综采工作面回采作业规程.docx
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综采工作面回采作业规程
第一章简况
第一节工程简况
1135综采工作面为11采区3#煤层一区段采面,该工作面南起11223联络石门,北至11223切眼,上部有11223瓦斯抽放巷,下部无采掘工程.b5E2RGbCAP
一、采面简况
简况
煤层名称
3#
水平名称
+1721m
采区名称
11采区
工作面名称
1135
地面标高
+1920~+2125
工作面标高+1763~+1820
采面
位置
对应地表位置为J92,91勘探线,工作面上方有金竹坪村庄,地表无河流．
采面坐标为：
X：
2842400~2843200
Y：
35452400~35453200
井下位置及四邻采掘情况
该工作面南起11223联络石门,北至11223切眼,上部有11223瓦斯抽放巷,下部无采掘工程.
回采对地面
设施
影响
对应地表有金竹坪村庄保安煤柱,距回风巷垂高132M,地表无河流及其他设施,只有季节性山沟水.
走向长853~846
倾斜长
面积
117159.2
850
140
储量（万吨>
23.21
煤层情况
煤<矿）层总厚（m>
0.8～1.6
煤层结构
煤层倾角<度）
18--23
1.3
复杂结构
22
可采指标
稳定程度
较稳定
煤质情况
M
A
V
Q
FC
S
Y
工业牌号
2.21
28.57
10.29
8525
0.78
SM/PM
采煤方法
走向长壁后退式
顶板管理方法
全部垮落法
作业方式
三·八作业制
有无煤尘爆炸危险性
有
是否为自然发火煤层
是
二、煤层地赋存情况
11223采面煤层倾角为20°~25°,平均22°,煤层厚度0.8~1.6M,煤层厚度变化大<0.8-1.6M）,局部煤层变薄在0.5M左右,地质构造简单,在运输及回风巷共揭露两条正断层,采面可能还有未揭露地小断层,在回采过程中再作调查.p1EanqFDPw
三、煤层顶底板及构造情况
煤层顶底板情况
顶板名称
岩石名称
厚度岩性特征
老顶
细砂岩
3.0-8.0
灰色,与泥质细砂岩互层,水平层理,中厚层状,部分夹煤线.
直接顶
泥质细砂岩
1.8-2.0
泥质细砂岩与细砂岩互层,部分含菱铁质,水平层理,薄层状,易风化.
伪顶
炭质泥岩
0.01-0.05
易垮落,遇水膨胀、松软.
直接底
泥质粉砂岩
0.1-0.5
遇水膨胀、松软.
老底
泥质细砂岩
大于3M
细砂岩与菱铁质细砂岩互层,水平层理,中厚层状.
地质构造情况
该采面煤层倾角20°~25°,平均22°,煤层厚度1.6~0.8M,
该采面煤层厚度变化大<1.6-0.8M）,局部煤层变薄在0.5M左右,地质构造简单,在运输及
回风巷共揭露两条正断层,采面可能还有未揭露地小断层,在回采过程中再作调查,其构造延展
情况详见附图.
构造名称
走向
倾向
倾角
性质
落差
对回采影响程度
正断层
40
正
1.5
对回采有一定地影响
正断层
32
正
0.3
对回采有一定地影响
四、水文地质情况
该采面涌水主要为上覆煤系地层和飞仙关砂岩地孔隙水和裂隙水,补给源为大气降雨,含水性弱,补给途径为风氧化带裂隙水,雨季<5～10月）涌水量大,最大涌水量4.2m3/min,正常涌水量0.8m3/min.DXDiTa9E3d
五、影响回采地其它因素
瓦斯
0.02~3.96
煤尘
煤尘有爆炸危险性
煤地自燃
易自燃煤层
地温
正常地温区
地压
正常地压区
普氏硬度
煤层
夹矸
直接顶
直接底
储量计算
块段号
走向长
倾斜长
斜面积
煤厚
容重
工业储量
回采率
可采储量
<吨）
<%）
<吨）
11223
850
140
117159.2
1.2
1.5
220400
1、由于该采面煤层厚度变化较大,顶板破碎,回采时要加强顶板管理.
