及抗压强度总体较好
伪顶
炭质页岩
0.2m
底板
直接底
底板为泥岩
局部裂隙发育处,其稳定性较低,岩石易于软化\渗水产生底鼓现象
构造情况
从该采面运输巷、回风巷及切眼揭露的地质资料分析，该采面回风巷北部有小断层，在回采过程中应注意构造及裂隙面，在构造带附近应重点加强工作面的支护。
水文地质
情况
水文地质条件简单，上部采空区预计存有一定积水，在开采前，采面垮落范围内采用水泵抽干，同时要防止雨水、山水倒灌入井，更应防止老窑积水、顶板裂隙、采空区与大气降水联系而造成的危害。
瓦斯、煤尘及自燃发火情况
瓦斯：
16#煤层瓦斯经鉴定涌出量为0.88m3/min,相对瓦斯涌出量为8.720m3/t，属低瓦斯矿井，易于通风，瓦斯管理。
煤尘有爆炸性，自燃发火倾向属三类。
正常涌水量（m3/h）
其它需
要说明
的问题
瓦斯、煤尘、煤炭自燃发火、顶板管理、机电运输、防治水等，都必须严格按照《煤矿安全规程》的规定及有关安全技术管理措施要求严格执行，加强管理。
二、采区巷道布置图；
三、采煤方法及工作面顶板支护图
（一）、采煤方法及循环方式的选择：
根据该工作面煤层的地质条件，采用走向长壁后退式采煤方法，全部垮落法管理顶板。
循环方式：
昼夜三个循环，循环进度1.0米，班采班放的作业方式。
采面推进方向由南向北推进。
（二）、工作面顶板支护图（包括平面图、断面图）
1、基本支护：
为加强顶板支护强度，采用单体液压支柱配铰接顶梁走向支护方式。
排距1.0米,柱距0.8米，顶子对山，顶梁紧贴顶板。
要求每根梁上架设不少于五块30mm厚120mm宽1m长的木板，沿倾向架设严密。
所架设的支柱沿走向、倾向成直线±100mm。
初撑力不得少于90KN。
严禁在浮煤浮矸上架设支架。
2、特殊支护：
切顶线采用单排密集、戗柱切顶。
戗柱柱距1.6米。
在煤壁线打贴帮柱进行支护，贴帮柱柱距0.8米。
密集柱距0.8米。
如顶板破碎或压力增大时，基本支柱柱距为0.6米，戗柱、贴帮柱须见梁支柱。
在工作面刮板运输机头上方由2根长3米的钢梁组成一对，沿走向架设，两梁前后交错迈步1米，间距为0.1米，沿倾向依次布置四对，均在刮板运输机头上方，每对梁之间的间距为0.8米，采用一梁三柱，组成四对八梁进行支护牢固。
在运输巷、回风巷安全出口20米范围内采用单体液压支柱配金属铰接顶梁进行超前支护，靠采面10米支双排，以后10米支单排。
3、工作面最小控顶距为三排3米，最大控顶距为四排4米。
放顶步距为1.0米。
运输巷、回风巷支架的回撤，同放顶步距一样为1.0米。
四、回采工艺：
1、落煤方式：
工作面采用1.5米钻杆配合电煤钻打眼、装药、放炮落煤，工作面刮板运输机转运至运输巷刮板机装入矿车运出。
2、落煤工具及型号：
采用电煤钻打眼，型号为ZM——12D，功率为1.2KW，共2台。
3、爆破说明书
（1）、炮眼布置图
（2）装药结构图
（2）、爆破材料消耗表
炮眼名称
炮眼
装药量（Kg）
雷管数（个）
炮眼充填长度
（m）
备
注
位置（m）
角度（度）
眼数
（个）
眼深
（m）
每眼装药量
一次装药量
循环装药量
距顶
距底
水平
垂直
顶眼
0．3
1．25
70
80
69
1．2
0．150
10．35
69
0．5
分段
放炮
底眼
1．35
0．2
70
76
69
1．2
0．300
20．7
69
0．5
合计
.
