11041B回采作业规程1Word文档格式.docx

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直接底

泥岩

1.57

老底

炭质泥岩

5.09

5-6

最大涌水量

20m3/h

正常涌水量

8m3/h

瓦斯绝对涌出量

2.5m3/min

瓦斯相对涌出量

1.3m3/t

煤尘爆炸性指数

具有爆炸危险性

煤层自燃发火期

煤层自燃倾向三级

地质

构造

情况

根据补3、补4号钻孔资料、11041上、下付巷实揭地质资料及二1煤层底板等高线形态分析，该工作面整体呈一单斜构造，工作面里段受东南-西北背斜影响，局部底板受褶曲影响起伏较快，给工作面回采及煤质管理造成一定的影响，整个工作面煤层赋存较完整。

该面顶板岩性较为松软，易松动，回采时应加强对顶板及其煤质的管理工作。

由于该面煤层属中厚煤层，煤厚分布不均，回采时必须严格沿底回采，并及时对浮煤进行清理，提高资源回收率。

煤质

由于煤层顶板为泥岩，强度较低，回采时会增加外在灰份，因此在回采过程中必须加强煤质管理。

水文

水文地质情况分析：

1、顶板水2、底板水3、断层水4、老空水（详见地质说明书）

防治水措施：

1、该工作面受11061上付巷老空水影响，要求加强排水路线和排水设备的管理工作，回采时要做好水仓的排水清淤工作。

2、回采时要放净顶煤，并及时对浮煤进行清理，保证巷道有足够的高度。

3、地测人员要经常下井观测，收集该面水文地质资料。

4、在回采前必须对该面底板进行底板注浆加固。

回采

中应

注意

问题

1、回采时要加强地质及水情观测，若发现异常地质构造及水情时请及时与地质测量科联系。

2、该面二1煤层顶板比较松软，回采时应加强顶板管理，防止冒顶事故发生，提高煤质。

3、回采时要尽量沿底回采并放净顶煤提高资源回收率。

第三章采煤方法及生产工艺

第一节回采巷道布置

该工作面采用走向长壁炮采放顶煤全部垮落法采煤，11041B上副巷与轨道上山及回风上山相连；

11041B下副巷与轨道上山相连，与皮带上山通过进风联巷相通。

（详见巷道布置图）

第二节回采工艺

　　一、工艺流程

工艺流程：

煤墙注水→打眼、放炮、落煤→移主梁→装运煤→放顶、移副梁→放顶煤→移刮板输送机→采空区处理。

1、打眼、放炮

工作面生产前，跟班队长及班长负责处理采面不安全隐患，然后工作人员进行首次放顶。

即：

将每眼场每棚主梁采空区侧柱回出，并支设在副梁的中间，与主梁的中间柱站齐，同时，检查工作地点附近20m范围内瓦斯浓度，在瓦斯浓度不超限的情况下，严格按要求开始工作面打眼、装药、放炮等各项工作。

2、装运煤、护顶、单支架前移

　　放炮后，要及时攉煤、刷帮、挑顶，将主梁向前迈步前移，用合格的竹笆、椽子进行打顶，此时工作面形成最大控顶距3.4m。

3、放顶、移副梁

　　当工作面全部采通或分段采通后，即可把错后的副梁前移，移副梁前，需先把副梁采空区侧支柱回出，站在主梁煤墙侧，副梁前移后，把主梁中排巷柱站在副梁的煤墙侧，此时形成副梁一梁三柱。

