1196F工作面回采作业规程.docx
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1196F工作面回采作业规程
目录
第一章工程概况...1
第二条工作面位置及四邻采掘关系1
第三条煤层赋存条件及储量1
第四条水文情况1
第五条瓦斯、煤尘及煤层自燃情况1
第六条地质构造1
第七条煤层顶、底板岩性表2
第二章采煤方法2
第八条巷道布置2
第九条采煤工艺2
第十条设备配置表：
2
第十一条工作面电缆装备表：
3
第三章顶板管理………………………………………………………………………………………………3
第十二条支护设计3
第十三条工作面支护4
第十四条液压泵站流量计算和选型5
第十五条工作面支柱回撤6
第四章生产系统6
第十六条运煤系统6
第十七条辅助运输系统6
第十八条供水系统7
第十九条排水系统7
第二十条供电系统7
第二十一条压风系统7
第二十二条监测系统7
第二十三条人员定位系统7
第二十四条通风系统7
第二十五条避灾路线9
第二十六条人员行走路线（本班人员必须走同一条路线）9
第五章劳动组织和主要经济技术指标9
第二十七条劳动组织及正规循环作业形式9
第六章安全技术措施10
第二十八条一般规定10
第二十九条采煤机割煤及检修安全技术措施11
第三十条移溜安全技术措施11
第三十一条支架支护及顶板管理安全技术措施12
第三十二条端头支护安全技术措施13
第三十三条巷道维修安全技术措施13
第三十四条风道、运道及出口支护和回撤安全技术措施13
第三十五条工作面过断层安全技术措施14
第三十六条拉转载安全技术措施14
第三十七条回缩皮带安全技术措施14
第三十八条回柱掏窝安全技术措施15
第三十九条辅助运输安全技术措施15
第四十条综采泵站运行安全技术措施17
第四十一条皮带输送机运行及检修安全技术措施18
第四十二条刮板输送机运行及检修安全技术措施18
第四十三条日常检修安全技术措施18
第四十四条提高煤质技术管理措施19
第四十五条防透水安全技术措施19
第四十六条工作面各工序平行作业安全距离规定19
第四十七条防排水设计19
第四十八条工作面防尘供水设计21
第四十九条工作面"一通三防"安全技术措施22
第五十条工作面系统内斜井绞车运输安全系数验算25
第七章附图……………………………………………………………………………..…………………......29
1196F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.工作面位于9煤层，一水平东一采区；
2.工作面地面标高：
23.6～26.1m；
3.工作面标高：
-252.00～-297.53m；
4.四邻采掘情况：
该礃北部为1192Ⅱ采空区1194EⅡ采空区，南部为1190运煤巷、1190联络巷，西部为1194EⅡ采空区、1194Ⅰ采空区、1194Ⅱ采空区、1196Ⅰ采空区、1196Ⅱ采空区，东部为F3断层防水煤柱。
第三条煤层赋存条件及储量
1.煤层倾角：
3～10°，平均6°；
2.走向长度：
271~283m，平均277m；
3.倾斜长度：
97～99m，平均98m；
4.煤层厚度：
0.8～9.0m，平均7.37m；
5.煤层结构：
该煤层为复合结构煤层，回采时会通过采空区，煤层厚度不稳定，平均煤厚为7.37m，煤层倾角为3～10゜，平均倾角为6゜，煤层产状及煤厚变化较大。
煤层可采指数：
Km＝1，变异系数（％）：
r＝38％，稳定程度：
较稳定；
6.工业储量：
256823t；可采储量：
238845t。
第四条水文情况
该工作面位于一水平东翼一采区，靠近冲积层防水煤柱及F3断层防水煤柱，回采过程中将通过1194EII采空区，1196II采空区，1194II采空区，0190总回风巷老硐，1192II运道老硐，1192北II风道老硐，1192北III风道老硐。
正常回采情况下，主要受煤9顶板及以上砂岩裂隙承压含水层影响，第四系含水层为补给水源，井田边缘区域水文地质条件复杂。
正常涌水量：
0.75m3／min，最大涌水量：
1.7m3／min。
第五条瓦斯、煤尘及煤层自燃情况
1.瓦斯绝对涌出量：
0.29m3/min；
2.二氧化碳绝对涌出量：
0.75m3/min；
3.煤尘爆炸指数：
44.17%；
4.煤层自然发火期：
2个月。
第六条地质构造
该工作面为一水平9煤层工作面，地质条件较复杂，采面局部煤层产状有变化，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
（m）
对回采的
影响程度
FE44
340
140
34
逆断层
1.0
1194II下运
有影响
FE45
120
139
20
逆断层
2.0
1194II下运
有影响
第七条煤层顶、底板岩性表
顶底板
名称
岩石
名称
厚度
（m）
抗压强度
（MPa）
抗拉强度（MPa）
岩性特征
老顶
细砂岩
14.94
50.2
2.83
浅灰色~灰白色,内含灰褐色细砂岩条带，水平层理，植物化石成层分布。
直接顶
粉砂岩
9.65
43.5
3.15
致密均一，细腻有滑感，含层状菱铁质矿物。
直接底
泥岩
9.78
34
1.75
浅黑～深灰色，块状含菱铁质结核
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
271
10.5㎡金属拱型支架
0.5
4.0×2.7
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
283
10.5㎡金属拱型支架
0.5
4.0×2.7
第九条采煤工艺
一、采煤方法
采用走向长壁垮落采煤法。
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MG200/500－AWD型双滚筒采煤机、ZY3200-13/32型掩护式液压支架及SGZ-730/264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MG200/500－AWD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，每刀进尺600mm，进刀方式为端部斜切进刀，割三角煤，往返一次割两刀；特殊情况下单向割煤，往返一次割一刀。
