21901工作面回采规程修改11.docx

1、21901工作面回采规程修改11目 录第一章 工 作 面 概 况 3第一节 工作面位置及井上下关系 3第二节 煤 层 3第三节 煤层顶底板 4第四节 地质构造 4第五节 水文地质 5第六节 影响回采的其他因素 6第七节 储量及服务年限 7第二章 采煤方法 7第一节 巷道布置 7第二节 采煤工艺 8第三节 设备配置 10第三章 顶板控制 13第一节 支护设计 13第二节 工作面顶板控制 14第三节 运输巷、回风巷及端头顶板控制 17第四节 矿压观测 23第四章 生产系统 23第一节 运输 23第二节“一通三防”与安全监控 24第三节 排 水 31第四节 供 电 32第五节 压风自救 44第五节

2、通讯照明 44第五章 劳动组织和主要技术经济指标 45第一节 劳动组织 45第二节作业循环 46第三节 主要技术经济指标 46第六章 煤质管理 47第七章 安全技术措施 48第一节 一般规定 48第二节 顶 板 50第三节 防治水 53第四节 21901瓦斯专排巷安全技术措施 53第五节 防突安全措施 54第六节 运 输 65第七节 机 电 70第八节 其 他 82第八章 灾害应急措施及避灾路线 84第一章 工 作 面 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（见表1）。表1 工作面井上下关系表概况煤(矿)层名称19煤水平名称+1300采区名称二采区工作面名称21901回采工

3、作面地面标高+1667.8+1856.4工作面标高(m)+1358.40+1302.20地面位置 位于柏家大地以南240350m。大坪以东500600m。井下位置在副平硐以南225375m。南翼轨道巷以东。回采对地面设施的影响无走向长度（m）604.7倾斜长（m）127.9面积（m2）77341.13第二节 煤 层工作面煤层情况（见表2）。表2 煤层情况表煤层情况煤(岩)层总厚（m）0.61.0煤(岩)层结构煤(岩)层倾角（度）-840.80.6（0.1）0.2-5可采指数0.94变异系数（%）稳定程度较稳定21.39本工作面19煤层层位稳定，厚度变化不大，最大1.0m，最小0.6m，平均0.

4、8m；黑色，煤岩类型以暗煤为主，夹镜煤、亮煤，小断层发育，似金属光泽，块状、部分碎粒状。第三节 煤层顶底板工作面煤层顶底板情况（见表3）。表3 工作面煤层顶底板情况表煤层顶底板情况顶底板名称岩石名称厚度(m)岩 性 特 征老顶砂质泥岩、粉砂岩互层10.0灰色深灰色，上部含泥质，中下部具细粒，水平层理发育。直接顶B4灰岩1.0灰浅灰色，硫铁矿含量较高，层理较发育。伪顶粉砂质泥岩0.1灰黑色、块状，含植物化石，有时尖灭.直接底泥岩或炭质泥岩2.54深灰色，含植物化石碎片，夹细砂及泥质条带，局部为炭质泥岩。老底泥岩9.94灰深灰色，成份以粉砂质泥岩为主，含少量泥质，层理发育。附图1：21901工作面

5、煤层综合柱状图第四节 地质构造一、断层情况及其对回采影响（见表4）表4 断层情况表构造名称揭露断层位置倾向（度）倾角（度）性质落差（m）对掘进影响程度F1202未揭露24732正断层10对21901工作面回采无影响121901回风巷里程350m1280正断层1.5对回采有一定影响221901回风巷里程360m34570正断层1.3对回采有一定影响321901回风巷里程480m18570正断层1.0对回采有一定影响421901回风巷里程595m18570正断层1.0对回采有一定影响构造名称揭露断层位置倾向（度）倾角（度）性质落差（m）对掘进影响程度521901回风巷里程830m16070正断层2

6、.0对回采有一定影响621901回风巷里程892m16070正断层2.0对回采有一定影响721901开切眼里程28m16575逆断层2.0对回采有一定影响821901运输巷里程223m13580正断层1.2对回采有一定影响921901运输巷里程360m34570正断层5对回采影响较大1021901运输巷里程560m9270正断层1.5对回采有一定影响1121901运输巷里程688m9670正断层0.7对回采有一定影响二、褶曲情况及其对回采的影响无。三、其他因素对回采的影响（陷落柱、火成岩）无。附图2：工作面运输巷、回风巷、开切眼素描图第五节 水文地质1、水文地质条件21901工作面水文地质类型

