307区回采规程.docx
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307区回采规程
目录
矿审批意见1
第一章地质概况2
第二章采煤方法5
工作面设计主要内容表5
第一节巷道布置6
第二节采煤工艺8
第三章顶板管理10
第一节支护设计10
第二节工作面顶板管理11
第三节矿压观测13
第四章生产系统14
第一节运输14
第三节 排水31
第四节供电31
第五章劳动组织和主要技术经济指标44
第一节劳动组织表44
第二节主要技术经济指标46
第六章煤质管理47
第七章安全技术措施47
第一节初次放顶47
第二节顶板管理49
第三节防治水52
第四节爆破53
第六节机电运输60
第七节各工种安全操作措施63
第八章灾害应急措施及避灾路线78
作业规程复查记录83
矿审批意见
第一章地质概况
概
况
煤层名称
Ⅱ、Ⅲ
煤层
水平名称
-760
采区
名称
东翼一采区第三阶段
工作面
名称
307
地表标高（m）
200～208
工作面
标高（m）
-677.0～-771
地面位置
地表为腰占河以东，魏家窝堡以北，四家子村村路以西，主要为农田.
井下位置及四邻采掘情况
北翼为204工作面（末发展），南翼以矿井边界为界（邻矿为羊草煤矿），西翼为309工作面（末发展），东翼为205工作面（末发展）。
走向长（m）
1850
倾斜长（m）
200
面积（m2）
370000
煤
层
情
况
煤层总厚（m）
6～16.8
11.7
煤层结构
煤层倾角（°）
13～25
17
复杂结构
可采指数
1
稳定程度
稳定
1、说明：
煤层走向5°～24°，倾角13°～25°/17°,含2-4层夹矸，煤分层厚度在0.35m～9.35m之间,可利用总厚度5.95m～16.8m/11.7m。
夹石厚0.2m～0.5m（局部1.5米）,岩性为灰、灰黑色泥岩和灰白色粗砂岩，泥岩遇水易泥化。
Ⅰ层煤发育不稳定仅局部赋存,煤厚1m左右,与Ⅱ层煤层间距1.65～7.85m,为不可采煤层。
煤
层
顶
底
板
情
况
顶板名称
岩石名称
厚度（m）
描述
老顶
灰绿色凝灰
及砾岩
30
砾岩、块状致密坚硬
直接顶
厚层状黑色泥岩
5～30m
层理较发育,块状构造,夹薄层白色砂岩,性脆较易冒落
伪顶
炭质泥岩
0.3
其中夹有薄层砂岩
直接底
炭质泥岩
0.5
其中夹有薄层砂岩
老底
砾岩、角砾岩
20m
角砾岩灰黑色泥岩次之,局部夹煤线,凝灰质胶结较硬。
地
质
情
况
地质情况概述：
本区地质条件较为复杂，断层构造，对回采影响较大，共有断层10条,为施工揭露和三维地震所控制，F6断层为钻探断层，产状不清，回采时加强探测。
S13和F13断层对采区回采影响较大。
主要断层产状见下表：
构造名称
走向
（°）
倾角
（°）
性质
落差m
对回采影响程度
大
小
F13
116～124
30～46
正
10
5
对回采影响较大
S26
10
57
正
4
对回采影响较小
S13
80
66～78
正
17
14
对回采影响较大
S27
30
50
正
6
对回采影响较小
S28
35
45
正
4.5
对回采影响较小
S29
40
40
正
6
对回采影响较小
S30
46
45
正
2
对回采影响较小
S31
107
60
正
1.8
对回采影响较小
S32
107
55
正
1.2
对回采影响较小
F6
52
50
正
7
5
对回采影响较大
水文地质情况
在本工作面范围内煤层赋存较稳定,存在较小的起伏褶曲,对采掘影响不大。
回采范围内水文地质条件简单，无充水条件，无涌水。
煤层老顶为灰绿色砾岩夹少量细砂岩，厚30m，该层胶结好，孔裂隙不发育，含水微弱。