31．05
138
2、工作面支架规格的选择
工作面支柱采用DW06-35/100型单体液压支柱，顶梁为HDJA-100型。
支护排距为1.0米，柱距为0.8米，“三、四排”支护方式。
回采工作面支架论证：
支护强度：
P=8MV=81.62.2=28.16（t/m2）
式中：
M—采高为1.6米，V—t/m2取2.2t/m2按8倍采高考虑；
工作面最长75米，采面最大面积为754.2=315（m2）
支柱数为75/0.84=375（根）即375/315=1.19（根/m2）
根据产品手册，单体支柱额定承载能力最小为25t，每平方米支柱实际提供的支柱强度为251.19=29.75t，大于需要的支护强度28.16（t/m2）。
根据以上计算，支护密度符合要求。
（1）、普通支架
工作面采用DW06-35/100型单体液压支柱，顶梁为HDJA-100型。
支护排距为1.0米，柱距为0.8米，“三、四排”支护方式。
挂梁、支贴帮柱；用岩尖扫平顶板下残煤，并及时垂直于工作面的走向悬挂顶梁，挂梁时应打紧顶梁栓，及时打紧水平楔，顶梁间距为0.8米，顶梁必须与煤壁上部平齐，其煤墙最大伞沿不得大于200mm厚，并确保顶梁前端至煤壁上沿（即端面距）不大于300mm。
挂梁后及时支好贴帮柱，贴帮柱柱距为1.6米。
工作面移完刮板运输机后，及时进行支柱支撑在工作面悬挂的顶梁下，而支柱支在顶梁中部稍靠老塘一侧，打成大墙与老塘侧的比为3：
2的正悬壁方式支护，支柱前必须挂线，其偏差不得超过100mm。
（2）、特殊支架
工作面切顶线采切顶线采用单排密集、戗柱切顶。
戗柱柱距1.6米。
在煤壁线打贴帮柱进行支护，贴帮柱柱距0.8米。
如顶板破碎或压力增大时，基本支柱柱距为0.6米，戗柱、贴帮柱须见梁支柱。
在工作面刮板运输机头上方由2根长3米的钢梁组成一对，沿走向架设，两梁前后交错迈步1米，间距为0.1米，沿倾向依次布置四对，均在刮板运输机头上方，每对梁之间的间距为0.8米，采用一梁三柱，组成四对八梁进行支护牢固。
在运输巷、回风巷安全出口20米范围内单体液压支柱配金属铰接顶梁进行超前支护，靠采面10米支双排，以后10米支单排。
3、顶板管理方法
采用全部垮落法管理顶板。
（1）、工作面采用单体液压支柱配铰接顶梁支护，排距1.0米，柱距0.8米。
（2）、特殊支护采用密集、戗柱支柱切顶。
刮板运输机上方采用四对八梁支护。
（3）、放顶按放顶措施执行。
最大控顶距4排4.2米，最小控顶距3排3.2米。
放顶步距1.0米。
工作面初次放顶支架图
（a）、工作面初次放顶前支护
（b）、放顶后恢复到最小控顶状态
4、安全出口规定
（1）、各巷道安全出口都必须设专人维护，当发生支架变形、断梁折柱、巷道底鼓变形时，必须及时更换、清挖。
（2）、超前支护：
各巷道安全出口都必须采用单体液压支柱配铰接顶梁超前工作面20米加强支护。
确保巷道净宽不小于2米，净高不小于1.6米。
（3）、出口要求：
无积水，无余煤余矸，无空帮空顶，严禁堆放物。
电缆、支柱及时吊挂收集好，严禁乱扔乱放。
各种管线吊挂整齐，电器设备安装牢固稳定，确保巷道畅通无阻。
（4）、采煤工作面必须保持2个畅通的安全出口，一个通到回风巷道，另一个通到进风巷道。
无2个安全出口，严禁回采。
五、生产系统及风量计算
1、主要生产系统流程
（1）、运煤系统；
回采工作面（刮板运机）→1603运输巷（刮板运机）→1603运输巷（装车）→井底车场→主斜井（绞车提升）→地面→煤场。
（2）、通风系统：
进风：
主斜井→井底车场→1603运输巷→回采工作面。
回风：
回采工作面→1603回风巷→暗斜井→北回风巷→回风井→排出地面。
（3）、运料系统：
地面料场→主斜井→井底车场→1603运输巷→回采工作面。
（4）、供电系统：
地面高压电网→矿10KVA变压器→井口配电间→主斜井→井下机电硐室总配电开关→1603分流开关→工作面。
2、风量计算
（1）、按出勤最多人数计算：
