3212采区柔性掩护支架工作面回采作业规程Word格式.docx

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（3）煤层产状：

倾向NW58°

~62°

结构简单、不含夹矸、煤层较松软，平均厚度1.8m，容重1.45T/m3。

煤层倾角平均71º

。

（4）瓦斯：

本煤层瓦斯含量较高，根据市煤通字（2008）16号文《对六盘水市煤矿2007年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复》矿井绝对瓦斯涌出量3.87m3/min,相对涌出量25.77m3/吨，经现场测算工作面绝对瓦斯涌出量最大值为0.4m3/min。

（5）自然发火：

根据贵州省煤田地质局实验室煤尘爆炸性鉴定报告和煤炭自燃倾向等级鉴定报告，3号煤层具自然发火倾向性。

（6）煤尘爆炸性：

具煤尘爆炸危险性。

2、地质构造、水文情况

（1）地质构造：

采区内没有断层。

（2）水文情况：

本区主要是顶底板裂隙水和3112采区积水及大气降水渗透到工作面。

3、回采地质储量、可采储量及回采率

（1）储量：

走向长×

倾向长×

煤厚×

容量＝170×

41×

1.45×

1.8＝18191T。

（2）地质损失：

1200T

（3）可采储量：

18191－1200＝16991吨

（4）回采率：

85%

三、采煤方法

1、采面布置形式及推进方法、落煤方法

（1）根据本煤层赋存条件及采面走向长度和储量等因素，决定采煤用伪俯斜柔性掩护金属支架进行回采。

（2）巷道布置：

沿3号煤顶板在1300标高布置运输顺槽（2.4m×

1.8m）和1336标高布置回风巷（2.2m×

1.8m），采面单翼边界布置一条开切上山、采面东布置一条通风收作上山（详见3212采区工作面示意图）。

（3）推进方式及落煤方法：

本采区沿走向由西向东推进，采用风镐及爆破落煤。

炮眼布置方式：

三花眼布置；

爆破方法：

串联放炮，瞬发电雷管，煤矿安全[换行]炸药正向爆破；

炮眼布置三视图：

2、采面内主要生产系统

（1）运煤系统：

工作面煤用搪瓷槽自溜至运输巷，用人工装车推运至下部车场，绞车提升至地面。

（2）通风系统

A、工作面所需风量选择

按工作面出勤同时作业最多人数的计算

Q1＝4N×

22＝88m3/min

按绝对瓦斯涌出量计算

Q2＝100×

0.4×

1.5＝60m3/min

按气候条件计算,本地气温平均20℃左右,风速取1.5m/s

Q3＝60×

VS＝60×

1.5×

2.5＝225m3/min分

S---采面断面2.5m2

根据以上计算，工作面所需风量选用Q采＝225m⊃;

/min

风量验算，根据《煤矿安全规程》规定，回采工作面允许最小风速为0.25m/S,最大风速为4m/S。

则：

Qmin＝60×

0.25×

2.5＝37.5m3/min

Qmax＝60×

4×

2.5＝600m3/min

Qmin＜Q采＜Qmax符合“规程”要求

B、通风设施：

在1290南石门安装一组调节风门以调节进风量。

C、通风线路：

主井→1290井底车场→1290北石门→1290南石门→3212机巷→工作面→3212回风巷→1336南石门→7211下山→7212风巷→7号层总回→总回风巷→抽风机→地面。

（3）监测仪表：

在3212运输巷，掩护支架工作面和回风巷分别安装一台瓦斯传感报警器共三台，报警值运输巷设定为0.5%，工作面设定为1%，回风巷设定1%。

（4）防尘系统：

采面采用放炮后人工洒水，职工配戴防尘口罩，开切眼和回风巷各隔50m设一组防尘洒水装置。

（5）压风系统：

地面压风房送主井车场，往1336上部车场、下部车场、运输巷至工作面。

3、采高：

根据本煤层平均厚度决定采用内空为1.8m的柔性掩护支架，采高为1.8m，顶煤在工作面初采调架期不能放，上拐点以下20m范围内严禁放顶煤，应在工作面的中、下部、，在支架底板一侧开口放煤，严禁在支架顶板放煤，带齐掏扒，钢纤等工具。

