15070悬移支架回采作业规程.docx
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15070悬移支架回采作业规程
巩义瑶岭煤业
采煤工作面作业规程
工作面名称：
15070采煤工作面作业规程
施工负责人：
李海中
总工程师：
张光耀
主管矿长：
王书欣
批准日期：
2013年月日
执行日期：
2013年月日
部门
意见
签字
日期
生产科
调度室
机电科
安检科
通风队
采煤队
职务
意见
签字
日期
采煤副总工程师
机电副总经理
安全副总经理
生产副总经理
总工程师
目录
第一章概况1
第一节工作面位置及井上下关系1
第二节煤层1
第三节煤层顶底板1
第四节地质构造3
第五节水文地质3
第六节影响回采的其它因素4
第七节储量及服务年限4
第二章采煤方法5
第一节巷道布置5
第二节采煤工艺6
第三节设备配置13
第三章顶板管理13
第一节顶板支护13
第二节工作面顶板管理17
第三节矿压观测19
第四章生产系统19
第一节运输19
第二节一通三防与安全监控21
第三节排水27
第四节供电29
第五节通讯照明31
第六节六大系统31
第五章劳动组织和主要经济技术指标35
第一节劳动组织35
第二节主要经济技术指标36
第六章安全技术措施37
第一节现场管理制度37
第二节安全技术措施38
第三节煤质管理及提高煤炭回收率安全技术措施53
第七章文明生产55
第八章 灾害预防及避灾路线55
第一章概况
第一节工作面位置及井上下关系
工作面位置及井上下关系表（表一）
水平名称
+30水平
采区名称
15采区
地面标高
+412.8—+483.04
井下标高
-98—-62
地面的相对位置
巷道相对地面在五岭山北，地面有零星建筑物
回采对地面设施的影响
回采时地面有少量裂缝
井下位置及相邻关系
西临为运输下山,北临15090采面（未回采），南邻15050采面（未回采）东部为17采区。
走向长度（m）
1000
倾斜长度（m）
150
面积（m2）
150000
第二节煤层
煤层情况表（表二）
煤层厚度（m）
0.1-7.0
平均3.55
煤层结构
简单
煤层倾角（度）
8°-16°
平均12°
开采煤层
二1
煤种
无烟煤
稳定程度
中等
煤层情况描述
煤层顶底板岩层节理发育，岩层松软、破碎，矿压较大，对巷道支护影响较大，顶板随放随落，周期来压不明显，但老塘帮压力大，圆木易折断；支柱下沉快，回采过程中容易出现矸石伤人和埋压事故等不利因素。
第三节煤层顶底板
煤层顶底板情况表（表三）
顶、底板名称
岩石名称
厚度（m）
特 征
基本顶
细砂岩
10.54
成分以石英为主，次为长石，层面含白云母碎片，硅质泥岩胶结，裂隙发育破碎，局部夹薄层粉砂岩，层面含炭质
老顶
炭质泥岩
1.06
片状、松散，下部具滑面，上部含白云母碎片，局部含煤屑
伪顶
细砂岩
1.21
硅质胶结，较破碎，最低部0.1米炭质泥岩
直接底
炭质泥岩
2.19
薄煤层，含炭质，较致密，具有镜状层理
老底
粉砂岩
2.66
含白云母碎片，较致密，具波状层理破碎，底部颗粒渐粗。
附图一：
工作面地层综合柱状图
第四节地质构造
一、断层情况以及对回采的影响
断层情况表（表四）
断层名称
走向/（°）
倾向/（°）
倾角/（°）
断层性质
断层落差/m
对回采的影响
无
二、褶曲情况以及对回采的影响
采面在回采过程中会出现小型褶曲，但对回采影响不大。
三、其他因素对回采的影响
煤层顶底板岩层节理发育，岩层松软、破碎，矿压较大，对巷道支护影响较大，顶板随放随落，周期来压不明显，但老塘帮压力大，圆木易折断；支柱下沉快，回采过程中容易出现矸石伤人和埋压事故等不利因素。
