煤矿采煤回采作业规程.docx
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煤矿采煤回采作业规程
ＸＸＸＸＸＸＸＸＸＸ煤矿
1101采煤工作面
作业规程
施工单位：
编制单位：
编 制 人：
编制日期：
2011年11月
编审人签字
单位
姓名
日期
单位
姓名
日期
编制人
安监站
通风科
机电科
生产科
生产矿长
总工程师
安全矿长
矿长
总管
会审意见
年月日
参加学习人签名表
本规程贯彻情况
点班
点班
点班
参加人数：
班长：
参加人员签字：
参加人数：
班长：
参加人员签字：
参加人数：
班长：
参加人员签字：
队长：
值班：
贯彻人：
年月日
队长：
值班：
贯彻人：
年月日
队长：
值班：
贯彻人：
年月日
目录
第一章：
概况
一、工作面位置、开采、范围及开采影响
二、地质情况
第二章：
采煤方法和回采工艺
一、采煤方法的确定
二、主要回采工艺
三、主要生产系统
第三章：
生产组织
一、正规循环、作业方式和劳动组织
二、技术经济指标表
第四章：
安全技术措施
第五章：
安全制度及审批意见书
附:
一、会审意见及签字表
二、参加学习人员签名表
第一章概况
一、工作面位置、范围等情况及其开采影响
1、工作面位置与邻近关系
1101工作面位于采区东部K1煤层中，南到K1煤层总回风第一联络巷，西临符平硐，北至+1542开采水平。
该工作面为K1煤层首采工作面。
该煤层的第一个工作面11011局部已采，给1101工作面的瓦斯释放打开了一个通道，对1101采煤工作面的开采是极为有利的。
该工作面及风巷均无水的影响。
南部地表露头线一带的小窑均已关闭；所以，小窑对1101的开采没有大的影响。
2、工作面才开采范围、储量和开采时间
工作面走向150m，1101机巷标高+1550m，风巷标高+1557m，工作面煤层倾角0~12°，煤层平均厚度3m，工作面倾斜长度约60m，开采面积约9000㎡，工作面开采储量切3、5万吨，按日产量500吨/d，正常生产时的开采时间约为70天。
3、工作面的地面的投影位置，以及开采对地表建筑物、主要井巷及其它方面的影响。
1101工作面在地面的投影位置：
其上方地表为高山地带，无民房建筑，无山塘、水库等水体。
地表标高为+1700+1630m，其与工作面的最小垂高在76m以上，与工作面的最大垂高在143m以上。
工作面开采对地表无影响。
为了保护付平硐与总回风联倍络巷，1101工作面只能开采到设计采止线，就进行工作面的撤退工作。
其停采位置距1101第一联络巷保护煤柱为20m左右。
4、回采工作面的平面示意图
二、地质情况
1、煤层赋存情况
走向长度
从开切眼至设计止线为止，平均约150m
倾斜长度
平均约60m
煤层厚度
2、5m至3、3m，平均约2、9m
煤层倾角
00至120，平均60
煤层厚度
3、3m
自燃发火期
Ⅲ类不易自燃煤层
工业储量
3、5万吨
容重
1.4t/m3
煤尘爆炸指数
无爆炸危险性
煤柱损失
牌号
无烟煤
突出危险性
1510以上无突出危险性
开采损失
瓦斯等级
高瓦斯矿井
冲击地压危险性
无冲击地压现象
开采储量
瓦斯涌出量
开采期
2、3个月
2、水文地质情况
〔1〕区内无河流和小溪及水利工程，有少量季节沟流。
〔2〕煤层顶底板岩性主要为细砂岩、粉砂岩、粘土岩，粘土岩遇水易泥化，迂断层及裂隙带，有滴、淋裂隙水。
〔3〕地下水主要来源于大气降雨，受季节影响。
〔4〕水文地质条件简，涌水来源为上部裂隙渗水，涌水量小对生产影响不大。