4、循环进度：

每天一个循环。

四、回采工艺（附图）

1、开切斜坡[换行]安架

（1）准备工作：

安排人员对开切斜坡先进行全面的加固、清理余煤，将压风管及防尘管安设到位，运煤系统保证畅通，并将安装所需材料运到指定地点备用。

（2）待所有准备工作做完后，即可组织人员沿开切斜坡安装柔性掩护支架，开始安装时，首先在开切反斜坡的下口沿开切斜坡摆好四根直径为28mm的钢丝绳，然后在开切反斜坡口的煤壁外安装第一架掩护架，用夹板及螺丝将钢丝绳逐根固定在此掩护支架上后，再在钢丝绳上放置第二架掩护支架，再用夹板及螺丝将钢丝绳逐根固定在此架上，在两架之间放置长短相适应的卡心料后，向下将掩护支架撞拢，并将螺丝拧紧，上述工序完成之后照此办法依次安装直到安装完毕。

（3）在开切斜坡内安装过程中，超前1.5~2.0m卧出地沟，安好的掩护支架内安设搪瓷溜槽并保持搪瓷溜槽到掩护支架有1.4~1.6m的空间高度搪瓷溜槽滞后掩护支架1.0~1.5m安设.

（4）钢架必须沿顶板铺设,巷道断面不够时,应采用扩巷换棚子,扩巷超前时应视其矿压情况,可保持2~5m或随扩随铺架。

（5）安装支架应做到平整无起伏，两端整齐，钢丝绳拉直，螺丝拧紧卡心料无松动，支架安装到5m时，应及时用绳卡圈头。

（6）当支架安设沿走向到10~15m时，可由里向外用回柱机械及时回出棚子，获取足够的垫层，垫层的最低高度不可低于支架宽度的两倍，支架口上方应保留完好的棚子暂不回出，以免煤矸串入巷道堵塞上出口，若回棚后垮落的垫层不足时，应采取打放炮获取垫层，但严禁在空顶下作业，回出的木料及时运出安装支护巷道，严禁丢失在无支架上的采空区，安架巷的支架堆码整齐。

（7）钢丝绳接头时，两根钢丝绳应相互错开5m，两根钢绳的总搭接长度不少于5米，用10个钢绳相同的绳卡卡紧，卡牢拧紧螺丝。

2、回风巷安装

在开切斜坡安装至其上口后，即进行风巷安装。

（1）在风巷安装首先必须施工卧地沟，其规格为：

上宽×

下宽×

深＝800mm×

600mm×

500mm，掩护支架在地沟上安装好后，应保证掩护支架至地沟的空间高度不低于1.2m，地沟最多超前掩护支架2m。

（2）在风巷安架形成平架，首次长度不可少于8m，待工作面正常回采几个循环后，可根据实际情况增长或缩短风巷的平架长度，但其最短不得低于5m，并打好控架单体。

（3）在风巷安装过程中，遇钢丝绳搭接时与开切斜坡内参数相同。

当掩护支架安至一定长度后，即可撤风巷多余的梯形棚子，保持最后一架掩护支架至风巷放顶线1.5~3.0m范围梯形棚子完好，风巷放顶后，掩护支架上应有不低于2m厚的垫层，否则应采取措施进行处理。

（4）掩护支架放顶方法是：

采用YH－8绞车或5吨手拉葫芦，由内向外逐架回住放顶。

3、采煤放架

（1）、采煤工作面从开切开口形成采煤头向风巷逐步回采，每班设一个采煤组，采煤组配备2-3人协同作业。

（2）、采煤头处回采应遵循先采地沟安溜槽，后采顶煤换支柱，再采底煤放架的原则。

放架原则上由一个人作业，其余人退至安全地点协助。

回采过程中保持工作面坡度为28º

-30º

，且工作面上下出口10米范围还应适当减少。

（3）、回采时，采煤头的采深不得超过0.8米，严禁超深。

工作面每隔2.0-3.0米打一根支柱控制（调整）掩护支架。

（4）、工作面回采时，应尽可能地将采煤头采成斜面以减轻钢丝绳的受力。

（5）、每次开下口应分做2-3次开成，并使用废旧的木材挡好顶板悬漏区以防窜矸事故发生，并打好接应支柱将掩护支架平稳地放在副巷的地形棚子上，保持下口附近5米范围掩护支架至梯形棚子的空间高度为1.0-1.2米。