移架：
支架为邻架操作，操控方向为面对支架方向右控制左，末组支架为65组控制（即65组支架安设两个操作台，一个操作台控制64组支架，另一个操作台控制66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。
第十条设备配置表：
序号
名称
型号
功率
数量
使用地点
1
采煤机
MG200/500-AWD
500kW
1
工作面
2
刮板输送机
SGZ-730/264
132kW×2
1
工作面
3
液压支架
ZY3200－13/32
66
工作面
4
转载机
SGZ－730/40
40kW×2
1
运道
5
皮带运输机
SDJ－150
75kW×2
1
运道
6
组合开关
QJZ-1260/1140（660）-4
1
风道
7
馈电开关
KBZ2-630/1140（660）
1
风道
8
变压器
KBSG—800/6
800kVA
1
风道
9
绞车
JH－8
13kW
2
上、下出口
10
绞车
JD－1.6
25kW
2
风道及风道外口
11
绞车
JH－14
17kW
1
运道
12
乳化液泵
BRW－200/31.5
125kW
2
1190联络巷
第十一条工作面电缆装备表：
电缆名称
使用地点
NYHSSYCY—3.6/6KV3*25
风道、运道
MVV32—3.6/6KV3*50
风道
VV220.66/1KV3*16+1*10
运道
MYQ0.3/0.53*4+1*2.5
风道、运道
MCPJB-0.66/1.14KV3*70+1*35+3*2.5
风道、工作面
MCPTJ-0.66/1.143*25+1*16+3*2.5
风道
MHYV4×1
风道、运道
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×ln13.5－15.5×（9.65/2.3）＋52.6×2.3＝683.976。
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<9.65m，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66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方木或1/2φ180×3000mm3半圆，一板至少三柱，配合DW25-250/100（或DW31.5-200/100）单体液压支柱支护，3000×170×160mm3方木随推采往前串。
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。
3、上、下出口支护：
上、下出口超前工作面煤壁4～10m范围内提前替回金属拱型支架，替回金属拱型支架用1/2φ180×3000mm3半圆（或3000×170×160mm3方木），用DW25-250/100（或DW31.5-200/100）单体液压支柱配合HDJA-1200双楔金属铰顶接梁打走向托梁，单体液压支柱必须打在1/2φ180×3000mm3半圆（或3000×170×160mm3方木）与HDJA-1200双楔金属铰接顶梁相交点的正下方，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。
在风道、运道20m范围内加强支护，即在原有支护下方打单体液压支柱，风道、老风道为在单体柱柱头垫小板，直接在棚梁下打点柱，运道用1/2φ160×2000mm3或1/2φ180×3000mm3半圆做托梁，均为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1196F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--采高，m=2.3m
r--直接顶岩石容重，r=2500kg/m3
P＝6×2.3×2500×9.8×10-6＝0.338MPa
鉴于我矿煤层采用走向长壁综合机械化采煤法，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：
pr0.338×103
n＝---＝-------------------＝1.499棵/m2
RT0.95×0.95×250
式中：
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；取0.95
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
式中：
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
d3
式中：
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风道、运道出口支护密度及上、下端头支护密度均大于1.499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
式中：
Q0—每组支护、推移设备完成一个动作循环所需液量，L；
V—采煤机或刨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=2×3.14×0.222×0.875/4≈0.0665（m3）=66.5LΔV=ΔV1+ΔV2=105.7L
式中：
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=2×3.14×（0.172-0.142）×0.865/4≈0.0126（m3）=12.6L
