1801采煤工作面回采作业规程.docx
《1801采煤工作面回采作业规程.docx》由会员分享，可在线阅读，更多相关《1801采煤工作面回采作业规程.docx（48页珍藏版）》请在冰豆网上搜索。
1801采煤工作面回采作业规程
毕节市杨家湾煤矿
1801采煤工作面
回采作业规程
水平：
一水平
采区：
一采区东翼
工作面编号：
1801采煤工作面
编制：
采煤队长：
总工程师：
矿长：
编制日期：
2010-11-22
工种职务
矿长
副矿长
总工程师
安全员
瓦检员
机电员
班队长
参加人
员签字
会审意见：
⒈同意按本规程作业。
⒉工作面开采中，必须加强顶板管理和支护。
如在开采中更改支护及作业方式，应补充作业规程内容。
⒊工作面开采煤层最大厚度2.2米、最小1.5米，一次采全高，必须注意分段支柱时，不得有短柱超高或长柱超低支柱现象，并在煤层厚度变化的过度段使用长度适宜的支柱，严防超高采煤造成顶板事故。
⒋开采中必须加强工作面支护，工作面抬棚、木垛、切顶线（柱）必须设置齐全，确保工作面的支护强度。
⒌两巷超前支护必须派专人维修。
两巷不得有断梁折柱，工作面出口煤壁起10米内必须架高双边抬棚，20米内必须架单边抬棚。
会审时间：
10年11月22日
总工程师批示：
矿长批示:
规程会审记录
目录
规程会审记录1
目录2
第二章采煤方法10
一、采煤方法10
㈠采煤方法的确10
㈡采高的确定10
㈢回采工作面布置图（见附图：
1801采煤工作面巷道布置图、采煤工作面布置及顶板动态管理图）10
二、主要回采工艺10
㈠落煤方式10
1.爆破器材10
2.起爆方式10
3.放炮地点10
4.爆破说明书（见图表）10
5.循环进度：
1.2米。
10
6.打眼机具10
采煤工作面支护布置及顶板动态管理示意图11
㈡装运煤13
㈢顶板管理13
⒈工作面基本支护方式选择13
⒉工作面基本支护设计13
⒊特殊支架14
⒋安全出口支护及管理规定15
⒌采空区处理方法15
6.支柱防倒17
7.二次注液17
⒏乳化液配比及泵站压力17
⒐搪材消耗17
㈣移溜17
第三章生产组织与管理19
一、循环作业组织形式19
二、劳动组织及出勤表19
三、循环作业图表20
第四章生产系统21
一、主要生产系统21
㈠运煤系统21
㈡通风系统21
㈢防尘系统21
㈣运料系统22
㈤供电系统22
㈥安全监控布置22
㈦瓦斯抽放系统23
二、主要设备及工具配备表23
三、主要技术经济指标表23
第五章安全管理24
一、“一通三”防管理24
㈠通风、瓦斯管理24
㈡防灭火管理24
㈢防治粉尘管理25
二、管理制度25
㈠交接班制度25
㈡工程质量验收制度25
㈢敲帮问顶制度25
㈣机电设备维修制度26
㈤巷道维修制度26
㈥防尘洒水制度26
㈦瓦斯检查制度26
㈧乳化液泵站管理制度27
第六章安全技术措施28
一、初采、初放28
㈠初采、初放组织管理28
㈡初采28
㈢初次放顶29
二、打眼放炮30
㈠打眼30
㈡放炮30
三、采煤支架31
四、移溜措施33
五、回柱放顶34
六、悬顶处理34
七、预防工作面冒顶及冒顶处理措施35
八、采面过中间老巷措施36
九、巷道及工作面支护修理36
十、防探水措施36
十一、缩运输巷溜子措施37
十二、溜子安装检修措施37
十三、采面过断层或地质破碎带措施38
十四、防突措施38
十五、避灾路线39
第一章工作面概况
一、采煤工作面概况
工作面编号名称
