首采回采工作面作业规程.docx
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首采回采工作面作业规程
黄陵县店头宏兴煤业有限公司
首采工作面回采作业规程
审批：
矿长：
编制：
总工：
审核：
生产矿长：
安全矿长：
机电矿长：
采煤队长：
二〇一一年七月十日
首采工作面回采作业规程
第一章地质概况
一.工作面平面图及煤层柱状图
1.工作面平面图,见图1-1.
2.工作面综合柱状图,见图1-2
二.工作面概况：
4313采面位于我矿一水平四采区南翼下边部，进风顺槽设计长度650m，回风顺槽设计长度699m，切眼长130m，总回采面积87685m2。
其进风顺槽相邻的4304工作面已回采，回风顺槽靠近一、二水平边界，采面上覆的2#煤层与3#煤层间距9～12m，2#煤层尚未开采。
该工作面地面位置在天神庙一带，泗洲庙以北，地面高程847～979m，煤层底板高程377～412m，地表为丘陵沟谷，盖山厚度450～590m，地表无村庄及建筑物。
三、煤层赋存特征
项目
单位
全煤层
备注
煤层结构
简单
含不稳定夹矸一层
煤层
厚度
m
一般煤厚5.5～13.5m
平均9.5m
煤层下部含不稳定夹矸层,厚度0.25～0.7米
可采分层数
层
1
煤层倾角
度
1～8o
平均2.5o
煤层硬度
煤质
灰分
12.33%
挥发分
16.91%
容重
t/m3
1.32
自然发为期
瓦斯涌出量
m3/min
最大瓦斯涌出量
9
煤尘爆炸指数
%
23.85
四、采面范围
上部边界
4313采面停采线
煤层标高
377～412米
下部边界
走向长度
进风顺槽650米回风顺槽699米
左部边界
与回采的4304相邻
倾向长度
120～130米
右部边界
一、二水平边界
采面面积
87685平方米
地面标高
847～979米
盖山厚度
399～476米
五、顶底板岩石特征
表I-2顶底板岩石特征
编号
主要岩性
厚度（m）
强度
（mpa）
裂隙（m）
老顶
粉砂岩，灰黑色、致密坚硬，夹薄层状灰白色细砂岩
1.5～3.5m
直接顶
灰黑色、薄层状、泥质胶结的粉砂岩
08～2.0m
3#煤
煤层属半亮型煤，呈似层状、块状、粉状，煤层结构简单，局部的煤层中部有一层厚度0.05～0.3m的泥岩夹层。
平均9.5m
底板
深灰色、块状，或厚层状细砂岩
厚度>0.8m
六、储量：
煤层
可采面积（m2）
煤厚（m）
容重（t/m3）
回收率%
地质储量
可采储量
全煤层
87685
5.5～13.5
1.32
85
51.2万吨
43.5万吨
七、地质构造与水文情况
1、地质构造
该工作面位于北山子向斜北翼、上峪口背斜南翼，总体为一单斜构造。
煤层走向N—S，倾向W，倾角1～8o，一般在1～4o之间，平均2.5o。
在两顺槽、切眼及高位瓦斯尾巷施工中未发现断层构造。
在工作面切眼中部有一背斜构造，构造枢纽线呈南—北方向，轴心位置煤厚8m左右，两翼煤厚5.5～13.5m，并随工作面推进两翼煤层逐渐变薄，轴心起伏幅度最大2.2m，并向回顺逐渐延伸，在回顺N13点前40m处在顺槽揭露；另结合本工作面坑透资料，和两顺槽写实剖面及相邻4304工作面回采地质资料对比分析，回顺N13点至点前40m范围内与进顺C15点至点前18m范围形成一底鼓构造区，预计该区域内底鼓方向105o，起伏幅度0.3～2.2m，煤层厚度及顶板稳定性变化较大，影响工作面正常回采。
