3126D工作面回采作业规程Word文档格式.docx
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第四十六条工作面各工序平行作业安全距离规定20
第四十七条防排水设计20
第四十八条工作面防尘供水设计22
第四十九条工作面"
一通三防"
安全技术措施23
第五十条工作面系统内斜井绞车运输安全系数验算26
第七章附图……………………………………………………………………………..…………………......31
3126D综采工作面回采作业规程
第一条为了保证生产安全，依照《煤矿安全规程》、《安全技术操作规程》制定本规程。
凡本工作面作业人员、本工作面检查指导人员，必须学习掌握本规程。
第一章工程概况
第二条工作面位置及四邻采掘关系
1.该工作面位于12-2煤层，三水平轴西采区；
2.工作面地面标高：
+28.2m～+30.3m；
3.工作面标高：
-479m～-511m；
4.四邻采掘情况：
工作面西北部为3120轨道上山、3120皮带巷，东部为3125D待掘工作面，南部为F3断层防水煤柱。
上覆3122B采空区，下伏无工程。
第三条煤层赋存条件及储量
1.煤层倾角：
2～8°
，平均6°
；
2.走向长度：
470～532m，平均501m；
3.倾斜长度：
74～76m，工作面面长平均75m；
4.煤层厚度：
4.2～4.5m，平均4.4m；
5.煤层结构：
该工作面煤层为复杂结构，煤层中部含一层灰色细砂岩夹矸，厚约0.3m。
砂岩夹矸上部煤层发育稳定，多以镜煤、暗煤为主，呈沥青光泽，煤质较好；
下部以暗煤为主，含碳泥岩夹矸，煤质较差。
6.工业储量：
235208t；
可采储量：
219208t。
第四条水文情况
该工作面为12-2煤层，受K6至煤12底板砂岩裂隙含水层影响，上覆3122B采空区且层间距离较薄，由于顶板裂隙发育，在回采过程中可能出现顶板滴淋水现象，因此回采时要加强顶底板管理，完善排水系统，保证排水能力。
正常涌水量：
0.5m3／min，最大涌水量：
0.9m3/min。
第五条瓦斯、煤尘及煤层自燃情况
1.瓦斯绝对涌出量：
0.08m3/min；
2.二氧化碳绝对涌出量：
0.46m3/min；
3.煤尘爆炸指数：
44.02%；
4.煤层自然发火期：
8个月。
第六条地质构造
该工作面为三水平12-2煤层工作面，地质条件较简单。
所见的断层有：
FD314、FD356、FD357三条断层，倾角分别为55º
、62º
、41º
，落差分别为2.0m、2.0m、1.0m。
受断层影响，煤层厚度、产状及顶板条件变化较大，掘进时揭露的具体断层见下表：
构造
名称
走向
（°
）
倾向
倾角
性质
落差
（m）
实见位置
对回采的
影响程度
FD314
39
321
55
正断层
2.0
风道
无影响
FD356
27
333
62
运道
有一定影响
FD357
32
328
41
逆断层
1.0
第七条煤层顶、底板岩性表
顶底板
名称
岩石
厚度
抗压强度
（MPa）
抗拉强度（MPa）
岩性特征
直接顶
粉砂岩～细砂岩
19.92
117.8
7.57
上部为深灰色，致密坚硬，植物化石密集，节理发育，裂缝中有方解石，下部为灰色～深灰色，粘土胶结，松散，遇水变软，钙质胶结，水平波状层理发育，组织致密。
伪顶
炭质页岩
0.5
93
4.63
黑色，性脆
直接底
细砂岩～粉砂岩
5.44
59.8
3.81
灰色至深灰色，硅质胶结，上部含根化石，中下部含大量铁质结核。
灰色，硅质胶结致密。
第二章采煤方法
第八条巷道布置
巷道名称
巷道长度（m）
支护形式
棚距（m）
规格：
（宽×
高）㎡
备注
运道
532
10.5㎡金属拱型支架
0.6
4.0×
2.8
运道皮带储带仓50m范围采用11.3m2金属拱型支架支护，棚距0.5m
风道
470