7、简单，回采过程中的直接充水水源为19煤顶板泥岩含岩溶裂隙水，富水性弱。工作面以南有F1202正断层，对21901工作面无影响。另外，回采中若遇大的断裂构造可能导通上部含水层，在工作面低洼处形成大的积水，影响正常回采。故在回采过程中，应加强防治水工作，安设满足需要的排水设施，确保工作面安全正常回采。2、涌水量预计“比拟法”预测矿坑涌水量根据矿区水文地质条件及矿床充水因素，直接充水含水层为含煤地层本身，而上部飞仙关组T1f1+2+3段为隔水层，飞仙关组四段（T1f4）含水层对今后矿床开采不构成影响。故采用比拟法计算工作面涌水量较可靠。（1）计算公式的选择根据比拟法计算公式：Q=KLL，其中为含水层

8、储水系数，取0.5，KL为含水层的渗透系数，取0.95，L为回采工作面周长（21901运输巷866.4m，21901回风巷905m，开切眼131.7m2），计算得矿坑涌水量Q=0.50.95,2034.824=40.3m3/h。求得21901工作面正常涌水量约40 m3/h。3、防治措施 1）坚持“有疑必探、先治后采”的防治水原则。 2）要求工作面水泵排水能力不低于50 m3/h。3）封闭不良钻孔：工作面内无封闭不良钻孔。4）水情观测：工作面生产过程中应注意顶板水情，遇到涌水异常现象，及时采取措施并向调度室和生产技术部汇报。第六节 影响回采的其他因素一、影响回采的其他地质情况（见表5）表5 影

9、响回采的其他地质情况表影响回采的其它地质情况最大涌水量60(m3/h）正常涌水量 40（m3/h）瓦 斯本矿为煤与瓦斯双突矿井，应加强瓦斯管理。煤（岩）尘煤尘无爆炸危险煤的自燃(煤层裂隙)自燃到容易自然地 温18.230地 压有地压，局部显现明显二、冲击地压和应力集中区本矿目前开采区域无冲击地压，巷道交叉点和采面悬顶面积过大地段超前应力集中区，应采取加强支护措施。三、地质部门建议：1、工作面断层影响严重地段，应制定专门回采补充措施。 2、加强瓦斯、煤尘、气温的监测工作，一旦发现有超标或异常现象，立即采取措施处理，确保回采安全。3、加强地质观测，发现地质异常及时汇报。4、回采时在巷道矿压显现地段

10、要加强支护，防止顶板事故。第七节 储量及服务年限一、储量（见表6）表6 储量计算表块段号走向长（m）倾斜长（m）斜面积(m3）煤厚(m)容重(t/m3)工业储量（t）回采率（%）可采储量（t）604.7127.977341.130.81.63100234.109797227.08二、工作面服务年限 工作面服务年限=（可采走向长度/设计月推进长度）/12 可采走向长度为604.7 设计月推进长度：每月工作24天，每天两班半出煤，每班割煤2刀，每天5刀，每刀截深0.6米。每月推进72米。工作面服务年限=（604.7/72）/12 0.7a第二章 采煤方法第一节 巷道布置21901工作面上下两巷停采

11、线以外19#煤层底板岩层中，形状为半圆拱巷道，停采线至切眼沿煤层顶板东西走向布置，工作面切眼垂直于上下两巷。21901运输巷走向长733.46m，21901回风巷走向长776.68m，21901切眼长127.9m。21901回风巷和21901运输巷都是矩形形巷道，宽4.2m，高2.5m。切眼宽5.3m，高1.6m。附图3： 工作面及巷道布置平面图。第二节 采煤工艺一、采煤工艺根据本工作面煤层赋存、顶底板状况、水文地质条件以及巷道布置情况，决定采用倾斜长壁后退式综合机械化采煤方法，一次采全高，采煤机双向割煤。整套回采工艺为：采煤机破煤、装煤，工作面刮板输送机运煤，液压支架支护顶板，辅以单体液压支

