2209外回采规程.docx
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2209外回采规程
邯郸市峰合矿业有限公司
回采工作面作业规程
地区名称：
2209（外）回采工作面
采区区长：
编制人：
编制日期：
2017年8月13日
审批：
总工程师：
2017年月日
采掘副总：
2017年月日
技术部：
2017年月日
水文：
2017年月日
地质：
2017年月日
调度室：
2017年月日
安监科：
2017年月日
机运区：
2017年月日
通风区：
2017年月日
工资科：
2017年月日
材料科：
2017年月日
采煤区长：
2017年月日
技术员：
2017年月日
会审意见：
目录
第一章概况…………………………………………………………………………1
第一节工作面位置及上下关系…………………………………………………1
第二节煤层……………………………………………………………………1
第三节煤层顶底板………………………………………………………………2
第四节地质构造…………………………………………………………………2
第五节水文地质…………………………………………………………………2
第六节影响回采的其他因素……………………………………………………3
第七节储量及服务年限…………………………………………………………3
第二章采煤方法………………………………………………………………………5
第一节巷道布置…………………………………………………………………5
第二节采煤工艺…………………………………………………………………5
第三节设备配备…………………………………………………………………9
第三章顶板控制………………………………………………………………………10
第一节支护设计…………………………………………………………………10
第二节工作面顶板控制…………………………………………………………14
第三节运输巷、运料巷及端头顶板支护………………………………………16
第四节矿压观测…………………………………………………………………19
第四章生产系统………………………………………………………………………22
第一节运输……………………………………………………………………22
第二节“一通三防与安全监控”………………………………………………22
第三节综合防尘系统……………………………………………………………27
第四节防灭火系统………………………………………………………………28
第五节排水……………………………………………………………………28
第六节供电……………………………………………………………………29
第七节照明……………………………………………………………………32
第八节监测监控系统……………………………………………………………33
第九节供水施救系统……………………………………………………………33
第十节压风自救系统……………………………………………………………34
第十一节井下人员位置监测系统………………………………………………35
第十二节通信联络系统…………………………………………………………36
第十三节紧急避险系统…………………………………………………………36
第五章劳动组织和主要技术经济指标………………………………………………38
第一节劳动组织…………………………………………………………………38
第二节作业循环…………………………………………………………………39
第三节技术经济指标……………………………………………………………40
第六章煤质管理………………………………………………………………………41
第七章安全技术措施…………………………………………………………………42
第一节一般规定及灾害分析……………………………………………………42
第二节顶板……………………………………………………………………44
第三节防治水……………………………………………………………………52
第四节爆破……………………………………………………………………53
第五节一通三防与安全监控……………………………………………………56
第六节运输……………………………………………………………………59
第七节机电……………………………………………………………………65