1801回采工作面
煤层编号
M18
走向长度（m）
352.2
倾斜长度（m）
89.6
煤层厚度（m）
2.7
煤层倾角（°）
4～6
容重（t/m3）
1.50
煤柱损失量（万t）
1.04
可采储量（万t）
11.5
采面回收率（%）
92
采煤方法
走向长壁后退式，全部陷落法管理顶板。
落煤方式
放炮与手镐配合落煤
支护方式
金属单体液压支柱配铰接顶梁,走向一梁一柱正悬臂支架
采空区处理方法
全部垮落法
最大控顶距（m）
5.0
最小控顶距（m）
3.8
采面配风量
800m3/min
作业制度
三班八小时作业制
循环方式
班采班放、综合工程分段作业
劳动组织
定员87人
运输方式
溜子、皮带
针对性措施
1.加强顶板管理。
严格敲帮问顶制度，做到及时支护，严格要求工程规格质量。
增加密集柱、抬棚、木垛、端头支架以增强工作面支护强度。
2.加强挂网背棚，搞好挡矸。
3.加强泵站管理，泵站压力不得低于18Mpa，确保支柱初撑力达到要求。
加强支柱二次注液，确保无失效支柱。
4.悬顶面积在2×5m2以下时，采取增强工作面支护强度处理，悬顶面积大于2×5m2，且在增强切顶无效时，采取强放措施。
5.出现软底时，进行支柱空穿鞋。
控制采高，严禁超高采煤。
6.加强工作面放炮管理，落实警戒工作，严格执行“一炮三检”和“三人联锁放炮”制度，严禁放炮与其他工序平行作业。
7.加强机电、运输管理，严防机电运输事故。
二、采面位置及邻近工作面开采情况
采区
名称
一采区
工作面编号名称
1801采煤工作面
位置
及回
采区
界限
该工作面位于矿井主斜井一采区东翼，东以采面切眼为界，西以回风上山保护煤柱线为界，上限以+1670m标高，1801回风巷为界，下限以+1670m标高，1801运输巷为界。
对应地面位置龙洞大沟西翼高山地带，工作面范围内无民房建筑及耕地。
四邻
范围
开采
情况
该工作面1801回风巷上部为本矿前身民用煤窑时期的已采区，回风巷布置时对上部采空区留有防水隔离煤柱，掘进施工时已布置探水钻孔揭露采空区，证实采空区无积水，在上部通道导水性较好。
无下山积水区域，对本工作面开采无水患影响。
1801回风巷标高以下及东西走向范围内，经调查区域范围内无开采史。
但在二采区接近矿井东翼边界位置处有LD10、LD11两个沿煤层露头的小煤窑，对本工作面开采无影响。
工
作
面
特
征
走向m
最大
430
最小
340
平均
352.2
开采
煤层
M18
倾斜长m
最大
106
最小
73
平均
89.6
开采
厚度
2.7m
储量
计算
面积m2
31580.6
储量（t）
125400
容重（t/m3）
1.5
损失量（t）
10400
可采量
（t）
115000
回采率（%）
92
煤
层
情
况
厚度（m）
最大
2.9
最小
2.5
平均
2.7
煤层及顶底板岩性
倾角（o）
最大
6
最小
4
平均
5
层厚m
柱状图
煤
层
结
构
主要可采煤层物理性质及其煤岩特性大体相同，外观为灰黑色，条痕黑色，具有玻璃光泽，棱角状断口。
主要为亮煤及镜煤组成，夹少量的暗煤及丝炭。
煤的质地教疏松，含硫低、无烟。
无机物主要为石英，次为粘土，偶见球状黄铁矿，矿物质主要集中在煤层下部。
煤的物理化学性质
本矿M18号煤层原煤属低中灰分、低中硫、特高热值无烟煤，
顶底板岩性及其稳定性
顶板
伪顶：
缺失，煤层与直接顶整合；
直接顶：
粉砂岩或薄至中厚层状砂岩互层，厚度0.05—0.1m；