第九条采煤工艺
一、采煤方法
采用走向长壁后退式采煤法。
二、采煤工艺
㈠工作面采煤工艺：
综合机械化采煤工艺，即工作面采用MG-375型双滚筒采煤机，ZY3200-13/32型掩护式液压支架及SGZ－730/320型刮板输送机完成煤的“破、装、运”及顶板的支护、采空区的处理。
㈡采煤工艺流程：
正常情况下及时移架：
割煤—伸前梁—移架--顶溜
顶板破碎时超前移架：
割煤—伸前梁—顶溜—移架
割煤：
采用MG-375型双滚筒采煤机割煤，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，通过滚筒的螺旋叶片配合铲煤板装煤，截深600mm，进刀方式为端部斜切进刀，割三角煤，往返一次割两刀。
移架：
支架为邻架操作，操控方向为面对支架方向右控制左，头组支架为第2组控制（即第2组支架安设两个操作台，一个操作台控制头组支架，另一个操作台控制第3组支架）。
割煤后，沿割煤方向及时移架，支架移到位，升至初撑力3092kN（即大柱压力表读数达到24Mpa）以上后，手把复位。
如顶板破碎时，超前移架。
移溜：
刮板输送机弯曲长度不小于15m。
操作时，支架工要相互配合，将刮板输送机移向煤壁，步距600mm，保证刮板输送机直率。
㈢采高确定：
根据煤层赋存条件、上、下出口替板高度、直接顶垮落充填情况、采煤机采高及ZY3200-13/32液压支架性能，综合确定合理的采高为2.3m。
序号
型号
功率
数量
使用地点
1
采煤机
MG-375
375kW
工作面
2
刮板输送机
SGZ－730/320
160kW×
3
液压支架
ZY3200-13/32
50
4
转载机
SGB－730/40
40kW×
5
皮带运输机
SDJ－150
75kW×
运道、3120皮带巷
6
SGW-40T
3120皮带巷
7
组合开关
QJZ-1260/1140（660）-4
8
馈电开关
KBZ2-630/1140（660）
9
变压器
KBSG—800/6
800kVA
10
绞车
JH－8
11kW
运道、风道
11
JD－1.6
25kW
12
JD－2.5
40kW
13
JD－1
11.4kW
14
JH－14
18.5kW
15
乳化液泵
BZRK－200/31.5
125kW
3120皮带横管
电缆名称
MY3×
25+1×
16 0.38/0.66KV
风道、运道
50+1×
25 0.38/0.66KV
MYQ0.3/0.53*4+1*2.5
MCPJR3×
95+1×
50/3+3×
2.50.66/1.14KV
风道、工作面
MCPTJ3×
16/3+3×
2.5 0.66/1.14KV
MHYV4×
第三章顶板管理
第十二条支护设计
一、顶板分析
㈠老顶分级
Pe＝241.3ln（Lf）－15.5N＋52.6hm（《矿山压力与岩层控制》钱鸣高、石平五主编）
式中Pe--老顶初次来压当量，kPa；
Lf--老顶初次来压步距，m；
N--直接顶充填系数，N＝hi/hm；
hi--直接顶厚度，m；
hm--煤层采高，m；
Pe＝241.3×
ln25－15.5×
（19.92/2.3）＋52.6×
2.3＝763.48
Pe＜895，因此，确定老顶为Ⅰ级，属于来压不明显顶板。
㈡直接顶
根据矿压组对同类工作面实测结果分析，预计直接顶初次垮落步距L0＝16±
2m，介于8～18m之间。
因此，确定直接顶为II类，属中等稳定顶板。
㈢直接顶垮落充填情况分析：
∑h＝M/（Kp-1）（《矿山压力与岩层控制》钱鸣高、石平五主编）
式中∑h--充满采空区所需直接顶垮落厚度，m；
M--煤层采高，2.3m；
Kp--岩层垮落后岩层碎胀系数，取1.35。
∑h＝2.3/（1.35-1）＝6.57m<
19.92m，故直接顶能完全充填采空区。
二、煤柱形成支承压力区
随着工作面的切眼向前推进，工作面前后支承压力分布为三个区域：
