102回采作业规程.docx

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102回采作业规程

巴合煤矿北块段

回采作业规程

工作面名称：

102回采工作面

编制单位:

生产科

编制日期：

2013年3月19日

施工单位：

采煤队

会审意见

______________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________________

编审人员签字：

编制

机电矿长

生产矿长

总工程师

安全矿长

矿长

通风矿长

会审时间

《规程》、《措施》贯彻学习表

《规程》、《措施》名称:

102回采工作面作业规程

早班

中班

夜班

参加人数:

参加人数:

参加人数:

参加人员（签名）:

参加人员（签名）:

参加人员（签名）:

贯彻人:

贯彻人:

贯彻人:

年月日

年月日

年月日

102回采工作面作业规程

第一章概况

第一节工作面位置及井上下关系

一、工作面四邻位置：

102回采工作面位于我矿回风上山西侧，其位置西邻工业广场保安煤柱，南接井筒保安煤柱，北为101采空区。

二、工作面与井上下关系：

本工作面煤层机巷底板平均为423标高，地表为多被第四系坡积物覆盖，最高山顶标高为905m，最低标高为645m，该工作面沿倾向布置,沿走向推进。

对应地表是荒坡地，地面无村庄、河流、建筑物、交通道路和任何水利设施。

（见工作面布置图和工作面位置及井上、下关系表）

工作面位置及井上下关系表

水平名称

一水平

采区名称

Ц采区

地面标高

905—645

井下标高

423

地面相对位置

荒坡地

回采对地面设施的影响

无设施、无影响

井下位置及与四邻关系

东靠回风上山，西邻广场保安煤柱，南至井筒保护煤柱，北靠101采空区。

走向长度/m

120

倾斜长度/m

160

面积/m2

19200

第二节煤层情况

矿区含煤地层为石炭系下统旧司组，共含煤及煤线7-9层，可采煤层为K2煤层。

煤层厚度0.6—1.6m，平均厚度1.1m，不含夹矸，为黑色层状光亮煤，条带状结构，质轻，玻璃——金属光泽，新鲜断口参差状、阶梯状，条痕黑色。

容重为1.38T/m3。

煤层情况表

第三节煤层顶底板情况

煤层编号

煤层厚度（m）极值

平均

煤层倾角（°）

容重（t/m3）

结构

稳定性

顶板岩性

底板岩性

K2

0.6-1.6

1.1

平均12°

1.38

简单

较稳定

砂岩

泥质砂岩

第四节地质构造

一、地质构造情况及其对回采的影响：

回风上山掘进揭露三组交正断层；运输巷掘进接近机尾30m揭露一条断层，断距0.4m；切眼掘进20米揭露一组台阶式断层，断层间距3m左右，断距0.4～1.3m，；切眼掘进40m揭露一条正断层，断距0.6m。

风巷掘进没有揭露断层。

通过对应回风上山揭露断层、运输巷和切眼揭露断层，判断为三组斜交正断层。

断层对回采工作有很大的影响，增加了支护难度和运输难度。

第五节水文地质

矿区内资源量在当地侵蚀基准面以下，直接充水含水层和间接顶板充水含水层富水性弱；地表水对矿床充水有一定影响；矿区内有断裂构造。

矿床水文地质勘探类型可划归为第二类第一亚类第二型，即以基岩裂隙水、顶板进水为主、水文地质条件中等的裂隙充水矿床。

根据该工作面进、回风顺槽和工作面切眼掘进巷道观察，本工作面无涌水。

第六节影响回采的其他因素

一、影响回采的其他地质情况：

根据贵州省煤炭管理局文件黔煤行管字[2007]64号对黔南州煤矿2006年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复，荔波县巴合煤矿2006年度矿井瓦斯绝对涌出量为2.04m3/min,矿井瓦斯相对涌出量为14.69m3/t。

属高沼气矿井，在掘进过程中从未出现过瓦斯超限。

根据贵州省煤田地质局实验室2004年11月19日所提交检测报告，煤层煤尘有爆炸性。

根据贵州省煤田地质局实验室2004年11月19日所提交检测报告，为二类，自燃煤层。

影响回采的其他地质情况表

第七节储量及服务年限

一、储量：

㈠工业储量=120×160×1.1×1.38

=29145T

㈡可采储量=（110×160×1.1×1.38×97%）

=25915T

二、工作面服务时间：

工作面的服务时间=可采推进长度÷月推进长度

=110÷20

=5.5月

第二章采煤方法

第一节采煤方法

102回采工作面平均长160m,顺槽长度平均120m，可推进长度110m,沿倾向布置，沿走向推进，具体生产系统和回采工艺如下：

1、工作面采用走向长壁式回采,全部垮落法管理顶板。

2、采高根据煤层赋存条件，确定为一次采全高.