Q=4KN=4×30×１．４５=174（m3/min
（2）、按一次放炮最多炸药消耗量计算：
Q=25KA=251.456.56=237.8（m3/min）
（3）、按瓦斯涌出量计算
Q=100Kq=1001.450.99=143.55（m3/min）
工作面风量取237.8（m3/min）
上式中：
K—备用系数，取1.35∽1.45;
N—最多出勤人数；
A—一次放炮最多炸药量（公斤）
T—日产量（吨）
q—工作面绝对瓦斯涌出量（m3/min）
风量验算
按最大风速验算
Ｖ最大=Q/60S最小＝237.8÷60÷４.２＝０.94‹４（ｍ／ｓ）
按最小风速验算
V最小=Q/60S最大=237.8÷60÷5.9＝０.67›０.２５（ｍ／ｓ）
经验算，决定选用供风量为237.8（m3/min）满足要求。
3、主要设备及工具配备表
名称
型号及规格
数量
（台）
名称
型号及
规格
数量
（台）
使
用
备
用
小计
使
用
备
用
小
计
皮带运输机
DTL80/8/2╳30
2
2
单体支柱
DW18——
300/100
335
35
370
刮板运输机
SGB-420/30
3
3
铰接顶梁
HDJA-
100型
335
35
370
分总开关
DW80——200
乳化液泵
XRB2B（A）
1
1
2
综合保护器
ZZ8L——4
2
1
3
四对八梁
3m
8
8
煤电钻
ZM——12D
2
1
3
放炮器
MFB——100
1
1
2
放炮母线
铜质双芯
100
100
200
回柱器
5米长铁链条
2根
1根
3根
镐
2
1
3
铲
4
1
5
斧
2
1
3
安全监控系统布置图
六、通风系统图
七、供电系统图
八、洒水降尘管路系统图
九、避灾路线图
十、生产劳动组织及循环作业图表
1、正规循环作业组织形式
劳动组织：
三八制作业
循环方式：
昼夜循环三个，每循环进度1.0米。
作业形式：
班采班放
2、劳动组织和出勤表
编号
工种
出勤人数
在册人数
一班
二班
三班
小计
一班
二班
三班
小计
1
班长
1
1
1
3
2
打眼工
2
2
2
6
3
放炮员
1
1
1
3
4
挂梁、临时支护、装煤工
4
4
4
12
5
移刮板机、
支护放顶工
4
4
4
12
6
刮板司机
3
3
3
9
7
皮带司机
2
2
2
6
8
推车挂钩工
2
2
2
6
9
瓦检员
1
1
1
3
10
安全员
1
1
1
3
11
跟班领导
1
1
1
3
12
电钳工
1
1
1
3
合计
23
23
23
69
十一、主要技术经济指标
序号
指标名称
单位
数量
1
工作面长度
米
62
2
煤层厚度
米
1.2
3
煤层倾角
度
19
4
煤层容重
T/m3
1.45
5
煤层生产能力
T/m2
1.74
6
回采率
%
80
7
可采储量
万吨
0.539
8
工作面采高
m
1.2
9
循环方式
个/昼夜
3
10
循环进度
米
1
11
循环产量
T/循环
107.88
12
月循环率
%
80
13
原煤灰份
%
10-13
14
原煤含矸
%
7
15
坑木消耗定额
m3/千吨
16
炸药消耗定额
Kg/千吨
243.51
17
雷管消耗定额
个/千吨
927
18
日出勤人数
人
69
19
回采工效率
吨/工
4.69
十二、主要安全技术措施及安全制度
（一）、顶板管理安全技术措施：
1、加强工作面及巷道的工程规格质量管理，消灭断梁折柱，确保工作面及运输（进风）、回风巷畅通无阻。
2、进入工作地点，班组长必须详细检查工作现场顶板支护情况、安全出口情况，发现隐患，必须先进行处理。
隐患未处理好，不能生产。
班组长必须对本班的安全情况及存在的问题应汇报清楚，并搞好井下现场交接班。
3、工作面放炮后，必须及时进行支护，护牢固顶板。
支柱排距为1.0米、柱距为0.8米，最大控顶距为4.2米，最小控顶距为3.2米。
