113301机采工作面回采作业规程Word文档下载推荐.docx

1、 该工作面对应的地面范围为荒地和耕地，地表无任何建筑物和公路，地面对应标高+1875+1910。附图：工作面位置及巷道布置图 第二节 煤 层 一、 全区含可采煤层5层：其中6、7、33号全区可采，10、16号大部可采。可采煤层总厚为7.13米，含煤率3.4%。6煤层：平均1.81m，夹矸0-1层，结构简单，属较稳定的全区可采煤。7煤层：上距6号煤14.32-18.79m，煤层厚度0.80-2.76m，平均1.73m，一般含0-1层夹矸，结构简单, 属较稳定的全区可采煤。10煤层：上距7号煤5.40-9.00m，厚度0-0.91m，平均0.70m，无夹矸，结构简单, 属较稳定的大部可采煤。16煤

2、层：上距10号煤37.40-55.60m，厚度0.56-1.32m，平均1.10m，大部可采。厚度有一定变化，属较稳定的大部可采煤。33煤层：煤层位于龙潭组底部，上距16号煤78.50-96.70m，全层厚度1.35-1.92m，平均1.70m，全区可采。一般含2-3层夹矸，较稳定的全区可采煤层。 可采煤层特征一览表煤层煤层厚度（m）煤层间距（m）结 构煤层倾角复杂程度煤层稳定性可采性最小-最大平均夹矸层数61.05-2.701.8123.500-120简单较稳定全区可采14.32-18.7916.0270.80-2.761.730-315.40-9.007.30100-0.910.70大部可

3、采37.40-55.6045.93160.56-1.321.1978.50-96.7088.19331.35-1.921.702-32较复杂3）、煤的物理性质区内可采煤层6、7、10、16、33号的颜色均为黑色黑灰色，光泽较强，主要是亮煤，镜煤次之，似金属光泽或玻璃光泽。煤的形状以块状为主，有块柱状、短柱状、碎块状、也见少量碎粒状或粉状。参差状断口也有阶梯状断口，内生裂隙发育，裂隙中含少量黄铁矿硫。线理细至中条带结构，偶见宽条带结构。煤性硬，不易破碎。煤的宏观类型主要为半亮型煤，也有少量半亮半暗型煤。二、预测巷道瓦斯涌出量、瓦斯突出倾向、煤层自然发火倾向、煤尘爆炸指数、地温等。 1瓦斯（1）瓦

4、斯等级鉴定根据黔煤生产字20081547号：对毕节地区煤矿2008年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复；其矿井绝对瓦斯涌出量为2.0m3/min，相对瓦斯涌出量为22.15m3/t，2015年经贵州兴伟兴能源投资有限公司瓦斯实验室现场取样测试相对瓦斯涌出量为7.7251m3/t，故采取该数据；CO2绝对涌出量为0.65m3/min，相对涌出量为7.2m3/t。鉴定结果认为：兴达煤矿属高瓦斯矿井。（3）煤与瓦斯突出鉴定根据煤炭科学总院重庆研究院2008年5月提供的文阁乡兴达煤矿M33煤层的煤与瓦斯突出危险性鉴定报告。该矿井的M33煤层在+1625.32m标高绝对瓦斯压力0.27MPa，该标高以上，无煤

5、与瓦斯突出危险。2煤尘爆炸性根据贵州煤矿地质工程咨询与地质环境监测中心2010年9月编制的大方县文阁乡兴达煤矿资源/储量核实及勘探地质报告。共作8个煤尘爆炸性试验样，试验结果表明，井田范围内参与测试煤层其煤尘无爆炸性危险。3煤炭自燃倾向性6、7、10、33煤层的自燃倾向等级均为级，不易自燃。16煤层为-级，自燃-不易自燃。4.煤与瓦斯突出：根据兴达煤矿防治煤与瓦斯突出专项设计方案，33煤层在+1625m水平无煤与瓦斯突出危险。5.地温本区无异常地温现象，属正常地温矿井。6.冲击地压根据邻近矿井生产资料未出现冲击地压现象。由于本矿开采深度相对较浅，发生冲击地压的可能性很小。三、其他煤（岩）层技术