3、落煤、装煤方式：

爆破落煤，人工攉煤。

4、循环进度：

根据本矿技术装备及其开采技术水平，循环进度定为1.2m。

5、工作面控顶距的选择：

在满足通风、行人和运输的同时，结合循环进度作业方法，确定工作面最大控顶距为5m，最小控顶距为3.8m，放顶步距为1.2m。

第二节采煤工艺

安全检查→打眼→装药→联线→放炮→挂梁、支护→攉煤→移溜→永久支护→回柱放顶

1、破煤装煤方式

⑴破煤工艺步骤

A、安全检查

进入工作面必须全面安全检查，即瓦斯检查、顶板检查、设备支护、质量检查，确认安全方可开始打眼工作。

B、打眼、装药、放炮

⑴采用风煤钻与1.2m长螺旋钻杆配合打眼，选用3#煤矿安全炸药，毫秒电雷管起爆，MFB—100型发爆器引爆。

⑵炮眼直径

为了便于装药，提高爆破效果，炮眼直径确定为34—36mm。

⑶炮眼深度

打眼选用1.2m的钻杆，炮眼深度确定为1.1m。

⑷炮眼布置

双排三花眼，炮眼与煤壁的平面夹角一般为85°，炮眼间距定为1m，底眼距底板0.2m，顶眼距顶板0.3m，工作面分段作业，每段20m，每次放炮眼数20个。

⑸装药与封口

工作面采用正向装药，为了降低煤尘，放炮采用水炮泥，在装药时雷管必须位于药卷的前端，用黄土充填10公分后,再装入水炮泥。

再进行黄土封口，封口时黄泥要捣实，封泥长度不少于炮眼深度的1/2。

⑹联线与放炮

工作面采用串联方式联线，将雷管脚线和放炮母线联好接通，然后发爆器实施发炮。

⑺爆破要求

爆破工作要求按顺序进行，按照采煤工艺，遵循打眼、装药、封泥、联线、放炮六道工序，从下出口至上出口分段放炮，每次放20炮，每段距离20m。

既要均匀地破碎煤体，又不得破坏顶板的完整性，也不许崩倒支柱。

c、一炮三检及三人联锁放炮，瞎炮处理办法：

1、装药前和放炮前瓦斯员必须检查瓦斯，放炮地点附近20米以内风流中瓦斯浓度达到1%，必须停止装药放炮。

2、放炮员、班组长、瓦斯员三人缺一人，不得进行打眼放炮。

3、瓦斯员在装药前、放炮前、放炮后及时检查瓦斯浓度，严格执行一炮三检制度.

4、打眼前必须对顶板进行维护，确认安全后，放炮员方可打眼放炮，放炮后应细心检查工作面顶板情况。

在确认安全的情况下，方可进入工作面。

5、放炮员在放炮时必须严格按放炮规程操作，确保放炮时安全，放炮母线连脚线，检查线路和通电工作只准放炮员一人操作。

6、放炮时做好警戒工作，回采工作面警戒距离必须大于100m，两边设警戒由班组长安全员负责警戒工作。

7、如遇到瞎炮，必须采取平行于瞎炮0.3m以外，重新打眼装药放炮，以炮带炮崩出瞎炮，然后捡出瞎炮中的雷管、炸药，交给炸药库集中处理。

8、炸药雷管的存放应远离机电设备20m外，且距工作面20m以外的顶板完好支护齐全地点，分箱分放上锁管理，装配药只允许放炮员自己装配。

每次装配数量不能大于每段放炮的用药数量。

（附工作面爆眼布置图和工作面最大最小控顶距布置图）：

2、挂梁、支护

放炮落煤的同时，运出爆破崩到溜子上的煤炭，使其不被压死，放炮完毕15分钟，待炮烟排尽，先由瓦斯员、放炮员、支护工、安全员沿路进入工作面进行检查处理，确认瓦斯不超限，炮眼无瞎炮，不存在片帮，顶板无隐患，确认安全，方可开始挂梁，挂梁时根据顶板情况进行贴帮柱支护，然后开始攉煤作业。