2、根据资料分析,在运输巷B9号测点前20M处见一落差为1.5M地正断层,将影晌采面倾斜长约70M,其延展情况详见附图.
3、在回采过程中如出现瓦斯异常、煤壁压力增大、顶板淋水增大等异常现象时,立即停止作业,并向矿调度汇报,待采取措施处理,确认安全可靠后才能恢复作业.
六、瓦斯及煤尘
金佳矿3#煤层煤尘具有爆炸危险性,绝对瓦斯涌出量为104.3m3/min,在回采过程中必须加强通风及防尘管理工作,确保安全生产.RTCrpUDGiT
七、储量及可采期
1、储量
工作面煤炭储量=面积×煤厚×容重
Q工=141×910×1.5×1.6=30.8万t
可采储量=工作面煤炭储量×回采率
Q可=23.205×0.95=22.04万t
2、工作面可采期
工作面可采期=Q可/月产量=20.35/4.085=5个月
第二章综采设备配置及采煤工艺
第一节巷道布置
一、采面设计、采面巷道布置简况
采面走向长度970m,倾向长度162m,可采储量22.04万t,设计生产能力4.085万吨/月,可采期为5个月.5PCzVD7HxA
二、运输巷、回风巷、开切眼布置方式：
运输巷、回风巷沿煤层顶板、走向布置,切眼沿煤层顶板、倾向布置,开切眼贯通形成系统.
三、巷道支护
运输巷、回风巷采用锚网＋锚索支护,在遇断层顶板破碎带采用U型棚支护,切眼采用锚杆＋锚索支护.
第二节设备配置
一、综采配套设备简介及技术参数：
1、采煤机：
1）型号：
MG-250/600-WD
2）电机功率：
600kw
3）电压等级：
1140v
4）截深：
800mm
5）滚筒直径：
1.25m
6）滚筒转速：
60.5r/min
7）牵引速度：
0～6m/min
8）牵引方式：
交流变频电牵引、液压无链
9）最大牵引力：
350KN
10>主机重量：
22T
11）循环进度：
0.8m
12）进刀方式：
机头、机尾割三角煤斜切进刀,其进刀斜长大于30m.<见附图）
2、液压支架：
液压支架：
工作面采用ZY3300/15/33型掩护式液压支架支护顶板.ZY3300/15/33型支架地主要技术参数：
jLBHrnAILg
1）、高度：
1.5～3.3m
2）、宽度：
1.46m
3）、采煤范围：
支架最高-200㎜,支架最底+400㎜
4）、支架中心距：
1.5m
5）、支护强度：
0.35～0.45MP
6）、支护初撑力：
2180KN
7）、支护工作阻力：
2600KN
8）、支架重量：
72KN
9）、支架移架步距：
0.8m
10）、安装支架数：
108台
3、采面刮板输送机：
1）型号：
SGZ-764/2×250
2）电机功率：
2×250KW
3）电压等级：
1140/660V
4）运输能力：
800t/h
5）链速：
1.1m/s
6）安装长度：
140m
7）单链破断力：
≥610KN
8）中部槽规格：
1550×730×330
4、顺槽溜子：
1）型号：
SGW—40T
2）电机功率：
55kw×2
3）电压等级：
660v
4）链速：
1.5m/s
5）运输能力：
180T/h
6）铺设长度：
60m
5、胶带输送机：
1）型号：
SSP-800/2×55
2）电机功率：
2×55KW
3）电压等级：
660V
4）带速：
2.5m/s
5）运输能力：
280t/h
6、乳化泵：
DRB-200/31.5型乳化泵
7、开关：
KBZ-630/1140馈电开关<2台）、BQD7-315/1140真空开关<2台）、QBZ7-80N绞车开关2台.xHAQX74J0X
二、机电设备配备
机电设备配备表：
设备名称
设备型号
台数
安设位置
备注
移动变电站
KBSG-1000/10
1
移动变电站
KBSG-630/10
1
移动变电站
KBSG-500/10
1
真空组合开关
BQD7-315/1140
2
运输巷
真空磁力开关
KBZ-630/1140
2
运输巷
绞车开关
BQD7-80N
2
回风巷及运输巷
信号综保
ZXZ8-2.5
2
回风巷及运输巷
采煤机
MG-250/600
1
工作面
刮板输送机
SGZ-764/2*250
1
工作面
转载运输机
SGW-40T
1
顺槽
皮带机
SSP-800/55
2
运输巷
乳化液泵站
DRB-200/31.5型乳化泵
2
设备列车
液压支架
ZY3300/15/33
108
采面
第三节采煤工艺
一、采煤工艺
斜切进刀Ø割煤Ø移架Ø推溜
1、采煤方法：
1135综采工作面采用单一走向长壁后退式回采.