放顶应由下向上逐棚进行。

作业前先检查安全情况，要求支架不歪不旋，放顶退路畅通，在安全的情况下方可作业。

副梁前移与主梁并成对棚后，把采空区用椽子、竹笆挡严，不得漏煤，煤壁片帮或有片帮危险时，必须及时用椽子、竹笆进行闭帮。

此时，采面刮板输送机在采空区侧，工作面形成最小控顶距2.4m。

4、放顶煤

　　工作面在放煤过程中，严格按单、双号，低位间隔多轮次循环放顶煤方法进行放煤，具体步骤如下：

（1）放煤口的位置及规格：

　　放煤口在距刮板输送机上方0.3～0.5m之间，规格为0.3×

0.3m，开口间隔为1.2m，即隔棚开口。

（2）编号方法

　　先把工作面划成10棚为一眼场,每眼场的编号为1、2、3、……，再在每眼场内把放煤口自上而下依次编为1、2、3、……等。

　　（3）单双号间隔放煤

　　即先在1、3、5……等眼场放煤，再在2、4、6……等眼场放煤，每眼场只设一个放煤口，全工作面最多只准两眼场同时放煤，即一次只准两个口放煤，不准多开口。

　　（4）多轮次循环放煤

　　即每个口不能把煤一次放完，为了控制工作面顶板，使顶板均匀下沉，每次只准放出顶煤的1/3～2/3。

放煤时间视顶煤厚度确定，但每次最长时间不得超过5分钟，然后堵严，待工作面放煤口全部放完一遍后，再进行第二轮次放煤，第二轮仍是单、双号间隔放煤，依次进行，直到把煤放完为止。

　　5、移刮板输送机

（1）采面顶煤放完后，开始清理工作面浮煤、杂物等，然后开始移刮板输送机。

（2）移刮板输送机必须从机头或从机尾进行，严禁从中间往两头移或从两头往中间移，边移刮板输送机边摘中排巷支柱，不准提前摘中排巷支柱，移刮板输送机摘柱距离不大于20m，摘柱时间不超过30分钟，移刮板输送机后，要及时将中排巷支柱站在主梁下，并穿齐穿正柱鞋。

刮板输送机要做到平、直、稳、正、牢，与煤壁保持0.2m间距。

工作面刮板输送机弯曲段不准低于15棚，中排巷支柱站在煤墙侧距刮板输送机0.1m，三用阀、手把一致且支柱迎山有力。

移刮板输送机后及时打上机头、机尾压（戗）柱，机尾盖板盖好，否则严禁开机试运转。

　　（3）工作面移机头、机尾时，采面刮板运输机必须停机，机头（机尾）移过后在安全条件下开机。

　　6、采空区处理

　　采用全部垮落法处理采空区，要求冒落高度普遍大于1.5倍的采高，当采空区冒落不充分（悬顶面积超过2×

5m2）时，必须进行强制放顶，并制定专项安全技术措施。

　　二、顶板支护设计

　　1、煤层顶、底板

（1）煤层顶、底板岩性（见地质说明书）

（2）顶底板结构

　　直接顶→老顶

　　直接底→老底

　　（3）顶板分类

　　直接顶厚度为5.18m，根据本工作面观测情况，初次来压垮落步距为7～8m，老顶初次来压步距为18～20m，周期来压步距为10～15m，属二类中等较稳定顶板。

本工作面沿底回采，底板比压6MPa，属二类中等较稳定底板。

　　2、采场控制设计

　　该工作面顶板控制设计从“支、护、稳”三方面考虑设计。

（1）“支”