第五节水文地质
一、涌水量
正常涌水量：
0.1m³/h
最大涌水量：
0.2m³/h
二、含水层（顶部和底部）分析
遇地质变化时，底板有微量裂隙水进入。
三、其它水源的分析
工作面没有老空积水和外孔裂隙水涌入的的可能，工作面涌水量预测小于0.1m³/h。
第六节影响回采的其它因素
一、影响回采的其它地质情况
影响回采的其它地质情况表（表五）
瓦斯绝对涌出量
1.08m³/min
CO２含量
0.36m³/min
煤尘爆炸性
无
煤的自燃倾向性
不易自燃
地温危害
无
冲击地压危害
无
二、地质部门的建议
根据煤层赋存条件，在采煤过程中不得随意丢底煤、顶煤。
第七节储量及服务年限
一、储量
工作面工业储量：
83.5万吨
工作面可采储量：
62.63万吨
二、工作面服务年限
工作面的服务年限=（可采推进长度/设计月推进长度）/12
=900/40/12
=1.9a
第二章采煤方法
第一节巷道布置
一、采区设计、采区巷道布置概况
大巷布置在+30水平，沿煤层倾角掘进运输下山、轨道下山，采煤工作面共掘进进风、回风顺槽两条巷道分别与两条下山连接，满足通风、运料、行人、运输的需要。
二、工作面回风顺槽
15070回风顺槽布置在运输下山550米处，标高-98m，巷道长度为1000米。
西至运输下山，北临15090采面，南临15070采面，东临13采区。
三、工作面进风顺槽
15070进风顺槽布置在运输下山400米处，标高-62m，巷道长度为1000米。
西至运输下山，南临为15050工作面，北临15070采面，东临13采区。
四、工作面开切眼
15070工作面开切眼位置分别在进、回风顺槽1000米处。
五、联络巷
第三车场位于轨道下山350m处于进风顺槽联络，第四车场位于轨道下山500m处于进风顺槽联络。
附图二：
工作面位置及巷道布置图
第二节采煤工艺
一、采煤工艺
落煤、装运煤、支护、放煤、移溜。
二、工艺流程
交接班----打眼注水----打眼爆破（落煤）----临时支护----移架采煤----放顶煤----移刮板输送机
1、交接班
交接班时，跟班队长与跟班队长、工程质量验收员与工程质量验收员、支架维修工与支架维修工、特殊工种与特殊工种人员之间交接班，交清问明事故隐患和注意事项，机、电工检查设备情况，各岗位填写相应交接班记录。
2、注水
采煤前首先对煤壁进行注水，详见注水设计。
注水设计：
①打孔设备：
采用ZQS-65/2.5手持式气动钻机，ø38×1000mm的双螺纹钻杆配Ф75钻头。
②注水孔设计：
a、煤厚h﹥6m时，注水孔呈三花眼布置，上孔布置于煤壁顶梁0.5m处，孔深不小于6m，仰角不小于30°；下孔布置于煤壁距底板1m处，孔深不小于5m，仰角15°—20°；孔间距均为3m。
b、煤厚3m﹤h﹤6m时，注水孔布置于距煤壁底板1m处，孔间距3m，单孔孔深不小于5m，仰角15°-20°。
c、煤厚2m﹤h﹤3m时，注水孔垂直煤壁布置，距底板1m处，孔间距3m，单孔孔深不小于5m。
③注水孔封堵：
注水孔封堵采用MZF-75×1000mm水力膨胀式封孔器封孔。
④煤层注水：
用快速接头使封口器与BRW—80/20连接，注水压力控制在2Mpa-3Mpa。
⑤注水时间以煤墙挂汗、梁头滴水、相邻注水孔出水为宜。
确保作业地点煤层煤体充分湿润，并超前工作面煤墙不少于2m。
⑥注意事项：
a、打眼工必须严格按照操作规程执行。
b、打眼前必须先检查工作地点的帮顶是否完好。
c、注水时严禁人员正对注水孔。
d、上、下端头第一个注水孔与两巷保持3m间距，在对其注水时，必须严格观察进、回风顺槽替棚支架有无变化。
否则，必须加固支架后再进行注水。