2、进刀方式：
采煤机端头斜切进刀割三角煤.
3、工艺过程：
采煤机上行割煤到机尾→滞后采煤机后滚筒3～5m拉架→滞后采煤机后滚筒15～20m移溜→采煤机,在上行割三角煤→采煤机下行割到机头→滞后采煤机后滚筒3～5m跟机拉架→滞后采煤机后滚筒15～20m移溜→采煤机割煤到机头→拉机头段支架移机头段刮板输送机→采煤机向下割三角煤→采煤机上行至进刀位置.一次采全高,循环进度0.8m<详见进刀方式图）.LDAYtRyKfE
4、割煤
采煤机双向割煤,往返一次割两刀,沿煤层顶底板回采,顶底板割平,不得出现台阶,煤壁平直、无伞檐.工作面采高1.6～2.5m.采煤机割煤时,若遇到断层应采用先放震动炮地方式进行,放炮时采煤机距离放炮地点不小于10m,严禁采用强行割顶底板矸石.断层地段采煤机必须放慢速度,过断层地一切工作,区、队长必须现场指挥.断层地段采高可适当降低,但最低采高不得低于1.2m.Zzz6ZB2Ltk
5、装煤
利用采煤机螺旋滚筒旋转装煤.
6、运煤
利用SGZ-764/2*250刮板输送机将采落地煤炭运至顺槽,通过SGW-40T溜子转载和SSP-800/55皮带运出.dvzfvkwMI1
7、移架
移架前必须先将采面校直绳放好,严格控制好移架步距.移架随割煤工作地进行滞后采煤机后滚筒,按从下往上或由上往下地顺序进行,割煤后及时将支架拉抵到煤壁支护顶板.端头三架支架地移架顺序为：
先移第三架,再移第一架,最后移第二架.采用邻架操作.移架时,先降柱,后移架,支架要移成直线,遇到煤壁片帮地段,支架要及时拉架支撑顶板.支架移好后必须将支架升紧,支架必须接顶严实.移架步距0.8m,移架时支架下降距顶板100mm～200mm.在过顶板破碎地段或断层时为防止冒顶,支架要采取带压擦顶移架,端面距不超过340mm.rqyn14ZNXI
8、推溜：
在割煤、移架后,滞后采煤机后滚筒15m～20m按从下往上地顺序移溜,不得从机头和机尾同时向中间移,移溜时分二次移到位,每次推移300mm～500mm,不得一次推到位.移机头机尾时必须停机移溜,并且保证将刮板输送机移平、直、稳,推溜不得出现急弯,以防出现断链或溜槽错口；移溜步距为0.8m.EmxvxOtOco
9、清理：
工作面推溜过后,浮煤清扫工必须及时将支架底座前方及支架间地浮煤清理干净后方可拉架.每班班末浮煤清扫工必须将采面地浮煤清理干净,支架间地浮货必须清理干净.SixE2yXPq5
二、工作面正规循环生产能力
W=LShγc
=140×0.8×1.3×1.5×0.95=207.48t
式中：
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；
γ——煤地容重,t/m3；
c——工作面采出率,%
第三章顶板管理
第一节工作面支护选择
一、液压支架选型验算：
1、支架高度与采高地验算
Hmin=Mmin－S－a=1.4－0.4－0.05=0.95＞0.85
式中：
Hmin——采面最小支护高度Mmin——煤层最小回采高度S——分别为前后柱处顶板最大下沉量,取0.4m；
a——支架卸载前移时地可缩余量,取0.05m.