2、水文情况
本工作面两顺槽在施工过程中，只在进顺切眼前15～25米范围内出现较大滴淋水现象，根据周边资料分析，水源为进顺侧上方4304采面采空区积水。
回采前应对4304采空区积水进行探放。
八、瓦斯、煤尘情况
煤尘爆炸指数：
23.85%
工作面掘进期间，据通风区提供的瓦斯资料，在正常通风条件下：
最大瓦斯绝对涌出量：
9.0m3/min
最小瓦斯绝对涌出量：
4.0m3/min
平均瓦斯绝对涌出量：
7.0m3/min
九、问题及建议
1、本工作面煤层厚度及顶板稳定性变化较大，回采期间应加强工作面的支护及顶板管理。
2、由于工作面煤层底板起伏变化大，掘进期间局部留有底煤，回采初期对留底煤区域应采取相应措施。
3、回采期间应对4304采空区积水进行探放,并密切观察突水预兆。
4、严格按规程要求作业，加强生产工艺管理，杜绝不合理的底煤丢失，提高资源回收率。
第二章采煤方法及顶板控制设计
一.采煤方法及回采工艺
1.巷道布置示意图（附图）
2.采煤方法:
根据巷道布置结合河南理工大学对4313采面采前煤与瓦斯突出危险性评价报告结论（工作面已在采前消除了瓦斯突出危险性），决定本面采用沿底板走向长壁炮采放顶煤采煤法;单体兀型梁支护,尼龙网、芭棍、芭片刹帮护顶,全部垮落法管理顶板。
3.回采工艺流程:
落煤（打眼、装药、放炮）—铺网、移主梁、护顶—清煤打贴帮柱、背帮—移副梁放顶—放顶煤—清煤、回中柱、移溜、打中柱—端头维护、设备检修、煤层注水。
（1）落煤——钻爆法落煤;
（2）装煤:
爆破自装,人工装煤,放顶煤自装;
（3）运煤:
工作面一部SGW—150型可弯曲刮板运输机,进顺一部SGW—80T刮板运输机,顺槽三部SPJ—800型胶带运输机运煤至工作面溜煤眼;
（4）支护:
工作面采用DZ22—30/100型单体液压支柱,配合π—2400型长钢梁进行对棚齐梁直线柱,迈步联锁交替支护,每对棚五柱,主梁一梁三柱,付梁一梁两柱,对棚中心距0.6m,每3m留一宽0.6m的安全出口,排距1.0m,对梁中心间距0.15m;
（5）铺网,移主梁护顶:
放炮前,将放炮点三对棚子主梁下老塘侧支柱回出打在相应的副梁中间,该处放完炮后,要及时沿工作面倾向铺网,边铺网边移梁.移主梁时,先将煤壁支柱卸载,然后卸载中柱,两人站在支护完好的付梁下,将主梁移至煤壁,升起梁下中心柱,再升老塘侧支柱,逐架移够三根主梁后,再在所移梁子的保护下清煤打贴帮柱（贴帮柱用与之成对的付梁下煤壁侧单体支柱）,然后按上述方法向同一方向逐架将主梁移到位.每移一架主梁要随之打好贴帮柱,并用笆棍,笆片将煤壁刹严背实,要求煤壁上下进度一致,梁子垂直并顶实煤壁（质量要求附后）.铺网时网与网在接茬处相互搭接200mm,且每隔100mm用尼龙绳打一死结作单排连接,联网必须在移副梁之前完成（网宽1.2m,网孔径30mm×30mm,网带宽15～16mm）.顶梁上每200mm刹一根规格50×800mm的笆棍。
清煤时要面向机尾,严禁骑溜子清煤;煤帮用笆片相互压茬100mm横放,笆棍每300mm刹一根将煤帮背实;
（6）移副梁放顶及采空区处理:
工作面采通后,由下向上把副梁逐架前移进行放顶。
