12111工作面回采规程2.docx
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12111工作面回采规程2
金沙县岚头镇红兴煤矿
回采工作面作业规程
工作面编号：
11301
施工单位：
采煤队
编 制：
王善明
编制时间：
2011.07.10
第一节采面概况
一、工作面位置及四邻关系（见采面布置图）
地面位置：
本工作面上方地面为山丘，回采范围地表标高在875-900米之间，煤层平均埋深69米。
井下位置：
本面北部为井田边界保护煤柱，东部为井田边界线保护煤柱边界，南部为矿井接替二采区，西部为主、副井筒及车场保护煤柱边界。
二、开采范围
开采范围综合表
项目
单位
最小
最大
平均
备注
走向长度
m
420
倾斜长度
m
66
90
78
煤层倾角
度
8
12
10
煤层全厚
m
0.7
2.8
2.0
本层采高
m
2.0
本面储量
吨
95004
本面可采储量
吨
90254
三、地质构造
构造情况简述：
该区域总体为单一倾斜构造，从工作面切眼向外约240米范围内的煤层因褶曲构造影响而变得薄厚不一，给回采造成很大影响。
四、煤层情况
煤层名称
煤厚（平均）
煤层容重t/m3
倾角
硬度
品种
煤层生产能力t/m3
夹石层厚
备注
C13
2.0m
1.45
120
大
中硫
2.9
0.46m
五、围岩性质及对采煤影响
名称
项目
厚度（m）
结构
强度
层理
节理
顶板分类
对采煤影响
顶板
伪顶
20
直接顶为粉砂岩、泥质粉砂岩；易风化破碎；间接顶为细砂岩钙质胶结。
影响较大
直接顶
老顶
10-15米
细砂岩
影响较小
底板
直接底
深灰色泥岩、泥岩。
影响较小
老底
铝土质泥岩存在泥化现象
影响较小
煤层顶底板岩性特征（附煤层柱状图）
六、水文地质情况
本区域水文情况较为简单，据了解和实地测量，矿区内有煤层露头出露；以前的老窑分布较多，矿区各煤层露头线附近的大部份老窑均为斜井，有一定积水；对13#煤层回采有一定影响。
至多会增加一些顶板淋水，不会出现小窑突水。
在上下两巷掘进时有顶板淋水出现、而后变为滴水、然后疏干，预计在回采中可能有淋水、滴水现象，水量有限，随时间的推移可逐渐疏干，对回采影响不大。
工作面运输顺槽和回风顺槽各安装风泵一台，将工作面涌水排出。
七、瓦斯涌出量、煤与瓦斯突出危险性、煤尘爆炸性和煤层自燃发火及其它情况：
1、瓦斯涌出量：
根据2007年瓦斯等级鉴定，相对涌出量：
41.72m3/t
矿井绝对涌出量：
7.87m3/min。
2、煤与瓦斯突出危险：
根据鉴定，我矿C13煤层722水平以上无突出危险。
3、煤尘不具有爆炸危险性。
4、其它：
煤层为不易自然煤层、无冲击地压危险。
第二节采煤方法及回采工艺
一、采煤方法：
采用走向长壁后退式采煤法。
二、采高的确定：
根据煤层地质条件及赋存情况确定本面平均采高2.0m、最小采高1.5m、最大采高2.3m，煤层厚度不够时打底板通过、支柱长度不够时留底煤通过。
三、回采工艺流程
1.落煤方式：
放炮爆破落煤
2.工作面装、运煤方式：
工作面放炮落煤后由人工攉煤装入工作面SGB520/40T刮板输送机运出工作面。
3.支护说明：
（1）、支护方式：
工作面支架采用正悬臂齐梁直线柱，顶梁悬臂之比为600：
400。
三、四排控顶，柱距0.6m，排距1.0m,误差不超过±0.1m。
（2）、支护材料与规格
HDJA–1000金属铰接梁、DW28－250／100单体液压支柱。
（3）支护密度验算
所需支护强度：
P=K×M×γ=8×2.0×2.5=40t/m2