12、柱配合型梁支护工作面两端头和两巷超前段，采用全部垮落法处理采空区顶板。1、采高控制根据支架的支护高度0.751.5m、采高范围10001300mm、煤层实际厚度的变化0.61.0m，确定工作面的最大采高为1.3m，最小采高为1.0m。在正常情况下，当工作面局部煤厚超过1.3m时，留底沿顶回采，严禁液压支架超高使用。当煤层厚度低于1.0m时，要根据实际情况进行破底或挑顶，必要时采用放炮方法推进，正常情况下要沿顶破底回采。2、循环进尺及循环产量一个正规循环进尺为600mm。一个正规循环产量96.5t（实体煤）。3、进刀方式采煤机进刀采用端部自开缺口，双向割煤，斜切进刀方式，斜切进刀段长度为30m，

13、进刀深度0.6m。要求沿顶板割煤，一次采全高。具体操作如下：（1）采煤机向端头或端尾割透煤壁后，向端头或端尾推移刮板运输机，使刮板运输机弯曲段为15m后，将两个滚筒上下位置调换，向端尾或端头进刀，通过15m的弯曲段至30m处，使得采煤机达到正常截割深度（即0.6m）。按要求推移刮板运输机至平直状态。（2）将两个滚筒的上下位置调换，向端尾或端头割三角煤至割透煤壁。（3）割完三角煤以后，将两个滚筒的上下位置调换，采煤机空机返回。（4）采煤机进入正常割煤状态。割煤要保证工作面平、直，当工作面出现伞檐长度超过1m时，其最大突出部分不超过200，伞檐长度在1m以下时，其最大突出部分不超过250。遇顶板破

14、碎及地质条件变化时，煤机要慢速牵引，煤机司机与支架工要密切配合好。附：采煤机进刀示意图。5、工序间距支架操作方法：临架操作。移架方法：追机逐架前移。一般移架距采煤机后滚筒不小于6m（4架宽），但是如果顶板破碎则要紧跟采煤机前滚筒移架。推溜距采煤机后滚筒不小于15m（10架宽）。工艺顺序：尾部进刀 采煤机割煤移架 推溜子进入下一循环二、工作面正规循环生产能力 W=LShc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; 煤的视密度，t/m3; c工作面采出率，%则工作面循环产量为：Q0 = 0.6127.90.81.6297%= 96.5（吨）（1）工作

15、面日产量工作面日产量计算公式如下：Q=NQ0式中：Q 日产量，tN 日采煤循环数，5则工作面每天产量为：Q = 596.5= 493.6（吨）第三节 设备配置一、21901工作面设备配置21901工作面设备配置表序号设备名称型号单位数量生产能力备注1采煤机MG160/360-BWD台1506t/h（最大）2刮板输送机SGZ630/220台1450 t/h3转载机SZZ630/90台1600t/h4液压支架ZY3300/7.5/15架875乳化泵GRB-200/31.5台21台备用6移动变电站KBSGZY-630/10/1.14/0.66台21台备用7皮带机SSJ-800部1400t/h二、设备

16、技术特征1、MG160/360-BWD型采煤机性能参数序号性能指标参数1采煤机型号MG160/360-BWD2采高范围0.951.65m3机面高度690mm4装机功率2280+215+11=361kW5过煤高度194mm6牵引功率2x15kW7牵引行走型式销轨式牵引8牵引力302 kN9牵引速度06.68 m/min10截割功率2280kW11滚筒直径800mm12滚筒截深630mm13滚筒转速73.7r/min14卧底量（中部槽高度190mm）65mm2、SGZ630/220型刮板输送机技术参数序号性能指标参数1出厂长度150m（链轮中心距）3输送量450 t/h3装机功率2110 k4刮板

17、链速1m/s5卸载方式端卸式6紧链方式闸盘式7牵引方式齿轮销轨式8传动装置57JS型减速器(传动比1:29.7551)和110KW 双速电机9刮板链2692mm圆环链，中双链，链条中心距120mm，刮板间隔920mm10链轮7齿11中部槽1500mm590mm263mm，铸焊结构3、SZZ630/90型转载机序号性能指标参数1设计长度28m2输送量600t/h3刮板链速1.34m/s4爬坡角度125电动机型号DSB-90功率90KW转速1475r/min电压11406减速机型式圆锥圆柱齿轮三级减速器传动比26.597:1冷却方式水冷7刮板链型式中双链圆环链规格2.2692mm刮板间距736mm

