13207回采作业规程详解.docx
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13207回采作业规程详解
目录
第一章工作面概况1
第一节工作面位置及井上下关系1
第二节煤层赋存特性1
第三节地质构造3
第四节水文地质情况3
第五节储量、生产能力及服务年限4
第六节影响回采的其他因素4
第二章工作面巷道布置及采煤方法7
第一节巷道布置情况7
第二节采煤方法及回采工艺7
第三章顶板管理14
第一节顶板支护设计14
第二节上下端头及安全出口管理15
第三节工作面顶板管理及矿压观测18
第四章生产系统21
第一节运输系统21
第二节通风系统21
第三节供电系统23
第四节设备明细29
第五节排水系统31
第六节照明、通讯、监测监控、人员定位及紧急避险系统31
第七节防灭火系统33
第八节综合防尘系统34
第九节喷洒阻化剂防灭火系统35
第十节灌浆防灭火系统36
第五章劳动组织及工作面主要经济技术指标40
第一节劳动组织40
第二节工作面主要经济技术指标41
第六章工作面管理及煤质管理42
第一节工作面管理42
第二节“一通三防”有关标准43
第三节机电设备管理44
第四节煤质现场管理45
第七章工作面灾害防治及避灾路线48
第一节工作面灾害防治48
第二节避灾路线50
第八章工作面安全技术措施52
第一节特殊条件下作业安全技术措施52
第二节各岗位人员安全操作注意事项70
第一章工作面概况
第一节工作面位置及井上下关系
一、工作面名称
本工作面名称为13207工作面，隶属于矿井一水平一盘区东翼3-2煤层采区布置的第三个工作面。
二、工作面位置
工作面地面位置为：
地面对应位置位于工业广场东南方向，地形属丘陵，地面标高一般在+1250.8～+1349.5m之间，工作面标高在+1155.174～+1211.66m之间，该工作面煤层距地面垂深为95～138m。
13207工作面井下位置：
位于矿井一水平3-2煤层一盘区东翼北部，西部为一盘区东翼3-2煤盘区大巷，南部为已回采完毕的13208综采工作面，东部为井田边界，北部为井田边界。
工作面上部为已回采结束的13106工作面采空区（开采时间2014年6月-2015年3月）。
该工作面对应地表为塌陷区，因此对回采无影响。
该工作面对应地表系陡峭坡地的上升面，沟壑纵横，地势较复杂。
第二节煤层赋存特性
1、煤层赋存条件及围岩特性
（一）、煤层：
根据S补13、S13、S9钻孔及13207工作面揭露煤层资料显示：
13207工作面与上部3-1煤层层间距在18～21m，由西北至东南有增厚趋势。
工作面煤层构造形态一致，总体为一向北西倾斜的单斜构造，倾角1～3°。
该工作面煤层有0～1层夹矸。
S9钻孔显示工作面煤层夹矸厚度250mm厚。
该工作面煤层厚度在1.40～1.88m，工作面平均煤厚1.64m。
（二）、顶底板：
该工作面直接顶为砂质泥岩，厚度在7.4-15.24m之间，该岩层特性：
深灰色，块状，泥质结构，参差状断口，含植物化石及碳屑，夹粉砂岩、细粒砂岩薄层。
该工作面直接底为砂质泥岩，主要以砂质泥岩为主，砂质泥岩厚度为19.5m，特性与顶板砂质泥岩相同。
（三）、煤层顶底板情况具体见表。
煤层顶底板情况
顶板
顶底板名称
岩石类别
硬度
厚度/m
岩性特征
老顶
细砂岩
<6
1.4
块状，致密，松软细粒砂状结构，以石英为主，泥质胶结
直接顶
砂质泥岩
<4
7.4～15.24
深灰色，块状，泥质结构，参差状断口，含植物化石及碳屑，夹粉砂岩、细粒砂岩薄层。
伪顶
无
底板
直接底
砂质泥岩
<3
19.5
深灰色，块状，松软，泥质结构，参差状断口，夹粉砂岩泥岩薄层。
老底
细砂岩
<6