（6）、工作面回采过程中遇煤变厚，可根据实际留顶煤或底煤开采；

遇煤变薄则可调整掩护支架倾斜角度，使其能下放，当完全倾斜仍不能下放则可根据实际情况进行放炮挑顶或卧底使之下放。

[换行]（7）、工作面回采期间，若因操作不当或其他原因造成掩护支架钢丝绳断裂或接头拉开，则应即使用Φ26mm的钢丝绳绑绳，两端用各不少于4个绳卡卡紧，每次采煤头采至此处必须分次采煤放架，不得一次采全深，遇工作面掩护支架间隙过大处应使用副绳等材料网住，防止漏矸伤人。

（8）、工作面作业人员必须随时保持工作面畅通，当采煤头的煤不能及时放走时，必须停止该头采煤作业，每班必须安排专人看守工作工作面的下出口，指挥协调采煤与运煤关系，防止下出口被堵，如意外被堵，则应在瓦斯浓度不超限情况下逐步疏通。

4、拆架

（1）、随工作面推进，待掩护支架在副巷内形成一定长度的平架后，即可逐步回拆支架，首次平架长度可保持8-10米，随正常常回采取得一定经验后，根据实际确定该平架长度。

（2）、拆架前，必须对架尾用顶子料将待拆段掩护支架每隔1.0米加打支柱进行加固，并视现场实际情况，采取更进一步的加固处理，并对3212运输巷进行加固，确保3212运输完好，随工作面推进，再安排人员对3212巷废弃小眼以里的金属支架进行回收。

（3）、拆架时，拆架点后方，即下煤眼以上20米范围内无采煤作业，拆架点下方，3212运输巷、采面下出口通风行人眼以西，不得有人通行或从事与拆架无关的其他工作。

（4）、拆架时，依次性拆除的螺栓、压板不得超过5架掩护支架。

（5）、拆架时，应先用绳和将待拆一架掩护支架栓好，而后用回住绞车或葫芦逐渐向外拉，直至取出掩护支架。

（6）、拆架时，如用葫芦则葫芦应安设在待拆掩护支架后方4-5米的顶住或掩护支架上并固定好，葫芦向外拉掩护支架时，前方不得有人，且葫芦后方退路畅通，以防止窜矸并及时撤退的人员。

（7）、拆架时，若遇窜矸而毛埋掩护支架时，则采取用扳子或铁杆刹刀的方式，将上方矸子控制好，而后，由外向内掏矸，取出掩护支架。

（8）、拆出掩护支架后，将纲绳理申理直后，再撤除绳卡，一并运出，再次复用。

（9）、架尾拆出的掩护支架，必须用牢靠的麻绳系紧，将掩护支架从通风行人眼一架一架地向下放到3212机巷，下出口必须设人警戒并接运掩护支架，然后运至风巷复用。

5、掘下煤眼部分

（1）、在回采中，随工作面推进，尾部小眼逐渐废弃，这时必须补掘下煤眼，重新形成下煤系统。

（2）、下煤眼间距5.0米，遇特殊情况可以适当调整，下煤眼长6.0米。

下煤眼净断面3.2m⊃;

，梁宽1.2米，下宽2.0米，腿长2.2米，采用木支架，间距0.5米。

（3）、掘下煤眼，采用风镐或手镐作业，掘进时所出煤体应及时运转，禁止堵塞巷道而影响运输和通风行人。

（4）、掘下煤眼时，若遇有瓦斯超限达1%时，则采取局扇通风。

6、运输巷回收金属棚

（1）、随着工作面推进，下平台掩护支架逐渐回拆后，产生废弃小眼时，3212运输大巷必须将废弃小眼内的金属棚回收进行放顶，减少盲巷存在。

（2）、根据实际确定回棚数量，必须确保采面通风眼与下煤眼完好、通常，通风眼以内必须保持3-5架金属棚子完好。

（3）、拆棚前，必须对通风眼以内所保留的棚子进行更进一步的加固处理，并对运输巷内超前支护进行检查，确保[换行]安全。

（4）、拆棚时，运输巷20米范围内不得有人作业，3212运输巷下煤组以西不得有人从事与回棚无关的其他工作。

3212采面必须停止采煤作业，不得采煤与回棚平行作业。

（5）、拆棚的回柱绞车安设地点在待拆的棚后方10米以上，如果葫芦安设在待拆的棚子后放4-5米以顶住或金属棚上并固定好，回住绞车或葫芦安设地点必须进行加固处理，确保安全。