老顶：
粉砂岩或砂岩及灰岩。
底板：
粘土岩、粉砂岩
三、地质说明书
地质
构造
情况
平剖
图
1801运输巷、回风巷掘进施工揭露本工作面范围内有：
F1正断层：
倾角∠45°，落差H＝3.5m，倾向NE85°；
F2正断层：
倾角∠55°，落差H＝10.0m，倾向NE88°。
该断层落差大于10m以上，对工作面巷道布置及生产系统影响较大，因此本工作面以该断层为工作面边界，也以此断层作为划分一采区和二采区的分界线。
水文
地质
情况
矿井水文地质条件简单，矿区范围内无地表水体存在，井下采掘工作面上部存在老窑，经掘进探水证实无大的隐形水体；矿区内地层无强含水层，矿井井下涌水源主要为断层、裂隙水，采空区水，受地表水影响呈季节性变化，经调查井下涌水为：
主、副井F⒈F2断层常年涌水量为：
雨季8—10m3/h，旱季3m3/h，风井与老采空区相连处的老空水常年涌水量为：
雨季10—15m3/h，旱季2—3m3/h。
井下最大涌水量约30m3/h，最小涌水量约5m3/h。
本工作面范围内经查无水患影响，但掘进运输巷时，局部有低洼处积水，需加强该处的排水，以免影响生产。
瓦斯
煤尘
及自
燃发
火情
况
本矿经鉴定为高瓦斯矿井，M18煤层为瓦斯煤层。
工作面瓦斯绝对涌出量为:
5.85m3/min，瓦斯相对涌量为：
19.2m3/t；
经鉴定
M18煤层煤尘无爆炸性。
M18煤层自燃发火倾向性三类，不易自燃。
其它
需要
说明
的问
题
⒈煤层顶板稳定性较差，回采时必须加强工作面支护，严格敲帮问顶工作；
⒉工作面中部倾向揭露有F1正断层，落差3.5m，采面接近断层面前，需提前补掘过断层调面切眼，并做到先结束后开采。
四、煤岩层综合柱状图
第二章采煤方法
一、工作面巷道布置图
二、采煤方法
㈠采煤方法的确
根据煤层赋存情况及开采技术条件状况，选择走向长壁后退式工作面。
即：
采用炮破落煤，单体液压支柱配金属铰接顶梁、走向一梁一柱正悬臂支架，全部垮落法管理顶板采煤方法。
㈡采高的确定
根据煤层厚度及顶底板岩性稳定的自燃条件，采取一次采全高开采，采高为2.7m。
㈢回采工作面布置图
（见附图：
1801采煤工作面巷道布置图、采煤工作面布置及顶板动态管理图）
三、主要回采工艺
㈠落煤方式
爆破落煤。
即：
钻眼爆破方法。
1.爆破器材
⑴炸药：
3#号煤矿许用铵梯炸药；
⑵电管：
煤矿许用毫秒段发（1—5段）电雷管
⑶起爆器：
MFB—100型一台
2.起爆方式
串联、分段毫秒爆破，一次起爆长度：
3.6米、眼数：
6个、每立方米原煤装药量：
0.24kg/m3。
（附图）
3.放炮地点
1801运输巷避难硐室内。
（见图标位置）
4.爆破说明书（见图表）
5.循环进度：
1.2米。
6.打眼机具
选用MSZ—12型电煤钻，二台。
1.6米麻花钻杆二根。
采煤工作面支护布置及顶板动态管理示意图
4.爆破说明书
⑷炮眼布置特征参数及爆破材料消耗表
炮眼特征
每眼
装药
量
（克）
每眼
封泥
长度
（米）
分段消耗量
备
注
名称
位置
（米）
角度
（度）
眼深
（米）
数目
（个）
炸药
（kg）
雷管
（个）
电管段号
距
顶
距
底
水
平
垂
直
顶眼
0.4
72
+10
1.3
6
300
0.5
1.8
6
5
按编
1.3.5使用段发雷管，
串联
一次
起爆
腰眼
1.4
1.3
72
0
1.3
4
300
0.5
1.2
4
3
底眼
0.3
