11101采煤工作面回采作业规程.docx
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11101采煤工作面回采作业规程
六盘水市钟山区大湾镇三鑫煤矿
11101采煤工作面回采作业规程
编号：
采2012-01号
编制时间：
2012年5月14日
11101采煤工作面回采作业规程
编制：
田序勇
安全矿长：
龙尚俊
生产矿长：
王庆文
机电矿长：
钟平
总工程师：
张俊
矿长：
李龙远
执行日期：
2012年5月15日
11101采煤工作面作业规程会审记录
生产矿长
安全矿长
机电矿长
技术矿长
矿长
第一章概况
第一节工作面位置及井上下关系
一、工作面位置
11101采煤工作面位于主斜井西翼，该工作面上至11101回风巷，其标高为+1785,下至11101运输巷，其标高为+1760；东以11101联络上山为界,西以原来老窑开采边界往东20米位置（煤柱）为界；工作面走向长60m,倾斜平均长50m,可采面积3000㎡.
二、地面相对位置
该工作面对应的地面范围为荒地和耕地，地表无任何建筑物和公路，地面对应标高+1850~+1900。
第二节煤层
一、煤层厚度
根据11101运输巷、回风巷和开切眼揭露情况推断，该工作面11#煤层煤层平均厚度为2.2m。
二、煤层产状
本区域煤层为单斜构造，产状较为稳定。
煤层走N320°，平均倾角为30°。
三、煤层结构
11#煤层属稳定性煤层，结构简单，煤层中部有一夹矸层，夹矸厚度0.15~0.25m，煤层层理较为发育。
四、煤质
该工作面11#煤为黑色粉状、块状结构，煤层密度1.3t/m³。
煤质为中灰、低硫、高热质焦煤。
见下11#煤层原煤煤质表
煤层
编号
煤样
类别
水分
Mad（%）
灰分
Ad（%）
挥发分
VdaF146（%）
发热量Qgr,ad
（MJ/kg）
全硫
St,d（%）
最小-最大
最小-最大
最小-最大
最小-最大
最小-最大
平均
平均
平均
平均
平均
11#
原煤
0.32-0.54
20.58-24.27
14.55-21.35
27.05-33.12
0.47-1.55
0.44
22.53
19.81
30.09
1.01
故该煤层层位稳定可靠、煤厚变化不大，属较稳定煤层,开采技术条件简单。
第三节煤层顶底板
顶板：
直接顶板为钙质细砂岩，质相对较硬，强度较高。
间接顶板为含钙质细砂岩、粉砂岩，坚硬，稳定性好。
底板：
直接底板为泥岩，强度较低，稳定性较差。
间接底板为粉砂岩，细砂岩。
细砂岩钙质胶结，微小裂隙较发育、较坚硬。
第四节地质构造
矿区位于二塘向斜南西翼的顶拉井田中部。
二塘向斜两翼倾角沿走向由浅向深部逐渐变缓。
矿区范围内构造形态为一单斜产出，产状较稳定，倾向13～28°，倾角28～35°，一般33°。
区内断距小于3m的小断层较多，对开采有一定影响，在矿区北西部有一条走向呈近北东—南西向的正断层F146。
断层倾向北西，倾角约50～70°，断距约60m。
三鑫煤矿地层产状总体变化不大，地质构造复杂程度类型属中等。
根据11101运输巷、回风巷和开切眼揭露情况推断,该工作面回采可能会遇到老窑,必须注意顶板安全,并编制回采过老巷安全技术措施.