6、特征分析。 煤（岩）层特征表指标参数备注煤（岩）层厚度（最大最小/平均）（m）135-192/1。7033#煤（岩）层倾角（最大最小/平均）（）13-17/16煤（岩）层硬度系统（f）3煤（岩）层层理（发育程度）不发育煤（岩）层节理（发育程度）煤层自然发火期（d）不易自燃绝对瓦斯涌出量（m3/min）20相对瓦斯涌出量（m3/t）7.2煤层爆炸指数（%）地温（）206围岩类型煤层顶底板情况表顶底板名称岩石类别硬度厚度岩性顶板老 顶细砂岩、粉砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、泥岩3-778.5-96.7/88.19坚固直接顶粉砂岩、粉砂质泥岩、泥岩3-40-0.5较坚固伪 顶无底板直接底泥质粉砂岩、

7、泥岩、少数细砂岩1-2遇水变软、膨胀老 底泥质粉岩、细砂岩24半坚硬 第三节 地质构造 一、巷道煤（岩）层产状要素（走向、倾向、倾角），断层，褶曲，裂隙，火成岩侵入的岩墙、岩床，陷落柱，导水性及其控制程度等参数。矿区构造1褶曲矿区内总体为单斜，地层倾向300-320，倾角18-25。未见次一级褶曲，但地层沿倾向及走向均有一定变化。2断层钻孔及生产巷道均未见断层。3构造复杂程度综上所述：根据钻孔揭露及井田内的3个生产矿井的巷道揭露情况，井田总体地质构造复杂度属简单类型。二、受冲击地压威胁的煤（岩）层或应力集中区掘进，对施工的影响，进行技术分析。矿井按无冲击地压考虑。但在巷道布置时应尽量避开应力集

8、中区，掘进和采煤时也应注意应力集中影响。第四节 水文地质一、巷道区域的主要水源，有影响的含水层厚度、涌水形式、涌水量、补给关系、影响程度等。本区位于维新背斜构造单元。受地形及构造的控制，地下水向北东向迳流，排泄于白布河河床。属地下水的补给-迳流区，区内地表水系不发育，多发育为断头沟溪，区域内出露地层从老至新为二叠系下统的茅口组、二叠系上统的玄武岩组、龙潭组、长兴组、三叠系下统的飞仙关组以及各地层之上的第四系沉积物。区内碳酸岩类分布最广，碎屑岩类呈条带状分布。碳酸岩类主要为茅口组、长兴组、夜郎组玉龙山段等主要为灰岩，含岩溶水，泉水流量较大，特别是茅口组地层，泉水流量一般可达20-100l/s，且

9、发育暗河，暗河流量可达50-500 l/s，枯季地下水迳流模数为4.1-8.3 l/s.km2，据邻区资料钻孔单位涌水量1.013 l/s.m，富水性强，但不均匀，水质类型主要为HCO3-Ca。碎屑岩类主要地层为玄武岩组、龙潭组、飞仙关组等地层，岩性以玄武岩、火山角砾岩、砂岩、泥岩、煤等为主，含裂隙水，泉水流量较小，一般为0.10-10 l /s，枯季地下水迳模数为0.167-1.51 l/s.km2，富水性弱，多属隔水层。水质类型，主要为重炭酸钙型。区域内地表水系属长江流域乌江水系上游的白布河支、六圭河支流，属山区雨源型河流，地下水主要接受大气降雨补给，其动态大致与降雨变化呈正相关关系。白布

10、河支、六圭河河床为本区的侵蚀基准面，标高1300m左右。（一）充水水源1.地表水区内发育的河流有南端的新沟，在南东测有牛集水库，地表发育的冲沟主要向南径流，并且在飞仙关地层，该地层层厚，具有良好的隔水性能，冲沟向西流经茅口组地层。若未来井田在开采过程中，其开采水平在河流和水库之上时，河流水不会对矿床的充水构成影响；若井田的开采水平低于茅口组和河床水位之时，河流和水库将有可能成为矿床充水的主要来源。2.地下水（1）长兴组岩溶水该组主要为灰岩，燧石灰岩，碎屑岩及少量砂泥岩，富水性总体中等，在构造断裂及应力破坏影响的地段，含水量相对会较大，该组为煤矿床开采的间接充水水源。（2）龙潭组弱裂隙含水层该组