应力急增区：
工作面煤壁前方0～18m；
应力升高区：
工作面煤壁前方18～56m；
应力缓升区：
工作面煤壁前方56～80m。
三、工作面巷道所受动压影响
风道、运道所受动压影响，即为压力高出原始应力部分，根据影响程度，压力急增范围的最大变形速度为原始应力区的7～10倍。
第十三条工作面支护
1、工作面选用50组ZY3200-13/32型掩护式支架支护。
2、工作面上、下端头支护：
工作面上、下端头使用HDJA-1200型金属铰接顶梁和DW25-250/100（或DW31.5-200/100）单体液压支柱配套进行支护，梁距450±
50mm，机头机尾上方控顶区双楔铰接梁保证插齐椭圆销，椭圆销用大锤打上劲，梁距超过500mm时，要及时调整梁距或建梁。
支架边至铰接金属顶梁间加卧一块3000×
170×
160mm3方木，一板至少三柱，单体液压支柱使用DW25-250/100（或DW31.5-200/100）单体液压支柱，3000×
160mm3方木随推采往前串或加补。
如腮部煤壁松软，易片帮、抽冒，必须用手镐刷帮，超前挂梁，上顶插严背实，煤壁侧护好帮。
为加强支护，在工作面刮板输送机机头双楔梁梁空内，加打两块4.0mπ型钢梁，以维护下端头，随工作面推进向前交错前串，一梁不少于三柱。
3.上、下出口支护：
上、下出口超前工作面煤壁4～9m范围内提前替回金属拱型支架，替回金属拱型支架用1/2φ180×
3000mm半圆（或3000×
160mm3方木），用DW25-250/100（或DW31.5-200/100）单体液压支柱配合HDJA-1200双楔金属铰接顶梁打走向托梁，单体液压支柱打在1/2φ180×
160mm3方木）与HDJA-1200双楔金属铰接顶梁相交处正下方，上、下出口各3趟，如巷道受动压影响较大时可各加打一趟托梁。
在上、下出口20m范围内加强支护，即在原有支护下方打单体液压支柱，柱头垫好木料或皮条，10m以内打双趟，10～20m范围内打单趟。
4.工作面支护强度计算
根据我国缓倾斜、倾斜煤层回采巷道围岩稳定性分类，3126D综采工作面顶板分类分级为：
直接顶为Ⅱ类，老顶Ⅰ级。
选用架型为掩护式液压支架，要求其支护强度应不小于：
P＝n.m.r×
9.8×
10-6
式中：
P--考虑直接顶及老顶来压时的支护强度（MPa）
n--安全系数，n=6
m—工作面采高，m=2.3m
r--直接顶岩石容重，r=2500kg/m3
P＝6×
2.3×
2500×
10-6＝0.338MPa
工作面选用ZY3200-13/32型掩护式支架支护，该支架额定工作阻力为3200kN/组，支护强度为0.47～0.58MPa，所以ZY3200-13/32型掩护式支架满足矿压要求。
5.工作面上、下出口及端头支护密度计算
⑴根据矿压要求，上、下出口及端头支护密度应满足：
pr0.338×
106
n＝---＝----------------------＝1.50棵/m2
RT0.95×
0.95×
250×
103
pr--工作面合理的支护强度，kPa；
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；
RB--支护回撤前所能达到的理论工作阻力，kN/柱；
取250
⑵支护强度校核：
①上、下出口支护强度校核：
11
n＝------＝-----------＝2.22棵/m2
a·
b0.6×
0.75
a--工作面单体液压支柱柱距，m；
b--工作面单体液压支柱排距，m；
②端头支护强度校核：
c14
下端头支护强度校核：
n＝---＝-----＝4.67棵/m2
d3
c8
上端头支护强度校核：
n＝---＝-----＝2.67棵/m2
c--工作面上、下端头单体液压支柱数，棵；
d--工作面上、下端头面积，m2；