移付梁时,先在老塘侧打上带帽戗柱,然后把副梁老塘侧支柱卸载,用人工或拔柱器回出靠在煤墙将要移付梁位置处,然后将该付梁中柱卸载.两人配合在其它相邻梁子的掩护下,将该付梁前移并顶实煤壁,迅速升起老塘侧支柱和煤墙支柱,然后回出所打的戗柱,打在下一架所要移的副梁的老塘侧（卸副梁下老塘支柱,原则上一次只回一个,最多不准超过两根,严禁回三根以上老塘侧支柱,主梁每次前移1.0m,付梁放顶步距1.0m,最大控顶距3.4m,最小控顶距2.4m）;
（7）放顶煤：
采用分段、间隔，多轮次由上而下顺序进行，坚持老塘低位放煤，放煤口规格300mm×300mm，间距600mm，每次间隔开口4到5个，放顶煤段保持10~12m的间距。
放煤时，严禁在支架顶部或高位放煤，当有大块煤或矸石堵住放煤口不能正常放煤时，可用钢锤打碎，打不碎时，可废弃此口，在附近另开口放煤.放完煤后对斜梁歪柱应及时调整，并对支柱二次注液以保证工作面支护质量;
说明:
开放煤口时按上图所示每次开1、3、5、7四个口,然后再开间隔的2、4、6口进行多轮次低位放煤,见矸封口。
（8）清煤、回中柱、移溜、打中柱。
放完顶煤后,及时补联放煤口并清理工作面浮煤与老塘侧网下压煤,然后回掉将要移溜子的20m范围内的中柱（回中柱与移溜距离20m）,用液压单体从下到上或从上到下依次移溜。
溜子移过后要随之补打中心柱,严禁从两头向中间移溜,严禁通条帮将中柱摘完进行移溜工作。
移机头时,必须事先将机头缺口处前后所有单体二次注液,保证支柱初撑力达到设计要求,双楔梁下销子齐全,且插入量不小于100mm,机头压力大时要分次移机头到位。
溜子移直后与煤壁保持0.2m距离。
分次移机头时每次不得超过0.5m,且机头处支柱按分次移动距离进行分次整改支护;
（9）工作面斜茬处,前斜茬必须保证每对棚5柱齐全,后斜茬（开帮处）必须保证2m范围工作面控顶距达到最大控顶距,以保证有足够通风断面.（即后斜茬必须有3对棚付梁暂时不前移）;
（10）端头维护、设备检修、煤层注水分别见顶板控制章节、供电系统、通风系统相关章节.
二.顶板控制设计
1.顶板运动参数,见表2-1
2.支护用品的力学性质、技术特征。
本面选用DZ22-30/100外注式单体液压支柱，其额定工作阻力30t,油缸直径100mm,工作液压332kg/cm2,支柱最大高度2240mm,最小高度1440mm,工作行程800mm三用阀位置1983mm,底座面积109cm2,工作液体为2～3%的乳化液。
重量55kg,适应采高1.7～2.1m配合,π一2400mm长钢梁进行支护。
3.参数可行性分析
本工作面与4310工作面同属3#煤层,底板岩性相同,采煤方法、落煤方法、支护方式、采空区处理、放顶煤方式均相同,因而可参考4310工作面矿压观测资料确定本工作面参数。
4.采场控制设计
本工作面通过“支”、“护”、“稳”三个方面对顶底板控制进行设计。
（1）“支”要求支架在其工作过程中能支住顶板所施加的压力。
1）.按工作面4到8倍采高计算
P=（4～8）hr式中h—采高1.8m
r—岩石平均容重2.5t/m3
则PО=（4～8）×1.8×2.5=18～36（t/m2）
2）.最大压力确定：
参照我矿北翼采区基本顶初次来压，最大压力Pt=27.5t/m2,本面取该值。
3）.支柱实际工作阻力确定
P实=PОK1K2式中PО—单体支柱工作阻力,30t/根
K1—实际工作阻力是单体的80～90%,取85%K2—修正系数,取0.7
则P实=30×85%×0.7=17.85（t/根）
4）.工作面合理支护密度
N=Pt/P实=27.5/17.85=1.54（根/m2）