3、煤层及顶底板岩性变化特征
1）煤层及顶底板特征
项目
单位
指标
备注
煤层硬度
f
4
煤层层理
发育程度
中等
煤层节理
发育程度
中等
煤质
水分
%
灰分
%
挥发份
%
含硫量
%
煤层结构：
简单类型
煤层稳定性:
属稳定煤层
高热值无烟煤
工业用途：
动力及生活用煤
煤层顶板
直接顶
细砂岩
煤层底板
直接底
灰质泥岩、泥岩
第二章采煤方法和回采工艺
一、采煤方法选择
1、采煤方法及顶板管理的确定：
1101工作面采用走向长壁后退式采煤方法，全部垮落法管理顶板。
采煤方法
走向长壁后退式
顶板管理
全部垮落法
落煤方式
炮采
工作面长度
6om
一次循环进度
1.0m
采高
2、8m
作业方式
边采边准
煤层倾角
80
工作面运输
刮板运输机
装煤方式
人工攉煤
支护方式
单体液压支柱
铰接顶梁
运输巷运煤
刮板运输机
2、工作面采高的确定：
1101工作面煤层的厚度为2、5~3、3m，平均厚度2、9m，伪故工作面局部地点的采高为2、5~3、3m之间变化，大部分地点的采高在2、8m左右。
要求不准留煤，要采干净。
最小采高不得低于2、5m。
3、循环方式及进度：
正常生产期间，采用“三八”作业制，三班采煤，边采边准。
工作面长度60m，循环进度1m，班推进度0、5米，日循环数1、5个，日推进度1、5m，循环率0.8。
二、主要回采工艺
㈠落煤方式的确定
1、我矿采用一个炮采工作面保产，电煤钻打眼，爆破落煤，手工攉煤。
2、放炮与手工相结合。
㈡工艺流程
准备→打眼→检查瓦斯→装药→检查瓦斯→爆破→检查瓦斯→挂梁→安全检查→攉煤→支柱→回柱放顶。
㈢炮眼布置方式、联线方式及放炮方式
炮眼布置采用三花眼布置方式，炮眼角度应符合下表的要求。
联线方式：
为大串联方式。
放炮方式：
可根据具体情况采用分段放炮的形式。
A：
炮眼特征表单位：
M。
名称
眼
间
距
位置
角度
眼深
利
用
率
装
药
量
装药方式
封
泥
长
距顶
距底
倾角
水平
上眼
1.2~1.6
0.4
50~100
600
1.2
85%
0.3kg/眼
正向装药
0.3
下眼
1.2~1.6
0.4
50~100
600
1.2
85%
0.3kg/眼
0.3
B:
爆破说明书
打眼工具
型号
功率
台数
ZMS－1.2
1.2KW
2
循环炮眼特征
总炮眼数（个）
平均深（m）
总长度（m）
75~100
1.2
90~120
火药
炸药种类
循环用量（kg）
千吨消耗
煤矿许用3#硝铵炸药
22.5~30
180~240
雷管
种类型号
循环用量（个）
千吨消耗
瞬发电雷管
75~100
600~800
封泥
材料
循环用量（kg）
水泡泥用量
黄泥、水泡泥
50
15~100个
C：
起炮顺序
采用大串联方式，一次性起炮，由于7#煤顶板岩性较软，一次起炮的长度22、50m，如果顶板破碎，可增加放炮次数。
D：
炮眼布置图:
㈣工作面主要设备配置图
设备名称
规格型号
单位
数量
备注
电煤钻
ZMS－1.2
台
2
1.2KW
回柱绞车
JH－8
台
1
7.5KW
扒柱器
台
2
人工回柱
起爆器
MFB－200
台
3
引发电雷管200发
单体液压支柱
DZ30－30/100
根
703
其中备用67
铰接顶梁
DJB－1000
根
400
其中备用50
乳化液泵站
XRB2B80－150
套
1
乳化液浓度≮2%
刮板运送机
SGD－320/18.5
台
1
顺 槽
SGD－320/18.5
台
1