　　在直接顶初次垮落、老顶初次来压及周期来压期间支柱所受压力比平时大的多。

因此，支护强度设计从这三个时期计算取最大值。

　　A、直接顶初次垮落期间

　　在此期间支架至少应承担起直接顶初次垮落步距一半的重量，合理的支护强度为：

　　P1=MALAYA/2L小

　　=（5.18×

7×

2.5）/（2×

2.4）

　　=18.885t/m2

式中：

P1----支架支护强度t/m2

　　MA----直接顶厚度5.18m

　　YA----直接顶平均容量2.5t/m3

　　LA----直接顶初次垮落步距7m

　　L小---最小控顶距2.4m

　　B、老顶初次来压期间

　　要求支柱在不被压死的情况下，P2能承担起老顶重量的1/4及全部直接顶的作用力。

　P2=A+MBYBCB/kt/L小

=5.18×

2.5+11.89×

2.5×

18/（4×

N=19.57+29.2

=48.77（t/m2）

P2----支架支护强度t/m2

MB----老顶厚度11.89m

YB--－-老顶容量2.5t/m3

kt----岩重分配系数kt=4

L小---最小控顶距2.4m

CB----老顶初次来压步距18m

　　C、周期来压期间

　　在此期间，要求支架承担起直接顶，并能承担部分老顶的作用力，以减缓老顶的来压速度，合理的支护强度为：

　　P3=A+MCYCCC/L小

　　=5.18×

10/（4×

　　=48.714（t/m2）

P3----支架支护强度t/m2

A----直接顶厚度5.18m

Mc----老顶厚度11.89m

YC----老顶容重2.5t/m3

CC----老顶周期来压步距10m

　　取以上最大值，合理的支护强度应为：

P=P2=48.77t/m2

　　D、支护密度

　　按该工作面棚距为0.5m，每棚站柱5根，则支护密度为：

N实＝5/（L棚×

L柱）

＝5/（0.5×

3.4）

　　＝2.94（根/m2）

N实----实际支护密度根/m2

L棚----实际棚距0.5m

L柱----最大控顶距3.4m

　　N设=Pmax/F0=48.77/30=1.626根/m2

　　N设--支护强度必须的支护密度

　　Pmax----计算取的最大支护强度

　　F0--支柱工作阻力，取额定工作阻力的80%为30t/根

　　经计算N实=2.94根/m2>

N设=1.626根/m2，故取支柱棚距为0.5m，每棚站柱5根，合乎要求。

（2）“护”的准则

　　A、护顶：

　　要求所选用棚距能满足不因竹笆和椽子的强度不足而引起局部冒顶，竹笆和椽子的强度能托住两棚间松散岩体的重量，根据理论和材料供应的材质，选0.5m的棚距可以满足护顶的要求。

　　B、护底

　　护底要求支柱对底板的压强小于底板的比压。

否则，支柱要穿柱鞋，鞋的直径为：

　　Φ≥200√F0/π.G=200√30/3.14×

6=225.7（mm）式中：

Φ----柱鞋的直径

　　F0----单体柱额定工作阻力的80%30t

π----圆周率3.14

G----底板比压6MPa

　　该面选用直径300mm的铁鞋或相当于300mm直径，厚度大于200mm质地坚硬的片木（严禁使用腐朽的坑木），可以满足护底要求。

　　（3）“稳”的准则

要求支架具有抵抗来自层面方向推力的能力，为防止复合顶板推垮型冒顶事故的发生，须提高支柱的初撑力，控制复合顶板的初期离层，增大软硬岩层间的摩擦力。

　　P初=H*R（cosa+1/f*sina）/h

　　1

　　＝2.5×

1.4（cos12°

+──sin12°

）/2.94

　　0.5

　　　＝1.659t/根

＝16.258KN/根

P初----支柱设计要求的初撑力16.258KN

H----复合顶板厚度（顶煤厚度）2.5m

R----复合顶板岩层容重1.4t/m3

a----煤层倾角12°

h----支护密度2.94根/m2

f----岩层间摩擦系数0.5

根据以上计算，结合《郑煤集团公司炮采管理规定》，工作面单体柱初撑力大于55KN可以满足要求。

3、采面支护

（1）采面基本支架及技术要求

　　本面采用DZ-22型单体柱配合2.4mπ型钢梁支护，每对棚中主梁一梁三柱，副梁一梁两柱，共5根支柱，π型钢梁对棚交替迈步前移，最大控顶距3.4m，最小控顶距2.4m，采高2.0m，棚距0.5m，煤墙梁头长0.1m，采空区侧梁头0.1m（不超过0.2m），中排巷支柱必须站齐、站正合格的柱鞋，支柱迎山有力（支柱迎山角按煤层倾角的1/6～1/8打设）。

初撑力必须达到要求，并确保煤壁及采空区侧支柱初撑力均衡。

放炮后，先检查处理采面不安全因素，然后进行刷帮及挑顶，作业人员必须站在支架掩护下作业，开帮深度1.0m，攉煤刷帮、挑顶后及时移主梁向前支护，打顶必须用质地良好的竹笆、椽子打设，严禁使用腐朽的椽子、竹笆，竹笆规格为1000×

500mm，椽子规格为Φ30×

800mm。

（2）特殊支架及技术要求

A、工作面安全出口及端头支护

上安全出口长4m、高2m、宽1.0m，上端头采用7对3.5mπ型钢梁配合单体柱支护（上安全出口5对，上副巷口2对），主副梁均一梁三柱，每对棚6根柱，上安全出口棚距0.5m±