第五节水文地质
一、充水因素分析
（1）大气降水：
是主要的充水水源。
含煤地层裸露，直接接受大气降水补给，其充水强度和降水的强度及持续时间有着密切联系。
（2）地表水：
区内冲沟发育，切割较深。
有些冲沟常年有水，枯季流量较小，雨季暴涨。
因此，在上述地表水体下采煤应注意地表水溃入。
（3）老窑水：
区内老窑和小煤矿分布广泛，且开采历史悠久，大部分被关闭。
老窑采空冒落造成地表开裂、塌陷，致使地表水及降雨由裂隙渗入老窑蓄积。
因此，老窑大多有积水。
开采浅部煤层，应预防老窑水涌入。
（4）第四系孔隙水：
岩石破碎，透水性较强，特别在雨季水量猛增，
（5）矿井直接充水含水层：
含煤地层与隔水段层间互状，虽富水性弱，但具一定的承压性，应做好排水准备。
二、矿井涌水量
但根据贵州省地质矿产资源开发总公司2007年8月编制的《贵州省六盘水市钟山区大湾镇三鑫煤矿地质报告》和工作面上下平巷分析，该工作面正常涌水量为0.05m3/h，最大涌水量为0.1m3/h。
三、水文地质类型
根据各含隔水层水文地质特征、断层导水性及动态变化特征，区内地下水补给来源主要为大气降水，地表水及地下水排泄条件良好，周期性较明显。
综上所述，本工作面水文地质条件简单。
第六节影响回采的其他因素
一、瓦斯
根据2011年矿井瓦斯鉴定情况，矿井相对瓦斯涌出量为55.39m³/t，绝对瓦斯涌出量10.24m³/min。
二氧化碳相对涌出量为4.81m³/t，二氧化碳绝对涌出量0.89m³/min。
属瓦斯突出矿井。
二、煤层自燃与煤尘爆炸性
根据贵州省煤田地质局实验室2010年4月提交的2#、4#、5#、7#、11#煤层的《煤炭自燃倾向等级鉴定报告》，2#、4#、5#、7#、11#煤层自燃倾向性属三类、不易自燃，矿井按不易自燃矿井进行管理。
根据贵州省煤田地质局实验室2010年4月提交的2#、4#、5#、7#、11#煤层的《煤尘爆炸性鉴定报告》，2#、4#、5#、7#、11#煤层的煤尘均具有爆炸危险性，矿井按有爆炸危险性进行管理。
第七节储量及服务年限
该工作面平均走向长60m,平均倾斜长50m,可采面积3000㎡.煤层容重为1.3t/m³。
可采储量为7300T。
工作面服务年限为1个月
第二章采煤方法及回采工艺
该工作面煤层平均回采厚度2.2m，倾角30º左右，顶板易垮落，故采用走向长壁后退式采煤方法。
工作面沿顶回采，严禁留顶煤开采或放顶煤开采。
第一节巷道布置
三鑫煤矿设计为一个采区，分为东翼、西翼，两翼有共同的进风巷和运输石门。
本工作面在+1760m水平布置有运输巷，为本工作面运输煤炭服务。
在+1785m水平布置有回风巷，为本工作面回风、行人和运料服务。
附图1：
工作面巷道布置图。
第二节采煤工艺
根据工作面的煤层特征及地址构造情况，该工作面使用MZ-1.2型电煤钻打眼，煤矿许用三级乳化炸药、煤矿许用毫秒雷管爆破落煤。
一、爆破落煤
爆破说明书
炮
眼
名
称
炮眼
循
环
雷
管
数
（个）
炮
泥
充
填
长
度
（m）
每孔使用水炮泥
位置
角度
循
环
炮
眼
数（个）
循
环
装
药
量（kg）
每
孔
装
药
量（kg）
距
顶
板
（m）
距
底
板（m）
水平
（º）
仰
或
俯（º）
垂
直
（º）
顶眼
0.2
2.0
10
80
80
60
18
0.3
60
≥0.6
1
底眼
2.0
0.2
10
80
80
60
27
0.45
60
≥0.6
1
注：
表中所标循环炮眼数、循环装药量、雷管消耗量指工作面沿走向推进1.0m，完成一个循环的指标。
二、炮眼布置及装药结构
1、炮眼采用双排眼中的“三花眼”布置炮眼，具体参数见下图。
三、装煤与运输
1、工作面选用搪瓷溜槽自溜，运输巷采用刮板机运输，通过11101联络上山搪瓷溜槽自溜至11103运输巷，经矿车运至11103煤仓，从主井提升到地面煤场。
2、运煤流程：
11101采煤工作面→11101运输巷→11101联络上山→11103运输巷→11103煤仓→主井（箕斗提升）→地面储煤场。
四、工作面支护和采空区处理
（一）支护材料与支护形式的选择
1、工作面选用DZ-25/30型外注式单体液压支柱配HDJT-1000型铰接顶梁进行支护。
2、支护形式选择：
选择正悬臂齐梁齐柱进行支护。
悬臂梁从支柱中心到煤侧为0.7m，到老塘侧0.3m。
工作面选用“三、四”排控顶，见四回一。
排距1.0m，柱距0.6m，顶步距1.0m。
3、最大控顶距与最小控顶距：
最大控顶距4.2m，最小控顶距3.2m.