煤层顶板泥岩和凝灰岩为稳定的隔水层，全区发育，厚60～70m。
凝灰岩致密块状。
煤层底板以下的灰白色砾岩，胶结致密，含水微弱，单位涌水量0.0001l/s.m，定为隔水岩层。
区内有M5钻孔，并经封孔合格，在回采期间需加强探测和水文观察。
影响回采的其它情况
瓦斯
瓦斯绝对涌出量为2.99m3/min。
煤尘
煤尘具有爆炸性
煤的自燃
本区煤的自燃趋势为Ⅱ级自燃
储量
计算
走向长（m）
倾斜长（m）
斜面积（m2）
煤厚（m）
容重（t/m3）
工业储量（万t）
回采率（%）
可采储量（万t）
1850
175
323750
11.7
1.42
537.9
0.85
457.2
问
题
及
建
议
1.断层对回采工作影响较大，请回采部门，在回采工艺方面加以考虑，保证安全生产。
2.过断层时会有丢底情况，请回采部门定期探测顶底板煤厚，进行分析，制定措施，并报到生产技术部，以保证煤炭资源合理利用。
3.过断层时可能造成煤壁片帮，回采过程中注意安全。
4.回采中遇到隐伏构造要及时与地质工程师联系，以便及时掌握断层产状，正确指导生产。
5、矿业公司与辽宁工程技术大学合作测定:
龙家堡煤矿2#煤层冲击倾向鉴定结果为无冲击倾向。
6、通过准备区揭露分析，本区顶板压力较大，主要表现为掘进过程中发生煤炮。
附
图
1.307采区地质平面图比例尺1:
2000
2.307采掘工程平面图比例尺1：
2000
3.地质剖面图（7幅）比例尺1：
2000
第二章采煤方法
工作面设计主要内容表
工作面设计主要内容表：
采煤方法
单一长壁综合机械化放顶煤
工作面长
175m
落煤方式
采煤机割煤液压支架放顶煤
工作面倾角
13°～18°
一次循环进度
0.8m
采（放）高
平均11.7m
采放比1：
2.9
作业方式
边采边准跟机作业
采煤机
MG500/1280-WD
顶板管理
架后自然跨落
工作面运输机
SGZ1000/2×700
两台
支护形式
液压支架
ZF7000/18/35支撑掩护式液压支架
顺槽胶带
运输机
DSJ120/220/2×400
转载机
SZZ1200/525
破碎机
PCM375
第一节巷道布置
一、采区设计、采区巷道布置情况：
说明采区走向、倾向长，工作面倾角，两道及开切眼布置方式，支护方式，断面，管线。
1、307区入风顺槽可采走向长1757米,回风顺槽可采走向长1721米，工作面倾斜长175米,工作面倾角平均15度。
2、入风顺槽、回风顺槽采用36U三节U型钢棚锚喷联合支护,断面中宽4.6米。
工作面下端头采用ZFTZ25600/20/35型端头支架支护。
工作面两端采用过ZFG7200/20/35型过渡支撑掩护式液压支架进行支护。
上下各3盘。
工作面基本架采用ZF7000/18/35液压支撑掩护式支架,支架最大控顶距为8.5米最小控顶距为7.7米。
3、入风顺槽铺设有防尘水管、排水管、压风管，信号电缆；供机组、工作面运输机、转载机、破碎机、胶带运输机的供电电缆。
供液压支架使用的三条高压胶管。
供各段使用绞车的供电电缆。
4、回风顺槽铺设冷却水管，信号电缆、压风管。
供各段绞车的供电电缆。
注氮管路、（入风：
0.18mPE管）抽放管路（0.18mPE管）。
二、工作面平面图：
工作面支架、切顶支架、特殊支架，铺网等安设方法与排别，上下两口，上下缺口支护棚，支护单元尺寸等要在图上标清，单位mm。
第二节采煤工艺
一、采煤方法选择依据：
307区工作面为倾斜煤层，区内煤层赋存条件较好，煤层厚度平均11.7米，煤层倾角13°～25°，本区地质条件较为复杂，断层构造，对回采影响较大，回风顺槽准备过程中揭露的断层均为正断层，落差1.2m～17m，断煤交线与工作面近似垂直，推测S13断层切断工作面，所以对回采有一定影响。