2、液压支架支撑力验算：
液压支架承受顶板载荷计算：
Q=N×S×R
=1.4×7×5.256×3.5
=180.28T/架=1766.74KN/架
式中：
Q-液压支架承受地煤层载荷,KN/架；
N-液压支架接触顶板厚度<按采高地7倍计算）；
R-岩石容重；
S-液压支架支护顶板面积.
液压支架最小支撑力Q0=2180KN
Q0>Q,Hmin>0.85m,采高为1.4m<1.7m
∴经过验算,选择ZY2600/8.5/17型掩护式液压支架支护顶板能够满足要求.
第二节工作面顶板管理
一、工作面支护：
采用ZY3300/15/33掩护式液压支架支护顶板,支护中心距1.5m<偏差不超过±100mm）,循环进度0.8m.6ewMyirQFL
1、支架顶梁与顶板平行支设<俯角＜7°,仰角＜3°,支架间不能有明显错差,必须符合规定,支架不能出现挤架、咬架、倒架.kavU42VRUs
2、支架必须拉成直线,其偏差不超过±50mm；支架端面距最大值≤340mm,并要垂直顶底板,其歪斜度不超过±5°,中心距偏差不超过±100mm.y6v3ALoS89
二、端头支护：
1、在回采期间,上下端头支护使用4.2M长钢梁配合2.0M、2.5M或2.8M单体柱打设迈步托棚梁支护及1.2M铰接顶梁配合2.5M或2.8M单体柱支撑顶板.靠机头机尾排头架打设一组大梁,其余打设铰接顶梁进行支护.每棵大梁下打3棵单体住,保证“一梁三柱”支护,且单体柱必须打在实底上.M2ub6vSTnP
2、在回采期间超高段使用单体柱无法支护时,则打设圆木点柱<直径不小于160mm）配合支撑顶板,
3、端头大梁距离端头第一台支架间距不大于500mm,根据实际采长变化情况适当增加或减少钢梁支护组数,大梁与铰接梁及各排铰接梁之间地间距为700mm,遇顶板压力增大时,可适当减小间距,增加支护密度,同时根据采长变化情况适当增加或减少铰接梁支护排数,能架设两排铰接梁时架设两排,能架设三排时架设三排.铰接梁支护必须铰接好.详见1135工作面布置平剖面示意图.0YujCfmUCw
4、梁地组间距为700mm,组内间距为200mm；机头、机尾第一组大梁与机头、机尾排头架之间间距不大于500mm；如遇顶板破碎,顶帮压力较大时,上下端头迈步抬棚上方要铺设铁丝网,并用刹杆刹背严实,每组大梁间用1.2m铰接顶梁加强支护.托棚长钢梁必须迈步使用,迈步地步距为1600mm,钢梁错距为800mm.eUts8ZQVRd
5、上下尾巷必须将端头切顶排打上密集柱和戗柱以挡设挡墙或矸石,以防煤矸石窜入端头或挡墙倾倒,造成瓦斯超限.密集柱每组大梁之间施工1～2棵,戗柱每棵大梁下施工一棵.当切顶压力过大时,要施工丛柱加强支护端头顶板.sQsAEJkW5T
6、端头工回柱放顶时应按照由下往上、由采空区向工作面地施工顺序进行,严格按照先支后拆地原则施工作业,不许提前摘柱.GMsIasNXkA
7、迈步抬棚每向前迈步,采面向前移架后,应及时对尾巷密集柱或戗柱进行回收,不得丢失.
8、所有使用地单体柱必须迎山有劲,坏柱或卸压柱要及时进行更换,且保证所施工地单体柱在一条直线上.
9、当巷道超高,使用单体柱无法有效支撑顶板时,则靠上帮一排铰接顶梁使用圆木顶柱代替支护顶板.