72
-15
1.3
6
300
0.5
1.8
6
1
合计
一次分段起爆长度3.5m
16
4.8
16
⑸预期爆破效果表
㈡装运煤
⒈工作面装运煤：
人工攉煤；刮板运输机输送到运输巷。
⒉工作面运输巷运煤：
经运输巷刮板运输机转运至→主井溜煤上山→主井皮带→井口煤仓。
㈢顶板管理
⒈工作面基本支护方式选择
本工作面选用一梁一柱走向正悬臂，齐梁齐柱支架支护工作面顶板，支护支架布置见：
（附）采煤工作面支护布置及顶板动态管理图。
⒉工作面基本支护设计
⑴工作面顶板压力估算（采用估算法）
P=（4-8）mrg根据原该矿开采工作面顶板易落的特点，取5倍采高自重进行计算。
式中：
m—采高，r—岩层容重，g—重力9.8。
=5×2.7×2.3×9.8
=304.29（kN/m2）
即要求工作面支护强度每㎡不得小于304.29kN/m2
⑵根据顶板压力计算工作面支柱的支护密度G
G=P/（n×Q柱）式中：
n—安全系数，Q柱—额定工作阻力300KN。
=304.29/（0.85×300）
=1.193（棵/m2）
⑶工作面支护排距及最大控顶距的确定：
根据循环进度确定排距为1.2m，采用3—4排管理，则最大控顶距离为5.0m，最小控顶距为3.8m。
⑷工作面支护柱距计算：
L柱=I/（G×L控）
=4/（1.193×5.0）
=0.671（根/m）
计算结果说明，要满足支护密度要求，工作面柱距不得大于0.671m，故取工作面的柱距为0.6m。
⑸工作面基本支架布置方式
根据以上计算，确定本工作面采用“一梁一柱”走向正悬臂齐梁齐柱金属支架，为工作面的基本支护，顶梁用金属铰接顶梁，支柱使用单体液压支柱。
排距为1.2m，柱距为0.6m。
⑹校核柱距为0.6m时工作面的支护密度
G实=I/（L柱×L控）
=4/（0.6×5）
=1.333（棵/m2）＞G
故支护密度满足要求
⑺校核工作面支护强度
P实=G实.n.Q柱
=1.333×0.85×300
=340（kN/m2）＞P
故支护强度亦满足要求。
⑻临时支柱（贴帮柱）
工作面放炮后，采煤时必须随时挂梁、背棚，打好水平楔，顶板稳定时，每隔一根铰接顶梁打好一根贴帮柱，顶板破碎时，必须每棵梁各打上一棵支柱。
移溜后，移支贴帮柱必须做到先支后下。
⒊特殊支架
⑴切顶柱（密集柱）、戗柱或戗棚
切顶柱（密集柱）：
工作面顶板坚硬，出现局部或大面积悬顶时，在第三排切顶排支柱空间增加1棵支柱，直接打在顶板下，垂直支撑顶板，以增强切顶效果；
戗柱或戗棚：
工作面正常来顶情况下，在基本支架顶梁下采用“隔一打一”的方式支撑戗柱。
工作面顶板下沉量大，压力显现明显或周期来压时，采用打戗棚方法，以加强工作面支护强度和稳定性，防止推垮工作面。
戗柱、戗棚柱支柱向老塘倾斜5—7o，要求超前放顶不得少于8米。
⑵木垛
初次放顶期间老顶来压前，在工作面上、下出口处增设木垛，工作面沿切顶线每隔10米增设一个木垛，在老顶来压之前，应按1.2米放顶步距，随工作面前移，老顶来压后，可视压力及悬顶情况来确定是否设置木垛。
打木垛时要选用均匀，直稍的方木料，先在打木垛位置，四个角点打好定位柱，然后将木料一层层成“井字”型码放与顶板充分接触，再用木楔尖紧，木垛要打方、打正、对山、吃劲。
木垛材料规格为：
120×140×1600（mm）方木。
⑶抬棚与刮板运输机头“四对八梁”的使用要求
抬棚架设与工作面基本支架成“十”字型，“一梁二柱”或“一梁三柱”支架设置。