直接顶为黑色、灰色泥岩,厚5m～30m,从南至北逐渐变厚。
层理较发育,块状构造,夹薄层白色砂岩,性脆较易冒落。
煤层底板为炭质泥岩较薄0～0.5m。
针对上述情况，采煤方法有两种，分层综采和一次采全高放顶煤综采。
相比较综采放顶煤具有如下优点：
1）煤层掘进量小。
2）减少搬家倒面的次数。
3）减少巷道维护费用。
4）提高煤炭块碳率。
5）减少设备运行费用。
6）有利于矿井集中控制。
7）提高劳动生产率降低成本。
8）煤炭产量高。
故该区确定采煤方法是单一走向长壁综合机械化放顶煤。
二、采煤工艺：
1、回采工艺及支护形式。
（1）、回采工艺：
采煤机割煤→支架伸前梁、护帮板→移液压支架→机组收刀→推溜子→放顶煤→扫浮煤。
为保证回采率，提高煤炭产量确定放顶煤步距0.8米，即一采一放。
（2）、工作面选用ZFG7200/20/35型过渡支撑掩护式液压支架和ZF7000/18/35支撑掩护式型液压支架支护顶板，采空区顶板为自然垮落。
2、采煤机进刀方式绘制进刀方式图
3、爆破说明书（炮采面和打下缺口）
（1）炮眼布置图（正视、俯视、侧视图），并标明炮眼位置、角度、深度、眼距（眼与眼之间，眼与顶底距离等）。
单位：
mm
下出口炮眼布置图
说明：
下出口采用爆破落煤。
其它炮眼深度为1000mm，爆破进度为800mm，炮眼残留量200mm。
（2）装药量计算表：
炮眼
名称
炮眼深度（m）
炮眼间距（m）
装药量kg/孔
工作面长度（m）
炮眼个数（个）
总装药量（公斤）
下
出
口
顶眼
1.0
1.0
0.20×1
1.5
2
0.4
腰眼
1.0
1.0
0.20×1
1.5
2
0.4
底眼
1.0
1.0
0.20×2
1.5
2
0.8
炸药种类
矿用3#乳化炸药
雷管种类
瞬发电雷管
1、循环炸药消耗量1.6公斤。
2、一次最大爆破装药量为0.8公斤。
第三章顶板管理
第一节支护设计
一、工作面支架计算：
工作面采放高M=11.7米
顶板冒落带高度：
H=2×M=2×11.7＝23.4
岩石比重d=1.9吨/立方米。
顶板每平方米压力：
P＝dＨ=1.9×23.4＝44.46吨/平方米
支架面积:
S=1.5×（8.0-9.0）=（12-13.5）平方米
R压＝44.46×（12～13.5）＝534～600
每个液压支架的初撑力为：
507.7吨/架
每个液压支架的工作阻力为：
700吨/架
工作阻力700吨/架大于支架应撑压力534～600吨，故选择每个支架宽度1.5米完全满足顶板支护要求。
二、乳化液泵站
（一）泵站选型、数量
泵站选用WRB－400/31.5乳化液压泵两台,配备125KW电机两台,乳化液箱一个。
流量400立方米/分，压力：
31.5兆帕。
（二）泵站设置位置
泵站位置设置为307区运输顺槽向内20m位置。
（三）泵站使用规定
1、必须由经专门培训取得合格证及司机证的人员进行管理，维护及操作。
2、安装时乳化液泵应水平放置，以保持良好的润滑条件。
3、使用泵站前，首先应仔细检查润滑油腔的油位是否符合规定，油位不应低于油标玻璃的红线及超过绿线。
4、在确认无故障后，将吸液腔和放气堵柠松，将吸液腔空气放尽出液后拧紧，启动电机开关，观察电机转向所示箭头方向是否相同，如方向不符，应纠正换向后方可启动。
5、泵启动后空载运转5－10分钟泵应没有异常噪音抖动，管道泄漏等现象检查泵头螺堵，泵与箱体连结螺钉应无松动现象方可投入使用。
6、泵使用时，要注意箱体温度，不宜过高，油温应低于75℃注意油位的变化，油位不得低于油标红线。
7、乳化液箱的液位不得过低，以免吸空，液温不得超过50℃，乳化液油百分比不得低于3%。