③上、下出口支护密度及上、下端头支护密度均大于1.50棵/m2，满足矿压要求。
第十四条液压泵站流量计算和选型
1.泵站的额定流量应能满足支护和推移设备的推移速度要求，所需流量
Q=Q0×
×
K
=Q0×
3/1.5×
1.2
=2.4Q0（L/min）………………………………………………………⑴
Q0—每组支护、推移设备完成一个动作循环所需液量，L；
V—采煤机最大工作牵引速度，取3m/min；
L—支架中心距或推移装置间距，取1.5m；
K—管路漏损、工人操作等影响系数，经验值K=1.1～1.3，这里取1.2。
2.每组支护、推移设备完成一个动作循环所需液量Q0计算：
（仅考虑降柱、升柱、移架、移溜四个主要动作，且按全程升、降立柱计算）
①两立柱升柱时所需供液量
ΔV=nлD2h/4
ΔV1=2×
3.14×
0.172×
0.865/4≈0.0392（m3）=39.2L
ΔV2=2×
0.222×
0.875/4≈0.0665（m3）=66.5LΔV=ΔV1+ΔV2=105.7L
n—立柱根数，2根；
D—立柱缸径，170/220mm；
h—升柱行程，865/875mm。
②两立柱降柱所需供液量
ΔVj=nл（D2-Dh12）h/4
ΔVj1=2×
（0.172-0.142）×
0.865/4≈0.0126（m3）=12.6L
ΔVj2=2×
（0.222-0.212）×
0.875/4≈0.0059（m3）=5.9L
ΔVj=ΔVj1+ΔVj2=18.5L
Dh1—立柱活柱外径，140/210mm。
③推移千斤顶移架所需供液量
ΔVty=ntл（Dt2-Dt12）ht/4
=1×
（0.112-0.0852）×
0.7/4≈0.0028（m3）=2.8L
nt—推移千斤顶根数，1根；
Dt—推移千斤顶缸径，110mm；
Dt1—推移千斤顶活柱外径，85mm。
ht—推移千斤顶行程，700mm。
④推移千斤顶顶溜所需供液量
ΔVd=ntлDt2ht/4
0.112×
0.7/4≈0.0066（m3）=6.6L
根据上述分析,则每组支护、推移设备完成一个动作循环所需液量
Q0=Q供-Q回
=（ΔV+ΔVj+ΔVd+ΔVty）-（ΔV+ΔVd）
=133.6-112.3
=21.3L…………………………………………⑵
解⑴、⑵得Q=2.4×
21.3≈51.6（L/min）
则Q泵≥Q=51.6（L/min）
根据开煤业生字〔2009〕25号第十九条“输出流量应大于或等于两倍液压支架的额定流量”的规定，初选BZRK－200/31.5型乳化液泵（流量200L/min）。
3.依据两立柱升柱每分钟所需流量（移架过程中的最大流量）选择液泵
上述分析中已知，升柱供液量ΔV=105.7L，考虑到系统漏液系数K=1.1～1.3（取1.2）,则ΔV实=ΔV×
K=126.84（L）。
若泵站流量Q泵=200L/min，则两立柱升起需要的时间t=ΔV实/Q泵=0.6342（min），立柱升柱所需流量Q柱=ΔV/t=166.7（L/min），
则Q泵≥Q柱=166.7（L/min）
BZRK－200/31.5型乳化液额定流量为200L/min，能够满足使用要求。
因此，确定选择BZRK－200/31.5型乳化液泵（两泵一箱配置，一台使用、一台备用）。
第十五条工作面支柱回撤
⑴回柱顺序：
风道出口为先下帮后上帮，运道出口为先上帮后下帮，全部为由老塘往外回。
⑵机头、机尾要及时掏窝，控顶距最长不超过支架大柱后6.0m，最小控顶距为支架大柱后0.6m。
⑶回柱采用JH－8绞车或使用手拉葫芦与人工配合作业。
⑷任何人员身体的任何部位不得进入无支护区域作业。
第四章生产系统
第十六条运煤系统
3126D工作面→3126D运道→3120皮带巷→3049皮带巷→2049皮带巷→1049皮带巷→主井→地面
第十七条辅助运输系统
一、下井路线
