11223综采工作面回采作业规程Word格式文档下载.docx

1、煤质情况MAVQFCSY工业牌号2.2128.5710.2985250.78SM/PM采煤方法走向长壁后退式顶板管理方法全部垮落法作业方式三八作业制有无煤尘爆炸危险性有是否为自然发火煤层是 二、煤层的赋存情况11223采面煤层倾角为2025，平均22，煤层厚度0.81.6米，煤层厚度变化大（0.8- 1.6米），局部煤层变薄在0.5米左右，地质构造简单，在运输及回风巷共揭露两条正断层，采面可能还有未揭露的小断层，在回采过程中再作调查。三、煤层顶底板及构造情况 煤层顶底板情况顶板名称岩石名称厚度（m）岩 性 特 征老 顶细砂岩3.0-8.0 灰色，与泥质细砂岩互层,水平层理，中厚层状，部分夹煤线

2、。直接顶泥质细砂岩1.8-2.0 泥质细砂岩与细砂岩互层，部分含菱铁质，水平层理，薄层状，易风化。伪 顶炭质泥岩0.01-0.05 易垮落，遇水膨胀、松软。直接底泥质粉砂岩0.1-0.5 遇水膨胀、松软。老 底大于3米 细砂岩与菱铁质细砂岩互层，水平层理，中厚层状。地 质 构 造 情 况 该采面煤层倾角20，煤层厚度1.60.8米， 该采面煤层厚度变化大（1.6-0.8米），局部煤层变薄在0.5米左右，地质构造简单，在运输及回风巷共揭露两条正断层，采面可能还有未揭露的小断层，在回采过程中再作调查，其构造延展 情况详见附图。构造名称走向倾向倾角性质落差对回采影响程度正断层40正1.5 对回采有一

3、定的影响320.3 对回采有一定的影响四、水文地质情况该采面涌水主要为上覆煤系地层和飞仙关砂岩的孔隙水和裂隙水，补给源为大气降雨，含水性弱，补给途径为风氧化带裂隙水，雨季（510月）涌水量大，最大涌水量4.2m3/min，正常涌水量0.8m3/min。五、影响回采的其它因素瓦斯0.023.96（m3/t）煤尘煤尘有爆炸危险性煤的自燃易自燃煤层地温正常地温区地压正常地压区普氏硬度煤 层夹 矸（f）储量计算块段号走向长倾斜长斜面积煤 厚容重工业储量回采率可采储量（m）（m2）（t/m3）（吨）（%）112231.2220400 1、由于该采面煤层厚度变化较大，顶板破碎，回采时要加强顶板管理. 2、

4、根据资料分析，在运输巷B9号测点前20米处见一落差为1.5米的正断层，将 影晌采面倾斜长约70米,其延展情况详见附图. 3、在回采过程中如出现瓦斯异常、煤壁压力增大、顶板淋水增大等异常现象时，立即停止作业，并向矿调度汇报，待采取措施处理，确认安全可靠后才能恢复作业。六、瓦斯及煤尘金佳矿3#煤层煤尘具有爆炸危险性，绝对瓦斯涌出量为104.3m3/min ，在回采过程中必须加强通风及防尘管理工作，确保安全生产。七、储量及可采期1、储量工作面煤炭储量=面积煤厚Q工=1419101.51.6=30.8万t可采储量=工作面煤炭储量Q可=23.2050.95=22.04万t2、工作面可采期工作面可采期=Q

5、可/月产量=20.35/4.085=5个月第二章 综采设备配置及采煤工艺第一节 巷道布置一、 采面设计、采面巷道布置概况采面走向长度970m，倾向长度162m，可采储量22.04万t，设计生产能力4.085万吨/月，可采期为5个月。二、 运输巷、回风巷、开切眼布置方式：运输巷、回风巷沿煤层顶板、走向布置，切眼沿煤层顶板、倾向布置，开切眼贯通形成系统。三、 巷道支护 运输巷、回风巷采用锚网锚索支护，在遇断层顶板破碎带采用U型棚支护，切眼采用锚杆锚索支护。第二节 设备配置一、综采配套设备简介及技术参数：1、采煤机：1） 型号： MG-250/600-WD2） 电机功率：600kw3） 电压等级：1