第八节其它……………………………………………………………………68
第八章灾害应急措施与避灾路线……………………………………………………72
附图：
附图1：
2209（外）工作面煤层综合柱状图
附图2：
2209（外）工作面煤层底板等高线图
附图3：
2209（外）工作面巷道布置平面图
附图4：
2209（外）工作面巷道支护断面图
附图5：
2209（外）工作面设备布置平面图
附图6：
2209（外）工作面支架示意图
附图7：
2209（外）工作面运输系统图
附图8：
2209（外）工作面通风系统图
附图9：
2209（外）工作面供电系统图
附图10：
2209（外）工作面监测监控系统图
附图11：
2209（外）工作面供水、压风系统图
附图12：
2209（外）工作面人员位置监测系统图
附图13：
2209（外）工作面通信系统图
附图14：
2209（外）工作面避灾路线图
本作业规程编制依据：
1、邯郸市峰合矿业有限公司《2209（外）工作面设计说明书》
2、邯郸市峰合矿业有限公司《2209（外）工作面回采地质说明书》
3、《煤矿安全规程》和上级部门有关管理规定
4、冀中能源峰峰集团《采煤各工种操作规程》
5、邯郸市峰合矿业有限公司《采煤各工种安全生产责任制》
第一章概况
第一节工作面位置及井上下关系
表1-1-1工作面位置及井上下关系表
煤层名称
2#（大煤）
采区名称
二采区
地面标高/m
+210m～+260m
井下标高
－43m～－13m
地面相对位置
矿井工业广场东部丘陵地带或农田，无建筑、水库、河流
回采对地面设施的影响
无
井下位置及与四邻关系
本工作面位于峰合公司井下二采区回风上山南翼，其范围东至F6－3断层（H=10m），西至＋9m大巷保护煤柱线，南至－43m标高以上，北至2207工作面采空区。
走向长度/m
240
倾向长度/m
75
第二节煤层
表1-2-1煤层情况表
煤层平均
厚度/m
2.0
煤层结构
简单
煤层倾角
（°）
7º～18º
16°
可采指数
1.0
煤种
肥煤
稳定程度
稳定
煤层情况描述
根据本工作面附近钻孔资料，原煤层厚度为3.1m左右，结构简单，煤质优良，走向SE125°～146°，倾向SW，倾角7°～18°，平均16°。
根据现有本区巷道实际揭露，由于小煤窑已进行过开采活动，预计本工作面煤厚平均2.0m。
第三节煤层顶底板
表1-3-1煤层顶底板情况表
顶、底板名称
岩石名称
厚度/m
特征
基本顶
中砂岩
33.28
灰白色石英为主，底部有层理及煤线
直接顶
碳质页岩
2.98
深灰色，含植物化石和黄铁矿
直接底
粉砂岩
5.58
深灰色，含植物化石和黄铁矿。
基本底
中砂岩
12.18
浅灰色，有层理组织均匀。
第四节地质构造
根据掘进巷道揭露的资料，观台向斜是本工作面的主要地质构造，其向斜轴在工作面外段穿过，工作面内无断层构造，仅东部界外F6-3断层（H=10m），对生产无大的影响。
断层情况如下：
表1-4-1断层情况表
断层
名称
走向
倾向
倾角/（°）
性质
落差/m
对回采的影响
F6-3
NE
NW
56
正断层
10
在工作面外，对开采无影响
第五节水文地质
一、含水层分析及其他水源分析
该工作面为复采工作面，其煤层中有不同年代使用不同工艺开采过的采空区，该采空区积水已被疏放。
预计生产过程中可能有残余老空区积水。
预计最大涌水量2.0m³/min，正常涌水量0.5m³/min。
为保证工作面顺利开采，生产时要准备好与最大涌水量相应的排水设备和管路。
二、涌水量
1、最大涌水量：
2.0m³/min
2、正常涌水量：
0.5m³/min
第六节影响回采的其他因素
表1-6-1影响回采的其他地质情况表
瓦斯
绝对涌出量0.65m³/min
CO2
绝对涌出量1.23m³/min
煤尘爆炸指数
17.27%
煤的自然倾向性
为Ⅲ类不易自燃煤层
地温危害
本煤田煤层埋藏较浅，地温正常
冲击地压
无冲击地压
地质部门的建议：
1．本工作面受观台向斜地质构造的影响，在向斜轴附近为应力集中区，顶底板压力较大，可能还会有一些小的断层构造，导致顶板破碎，在回采过程中，加强顶板管理。
2、本面已经小煤窑采过，顶板破碎，在回采过程中，加强顶板管理。
3、若发现煤壁有透水征兆时，立即停止所有作业，撤出人员，并报告调度室。
4、回采过程中，若遇到未塌实的老巷，严禁人员进入，严禁放炮，并报告调度室。
第七节储量及服务年限
一、工作面储量