㈤工作面有关参数的选定
1、工作面支架设计
回采工作面的支架一般分为工作空间的普通之架和放顶用的特种支架两种。
工作面普通支架的布置：
采用齐梁倒悬臂直线柱布置方式，选用
DZ30－30/100型单体液压支柱配DJB－1000型金属铰接顶桥支护。
并配套布置XRB2B80－150G型乳化液压泵站供给乳化液。
2、工作面的支护密度G（根/㎡），可按下式计算：
G=F/P×n
式中：
F－工作面需要的支护强度，吨/㎡
P－支柱额定工作阻力，30吨/根
n－支柱工作阻力实际利用系数，
支护强度F的大小取决于顶板压力的大小，而顶板压力的大小与许多地质及技术因素有关，我们可以根据实测或理论研究来确定。
在中等强度的顶板条件下，以每平方米岩石的重量按4倍采高的岩石的重量作为工作面需要的支护强度。
计算为：
1×4×2.5×1.4=14吨。
单体支柱的工作阻力由于受到许多因素的影响，常常达不到其额定值，因此应当考虑其实际利用系数，单体液压支柱的系数为n=0.85。
G=14/30×0.85=0.55根/㎡
3、工作面单体支柱初撑力为30×0.85=25.5吨，最大初撑力为30吨。
而顶板压力为14吨/㎡，故单体支柱的初撑力远大于顶板压力。
4、工作面采用“三四排控顶，见四回一”的方式控制顶板。
最大控顶距为4.0m，最小控顶距为3.0m，排距1.0m，柱距600mm，公差±100mm。
5、计算工作面的单体数量
工作面的最大控顶距时的控顶面积：
60×4.0=240㎡。
工作面的最小控顶距时的控顶面积：
60×3.0=180㎡。
在最大控顶面积时的单体数量：
60÷0.6×4=400根。
在最小控顶面积时的单体数量：
60÷0.6×3=300根。
取最大值400根，另外加上切顶线上的密集支柱100和戗柱56根（根/m）。
工作面上、下出口20m范围内的超前支护，其单体数量为80根。
（为2.0m或2.2m的单体）
工作面共计单体数量为：
400＋156＋80=636根，为了切实保证工作面的单体够使用，加外考虑10%的备用单体，636×10%=67根。
因此工作面总共需要的单体数量为：
636＋67=703根。
㈥计算工作面的铰接顶梁数量
在最大控顶面积时的顶梁数量：
60×4=240根。
在最小控顶面积时的顶梁数量：
60×3=180根。
工作面上、下出口20m范围内的超前支护，其顶梁数量为80根。
另外考虑10%的备用数量：
（240＋80）×10%=32根。
因此工作面总共需要的铰接顶梁数量为：
320＋32=352根。
取整数400根。
㈦工作面支护质量的主要要求
1、初次使用的单体液压支柱，必须先排干空气，防止支柱的突然失效，保证支柱有足够的撑力。
损坏、卸压的柱、梁必须及时出井检修，工作面严禁使用坏柱坏梁。
2、所有工作面的单体液压支柱在使用前，都必须进行过压力试验，包括在地面的维修支柱。
3、工作面的所有支架都必须按迎山的方向架设，严禁退山。
迎山角为30~50。
由于底板为炭质泥岩很松软、易底鼓，支柱易插底，必须“穿鞋”，铺设地梁。
架设支架要成排成行，柱距、排距符合规定，可挂线支架，养成习惯。
4、铰接顶梁的端头距煤壁的距离≯300mm；超过时，必须在煤壁侧加打贴帮柱。
5、工作面上、下出口处由于顶板悬露面积大，5m范围内的支架要加大支护密度，排距保持不变，柱距可加密到0.6~0.8m。
视情况而定。
6、工作面如果遇到顶板破碎、过断层或其它构造带时，可依照具体情况分别采取丛柱等不同的支护措施有针对性的处理。