6、140v4） 截深：800mm5） 滚筒直径：1.25m6） 滚筒转速：60.5r/min7） 牵引速度：06m/min8） 牵引方式：交流变频电牵引、液压无链9） 最大牵引力：350KN10）主机重量：22T11）循环进度：0.8m12）进刀方式：机头、机尾割三角煤斜切进刀，其进刀斜长大于30m。（见附图）2、液压支架：液压支架：工作面采用ZY3300/15/33型掩护式液压支架支护顶板。ZY3300/15/33型支架的主要技术参数：1）、高度：1.53.3m2）、宽度：1.46m3）、采煤范围：支架最高-200，支架最底+4004）、支架中心距：1.5m5）、支护强度：0.350.45MP

7、6）、支护初撑力：2180KN7）、支护工作阻力：2600KN8）、支架重量：72KN9）、支架移架步距：10）、安装支架数：108台3、采面刮板输送机：SGZ-764/22502250KW1140/660V4） 运输能力：800t/h5） 链速：1.1m/s6） 安装长度：140m7） 单链破断力：610KN8） 中部槽规格：15507303304、顺槽溜子：SGW40T55kw2660v4） 链速：1.5m/s5） 运输能力：180T/h6） 铺设长度：60m5、胶带输送机：SSP-800/25555KW660V4） 带速：2.5m/s280t/h6、乳化泵：DRB-200/31.5型乳化

8、泵7、开关：KBZ-630/1140馈电开关（2台）、BQD7-315/1140真空开关 （2台）、QBZ7-80N绞车开关2台。二、机电设备配备机电设备配备表：设备名称设备型号台数安设位置备 注移动变电站KBSG-1000/101KBSG-630/10KBSG-500/10真空组合开关BQD7-315/1140运输巷真空磁力开关KBZ-630/1140绞车开关BQD7-80N回风巷及运输巷信号综保ZXZ8-2.5采煤机MG-250/600工作面刮板输送机SGZ-764/2*250转载运输机SGW-40T顺 槽皮带机SSP-800/55乳化液泵站设备列车液压支架ZY3300/15/33108采

9、 面第三节 采煤工艺一、 采煤工艺斜切进刀 割煤 移架 推溜1、采煤方法：1135综采工作面采用单一走向长壁后退式回采。2、进刀方式：采煤机端头斜切进刀割三角煤。3、工艺过程：采煤机上行割煤到机尾滞后采煤机后滚筒35m拉架滞后采煤机后滚筒1520m移溜采煤机，在上行割三角煤采煤机下行割到机头滞后采煤机后滚筒35m跟机拉架滞后采煤机后滚筒1520m移溜采煤机割煤到机头拉机头段支架移机头段刮板输送机采煤机向下割三角煤采煤机上行至进刀位置。一次采全高，循环进度0.8m（详见进刀方式图）。4、割煤采煤机双向割煤，往返一次割两刀，沿煤层顶底板回采，顶底板割平，不得出现台阶，煤壁平直、无伞檐。工作面采高1

10、.62.5m。采煤机割煤时，若遇到断层应采用先放震动炮的方式进行，放炮时采煤机距离放炮地点不小于10m，严禁采用强行割顶底板矸石。断层地段采煤机必须放慢速度，过断层的一切工作，区、队长必须现场指挥。断层地段采高可适当降低，但最低采高不得低于1.2m。5、装煤利用采煤机螺旋滚筒旋转装煤。6、运煤 利用SGZ-764/2*250刮板输送机将采落的煤炭运至顺槽，通过SGW-40T溜子转载和SSP-800/55皮带运出。7、移架移架前必须先将采面校直绳放好，严格控制好移架步距。移架随割煤工作的进行滞后采煤机后滚筒,按从下往上或由上往下的顺序进行，割煤后及时将支架拉抵到煤壁支护顶板。端头三架支架的移架顺