煤层走向长约240m，倾向长约75m，水平面积18000m²，平均煤厚2.0m，平均倾角16°，容重1.4，回采率95%。
1、工业储量Q工＝18000÷cos16°×2.0×1.4=5.28万吨
2、可采储量Q可＝5.28×95%=5.0万吨
二、工作面服务年限
工作面服务年限=工作面可采储量/设计月产量
=5.0/1.0=5个月
附图1：
2209（外）工作面煤层综合柱状图。
附图2：
2209（外）工作面煤层底板等高线图
第二章采煤方法
根据我矿煤层赋存和地质条件，选用走向长壁后退式采煤法。
单体液压支柱配合∏型钢梁支护顶板，人工爆破落煤。
工作面顶板管理采用全部垮落法管理顶板。
第一节巷道布置
一、工作面运输巷
运输巷沿2号煤层走向摸底板掘进，采用25U型钢支护，断面为拱型，净断面积6.2㎡，下净宽2.8m，中净高2.4m，U钢梁腿搭接长度400mm，棚距0.8m；顶、帮均铺塑料网、背木裱背严实，背木间距0.3m，连网绳距0.2m。
主要用于进风、行人、安装刮板输送机运输煤炭。
二、工作面运料巷
运料巷沿2号煤层走向摸底板掘进，采用25U型钢支护，断面为拱型，净断面积6.2㎡，下净宽2.8m，中净高2.4m，U钢梁腿搭接长度400mm，棚距0.8m；顶、帮均铺塑料网、背木裱背严实，背木间距0.3m，连网绳距0.2m,。
主要用于回风、行人、运送物料。
三、工作面切眼
切眼沿2号煤层倾向摸底板掘进，采用25U型钢支护，断面为拱型，净断面积6.2㎡，下净宽2.8m，中净高2.4m，U钢梁腿搭接长度400mm，棚距0.8m；顶、帮均铺塑料网、背木裱背严实，背木间距0.3m，连网绳距0.2m,。
附图3:
2209（外）工作面巷道布置平面图
附图4:
2209（外）工作面巷道支护断面图
第二节采煤工艺
一、采煤工艺
1、工作面采用炮采工艺。
工艺流程：
落煤→移主梁→装煤→运煤→移辅梁（放顶）→移输送机。
2、工序说明：
落煤：
采用爆破为主，手镐为辅的方法落煤。
爆破落煤分打眼、装药、放炮三个步骤进行:
手持式风煤钻（KZQ-50/1.7-S）钻眼，三级煤矿许用乳化炸药爆破，串联方式连线，毫秒延期电雷管引爆。
移主梁：
该工作面采用DW22-300/100单体液压支柱配合HDSB-2400π型钢梁对棚支护，一梁三柱，两梁六柱，每对梁的下侧梁为主梁，上侧梁为辅梁。
移主梁程序为：
掏梁窝→铺顶网→降后柱→降前柱→降中柱→移梁→褙料→升中柱→升后柱→升前柱。
移主梁以各号为单元，自上而下进行。
装煤：
放炮自行落煤和人工装煤相结合，将煤装入刮板输送机内。
运煤：
工作面铺设SGW620-40T型刮板运输机，溜子道铺设SGW-40T刮板运输机，接力连续运输煤炭。
移辅梁（放顶）：
辅梁即对棚上侧梁，以各号为单元，自下而上移辅梁，严禁在同一个号内同时移两根梁。
在移梁的同时，后方顶板落下，即放顶。
移辅梁程序为：
降后柱→移后柱到煤壁→降前柱（原）→降中柱（原）→移梁→升中柱→升后柱→打前柱。
移输送机：
煤壁人行道内浮煤清理干净，去掉中柱，使用顶溜器或单体液压支柱，将输送机顶至煤帮，移溜子曲线段长度不小于15m，每次移溜子完毕后立即打齐中柱，随移随支护，保证支护完好。
3.严禁单体支柱放顶煤开采。
二、工作面正规循环生产能力
W=LShγc（2-1）
=75×1×2×1.4×0.95=200吨
式中：
L—工作面平均长度，75m；
S—工作面每个循环推进距离；
h—工作面采高；
γ—大煤容重，1.4t/m³；
c—回采率，95%。
三、爆破说明书
1、炮眼布置方式：
采用三排五花眼布置。
炮眼规格：
眼深1.2m，眼距：
顶、底眼0.65～0.7m，腰眼1.3～1.4m，顶眼距顶0.5m，平行顶板，底眼距底0.3m，下俯5°～10°，炮眼与煤壁夹角65°～70°，朝向运料巷方向。
表2-2-1炸药消耗基础表（每循环消耗）
项目
名
称
工作面
炮眼数
（个）
每眼装药量
（kg）
每循环消耗总量
炸药消
耗定额
（kg/kt）
雷管消
耗定额
（个/kt）
炸药
（kg）
雷管
（个）
顶眼
116
0.15
17.4
116
腰眼
58
0.3
17.4
58
底眼
116
0.3
34.8
116
合计
290
69.6
290
348
1450
注：
消耗定额：
循环消耗量÷循环产量×1000计算，循环产量为200t
2、爆破方式及要求
（1）爆破器材：
①发爆器：
采用矿用FD200防爆型网络测试数显发爆器。