工作面长78米，最大采场面积S=78×5=390m2,所设支柱数n=78/0.6×4=520根，则支柱密度为390/520=1根/0.75m2,单根液压支柱的额定承载能力为40t，但考虑相关因素的影响，其承载能力按0.9倍的系数计算，则每根支柱的安全承载能力为36吨/根。
这样支柱实际能够提供的安全承载能力为36吨/0.75m2，而采场所需的支护强度为40吨/m2。
因此本规程所设计的支护密度能够达到采场顶板支护的要求。
4.回采工艺过程及作业方式
（1）、回采工艺过程：
打眼、装药、连线、放炮挂梁临时支护—出煤—打前方柱子清理—打戗柱—改中柱—移溜子—打正式柱子—放顶。
（2）、作业方式
采用三班作业：
“三八制”正规循环作业、三班生产、三班准备、每小班一个循环。
每循环推进1.0米。
第三节爆破说明书
一、爆破说明：
名称
数目（平均）
装药量（卷）
眼深（米）
角度
起爆顺序
顶眼
65
1
1.2
与顶板平行
2
腰眼
98
2
1.2
与顶板平行
1
底眼
98
2
1.2
下倾34°
3
二、炮采工作面爆破：
1、炮眼布置方式：
三排眼（见附图3）
2、炮眼规格及要求
（1）、炮眼深1.2米，顶眼距离1.2米，底眼距离0.8米，腰眼距离0.8米。
（2）、顶眼口到顶板距离0.6米
顶眼底到顶板距离0.6米
（3）、底眼口至底板距离0.4米
底眼底到底板距离0.4米
（4）、炮眼与煤壁的夹角80度
炮眼与水平面的夹角-34度
（5）、其它
炸药消耗基础表：
（每循环消耗）
项目名称
工作面炮眼个数（个）
每眼装药量（公斤）
总量
（公斤）
火药消耗量
（公斤/吨）
雷管消耗量
（发/吨）
备注
顶眼
65
0.15
9.75
底眼
98
0.3
29.4
腰眼
98
0.3
29.4
合计
261
0.75
68.55
03
1.15
3、爆破方式：
（放炮方法、数量及器材等）
（1）、工作面采用煤电钻打眼，串连放炮，矿用MFB-150放炮器起爆，每班只准用一个发爆器起爆。
（2）、炸药采用煤矿许用三级乳化炸药，瞬发雷管正向起爆。
（3）、每次拉炮数量，顶眼一次不超过三个，底眼不超过十个。
（4）、执行隔垛一次打眼分组装药，隔垛长度不小于2米，但一组装药必须一次起爆，炮眼深度不得小于0.6米，炮眼深度为0.6-1米时，封泥长度不得小于炮眼深度的二分之一，炮眼深度超过1米时，封泥长度不得小于0.5米。
最小抵抗线煤层不小于0.5米，岩石不小于0.3米。
三、爆破要求和安全组织措施说明：
1、放炮前后，放炮点20米范围内洒水降尘。
2、每次放炮前必须检查瓦斯浓度、煤尘、顶板支架情况，如发现问题要及时处理，确认无危险后方可放炮。
放炮员必须持证上岗。
3、放炮前班组长要派专人在所有能通向放炮地点的通道上放好警戒，确认警戒区内无人后方可放炮。
4、炮眼的封堵要使用不燃性炮泥和水炮泥，不准用其它材料代替。
5、严格执行“一炮三检”，躲炮距离不小于300米，且要在支护完好的地点躲炮。
6、拒爆、残爆的处理严格按<<煤矿安全规程>>有关规定执行。
第四节顶板管理及支架
一、顶板管理方法：
采用全部垮落法管理顶板，煤层顶板随放随垮。
二、控顶、放顶步距
最大控顶距4.2米最小控顶距3.2米
放顶步距1.0米
三、支护结构及特殊支架使用要求
1、工作面支架形式
2、工作面正常放顶的支架示意图（平、剖面图）
3、工作面初次放顶的支架示意图（平、剖面图）
4、上下出口（端头）支架形式（见工作面支架布置图）
工作面机头出口长度2.8米，超前工作面煤壁1.0米，用四对八根3.2米派型钢梁一梁四柱交替迈步进行支护，出口高度不小于1.6米，宽度不小于0.7米。