18、最小破断负荷850KN链条间距120mm4、ZY3300/7.5/15型掩护式液压支架序号性能指标参数1型式两柱掩护式液压支架2高度7501500 mm3支架宽度14201590 mm4压力31.5MPa5中心距1500 mm 6初撑力2618KN7工作阻力3300KN8支护强度0.470.56 Mpa（f=0.2）9底板比压1.31.5（底座前端），平均1.15 MPa10适应采高1.01.3m11移架步距0.6m5、乳化泵序号性能指标参数1型号BRW-200/31.52电机功率125KW3电压1140V4流量200L/min6、皮带运输机序号性能指标参数1型号SSJ-8002电机功率275

19、KW3电压660V4运输能力400t/h附图4: 21901综采工作面设备布置图。第三章 顶板控制第一节支护设计1、顶板支护设计（1）支护形式工作面顶板支护选用ZY3300-7.5/15型掩护式液压支架。上下端头和两巷超前支护采用DW28/100、DW25/100、DW22/100、DW31.5/100型单体液压支柱配合4.0m（上下端头）及1.2m（端头以外区域）铰接顶梁支护，超前支护距离不得小于20m。附图5：21901工作面顶板支护示意图。（2）支护阻力验算根据容重计算公式：P1=（n+1）hSgcos式中：P1 工作面顶板支护需要支架的工作阻力，kN；n 动载系数，1.52.0，周期来

20、压明显时取大值，不明显时取小值。周期来压无参考值，这里取大值2.0；h 采空区顶板垮落高度，h =M /（K-1）；式中：M 最大采高，取1.3m；K 岩石碎胀系数，取1.35；代入数据得：H = 1.3 /（1.35-1）=3.71（m） 顶板岩石容重，取2.5 t / m3；S 支架最大控顶距时支护面积，根据实测计算取5.44m2；g 重力加速度，约10N/kg； 煤层倾角，取平均值8。代入数据得：P1 =（2+1）3.711.35.4410cos8= 779.24kNZY3300/7.5/15型液压支架工作阻力为3300kN 779.24kN因此该型号的液压液压支架能够满足本工作面工作阻

21、力的要求。（3）支护强度验算根据采高计算公式：P2 = nM10式中：P2 工作面顶板支护需要的支护强度，MPa；n 顶板垮落高度为采高的倍数，一般为48倍。这里取中间值6倍M 工作面采高，取1.3m； 顶板岩石容重，取2.5t/m3；10 重力加速度，10N/kg。代入数据得：P2 = 61.32.510= 195（N/m2） 0.195MPaZY3300/7.5/15型液压支架支护强度为0.5MPa 0.195MPa因此该型号的液压支架能够满足本工作面支护强度要求。第二节 工作面顶板控制工作面安装ZY3300/7.5/15型支撑掩护式支架86架，对顶板实行全支护垮落法控制。最小控顶距为34

22、00mm，最大控顶距为4000mm。一、顶板控制支护方式采用追机移架的方式对顶板进行及时支护。在采煤机割煤后，先移支架，再移输送机，即割煤移架移输送机；采用带压擦顶移架的方式移架，正常移架要滞后采煤机后滚筒46架，不得超过6架。顶板破碎时要紧跟前滚筒移架。移架步距0.6m。支护要求如下。1、工作面应达到动态的质量标准化要求，确保“三直、二平、一净、两畅通”。（煤壁直、刮板输送机直、支架直，顶板平、底板平，浮煤清净，上下安全出口畅通）2、加强支架的支护强度，确保支护质量，支架初撑力不得小于2618KN（？MPa）。3、采煤机割煤后，要及时移架，移架与采煤机后滚筒的距离一般不超过6m，防止长时间空

23、顶。4、工作面出现冒顶时，要及时用木料接顶，并升实支架。5、工作面支架严禁歪斜、挤架；否则，要及时调整。二、特殊时期的顶板管理（一）来压时的顶板管理1、工作面初次来压前，派有经验的人员深入现场，掌握可靠的矿压显现数据，并制定专项初次放顶措施，区队要组成初次放顶安全管理小组，由队长、技术副队长、跟班队长、班长及有经验的老工人组成，每班有小组管理成员跟班指挥，发现不安全因素，立即处理，防止重大事故发生。2、工作面基本顶初次来压和周期来压期间,应加强来压的预测预报工作。 3、工作面初次来压时，工作面液压支架与端头支柱必须保证支架完好，全部达到初撑力要求，如采面来压，片帮严重，要超前移架或人工超前支护

