090122回采规程Word文档下载推荐.docx

1、第二节:煤层第三节:煤层顶底板第四节:地质构造第五节:褶曲情况对回采的影响第六节:无炭柱对回采的影响第七节:水文地质第八节:影响回采的其它因素第九节:储量及服务年限第二章:采煤方法巷道布置采煤工艺设备配置第三章:顶板控制支护设计工作面顶板设计运输顺槽、回风顺槽及端头顶板控制矿压观察第四章:生产系统运输“一通三防”与安全监控排水供电回采工作面防灭火通信 第五章:劳动组织和主要技术经济指标 第一节:劳动组织主要技术经济指标第六章:煤质管理第七章:安全技术措施一般措施顶板管理措施防治水爆破“一通三防”及安全监测机电其它第八章:灾害预防及避灾路线 附图 1 煤、岩柱状图 附图 2 工作面巷道布置图附图

2、 3 运输系统图 附图 4 通风系统图 附图 5 避灾路线图 附图 6 监控系统图 附图 7-1 工作面支护示意图 附图 7-2 最大、最小控顶距示意图 附图 工作面循环作业图表 附图 工作面设备布置图第一章 概况第一节 工作面位置及井上下关系水平名称+660米水平采区名称一采区地面标高+9951025米井下标高+695+725米地面相对位置工作面位于山西灵石县交口乡庆余村以北，工作面范围内有少量农田，无民房及其他建筑物。回采对地面设施的影响工作面上部为荒山，农田。回采后预计不会对地表造成大的影响。井下位置及相邻关系北面为实体煤未采动，西为运输、轨道、回风大巷，南面为090120工作面采空区，

3、东为我矿边界。走向长度（米）920倾斜长度（米）170面积（米2）156400第二节 煤 层 本工作面开采煤层为9#煤层，通过地质资料与巷道施工探明情况分析，煤层赋存稳定，具体情况见下表：煤层厚度（米）1.21.7煤层结构简单煤层倾角（ ）0171.57开采煤层9#煤种肥煤稳定程度稳定情况描述该工作面煤层厚1.21.7米，煤结构简单，赋存稳定；煤层倾角017，平均7，该工作面煤层无夹矸，局部夹有硫铁矿结核，平均厚度为1.5米。第三节 煤层顶底板工作面煤层顶底板情况：顶底板名称岩石名称厚度（米）岩性特征直接顶K2石灰岩6灰白色、钙质胶结坚硬f=810直接底砂质泥岩灰黑色泥质胶结f=46见附图1：

4、煤、岩柱状图。第四节 地质构造本工作面地质构造简单，掘进期间揭露9条断层，落差分别为1.5米、2.3米、1.2米、0.3米、0.4米、3.8米、0.8米、1.5米、1.2米，会对工作面的生产组织造成一定的影响。第五节褶曲情况对回采的影响工作面总体为一个轴向近南北方向的背斜构造，背斜褶曲宽广，预计不会对工作面回采工作造成影响。第六节陷落柱对回采的影响根据巷道掘进探明的情况，该工作面回风顺槽距轨道大巷737米有一个陷落柱，揭露62米，将给工作面的回采工作造成较大的影响。见附图2 ： 工作面巷道布置图。第七节 水文地质一、含水层（顶部和底部）分析本工作面直接顶板为K2石灰岩，本区K2、K3、K4三层

5、石灰岩为主要含水层，K2石灰岩为工作面主要充水水源，含水中等。工作面掘进时在出现顶板淋水，预计将对工作面的回采工作造成一定的影响。所以机采队在回采时一定要做好水害防治工作。二、上部采空区积水分析工作面上方可能有废旧小煤窑2、4采空区，由于以前开采技术落后，多采用以掘代采的作业方式，上部采空区局部会有积水，在工作面回采过程中，一定要加强对顶板淋水变化的观察。发现淋水量变化，立即停止作业，查明原因，进行处理。3、华强巷道积水分析工作面中部存在华强巷道，由于该巷道长期封闭，直接顶板为K2石灰岩，K2石灰岩为工作面主要充水水源，含水中等。预计该巷道存在一定积水，将对工作面的回采工作造成一定的影响。所以