e、工作面爆破前，将炮眼附近注水孔用煤粉等封孔。
严禁将注水孔作为炮眼装药爆破。
（详见注水孔设计图）
3、打眼放炮
（1）采用人工打眼，爆破落煤，炮眼布置及特征：
炮眼布置采用三花眼布置，顶眼间距1m，距顶梁0.7m，底眼间距1m，距底0.3m，眼深1m。
（详见炮眼布置图）煤层松软时停止打顶眼。
（2）爆破器材：
该工作面采用ZQS-65型手持式气动钻机配合1.2m的大麻花钻杆打眼,所用雷管为瞬发电雷管,二级煤矿许用炸药，用MFB—150型起爆器起爆。
（3）起爆顺序:
先放底眼，再放顶眼。
（4）封孔方式：
采用水炮皮封孔，并用黄土填满封实。
要求封泥长度不低于500mm。
（5）联线方式：
串联。
（6）放炮方式：
采用一次打眼，分组装药，分组起爆。
4、爆破说明
（1）采用正向爆破,严格按炮眼布置图的联线顺序联接起爆,一次起爆长度为6炮，其中顶眼最大装药量150g，底眼最大装药量300g。
（2）采煤工作面煤层变薄时，另行下发专项措施和炮眼布置图。
（3）引药制作
由专职放炮员制作,数量根据工作面当班需要,引药制作完毕后必须将雷管的脚线扭成短路。
（4）爆破方法
根据工作面顶底板情况,每次最多起爆6炮，以减少空顶面积，严禁放通场炮，以保证顶板的稳定性。
爆破说明书：
炮眼指数
循环指数
项目
单位
上
下
项目
单位
数量
眼距
m
1.0
1.0
眼数
个
300
顶距
m
1.1
2.1
药量
kg
67.5
底距
m
1.3
0.3
雷管
发
300
仰角
度
0
0
眼深
m
1.0
俯角
度
0
0
水平角
度
70
70
装药
克/眼
150
300
封泥
满
满
孔径
mm
40
40
5、临时支护
爆破落煤后前伸伸缩梁临时护顶。
在伸缩梁的掩护下装煤工进行装煤。
6、装运煤
（1）落煤：
采用爆破落煤与手镐落煤相结合的方法。
（2）装煤:
采用爆破自装和人工装煤相结合的方法。
（3）运煤:
工作面采用SGB630/150C型溜子运煤，回风顺槽采用一部SGB620/40T型溜子、SDJ-650/2×40型带式输送机运煤，集中运输斜巷采用三部SDJ-800/2×40型带式输送机。
7、移架
移架过程：
炮后前伸伸缩梁护顶→提起四根立柱→收回伸缩梁同时前移顶梁及四柱→落四柱支撑顶梁→移托梁
（1）放炮后伸出伸缩梁护顶，在伸缩梁掩护下攉煤工攉出爆破落煤量的2/3左右，采煤工开始手镐落煤，刷出0.8m的移架空间。
（2）操作手柄提起四根支柱，使支柱柱鞋脱离底板100—300mm。
（3）操作手柄伸出移架千斤顶，推动顶梁带动四根立柱同时操作手柄向前移动0.8m。
（4）每个工作段伸缩梁全部伸出，不能超过3架，超过3架必须移架。
（5）顶梁移到位后，操作手柄落下四根支柱，使顶梁与顶板严密接触约2-3秒，相邻支架顶梁要平直，以保证足够的支柱初撑力。
（6）整排巷采通后，收回移架千斤顶活塞，使托梁整体前移0.8m，托梁恢复到炮前位置。
（7）将各操作手把恢复到“零”位。
（8）当煤壁松软极易片帮掩埋柱窝时，可先挖好煤壁一个柱窝，移架后，先用三根支柱支撑，然后再挖另外一个柱窝并升柱。
（9）除在移架过程中的其他时间，每架支架必须有三根以上支柱满载支撑。
另外，严禁同时移相邻两架支架。
8、放顶煤
工作面4点班和0点班两班做巷，0点班根据煤层情况在厚煤段放顶煤，8点班为准备班，主要是放顶煤，采用间隔分段、多轮次放煤法进行放煤，，具体步骤如下：
（1）放煤口的位置
每架设一个放煤口，距刮板输送机边缘上方0.3—0.5m处调整挡矸链放煤。
（2）放煤顺序：
由机尾向机头方向（由上而下）。
（3）编号方法：
工作面分为2-3个作业段同时放煤作业，放煤口间隔距离大于10m，每个作业段每次只准一架放煤。
