1503工作面回采作业讲解.docx
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1503工作面回采作业讲解
第一章概况
一、工作面范围及位置
1503工作面位于15采区上部，进风巷标高+599.318m，运输巷标高+607.399m，坐标X=3896953.25～3897158.43，Y=37364012.83～37364367.73。
工作面走向长度约285米，工作面倾斜长度平均150米，面积约41444㎡。
西以设计5101工作面相邻，南部是已回采的1502工作面，工作面从切眼开始回采后，随着工作面的回采，工作面斜长会有所变化。
二、工作面地质概况
5号煤层直接顶板为灰色泥页岩,厚0.5～3.5m,含植物化石。
老顶板为灰白色泥质胶结长石质石英砂岩（K4），富含白云母碎片。
底板为石英砂岩（K3），恢白色硅质胶结、十分坚硬（K3），5号煤层结构简单，含夹矸1～2层，夹矸厚度一般0.30m～0.44m，
三、水文地质概况
本矿矿井水文地质类型属以裂隙充水为主的水文地质条件简单型，即二类一型。
根据临近生产矿井各巷道出水岩层主要为山西组底部长石石英砂岩以及太原组中部的石英砂岩，出水点多在向斜轴部、断层破坏带或应为顶板塌陷后裂隙贯通上覆含水层时，局部有滴水、淋水或者潮湿现象，但水量大都小于0.5m3/h。
根据相邻工作面情况分析，该工作面在回采过程中，因上覆岩老顶为K4砂岩层富含水，可能会出现涌水，预计水量为15m3/h左右，应提前做好防水工作。
四、瓦斯、煤尘和煤的自燃性
（一）瓦斯情况：
根据陕西省煤炭生产安全监督管理局文件《陕西省煤炭生产安全监督管理局关于2010年度矿井瓦斯等级鉴定结果的通知》（陕煤局发[2011]4号），陕西省白水龙泉煤炭有限责任公司煤矿2010年度矿井瓦斯绝对涌出量为1.06m3/min，瓦斯相对涌出量为2.58m3/t，二氧化碳相对涌出量为7.03m3/t。
矿井瓦斯鉴定结果为低瓦斯矿井。
结合现有地质资料，本矿井瓦斯主要成分N2，瓦斯分带属于N2-CO2带。
（二）煤尘爆炸性及自燃倾向性
根据陕西煤矿安全装备检测中心2011年11月提交的龙泉煤矿煤尘爆炸性鉴定报告，本井田内5号煤层煤尘有爆炸危险性，5号煤层为不易自燃煤层。
五、工作面位置及井上下关系
1、工作面位置及井上下关系见表一。
表1工作面位置及井上下关系
采区名称
15采区
井下标高
+599.318m水平—+615.062m水平
地面位置
1503工作面布置在15采区与51采区之间，地表为荒沟，施工范围内无重要建筑物。
回采对地面设施的影响
回采对地面设施无影响
井下位置及与四邻的关系
1503工作面最小保护煤柱21米，该工作面下部为1502采空区，开切眼支护采取锚索、锚网梁联合支护。
可采走向
长度（m）
285m
倾斜长度（m）
150m
回采面积
（㎡）
41444㎡
六、煤层顶底板
1.顶板：
泥岩，灰色、浅灰色，层面
含白云母星点和黄铁矿结核。
2.底板：
石英砂岩〈K3〉，浅灰色、细
粒、层面含白云母星点、致密坚硬。
七、储量、综合生产能力、服务年限
1、储量
工业储量=工作面走向长度×工作面倾斜长度×工作面煤层厚度×煤的密度
=285×150×2.25×1.35
=129853t
可采储量=（工业储量-底部煤量）×回采率
=（129853-285×150×0.2×1.35）×0.95
=（129853-11542）×0.95
=112395t
2、综合生产能力的确定
（1）循环产量：
Ｑ=Ｌ×ｍ×ｈ×ｒ×ｃ
=150×0.6×2.25×1.35×0.95
=259.7t
式中：
Ｌ——工作面斜长ｍ；
ｍ——一个循环进度0.6ｍ；
ｈ——采高2.25m