6、在回采过程中应做好预防突水的准备工作，配备排水设施，排水泵要保持完好,并有备用泵。发生突水现象，负责人要即时向调度室汇报，并组织所有人员按避灾路线撤离。第八节 影响回采的其它因素影响回采的其它地质情况：瓦 斯低瓦斯矿井，瓦斯绝对涌出量1.26 m3/min。二 氧 化 碳低CO2矿井，CO2绝对涌出量2.52 m3/min。煤的自燃倾向性自燃发火等级为级，有自燃发火倾向。冲击地压危害和应力集中区该工作面南侧为090120工作面采空区，工作面保安煤柱留有10米。现工作面的地压表现不明显。第九节 储量及服务年限一、储量计算以运输顺槽（920m）、回风顺槽（920m）、切眼（170m）面积为1564

7、00m2，煤厚1. 5m（平均厚度），容重为1.35t/m33，工作面工业储量：9201701.51.35=316710t。工作面可采储量：8601.350.95=281252t-3463t（揭露陷落柱面积18000.95）=277789t 二、工作面服务年限工作面服务年限：（860）/（75）=11.5个月。第二章 采煤方法第一节 巷道布置一、采区设计、采区巷道布置概况该采区为晋中市煤炭规划设计研究院2010年11月设计，布置有三条大巷，运输大巷沿11煤层布置，担负北采区的运煤，进风，行人任务；轨道大巷沿9煤层顶板布置，担负北采区的运料，排矸，行人任务；回风大巷沿9煤层顶板布置，担负北采区的

8、行人及回风任务。二、工作面回风顺槽1、支护形式：工作面回风顺槽为裸体巷道，无支护。2、巷道断面：巷道采用矩形断面，净宽3.5米，净高1.5米，断面积5.25m2。3、管线敷设：工作面回风顺槽铺设2寸防尘管路、3寸排水管、2寸压风管路、监控线路。4、巷道用途：工作面回风、行人等。三、工作面运输顺槽运输顺槽沿9#煤层顶板掘进，巷道右侧铺设皮带，巷道为裸体巷道，无支护。2、巷道净断面：巷道采用矩形断面，净宽4m，净高2m，断面积8m2。3、管路敷设：右帮敷设50防尘管路、50压风管路。左侧悬挂监控、通讯、信号、动力电缆。主要用于工作面的进风、行人、运煤等。四、工作面切眼支护形式：工作面切眼沿煤层顶板

9、布置，矩形断面，净宽3.0米，高度不得小于1.5米，采用单排单体液压支柱带帽点柱支护。柱距3米。第二节 采 煤 工 艺一、采煤工艺090122工作面采用走向长壁后退式采煤法，全部垮落法管理顶板的高档普采工作面。1、工艺顺序：双滚筒采煤机割煤刮板输送机运煤清理工作面浮煤推移刮板输送机支护顶板回柱放顶2、落煤：采用采煤机螺旋滚筒截割落煤，滚筒截深0.6m。3、装煤：采煤机螺旋滚筒配合SGZ-630/264刮板输送机铲煤板装煤。4、运煤：工作面采用SGZ630/264刮板输送机，运输巷采用一部SGB62040T刮板机，一部DTL800带式输送机。5、工作面支护：最大采高1.8m，最小采高1.2m，平

10、均1.5m，循环进度1m。工作面采用单体液压支柱带帽34排支护，柱距0.75米，排距1.0米，靠近采空区一侧采用密集支柱支护顶板，密集柱4根/米，放顶步距1.0米，采用一采一冒的作业方式。二、采煤方法1、采煤机的进刀方式。采煤机的进刀采用端头斜切的进刀方式，斜切进刀段距机头长度为15m，进刀深度为0.6m。采煤机向上沿刮板输送机弯曲段开缺口，行进25米至正常截割状态，推移刮板输送机机头至平直状态。采煤机向下并调换两个滚筒的位置割三角煤至割透煤壁。调换两个滚筒的位置向上进入正常割煤状态。采煤机向上割透机尾煤壁。调换两个滚筒的位置向下沿刮板输送机弯曲段开缺口,向下行进25米至正常截割状态，推移刮板