ΔVj2=2×3.14×（0.222-0.212）×0.875/4≈0.0059（m3）=5.9L
ΔVj=ΔVj1+ΔVj2=18.5L
式中：
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
=1×3.14×（0.112-0.0852）×0.7/4≈0.0028（m3）=2.8L
式中：
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
=1×3.14×0.112×0.7/4≈0.0066（m3）=6.6L
式中：
nt—推移千斤顶根数，1根；
Dt—推移千斤顶缸径，110mm；
ht—推移千斤顶行程，700mm。
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BRW－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）
BRW－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BRW－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－8T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
1196F工作面→1196F运道→1190运煤巷→1149皮带巷→105煤仓→主井→地面。
第十七条辅助运输系统
一、下井路线
副井→1148大巷→1132斜井→1190联络巷→1196F风道。
二、上井路线
1196F工作面→1196F风道→1190联络巷→1132斜井→1148大巷→副井→地面。
第十八条供水系统
副井→0140回风巷→-246回风巷→0090皮带巷→1190运煤巷→1196F运道（风道）→1196F工作面
第十九条排水系统
（1）1196F工作面→1196F风道→1190联络巷→1132斜井→1148大巷→一水平水仓。
（2）1196F工作面→1196F运道→1190运煤巷→1190联络巷→1132斜井→1148大巷→一水平水仓。
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
（1）地面压风泵房→1148大巷→1132斜井→1190联络巷→1190运煤巷→1196F运道→1196F工作面
（2）地面压风泵房→1148大巷→1132斜井→1190联络巷→1196F风道→1196F工作面
第二十二条监测系统
1196F运道→1190运煤巷→1190联络巷→1132斜井→1148大巷→副井→地面监测机房。
第二十三条人员定位系统
地面→副井→1148大巷→1132斜井→1190联络巷→1196F风道。
地面→副井→1148大巷→1138斜井→0090轨道正眼→1190运煤巷→1196F运道。
第二十四条通风系统
一、通风路线
1、新鲜风流：
副井→1148大巷→1132斜井→1190联络巷→1196F风道→1196F工作面。
2、乏风风流：
1196F工作面→1196F运道→1190运煤巷→1190皮带正眼→1190运料巷→0090N回风巷→-246回风巷→主井→地面
二、工作面风量计算
⑴按气象条件确定需要风量，其计算公式为：
Q采＝60×70%×V采×S采×k采高×k面长
＝60×70%×1.0×〔（3.9×2.3+3.3×2.3）/2〕×1.1×1.0
＝382.5m3/min
式中V采——采煤工作面的风速，按采煤工作面进风流的温度选取，m/s，取1.0；
S采——采煤工作面的平均有效断面积，按最大和最小控顶有效断面的平均值计算，m2，取8.51;
K采高——采煤工作面采高调整系数，取1.1；
K面长——采煤工作面长度调整系数，取1.0；
70%——有效通风断面系数；
60——为单位换算生产的系数；
⑵按瓦斯涌出量确定需要风量，其计算公式为：
Q采=q采×KCH4/（C-C0）
＝0.29×1.2/0.01
＝34.8m3/min
式中q采——采煤工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量，m3/min,取0.29
KCH4——采煤工作面瓦斯涌出不均衡系数，取1.2；
C——回风流瓦斯允许浓度，不超过1%；（取0.01）
C0——进风流瓦斯允许浓度，不超过0.5%；（取0）
⑶按二氧化碳涌出量确定需要风量，其计算公式为：
Q采=q采×KCO2/（C-C0）
=0.75×1.2/（0.015-0.005）
=90m3/min
式中q采——采煤工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量，m3/min，取0.75
KCO2——采煤工作面二氧化碳涌出不均衡系数，取1.2；
C——回风流中二氧化碳的浓度，不超过1.5%。
（取0.015）
C0——进风流中二氧化碳的浓度，不超过0.5%。
（取0.005）
经上述计算，工作面风量取其最大值，即按气象条件确定需要风量进行计算的Qcf＝382.5m3/min。
三、工作面风量验算：
（1）按采煤工作面同时作业人数验算：
Q采≥4×N
≥4×50
≥200m3/min
式中N——采煤工作面同时工作的人数；（根据循环作业劳动组织设计取50人）
4——每人每分钟需风量，m3/min。
根据采煤工作面同时作业人数验算：
Q采≥200m3/min，符合要求。
（2）按风速进行验算
15×S最大a）验算最小风量
Q采小=15×S最大
=15×3.9×2.3
=134.55m3/min
①S最大=l最大×h采高
b）验算最大风量
Q采大=240×S最小
=240×3.3×2.3
=1821.6m3/min
②S最小=l最小×h采高
①②式中：
S最大——采煤工作面最大控顶有效断面积，m2；
l最大——采煤工作面最大控顶距，m；
h采高——采
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