采煤时要注意检查支柱的安全状况，对放炮崩倒崩坏的支柱，要先进行修复好后，方可进入工作面工作。
工作面上、下端头在必要时采用密集支柱或木垛加强支护。
对工作面顶板破碎处要加强支护，采用密集支柱和木板，防止串矸、漏矸等。
4、工作面支架要布置整齐，排、行成直线，接顶及时，防止出现过大的伞檐（应小于0.2米）。
5、计算、估计和观测周期来压步距，在工作面老顶周期来压前，采用木垛、密集支柱、戗柱等加强支护，并在来压时撤退人员。
6、工作面确保足够的出口高度，工作面出口20米内巷道净高不低于1.6米，其行人则宽度不小于0.7米。
工作面安全出口（包括运输巷、回风巷离工作面20米范围内）要采用单体液压支柱配金属铰接顶梁进行超前支护，靠采面10米打双排，以后10米打单排。
在放顶线采用木垛、密集支柱切顶。
在煤壁线打贴帮柱进行支护，贴帮柱柱距1.6米。
（二）、回柱放顶：
1、做好放顶前的准备工作；在放顶前必须先打好放顶线的特殊支护，禁止先回后支。
2、放顶时，作业人员应站在支柱完整的地点，选好退路。
放顶时，必须三人一组，二人回柱一人观山。
如顶板来压时，必须停止放顶，加固支护，待压力稳定后，方可继续进行。
如放顶后顶板大面积不来，必须采取打眼放炮进行强制放顶。
放顶时，应按先无出口后有出口，先内后外，先下后上，先难后易等放顶顺序进行。
3、回柱采用5吨葫芦链条拴住被抽支柱，链条另一端拴住在用支柱，利用液压支柱加压抽出。
回出的支柱，必须堆码整齐，以免埋失。
对失效支柱应及时外运修复好。
4、回柱时人员严禁进入无支护区。
5、初次放顶措施：
（1）、初次放顶时，必须由矿长到现场跟班指挥。
（2）、初次放顶时，必须打齐双排戗柱进行切顶以减轻动压冲击对采面的影响。
最大控顶距4排4米，最小控顶距3排3米，放顶步距1米。
（三）、防瓦斯措施：
1、加强通风瓦斯管理，严格执行“一炮三检”和“三人连锁”放炮制度。
2、瓦检员必须严格执行瓦斯巡回检查制度和请示汇报制度，认真填写手册、班报表和瓦斯牌板，并告知现场作业人员。
对工作面的检查次数为每班至少三次。
瓦斯涌出量较大及异常地点，必须重点检查。
其它无人工作瓦斯检查地点每班至少检查一次。
杜绝空班、漏检、少检、假检，实行井下现场面对面交接班制度。
3、加强井下通风设施管理，所有通风设施质量都必须符合标准要求，实行风门联动闭锁，绝不允许两道风门同时敞开，防止风流短路，确保工作面风量达要求。
4、瓦检员必须加强对工作面上隅角的瓦斯检查，如上隅角瓦斯达到0.8%时，严禁电煤钻打眼，并及时采取用风帘或木板等物隔开，挡风冲淡排出瓦斯，只有在瓦斯浓度符合规定的0.8%以下允许范围内，方可工作。
放炮地点附近20米范围内，瓦斯达到0.8%时，严禁放炮。
5、必须做好局部瓦斯的检查管理工作，工作面空顶处，应用木料接好顶，对体积大于0.5m3的空间，局部瓦斯达到2%时，必须停止工作，撤出人员，切断电源进行处理。
6、加强老塘瓦斯检查，切顶线处瓦斯浓度超限时，必须采取用挡风帘的办法，冲淡和排出瓦斯，只有瓦斯浓度降到规定浓度以下时，方可工作。
7、采用打眼放炮强制放顶时，瓦检员必须认真检查瓦斯，强制放顶严格按强制放顶措施执行。
8、因停电或检修主要通风机停止运转，造成井下停风时，必须及时撤出人员至地面，待采取措施恢复通风，排除瓦斯后，方可入井工作。
9、防止瓦斯突出措施：
（1）、回采时，采用钻屑瓦期解析指标法进行煤层突出危险性预测预报，严格按照“四位一体”的综合防突措施进行施工，当预测为无突出危险时，每预测循环应留有2m的预测超前距。
（2）、在回采过程中，若有突出预兆，必须立即停止作业、撤出人员、切断电源、设置栅栏，并向调度室汇报。
（3）、突出预兆有：
A、层里紊乱、煤层变软、暗淡无光、煤层破碎、干燥，煤层受挤压褶曲，厚度变大、倾角变陡等。
B、工作面有支架来压声响，煤炮声、机枪声，岩层和煤层破裂声，顶压增大、煤壁外鼓、掉碴、煤岩自行剥落，打钻时垮孔、喷孔以及电机过负荷等。