3、攉煤、装运煤

在支好临时支护之后，开始攉煤、装煤，采用SGB/40型刮板输送机运煤，攉煤时必须站位正确，退路畅通，且要随时检查作业地点的安全状况。

运煤：

由人工攉煤→工作面刮板→回风上山→副井车场→副井→提出地面

4、移溜、切割煤壁

在攉煤的同时，滞后15—20m，开始移溜，移溜必须把空档的浮煤清理干净，从机头依次进行移溜，至少使用两台移溜器交替，不能使溜子出现死弯，移溜时溜槽间弯度不大于3-5°，弯曲长度不小于15m。

推移后的溜子要保持平、直、稳。

同时在移溜时人工进行手镐切割煤壁，保证煤壁平整，不留伞檐。

5、支护

在工作面移溜后进行永久支护，在靠溜子边每隔0.8m打一根支柱，第二排支柱为原第一排支柱，第三排支柱在原第二排支柱中间加打一根支柱形成密柱。

回采工作面煤壁至采空区依次为支柱、支柱、密柱、密柱，第三排的密柱每隔6m留一0.5m安全行人口（尽量留设在顶板完好的地点）。

6、回柱放顶

在支护完好后，进行工作面回柱放顶工作，将第四排密柱回收。

回柱须遵循由下向上的原则，可以分段回柱，间距为20m。

在回最后几颗柱子时，可在这些柱子的上下各支一根木柱作替柱，然后回撤这些支柱，最后再回木替柱。

7、工作面正规循环生产能力

W=L*S*H*Y*C

=160×1.2×1.1×1.38×97%

=283T

W—正规循环生产能力/T

L—工作面长度/M

S—正规循环推进长度/M

H—采高/M

Y—煤的容重T/M3

C—工作面回采率取97%

第三节设备配置

工作面设备选用DZ型单体液压支柱型号DZ—100/1400选用DW-1200型绞接梁配合管理顶板，2600mm丌型钢梁维护超前支护，3600mm丌型钢梁维护端头支护，DKB200/31.5型乳化液泵站2台，1台运行，1台备用。