3
浅灰白色，块状，细粒砂状结构，松软，参差状断口，分选差，以石英为主，泥质胶结。
二、瓦斯、煤尘及煤层自燃发火情况
根据2014年矿井瓦斯等级鉴定报告3-2煤瓦斯绝对涌出量0.33m³/min，相对涌出量为0.14m³/t，为瓦斯矿井，无煤与瓦斯突出现象。
根据3-2煤层煤尘爆炸性、煤自燃倾向性检验报告，煤火焰长度为240mm，岩粉填加量70％。
该区煤层煤尘有爆炸性，煤属于Ι级容易自燃。
根据井田内煤芯煤样测定成果整理，煤的吸氧量在0.53～0.78cm3/g之间，煤为自燃～容易自燃煤。
另据内蒙古煤矿设计院对部分电厂用煤资料调查，东胜煤田煤自然发火期为40～60天，堆积高度、堆积方式均是煤堆自燃的影响因素。
据详查区内钻孔简易地温测量结果，区内地温变化无异常，属正常地温区，矿井建设无地温危害。
第三节地质构造
该工作面地质构造简单，总体为一向北西倾斜的单斜构造，呈宽缓波状起伏，倾角1～3°。
工作面范围内煤层近水平搌布。
该工作面内发育F4次生断层两条，主运顺槽揭露断层F401为正断层，断层倾角63°，断层落差0.9m，工作面内发育F402正断层，断层倾向67-82°，断层落差1.4m，该断层由东至西断层落差逐渐变小直至消失。
第四节水文地质情况
一、工作面水文条件
该工作面煤层直接顶为砂质泥岩，老顶顶板为细砂岩。
顶板裂隙砂岩水会顺着顶板裂隙渗入巷道，其通道不畅，水量甚小，以静储水为主，对生产影响很小。
因该工作面位于13106综采工作面下部，13106工作面与13207综采工作面均为俯斜开采，因此在13207综采工作面回采前需提前对上部采空区积水进行探放。
二、涌水量
该区域内地下水的补给来源主要为大气降水，由于区内地表水体不发育，地下水的迳流条件较差，大气降水成为该区域地下水的主要补给来源。
第四系潜水直接接受大气降水及地表水的渗入补给，其承压水在深部则以接受侧向迳流补给为主。
第四系潜水的迳流受区域地形控制，分别向南北两个方向迳流进而排泄出区外；该区的蒸发量一般为2108.2mm，因此，强烈的蒸发亦是第四系潜水排泄的重要途径。
基岩裂隙水迳流受单斜构造控制，基本沿岩层倾向即南西方向迳流，在沟谷深切地段以泉的形式排泄；在地形变化较小的地段则以侧向迳流的方式排泄出区外。
根据巷道采掘水文地质情况：
预计工作面最大涌水量为0.3m³/h，正常涌水量为0.06m³/h.
第五节储量、生产能力及服务年限
13207综采工作面煤层平均可采厚度为1.64m，容重为1.35t/m³，可采长度为1053米，面长为198.7米，回采率为98%，可采储量为45.4万吨。
1、每刀煤的产量：
工作面长L×采高H×截深b×煤容重γ×回采率C
Q＝198.7×1.64×0.8×1.35×0.98＝344.9（t）
2、产量计算
日产量：
每刀煤产量×日推进刀数
Qd＝344.9×12＝4138.8（t）
月产量：
日产量×每月生产天数
Qm＝4138.8×25＝103470（t）
服务年限：
工作面服务年限T1=Qy/（日产量×生产天数）=4.4个月
3、推进度计算
日推进度：
每日生产循环数×每循环进度
Ld=12×0.8=9.6（m）
月推进度：
每月生产天数×日推进度
Lm=25×9.6＝240（m）
第六节影响回采的其他因素
一、冲击地压和应力集中区
13207工作面位于井田东部，工作面西部为一盘区东翼3-2煤盘区大巷，南部为已回采完毕的13208综采工作面，东部为井田边界，北部为井田边界。
根据3-2煤层13209、13208工作面的实际开采情况本工作面埋藏较浅无冲击地压现象。
二、问题及建议
（一）、煤尘具有爆炸性，属容易自燃煤层，应保证通风系统畅通和降低煤尘浓度；