工作面机尾出口长度1.2米，超前工作面煤壁1.0米，用两对四根3.2米兀型钢梁一梁四柱交替迈步进行支护，出口高度不小于1.6米，宽度不小于0.7米。
工作面上下尾巷支护与超前加强支护一样。
5、上运输顺槽超前替换支架形式（见工作面支架布置图）
（1）、上、运输顺槽超前工作面20米范围内，加强支护。
（2）、工作面运输、回风顺槽为工字钢支护，运输、回风顺槽超前工作面煤壁10米范围内的巷道两侧，用2.4米的∏型梁，直接在工字钢梁下支设铰接顶梁，梁头两端靠紧对齐，在铰接梁下支设单体柱子，一梁两柱，柱距0.5米，超前工作面煤壁10-20米范围内的运输、回风顺槽巷，用1.0的铰接梁配单体液压支柱（一梁两柱）在巷道两侧各支设一路，梁头两端靠紧对齐，加强支护、巷道较直时柱子要打成一条直线。
（3）、运输、回风顺槽为工钢棚子支护时，工作面运输、回风顺槽超前替换，超前工作面煤壁10米范围内用两根铰接在一起的1.0米铰接梁加单体柱替换原工钢棚子，单体柱加在铰接梁的中间，禁止单梁单柱。
铰接梁加在两工钢棚子中间位置，棚距与原来的工字钢棚距相同。
超前加强支护方式与上基本相同，只是抬棚要打在工字钢梁（或铰接梁）的下面。
（4）、工作面运输、回风顺槽高度不低于1.6米，并要有宽度不小于0.7米畅通无阻的人行道。
（5）单体柱三用阀、注液口要与巷帮平行，且朝向一致。
6、支架规格质量要求
（1）、工作面基本支架柱子排距1.0米，柱距0.6米，误差不超过±0.1米，支柱打距后梁端约0.4米、前梁端0.6米的位置，误差大于0.1米时，要及时调整，支柱要打成一条线，迎山有力，迎山角2°±1°，四爪卡住顶梁，初撑力不小于90KN，炮道宽度不得大于2.2米，不得小于2.0米，炮道内的顶梁水平楔必须与铰接梁连挂好，并且数量齐全。
（2）、柱、梁间必须绑牢、绑全铁丝，当工作面后方压力大时要在切顶排柱子靠工作面侧打一排戗柱，以防止切顶排柱子倒下。
面内管线必须吊挂起，手把朝向机头方向，卸载阀朝向机尾方向，顶梁必须全部铰接，工作面煤壁侧顶板破碎、压力大或有片帮现象时，要及时在该地段打设贴帮柱，贴帮柱要紧贴工作面煤壁，柱距与工作面基本支架相同。
（3）、柱子要支在实底上，底软时必须穿鞋，柱鞋规格0.2米*0.3米*0.12米，一柱一鞋，严禁一柱多鞋和一鞋多柱，本工作面使用相同型号的单体液压支柱。
（4）、每架棚子背板勾顶不少于三块，顶板破碎时要密勾顶或用钎子木护顶，顶空时要用板木接顶。
（5）、加强柱子的二次注液，杜绝柱子跑漏液现象，严禁使用失效柱子。
（6）、及时调整支架，保证棚梁垂直煤壁，调整棚子保证三梁三柱，必须隔一调一，不许出现单梁单柱。
（7）、刮板运输机机尾打好机尾压柱。
工作面顺槽溜子机尾要设盖板。
四、工作面支护（见工作面支架布置图）
支架控顶间距、上下出口设备等布置情况
五、初次垮顶规定
1、初次垮顶悬顶距离
最大允许悬顶距2m
最大允许悬顶面积2×5=10m2
2、初次垮顶安全技术措施
为了保证初次放顶工作安全顺利的进行矿成立初次放顶工作领导小组：
组长：
衡昌平
副组长：
龙中元、王善明、王金权、李世强、钱伟，
成员：
采煤队长、班组长、瓦检员、安全员
根据我矿顶板情况，当回采工作面采到12米时初次来压即将开始。
在此期间应做好以下工作：
（1）工作面所有基本支护必须加强，柱距缩小到0.6米。
切顶排支柱间距0.3米木垛中心距为2米。
（2）采空区内留部分信号柱子，其余所有支柱全部回净，以免影响放顶工作。
（3）工作面上下安全出口的支护必须加密加强确保安全畅通，超前支护柱距1米。