11、序为：先移第三架，再移第一架，最后移第二架。采用邻架操作。移架时，先降柱，后移架，支架要移成直线，遇到煤壁片帮地段，支架要及时拉架支撑顶板。支架移好后必须将支架升紧，支架必须接顶严实。移架步距0.8m，移架时支架下降距顶板100mm200mm。在过顶板破碎地段或断层时为防止冒顶，支架要采取带压擦顶移架，端面距不超过340mm。8、推溜：在割煤、移架后，滞后采煤机后滚筒15m20m按从下往上的顺序移溜，不得从机头和机尾同时向中间移，移溜时分二次移到位，每次推移300mm500mm，不得一次推到位。移机头机尾时必须停机移溜，并且保证将刮板输送机移平、直、稳，推溜不得出现急弯，以防出现断链或溜槽错口

12、；移溜步距为0.8m。9、清理：工作面推溜过后，浮煤清扫工必须及时将支架底座前方及支架间的浮煤清理干净后方可拉架。每班班末浮煤清扫工必须将采面的浮煤清理干净，支架间的浮货必须清理干净。二、工作面正规循环生产能力 W=LShc =1400.81.30.95=207.48t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；煤的容重，t/m3；c工作面采出率，%第三章 顶板管理第一节 工作面支护选择一、液压支架选型验算：1、支架高度与采高的验算 Hmin=MminSa=1.40.40.05=0.950.85 Hmin采面最小支护高度（m）； Mmin煤层最小回采高度（m

13、）； S分别为前后柱处顶板最大下沉量，取0.4m； a支架卸载前移时的可缩余量，取0.05m。2、液压支架支撑力验算： 液压支架承受顶板载荷计算：Q=NSR =1.475.2563.5 =180.28T/架=1766.74KN/架 Q-液压支架承受的煤层载荷，KN/架；N-液压支架接触顶板厚度（按采高的7倍计算）；R-岩石容重；S-液压支架支护顶板面积。液压支架最小支撑力Q0=2180KNQ0Q，Hmin 0.85m，采高为1.4m1.7m经过验算，选择ZY2600/8.5/17型掩护式液压支架支护顶板能够满足要求。第二节 工作面顶板管理一、工作面支护：采用ZY3300/15/33掩护式液压支

14、架支护顶板，支护中心距1.5m（偏差不超过100mm），循环进度0.8m。1、支架顶梁与顶板平行支设（俯角 7，仰角3，支架间不能有明显错差，必须符合规定，支架不能出现挤架、咬架、倒架。2、支架必须拉成直线，其偏差不超过50mm；支架端面距最大值340mm，并要垂直顶底板，其歪斜度不超过5 ，中心距偏差不超过100mm。二、端头支护：1、在回采期间，上下端头支护使用4.2米长钢梁配合2.0米、2.5米或2.8米单体柱打设迈步托棚梁支护及1.2米铰接顶梁配合2.5米或2.8米单体柱支撑顶板。靠机头机尾排头架打设一组大梁，其余打设铰接顶梁进行支护。每棵大梁下打3棵单体住，保证“一梁三柱”支护，且单

15、体柱必须打在实底上。2、在回采期间超高段使用单体柱无法支护时，则打设圆木点柱（直径不小于160mm）配合支撑顶板，3、端头大梁距离端头第一台支架间距不大于500mm ,根据实际采长变化情况适当增加或减少钢梁支护组数，大梁与铰接梁及各排铰接梁之间的间距为700mm，遇顶板压力增大时，可适当减小间距，增加支护密度，同时根据采长变化情况适当增加或减少铰接梁支护排数，能架设两排铰接梁时架设两排，能架设三排时架设三排。铰接梁支护必须铰接好。详见1135工作面布置平剖面示意图。4、梁的组间距为700mm，组内间距为200mm；机头、机尾第一组大梁与机头、机尾排头架之间间距不大于500mm；如遇顶板破碎，顶

16、帮压力较大时，上下端头迈步抬棚上方要铺设铁丝网，并用刹杆刹背严实，每组大梁间用1.2m铰接顶梁加强支护。托棚长钢梁必须迈步使用，迈步的步距为1600mm，钢梁错距为800mm。5、上下尾巷必须将端头切顶排打上密集柱和戗柱以挡设挡墙或矸石，以防煤矸石窜入端头或挡墙倾倒，造成瓦斯超限。密集柱每组大梁之间施工12棵，戗柱每棵大梁下施工一棵。当切顶压力过大时，要施工丛柱加强支护端头顶板。6、端头工回柱放顶时应按照由下往上、由采空区向工作面的施工顺序进行，严格按照先支后拆的原则施工作业，不许提前摘柱。7、迈步抬棚每向前迈步，采面向前移架后，应及时对尾巷密集柱或戗柱进行回收，不得丢失。8、所有使用的单体柱