地面→副井→1048大巷→2048斜井→2048大巷→3048斜井→3048大巷→3120轨道巷→3120斜井→3126D风道
二、上井路线
3126D风道→3120斜井→3120轨道巷→3048大巷→3048斜井→2048大巷→2048斜井→1048大巷→副井→地面
第十八条供水系统
地面供水池→副井→1038斜井→1040回风巷→2020E斜井→3049皮带巷→3120皮带巷→3126D运道
地面供水池→副井→1038斜井→1040回风巷→2020E斜井→3049皮带巷→3120皮带巷→3126D风道
第十九条排水系统
3126D工作面→3126D运道→3120皮带巷→3131斜井→3120轨道巷→3048大巷→三水平水仓。
3126D工作面→3126D风道→3120斜井→3120轨道巷→3048大巷→三水平水仓。
第二十条供电系统
后附《供电设计系统图》，详见《供电设计》。
第二十一条压风系统
地面压风机房→1048大巷→2048大巷→3048大巷→3120轨道巷→3131斜井→3120皮带巷→3126D运道。
地面压风机房→1048大巷→2048大巷→3048大巷→3120轨道巷→3120斜井→3126D风道。
第二十二条监测系统
监测信号传输系统：
由KJ101N监测系统直接与井下监控分站进行通讯，其传输路线为：
3126D运道→3120皮带巷→3120斜井→3120轨道巷→3048大巷→2048大巷→1048大巷→副井→地面监测机房。
第二十三条紧急避险“六大系统”
一、安全监测系统：
传感器安装均采用带有“MA”标志的传感器。
⑴监测信号传输系统：
通讯电缆规格：
MHYV4*1mm2专用电缆。
⑵瓦斯传感器的安装：
工作面开工前，提交安装监测设备申请，通风区负责安装瓦斯监测线路和探头。
（准备区回完架子后提交回收检测设备申请）
瓦斯传感器型号KJ101－45B，在运道距工作面≤10m处安装瓦斯传感器T1，在运道10～15m的位置安装瓦斯传感器T2，吊挂标准：
距顶板≤300mm，距巷帮≥200mm。
工作面回风隅角老塘侧最后一颗单体液压支柱上部吊挂便携式瓦斯报警仪T0。
传感器T1的报警浓度≥1.0%，断电浓度≥1.5%，复电浓度<
1.0%，断电范围：
工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备。
传感器T2的报警浓度≥1.0%，断电浓度≥1.0%，复电浓度<
便携式瓦斯报警仪T0报警浓度≥1.0%
⑶一氧化碳传感器的安装：
一氧化碳传感器型号KJ101－CO，在运道10～15m的位置安装1台，吊挂标准：
其报警浓度为≥0.0024%。
并将此处作为自然发火观测站。
⑷温度传感器的安装：
温度传感器型号KGW10，在运道10～15m的位置安装1台，吊挂标准：
其报警值为30℃。
（5）烟雾传感器的安装：
在运道和边眼皮带安装烟雾传感器，安装位置在皮带机头主滚筒下风侧10-15米，型号为GQQ0.1型烟雾传感器。
（6）监控分站的安装：
监控分站型号KJ101N－F2，在3126D移动变电站安设1台。
（7）保护好监测传感器，及时吊挂线路，随工作面推进及时外倒，以防损坏。
班长开工前先要检查瓦斯传感器完好情况，只有确认无问题后，方可开工工作。
妥善保护好瓦斯传感器和线路，发现问题及时先向通风区和调度室汇报再汇报队值班室。
（8）所有引入工作面的电源必须和通风区交待清楚，新引入电源前与通风区联系好，保证检测设备能切断工作面及其回风巷所有非本质安全型电器设备的电源。
（9）当瓦斯浓度超过规定而切断电气设备的电源后，现场班组长必须立即派人查明停电原因，不可强行送电。
当与闭锁控制有关的设备未投入正常运行或故障时，必须切断该监控设备所监控区域的全部非本质安全型电气设备的电
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