（二）设备配置
该工作面使用MZ-1.2型电煤钻打眼，选用DZ-25/30型外注式单体液压支柱配HDJT-1000型铰接顶梁进行支护。
竹笆和板皮背顶，工作面使用搪瓷溜槽运煤。
第三节工作面质量要求
一、工作面必须实现“三直、一平、两净”。
1．三直：
煤壁、溜子、单体柱均成一条直线。
单体柱柱、排距偏差均不大于±100㎜。
炮道宽度不大于作业规程规定200mm，不小于100mm
2．一平：
顶板平整不出现台阶下沉。
铰接顶梁接顶严实，炮道梁端至煤壁顶板空顶高度不大于200mm
3．采面支护
单体柱完好，不漏液、不卸载、无外观缺损，活柱不低于200mm。
支柱迎山有力，不出现连续3根以上支柱存在迎山角过大或退山。
单体柱初撑力Ф80㎜≥60KN，Ф100㎜≥90KN。
单体柱不得打在浮煤、浮矸上，必须有防倒措施，三用阀应平行煤壁，注液口方向保持一致。
底板松软时，单体柱要穿柱鞋（钻底量≯100㎜）。
贴帮柱、前探梁数量及支设方式符合作业规程规定。
铰接顶梁完好，铰接率＞90％，严禁出现单梁单柱。
炮道内顶梁水平楔数量齐全,与铰接顶梁联挂。
及时挂梁，破碎顶板要掏窝挂梁，悬臂梁到位，端面距≤300㎜。
在同一采煤工作面不得使用不同类型和不同性能的支柱。
必须使用时，必须制定安全措施并经矿总工程师批准。
第三章顶板管理
第一节工作面支护设计
1、矿压估算
1、工作面压力估算
P=4～8mr
=（4～8）×2.2×2.5
=22～44T/m²，取平均值33T/m²。
式中：
m——工作面采高2.2m。
r—上覆岩石容重2.5t/m²。
2、支护密度校核：
（1）工作面理论要求支护密度：
G理=P/NF
=33/（0.85×30）
=1.29根/m²
式中：
G理——理论要求支护密度
N——支柱工作阻力实际利用系数，取0.85
F——支柱额定工作阻力30T/根
（2）实际支护密度：
最大控顶距的基本支柱数为4根
最小控顶距的基本支柱数为3根
最大控顶距面积为S大=4.2×0.6=2.52m²
最小控顶距面积为S小=3.2×0.6=1.92m²
则有实际支护密度：
G实大=4/2.52=1.587根/m²
G实小=3/1.92=1.563根/m²
通过以上计算，可以看出G实大>G实小>G理，故所选支护形式符合使用要求。
第二节乳化液泵站设计
1、泵站及管路选型：
乳化泵站安装在地面,管路选用直径19mm的无逢钢管.