（4）工作中严格执行敲帮问顶制度，发现危岩悬矸及时处理，严禁空顶作业，临时支护必须及时。
（5）所有支护必须及时、安全、稳固、可靠，支柱严禁打在浮煤浮矸上。
（6）每班必须由初次放顶工作领导小组组长、副组长至少一人跟班。
（7）如果出现来压征兆：
煤壁片帮严重、支柱下沉、顶板掉渣、发出闷雷声、信号柱发出明显声音等，跟班人员必须立即组织人员撤到安全地点，待顶板稳定后方可组织人员进行维护、生产。
（8）初次放顶何时结束必须待初次放顶工作领导小组现场研究认定之后方可恢复正常生产。
（9）如果回采超过25米顶板仍然不垮落必须由初次放顶工作领导小组安排采煤队沿切顶线打眼放炮进行强制放顶。
六、初次来压和周期来压的特殊支护措施
1、初次来压和周期来压时，采用打托棚加强切顶排的支护强度，托棚用2米板木一梁两柱，板木梁打成头顶头。
2、工作面保证支护密度，面内不得出现大夹子支架，支柱保证足够的初撑力。
3、加强工程质量管理，加大自检力度，不合格支柱要及时更换。
4、严禁使用失效的单体液压支柱，加强柱子的二次注液工作，初撑力达到要求，禁止出现空载柱子。
5、经常检查支护情况，有问题及时处理。
七、回柱放顶方法、工艺及支护复用的规定、安全措施
1、放顶前，要将工作面支柱进行二次注液，修好不合格支架，保证退路畅通。
放顶时要吊好上、下两块挡矸帘，并且要超前放顶不少于3架棚子打设板楔，板楔要打牢。
2、放顶时坚持自下而上的原则。
3、工作面放顶采用人工卸载，人工配合拔柱器或回柱绞车回柱。
4、每段放顶人员2人，人员站在放顶点上方，一人放顶，一人观察顶板。
放顶人员要站在支架完整的地点进行操作，严禁空顶作业。
5、分段茬为顶板完整、后方冒落充分的地点。
6、放顶时，不许开动溜子，确需开动溜子时，必须停止放顶。
放运输尾巷时，必须锁住顺槽溜子开关。
7、回柱时必须使用卸载手把，回下的柱梁必须竖直，不得倒放。
8、放顶前，先清理好退路，维护好支架，后方的夹道要清理干净，人员严禁进入采空区。
9、放顶时，要及时回收材料复用，切顶排吊好挡矸帘，防止矸石窜入工作面。
10、用回柱绞车回撤运输、回风顺槽时：
（1）、回柱绞车应按设在距放顶点10-30米间的顶板完好，棚子牢固的非行人侧，打好两压两戗四根柱子。
（2）、躲钩距离为5米以外，没有可能发生崩绳、甩钩、抽人等危险的安全地点。
（3）、每次使用回柱绞车前，要检查绞车柱子是否齐全、可靠，绳、勾头、信号等安全设施是否完好，发现问题及时处理。
（4）、回柱绞车拉不动时，要及时停车检查，不得生拉硬拽。
（5）、使用回柱绞车时，人员躲避处要设有护身板，防止甩钩伤人。
使用好绳套、大钩，不能用大钩直接拉柱，回柱绞车启动后严禁跨越钢丝绳。
八、运输顺槽支架的回撤及尾巷留设距离的规定
1、回风顺槽支架和切顶排放齐。
2、运输顺槽支架滞后切顶排1排。
3、运输、回风顺槽回撤前先由外向里清理，高度不小于1.8米,然后再由里向外回撤，运输、运料尾巷在切顶排打好贴帮柱，防止矸石窜入工作面。
4、回下的柱梁要运到替换处不行人侧码放整齐。
九、工作面洒水（供水系统及组织措施）
1、各转载点设喷雾装置，洒水降尘，水源来自地面静压水池。
2、运输、回风巷距工作面不大于50米处各设一组能封闭全断面的净化水幕，并正常使用。
3、定期检查供、洒水管路，保证完好使用。
4、进、回风巷各设一组隔爆水袋，按规定吊挂，定期加水保证水量。
5、定期对工作面外围巷道洒水降尘。
6、定期对工作面煤尘进行检测、化验。
十、工作面各种备用材料的规定（各种备用材料数量应不小于以下规定）
1、在回风巷合适位置设材料场
2、单体支柱：
30根破板：
400块