11、主要为碎屑岩，富水性总体微弱，在构造断裂及应力破坏影响的地段，含水量相对会较大，矿床开采到这些地段，矿井出水量会比正常出水量增大。该组为煤矿床开采的直接充水水源。（3）老窑采空区积水老窑内存在着一定的积水，是浅部矿井开采的重要充水因素，在开采浅部煤层时，采空区积水易渗入矿井而成为矿井直接充水水源。（二）充水通道1.岩石天然节理裂隙矿区内的龙潭组含煤地层在接近地表附近，岩石风化节理、裂隙很发育，而深部则发育成岩石或构造节理、裂隙，尤其是内部菱铁质细砂岩等脆性岩石更为发育，它们是地下水活动的良好通道，并沟通上覆含水层与含煤地层的水力联系。2.人为采矿冒落裂隙未来的采煤活动将产生大量的采矿裂隙，这些

12、人为裂隙也会沟通上覆含水层与含煤地层的水力联系，成为地下水活动的良好通道。3.断层破碎带矿区内断层不发育，地表水、地下水沿断裂带进入矿井可能不大。4.老窑采空区矿区内老窑分布较多，其废弃采面或巷道会成为老窑水、采空区积水、部分地表水进入矿井的通道。5.岩溶管道矿区内长兴组灰岩含水层局部地段可能发育岩溶管道，当它们被断层沟通与下伏煤层联系时，也会成为矿井充水通道。6导水钻孔井田内共施工多个孔，所有钻孔均未启封检查，当钻孔封闭不良量，可能成为导水通导。（三）充水方式由于矿井直接充水含水层富水性弱，地形有利于大气水的排泄，充水通道主要以岩石原生和采矿节理、裂隙为主，规模一般不大，因此未来矿井充水方式

13、主要以渗水、滴水、淋水为主，局部（采空区附近、钻孔附近等）可能发生突水。（四）、水文地质类型井田最低侵蚀基准面标高+1300m左右，井田开采标高在+1525m以上，即位于当地侵蚀基准面以上。区直接充水水源主要为龙潭组裂隙水，局部有老窑采空区积水、地表冲沟水；间接充水水源主要为长兴组和茅口组地层的岩溶水，故本矿进水方式以顶板进水，属裂隙-岩溶充水为主，水文地质条件复杂程度为中等。（五）、矿井涌水量据调查文阁乡兴达煤矿涌水量主要为巷道顶板裂隙水和采空区顶板裂隙水。该涌水量受降雨量控制，雨季最大流量约100m3/h，正常涌水量大约50m3/h。采空区面积作为本矿涌水量最为相关的因素，是它直接影响了涌

14、水量的大小。矿井末期采区正常涌水量为150m3/h；矿井末期采区最大涌水量为300m3/h。该区为开采煤层赋存于当地侵蚀基准面之上，上覆地层为砂泥岩，煤系地层本身富水性弱，因其水文地质条件中等。二、巷道区域的图纸资料，分析相邻老巷、老空积水、钻孔终孔位置、封孔质量、构造导水等对施工安全的影响程度。现阶段，无相邻老巷、老空积水、钻孔终孔位置、封孔质量、构造导水等对施工安全的影响程度。三、第四纪砂砾层水、承压水等的水量、水压及其与工程的距离和关系，进行隔水层安全厚度计算。无此第四纪砂砾层水、承压水等的威胁。4、有积水区域附近掘进巷道，应在掘进工程平面图上标出其“三线”（积水线、探水线和警戒线）。第

15、五节 影响回采的其它因素 一、影响回采的其它地质情况瓦斯相对涌出量为7.7251m3/t，绝对涌出量为2.0m3/min，属高瓦斯矿井，无瓦斯突出倾向。CO2二氧化碳相对涌出量为7.2m3/t，绝对涌出量为0.65m3/min， 二氧化碳的含量为低级。煤尘爆炸性33#煤尘有爆炸危险。煤的自燃倾向性类自然发火煤层。地温危害冲击地压危害 二、 冲击地压和应力集中区 预计局部的应力集中对正常回采影响不大。第六节 储量及服务年限一、储量可采储量：12.25万吨二、工作面服务年限工作面的服务年限 =可采储量/月设计产量=12.25/3=4.08（个月）第二章 采煤方法第一节 采煤工艺一、采煤工艺 根据煤

16、层赋存特征及开采技术条件，确定本工作面采取“单一走向长壁后退式采煤法”开采，采用“MG132/320-BDW采煤机+SGW-630刮板输送机+单体液压支柱”高档普采工艺，实行全部垮落法管理顶板。柱距0.8米，排距0.8米。每小班2循环，全天6循环，循环进度0.8m。1、破煤方式：双滚筒采煤机割煤；2、装煤方式：采煤机滚筒旋转将煤体装入SGW-630刮板输送机中；3、运煤方式：工作面用SGW-630型刮板运输机， 经620T溜子、经2部SPJ-800胶带输送机、经主井SPJ-1000集中皮带巷转载至地面煤仓。4、移溜方式：用移溜器移溜 。5、控顶方式：单体液压支柱配木托梁支护顶板，“见五回一”支