7、工作面如果遇到顶板坚硬，放顶不下采空区悬露面积过大而需要采取强制放顶时，沿切顶线必须加戗柱切顶，同时可防止窜矸。
8、倾斜工作面的支架必须连锁，有防滑、放倒柱的措施。
9、工作面上、下顺槽20m范围内的加强支护，如果采用单体配2.0m的Ⅱ型梁时，必须按“一梁三柱”的形式抬双边钳支护；如果采用单体配1.0m的铰接顶梁时，必须按“四对八梁”的形式抬双边钳支护。
㈧工作面上、下出口及两巷的断面尺寸要求
1、工作面上、下出口必须超前工作面的基本支架一排，并保持畅通无阻，无杂物堆积，使工作面有二个安全、可靠的撤退出口；上、下出口的长度为5m左右，出口的宽度均为1.0m，高度≮1.6m。
2、工作面上、下顺槽20m范围内的加强支护，其断面尺寸要求为：
宽度2.6~3.6m，巷道净高为1.8~2.0m。
三、主要生产系统
1、运输系统图
1）运煤系统说明
1101工作面的煤炭到→1101机巷（SGD－320/10.5刮板运送机）→三部皮带机→付平硐刮板运输机→主井皮带运输机→主井口→地面工业广场煤场。
2）运料系统说明
材料、设备经付平硐→回风联络巷→1101回风巷→工作面。
2、供电系统说明（包括照明）见供电示意图
由地面10KV变电所的低压配电柜选送KBD－200/660（380）低负压和开关配合JY82—2型检漏断电器对井下进行安全供电。
由主井口铺设MY橡套阻燃电缆→主井口配电室→1101机巷→工作面。
照明、通讯、信号和控制用的电缆均采用MZ型矿用橡套电缆，供电线路由主斜井通过电缆输送到井下各用电地点。
3、通风系统图:
1）通风系统说明
新鲜风流→付平硐（行人井）→1101工作面机巷→工作面；冲洗工作面的乏风→工作面回风巷→区段回风→总回风→地面。
2）风量计算（参数要说明并选择参数值）
A：
按沼气绝对涌出量计算：
Qg=100×gk=100×0.765×2.0=153m3/min
式中：
g—沼气绝对涌出量，按矿井绝对涌出量的90%计算，取g=0.85×0.9=0.765m3/min
K—通风备用系数，k值为1.4~2.0，取R=2.0
B：
按小班最多出勤人数计算
Qn=4Nk=4×28×1.45=162.4m3/min
式中：
n—小班最多出勤人数，取A=28（人）
K—风量备用系数，取K=1.45
C：
按一次最大炸药消耗量计算
Qy=25A=25×10=250m3/min
式中：
A—采煤工作面的一次放炮的最大炸药消耗量，工作面按一次放炮的最大长度为20m，炮眼间距为1.2~1.6m，取最小值1.2计算，炮眼个数为33个，每眼装药量为0.3Kg，因此一次放炮的最大炸药消耗量为9.9Kg，取A=10Kg。
D：
工作面最佳温度计算
Qr=60×V×S×K=60×1.2×6、0×0.8=346m3/min
式中：
V—工作面的风速，当工作面的温度为200~230时，则工作面的风速为1.0~1.5m/s，取V=1.2m/s
S—回采工作面的平均有效断面，按工作面的最大控顶距计算，其通风断面积为7、2㎡；按工作面的最小控顶距计算，其通风断面积为4、8㎡，取平均数，则S=6、0㎡。
Ki—回采工作面的长度系数，取0.8m。
按通风设施细则，选用风量：
Q=346m3/min
3）风速验算
按最低风速不小于0.25m/sQ≧15*S=90m3/min
按最高风速不大于4m/sQ≧240*S=1440m3/min
式中：
S—工作面的平均有效通风断面，取S=6、0㎡。
4、防尘系统说明
在副平硐西面的山坡上建有1个容量500m3的水池作为消防、防尘的供水池，水池满足静压供水的要求。