第二节工作面顶板管理
一、正常工作时期顶板支护方式（概况、棚距、柱距、铺网、链网等）
选用ZF7000/18/35支撑掩护式液压支架，液压支架中心距1.44—1.50m;最大控顶距：
8.5m;最小控顶距:
77m。
二、正常工作时期的特殊支护形式
所使用的液压支架的支护强度经压力载荷计算足以满足支护需要，故本区综采工作面仍选用ZF7000/18/35支撑掩护式液压支架
三、回柱放顶与其他工序平行作业的安全距离
（1）、采煤机正常开机全过程,机组附近及下缺口严禁有人作业、通过或停留。
（2）、推溜子时不准溜子开气，推移溜子后如果发现不平必须吊起垫平,吊溜子前必须发出信号通知溜子司机保证不再启动的前提下进行。
推移溜子时运输机靠煤帮侧严禁站人或作业,以防挤伤人员。
（3）、移架时前方及附近6米严禁有人作业、通过或逗留。
移端头支架前,必须认真检查上下端头的支护是否牢固,必要时加强支护,移端头支架时,上下端头内严禁人员停留或作业。
移架与放煤的安全距离大于6m。
移架和割帮的安全距离大于15m，机组割煤时与放煤地点的安全距离不小于8m。
（4）、扫货工在砂帮溜子清扫浮煤时,必须在放煤工的上方，保持5米安全距离，自上向下清扫。
扫货人员之间距离超过1.5米。
扫货期间砂帮溜子可间歇开气。
（5）、打眼时，人员严禁站在或骑在运输机上，同时打眼时必须停机作业，将溜子的开关手柄扳到零位，并派专人通知工作面司机严禁开气。
第三节矿压观测
一、矿压观测内容
（1）本采区内两道动压范围及工作面超前动压监测。
（2）采区工作面液压支架压力变化情况。
二、观测方法
（一）观测方法主要有：
仪表法：
顶底板移进量法。
（二）本区主要采用仪表法
（1）监测两道超前支护使用CLZ-1B单体液压支柱工作阻力自动记录监测仪在两道超前支护受力较为明显的单柱上进行监测。
（2）工作面液压支架的压力监测方法：
使用ZY-60G型综采支架立柱双腿压力数显监测仪。
工作面分别安装在上下端各一块、40号、80号液压支架四个点上进行观测。
（3）工作阻力达到38.7Mp时停止放煤，及时汇报有关领导。
第四章生产系统
第一节运输
一、运输设备及运输方式
（一）运煤设备及装、转载方式
采煤工作面使用MG500/1280－WD型双滚筒采煤机，截割下来的煤，经工作面SGZ1000/1400型刮板运输机至顺槽SZZ1200/525型中双链桥式转载机，转载机上安装PCM－375型锤式破碎机，在经一条DSJ－120/2×400X（1300m）型带式输送机及DSJ－120/400（560m）型带式输送机到采区集中皮带道再经一条DSJ－120/2×400S（370m）及DTL－120/220/2×400（482m）型带式输送机至采区煤仓，DTL－140/240/4×1000（1445.2m）型带式输送机将煤从采区煤仓运至转载煤仓，DTL－140/300/2×900S型胶带机将转载煤仓的煤送到中央煤仓通过主井装备到TCS-317.22-00型箕斗，由JZKM-4.5×4（Ⅲ）E型绞车提升到地面卸载。
（二）辅助运输设备及运输方式
设备材料运输由副井JKMD-4×4（Ⅲ）E-（LJB）型绞车提升，采用GDG1.5/9/2/4K型双罐笼装载矿车运输材料，经-630运输大巷、运输石门、胶带机下山、采区入风石门、采区入风顺槽或经-630运输大巷、运输石门、-667车场、205联络通路、采区回风石门、采区回风顺槽到工作面。
-630运输大巷、-630运输石门、胶带机下山轨道使用38kg/m轨型，其他各处均使用22kg/m轨型。
-630运输大巷549m，-630运输石门245m,使用CCG6.0/900-FB型、CCG12.0/900YFB型防爆柴油机车运输,胶带机下山运输区段570m,使用JKB-2.5A型绞车运输。