（6）、回棚时，应先用绳将待拆的金属支架栓好，然后再用回柱绞车或葫芦逐渐向外拉，直至取出金属支架。

（7）、回架时，回柱绞车或葫芦前方不得有人，后方退路畅通，以防止窜矸并及时撤退人员。

（8）、拆出的金属支架必须堆放整齐，待回架结束，一并运出。

（9）、拆棚放顶时，若遇有瓦斯超限达1%时，必须停止回棚作业，必要时采取局扇通风。

7、收尾

当风巷安架到采止线位置15-20米实话，技术部必须及时编制相应的收作措施，收尾采用工作面逐步缩短的办法进行，当采面下端（支架下拐点）距架头落平点的距离只有17米时，工作面即成扇形，下放落平，最后把支架全部回收出来，工作面回采即全部结束。

收尾时，架头必须保持2米的平架。

五、顶板管理

1、采用全部冒落法管理采空区，交叉口要加强支架，加强巷道维护工作，3212运输巷、回风巷要超前20米加强支护，确保上、下出口畅通。

2、回采工作面采用掩护支架控顶管理。

3、若遇风巷安架需要护巷时，首先要用2.6米以上长梁打好中顶，使风巷梯形棚子形成一个整体。

六、劳动组织

1、工作面采用“三八”作业制，装拆运架，巷修采用早班一个班作业。

2、劳动组织安排表：

第八章、安全技术措施

1、由于3212采面是我矿初次用“伪倾斜柔性掩护支架采煤法”是我矿使用的一项新的采煤工艺，因此，投产前必须组织全体职工认真学习。

2、矿成立初采领导小组：

组长：

许再明副组长：

程少清胡立新佘金泉成员：

张新春李旺喜王洪亮秦红联徐厚涛方征国

初采小组主要负责初采期间的[换行]安全，生产及材料供应等工作。

3、掩护支架上肢应紧贴顶板，若上肢偏离顶板超过100mm时，必须用单体支柱调整支架，使其紧贴顶板。

4、工作面所有单体支柱必须栓钩绳，绳子用10mm的钢丝绳制成，绳钩用10mm的园铁制成钩状，两头用绳卡卡牢，一头固定在单体反柄上，绳钩挂在掩护支架的钢丝绳上，防止支柱御载滑倒伤人。

5、工作面坏支柱或失效，支柱应及时运出检修，严禁出现空载支柱在工作区使用。

6、所有安拆单体支柱人员，不论是支还是拆，原则上是站在支柱的上方。

7、加强瓦斯管理，瓦斯浓度达1%时，瓦斯断电仪自动切断电气设备电源，人员停止作业，电气设备不准自动复电，瓦斯浓度达1.5%时，必须撤出人员。

8、对回风巷采空区用大直径超前钻孔抽放瓦斯，防止出现上偶角瓦斯超限和回风瓦斯超限。

9、掩护支架回采过程中必须保持1.3m以上高度,斜坡上不准堆积杂物,放炮后煤炭堆积高度不准超过工作面断面的三分之一,及时放掉,上下出口必须保证在本规程规定断面以上,保证风流畅通,防止出现瓦斯积聚。

10、每次安架，拆架过程式中必须指定一名有经验的人看管安全，发现隐患，必须指挥停止安、拆工作，排出隐患后再恢复安、拆工作。

11、安、拆作业点附近10m范围内不准有人做与安、拆操作不相关的工作。

12、风巷支架的回拆不准与掩护支架安装平行作业，两巷支架回拆时，套绳人员不准站在绳道上，必须躲在安全的支柱的保护下，才能发出“一停二拉三退绳”的回架信号，回柱绞车安装在距架柱点不少于20m的支护完好处，并打紧打牢回柱绞车稳固支柱，每班使用前司机必须认真检查稳固支柱及钢丝绳子，发现问题必须及时处理。