则合理柱距=5／1.54×3.4=0.95（m）
5）本面所选柱距0.6m,排距1.0m,对棚5柱支护,工作面支护密度N1=5/0.6×3.4=2.45根/m2
则支护强度P1=N1P实=2.45×17.85=43.72t/m2
表2—Ⅰ顶板运动参数
序号
项目
单位
同煤层实测
本面选取或设计
备注
1
顶底
板
条件
直接顶厚度
m
0.8～2.0
基本顶厚度
m
直接底厚度
m
〉0.8
1.5
2
直接顶初次垮落步距
m
8
无
3
初
次
来
压
来压步距
m
6.4
4
最大平均支护强度
KN/㎡
1.43
1.35
最大顶底板移近量
㎜
420
200
来压强度
4
周
期
来压步距
m
4—5
最大平均支护强度
KN/㎡
130
130
来
最大顶底板移近量
㎜
200
200
压
来压强度
5
平
时
最大平均支护强度
KN/㎡
120
120
最大顶底板平均移近量
㎜
100
100
6
直接顶悬顶情况
（2×5）㎡
无
7
底板允许比压
MPa
3.86
3.86
8
巷道超前影响范围
m
30
30
9
支柱额定工作阻力
T
30
20
10
柱距
m
0.75
0.6
11
最大控顶距
m
3.4
3.4
12
最小控顶距
m
2.4
2.4
13
排距
m
1.0
1.0
14
放顶步距
m
1.0
1.0
15
支护密度
根/㎡
3.1
2.45
16
支护强度
T/㎡
85.2
17
切顶方式
无密集
无密集
6）.按煤炭部颁发顶板分类试行方案计算。
P2=1.3×25=32.5t/m2
通过以上比较可见：
P1>Pt，P1>P,P1>P2,N1>N
同时考虑到工作面回采时其它因素影响及同煤层实际回采时的情况，故本面选取柱距0.6m,排距1.0m完全满足支护要求。
（2）“护”：
包扩护顶、护底、挡矸、刹帮四个方面。
1）护顶：
护顶要求所选取柱距能保证不能因尼龙网、芭棍、芭片强度不足而引起局部冒顶，尼龙网、芭棍、芭片的强度能托住两棚间松散煤体的重量。
在梁子上方，尼龙网下刹背直径不小于50mm、长0.8m的芭棍，笆棍200mm一道，使顶板不吊包、漏顶。
2）护底:
工作面保证支护质量的重要条件是支柱不钻底,要求支柱对底的压强不小于底板比压,否则要穿鞋.我矿底板比压3.86MPa反算柱鞋面积:
S=10P实/Kc
式中P实—支柱实际工作阻力（17.85T/根）
KC—底板比压（3.86Mpa）
则S=10×17.85×9.8/3.86
=453.18（cm2）
本面沿底板回采，工作面见底且底板较硬时支柱不穿鞋，在有底煤或软矸处支柱必须穿鞋,柱鞋规格：
450mm×200mm×100mm的木柱鞋或250mm×250mm的铁柱鞋满足护底要求。
3）挡矸:
老塘回顶及放完顶煤后要及时对撕网、脱网放煤口等用尼龙绳补联、封堵,防止窜矸。
4）刹帮:
用芭片、芭棍将煤帮刹严背实,严禁出现空帮、片帮现象,要求芭片相互压茬100mm,自顶至底横放,且每300mm刹一道芭棍.
（3）“稳”:
要求支架具有抵抗来自层面方向的推力的能力,一旦顶板沿层面方向运动,支架能抵挡住,不至于被推倒.为防止复合顶板推垮型冒顶事故,必须提高支柱初撑力.
1）.单体初撑力计算:
按复合顶板受力状态,为防止游离煤、岩体下滑所需初撑力。
PО=Khγ（cosα+1/fsinα）/n1
式中：
k—安全系数1.3～1.5,取1.4
h—软岩层平均厚度.