ｒ——煤的容重1.35ｔ/ｍ3；
ｃ——回采率0.95%；
3、日产量：
日产量=循环产量×循环数
Ｑ日=259.7×4=1038.8t
4、月产量：
月产量=日产量×月生产天数×正规循环率
=1038.8×24×85%
=21191.52t
5、工作面可采期：
Y=112395/21191.52=5.3个月
6、月推进度计算：
月推进度=日循环数×循环进度×月生产天数×正规循环率
=4×0.6×24×85%
=48.95m
7、回采工效=月产量/（工作面定员×工作天数×出勤率）
=21191.52/（21×30×95%）
=35.4吨/工。
第二章采煤方法
一、巷道概况
1、工作面走向长度285m，两巷、开切眼均采用沿顶板掘进，工作面平均倾斜长度150m，停采线位于1503进风巷。
附工作面位置及巷道布置图。
2、回风巷、运输巷均使用锚网配合锚索、锚索梁联合支护。
二、采煤工艺
1、采煤方法的选择
选用走向长壁后退式。
2、工作面主要参数的确定
（1）工作面支护形式为倾向对棚式齐梁直线柱，对棚中心距0.75m，对梁中心距0.15m，每对棚使用液压支柱6根，（每根梁下支3根），移梁步距为0.6m。
支护材料选用DZ-2500型单体液压支柱。
工作面采用HDSB―3200型兀梁,允许承载300KN。
巷道（两巷）超前采用HDSB―2200型兀梁。
竹片平笆:
规格孔径0.5×1m，竹片相互掺压宽度100mm。
（2）循环进度：
根据采煤机的滚筒截深确定循环进度为0.6m。
3、落煤与装煤：
工作面的落煤与装煤则用一台MG170/410–WD型双滚筒电牵引采煤机来完成。
采煤机的工作方式：
双向割煤的方式，上行割煤时，右滚筒割顶煤、左滚筒割底煤；下行割煤时，右滚筒割底煤、左滚筒割顶煤。
割煤过程中，司机要掌握好滚筒的升降位置，将顶煤割净、底板割平，不得留有台阶伞檐，煤壁成一条直线。
4、进刀长度确定的依据：
根据MG170/410–WD型采煤机技术参数得出采煤机进刀长度为30m。
5、进刀方式：
采用端头斜切进刀。
操作过程：
1采煤机从输送机机尾（进风巷）开始斜切进刀下行割煤，
2采煤机机身全部进入后（和煤壁平行）后反刀，移溜后割掉三角煤。
3下行清理浮煤
4清至煤壁后调整滚筒开始割煤，并且跟机移溜
5煤机在工作面部斜切进刀，完成一个循环。
6、工作面工序配合方式：
采煤机割完一排煤后移梁，移过的梁要及时升紧单体柱，
7、移机头（尾）支架注意事项：
（1）做机头机尾移柱时，必须将机头（尾）处无关人员撤至安全地点，安全地点距前梁不小于5.0m。
8、推移刮板机：
采用顺序推刮板机的方式。
推移刮板机在采煤机左（右）滚筒不小于15.0m处进行，严禁出现陡弯。
移后的刮板机要成直线，每次推移一个步距，机道有台阶、矸石等障碍物推不动刮板机，应返空刀扫除障碍物。
三、设备配置、技术参数
表二工作面机电设备配备表
序号
设备名称
型号及规格
容量
单位
数量
备注
1
采煤机
MG170/410–WD
411KW
台
1
2
刮板输送机
SGZ-630/220
2×110KW
部
1
3
皮带输送机
SJ-40
40KW
部
1
4
刮板输送机
SGW-40T
40KW
5
乳化液泵
37KW
台
2
表三MG200/500QWD型采煤机技术参数：
序号
内容
主要技术参数
1
采高范围（m）
1.3–2.92m
2
适合倾角（°）
≤35°
3
截深（mm）
600
4
机面高度（mm）
1100
5
机身宽度（mm）
984.5
6
两摇臂回转中心距离（mm）
5813
7
配套滚筒直径（mm）
Ф1400
8
最大采高（mm）
2920
9
下切深度（mm）
176
10
摇臂结构形式
整体弯摇臂
11
摇臂总摆角
61.7°
12