顺槽运输选用SGB/40型刮板机运输，工作面运输选用一部SGB/40型刮板运输。

第三章顶板管理

第一节支护设计

根据工作面揭露顶板岩性和支护材料性能，结合本矿实际经验，102回采工作面选用DZ型单体液压支柱配合绞接顶梁来维护顶板工作空间，采用全部垮落法管理顶板方式。

一、支护说明：

1、支护材料选型

选用单体液压支柱的初撑力为118—157KN，终工作阻力为250—300KN，经换算单体液压支柱初撑力为11.6T，工作阻力为24.5T。

2、按理论计算工作面支护的参数（单位面积以上8倍的采高）

D=M×N×Y=1.3×8×2.6=27.04T/m2

式中：

D—单位面积的重量T/m2

M—工作面实际采高取1.3m

Y—单位体积的重量2.6T/m3

N—经验值6-8取最大8

3、DZ—1.0—1.2型单体液压支柱额定工作阻力取24T/根，由于循环进度为1.2m，故工作面排距为1.2m，则柱距为

27.04÷（24×1.2）0.939（m）

选柱距为0.8m。

支护密度为1/1.2*0.8=1.042（根/m2）

4、按以上支护密度取数计算单体液压支柱数量：

（工作面最大时）

a、T=（V+V1+V2）×B×A

=（190+2.7+2.7）×5×1.042=1018根

式中：

T—为作面单体液压支柱数

V—为工作面最大长度

V1、V2—为工作面上下出口宽度

B—为最大控顶距

A—单位面积的支护密度

b、超前支护数10×4+10×2=60根

c、备用数（1018+60）×10%=108

合计：

1015+60+108=1183根

2、乳化液泵站

乳化液泵参数表

型号

压力

流量

台数

生产厂家

XPXTA

20MPa

80L/min

2台

浙江中煤机械矿业有限公司

1、泵站安设位置

本工作面选用浙江中煤机械矿业有限公司，生产的XPXTA型系列乳化液泵同型号同功率2台泵，一台运行，一台备用，安设在距工作面顺槽30m处的车场副巷内。

2、泵站使用规定及支柱初撑力

（1）开液压泵司机应经过专门培训熟悉本液压泵站的设备性能，维护保养人员进行操作。

（2）泵站应水平放置，以保持各部件良好的润滑条件，传动箱按规定加清洁的N68机械油。

（3）定期维护加油，如果在运行中发现温度过高，声音异常时，立即汇报机电队长，进行处理。

（4）乳化液泵站和液压系统保持完好不漏液，压力应≥18MPa，乳化液配比，浓度不底于2-3%，有现场配比和检测手段，应使用乳化液自动配比器。

（5）乳化液管应悬挂在巷道邦线缆勾内，吊挂平直。

（6）泵站司机禁止脱岗，如有发现，立即开除。

（7）液压支柱的初撑力应不小于90KN，工作阻力不小于24.5T/根。

第二节工作面顶板控制

一、正常工作时期顶板支护方式：

（一）顶板管理（支柱、放顶）：

1、管理方法：

人工支回柱，全部自然垮落三四排柱管理顶板，见四回一，每循环放顶一次。

2、材料规格

回采工作面基本支架采用：

单体液压支柱；及金属铰接顶梁。

断头采用四对八根长岗梁支护：

丌型钢梁（规格3600）。

3、支护要求：

回采工作面煤壁至采空区依次采用支柱、支柱、密集支柱，实行“见四回一”的原则，配合铰接顶梁支护工作面空间，防止顶板垮落，保证工人的安全和回采工作面生产的正常运行。

（1）第一排单体液压支柱和铰接顶梁配合使用，呈正悬臂式，排距1.2m,柱距0.8m。

（2）第二排同第一排支护方式。

（3）第三排切顶柱为在原支柱间加一根带帽支柱组成密集支柱。

（4）第四排支柱为原第三排密柱,实行“见四回一”,将第四排密柱回撤.

4、支护质量：

各种支护材料必须符合规定，绝无失修、失效，断梁折柱现象。

支柱要见底接顶，全部用液压枪升柱，煤层倾角为6-16°，根据公式换算迎山角为1-2°。

支柱要打成直线，柱距、排距要按规定控制，其偏差柱距不大于100mm，排距不超过±100mm；密集支柱要打成直线，柱子偏差不大于±100mm，要数量齐全，打紧打牢，顶端无重楔，下端见实底，备用和待支护材料要摆放整齐，置于材料顺槽内距工作面20m外，以便随时选择取用。

巷内无杂物、淤泥积水。

5、上下顺糟及安全出口的支护：

回采工作面上下顺槽及安全出口，既是设备集中的地方，又是人员出入的安全通道，而且开掘时间长，支承压力大，因此必须随着工作面的推进上下顺槽内距煤壁线至少20m范围内进行超前支护。