2、泵站要求:
⑴、泵站必须安放平稳，固定牢固，建有泵房，不得受受雨淋。
⑵、坚持使用乳化液，并按照2%—3%进行配置。
⑶、泵站压力表动作灵活，压力达到额定值，必须保证不低于19MPa。
⑷、泵件、泵箱、液压管路无漏、串液现象。
⑸、曲轴箱内温度不得高于75℃，不得低于5℃。
第三节工作面支架布置方式
一、支架布置方式
1、选用ZD-25/30型外注式单体支柱配HDJT-1000型铰
接顶梁进行支护。
顶梁布置为正悬臂，悬臂梁从支柱中心线到煤壁侧为700mm，老塘侧300mm。
煤层倾角30º。
倾角每6º-8º上仰1º，支柱迎山角度3º-5º。
为防止底板光华而滑倒，支柱底必须设有柱窝。
2、工作面选用“三、四”排控顶，“见四回一”。
排距1.0m，柱距0.6m，放顶步距1.0m，最大控顶距为4.2m，最小控顶距为3.2m。
3、工作面不得留有伞檐，铰接顶梁靠在煤壁上，其端面距不超过200mm，有片帮地点必须使用木料接实，防止大面积片帮。
二、顶板来压的支护措施
1、在采煤过程中，必须检查并注意顶板及周围情况。
若发现明显来压现象，必须停止工作面采煤工作，加强工作面支架的维护，可适当加密工作面支架，将基本支柱柱距和临时柱调整到能够满足支护要求的范围。
在工作面切顶线排，可加密戗柱或戗棚。
2、回柱后，采空区顶板不垮落，当局部悬顶小于（2×5）平方米时，该地段可采用丛柱、木垛或密集支柱加强顶板支护。
当工作面老塘顶板悬露面积大于（（2×5）平方米时，必须采用人工强制放顶。
三、回柱放顶方法及回柱工艺
采用全部垮落法处理采空区，人工回柱放顶。
工作面回柱采用分段回柱，分段回柱距离不小于15m.工作面回柱顺序：
分段内采用由下往上、由老塘向煤帮的顺序进行回柱。
回风巷上隅角的支护材料回收与工作面切顶线一致，运输巷下山角的支护材料回收可滞后切顶线1.0m。
若回风巷上隅角瓦斯异常或其他特殊情况，可根据现场需要提前回收。
工作面闲余单体必须棵棵有载存放在戗棚上或在切顶线打成密集。
第四节回采巷道及端头顶板管理
一、工作面端头支护和平巷超前支护
1、工作面上下出口各使用梁长3.0m的工字钢梁支设“四对八梁”，1梁4柱，每两根梁为1组，两根梁并列交错排列，形成双抬棚，连续相邻架设4组。
2、工作面上下两巷使用工作面2.5m单体配铰接梁支设在原掘进棚梁下。
双排支护从煤壁往外不少于10m，单排支护不少于10m。
单排支护时，回风巷靠下帮支设，运输巷靠上帮支设。
双排支护段人行道宽度不小于0.7m.
3、回风巷和运输巷在切顶线棚梁下加打两棵支柱形成关门点柱。
以便加强上下山角支护。
二、运输巷、回风巷支架的回撤
工作面回风巷上隅角的支护材料采用人工回收与工作面切顶线一致，运输下隅角的支护材料回收可滞后切顶线1.0m。
若回风巷上隅角瓦斯异常或其他特殊情况，可根据现场需要提前回收。
三、备用支护材料数量及存放地点
回风巷距工作面20－40米范围内必须经常存放有备用支护材料，其中单体液压支柱80根，铰接顶梁80块，圆木（Φ20mm×220mm）40棵，板皮2.0m3,竹笆20捆。
材料存放在回风巷内，必须码放整齐，不得影响通风行人。
第五节矿压观测
加强矿压观测，成立矿压观测小组，组长为王庆文，成员：
邹德扬、胡正达、杨光永、朱学友等。
观测小组必须做到以下要求：
1、人员必须组织到位，培训到位，观测仪器到位。
2、矿压观测人员每班测出的数据，由组长负责收集整理，要及时将工作面情况向生产矿长、安全矿长、总工程师汇报，采取应急措施。
3、观测人员要不定期对支柱进行抽查，发现支柱初撑力低，有权让现场作业人员进行二次补液，否则不准作业。
4、观测人员发现支柱工作阻力达到额定工作阻力或有相当一部分支柱安全阀开启现象，提醒作业人员采取措施或撤离工作面，并向矿调度汇报，以便采取措施进行处理。
工作面初次放顶平、剖面图
工作面支护材料汇总表
名称
型号
单位