13、预防煤层发火

（1）顶煤尽量放干净，做到少丢煤碳在采空区。

（2）工作面回采结束后及时封闭。

（3）工作面所有人员严禁携带烟火和穿化纤衣服下井。

（4）各电器设备杜绝失爆。

（5）防尘系统必须有专人维护检查，保证正常使用。

（6）及时对采空区喷注阻化剂。

14、预防水患，工作面如发现有渗水或渗水增大现象，必须立即停止作业撤出人员至安全地带，报告矿调度室待查以原因或隐患后方能恢复作业。

15、独头巷道修理时，坚持由外向里，由上向下逐架进行的原则，且修复完好前，严禁人员入内。

16、返棚扩巷时，拆除原有支护前，必须先架设临时支护。

17、放炮管理。

（1）．打眼工必须经过专业培训，专职打眼。

（2）．放炮员必须经过专职培训并取得合格证的人员担任，并持证上岗，炸药雷管分别存放在专用药箱内，并上锁。

（3）、打眼、装药、放炮必须在支架完好的的情况下进行。

（4）、放炮员做引药时，必须在无电气设备、无导电体和导电线路，支架完好的地方进行，同时引药和炸药分开存放，装药时必须使用黄泥封孔，严禁使用煤果及可燃物填充。

（5）、煤电钻打完眼后必须转移到安全地点放好，切断电源并把电缆悬挂好。

（6）、放炮器的钥匙必须由放炮员随身携带，不得转交他人，严禁使用明电或矿灯放炮。

（7）、放炮地点必须距工作地点80m以外进行，同时在放炮前要做好放哨、警戒工作。

（8）、放炮后，班长、[换行]安全员和放炮员必须检查瓦斯、支架和瞎炮，如有问题及时处理，瞎炮必须按《规程》规定进行处理。

（9）、严禁炸药乱丢乱放，对本班用不完的炸药、雷管必须由放炮员分箱上锁，退回炸药库，同时做好领退手续。

18、四位一体防突措施

（1）、采煤工作面突出危险性预测预报

a、测定仪器：

WTC防突瓦斯参数仪。

b、测定参数：

钻屑解吸指标K1值和每米最大钻屑量Smax。

c、煤层突出危险性指标的确定：

我矿没有对煤层突出危险性指标进行专门的测定，现按照《防治与瓦斯突出细则》中表13的数据确定，K1临界值为0.4mL/（g·

min1/2）；

遇断层再降0.1；

钻屑量Smax临界值为6kg/m；

遇断层再降1kg/m。

d、测定方法：

在掘进工作面施工3个钻孔，（详细钻孔布置参照附图1），1#、2#钻孔为平孔，布置在巷道工作面中部，平行于掘进方向，3#钻孔为向上孔，布置在巷道顶部，其倾角为25°

～30°

，三个钻孔直径均为42mm，孔深8～10米。

钻孔每隔2米测定一次K1值，每隔1米测定一次钻屑量，每次测定后均取其最大值，并及时将结果记录，进行整理分析以便指导工作。

e、工作面每执行一次防治突出措施作业循环，若K1值和钻屑量Smax两项指标均小于临界值，预测为无突出危险，并留有2米的预测超前距，但是在工作面允许进尺范围内作业时，必须采取严格安全防护措施。

当两项预测指标中，其中任何一项指标大于或等于临界值时，则预测有突出危险，必须在掘进工作面实施密集钻孔进行排放卸压。

（2）、密集钻孔排放卸压防治突出措施

a、使用工具；

QFZ-2.2防突钻机、直径为75mm的专用防突钻杆和直径为89mm专用钻头。

b、密集钻孔布置

①、排放钻孔应尽量布置在煤层中较为松软部分，其控制范围为巷道上方3～4米，帮孔则以10°

角度扩散开，直到煤层顶底板终孔，孔深大于15米，确保工作面有5米超前距，密集排放孔数至少为8个。

②、煤层发生变化时，排放孔布置应相应调整增加，进行密集孔排放，以求达到瓦斯排放卸压的目的。

c、密集钻孔排放瓦斯6小时后，进行效果检验，K1值和钻屑量Smax两项指标同时低于临界值，证明密集排放效果明显，允许在工作面进尺范围内作业；

如果两项预测指标中，其中任何一项指标大于或等于临界值，则必须补充排放孔，或延长排放时间，直到排放效果得到检验，两项指标同时低于临界值方可进入工作面允许进尺范围内作业。