上摆
42°
13
下摆
19.7°
14
截割功率（KW）
2×170
15
滚筒转速（r/min）
45；52
16
牵引与调速形式
销轨式、交流变频调速
17
牵引功率与供电电压
2×30KW；1140V
18
牵引转速（r/min）
1472
19
额定频率（KN）
50
20
泵站电动机型号
YBRB-11
21
泵站电动机功率（kW）
11
22
供电电压（V）
1140
23
喷雾方式
内、外喷雾
24
冷却方式
截割、牵引、泵站电机、摇臂水套、变频箱等用水冷
25
喷雾泵站喷雾泵型号
PB-220/6.3
26
喷雾泵站最高工作压力（Mpa）
6.3
27
喷雾泵站额定工作流量（1/min）
200
28
喷雾泵站供水管型号
PC-25/150（200）
29
配套主电缆型号
MCP3×95+1×25×4×10
30
整机重量（t）
25
表四刮板输送机技术参数
型号
SGZ-630/220
输送量
450ｔ/ｈ
输送机长度
150m
电动机功率
110KW
冷却方式
水冷
联接方式
哑铃销联接
水平弯曲
±1°
垂直弯曲
±2°
表五带式输送机技术参数
型号
SJ-80/2×40
输送量
400ｔ/ｈ
输送带宽度
800ｍｍ
输送带速
2ｍ/ｓ
附工作面设备布置示意图
第三章顶板管理
一、支护设计
1、顶板管理及支护方式的选择
（1）全部垮落法处理顶板。
（2）工作面支护：
工作面采用HDSB―3200型兀梁，允许承载300KN。
配合采用DZ―2500型单体液压支柱，支柱直径100mm，初撑力（额定）90KN，工作阻力25T／根。
移梁与放顶步距0.6m。
机头机尾采用HDSB―3600型兀梁
二、工作面上下端头及两巷超前支护设计
根据1503工作面矿压观测和回采过程中的地质资料分析及本工作面掘进过程中的地质资料分析，两巷超前支护选用HDSB―2200型兀梁配合DZ―2500单体支柱支护顶板；
超前支护每根兀梁配合三根DZ―2500型单体柱，每排30颗单体柱，共22米。
详细见附图
三、移梁放顶
移主梁：
将主梁降下向煤壁前伸0.6m（开帮宽度），将竹片平笆网平铺，加背塘材后将主梁升起，梁头顶紧煤壁，且垂直煤壁，塘材分布均匀，成线布置，根根搭接。
移副梁：
先将老孔侧支柱放下，移至输送机侧放好待用，然后用带绳手把将副梁下其他两根支柱降下进行放顶，三人协作，将副梁移至煤壁侧顶紧煤壁与主梁对齐，摆正梁位，升紧支柱。
上下巷道顶梁回放顶：
拉机头前先移“四、八“长梁。
机尾侧梁回柱放顶与工作面生产班同步。
（齐头并进）
四、初采初放、周期来压，工作面收尾时的顶板管理
（1）加强工程质量验收，做好顶板的动态观察，掌握探索来压步距及推进度对来压步距影响，并作好记录。
（2）坚持割煤前对工作面所有支柱进行单枪注液。
（3）来压如造成煤壁垮落严重，必须及时移梁维护，必要时可加梁维护并背好顶。
（4）如来压造成漏顶或切顶现象，必须用半圆木绞实刹紧，方可开帮。
五、过断层时的顶板安全管理
1.过断层期间，加强联网、背顶，如发生漏顶，必须铰实接顶。
2.过断层期间，严格工程质量标准，严禁加大梁间距。
3.过断层期间，断层前后10m范围内严禁放顶煤。
4.过断层期间，队长每班要指派一命队干现场跟班指挥，确保安全。
5.过0.3m以下断层时：
一般采用留底煤方法，将溜子垫平通过。
（由正断层上盘过渡到下盘法），或采用破底板缓慢通过（由正断层下盘向上盘过渡法）。
如遇见0.3米以上的断层时采用爆破作业。
煤由工作面输送机运走，岩石运入老空区，确保煤质。
（1）．爆破说明
1.采用MZ――1.2KW型手提式煤电转，人工操作打眼。
2.采用乳化硝铵炸药，矿用毫秒电雷管，MFB―100型矿用发爆器实施毫秒爆破。
（2）．炮眼布置与装药量