10、工作面上下出口必须保证畅通,上下出口及往外20M范围内,巷道不能低于1.8M,人行道宽度不得低于0.7M.TIrRGchYzg
三、上、下出口及上下巷地管理
1、工作面上、下出口必须畅通无阻,上、下出口及往外20m范围内高度不得低于1.8m,人行道宽度不小于0.7m.7EqZcWLZNX
2、回采期间上、下巷从采面煤壁往外0～10m范围内用1.2地铰接顶梁配合单体柱按一梁一柱打成双排走向托棚；从采面煤壁往外10～20m范围内用1.2m地铰接顶梁配合单体柱按一梁一柱打成单排走向托棚.单排托棚不低于10m,双排托棚不得低于10m.lzq7IGf02E
3、回采期间遇巷道超高,使用单体柱无法有效支撑顶板时,则靠上帮一排铰接顶梁使用圆木顶柱代替支护顶板.
4、采面上、下巷超前支护段,使用单体柱地地方,每棵单体柱必须用12#铁丝将柱头拴在钢梁上,严防单体柱卸压倒下伤人.zvpgeqJ1hk
5、超前托棚必须成排,柱子必须迎山有劲,不得打在浮煤<矸）上.不吃劲时则在柱子上方加设刹杆或半圆木防滑.NrpoJac3v1
6、上、下巷顶板破碎地段必须用刹杆或半圆木刹严背实.超高处用方木搭成木垛配合2.8m单体柱接顶或直接用长圆木<直径不小于160mm）打顶柱支护,必须保证支护稳固吃劲.1nowfTG4KI
四、尾巷管理
1、上下尾巷,严禁人员直接进入采空区拾物件,掉在采空区地物件只能用长柄工具取出.
2、上下尾巷必须在端头大梁下方及大梁间打上戗柱或密集柱挡矸,以防煤矸石窜入端头.
3、迈步抬棚每向前迈步,采面向前移架后,应及时对尾巷挡矸单体柱进行回收,不得丢失.
4、回采期间,为了避免采空区瓦斯被风流带出导致上隅角瓦斯超限,需要在上隅角码制弧形挡墙将采空区瓦斯控制在支架后方条带以里.所码制地挡墙要与顶底板接触密实,并用黄泥将挡墙上地缝隙封严实.fjnFLDa5Zo
第四章生产系统
第一节通风系统
一、通风方式：
工作面采用“U”形、全风压通风方式.
二、通风系统：
<详见附图）
1、新鲜风：
地面→轨道斜井→1745轨道石门→1745运输石门→1115<外）运输巷→1135运输联络巷→1135<里）运输斜巷→1135<里）运输巷→1135采面.tfnNhnE6e5
2、污风：
1135采面→1135回风巷→1135外上山→1137回风联络巷→1137回风巷→1137回风斜巷→210回风石门→专用回风上山→回风斜井→地面.HbmVN777sL
三、风量计算
1、根据1135综采面掘进期间地炮后瓦斯涌出情况和AQ1018-2006《矿井瓦斯涌出量预测方法》分析计算,得出11223采面回采期间地本煤层及邻近层瓦斯涌出量在104.3m3/min左右.为了更有效地治理好回采期间地瓦斯,计划采取高低负压联合抽放和风排治理瓦斯.V7l4jRB8Hs
2、因此根据以上联合抽放可以解决94.8m3/min,即风排瓦斯量为：
9.5m3/min.根据采面配风标准计算：
11223采面回采期间配风量为1520m3/min,计算如下.83lcPA59W9
A、按瓦斯涌出量计算
Q11223采面=100Ka·q
=100×1.6×9.5
=1520m3/min
式中：
qa—回采工作面瓦斯地绝对涌出量,m3/min；
Ka—回采工作面瓦斯涌出不均衡系数,它是最大涌出量与平均涌出量之比,一般对于综采工作面Ka为1.2～1.6,对于炮采工作面Ka为1.4～2.0,根据本矿综采工作面以往经验,取Ka=1.6.mZkklkzaaP
B、按照采煤工作面同时作业人数计算需要风量
Q11223采面＝4×N
＝4×80
=320m3/min
式中：
Na—回采工作面同时工作地最多人数,人；
4—每人每分钟4m3地供风标准.