使用数量
备用量及存放点
乳化泵
XRB2B
台
1
煤电钻
MSZ-12
台
1
综保
台
1
开关
QC83-80Z
台
2
单体
DZ-22/30
根
400
80根回风巷
顶梁
HDJA
块
400
80块回风巷
11#工字钢花边梁
长3.5m
根
4
2根回风巷
水平楔
块
150
30回风巷
圆木
Ø（160～180）×1600mm
m³
2
2回风巷
半圆木
Ø（160～180）×1400mm×1/2
m³
2
2回风巷
圆木
Ø（140～160）×3000mm
m³
1回风巷
第四章生产系统
第一节运输系统
一、运输设备的选择和安装
工作面使用搪瓷溜槽运输，运输巷采用刮板运输机运输，主斜井采用箕斗提升煤炭。
二、运煤系统
工作面→11101运输巷→11101联络上山（搪瓷溜槽自溜）→11103运输巷→11103煤仓→主斜井→地面。
三、运料系统
主井→112联络巷→工作面回风巷→工作面。
附运输系统图
第二节“一通三防”与监控系统
一、工作面通风设施设置
在11101联络巷上山设置2组正反向风门，形成工作面U型通风系统。
二、工作面实际需要风量的计算
工作面实际需要风量根据瓦斯、工作面温度、一次起爆的炸药量和工作面同时工作的最多人数分别进行计算，取其中的最大值进行风速验算，满足要求时，该最大值即为工作面实际需要风量。
1、按瓦斯涌出量进行计算
Q＝100qk
式中Q——工作面实际需要风量，m³/min
q——工作面绝对瓦斯涌出量，2.39m³/min
K——工作面瓦斯涌出不均备用风量系数，取1.8由此计算得Q＝430.2m³/min
2、按工作面温度计算
Q＝60VS
式中V——工作面平均风速，根据安监总煤字〔2005〕42号：
矿井通风能力核定办法（试行）中表4相关参数，井下采煤工作面温度18℃以下时，工作面风速为0.3—0.8m/s,故V取0.8m/s。
采煤工作面采用3－4排控顶，最大控顶距4.2m，最小控顶距3.2m，采高2.2m。
则工作面平均断面为8.32m2.
由此求得Q＝399.36m³/min
3、按工作面同时工作人数计算
Q＝4N
式中N——工作面同时工作人数，取交接班时，30有则有Q＝120m³/min
4、接一次起爆炸药量计算
Q25A
式中A——一次起爆炸药量7.5kg（一次起爆10m）因此Q＝234.375m³/min
5、按风速进行验算
工作面最小风量：
Q＞15×4.2×2.4m³/min＝151.2m³/min
工作面最大风量：
Q＜240×4.2×2.4m³/min＝2419.2m³/min
根据以上计算，工作面实际需要风量取430.2m³/min，但在配风时，按照450m³/min进行配风。
三、通风路线
主井→11103运输巷→11103联络上山→11101联络上山巷→11101运输巷→11101采煤工作面→11101回风巷→11101回风联络巷→总回风巷→地面。
通风系统图见下：
四、瓦斯防治
1、瓦斯检查地点：
工作面进风巷、回风巷工作面的风流中、工作面上隅角、顶板冒落的空洞、刮板运输机及电动机附近20米范围内等地点，每班不少于3次。
放炮员躲避地点，放炮地点附近20米以内风流中，回柱放顶处、总回风巷要进行瓦斯检查，每班不少于1次。
2、瓦斯检查地点的瓦斯记录手册、牌板、瓦斯台帐必须要做到三对口，不得空班、漏检、假检。
3、当工作面风流中瓦斯浓度达到0.8%时。
必须停止用电钻打眼，放炮地点附近20米以内风流中瓦斯浓度达到0.8%时，禁止爆破。
工作面及其进、回风巷道内，体积大于0.5m³的空间内，积聚的瓦斯浓度达到2%时，附近20料内必须停止工作，撤除人员，切断电源，进行处理。
4、工作面风流中，电动机或其开关附近20米以内风流中瓦斯浓度达到0.8%时，必须停止工作，切断电源，撤除人员，进行处理。
工作面风流中的瓦斯浓度超过0.8%（或二氧化碳浓度超过1.5%）时，必须停止工作，撤出人员，采取措施进行处理。