（h=h全煤厚-h采高+h直接顶=3.9m-1.8m+2m
=4.1m
n1—实际支护密度（2.45根/m2）
f—滑动摩擦系数（0.3）
γ1—煤岩层平均容重13.2KN/m2
α—煤层平均倾角2.5o
K1—安全系数1.1
γ2—岩石密度25KN/m3
αmax—煤层最大倾角8o
Lx—最小控顶距2.4m
P0=1.4×4.1×13.2×（cos2.5+1/0.3×sin2.5）/2.45
=75.768×1.14/2.45
=35.39（KN）
按工作面支柱支护空间煤岩自重计算所需初撑力
G1=（h1.γ1+h2.γ2）cosmax
=（3.9×13.2+2×25）×cos8
=100.46KN/m2
采空区上方悬顶重（按1m2悬顶计算）
G2=h直.γ2cosα
=2×25×cos8
=49.5KN/m2
综合煤岩重:
G=G1+G2/Lx
=100.46+49.5/2.4=121KN/m2
支柱所需初撑力:
P0=K1.G/n1
=1.1×121/2.45
=54.33KN
综上所述并依据《安规》中有关要求工作面初撑力不应小于90KN
2）.支柱的迎山角按现场顶底板煤层倾角的实际情况,每7o迎1o.在实际操作过程中,以垂直顶底板法线为基准,将支柱柱头上迎.（根据该工作面采高2m,煤层倾角1o-8o按实际坡度每7o迎1o计算,支柱时应向倾斜上方上移0—35mm）移柱时必须向工作面和梁面的两个上坡方向同时移,支柱升紧后,柱爪必须与梁面卡紧,顶盖与梁面接触严实。
根据《安规》第54条及上述分析知,本工作面所选支护形式及柱、排距可以满足顶板控制过程中支、护、稳要求。
5.端头支护
（1）采面机头缺口采用DZ22—30/100单体支柱配合HDJS—1200型金属双楔顶梁进行支护。
（2）缺口尺寸及支护形式。
工作面机头缺口宽度2.8m,超前煤壁3～5m,高度2m,平行运顺布置8道双锲顶梁,顺槽木棚梁下布置3道,距付帮0.3m处一道,木梁中间距顺槽溜边布置一道双锲顶梁,双锲梁间距0.4m,采用正悬臂齐梁直线柱布置,切顶线滞后工作面切顶线两排,并在最后一排顶梁下打齐戗柱,顺槽木梁端头与双楔梁间距不大于30mm,双楔梁与兀型梁间距400mm。
机头缺口处靠近工作面输送机煤帮侧双楔顶梁下打一排双排柱,老塘侧打一排双排柱.形成一梁两柱支护,并在所有支柱下垫底梁（规格为1000mm×200mm×100mm）和柱鞋保证机头高度1.8～2m。
工作面机尾不做缺口,平行顺槽布置3道铰接顶梁,在距付帮0.3m处及木梁中间各挂一道。
切顶线滞后工作面切顶线一排支柱,并在所有切顶排顶梁下打齐戗柱（采用正悬臂齐梁直线柱）.，支柱打在距铰接梁铰接部0.3m处。
（1）上下安全出口的规格尺寸
a上下安全出口的宽度0.7m,高不低于1.6m
b机头缺口处靠近顺槽输送机第二道双楔梁下支柱支设位置适当后错与其它支柱形成宽不小于0.7m的人行通道。
6.超前支护
（1）上下两巷超前支护距离
上下两巷超前支护距离均为20m;打超前点柱时点柱应打在顺槽U型支架拱梁正下方,点柱与钢梁间打上木楔,支柱必须进行连锁。
（2）超前支护的材料及支护形式
工作面在进、回顺超前煤壁3～5m换棚（进风为缺口煤壁向前5m）。
.进顺超前使用Φ20cm×3.0m圆木，回顺超前使用Φ18cm×2.4m圆木,架设一梁三柱的木梁铁腿棚替换U型支架,替换后的木梁铁腿棚在两顺距顺槽正付帮各0.3m处和木梁中间各架一道HDJS—1200型金属铰接梁抬住木梁，棚距0.6m，高度不低于1.8m，人行道宽度不小于0.7m。
（3）顺槽支架的替换顺序和方法
A．替棚之前必须超前被回支架2m套一梁三柱的木梁铁腿棚,然后在超前单体支撑U型棚梁的前提下用套管或扳手卸掉卡栏螺丝（卸卡缆时严禁人员正对卡缆螺丝）,人工回出支架腿,然后缓慢卸载单体取掉棚梁.取棚梁时,作业人员不得少于3人,人员扶住棚梁,且应站在棚梁斜上方安全支护下。
B．替棚劈帮过程中必须以手镐落煤为主，严禁放炮。
劈帮时，必须保证梁上笆片，笆棍护顶严密。
C．顺槽替棚时，人员使用导链或拔柱器回出U型棚腿，导链或拔柱器挂在支护可靠，支撑有力的支架棚梁上。
7.工作面支护平、剖面图见图II-2,II-3.
8.工作面支护用品的用量,消耗量,备用品的规格,数量及管理。
（1）支护用品的用量,消耗备用表,见表II-1.