在工作面进、回风巷，各运煤转载点都安装了喷雾防尘装置。
5、防火注浆系统说明
因我矿各主采煤层均无自燃发火现象，故暂不考虑内火灾的防治；主要考虑的是外因火灾的防治。
所有伸出井口的管子、轨道、电缆均在主井口处接地；供电线路在入井口处装设防雷避电装置，通讯线路在入井口处安装熔断器和防雷电装置。
井下机电硐室均采用不燃性材料建筑，配备了干粉灭火器和砂箱。
井下均采用防爆型电器设备。
6、压风系统：
压风管路说明
地面设置压风机房配备空气压缩机2台，型号，机电功率KW，公积容积流量m3/min，额定排气压力MPa。
选用压风主管直径4寸，分管直径2寸。
压风自救系统：
在区段运输石门内设置有救灾避难硐室，供风管路安装在井下压缩空气管道上，并设有减压装置和带阀门控制的吸嘴。
7、瓦斯抽放和管路敷设的选择
在地面设有抽放泵房，距主砰井东面100m处，泵房用不燃性材料建筑，属耐火等级二级；装有防雷避电装置及防火灾、防冻等设施；并对抽放系统进行了实时监控。
抽放瓦斯检测主要包括整个抽放网络各个部位的瓦斯流量、浓度、抽放负压、瓦斯温度等参数；同时监测水位和抽放站内的瓦斯泄露等情况。
采用SK—型水环式真空泵2台，抽放量为m3/min，最大抽放量为m3/min，电机功率KW，一台工作，一台备用。
第三章生产组织
一、正规循环、作业方式和劳动组织
1、循环方式：
三班采煤，边采边准。
2、作业形式：
实行“三八”制作业。
即每天分三班作业，每班工作八小时。
3、劳动组织
见工作面工人出勤图表
工种
作业人数
说明栏
出勤人数
在册人数
一班
二班
三班
合计
一班
二班
三班
合计
采煤队
另有正、
副队长
共2人，
主持日常工作。
采煤队总计在册人数共83人
打眼工
2
2
2
6
3
3
3
9
支柱工
4
4
4
12
5
5
5
15
回柱工
2
2
2
6
3
3
3
9
放炮员
1
1
1
3
1
1
1
3
溜子司机
1
1
1
3
1
1
1
3
瓦检员
1
1
1
3
1
1
1
3
攉煤工
8
8
8
24
10
10
10
30
运料工
2
2
2
6
2
2
2
6
班长
1
1
1
3
1
1
1
3
合计
22
22
22
66
27
27
27
81
4、循环作业组织措施
开好进班会，具体安排当班人员的工作内容、工作地点及工作任务，上班遗留的问题，本班需要注意到的安全注意事项。
开进班的目的就是要告诉工人本班干什么，该如何干。
采取措施鼓励工人多出勤，出满勤，保证出勤率，保证工作面有足够的劳动力。
实行现场交接班制度，当班存在的问题和隐患以及安全注意事项要在现场向下班人员交待清楚；要求每班的工作量要在当班完成，不留尾巴，不给下班制造难题。
严格按正规循环作业。
上班采到什么位置，下班要接着上班的位置接着干。
严禁超排采煤，多点作业。
循环作业图表：
二、技术经济指标表
序号
指标项目
单位
指标
1
煤层生产能力
吨/平方米
2、8
2
应出勤人数
人/日
68
3
日循环数
个/日
3
4
循环进度
米/个
1
5
循环产量
吨/每循环
168
6
平均日产
吨/日
504
7
月产量
吨/月
12600
8
回采率
%
95
9
月循环数
个
75
10
月进度
米/月
75
11
正规循环率
%
80
12
回采功效
吨/工
7、4
13
坑木消耗
M3/千吨
15
14
炸药消耗
公斤/千吨
210
15
雷管消耗
个/千吨
700
16
吨煤成本
元/吨