0.1m，且最上一棚距上满收满回下棚梁头不大于0.3m,迎山、戗度与工作面棚相同。

上副巷口2棚，最下一棚作为抬口棚抬住上副巷顺山棚下帮梁头，最上一棚抬住顺山棚上帮梁头。

下安全出口长3m、高1.8m、宽1.5m，采用6对4.0mπ型钢梁配合单体柱支护，主副梁均一梁三柱，每对棚6根柱，棚距0.5m。

下安全出口机头上方采用四对八根4.0m长钢梁加强支护，其中2对4根4.0m长钢梁架设在安全出口内，另外2对4根架成密集棚，作为抬口棚，抬住下副巷顺山棚上帮梁头。

4m长钢梁均一梁三柱成对使用，同采面整体交替迈步前移。

4.0m长钢梁严禁侧向使用，变形或折断要及时更换。

安全出口处每班必须指派专人负责管理或维护，发生支架断梁折柱、巷道底鼓变形时，必须及时更换、凊挖。

工作面没有安全出口或安全出口不符合规定时，工作面内严禁工作。

B、两巷超前支护

　　①采面两巷超前支护长度不小于20m。

②工作面下副巷Ｕ型钢支护巷道靠采面20m范围内必须进行超前替棚，替棚时使用3mπ型钢配合2.2m的单体柱支护，若巷道超高，必须使用2.5m的单体柱配合3mπ型钢替棚（顶空时，必须使用段坑木将顶背实），柱跟下站上木鞋，倾斜方向坡度大于15º