（二）、工作面赋存标高距地表较近，在回采13106过程中受煤层自燃风化影响，造成局部工作面两巷温度异常超高，因此回采前须做好防止煤层自燃发火的影响。
（三）、煤层底板遇水泥化，支护强度降低，单体易钻底，故超前单体支护可通过垫木鞋、铁鞋减小单体支柱钻底量，以增加受力面积，使工作面超前单体液压支柱初撑力能够达到规定的11.5MPa。
（四）、严格控制采高，防止片帮冒顶，发现漏液、失效支架及时更换，确保支架初撑力。
（五）工作面回采时要加强顶板管理和超前维护，并及时补充相应的技术措施。
（六）、加强工作面涌水量和地面等水文地质观测，做好探放水工作，配备相应能力排水系统。
（七）、回采过程中要做好来压观测，确保矿压记录数据准确。
（八）、煤尘有爆炸危险，做好洒水降尘工作，并清理干净浮煤。
（九）、加强储量管理，确保工作面设计采高和回采率。
（十）、根据13106综采工作面回采期间对补3、S16的钻探探查结果，该地区地质钻孔封孔质量较好，不存在导通上部采空区现象。
但在13207工作面回采时钻孔可能会受上部采空区采动影响，钻孔可能会出现导通上部采空区现象，因此在13207工作面在回采前需对工作面内及可能影响工作面安全的地质钻孔进一步进行探查。
工作面在回采期间需另行编制过地质钻孔专项安全技术措施。
（十一）、工作面赋存标高距地表较近，在回采13106过程中受煤层自燃风化影响，造成局部工作面两巷温度异常超高，因此回采前须做好防止煤层自燃发火的影响。
第二章工作面巷道布置及采煤方法
第一节巷道布置情况
一、采煤工作面辅运顺槽
1、该巷道沿煤层顶板掘进，采用锚网索支护。
矩形断面，净宽4.2m，净高2.2m，净断面积9.24m²。
2、支护：
顶部采用Φ16×2000mm圆钢锚杆，间排距1000×1200mm；Φ15.24×6300mm锚索，居中布置，排距3600mm。
3、辅运顺槽主要用于本工作面回风、运料及行人。
4、辅运顺槽内布置有Φ108mm压风、Φ108mm供水、Φ108mm注浆管路各一趟、安全监测等管线。
二、采煤工作面主运顺槽
1、该巷道沿煤层顶板掘进，采用锚网索支护。
矩形断面，净宽4.2m，净高2.2m，净断面积9.24m²。
2、支护：
顶部采用Φ16×2000mm圆钢锚杆，间排距1000×1200mm，Φ15.24×6300mm锚索，居中布置，排距3600mm。
3、该顺槽主要用于本工作面进风、运煤及行人。
4、主运顺槽内布置有Φ108mm压风、Φ108mm供水、Φ108mm排水管路各一趟。
三、采煤面切眼
切眼位于13207综采工作面两顺槽的终点位置，该巷道沿煤层顶板掘进，采用锚网索支护。
矩形断面，净宽6.5m，净高2.2m，净断面积14.3㎡。
工作面切眼采用锚网索＋单体联合支护，顶部采用Φ20×2200mm金属螺纹钢锚杆，间排距900×1000mm，Φ15.24×6300mm锚索，矩形布置，间排距2000mm×3000mm，
四、停采线位置
工作面停采位置:
主、辅运顺槽口回撤通道处（回撤通道已提前施工完成）。
第二节采煤方法及回采工艺
一、采煤方法
根据本矿井地质条件及其现有的技术装备，确定本工作面采煤方法采用伪倾斜长壁后退式综合机械化采煤法。
二、回采工艺
（一）、工作面设备配备
本工作面煤层平均可采厚度为1.64m，且倾角较小，根据设计生产能力及其地质条件，采用综采液压支架支护，双滚筒采煤机落煤、装煤，以及相应配套的刮板运输机、转载机、破碎机、胶带运输机运煤的综采工作面作业系统。
附：
配套设备主要性能及技术参数：
MG400/870-WD型双滚筒采煤机主要技术特征
采高范围（m）
1.3～2.48
截割功率（t/h）
2*（2*200）
供电电压（V）
1140
装机总功率（Kw）
870