工作面从上向下的每个作业段将放煤口依次编为1、2、3、4……。
（4）单双号间隔放煤：
先在1、3编号口放煤，再在2、4编号口放煤。
（5）多轮次循环放煤
为了控制工作面顶板，使顶板均匀下沉，保证回收率达到要求。
放煤时间视顶煤厚度确定，第一轮次放出顶煤总量的1/2，然后调整挡矸链或用竹笆、圆木挡门，待工作面放煤口全部放完一遍后，再进行第二轮放煤。
第二轮仍是单、双号间隔放煤，依次进行，直到把顶煤放完。
9、移刮板输送机
（1）工作面顶煤放完后，浮煤、杂物清理干净，然后移刮板输送机，移刮板输送机采用单体柱移溜，每10ｍ安装一个。
（2）移刮板输送机要做到平、直、稳、正、牢，弯曲段长度不低于15m。
移刮板输送机移好后与前柱保持0.15m间距。
二、采煤方法
采用走向后退式炮采放顶煤采煤方法。
三、工作面正规循环生产能力
据公式W=L×S×h×r×c
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，m
r——煤的视密度，t/m³
c——工作面采出率，﹪
W==L×S×h×r×c
=150×0.8×3.5×1.59×0.95
=634t
第三节设备配置
一、设备配备情况
15采区第四车场设置乳化液压泵站，安装BRW200/31.5型乳化液压一箱两泵，布置两趟Ф32mm、Ф38mm高压胶管向采面供液和回液，用液压接头连接。
安装BRW80/20两泵一箱注水，采煤工作面采用ZH2000/15/24ZL整体顶梁组合悬移液压支架支护，采用一部SGB630/150C前后双驱型刮板运输机运输煤炭。
第三章顶板管理
第一节顶板支护
一、工作面支护
工作面基本支架和端头支架采用ZH2000/15/24ZL型整体顶梁组合悬移液压支架支护,每架四柱,基本架长2.8m，端头架长3.6m，支架宽960mm。
支架主要技术参数
项目
单位
参数
项目
单位
参数
支架高度
m
1.5-2.4
立柱直径
mm
125
支架宽度
m
0.96
泵站工作压力
MPa
≥25
基本支架长度
m
2.8
工作阻力
KN
2000
端头支架长度
m
3.6
额定工作压力
MPa
36～42
支架步距
m
0.8
初撑力
KN
760
伸缩梁长度
m
0.8
工作液
M-10，乳化液浓度5%
立柱数量
根
4
二、控顶距与放顶步距
该工作面基本支架最小控顶距2.8m，最大控顶距3.6m；端头支架最小控顶距3.6m，最大控顶距4.4m。
放顶步距0.8m。
三、特殊支护
１、上、下安全出口支护
上安全出口采用3.6m长π型钢对棚抬口支护和ZH2000/15/24ZL型整体顶梁组合悬移液压4架支架端头支架。
安全出口超前煤壁0.8m，净高不低于1.6m。
下安全出口使用ZH2000/15/24ZL型整体顶梁组合悬移液压支架4架端头支架配合3.6m长π型钢对棚支护，安全出口超前煤壁0.8m，净高不低于1.6m。
2、上下端头支护
上下端头处2.6mπ型钢梁打抬棚，使用2.6mπ型钢梁配合单体柱将超前替棚段U型钢支架替掉，替棚后棚距不超过0.5m使用竹芭、圆木护顶闭帮。
使用3.6m长π型钢成对沿走向打设二梁七柱抬棚，棚距不超过0.5m。
端头棚与超前替棚搭接严密，禁止出现台阶。
进风顺槽下帮和回风顺槽上帮各架设3.6m长π型钢梁2对棚支护。
进风顺槽上帮和回风顺槽下帮各架设1对棚π型钢梁支护。
所有单体液压支柱用防倒链或防倒绳捆绑在顶梁上，并穿木柱鞋。
超前支护段巷道高度不低于1.8m，支柱初撑力不低于50kN，超前支护段应留有至少0.7m宽的人行道。
超前支护范围内不得存放物料。
3、两巷超前替棚