铰接梁：
20根板木；10块
千子木；15根铁丝网：
20捆
所有备用材料必须码放整齐，编号管理，不得乱堆乱放。
第五节生产系统
一、通风系统
1、风量计算
（1）、按每人每分需用4m3风量计算
Q=4N
=4*35
=140m3/min
（2）、按瓦斯涌出量计算
Q=K.qa/0.008
=2×2/0.008
=500m3/min
（3）、炮采工作面按使用火药量计算
Q=25*A
=25*22
=553m3/min
（4）、按工作面温度计算
Q=60*V*S
=60*0.8*7
=336m3/min
（5）、综合风量取：
最大值553m3/min
（6）、风速验算；最小值；最大值；
15*S采=108m3；<553m3<240*S采=2304m3；
风量取553m3可満足工作面要求，工作面实际配风600m3/min，经风速验算也可满足要求。
（6）、新鲜风流：
副斜井→808西车场→11301运输巷→工作面→11301回风巷→回风下山→回风联络巷→回风斜井→主扇→地面。
二、运输系统：
工作面刮板运输机→运输巷皮带运输机→11301运输巷煤仓→皮带下山→井底煤仓→主井皮带输送机→地面。
三、供电系统：
1、工作面电源由井下变电所引出，采用瓦斯电闭锁装置，所用电兰型号有机电部门统筹按排。
﹝供电系统图符后﹞
2、设备、煤电钻、40型刮板运输机、皮带运输机、手动回柱器、放炮器。
四、瓦斯监控系统、
1、距工作面上安全出口10米处悬挂一台瓦斯传感器、传感器挂在巷道中间、距顶板0.2米。
工作面上隅角悬挂一台便携式瓦检仪。
2、瓦斯传感器的断电值：
1.0%HC4、
3、瓦斯传感器的报警值：
0.8%HC4、
4、瓦斯传感器的复电值：
1.5%HC4、
5、断电范围：
工面所有的非本质安全型电器设备。
五、防尘系统：
1、管路铺设由地面静压水池—副斜井—轨道上山—工作面下上巷——工作面及各用水防尘地奌。
2、工作面：
工作面上下平巷和各转载点均布置有防尘洒水喷雾装置。
六、排水系统：
工作面—11301运输巷—808西车场水沟自流—水仓—排到地面。
七、通讯系统：
工作面运输平巷安设电话一部、与矿调度室、井口、井底车场互相联通。
八、管理措施：
（包括通风设施、瓦斯抽放设备、安全监测仪表的布置及管理措施）
（1）、保护好通风设施，在距工作面小于10米处设瓦斯传感器一台，在工作面回风巷设瓦斯、风速、一氧化碳、温度传感器各一台，在工作面上隅角设置一台便携式瓦斯检测仪，在进风电所巷设瓦斯传感器与瓦斯监控系统的监控分站相连，对工作面的安全状况进行实时监测，当进风巷瓦斯浓度达到0.5%、工作面瓦斯浓度达到0.8%时，传感器将报警，当进风巷、工作面和回风巷瓦斯浓度分别达到0.5%、1%和1.5%时，瓦斯断电器将切断工作面及其进风巷的全部非本安型电器设备的电源。
传感器由跟班瓦检员负责按要求检查、移动，其他人不得随便乱动。
（2）、矿井任何风门不得同时打开两道，风门前后5米范围内不得堆积杂物，不得损坏通风设施。
（3）、通风仪器、仪表必须保证完好使用
（4）、工作面回风上隅角必须挂设便携式瓦斯报警仪。
（5）、工作面运输巷设瓦斯抽放钻场，安装高负压瓦斯抽放管道，在工作面上隅角安装低负压瓦斯抽放管道，由地面瓦斯抽放系统对工作面煤层瓦斯进行抽放，要保证瓦斯抽放系统的正常运行。
九、、供电设施、电缆设备负荷及供电系统、监控、瓦斯抽放系统：
（见附图）
十、工作面主要设备配备表：
名称
项目
风煤钻
运输机
液压泵
探水钻机
胶带机
型号
SGB620/40
BRW125/31.5C
ZDY-620
DTL650
台数
2
3
两泵一箱