（2）每班设一专人管理柱梁物料,物料码放整齐,不得影响通风行人,并悬挂标志牌,存放于回风口以外50m处.单体入井前必须按规定试压合格后方可入井。
（3）待回收的柱梁、机电设备等分类码放在进风平台适当位置,且不得影响通风、运输及行人。
三．临时支护
1、临时支护采用单体支撑1.2m半圆木或1.2m长π型梁进行（半圆木用一根φ1.6cm×2.4m圆木加工四块而成）。
2、在顶板破碎或煤质松软时,必须以手镐落煤为主,人员站在有可靠支护的安全地点挖梁窝移梁,梁子一次移不到位时,可用1.2m长半圆木打带帽点柱作为临时支护与所移梁子交替支护用品消耗、备用表2-1
名称
规格
回收率
循环
用量
消耗率
复用率
备用
单体
支柱
DZ22-30/100
DZ28-30/100
100%
1253
0
100%
100
30
π型梁
π—2400
100%
433
0
100%
50
坑木
Ф18cm×2.4m
60%
0.4199m2
60%
40%
2m3
柱鞋
450×200×100mm
100%
0
100%
100
芭棍
φ50mm×800mm
顶50%
帮70%
507
85%
50%
70%
2000
芭片
1.0m×0.5m
50%
180
80%
50%
1000
尼龙网
1.2m×8m
1.2m×6m
0
158
100%
0
500
铰接顶梁
HDJA—1000
100%
23
0
100%
双楔顶梁
HDJS—1200
100%
72
0
100%
前移,一次前移距离不大于0.5m,在移够三根主梁后,方可清煤打贴帮柱,刹好帮顶后再逐架移梁,此时每移一架主梁及时打上贴帮柱;在煤壁开通前,严禁回老塘侧副梁下支柱.若窜完付梁煤壁开通后,煤帮发生片帮,每对梁必须有一根移入片帮处顶实煤壁进行超前维护,或用1.2m半圆木打带帽点柱进行超前维护控制顶板,片帮处用圆木、板皮、芭片等接顶并刹严背实。
3、撤除临时支护只有在该处主副梁全部移完,顶板稳定,两方退路畅通时,才能用卸载手把将半圆木下的单体支柱按先支后回的原则逐架卸载,回出半圆木,当该临时支护在该区段起关键作用时,严禁回撤该临时支护。
4、临时支护平、剖面图2-4
第三章工作面生产系统
一.工作面设备
1、工作面设备布置图
2、工作面设备规格、数量、技术特征
1）.SGW—150运输机（工作面）
铺设长度:
130m输送能力250t/h
电机功率:
2×75kw
中部槽规格1500mm×630mm×190mm
2）SGW—80T运输机
铺设长度：
80m输送能力150t/h
电机功率：
2×40kw
中部槽规格：
1500mm×630mm×190mm
3）SPJ—800皮带输送机（三部）
运输长度：
260m+400m+180m输送能力：
400t/h
带速：
2m/s传动滚筒直径:
500mm
带宽:
800mm电机功率:
2×30kw
联轴节:
YL—400输送带类型:
尼龙橡胶
5）DZ22—30/100型单体液压支柱
最大高度:
2240mm最小高度:
1440mm
工作行程:
800mm额定工作阻力:
294KN
初撑力:
90KN油缸直径:
100mm
6）XRB50/125泵站
型号XRB50/125额定工作阻力:
12.5mpa
额定流量:
50L/min电机功率:
75kw
配套泵箱:
XRXTA
3.工作面设备的维护保养
1）机电设备的检查、检修、维护、保养必须由专职人员进行。
专职人员在使用前对设备各部件进行详细检查,发现问题及时处理,电气设备严禁带电检修搬迁。
2）各类设备在使用过程中,如发现异常现象,必须停止运转,待查明原因,排除故障后再使用。
3）液压联轴节指定专人维护,按规定注油,在易熔合金塞熔化后,要立即更换,不得用其它物品代替。
4）各类电缆妥善保护,司机和机电检修工,每班应对其外皮损伤情况进行检查,发现问题及时处理。
5）各种电气设备和保护接地装置及局部接地装置都应与主
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