即靠近工作面煤壁10m支设双排支柱，后10米靠近工作面侧架设单排支护。

支护选用单体液压支柱和铰接顶梁配合使用，两顺槽端头支护采用“四对八梁”、“一梁三柱”。

6、煤壁区：

从工作面第一排支柱到煤壁的范围在习惯上称为刮板机道。

由于回采工作面前方压力的影响，使得煤壁前推2—4m内支承压力最大，而且极易引起局部冒顶和煤壁片帮现象。

因此在回采过程中，必须按规定进行打眼放炮，放炮后及时支设临时贴帮柱，柱距为1.2m。

放炮时严防崩倒支柱，如果崩倒贴帮支柱必须立即扶好打正，方可再放炮，以确保攉煤工人在良好支柱保护下进行作业。

在初次放顶、初次来压、周期来压等特殊情况下，贴帮柱应比正常情况下加密，柱距为0.8m，并加打戗柱。

方法为每两根贴原柱打一戗柱，戗柱要挖柱窝，柱窝深度100mm。

戗柱与贴帮柱的夹角为75°，以防煤壁片帮或台阶下沉的事故发生。

7、回柱放顶：

（一）最大控顶距5m。

最小控顶距3.8m。

放顶步距1.2m。

（二）初采及初次回柱放顶：

回采工作面要进行回采时，首先安装调试好甲烷传感器、煤电钻等设备。

在切眼内靠溜子外侧支设至少两排单体液压支柱并挂好铰接梁，柱距0.8m，“一梁一柱”形式，实施整修煤壁打眼放炮进行推进，此即初采。

初采期间要求煤壁整理平整，刮板机铺设平直，以保持煤壁顶板完整性，使之具有良好的支撑作用。

工作面从初采开始，当控顶距达5m,实行正规见四回一，此时开始初次放顶。

要成立初采放顶小组，组长由采煤队长担任，初次放顶时，密集必须打足，靠煤壁的第三排支柱补成密柱,按正常放顶的操作方法,回出第四排密集柱和铰接顶梁。

该工作面平均长160m，初次放顶只能由下顺槽安全出口开始至上顺槽安全出口收尾，严禁多处开口放顶作业。

初次放顶必须有采煤队长现场指挥，指定有经验的人员专门观察顶板，以确保初次放顶的正常进行和安全。

（三）正常回柱放顶：

原切顶线到新切顶线之间的区域称为放顶区。

回柱放顶就是在放顶区内按先支后回，由里向外的原则，从机头到机尾依次回撤。

在回最后几颗柱子时，可在这些柱子的上下各支一根木柱作替柱，然后回撤这些支柱，最后再回木替柱。

回柱前，靠煤壁的第三排支柱超前回柱地点3m补为新密集支柱，打上戗柱，经常保证新密集后，每隔6m留有0.5m的安全出口;然后依次回柱放顶。

为了使顶板充分垮落，提高支柱的回收复用率，回柱要求安全快速，支柱要回收干净；如果顶板较为破碎，支柱插入底板或被垮落的煤岩埋住，应当打木替柱回柱，必须有实践经验的人员专门负责观察顶板。

但是遇到下列情况之一，必须先处理后回柱：

（1）煤壁空顶距超过规定的0.3m。

（2）后路不畅通或附近有其他人员作业或休息。

（3）采空区悬顶未冒落，直接顶冒落的高度达不到采高的1.5—2倍，悬顶面积超过10m2范围。

（4）放顶线前有缺柱或失修支柱。

（5）特殊支架未打。

（6）顶板破碎，有冒顶征兆。

（四）末采及最后回柱放顶：

工作面结束时的回柱放顶工作是十分危险的，首先是必须保证工作人员的安全，要成立未采放顶管理小组，由采煤大队长任组长，保证安全通道的畅通，绝对避免安全出口冒顶发生事故。

同时也应保证符合其他有关安全的规定。

因此当回采工作面推进到距102工作面顺槽10m实体煤柱时即达停采线。

首先按正常放顶要求把工作面回撤到最小控顶距，将工作面一切包括支柱在内的所有设备撤到安全地点，然后从工作面中间分开两组人员从上下安全出口回撤。

用坏旧木料斜放在煤壁边，以便于通风。

同时每班必须有两名放顶小组人员领导亲临指挥，加强退路的维护，必须做到退路安全畅通。

根据支护方式和支护材料选型计算和推进循环进度，选取最大控顶距为5m，最小控顶距为3.8m，放顶步距为1.2m来管理顶板，用全部垮落法处理采空区。

二、特殊支护方式：

1、端头支护

端头支护是确保安全出口畅通，保护刮板机头机尾能够安全作业的特殊支护，所以在机头机尾处采用3.6m的丌型钢梁，“四对八梁”交叉迈步式控制顶板，且在机头机尾靠采空区各加设一个木垛加强支护。

2、木垛支护

在机头机尾各支一个木垛，工作面每隔8m打一木垛，规格为1×1m，底部要平，顶部加楔打紧。

3、上下安全出口的超前维护

回采工作面上下安全出口是设备集中，人员出入的重要通道，因为开掘时间长，支撑压力大，因此在推进工作面前，除对上下端头进行维护外，还必须在上下顺槽距工作面煤壁20m范围内进行长期的超前维护。