采区入风石门及采区入风顺槽使用一台SQ-120/132P型无极绳绞车运输，运输距离1800m。
-667车场长度50m，205联络通路长度150m，采区回风石门156m使用JDHB-28/11型绞车运输，采区回风顺槽使用一台SQ-120/132P型无极绳绞车运输，运输距离1560m。
二、移溜（转载机、破碎机等）方式
工作面运输机使用ZF7000/18/35支撑掩护式型液压支架进行推移，采煤机进行割煤前，用液压支架将煤帮运输机推移到靠近煤帮，机组进行割煤，运输机弯曲度2－4度。
砂帮运输机通过软连接油缸随液压支架向前拉移。
转载机尾部固定在ZFTZ25600/20/35型端头液压支架，端头支架向前推移带动转载机向前前进。
破碎机随转载机向前推进而前移。
按采区平面图位置绘制出运煤、下料，由采区到地面。
运输路线图要注明运输设备名称、型号、地点、运输距离等，详见附图。
附图7：
运输系统示意图
第二节一通三防及安全监控
1、通风系统
1、风量计算
计算公式
风量（m3/min）
1、按瓦斯涌出量计算：
Q采=100×q瓦采×k采通
478
2、按工作面温度计算：
Q采=60×V采×S采
1469
3、按一次爆破的最大炸药量计算：
Q采=25×A
90
4、按工作面同时工作最多人数计算：
Q采=4×N
384
5、决定风量
1469
说明：
Q采—采煤工作面实际需要风量，m3；
q瓦采--瓦斯绝对涌出量，2.99m3/min;（依据：
辽宁工程技术大学，煤层瓦斯基础参数测定结果）
K采通--瓦斯涌出不均匀系数,取1.6；
N--工作面作业人数，96人；
工作面温度，25°C
V采--工作面平均风速,根据《煤矿安全规程》专家解读,风量计算方法确定风速为1.7m/s;
S采--工作面平均断面，14.4㎡;
A—采煤工作面一次爆破的最大炸药量，3.6㎏；
2、风速校核；
（1）按最低风速验算：
Q采=15×S采;
Q小=S采×60V小=13×60×0.25=195m3/min;
（2）按最高风速验算：
Q采=240×S采;
Q大=S采×60V大=13×60×4=3120m3/min;
Q小通过验算，附合《煤矿安全规程》规定。
3、决定307采区风量为1469m3/min；
二、防治瓦斯
（一）瓦斯检查（人员配备、检查次数、交接班地点、交接班行走路线、负责区域）
1、本采区每班配备两名专职瓦斯检查员。
严格执行“井下现场密码交接班制”、“一炮四检制”、“三人联锁放炮制”和“巡回检查制”。
2、瓦检员对采区内的可能发热地点及各种有害气体，小班不少于三次检查，区外硐室、通风设施每班检查一次。
3、交接班地点为307采区风道距工作面三十米处，307运输顺槽距工作面60米处。
4、工作面上部瓦检员：
交接班行走路线为：
-630副井车场→-630辅入风巷→二阶段胶带下山→-710联络巷→202入风联络巷→307回风顺槽→307采区风道密码交接班地点。
5、工作面下部瓦检员：
交接班行走路线为：
-630副井车场→-630辅入风巷→胶带下山→-770运输石门→307运输顺槽→307工作面下部密码交接班地点。
6、负责区域：
工作面下部瓦检员：
307区运输顺槽、307区工作面100﹟架子以下。
工作面上部瓦检员：
307区回风石门、307区回风顺槽、307区工作面100﹟架子以上到上隅角。
三、瓦斯监测
1、瓦斯监测（系统及设备型号，设备及传感器安装位置，报警、断电值及复电值，断电范围）
2、使用仪器：
监测系统选择KJ90N（B）型监测系统，井下为
KJ90—F16型监测分站。
KG9701A型瓦斯传感器进行二十四小时连续监测。