两巷替棚长度自煤壁向外保持10-20m，进风、回风顺槽替棚使用2.6m长π型钢梁配合单体柱对棚支护，棚距500mm，使用竹芭、圆木护顶闭帮。
4、两巷超前支护
工作面下安全出口安装自动步移支架，10根立柱分两排站在刮板运输机的南北两侧，随采面推进向前迈步。
自动步移支架的使用：
操作自动步移支架人员，必须经专业培训，懂得液压原理及操作规程，没有经过培训的人员严禁随意操作支架、乱动操作阀手把和拆支架胶管。
支架用操作阀控制，煤壁前方6根立柱用2片操作阀分别控制，每个操作阀控制3根立柱同升同降。
老塘侧2根立柱用2片操作阀分别控制，推移拉架油缸用1片阀控制。
煤壁前方支架支护3.56m，煤壁向老塘支护4.38m，此处有效支护空间4.1m。
运输机宽1.45m，安全出口0.7m，运输机可以向前推移2m，工作面可以向前推采2排巷，下顺槽运输机缩短2m后，自移支架分3次向前移动2m。
在支架没有向前移动时，工作面老塘以向前进2m，该处∏型钢必须站单体柱，闭好帮，防止煤矸埋住老塘立柱，造成无法向前移架。
工作面下抬口压力大，为防止顶梁变形，运输机前后必须站单体柱并穿鞋，向前移架时可以把单体柱去掉，移架后单体应及时站上。
移架前支架前方要有2m高度，地板平整，推移油缸上方不能有浮煤杂物，安全出口的煤炭不得攉到支架底座上。
移架时先降右侧顶梁，再降后顶梁，脱离木梁既可，操作移架油缸支架前移0.8m，升起前后顶梁。
支护好顶板后，降左侧顶梁，前移0.8m，升起顶梁，完成1个循环，继续第2、3个循环。
支架如果和下顺槽不平行，可使用单体柱调向。
进风、回风顺槽超前替棚段超前支护均采用2.4m长π型梁配合DZ-22型单体液压支柱一梁三柱沿走向双排架设，两巷超前支护长度10—20ｍ。
自煤壁向外10ｍ为双排支护，10ｍ以外以单排支护。
5、尾巷回收
上尾巷与放顶线回齐，下尾巷滞后放顶线不超过0.5m，回收尾巷后放落顶煤，使用竹芭、元木挡门。
四、乳化液泵站
（一）泵站选型、数量
安装BRW200/31.5型乳化液压一箱两泵，Ф32mm、Ф38mm高压胶管向采面供液和回液，用液压接头连接。
（二）泵站设置位置
轨道下山450米处（第四车场）设立乳化液压泵站。
第二节工作面顶板管理
采用全部垮落法管理顶板
附图三：
工作面、进风顺槽、回风顺槽及端头支护示意图（平面、剖面图）
第三节矿压观测
观测方法
采用液压支柱下沉量和工作面压力表进行观测，并作记录。
第四章生产系统
第一节运输
一、运煤路线
15070采面——15070采面回风顺槽——15采区运输下山——采区煤仓——东大巷——胶带运输巷——主井煤仓——主斜井——平地运输系统——煤场
二、辅助运输路线
地面料场——副斜井筒——东大巷——15采区轨道下山——15070进风顺槽——15070采面
附图四：
运输系统示意图
第二节一通三防与安全监控
一、通风系统
（一）风量计算
1.按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算:
Q采=100qkm³/min
K—工作面瓦斯或二氧化碳涌出不均衡通风系数1.3（它是最大涌出量与平均涌出量之比）。
q—工作面瓦斯或二氧化碳的绝对涌出量，m³/min。
根据实测统计平均值或按经验数据取值为1.2。
Q采=100×1.2×1.3
=156m³/min
2.按工作面气象条件计算
放顶煤工作面
Q采=60vs=403.2m³/min
Q采——采煤工作面需要的风量，m³/min；
v——采煤工作面的风速，根据安检总煤字（2005）42号：
矿井通风能力核定办法（试行）表相参数，井下采煤工作面温度26℃以下时，工作面风速为1.5-2.0，按其进风流温度选取1.6m/s.