d、施工测试孔、密集排放孔的措施

①、每次施工测试孔、密集排放孔前，掘进单位必须在工作面安装好可靠的前探支护，并背好帮顶，严禁留有空顶距，并将巷道内的余煤、杂物等清理干净，确保运输、通风畅通。

②、工作面必须坚持负压通风，并确保工作面有足够的风量，严禁无风微风作业。

③、当施工钻孔过程中，遇到地质变化，响煤炮，卡钻杆等瓦斯动力现象时，应立即停止作业，将所有井下工作人员撤出至安全地带，并及时向调度室汇报，听候处理。

④、施工钻孔时，必须配备有专职瓦检员，随时检查施工期间的瓦斯变化情况，若瓦斯浓度达到1.0%时，必须停止钻机作业，最高浓度不得达到1.5%，达到1.5%（超限）时[换行]，必须停止所有工作，撤出人员，切断电源，进行处理。

⑤、瓦斯排放时间最短不得小于8小时，严格按照措施程序进行作业，控制采煤进度。

⑥、钻孔施工过程中必须有安全部门指派专人把关，严格按照措施执行，以确保施工安全、质量。

（3）、密集钻孔排放卸压防治突出措施的效果检验

a、钻孔排放瓦斯8小时以后，必须进行钻孔排放措施的效果检验。

b、钻孔效果检验方法、参数与预测预报时相同，检验孔布置在排放孔之间，孔数3个，效果检验孔超前距不得小于5米。

c、效果检验结果必须及时汇报给矿调度室，并如实填写报表审批单，上报矿总工程师审批，以确定是否继续向前采煤。

d、进行效果检验后，若K1值和钻屑量Smax两项指标中，其中任何一项指标大于或等于临界值，则必须补充排放孔，或延长排放时间，直到排放效果得到检验，两项指标同时低于临界值，方可认为排放效果有效。

（4）、安全防护措施

a、3212工作面采煤，必须经过上述预测预报、深孔瓦斯排放、效果检验后，确认无突出危险，才可进入工作面作业。

b、工作面未经测试、未经调度室布置、未经总工程师批示，施工单位严禁擅自进行作业。

c、预测预报、瓦斯排放、效果检验工作必须由矿安监站指派专人负责实施。

d、工作面使用柔性掩护支架采煤，严禁空帮空顶作业，以防工作面冒顶引发煤与瓦斯突出事故。

e、采煤作业过程中如出现响煤炮，瓦斯忽高忽低，煤层变松等异常情况，立即停止作业，撤出人员并及时向调度室汇报。

f、测试排放人员必须向调度室详细汇报钻孔数目、深度、角度及预测预报、效果检验等数据，以及工作面遇到的异常情况，并作好详细记录。

在井下工作面防突牌板上认真填写，出井后在调度室进行详细交班。

g、在3212运输巷内适当位置布置一处压风自救硐室，硐室规格为2.5米高×

2.2米高×

2.2米宽，喷浆支护，硐室门净宽0.7米，净高1.4米，门板厚50mm，墙体厚0.5米，硐室内安装一部与调度室直通电话，安装带减压阀的压风自救伞8个，隔离式自救器8个。

h、在3212运输巷内每隔50米设置一组压风自救点，每点（组）装5个带有减压阀的压风自救伞。

i、所有下井人员必须佩带隔离式自救器并熟练掌握自救器使用方法。

j、所有该作业地点人员必须学习本措施并熟练掌握煤与瓦斯突出预兆和井下避灾路线。

18、避灾路线：

（1）水灾：

人员从工作面→1336风巷→主井车场→地面。

（2）火、瓦斯、煤层：

人员从工作面→1336运输巷→主井车场→地面。

（3）顶板：

人员从冒顶区→安全地带。

大田煤矿技术部

2008年5月1日