②爆破母线：
铜芯绝缘软母线。
③炸药：
三级煤矿许用乳化炸药。
④雷管：
煤矿毫秒延期电雷管，最后一段的延期时间不得超过130毫秒。
（2）装药方式：
炮眼采用正向装药结构。
装药后各雷管脚线必须扭结成短路，塞到炮眼口里。
（3）连线方式：
采用串联方式。
（4）炮眼封泥：
必须使用水炮泥，水袋应冲满水，水袋头拧紧，保证硬直，将水袋头压于水袋下；炮泥封泥长度不少于500mm。
（5）爆破要求：
工作面采用一次打眼，分组装药，但一组装药必须一次起爆。
每组间隔距离不少于2m。
每组装药放炮长度根据顶板和煤层条件而定，但最多不超过5m。
采用毫秒雷管爆破，最后一段的延期时间不得超过130毫秒。
每组装药要按照先腰眼、后顶眼、最后底眼的顺序起爆。
拉炮要按照从工作面机头往机尾的方向进行。
一次拉炮最大装药量不得大于12Kg。
第三节设备配备
工作面铺设一台SGW-40T刮板输送机，运输巷铺设三台SGW-40T刮板输送机，运料巷安装二台JD-11.4调度绞车，+9大巷泵站硐室安装二台BRW-125/31.5，运输巷水仓安装二台BQS80－80－37/N排水泵等，满足工作面生产需要。
表2-3-1工作面主要设备一览表
设备名称
型号
单机容量（KW）
台数
总工作容量（KW）
刮板输送机
SGW-40T
40
1
40
刮板输送机
SGW-40T
40
3
120
乳化液泵站
BRW-125/31.5
75
2
75（1台备用）
调度绞车
JD-11.4
11.4
2
22.8
排水泵
BQS80－80－37/N
37
2
37
合计
331.8
附图5:
2209（外）工作面设备布置图
第三章顶板控制
第一节支护设计
一、单体支柱工作面的支护设计
采用类比法进行设计
参考本矿同煤层矿压观测资料，填制本工作面矿压参数表。
表3-1-1同煤层矿压观测或预计本工作面矿压参数表
序号
项目
单位
本面选取或预计
1
顶底板条件
基本顶厚度
m
33.28
直接顶厚度
m
2.98
直接底厚度
m
5.58
2
初次
来压
来压步距
m
22-26
最大平均支护强度
KN/m2
377
最大平均顶底板移近量
mm
140
来压显现程度
不明显
3
周期
来压
来压步距
m
13-17
最大平均支护强度
KN/m2
377
最大平均顶底板移近量
mm
120
来压显现程度
不明显
4
平时
最大平均支护强度
KN/m2
229
最大平均顶底板移近量
mm
100
5
直接顶悬顶情况
m
<0.3
6
直接顶类型
类
Ⅱ
7
基本顶级别
级
Ⅱ
8
巷道超前影响范围
m
20
二、支护规格选择
1、根据煤层赋存情况，工作面采高定为2.0m。
因此选用DW22-300/100型单体液压支柱，该支柱最大高度2240mm，最小高度1440mm，为此工作面采高不得超过下列数值：
M大＜H大＋S-A＝2240+96-50=2286mm
M小＞H小＋L＋A＋S-B＝1440+215+50+96-100=1701mm
式中：
M大、M小分别为工作面最大、最小采高。
S—顶梁厚度，取96mm；
L—工作面平均下沉量，取215mm；
A—支柱必须的卸载高度，取50mm；
B—支柱最大钻底量，取100mm。
2、补充支柱规格
为了适应工作面特殊构造处及两巷超前支护的需要，应备一定数量的DW25、DW28型单体液压支柱。
三、支护强度
1、采用经验公式计算
Pt=9.81hγk
Pt=9.81×2×2.4×8=377（KN/m²）
式中：
Pt—工作面合理的支护强度，KN/m2；
h—采高，取2m；
γ—顶板岩石重力密度，取2.4t/m3；
k—工作面支柱应该支护的上覆岩层厚度与采高之比，取8。
2、单体液压支柱在工作面的实际支承能力
Rt=kgkzkbkhkaR
Rt=0.99×0.95×0.9×0.95×0.95×300=229KN/根
式中：
Rt—支柱实际支承能力，KN/根；
kg—工作系数；kz—增阻系数；
kb—不均匀系数；kh—采高系数；
ka—倾角系数；R—支柱额定工作阻力，KN
3、支护密度
n＝Pt/Rt＝377/229＝1.65（根/m2）
四、柱距计算
1、柱距计算
r＝N/（lmax×n）＝4/（3.4×1.65）＝0.71（m）
式中：
r—计算柱距，m；
N—最大控顶距支柱排数，取4；
lmax—最大控顶距，取3.4m；
n—支护密度，取1.65根/m2。
2、柱距确定