滚筒直径（mm）
1400
滚筒截深（mm）
800
适应煤层倾角（°）
﹤35°
滚筒转速（r/min）
50
机面高度（mm）
880
冷却水量（L/min）
280
牵引功率（Kw）
2*30KW
截割速度（m/s）
3.67
ZYP6000/12.5/26型掩护式支架主要技术特征
工作阻力（KN）
6000
支撑高度（m）
1.25～2.6
支架宽度（m）
1.43～1.6
推移行程（mm）
800
支架中心距（mm）
1500
支架对地板比压（Mpa）
1.73～1.95
初撑力（KN）
5067
外形尺寸（mm）长*宽
5900*1430
支架强度（Mpa）
0.54～0.64
生产厂家
中煤北京煤机厂
ZY6000/8.8/18型掩护式支架主要技术特征
工作阻力（KN）
6000
支撑高度（m）
0.88～1.8
支架宽度（m）
1.43～1.6
推移行程（mm）
800
支架中心距（mm）
1500
支架对地板比压（Mpa）
2.0～2.24
初撑力（KN）
5067
外形尺寸（mm）长*宽
5900*1430
支架强度（Mpa）
0.65～0.75
生产厂家
中煤北京煤机厂
SGZ764/630型刮板运输机主要技术特征
设计长度（m）
214
链速（m/s）
1.3
运输能力（t/h）
700
电机总功率（Kw）
2×315
电机电压等级（V）
1140
电机转速
1482r/min
刮板链规格（mm）
Φ30×108超扁平链
刮板链型式
中双链
中部槽：
长×宽×高（mm）
1500×724×240
卸载方式
端卸
SGZ764/160转载机主要技术特征
转载机长度（m）
42
链速（m/s）
1.44
爬坡角度（°）
12
爬坡高度（m）
1.3
刮板链规格
Φ26mm×92mm
刮板链形式
中双链
电压（V）
1140/660
电机功率（Kw）
160
输送能力（t/h）
1000
槽宽（mm）
764
PLM-1000破碎机主要技术特征
破碎能力（t/h）
1000
电机功率（Kw）
110
最大输出粒度（mm）
300以下
电压（v）
1140/660
最大输入颗粒（mm）
700*700
破碎轴转速（rpm）
466
外形尺寸：
长×宽×高（mm）
4100×1720×1760
电动机型号
KBY550-110A
BRW315/31.5*4A型乳化泵主要技术特征
公称压力（Mpa）
31.5
电机功率（Kw）
200
流量（L/min）
315
曲轴转速（r/min）
585
外形尺寸：
长×宽×高（mm）
3070×1265×1350
重量（Kg）
4800
DSJ100-63-2*125型伸缩带式输送机主要技术特征
输送量（t/h）
630
输送长度（m）
500
带速（m/s）
2m/s
电机功率（Kw）
125
带宽（mm）
1000
电压（v）
1140/660
（二）、回采工艺
1、割煤工序
正常割煤工序为采煤机前滚筒（采煤机前进方向为前）割顶煤，后滚筒割底煤。
割煤到工作面一端头后升降两侧滚筒，变换割顶底煤方式，进刀割三角煤后正常割煤。
采煤机为双向割煤，每割一刀煤，支架、刮板运输机前移一个步距，完成一个循环，往返一次完成两个循环。
2、进刀方式
采用端头斜切进刀，以采煤机从机头段进刀为例。
（1）当采煤机在机头割通后（如图2-2a所示），降低左滚筒，升高右滚筒（即变换割顶底煤方式），将机身下的底煤清扫干净；
（2）采煤机进入运输机直线段后，将工作面机头段运输机推直，如图2-2b所示；（3）升高左滚筒，降低右滚筒，向机头方向割三角煤至采通，如图2-2c所示；（4）采煤机降低左滚筒，升高右滚筒，清扫机身下的底煤进入运输机直线段后正常割煤，如图2-2d所示；（5）反刀进行下一个循环，如图2-2e所示。