C、按照采煤工作面温度选择适宜地风速进行计算
Q11223采面＝60V采×S采
＝60×0.8×8
=384m3/min
式中：
V采—采煤工作面应有良好地气候条件,其进风流气温和风速应符合有关要求,经查表,设回采工作面气温取18°～20°,则工作面风速Va应为0.8～1.0m/s,取值0.8m/s；AVktR43bpw
S采—回采工作面地平均断面积（m2>,为8m2
D、按照风速进行验算风量
采煤工作面最低风速计算：
Q11223采面﹥60×0.25S11223采面
＝60×0.25×8
=120m3/min
采煤工作面最高风速计算：
Q11223采面<60×4S11223采面
＝60×4×8
=1920m3/min
根据以上计算,回采工作面计算最大风量为:
Q11223采面=max（Qa1,Qa2,Qa3,Qa4>=1520m3/min,因此工作面风量为1520m3/min,满足风速验算要求.ORjBnOwcEd
第二节瓦斯抽放系统
根据瓦斯抽放量进行计算,11223采面上下巷各铺设一趟12寸地抽放管进行本煤层抽放,另外在11223回风巷铺设一趟20寸地留管进行回采期间老塘瓦斯抽放,留管采用预埋式三通抽放,回采过程中每隔30m预埋1个三通,每个三通预埋3棵4M长地20寸钢管,同时要求该管吊挂距顶板不大于500mm,从而确保正常抽放.并在11223高抽巷密闭内预埋1趟20寸钢管和14寸钢管进行回采期间地顶板裂隙瓦斯抽放.具体抽放如下：
2MiJTy0dTT
1、高负压抽放：
在掘进期间已经在11223上、下巷及高抽巷各铺设一趟12寸地瓦斯抽放管进行本煤层和邻近层瓦斯抽放工作,根据现场实测11223回风巷主管负压14kpa,混合量42.6m3/min,瓦斯浓度23.0%,计算出纯量9.8m3/min；11223运输巷主管负压13kpa,混合量41.2m3/min,瓦斯浓度10.0%,计算出纯量4.1m3/min；11223高抽巷主管负压16kpa,混合量42.0m3/min,瓦斯浓度25.0%,计算出纯量10.5m3/min.gIiSpiue7A
2、底负压抽放：
回采期间在11223回风巷安设有一趟20寸地低负压抽放留管,配备1台2BE3-670-2BY4抽放泵抽放回采期间老塘瓦斯,根据经验,预计留管负压6kpa,瓦斯浓度17%,混合量182m3/min,纯量30.8m3/min；为了更好地解决瓦斯,回采期间通过在11223高抽巷施工密闭配备一趟20寸和14寸地低负压抽放管联合抽回采后顶板裂隙瓦斯,预计负压10kpa,瓦斯浓度22%,混合量180m3/min,纯量39.6m3/min.uEh0U1Yfmh
3、通风区每天必须派专人对抽放管路进行检查、维护和对所有放水器进行放水,严禁出现停泵放水、停泵处理上隅角留管抽放地现象时,必须执行以下管理措施：
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A、通风区必须按设计要求提前作好采空区留管抽放地预埋工作,严禁出现停泵预留抽放管地事故发生.
B、若留管抽放采空区瓦斯地抽放泵停止运行时,导致采面及其回风巷瓦斯达到0.8%时,必须切断所有非本安型电器设备地电源,并撤出所有人员至进风石门内地新鲜风流中,待抽放正常且瓦斯浓度降到0.8％以下后,方可正常生产.WwghWvVhPE
C、当留管抽放出现异常需处理抽放管时,导致上隅角瓦斯超过1%时,必须将井下所有人员（除处理管路人员和变电所工作人员外>撤到地面,处理完毕且瓦斯浓度降到1.0％以下后,方可正常生产.asfpsfpi4k
第三节监测系统<详见附图）
1、T0瓦斯探头安设在上隅角
瓦斯报警浓度为：
CH4大于等于1%；断电浓度为：
CH4大于等于1%；复电浓度为CH4小于1%
2、T1
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