第四章安全技术措施
一、初采安全措施
1、工作面初采时的开采顺序：
可在开切眼的下出口开始，逐渐向上先采一排。
工作面采用2.8m的单体液压支柱配1.0m的铰接顶梁支护。
初采时可在原工字钢的每二付之间，参一根顶梁支护，保持一梁一柱的形式。
原巷支护可暂时不要去动它。
2、连采二排，注意铰接顶梁要形成联结状态，打紧园销，使梁子联成一体；并按支护的要求调整号支护的排距和柱距。
在具体作业过程式中，要随时观察顶板，并敲帮问顶，观察顶板是否有离层松动活矸；攉煤时如果顶板不太好，严禁在大面积的空顶下作业，可根据顶板的裂隙情况，提前挂好梁打紧水平销；并做好支护及时到位，个别地段如果顶板出现台阶不平整而波起伏大时，可根据现场的实际情况架设支护，不必拘泥于形势；目的只有一个；支护住顶板而阻止顶板冒落。
3、工程质量：
要求采煤支护时梁必须对好头，柱必须迎山有劲，垫木、地梁齐全；在采煤时如果棚上出现垮空，必须接好顶，对于在开采过程中出现工作面支架有移动，或工作面来压有情况，必须加强支护，采用戗柱、丛柱等密集支护加强切顶线一排和来压地段的支护，或采用“一梁三柱”进行抬栌。
4、工作面放顶：
工作面放顶时采用《见四回一》的方式管理顶板，放顶之前必须做好工作面修理工作；在沿老唐一排架设好切断线，采用拔柱器进行放顶，放顶时必须由下而上、由外而里、由难而易、由密而疏远进行；放顶时凡是与放顶无关的人员严禁进入工作面；放顶时人员始终站在放顶地点的上方，必须有人观察顶板的压力情况及支架的稳定情况；如在放顶过程中出现顶板来压、支架走动、掉渣等冒顶预兆时，必须及时撤出人员至回风巷（人员要往上走），待压力稳定以后，做好修理工作，方能恢复作业。
5、放顶时拔柱器吊挂必须选择在靠煤墙且牢固的柱子上，在放顶过程中，放顶人员必须留有退路。
所有回出的木料，必须及时撤出到靠煤壁排支柱码放好，防止木料下滑。
回出的支柱和梁子要及时架设，严禁支柱倒地。
6、工作面采用炮采，开切眼所有支架退换后工作面开始打眼放炮采煤。
在放炮前必须加强工作面的修理工作。
准备工作做好后，工作面开始放炮，但装药前、放炮前、放炮后必须检查瓦斯，如瓦斯超限严禁放炮，必须及时处理，待瓦斯浓度降低1%以下时方能继续放炮。
7、放炮地点设在下机巷内且距开切眼的位置≮100m，放炮前要先撤出工作面所有人员，人员撤到区段运输巷道内，并派人到回风巷风门外和区段回风石门口子处站岗，严禁放炮时人员进入工作面。
放炮后至少等到30分钟待放炮烟吹净后，人员才能进入工作面，必须加强对顶板的观察，如有问题必须马上撤出人员，待稳定后方能恢复作业。
8、工作面初采时必须有矿现场跟班指挥。
安全员现场监督、瓦检员加强瓦斯检查。
工作面上、下出口高度不能少于才高的90%，宽度不小于1m，保证通风、行人时的作业安全。
9、因工作面倾角较大,为防止液压支柱滑倒要用铁线将每一排柱子进行连锁,连锁的部位应在液压支柱的上端。
二、“一通三防”安全措施
1、通风管理
（1）加强工作面通风管理，工作面回采时必须做到合理分配分风量，要求所有作业人员必须爱护号井下所有通风措施。
从风门过往行人以后必须及时关好风门，以防通风短路，保证工作面通风量。
（2）在井下各主要进、回风地段、工作面进、回风巷建立测风站，掌握各作业地点的用风情况，根据工作面情况及时调整通风系统。
回采工作面和掘进工作面都已经形成了独立的通风系统。
在各测风站安装风速、CO和温度传感器。
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