根据我矿采大煤经验，确定对棚柱距（中～中）0.65m，则实际平均柱距0.325m，实际支护密度为：
（1）支柱全承载时（准备放顶到下循环放炮前，支柱3排全承载）
n′＝N/（r×lmax）＝3/（0.325×2.4）＝3.8（根/m2）＞理论密度
＝1.65根/m2
（2）移溜时（支柱为2排，控顶距为2.4m）
n′＝N/（r×lmax）＝2/（0.325×2.4）
＝2.6（根/m2）＞理论密度＝1.65根/m2
（3）移主梁时（支柱为3排，控顶距为3.4m，每号按6～7对梁，支柱最低承载率为78%）
n′＝0.78N/（r×lmax）＝0.78×3/（0.325×3.4）
＝2.1（根/m2）＞理论密度＝1.65根/m2
由以上计算知，确定棚距（中～中）0.65m的对棚支护能满足控顶要求。
五、底板管理
本面直接底板为平均厚度5.58m的粉砂岩，单向抗压强度为30MPa，依此为近似底板比压计算底板允许比压为：
q允＝0.75×q＝0.75×30＝22.5（MPa）
式中：
0.75—安全系数；
q—煤层底板比压，取30MPa；
q允—允许底板比压，MPa。
DW22型支柱对底板产生的比压为：
qB＝RB/S＝300×1000/7850＝38.2（MPa）
式中：
qB—支柱产生的对底板的比压；MPa；
RB—支柱额定工作阻力；300KN；
S—支柱底座面积，S＝π（100/2）×2＝7850mm2。
因38.2Mpa＞22.5Mpa，故工作面支柱可能存在钻底现象，圆形铁鞋选择如下：
S′＝RB/q允＝300×1000/22.5＝13334（mm2）
式中：
S′—圆形铁鞋最小面积，mm2；
RB—支柱额定工作阻力；300KN；
q允—允许底板比压，取22.5MPa
故选用面积不小于13334mm2、直径不小于132mm的圆形铁鞋。
六、乳化液泵站
1、选用乳化液泵型号为BRW-125/31.5两台，泵箱型号为RX-1000一台。
2、乳化液泵站位置及管路：
乳化液泵站安装在＋9大巷与副斜井交汇处的泵站硐室内，供液管路为直径25mm的铁管。
其管路由泵站→2211运料下山→2211运料巷→2209（外）工作面运输巷→2209（外）工作面。
3、乳化液泵使用规定：
（1）乳化液泵站司机必须经过培训，考试合格后持证上岗。
（2）泵站必须安放平稳，固定牢靠，停放在顶板完好无片帮、无淋水处。
（3）无论开停泵都要发出信号。
（4）乳化液泵压不低于18MPa，乳化液浓度达到2%～3%，有自动配比和现场检测手段。
（5）乳化液泵油箱必须有过滤网，正常情况下油箱盖必须盖好。
（6）开泵前检查泵站和液压系统各部件，达不到完好标准不准开泵。
（7）液压管路无跑冒滴漏现象，密封圈和油管损坏后及时更换。
（8）泵压由维修工调定，其他人员不得调整。
（9）乳化液泵一台工作，一台备用。
若有损坏及时修复。
第二节工作面顶板控制
一、正常工作时期顶板支护方式
工作面采用DW22-300/100型单体液压支柱配合HDSB—2400型π钢长梁对棚支护，齐梁齐柱，一梁三柱，二梁六柱，随工作面推进而前移；裱褙顶板使用φ100×900mm规格的板皮和铺设3.0×1.2m规格的抗静电、阻燃塑料网，网片临边搭接100mm，用专用连网绳扣扣相连，板皮间距不大于0.3m。
支柱排距1.0m，相邻对棚棚距（中～中）0.65m，每对棚两梁间距100mm，支柱间排距误差不超过100mm。
工作面支护采用3～4排管理顶板。
最大控顶距3.4m，最小控顶距2.4m，放顶步距1.0m。
端面距不得大于200mm。
所有支柱柱头必须拴牢防倒绳，初撑力不小于90KN。
二、正常工作时期的特殊支护形式
如果工作面顶板破碎，须在煤壁先掏梁窝，主梁及时窜至梁窝。
如煤壁片帮，可分次窜梁，打好临时支柱后再清煤。
采空区冒落不好或顶板来压时，及时在切顶排打设戗棚、戗棚和木垛支护。
戗棚使用直径不小于180mm的优质破半木梁配合单体液压支柱打设，一梁三柱，支柱与底板夹角保持60～70°，所有支柱柱头必须拴牢防倒绳，初撑力不小于90KN。
三、特殊时期的顶板控制
（一）过断层及顶板破碎时的顶板控制
当工作面过断层或顶板破碎时，必须严格执行敲帮问顶制度，及时超前移梁支护，加强顶板支护，铺设双网加板梁裱褙，棚距、排距符合要求，必要时可适当缩小棚距，及时
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