炮眼呈三排“五花”眼布置，顶眼距顶0.35，底眼距底板0.35m,水平角度65°～80°，垂直角度±10°，眼距1.0m。
，上排眼装药量为每眼0.2kg（1卷），腰眼装药量每眼0.4kg（2卷）底眼装药量为0.6kg（3卷）。
连线方式采用串联，严禁采用并联连线爆破。
1.炮眼布置图：
2.爆破参数
名称
数目
角度
眼距
m
眼深
m
每眼kg
循环消耗
联线方式
水平
垂直
炸药
Kg
雷管
发
顶眼
99
65°
~
80°
+10°
1.0
1.2
0.2
29.8
149
串
联
（不超
过３m）
腰眼
99
1.0
1.2
0.4
59.6
149
底眼
99
-10°
1.0
1.2
0.6
89.4
149
合计
297
178.8
447
（3）．炮眼封泥及封泥长度1.采用黄土炮泥。
2.封泥不得小于０.５m，严禁用煤粉、块状材料或其他可燃材料作封泥。
（4）．装药方式及联线方式
1.装药方式采用正向装药：
起爆药包位于柱状装药的外端，靠近炮眼口，雷管底部朝向眼底的装填方式。
2.联线方式采用串联。
（5）．起爆顺序
1.起爆顺序：
先腰眼,次底眼、后顶眼。
2.联线长度（一次）最多不超过3m（一次装药起爆）。
3.工作面放炮时及时调整采煤机位置，放炮处距离采煤机不低于70m。
（6）．移梁方式
移主梁：
将主梁降下向煤壁前伸0.6m（开帮宽度），将竹片平笆网铺平展，加背塘材后将主梁升起，梁头顶紧煤壁，且垂直煤壁，塘材分布均匀，成线布置，根根搭接。
移副梁：
先将老孔侧支柱放下，移至输送机侧放好待用，然后用带绳手把将副梁下其他两根支柱降下进行放顶，三人协作，将副梁移至煤壁侧顶紧煤壁与主梁对齐，摆正梁位，升紧支柱。
（7）.工艺流程：
打眼、装药――检查维护――爆破落煤――铺网背顶移主梁――人工装煤、打柱――移副梁、回柱放顶――补网、清理网下煤――摘中柱、移溜子――补打中柱。
（8）．打眼、装药、爆破安全规定
1.打眼工必须事先检查钻具，电缆是否完好，打眼前将电缆悬挂好，禁止落地或打落在溜子上。
打眼前还应巡视打眼区域支柱、顶板、煤壁等安全状况，及时排除隐患后确认无误再作业。
2.严格按爆破图表合理布置炮眼，条件变化时经队长同意调整参数。
3.打眼时应扎紧衣领袖口，禁止站在刮板上打眼，打眼时应抓紧锚头，几人相互配合。
严禁单人操作打眼。
4.打眼工其他未尽事项，均严格执行《煤矿安全规程》有关规定。
5.爆破工必须用药箱、药包领药。
药管不得混装，管箱必须加锁。
6.加工引药时必须在支架完整，安全可靠且避开导电体和电气设备的地点进行。
加工完毕，应将脚线扭结成短路，避免杂散电流引爆发生危险。
7.加工引药时应按《操作规程》严格细心操作，严禁将电雷管直接硬插到或斜插进药卷，应使用小木棍或用手轻轻搓松平头。
8.爆破工必须坚持“自联自放“原则，放炮钥匙随身携带，严禁使用两台及以上发爆器在同一工作面同时爆破。
严禁提前连接脚线到母线到发爆器。
9.爆破作业必须坚持“一炮三检”和“三人连锁”放炮制度，并悬挂“正在爆破，严禁入内”的警示牌于有可能通往工作面的所有通道上。
10.爆破距离：
直线≥50m，拐弯≥30m。
11.警戒工作：
由班长亲自布置和撤除。
当打完眼装完药准备爆破前，班长要指定专人去所有进入爆破地点的通道上，按爆破距离设置专职警戒，联系人员联系好，向班长汇报，班长清点人数，确认一切无误后，班长方可下达爆破命令。
但爆破前还必须检查瓦斯，确认瓦斯浓度不大于0.5％.方可与爆破工交换连锁牌。
爆破工发出警哨，至少再等5秒后，确认无误，方可起爆。
12.处理拒爆炮眼的方法：
再次联线，重新通电引爆。
如还不爆，从电源摘下母线，扭结成短路，再等5分钟，才能沿线路检查拒爆原因。