因瓦斯浓度超过规定而切断电源的电气设备，必须在瓦斯浓度降到0.8%以下时，方可采用人工复电，开动机器。
5、该工作面必须在以下地点安设一台瓦斯检测报警断电仪：
工作面下出口往外5~10m处安设一台T1,其报警值为≥0.8%，断电值为1%，在工作面回风流出口往里5~10m处安设一台T2，其报警值≥0.8%，断电值1%，断电范围为工作面及其回风巷所有电气设备。
两台瓦斯检测报警断电仪的复电值均小于0.8%。
工作面上隅角悬挂一台便携式瓦斯检测报警仪，以便随时掌握工作面上隅角的瓦斯情况。
附监控系统示意图
五、综合防尘系统
1、供水防尘系统：
地面防尘水池→主井→112联络巷→总回→11101回风巷→11101工作面→11101运输巷
供水管路每隔40m安装一个三通，定期冲洗巷道。
除工作面使用1寸软胶管外，其他巷道地点均敷设2寸铁管。
附：
供水防尘系统图
2、防尘方式：
工作面每次放炮后，先洒水降尘，然后再进行其他工作。
工作面下出口装煤点、煤仓上口翻煤点、煤仓下口放煤点都必须设置喷雾洒水装置喷雾。
工作面运输巷、回风巷各设置两组全断面净化水幕，防尘工每天必须对工作面运输巷、回风巷冲刷一次，工作面作业人员下井作业要戴好防尘口罩，搞好个人防护。
3、隔爆设施的安装
工作面运输巷和回风巷各设置一组隔爆集中水棚；水棚设置在巷道直线段内，与工作面的距离保持40~100m。
棚区长度不得小于24m，每个水袋水量不得小于400L。
水袋棚安装方式的原则：
当受爆炸冲击力时，水袋中的水容易洒出。
两个水袋之间的间隙不得大于1.2m，水袋边与支架、顶板之间的距离不得小于0.1m.
六、防治煤层自燃发火
本煤层属于三类不易自燃煤层，但在回采过程中，仍然需要加强巷道检查，回采结束后，及时密闭巷道，避免向采空区漏风。
第三节排水系统
本工作面经探明无大的积水、邻矿（格书煤矿）已经开采到下部，所以工作面不设水仓，工作面积水经过运输巷→11101联络上山→11103联络上山→1650石门→副斜井水仓→（通过水泵）地面。
第四节供电系统
一、供电简述
供电电源来自本矿地面配电房，电压380V，各供电设备、电压等级、电缆种类、电缆截面、馈电开关额定值、安全系数、“三大保护”都必须符合供电系统的安全要求。
附：
供电系统图
二、机电设备的安装与验收
所有机电设备的安装一律按照《机电完好标准》执行，特别是电煤钻、接线盒、按钮等经常移动的设备，必须安全运行。
第五节通讯和照明系统
工作面下出口、11103煤仓上、下口及井底车场，各安装一部防爆电话，可直接与地面绞车房、矿调度及其他地点进行联系。
附通讯系统图：
第五章劳动组织和经济技术指标
第一节劳动组织
工作面采用“三八”工作制度，边采边准的作业方式，循环进度1.0m,循环方式昼夜循环。
工序安排：
交接班→打眼→装药→放炮→临时支护→出煤→支柱→回柱放顶→整修。
劳动组织采用专业和综合工种相结合的分段作业方式，除放炮、机电维修、回柱放顶由专人负责外，其他工序由若干小组，分段完成采、支、攉等任务，循环出勤20人。
附：
劳动组织表及循环作业图表。
劳动组织配备表
出勤
时间
工种
出勤人数
出勤时间
夜
早
中
合
计
8:
00--16:
00
16:
00----00:
00
00:
00---8:
00
跟班矿长
1
1
1
3
安全员
1
1
1
3
瓦检员
1
1
1
3
放炮员
1
1
1
3
打眼工
2
2
2
6
出煤工
5
5
5
15
支护工
2
2
2
6
回柱工
2
2
2
6
补液工
1
1
1
3
机电维护
1
1
1
3
整修工
2
2
2
6
合计
20
20
20
60
工作面作业循环图见下：
第二节主要经济技术指标
11101采煤工作面主要经济技术指标表
序
号
指标
单
位
数量
序
号
指标
单
位
数
量
1
煤层编号
#
11
14
升级会员 