使用在工作面未设木垛，或顶板出现裂缝，压力增大等情况下，以增强工作面支架的稳定性和支护强度。
“四对八梁”架设在工作面刮板输送机的机头、机尾与上下顺槽连接处，每两根长钢梁（长度不小于3.6m）为一组与基本支架并行架设，迈步梁间距0.2m，柱距0.6m,随工作面推进，在移溜时交替迈步前移。
⒋安全出口支护及管理规定
⑴端头支护
工作面基本支架与上、下顺槽支架联接处，使用两对长梁抬棚随工作面推进交替迈步前进。
⑵两巷超前支护
随工作面推进保持与工作面煤壁线10m范围内双排抬棚，10—20m范围内单排抬棚加固两道支护。
⑶安全出口管理规定
安全出口斜长2.0m，宽度≮0.8m。
工作面端头支护必须在回柱放顶前派专人架设，并清理好上、下安全出口的余煤，拔好影响安全出口宽度的支柱。
保持上、下安全出口净高不小于采高的90%，净宽不小于0.8m，两巷超前支护必须每天正常架设抬棚，及时修理破损支架，保持巷道高度不低于1.6m，保证工作面安全出口畅通。
⒌采空区处理方法
⑴控顶方式
采用“3—4”排控顶，最大控顶距4排四空5.0m，最小控顶距离3排三控3.8m。
⑵采空区处理方法
采用拨柱器回柱，JH—8型回柱绞车配合回柱放顶，“见4回1”，放顶步距1排1空1.2米，全部垮落法处理顶板。
⑶回柱放顶与其他工序平行作业的安全距离规定
A、放顶与支切顶线平行作业的安全间距不小于15米；
B、放顶与运料平行作业的安全间距不小于15米；
C、放顶与采煤平行作业的安全间距不小于15米；
D、放顶与支柱、移溜的平行作业安全间距不小于15米；
E、放顶与打眼平行作业安全间距不得小于15米；
F、放顶不得与上述A—E以外的工序平行作业，工作面放炮必须实行单行作业，严禁与其他工序平行作业。
⑷挂金属网背棚或挂挡矸帘
按正常放顶步距放顶情况下，在第3排支柱老塘吊挂竹笆（或铁丝网、塑料笆等），进行挡矸，挡矸帘吊挂高度不得小于1.6米，超前放顶不得大于3m，小于1.0m，支挡矸帘与放顶必须单行作业。
顶板背金属网，并连接完整时，可不再支老塘挡矸帘。
⑸回柱放顶方法
①使用拨柱器回柱放顶
A、工作面分段放顶距离规定
使用拨柱器放顶时，工作面条带段可分为两段、长面段可分五段同时进行放顶，每段放顶长度为15m，平等作业间距不得小于15m。
B、拨柱器回柱方法
回柱前，将拨柱器悬挂于待回支柱的斜上方3～5米距离外的第二空支架顶梁上，打好顶梁之间的撑木，并在套挂拨柱器的铰接顶梁下打好向煤墙倾斜的戗柱，再将拨柱器挂索套住支柱挂扣，并收紧钢丝绳，用放液手把将待回支柱卸载，然后摇动手柄将支柱拉到安全地点后，将支柱回撤至第三空内，并及时将支柱支撑在顶梁下或将支柱用于支密集支柱。
不得将支柱横放地下。
用拨柱器难回动的支柱，或被埋住的支柱，有危险难回的支柱以及工作面上下拐角的支柱，应使用绞车进行回柱。
不得盲目蛮干。
②使用回柱绞车回撤运输巷支架、支柱
A、移装回柱绞车
a、回柱绞车应安装在运输巷距回撤点20米以外的顶板支架完好、无淋水、空间宽敞、有利于安设和回柱工作的地点。
绞车定位后，打好压柱和戗柱。
两根压柱要打在绞车尾部两侧底盘柱窝内，与顶、底板垂直；两根戗柱打在绞车前面两侧底盘柱窝内，与底板呈75o角。
b、绞车安装好后，要经牵主绳检柱带足劲试车，确认绞车座稳固后，方可使用。
B、回柱放顶方法：
a、回柱放顶顺序，回柱放顶应遵循，先移设特殊支架，再按由下而上、由内而外、先密后稀、先难后易、先支后回的操作顺序进行。