17、护方式。二、采煤方法根据工作面巷道布置情况和开采技术条件，采面采用MG132/300-BDW机组落煤， 过断层时采用爆破落煤。采高为煤层全高，循环进度0.8m。（一）、机械落煤1、进刀方式和割煤方式：双向割煤，往返进刀。1）采煤机上行割煤全高，割透上顺槽。2）采煤机返刀下行割煤全高，割透下顺槽。移运输机，支柱。3）随向前割煤随移运输机，随支柱。2、进刀方式、割煤方式示意图（附后）第二节 设备配置一、设备配备情况1、采煤机 采煤机选用MG132/300-BDW 型双滚筒采煤机，其主要技术参数如下：采高：0.85-2.0m 总装机功率320KW 截深0.8m 牵引速度0-4.5m/min2、单体液

18、压支柱及主要支护用品主要技术特征：根据采高变化和循环进度，选用DW20300/100型单体支柱配金属铰接顶梁支护顶板，支柱活柱升程不超过0.8米，不得低于0.2米，当支柱活柱升程不足0.2米时，支柱前要进行卧底，确保支柱活柱升程不得低于0.2米且不得超过0.8米。3、运输设备工作面运输机一部，型号为SGW-630电机功率：275KW 运输能力：250吨/小时中间槽尺寸：1500830270mm转载机1部，型号为SGB-620/40T（双边链），技术参数为55KW 运输能力：150吨/小时630200mm可伸缩带式输送机2部，型号均为SPJ-800/255，技术参数为400吨/小时带 宽：800

19、mm 带 速：2m/s名称规格单位数量采煤机MG132/300-BDW 部落煤、装煤刮板输送机SGW-630运煤SGW-620T胶带输送机SPJ-800乳化泵XRB-B台供高压液回柱绞车JHZ-14回柱单体支柱DW20-300/100棵600、备用120支护顶板铰接顶梁DJB800型梁根30、备用6端头支护柱帽木质块1080、备用120手拉葫芦SH-5个安装、辅助回收注液枪QZYX-Q3把支柱设备工具材料配备表第三章 顶板管理 第一节 顶板管理方式、支架设备选型本工作面的顶板管理采用全部跨落法。1、支护方式支护方式为戴柱帽点柱支护，如遇破碎顶板时可临时挂梁。采煤机割煤后，支柱紧随推移输送机，及

20、时支护。2、工作面支柱选型（1）单体液压支柱高度支柱高度Hmax=Mmax-b+e+zHmin=Mmin-b-a+z式中：Hmax、Hmin支柱的最大、最小高度，mm；Mmax、Mmin工作面最大、最小采高，分别为1800、1500mm；b柱帽（顶梁）高度，138mm；e活柱富裕行程，100mm；a支柱卸载高度，50mm；z支柱钻底深度，经验取值50100mm；经计算：支柱的最大高度，Hmax=1592mm；支柱的最小高度，Hmin=1062mm；（2）支柱选择根据支柱的最大、最小高度，选择DW20-300/100型外柱式单体支柱。其技术特征如下：支柱高度：11902000mm；额定工作阻力：

21、320KN；额定工作液压：38.2Mpa；初撑力：118157KN；泵站压力：1520Mpa;（3）支柱阻力：按下式计算： +P=89.8r Mcosap支柱承受的荷载，KN/m2； r顶板岩石视密度，2.5t/m3； M工作面采高，平均1.7m； a煤层倾角，平均19； 8安全系数33#煤层支柱承受的荷载p=243 KN/m2；（4）排距、柱距计算根据截深，确定排距为0.8m，柱距按下式计算：Lz=（pe/pz）LpLz支柱所需柱距，m；Pe支柱额定工作阻力，320KN；Pz单位支护强度，243 KN/m2；Lp支柱排距，0.8m；柱距Lz=1.054m；因工作面的倾角小，顶板较稳定，决定支