在拒爆眼0.3m以外另打平行原炮眼的新炮眼，重新装药起爆。
严禁用镐刨或从炮眼中硬拉拽雷管，以及打眼掏药。
处理后应由爆破工详细检查并收集未起爆的电雷管，未处理完严禁进行其他无关工作。
13.其他执行《煤矿安全规程》及《操作规程》的有关规定。
（9）．装煤
１.出煤前（紧跟爆破后）必须移过主梁控顶。
严禁空顶作业。
２.拉煤前必须首先进行敲帮问顶，处理不安全隐患，大块煤要砸碎拉走。
如有大块岩石漏顶，应砸碎搬至老空侧。
3、清煤时要随时随地检查支架、顶板、煤壁、老空侧安全状况，防止倒柱、片帮、窜矸等意外事故发生。
七、矿压观测
1、矿压观测内容
工作面的矿压观测内容主要有：
支柱阻力观测、两巷超前支护、端头支护范围内单体液压支柱阻力观测。
根据观测结果对工作面顶板活动规律、来压特征，超前支撑压力影响范围和分布特点，顶板、煤层稳定性，工作面支护质量等进行分析。
2、矿压观测方法
（1）工作面的矿压观测
支架阻力观测
沿工作面倾斜均匀布置7个矿压观测点，1个矿压观测备用点，矿压观测点分别依次定在8个支柱上。
并连续观测支柱的初撑力、工作阻力。
（2）两巷矿压观测
回采过程中,每天随机抽取回风（运输）巷支护范围的单体支柱，观测单体支柱支护阻力的变化情况。
（3）每周至少一次由区队技术人员对两巷顶板离层情况进行观测，测的数据如实做好记录。
（4）每周由生产技术室定期对工作面和两巷支护质量动态检查一次,并对存在的问题由区队负责整改。
第四章生产系统
一、运输
1、运煤系统
1503工作面→1503运输巷→原132掘进巷道→15采区皮带运输大巷→960m皮带运输大巷→斜井→地面
2、运料系统
地面→一水平运输大巷→主暗斜→二水平主下山→二水平三采区水平运输大巷→1503配运料巷→1503采面行人巷→进风巷
附生产系统示意图。
二、一通三防与安全监控
1、通风系统
（1）机采期间风量计算：
根据《煤矿安全规程》中的要求，计算工作面的配风量。
低瓦斯矿井的采煤工作面按气象条件或瓦斯涌出量（用瓦斯涌出量计算，采用高瓦斯计算公式）确定需要风量，计算公式为：
Q采＝Q基本×K采高×K采面长×K温
＝287.28×1.5×1.1×1.0
＝474.012m3/min
式中：
Q采--采煤工作面实际需风量，m3/min。
Q基本--工作面最大控顶距×工作面实际采高×70%×适宜风速，计算得：
Q基本=3.8×2.25×0.7×0.8×60＝287.28m3/min
表十K采高--回采工作面采高调整系数，K采高＝1.1。
采高（米）
＜2.0
2.0--2.5
2.5--5.0及放顶煤面
系数（K采高）
1.0
1.1
1.5
表十一K采面长--回采工作面长度系数调整，K采面长＝1.0。
工作面长度（m）
80-150
150-200
＞200
长度调整系数（K长）
1.0
1.0-1.3
1.3-1.5
表十二K温--回采工作面温度系数调整，K温＝0.9。
工作面空气温度
工作面风速m/s
配风调整系数
＜18
0.3--0.8
0.90
18—20
0.8--1.0
1.0
20—23
1.0--1.5
1.0--1.10
23—26
1.5--1.8
1.10--1.25
26—28
1.8--2.5
1.25--1.4
28—30
2.5--3.0
1.4--1.6
按工作面温度选择适宜的风速进行计算：
Q采＝60×V采×S采
＝60×1×7.875
＝472.5m3/min
式中S采--采煤工作面的平均断面积，7.875m2。
V采--采煤工作面的风速，1m/s。
按回采工作面同时作业人数计算需要风量：
每人供风不小于4m3/min。
Q采≥4m3/min
N＝4×21
＝84m3/min
根据《煤矿安全规程》规定，按回采工作面回风流中瓦斯（或二氧化碳）的浓度不超过1.0%的要求计算：