s——采煤工作面有效通风断面，取有效断面4.2m²;
3.按工作面每班工作最多人数计算实际需要风量
Q采≥4N，m³/min；
N—工作面同时工作的最多人数，人。
4—每人每分钟应供给的最小风量，m³/min。
Q采≥4N
≥4×80
≥320m³/min
4.按炸药用量计算
Q药=25A=262.5m³/min
Q药——采面一次放炮最大装药量时实际需用风量m³/min；
A——采面一次放炮的最大炸药消耗量10.5kg
5.按风速进行验算：
（1）按最低风速验算,工作面的最小风量
Q≥60×0.25×s≥60×0.25×4.2≥63m³/min
S——采面巷道的平均断面面积，取5.8m²
按最高风速验算,工作面的最大风量
Q≤60×4×s≤60×4×4.2≤1008m³/min
确定工作面实际需要风量
经计算本采面所需风量应不低于403.2m³/min，根据采面实际情况适当增减。
（二）通风路线
进风线路：
主、副斜井→东大巷→轨道下山联络巷→轨道下山→第三车场→15070进风顺槽→工作面
回风路线：
工作面→回风顺槽→运输下山→东翼回风上山
（1）
（2）→风井底联络巷→回风斜井
二、防治瓦斯
（一）瓦斯检查（设点、次数）
采面设置甲烷传感器，监测报警仪，悬挂在采面回风顺槽距下安全出口10m处，距顶梁300mm,距巷道侧壁200mm的巷道的风流中。
采面配有专职瓦斯检查工，每班检查瓦斯不少于2次。
瓦斯监测
地面采用KJ95N型安全监控系统，主机型号为RDCKMountpc—500型，使用UPS电源，采用RVYVR—4/0.52型电缆，通过副斜井筒、运输大巷、运输下山到15070回风顺槽与采煤工作面的瓦斯传感器相接，监测瓦斯情况。
安装位置：
回风顺槽距采面下安全出口10m处工作面的回风隅角、回风巷测风站、回风巷口10-15m处各一个，距巷帮大于0.2m.
三、综合防尘系统
（一）防尘管路系统
消防与防尘合用一供水系统，防尘洒水管路由地面600m³水池静压供水，由副斜井、东大巷、运输下山、15070采面进、回风顺槽敷设到采面，管路每隔50—100m安设一个三通并设阀门，以供洒水防尘用。
采煤工作面采用液压泵供水、高压胶管敷设洒水、煤壁注水。
（二）防尘措施
1、采面每班设专人进行煤壁注水，并保证注水质量。
2、采煤工作面使用水炮泥，爆破前后冲洗煤壁，爆破后喷雾降尘，装煤、放煤时洒水。
3、各转载点要设置喷雾装置并做到开机开水，防尘管路三通间距不得超过50m，并定期冲刷巷道。
4、采区煤仓应保持一定存煤，不得放空，并及时清除巷道中的浮煤。
5、采面回风巷安设风流净化水幕，工人必须佩戴防尘口罩。
6、煤壁注水措施
（1）采煤工作面煤壁注水使用钻机名称：
气动手持式钻机,规格型号：
ZQST—65/2.5S;
（2）煤壁注水打眼位置：
距煤层底板1.5m，打眼深度不得低于4m，间距：
5m；打眼角度：
≤10°，打眼时钻孔沿倾斜垂直于煤壁；
（3）注水时，必须使用完好的封口器，将封口器送入钻孔最深位置，严禁将封口器暴露在钻孔外，以免损坏封口器；
（4
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