2-2a
2-2b
2-2c
2-2d
2-2e
在工作面溜子出现窜动，需调整工作面时，可改变推溜的方向。
3、移架工序
移架方式为依次顺序移架，通过收缩支架与工作面溜槽连接的推移油缸使支架前移。
在割煤时滞后采煤机后滚筒距离3～5架，追机移架及时支护顶板，当顶板破碎时，追机带压擦顶移架，必要时停机移架。
4、推移运输机工序
当工作面支架移设一个循环步距，煤机割完底煤后开始推溜，通过伸出溜槽与工作面支架连接的推移油缸使溜子前移。
必须保证距离采煤机后滚筒不少于10架。
（三）、回采工艺说明及要求
1、对采煤机割煤的要求
（1）根据煤层的赋存情况调整，严格控制采高，确保煤质符合要求。
（2）工作面保证做到三直、两平、两畅通。
顶底板要割平，不能留有台阶，底板沿底割煤，不能出现飘底、挖底、局部起伏过大现象。
（3）工作面顶、底板与两顺槽顶、底板要平缓过渡。
（4）端头三角煤必须保证割透。
（5）采煤机割煤时必须克服底板局部起伏，保证溜槽的上下垂直弯曲度不超过刮板运输机的技术要求3°。
（6）当工作面出现底板起伏时，采煤机割煤时每刀最大卧底或提底量不得超过100mm，而且要提或卧一刀，平推一刀，不允许一直提底或卧底；坡度保持和两顺槽坡度相一致。
（7）合理控制采煤机速度，保持煤量均匀，不得将煤溢出溜槽外。
2、对推移运输机的要求
（1）推移刮板运输机时必须保持推移后成一条直线。
（2）刮板运输机推移到位，机头、机尾推进度应保持一致，保证循环进度。
（3）推移工作面刮板运输机时，必须距采煤机后滚筒不少于10架进行，不得出现急弯、死弯现象，除弯曲段外其余部分不准出现弯曲。
3、对移架的要求
（1）快：
移架及时、迅速，做到少降、快拉。
（2）正：
支架定向前移，不左右歪斜，不前倾后仰。
（3）够：
每次移架要到位，支架移过后要成一直线。
（4）匀：
支架中心距要保持均匀。
（5）平：
要使顶梁和底座平整的和顶底板接触，确保受力均匀。
（6）紧：
使顶梁紧贴顶板。
（7）严：
架间空隙要挡严，侧护板要保持正常工作状态。
（8）净：
将底板上的浮煤、浮矸清理干净，保证支架顺利前移。
（9）架前出现浮矸，立即采用抬底拉架，严禁浮煤产生堆积。
（10）端头支架提前拉出，采用带压擦顶移架，严禁同时动作两台端头支架。
（四）、正规循环说明
采用正规循环作业方式：
即割煤、移架、推溜的全过程。
采煤机两端头斜切进刀，双向割煤的循环方式，往返一次，完成两个循环。
根据本采煤机设计性能以及煤层厚度，在回采过程中采煤机为一次采全高运行，每班利用30min时间进行交接班和生产前准备工作，每个生产班按5个循环，检修班2个循环设计，日进12刀，循环进度为0.8m。
（五）、正规循环作业图表
附：
13207工作面正规循环作业图表
第三章顶板管理
第一节顶板支护设计
一、顶板支护设计
支护强度的计算
工作面液压支架的阻力采用估算法来计算
估算法首先考虑支撑冒落带岩层的重量：
P＝9.8sr∑hcosα
式中：
p—支架承受的荷载KN
S—支架支护的顶板面积，㎡。
为7.92㎡
r—顶板岩石密度，t/m。
为2.2t/m³
∑h—冒落带岩石的高度（直接顶厚度），m
∑h等于m/k-1
m—采高，为1.64m
k—岩石碎脆系数，取1.25～1.5
α—煤层倾角，为4°
上式可写成
P＝（2～4）×9.8srmcosα
即：
P＝4×9.8srmcosα
计算中再考虑支架受力不均衡的安全系数1.2～2，则
P＝（6～8）×9.8srmcosα
则：
P＝（6～8）×9.8×7.92×2.2×1.64×cos4＝17847～2375（KN）