的地段替棚后使用防倒链将单体柱固定在π型钢梁上，严防柱倒伤人。

巷道内采用双排π型钢梁配合单体柱支护，支柱必须站柱鞋，π型钢梁必须连续接顶，不平处要背紧背实。

③超前支护的支柱手把、三用阀的注液孔方向一律朝向巷道中间（下帮朝上帮，上帮朝下帮），减小风阻。

④超前支护范围内巷道高度不低于1.8m,有0.7m宽的人行道，支柱初撑力不低于55KN。

　　三、爆破设计

　　采用毫秒爆破落煤，炮眼布置图及爆破说明书（附后）。

1、爆破器材的选用：

（1）炸药：

选用煤矿许用乳化炸药。

（2）雷管：

采用1-5段合格的煤矿许用毫秒雷管，桥丝为镍铬丝，铁丝脚线，电阻一般为5-6欧姆，其延期量及脚线标志见下表：

段别

1

2

3

4

5

延期量（毫秒）

<

13

+10

25

-10

50

+15

75

110

脚线标志

灰红

灰黄

灰兰

灰白

绿红

　　（3）起爆器：

选用MFB-200型起爆器，最大起爆能力200发，另选用导通欧姆表来检验爆破线路的导通情况。

　　2、爆破过程与方法

（1）炮眼布置和装药量

　　工作面采高2.0m，采用“双排三花眼”布置炮眼，顶眼间距1.2m，距顶板0.5m，眼深1.0m，每眼装药量视煤层的松软情况而定，一般药量300g；

底眼间距1.2m，距底0.3m，眼深1.1m，每眼装药量视煤层情况而定，一般药量450g。

（2）联线方式：

串联。

　　（3）起爆长度：

一般6m（10棚8眼）。

（4）起爆顺序：

顶眼2-5段，底眼1-4段，其联线方式见图：

炮眼布置图（单位：

mm）附后

爆破参数及材料消耗表

眼深（m）

延期时间（ms）

装药量（g）

封孔

水炮皮

黄泥

1.1

130

450

0.3

1.0

300

底眼消耗

雷管

炸药

75×

450=33750g

顶眼消耗

300=22500g

每排巷炸药消耗量56.25kg每排巷雷管消耗150个

万吨炸药消耗量1049.8kg万吨雷管消耗2803个

炮眼封孔长度不少于0.5m，采用黄土、水泡皮封孔。

第三节通风系统

1、风流路径

新鲜风：

主副井→轨道运输大巷→轨道上山→11041B下付巷→11041B工作面。

主副井→皮带运输大巷→皮带上山→11041B进风巷→11041B下付巷→工作面。

乏风：

11041B工作面→11041B上付巷→11041B回风联巷→回风上山→总回风巷→回风井。

　　2、风量计算

（1）按瓦斯涌出量计算

根据掘进过程及原开采过程中瓦斯涌出量情况,回采过程预测11041B绝对瓦斯涌出量最大为2.5m3/min，

Q=100kq

k-----瓦斯涌出不均衡系数取1.5

q-----瓦斯绝对涌出量取2.5m³

/min

则：

Q=100kq=100×

1.5×

2.5=375（m³

/min）

2、按工作面同时工作的最多人数计算

Q=4nc

nc----工作面交接班时的最多人数取80人

则Q=4N=4×

80=320m³

3、按炸药消耗量计算

Q=25A

A----一次放炮所需的最大炸药量取4.5kg

则Q=25A=25×

4.5=112.5（m³

经计算：

该工作面风量取最大风量为320m³

/min。

风速验算

按工作面允许最低风速

Q=60×

Vd×

S最大

Vd-----工作面允许最低风速取0.25m/s

S最大----工作面最大断面积取2.9×

1.8=5.22㎡

0.25×

5.22=78.3（m3/min）

按工作面允许最高风速验算

Vg×

S最小

Vg-----工作面允许最高风速取4m/s

S最小----工作面最小断面积取3m2

S最小=60×

4×

3=720（m3/min）

经计算和风速校检可知：

工作面配风量为320m3/min，即可满足生产需求，结合集团公司关于炮采放顶煤工作面风量不小于450m3/min，不大于900m3/min的规定，因此工作面风量确定为450m3/min。

2、瓦斯安全监控系统

1、瓦斯安全监控设备的种类、数量、位置及控制区域。

工作面共安装四种安全监控设备：

一个监测分站（S），一个馈电传感器，一个瓦斯电闭锁，三个甲烷传感器（T1、T2、T0）。

监测分站（S）安装在采区变电所内，馈电传感器安装在11041B上副巷口的总截路开关上，并与平地瓦斯监测系统联网，瓦斯电闭锁由监测分站完成，里甲烷传感器（T1）安装在回风顺槽距工作面5～10m处，外甲烷传感器（T2）安装在回风顺槽距下口10～15m处。

报警点、断电点均为0.8%，复电点在0.8%以下；

断电范围：

工作面及进、回风顺槽内全部非本质安全型电气设备电源。

控制区域：

11041B工作面及进、回风顺槽内全部非本质安全型电气设备电源。

T0安装在工作面上隅角，报警点为0.8%、断电点为0.8%，复电点在0.8%以下；

当瓦斯监控系统出现故障时，必须及时处理。

处理故障时，要加强人工检查瓦斯，消除瓦斯积聚现象。

按规定上隅角悬挂好便携式甲烷测定器，每班班长必须随身携带便携式甲烷测定器，以便随时检查瓦斯。

2、电源电缆及信号电缆敷设

（1）电源电缆：

从采区变电所引出一条电缆：

沿轨道上山巷到11041B进风顺槽负责供给皮带、液压泵站、进风顺槽刮板输送机、工作面刮板输送机及综合保护用电。

（2）信号电缆：

由监测分站引出三条信号电缆：

一条沿回风顺槽敷设至距工作面5～10m处接里传感器（T1），另一条巷沿回风顺槽敷设至距11041B回风顺槽下口10～15m处接外传感器（T2），第三条沿进风顺槽敷至距工作面5～10m处接里传感器（T0）

3、T1、T2、T0报警点、断电点、复电点及断电范围

名称

报警点

断电点

复电点

断电范围

T1

≥0.8%

0.8%

工作面及进、回风顺槽内全部非本质安全型电气设备电源

T2

T0

第四节供电系统及设备配备

由采区变电所引出一条电缆，沿皮带上山到11041B下付巷一部皮带机头，分为两条线路一条沿下付巷到刮板输送机及工作面输送机供电等。

另一条供液压泵站用电。

（详见供电系统图及电器设备配备表）。

电器设备配备表

序号

设备名称

规格

数量

用途

刮板输送机

SGB630/150

工作面运煤

转载机

SZZ730/55

下付巷运煤

皮带输送机

SPJ—800/2×

40

55

液压泵

MRB-125/75

提供高压乳化液

馈电开关

KBZ-400

截路开关

7

QJZ-200

8

真空起动器

QBZ-120

起动开关

第五节运输系统

　　1、运煤系统

　　工作面煤→11041B下副巷→溜煤眼→皮带上山→皮带运输大巷→主井煤仓→地面。

　　2、运料系统

平地料场→副井→轨道运输大巷→轨道上山→11041B上副巷→工作面。

第六节洒水降尘

1、平地静压水→副井→轨道运输大巷→轨道上山→11041B中联巷泵站、隔爆水袋、水幕等用水地点。

　　2、平地静压水→副井→轨道运输大巷→轨道上山→11041B下副巷→11041B下副巷水幕、隔爆水袋、各运输机头转载点的喷雾用