温度传感器型号GW50（A），一氧化碳传感器型号GTH500B。
风速传感器型号
3、传感器安设位置：
工作面CH4传感器设在风道距工作面煤帮≤10米位置，回风CH4传感器设在回风口往里10～15米位置。
馈电探头设在307区总电源处，绞车探头设在307区回风道绞车前5米处。
沙口探头设在采区上隅角（1.0m×0.8m）的位置。
4、监测系统：
307区工作面→307区回风顺槽→-667车场→203集中皮带道→-630石门→-630配风入风巷→主、副井筒→地面监测中心站
5、断电值、报警值和复电值：
（1）工作面CH4传感器：
报警≥1.0%，断电≥1.5%，复电值<1.0%，断电范围：
307区工作面全部电源。
（2）CO传感器：
≥24ppm报警，无断电。
（3）回风CH4传感器及回风顺槽中部CH4传感器：
报警1.0%，断电1.0%，复电值∠1.0%，断电范围：
307区回风順槽全部电源。
（4）回风绞车CH4传感器：
报警≥1.0%，断电≥1.0%，复电值<1.0%，断电范围：
回风道绞车。
（5）沙口CH4传感器：
报警≥1.0%，断电≥1.5%，复电值<1.0%，断电范围：
探头附近20m之内的所有电器设备。
附：
监测系统图
四、瓦斯抽放
瓦斯抽放管路管径及路线、抽放泵型号及安装位置、抽放方法、预计各种抽放参数、个种监测、检查瓦斯的仪器仪表安装位置、传感器报警、断电值和断电控制范围、瓦斯释放口及栅栏位置；抽放设计另报。
（一）抽采形式:
边抽边采
（二）抽放形式：
井下移动抽放
（三）抽放方法：
采空区沙帮高位钻孔抽放与上遇角多点插管抽放相结合
（四）打钻使用的设备：
350液压钻机一台
（五）打钻措施：
（1）钻工必须掌握各种钻机的操作要领和维护保养及排出故障的知识。
（2）下井前根据工作安排，准备、检查、带足本班所需的工具、材料等。
（3）装运钻机前要进行检查，钻机各部件要齐全，电机必须防爆，电压与电源相符，电缆无漏电现象，钻杆、钻具等应无损坏现象。
（4）进入安装地点前，应先检查巷道支护和通风等情况。
发现问题及时处理。
钻场清理干净，疏通好水沟。
（5）水压、机件、电源开关等应良好，符合要求。
（6）钻机安设要牢固，四角打牢固立顶子。
（7）变速箱和油箱内油位应合适。
（8）调试钻机时，要求各转动部分运转应正常，开关启动应灵活可靠。
钻机空载运行10分钟。
确认无问题后，方可接上钻杆、钻头，接通水源，开始打钻。
（9）钻机操作方法按钻机使用说明书执行。
（10）严格按照测量人员标定的孔位施工。
（11）钻孔透采空区发现有害气体喷出时，要停钻加强通风，并用黄泥封孔，同时向调度室汇报。
（12）打瓦斯抽放钻孔时出现瓦斯急剧增大、顶钻、夹钻现象，要立即停止打钻，及时采取措施进行处理。
（13）临时停钻时，要将钻头退离孔底2米，防止岩粉煤粉卡住钻杆，停钻8小时以上时应将钻杆全部拉出来。
运钻具时，前后人员要互相配合，防止造成伤人事故。
（14）钻机运转时，禁止用手、脚或其他物件接触钻机运转部分，禁止将工具或其他物品放在钻机上。
（15）打钻时钻工要做到三紧。
（16）钻机运转时，人员严禁在钻机下方停留。
（六）瓦斯抽放上隅角瓦斯浓度：
以上隅角瓦斯不超过0.5%为标准，如果上隅角瓦斯超过0.5%，由上隅角瓦检员通知泵站司机进行抽放。
（七）上隅角插管抽放形式：
1、返头：
在干线管路上设∮315㎜返∮108管返头，使用4寸软压力橡胶管与插管连接，进行抽放。
2、插管：
使用4寸3米长铁管。
3、插管位置：
此插管位置在上隅角向沙口
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