设计选用ZY6000/8.8/18支撑掩护式液压支架，其工作阻力6000KN满足要求。
顶板压力校核
全工作面支架工作阻力总和为：
6000×135＝810000KN
工作面每平方米顶板压力
P＝nm/kp-1×r＝1.2×1.64/（1.5-1）×2.2×10KN/m³
n—增载系数取1.2m—采高取1.64m
kp--碎脆系数取1.2r—岩石容重
则p＝1.2×1.64/（1.5～1）×2.2×10＝89.76KN/㎡
工作面整体压力计算：
（1）在最小控顶距状态，工作面的顶板压力：
Pmin＝T·Lmin·p＝198.7×4.26×89.76＝75978KN
（2）在最大控顶距状态下，工作面的顶板压力
Pmax＝T·Lminx·p＝198.7×5.06×89.76＝90247KN
其中T-工作面长度Lmax-最大控顶距
Lmin-最小控顶距
所以：
全工作面支架总阻力810000KN﹥工作面总压力90247KN，说明支架满足需要。
第二节上下端头及安全出口管理
一、安全出口管理
（一）、上、下安全出口管理
1、根据工作面顶底板岩性、煤厚等条件，以往回采过程的工作面经验来看，工作面两端头矿压显现不明显，上、下端头各选用3台ZYP6000/12.5/26型支架进行支护，完全满足要求，但由于运输机电机、减速机与运输机垂直布置，为保证行人宽度，端头架滞后普通支架，导致支架前梁与超前支护段跨度较大，现我矿已对端头支架进行改造，加装护帮板，对空顶区域进行支护。
2、上、下两顺槽机头、机尾处行人通道必须视空顶情况，补打单体加强支护，同时必须保证巷道行人高度不得低于1.8m，安全出口行人宽度不得小于700mm，由跟班队长或班长检查上下安全出口宽度情况，适时调整工作面运输机窜动。
二、工作面超前支护
本工作面顺槽均为矩形断面，采用锚网锚索支护，顶板完整性较好，故超前支护用单体配合铰接顶梁的支护方式。
（一）、超前支护支柱采用DW-28型单体支柱，顺槽巷道高低如有变化，则更换合适的单体支柱进行支护。
（二）、单体超前支护下端必须支在实底上，确保单体初撑力符合要求。
（三）、超前支护必须使用合格的支护材料，严禁使用漏液、变形等损坏的单体支柱。
（四）、单体支柱必须穿鞋；超前支柱初撑力：
初撑力不小于90KN（11.5Mpa）。
（五）、超前支护距离：
主运顺槽、辅运顺槽各打双排20m支护顶板。
主运顺槽超前支护两排分别打在转载机两侧；辅运顺槽超前支护两排分别打设在距巷道中心线1m位置。
（六）、超前支护必须保证至少3人作业；其中2人操作，1人负责安全监护（包含单轨吊的拆卸时）。
（七）、单体支柱要打成一条直线、打正，三用阀注液口朝向采空区方向。
（八）、超前支护支柱必须采取防倒措施，相邻支柱用专用防倒带相连，防倒带的两端钩子钩在单体上部提手处，单体须用专用防倒绳与巷道顶板网片相连。
（九）、在采煤机割到端头往回返到工作面中部时开始回柱。
工作面端头要做到先回柱后拉架。
当安全出口宽度大于1.0m时，最后一棵单体支柱到端头支架柱脚的距离不大于1.0m；当安全出口宽度小于1.0m时，最后一棵单体到机头、机尾的距离不大于1.0m,若顶板完整距离可放到1.5m。
（十）、当移动端头支架、运输机机头、机尾或其他设备，需要拆除附近支柱时，必须先架好替代支柱（改柱）后方可移动。
（十一）、回柱时必须先检查顶帮情况，确认安全后方可进行回柱工作。
回柱时监护人必须时刻观察顶帮情况，有异常时立即通知回柱工及时撤离；如顶板破碎无法保证回柱人员安全，应采用钢丝绳拉倒单体再拽出危险区域的措施进行回收单体，严禁超前回柱。
（十二）、回柱前要先敲帮问顶，在顶板完整无离层确
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