17、必须迎山有劲，坏柱或卸压柱要及时进行更换，且保证所施工的单体柱在一条直线上。9、当巷道超高，使用单体柱无法有效支撑顶板时，则靠上帮一排铰接顶梁使用圆木顶柱代替支护顶板。10、工作面上下出口必须保证畅通，上下出口及往外20米范围内，巷道不能低于1.8米，人行道宽度不得低于0.7米。三 、上、下出口及上下巷的管理1、工作面上、下出口必须畅通无阻，上、下出口及往外20m范围内高度不得低于1.8m，人行道宽度不小于0.7m。2、回采期间上、下巷从采面煤壁往外010m范围内用1.2的铰接顶梁配合单体柱按一梁一柱打成双排走向托棚；从采面煤壁往外1020m范围内用1.2m的铰接顶梁配合单体柱按一梁一柱打成单

18、排走向托棚。单排托棚不低于10m，双排托棚不得低于10m。3、回采期间遇巷道超高，使用单体柱无法有效支撑顶板时，则靠上帮一排铰接顶梁使用圆木顶柱代替支护顶板。4、采面上、下巷超前支护段，使用单体柱的地方，每棵单体柱必须用12#铁丝将柱头拴在钢梁上，严防单体柱卸压倒下伤人。5、超前托棚必须成排，柱子必须迎山有劲，不得打在浮煤（矸）上。不吃劲时则在柱子上方加设刹杆或半圆木防滑。6、上、下巷顶板破碎地段必须用刹杆或半圆木刹严背实。超高处用方木搭成木垛配合2.8m单体柱接顶或直接用长圆木（直径不小于160mm）打顶柱支护，必须保证支护稳固吃劲。四、尾巷管理1、上下尾巷，严禁人员直接进入采空区拾物件，掉

19、在采空区的物件只能用长柄工具取出 。2、上下尾巷必须在端头大梁下方及大梁间打上戗柱或密集柱挡矸，以防煤矸石窜入端头。 3、迈步抬棚每向前迈步，采面向前移架后，应及时对尾巷挡矸单体柱进行回收，不得丢失。4、回采期间，为了避免采空区瓦斯被风流带出导致上隅角瓦斯超限，需要在上隅角码制弧形挡墙将采空区瓦斯控制在支架后方条带以里。所码制的挡墙要与顶底板接触密实，并用黄泥将挡墙上的缝隙封严实。第四章 生产系统第一节 通风系统一、通风方式：工作面采用“U”形、全风压通风方式。二、通风系统：（详见附图） 1、新鲜风：地面轨道斜井1745轨道石门1745运输石门1115 （外）运输巷1135运输联络巷1135（

20、里）运输斜巷1135（里）运输巷1135采面。2、污风：1135采面1135回风巷1135外上山1137回风联络巷1137回风巷1137回风斜巷210回风石门专用回风上山回风斜井地面。三、风量计算1、根据1135综采面掘进期间的炮后瓦斯涌出情况和AQ1018-2006矿井瓦斯涌出量预测方法分析计算，得出11223采面回采期间的本煤层及邻近层瓦斯涌出量在104.3m3/min左右。为了更有效的治理好回采期间的瓦斯，计划采取高低负压联合抽放和风排治理瓦斯。2、因此根据以上联合抽放可以解决94.8 m3/min，即风排瓦斯量为：9.5 m3/min。根据采面配风标准计算：11223采面回采期间配风量

21、为1520m3/min，计算如下。 A、按瓦斯涌出量计算Q11223采面=100 Ka q =1001.69.5 =1520m3/min 式中：qa回采工作面瓦斯的绝对涌出量，m3/min； Ka回采工作面瓦斯涌出不均衡系数，它是最大涌出量与平均涌出量之比，一般对于综采工作面Ka为1.21.6，对于炮采工作面Ka为1.42.0，根据本矿综采工作面以往经验，取Ka =1.6。B、按照采煤工作面同时作业人数计算需要风量Q11223采面4N 480 =320m3/minNa回采工作面同时工作的最多人数，人； 4每人每分钟4m3的供风标准。C、按照采煤工作面温度选择适宜的风速进行计算Q11223采面6