24、，保证顶板支护状态完好。4、及时超前移架，缩小架前端面距和顶板悬露时间。5、割煤时，要严格控制好割煤高度，采高控制在1m1.3m。6、上、下出口范围内如有变形、损坏的支柱，要及时更换，更换单体柱时要坚持先支后回的原则，缺柱的要补齐。7、初次放顶期间，根据顶板来压预兆的情况，在上下出口采取相应措施加强支护，在老塘侧要加打密集点柱，以确保出口的安全。8、来压期间或停产前，加强支架的检修质量，保证支架的完好。9、必须严格执行敲帮问顶及找顶制度。10、老塘侧回柱和进入煤壁侧作业时，做好护邦护顶措施后另外都要有专人负责观察，有问题要及时处理好后才能正常作业。11、回老塘侧的柱子和型梁时，要坚持由下向上，

25、由里向外依次回撤的原则，回柱必须坚持先支后回原则。12、回柱时，回撤人员必须站在支护良好的安全地点，保证后路畅通，并跟周围人员打好招呼，待其他人员躲到安全地点后再进行回柱。13、生产作业过程中，要及时前移端头支护，保证末排支柱不超过支架尾梁，防止悬顶过大，老顶来压时摧垮切顶支护伤人。14、回柱时，对能回收利用的木料要及时回收，严禁进入老塘作业。对回撤困难的棚子可以使用绞车回撤。15、使用绞车前，人员要站在工作面2#支架以后或绞车后方上，绞车压戗柱齐全，信号联系准确。17、初采期间老塘悬顶面积过大时，须制定专项安全技术措施 18、工作面初次放顶、初次来压前必须编制专门安全技术措施。（二）过断层及

26、顶板破碎时的顶板管理1、过断层及顶板破碎期间，上下出口必须加强支护。支柱必须迎山有劲，缺柱时要及时补齐，对过顺山、退山、歪扭及失效柱子要及时更换，改柱子要严格执行先打后回的原则。柱子要打在实底上，底板松软时柱子要穿柱鞋支护，栓好防倒绳。2、过断层及顶板破碎期间，加强对支架的检修和保养，保证支架完好；支架的所有管路系统，要吊挂整齐，不许砸压、挤埋；严禁有跑、冒、滴、漏的现象，更不允许有支架自降现象，确保支架达到初撑力要求。3、采面距断层4.5-6m时要调整好采高，严格控制采高，严禁不合理的割底或破顶。4、在割煤过程中，司机要精神集中，注意好顶板变化情况，遇到片帮、顶板破碎容易冒顶时，要及时停机断

27、电，处理好顶板后再割煤。采煤机要放慢速度，以保证及时移架支护顶板。运转中要随时注意并根据采面溜子的负荷情况、支架工移架速度等确定煤机牵引速度，发现采面溜子超负荷或听见停机信号时，溜子司机要立即停机，以防压死溜子。待采面溜子恢复正常运转后再继续割煤。5、工作面过断层及异常区顶板破碎带时，煤机司机必须密切注意顶板变化情况，及时停机，支架工及时移架，及时支护好顶板。6、进入煤壁侧作业，必须停机闭溜，防止采面溜子、煤机误动作伤人，并随时注意煤壁及顶板情况，防止片帮掉矸伤人，严格坚持敲帮问顶制度，确实做到不安全不生产。7、顶板破碎处必须及时控制好顶板，加强工程质量管理，支架初撑力必须达到要求，采面溜子、支架要平直。8、移架前要向周围人员打好招呼，躲开被移支架下方3架以外，以防掉矸子伤人，被移支架上下3架的煤壁范围内有人工作时，不准移架，移架过程中，要注意调整支架，要做到一步三调，防止出现挤架、倒架和支架下滑现象。移架后必须及时升架，并达到支架的初撑力，支架顶梁要求平直，最大仰俯角不超过7，不得射天或低头，支架上下架间不能出现台阶现象。9、支架端面距不大于340mm，移架时，支架要下降150200mm之间，以移动支架为标准，在破碎