22、柱柱距采用0.8米。第二节 管理措施一、正常工作时期顶板支护方式工作面采用DW20-300/100型单体支柱配金属铰接梁支护顶板，单密集加戗柱切顶。支柱排距0.8米，柱距0.8米。戗柱打在切顶排,顺工作面倾斜方向每隔一棵柱子打设一棵戗柱。工作面采用见五回一的控顶方式，放顶步距为0.8米，当工作面呈现最大控顶距4.0米时，一排密集加戗柱靠老塘，三排花柱靠煤帮，当工作面呈现最小控顶距3.2米时，一排密集加戗柱靠老塘，二排花柱靠煤帮。所有支柱必须拴牢防倒绳。二、正常工作时期的特殊支护方式密集支柱：密集支柱要戴帽支设，一柱一帽，柱距0.40米，顺倾斜方向打成一条直线，戗柱柱距1.6米，顺倾斜方向打成一

23、条直线，并且迎山有劲。支柱初撑力不得小于90KN，所有支柱必须使用防倒绳拴牢。三、回柱、放顶及与其他工序平行作业的安全距离：回柱地点下方15米、上方10米严禁有人工作。回柱时要将新支设的密集排支柱挂严竹笆或网挡矸，以防老塘矸石滚入采面；其它人员不得通过回柱地点，回柱与采煤、攉煤、支柱等其它作业的平行间距不得小于15米。分段回柱的间距不得小于15米，分段必须选择顶板完好处作为起始点，分段回柱前必须将回柱处密集与切顶支柱之间补加支柱，支柱要用防倒绳与临近支柱缠连牢固，并加好密集后方可进行回柱，否则严禁回柱以防矸石向下滚落伤人，回柱顺序必须由下而上进行。四、特殊时期的顶板管理（一）初次放顶措施初次放

24、顶时要加强支护，搞好矿压监测，及时进行二次注液，确保支护质量。初次放顶时要增加支柱的支护强度，在密集排点柱侧每间隔一棵密集支柱补打一棵对柱或戗柱。初次放顶时要加快推进速度，保持煤壁的完整性，使其具有良好支撑作用。落煤后要及时进行支护。（二）来压时的顶板管理 ： 1、初次来压、周期来压期间要加强工程质量管理，严格执行敲帮问顶制度，认真搞好矿压观测，坚持二次注液，确保支柱初撑力不小于90KN。 2、初次来压、周期来压期间要增加工作面支柱的支护强度和稳定性，在密集排点柱一侧紧靠每一棵花柱补打一棵对柱。3、初次来压、周期来压及正常推进期间要加强煤帮管理，每班都要安排专人使用不小于1.8米长钎子处理伞檐

25、，在找帮地点的下方不大于10米处要设好挡子，下方附近不得有作业人员，找帮时作业人员要站在上方的安全地点操作。五、乳化液泵站1、泵站设置位置:安设在副井口距副井15米处。 2、泵站使用规定 要保证泵站压力不小于18Mpa，乳化液浓度2%5%。要加强支架与泵站的维修，杜绝系统的窜漏液。六、机道支护要求1、机道支护机道宽1.6米，正常情况下机组在提机割煤时要根据顶板的破碎情况及时停机停溜，根据顶板的完整情况确定每次的提机长度为10-30米；正常情况下一次提机10-30米后停机、停溜后将采煤机与溜子开关闭锁，设专人看管开关按钮，安排专人监护顶板。机组上行割顶煤时，人员严禁进入机道；下行割底煤时，机组自

26、溜尾运行12-20米，停机停溜，设专人看管开关按钮，卸掉压柱，然后用移溜器将溜子推移到位，支好溜尾压柱后方可正常松机；移溜与机组保持12-20米，并随移溜随及时支设基本柱，顶板完好时一次松机至溜头 。及时按人分组分段拉线均匀交叉补齐每段内的基本柱 。当出现机道漏顶、过顶板破碎带、机道片帮超宽、人员进入机道攉煤时，要随时停机、停溜，将采煤机与溜子开关闭锁，并设专人看管开关，安排专人监护顶板，摘除悬矸危岩后及时铺网打临时支柱配木板支护顶板 ，当人员需要进入机道时必需支设贴帮柱；后部正常支柱要进行铺网加支柱配木板支护顶板。工作面过压力集中区、初次来压、周期来压期间及顶板破碎段时要缩小一次松机距离，及时移溜并加密基本柱。2、机道内的伞檐长度超过1.0米时，其最突出部分不超过150mm；伞檐长度1.0米以下时，其最突出部分不超过200mm，超出部分要用手镐等长把工具（不小于1.5米）摘掉，摘顶找帮上、下各8.0米范围