支护形式为1200mm铰接顶梁配合单体液压支柱。

保证上下安全出口的完好与畅通。

三、过断层、旧巷及破碎地段的顶板控制：

本工作面有三组小断层存在，在距断层15m附近必须加强支护工作，采用缩柱距到0.6m的方法。

过旧巷也采用加密支柱方式，柱距控制在0.6m。

如遇地质破碎带，顶梁上面加木板维护，背严接实，以防出现漏顶现象，遇小断层可强行采过。

四、过冒顶破碎带的顶板控制：

1、冒顶的原因及防治：

回采工作面最容易发生冒顶事故的部位是：

煤壁附近空顶区、上下安全出口处和放顶线附近。

究其原因：

由于工作面煤壁前方顶板裂断。

使得煤壁的顶板支撑力大，支架发生了变化，当有人为的爆破、支护漏洞，导致顶板发生剧烈下沉而引起煤壁附近局部冒顶发生。

这就要求我们第一必须按规定布置炮眼，按规定装药，按规定支护，尽量避免放炮崩倒支架，第二及时支护煤壁空顶区，支设贴帮柱，顶梁前探并绞接必须做到顶梁承正悬臂超前挂设，以期缩短空顶时间。

对于工作面上下出口处，由于控顶面积大，与上下出口紧接的上下顺糟顶板暴露时间长，加之工作面支承压力的影响，因此上此地方顶板破碎，压力较大，故必须对工作面上下出口加强支护，第一支护必须有足够的支承力，倾斜抬棚木垛必须架设，第二支护系统必须始终没有可供顶板局部冒落的空档，第三支护系统必须具有一定的侧向压力，对以防老顶来压时推倒支架，引起冒顶。

放顶线上支柱受力不会是均匀的，当人工回拆“吃劲”柱子时，往往柱子一倒下顶板就冒落，如果回柱工人来不及退到安全地点，就可能被碰着而造成事故，这种情况在分段回柱回拆最后一到二颗柱子时，尤其容易发生。

为保证人工回拆时安全，可在这些柱子的上下各支一颗木柱作替柱，然后回拆这些支护，最后回木替柱，在回柱放顶前要检查顶板压力是否稳定，工作面支护是否完好，并按规定要求打好密集柱、木垛、戗柱；回柱时则要事先清理好退路，站在支架完整的地方进行。

2、冒顶的预兆：

（1）顶板连续发生断裂声、闷雷声，这是直接顶、老顶发生离层或断裂的声音。

（2）顶板掉渣、煤岩破碎下落，而且掉渣由少增多、由稀变密。

（3）顶板的裂缝增加和裂隙张开，并产生大量的下沉。

（4）煤壁片帮增多，煤质变软，钻眼省力。

（5）耳朵贴在支柱的柱体上，可听见支柱受压后发出的声音，当顶板压力继续增加时，支柱迅速下沉，连续发出咯、咯的声音，这时顶板压力很大。

（6）瓦斯涌出量增多，淋水增加。

回采工作面发生上述预兆，说明顶板压力很大，有可能发生冒顶、此时应全力以赴，加强工作面支护，如果支护来不及要立即把人员撤到安全地点，采取有效措施，进行处理。

3、冒顶的处理：

工作面发生冒顶后，不得惊慌失措，袖手旁观，应正确判明冒顶原因，采取相应对策，迅速处理，待安全后，恢复生产。

（1）撞契法：

当冒落的煤岩块度较小，范围不大，一般采用这种方法较为方便，支设时，先加强冒顶区周围的支护，然后架设一架棚子，打入一排契子托住冒落的煤岩，并清除下面的岩石，然后再向前安设第二架棚子，打上契子，依次类推直至安全通过冒顶地带为止。

（2）木垛法：

若冒顶面积不大，冒落的空间暂时平静，不再继续冒落时，可用此法通过冒顶区，先在冒落的空洞下架好抬棚，在棚子上层架好木垛插紧背实，以防煤岩继续冒落。

（3）如果冒顶发生在回采工作面中部，上下安全出口处，可用开绕道，进行处理。

第四章生产系统

第一节运输系统

一、工作面生产