22、0V采S采 608 =384m3/min V采采煤工作面应有良好的气候条件，其进风流气温和风速应符合有关要求，经查表，设回采工作面气温取1820，则工作面风速Va应为0.81.0m/s，取值0.8m/s； S采回采工作面的平均断面积（m2），为8 m2D、按照风速进行验算风量采煤工作面最低风速计算：Q11223采面600.25S11223采面0.258 =120m3/min采煤工作面最高风速计算：Q11223采面604S11223采面604=1920m3/min根据以上计算，回采工作面计算最大风量为:Q11223采面=max（Qa1,Qa2，Qa3，Qa4） =1520m3/min，因此工作面

23、风量为1520 m3/min，满足风速验算要求。第二节 瓦斯抽放系统根据瓦斯抽放量进行计算，11223采面上下巷各铺设一趟12寸的抽放管进行本煤层抽放，另外在11223回风巷铺设一趟20寸的留管进行回采期间老塘瓦斯抽放，留管采用预埋式三通抽放，回采过程中每隔30m预埋1个三通，每个三通预埋3棵4米长的20寸钢管，同时要求该管吊挂距顶板不大于500mm，从而确保正常抽放。并在11223高抽巷密闭内预埋1趟20寸钢管和14寸钢管进行回采期间的顶板裂隙瓦斯抽放。具体抽放如下：1、高负压抽放：在掘进期间已经在11223上、下巷及高抽巷各铺设一趟12寸的瓦斯抽放管进行本煤层和邻近层瓦斯抽放工作，根据现场

24、实测11223回风巷主管负压14kpa,混合量42.6m3/min，瓦斯浓度23.0%，计算出纯量9.8m3/min；11223运输巷主管负压13kpa,混合量41.2m3/min，瓦斯浓度10.0%，计算出纯量4.1m3/min；11223高抽巷主管负压16kpa,混合量42.0m3/min，瓦斯浓度25.0%，计算出纯量10.5m3/min。2、底负压抽放：回采期间在11223回风巷安设有一趟20寸的低负压抽放留管，配备1台2BE3-670-2BY4抽放泵抽放回采期间老塘瓦斯，根据经验，预计留管负压6kpa,瓦斯浓度17%，混合量182 m3/min ，纯量30.8m3/min；为了更好的

25、解决瓦斯，回采期间通过在11223高抽巷施工密闭配备一趟20寸和14寸的低负压抽放管联合抽回采后顶板裂隙瓦斯，预计负压10kpa,瓦斯浓度22%，混合量180 m3/min ，纯量39.6m3/min。3、通风区每天必须派专人对抽放管路进行检查、维护和对所有放水器进行放水，严禁出现停泵放水、停泵处理上隅角留管抽放的现象时，必须执行以下管理措施：A、通风区必须按设计要求提前作好采空区留管抽放的预埋工作，严禁出现停泵预留抽放管的事故发生。B、若留管抽放采空区瓦斯的抽放泵停止运行时，导致采面及其回风巷瓦斯达到0.8%时，必须切断所有非本安型电器设备的电源，并撤出所有人员至进风石门内的新鲜风流中，待抽

26、放正常且瓦斯浓度降到0.8以下后，方可正常生产。C、当留管抽放出现异常需处理抽放管时，导致上隅角瓦斯超过1%时，必须将井下所有人员（除处理管路人员和变电所工作人员外）撤到地面，处理完毕且瓦斯浓度降到1.0以下后，方可正常生产。第三节 监测系统（详见附图）1、T0瓦斯探头安设在上隅角瓦斯报警浓度为：CH4大于等于1%；断电浓度为：复电浓度为CH4小于1%2、T1瓦斯探头安设在采面上出口煤壁往外10米以内CH4大于等于0.8%；复电浓度为CH4小于0.8%3、T2瓦斯探头安设在1135回风巷开口往里1015m处4、T3瓦斯探头安设在1135采面下出口煤壁往外10m以内CH4大于等于0.5%；复电浓度为CH4小于0.5%5、T0、T1、T2 、T3断电范围为采面及其进回风巷内的全部非本质安全型电器设备。6、由于该煤层为自燃煤