1
1
能力
150t/h
18MPa
150米
350t/h
第六节劳动组织及正规循环表图
一、劳动组织形式
1、分段作业，多工种相结合，相互协作
2、“三八”工作制三班作业，分为早、中、晚班
二、劳动组织图表
工种
甲
乙
丙
小计
班长
1
1
1
3
大队长
1
1
1
3
带班矿长
1
1
1
3
放炮员
1
1
1
3
采煤工
15
15
15
45
泵站司机
1
1
1
3
坑代员
1
1
1
3
运料工
2
2
2
6
溜子（皮带）司机
3
3
3
9
瓦检员
1
1
1
3
安全员
1
1
1
3
合计
28
28
28
84
一、正规循环图表（见循环作业图）
第七节、主要经济技术指标措施
一、回采工作面主要技术经济指标表
序号
项目
单位
数量
备注
1
工作面平均长度
米
78
2
工作面平均采高
米
2.0
3
循环进度
米
1.0
4
循环产量
吨
226
5
规循环个数
个
75
6
正规循环率
%
80
7
月进度
米
75
8
月产量
吨
16950
9
平均日产
吨
678
10
平均日工数
工
45
11
回采工效率
吨/工
15
12
坑木消耗定额
米3/万吨
30
13
炸药消耗
公斤/吨
3.3
14
雷管消耗
个/吨
0.87
15
灰分
%
16
含矸率
%
11.9
17
工作面单位成本
元/吨
18
回采率
%
95
二、提高回采率措施
1、按作业规程操作，保证采高。
2、跟底回采，不留底煤。
3、严格控制炮眼角度和装药量，不得把煤抛入采空区。
4、移溜子、放顶前把后方煤清理干净。
5、及时清理运输、回风顺槽浮煤。
三、提高煤质措施
1、出煤时尽量不打底。
2、加强顶板支护质量，杜绝冒顶事故。
3、沿切顶排吊好挡矸帘，防止矸石窜入工作面。
4、工作面超过20cm以上的矸石要抛入采空区，不得运出工作面。
5、发动各岗位人员捡矸。
第八节安全技术组织措施
一、支护
1、严格执行“敲帮问顶”制度，严禁空顶作业，工作前必须先检查工作地点的支架、顶板情况，发现问题及时处理。
2、顶板正常时，每架棚子背板勾顶数不少于3块，顶板破碎时，可用背板密勾顶，同时要视情况减少顶眼的装药量及拉炮个数，必要时可提前掏梁窝挂梁支护顶板，片帮严重段要提前挂梁。
3、坚持工作面柱子的二次注液，杜绝柱子的跑漏液现象，及时更换失效的柱子。
4、严格遵循“先支后回”的原则，保证三梁三柱，不许出现单梁单柱，不得连续不隔架调棚子。
5、挂梁要平整一致，不许出现错茬，梁要垂直煤壁、不顺巷，不得出现大夹子棚子。
6、柱子间排距符合质量要求，迎山角度、甩度要合适，柱子要打成一条线。
二、移溜子
1、移溜子时，必须在临时戗柱支护下进行，保证临时戗柱支护质量。
2、一次摘中柱不超过15米，移溜子前先打好戗柱然后才准摘中柱并执行先打后摘的原则。
3、移溜子前必须将溜子前后浮煤清理干净。
4、移溜子时，必须增设独立的支点支护，严禁使用工作面支护的柱子作移溜子时的支承点。
5、移溜子时遵循自下而上的顺序，支好机尾压柱后撤除机头压柱自下而上移溜子，待机头推到前方煤壁打好压柱后方可撤除机尾压柱将溜子推至预定位置重新打好机尾压柱。
6、移溜子必须保证平、直，及时总续溜子保证溜子正常运转。
7、溜子开动时，其正前方不许有人，严禁跨在溜子上作业，防止跳链伤人。
开停溜子要用信号联系。
8、机尾柱子和溜子间要垫好木板，防止柱子脱滑。
9、工作面移溜时，溜子移到位后，要及时打设正式中柱。
三、放顶
1、放顶前先检查放顶地
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