Q采＝100×q采×KCH4
＝100×0.56×1.2
＝67.2m3/min
式中：
Q采--回采工作面实际需要风量，m3/min
q采--回采工作面回风流中瓦斯（或二氧化碳）的平均绝对涌出量，m3/min；
KCH4--采面瓦斯涌出不均衡通风系数1.2。
（正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日瓦斯绝对涌出量的比值）。
按风速进行验算：
15S＜Q采＜240Sm3/min
15×7.875=118.125＜Q采＜240×7.875=1890
189＜Q采＜3024m3/min
式中：
S--工作面平均断面积，7.875m2。
炮采风量计算：
（1）按采煤工作面最多人数计算：
Q采＝4×N×K
公式中：
Q采－矿井总供风量m3/min
4－每人每分钟供风标准m3/min
N－井下同时工作最多人数（取22人）
K－矿井通风系数（取K＝1.25）
计算：
Q采＝4×25×1.25＝110（m3/min）
（2）按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算：
Q采＝100×QCH4×kCH4
公式中：
Q采－采煤工作面需要风量m3/min
QCH4采－采煤工作面绝对瓦斯涌出量
kCH4－工作面涌出瓦斯涌出含量不均匀系数，由于该矿为炮采取K取2.0
计算：
Q采＝100×0.56×2＝112（m3/min）
（3）按工作面温度计算：
Q采＝60V采×S采×K采
公式中：
（本矿一般平均温度是16～18度）由采煤工作面空气温度与风速对应表查得V采取0.6m/s
S采－回采工作面有效断面最大控顶距3.8最小控顶距3.2米，采高2.25米（取S采＝7.875m2）
根据采煤工作面长度风量系数表查得K采取0.9
计算：
Q采＝60×0.6×7.875×0.9=255.15（m3/min）
（4）按炸药量计算：
Q采＝25Ac
公式中:
Ac－采煤工作面一次使用最多炸药量：
取Ac＝3kg
计算：
Q采＝25×3＝75（m3/min）
经过上述计算，确定1503工作面所需风量为500m3/min。
2、通风路线
新鲜风：
立井、斜井→960m皮带运输大巷→51采区皮带运输大巷→132原掘进巷→1503进风巷→1503工作面
乏风路线：
1503工作面→1503运输巷→二采区三水平主回风大巷→回风上山→风井→地面
附通风系统示意图
3、通风设施
（1）回采前要调整通风系统，保证工作面风量达到设计要求。
（2）分别在进风巷、运输巷口内20m设置一个永久测风站。
4、综合防尘系统
进风巷防尘供水路线：
地面→立井→960m运输大巷→51采区运输大巷→原123掘进巷→1503采面行人巷→1503进风巷。
运输巷防尘供水路线：
地面→立井→960m运输大巷→51采区运输大巷→原132掘进巷→1503运输巷。
5、进风巷、运输巷水管均吊挂在巷道下帮，且水管位于风管上方。
①回风巷供水管直径为50mm，运输巷供水管直径为50mm；
6、工作面瓦斯检查的具体要求
（1）工作面回风巷风流中瓦斯浓度超过1.0%或二氧化碳浓度超过1.5%时，必须停止工作，撤出人员，采取措施，进行处理，待处理完毕确认无隐患之后方可进入。
（2）工作面及进风巷、运输巷风流中、电动机或其开关安设地点附近20m风流中的瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理。
（3）工作面及其他巷道内，体积大于0.5m3的空间内积聚的瓦斯浓度达到2.0%时，附
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