严禁提前摘柱和进入采空区内作业。
b、回柱放顶时至少有三人配合作业，一人回柱放顶，一人观察顶板及支架周围情况，另一人发信号。
观察人和回柱人都要站在支架牢固的斜上方安全地点进行操作；观察人除协助回柱外，不得兼做其它工作，回柱人要听从观察人的指挥。
c、回柱放顶工要先用小绳栓好要回的支柱，并挂好主钩，栓好绳后退到安全地点，发出紧绳信号，将支柱和梁拖到适当的位置，发出停车信号，停止紧绳，取出支柱和梁，支柱应及时注液支撑在梁下或顶板空位不影响退路的位置。
d、栓柱或栓梁前要详细检查顶板周围情况，判断安全后，方可近前栓柱梁，并迅速将小绳套挂在大钩上。
e、回不动的木支柱可用斧子砍口后，拉断回收出来，回出来的木料、金属支架要及时运出到指定地点并码放整齐，工作面无法复用的木料要及时运出，不得阻障出口退路。
6.支柱防倒
工作面从煤墙至老塘的第一、二排支柱，必须用钢丝绳栓牢，防止支柱出现空载时，发生倒柱伤人事故。
7.二次注液
工作面支柱在支撑后，为防止支柱在受压后，产生钻底或失效现象后，降低工作面的支护强度，在放炮前和放顶回柱前，必须对第一、二排支柱进行二次注液，以增强支柱撑力，增强支护强度。
⒏乳化液配比及泵站压力
⑴乳化油：
水=2～3：
100重量比
⑵泵站压力：
≮18MPa。
⒐搪材消耗
⑴竹笆（或金属网）：
每架棚2块，或用金属网背顶。
⑵板皮：
每架棚4块；
⑶木楔：
每架棚3个；
⑷木垛材料：
方木（140×140mm）×2.0m，备用量200根。
㈣移溜
使用液压移溜器或用单体液压支柱和（胡轳）配合移溜。
1.移溜前必须将煤墙处煤和杂物清除干净，检查机道帖帮柱和支架安全情况，确保安全后再进行移溜。
2.移溜应由下往上逐段进行。
先移溜头“四对八梁”交替迈步逐架进行，移装“四对八梁”时，必须先做好基本支架的修理，按照“先补后下”的原则对基本支架进行二次注液重新补支柱修理后，再逐架交替迈步移装“四对八梁”。
3.使用液压支柱移溜时，支柱柱筒底座支承处应清好柱窝，加垫好方木，并使柱筒略高于溜槽。
移溜前应有专人监视和指挥。
每次移动长度应保持在10米左右，应使用三至四棵支柱进行交替注液缓慢移动，一段移好后再往上移第二段直到整个溜子移装到位。
移溜中除操作人员外，其余人员必须撤离移溜区内，防止推倒支架，造成垮冒事故。
第三章生产组织与管理
一、循环作业组织形式
⒈作业形式：
三班八小时作业制。
⒉循环方式：
采用班采班放，一日3循环。
二、劳动组织及出勤表
工
种
工人人数
工人出勤
出勤人数
在册人数
零点班
八点班
四点班
零
点
班
八
点
班
四
点
班
计
零
点
班
八
点
班
四
点
班
计
04812162024
班长
1
1
1
3
打眼工
2
2
2
6
放炮员
1
1
1
3
攉煤移溜工
9
9
9
27
支护工
6
6
6
18
放顶工
3
3
3
9
运料工
兼
兼
兼
溜子司机
3
3
3
9
回绞司机
兼
兼
兼
信号工
兼
兼
兼
修理工
兼
兼
兼
安全员
1
1
1
3
瓦斯检查员
1
1
1
3
机电工
1
1
1
3
防突、抽放工
1
1
1
3
合计
29
29
29
87
三、循环作业图表
班次
工作面长度
零点班
八点班
四点班
02
4
6
8
10
12
14
16
18
20
22
24
图
例
打眼
放炮
攉煤
支柱
运料
移溜子
回放顶柱
修理
敲帮问顶
交接班
第四章生产系统
一、主要生产系统
㈠
升级会员 