C、沼气涌出量异常，忽大忽小，使人感到发冷、发闷，煤尘增大，气味异常，打钻时喷煤、喷瓦斯等。
（四）、防灭火、防尘措施：
1、所有工作人员严禁携带烟草和点火物品下井；严禁穿化纤衣服；严格执行入井检身制度。
2、井下严格禁止使用灯泡取暖和使用电炉，严禁拆卸矿灯和严格执行使用矿灯有关规定，井口及通风机房周围20米内严禁烟火。
3、井下所用电器设备必须台台完好上架挂牌专人管理。
严禁井下电器设备失爆。
4、炮眼充填必须使用水泡泥及黄泥，并符合《煤矿安全规程》规定要求，严禁用其它可燃物充填炮眼，禁止使用变质的炸药。
5、任何人发现井下火灾时，应立即采取一切可能的办法直接灭火，并迅速报告矿长。
6、对于井下火灾不能直接灭火时，在确保安全的前提下，以最小的范围封闭火区，并控制好。
7、严格掌握自燃预兆，及时采取措施，进行处理。
8、要提高回采率，把工作面上的煤炭回收干净，尽可能不留余煤在老塘。
加快回采进度。
采面采完后，应在规定时间内封闭采空区。
9、井下和硐室严禁存放油脂及其易燃物，用过的油棉纱要及时消除。
井下设置消防材料库，配备干粉灭火器10台，泡沫灭火器10台，消防砂袋50袋，消防水袋200米及其它灭火器材。
10、在1603回采工作面运输巷、回风巷按规定安装好集中式隔爆水袋。
11、井口安装好防雷电设施。
12、控制好工作面风量，风速超限时，应进行调控或扩大巷道断面，避免煤尘飞扬。
13、工作面放炮要使用水泡泥；爆破前、后应冲洗煤壁，爆破时应喷雾洒水，出煤时洒水。
14、在采煤工作面回风巷每50米安装风流净化水幕。
15、井下运输巷装载点、转载点等处，都必须安设净化水幕。
16、工作人员坚持戴防尘口罩。
17、每天派专人冲洗和扫除巷道中的煤尘。
（五）、工作面放炮安全技术措施：
1、必须使用取得产品合格证的煤矿许用的炸药和雷管。
2、采煤工作面严禁使用2台放炮器同时放炮。
3、炮眼封泥用使用水泡泥，水泡泥外剩余的炮眼部份，应用粘士将炮眼封实。
4、炮眼封泥时严禁用煤粉、块状材料或其它可燃性材料，无炮泥或不实的炮眼，严禁放炮。
5、炮眼内发现异状、温度骤高骤低、有显著瓦斯涌出，煤岩松软，透老空等情况时，不准装药放炮。
6、必须使用铜质双芯合格的放炮母线，放炮母线和雷管脚线必须相互扭紧并悬挂，不得同轨道、金属管、钢丝绳，刮板运输机等导电体相接触。
严禁使用固定放炮母线放炮。
7、放炮站必须设在进风巷道中，放炮距离，直线100米以上，有拐弯75米以上。
雷管、炸药箱必须放在进风巷道中，且雷管、炸药必须分别入箱上锁，严禁乱扔乱放。
8、在放炮地点20米内，有矿车，未清除的煤矸或其它物体阻塞巷道1/3以上时，不准装药放炮。
9、炮眼深度最小不少于0.6米，严禁放糊炮、明炮。
10、采用正向装药放炮，严禁反向装药放炮。
11、放炮必须严格执行“一炮三检”（装药前、放炮前、放炮后）和“三人联锁”放炮（放炮员、班组长、瓦检员）制度，严禁一次装药分次放炮。
必须一次装药一次放炮。
12、爆破工作必须由专职放炮员担任。
爆破前，班组长亲自布置专人在警戒线和可能进入爆破地点的所有通道上担任警戒工作，警戒人员必须在安全地点警戒，警戒线处应设置警戒绳、警戒牌。
爆破前班组长必须清点人数，确认无误后，方可下达起爆命令。
爆破工接到起爆命令后，必须先发出爆破警号，至少再等5秒钟，方可起爆。
爆破后，必须待炮烟全部吹散后，经放炮员、瓦斯员、班组长检查确认安全后，方可进入工作。
13、处理瞎炮（包括残炮）必须在班组长直接指导下进行，新炮眼必须平行瞎炮眼，距瞎炮眼至少0.3米处另打眼放炮。
严禁用手拉、镐创等违章行为。
爆破后及时收集未爆的火药。
瞎炮应在当班处理完毕。
如果当班未能处理完毕，放炮员必须同下一班放炮员在现场交接清楚。
（六）、防水灾措施：
1、回采工作面上段存有采空区，必须留足20米以上隔离煤柱。
由于属到采动的影响，
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