11、输送机机尾至平直状态。采煤机向上并调换两个滚筒的位置割三角煤至割透煤壁。2、采煤机正常切割长度为115m，以2m/min的速度向上（下）割煤，正常割煤采用前滚筒在上部、后滚筒在下部的方式。、工作面割煤及采煤机牵引方式。工作面采用双向割煤，往返二刀；采煤机牵引方式为：交流电牵引。三、工作面正规循环生产能力W=LSHc=（170195%）t=327t式中W工作面正规生产能力，t；L工作面长度，170m；S工作面循环进尺，1m；h工作面采高，1.5m；煤的密度，1.35t/m3；c采出率，95%。第三节 设 备 配 置工作面设备配备表序号名称规格型号单位数量备注1采煤机MG200345-AWD台45

12、6KW2刮板输送机SGZ-630/264150KW3SGB62040T240KW4胶带输送机DTL800部5风煤钻调度绞车JD11.411.4KW液压支柱DZ1630/100DZ1830/100根1360其中26米为180米工作面8控制开关QBZ809QBZ12010QJZ40011总开关KBZ40012探水钻ZLJ650型7.5KW13煤电钻综保ZBZ4.004KW14照明综保ZXZ84.0015潜水泵WQ12.5-100/5-7.816乳化泵BRW125/31.5MPa一泵两箱17回柱绞车第三章 顶 板 控 制第一节 支 护 设 计一、 液压支柱支护强度验算1、经验计算支护强度：Pt=9.

13、81hk=9.812.54=147.15 KN/Pt 工作面合理的支护强度，千牛/米2 h 采高，米 顶板岩石的密度，吨/米3,一般取2.5 k 工作面支护的上覆岩层厚度与采高之比，一般为48，本工作面为4。2、选择工作面支护强度：090122工作面选用DZ1630/100、DZ1830/100型液压支柱，额定工作阻力294KN。表六：工作面条件与支护适应条件对照表项 目工作条件支护适应条件倾 角017煤 厚1.21.6米0.81.6米支护强度147.15千牛534.545千牛顶板种类二级二类通过对比、验算，证明选用DZ1630/100、DZ1830/100型液压支柱满足工作面支护要求。二、乳

14、化液泵站泵站选型、数量乳化液泵型号为BRW125/31.5，数量为2台；乳化液箱一台；输液管路选用25mm高压胶管。主要技术参数如下：乳化泵型号 BRW125/31.5公称流量 125L/min公称压力 31.5Mpa电机功率 75 kW泵站设置位置泵站安设在运输顺槽口。泵站使用规定1、卸载阀整定值为20Mpa，严禁随意调整安全阀的整定值。2、使用乳化液自动配比装置，乳化液浓度保持在3%5%之间，并经常用折射仪检查配比浓度。3、要加强泵站设备、管路的维修和保养，保持液化系统完好，杜绝跑、冒、滴、漏、窜液现象。 4、出液管要单独悬挂，不得与电缆及其它管线悬挂在一起。第二节 工作面顶板控制 工作面

15、采用DZ1630/100、DZ1830/100型液压支柱带帽对顶板实行支护，全部垮落法管理。最大控顶距为4.6m，最小控顶距为3.6m。工作面支护为3-4排形式，靠近采空区的一排为密集柱，每米支设4根液压支柱，其余的为单柱，间距0.75米，排距1.0米。工作面采用一采一冒。 一、正常生产时期顶板支护方式 采用追机支护的方式对顶板进行支护。在采煤机割煤后，及时移溜，并进行回柱放顶工作。 支护要求如下：1、 工作面采用DZ1630/100、DZ1830/100型单体液压支柱带帽管理顶板，靠近采空区的一排为密集柱，每米支设4根液压支柱，其余的为单柱，间距0.75米，排距1.0米。为了防止采空区矸石推

16、倒密集柱，在密集柱上要支设戗柱。2、工作面应达到动态的质量标准化要求，确保“三直、一平、二畅通”。3、加强支柱的支护强度，确保支护质量，支柱初撑力不得小于90KN。4、采煤机割煤，割煤后先移溜，后支护。移溜要离煤机15米左右。防止长时间空顶。5、工作面出现冒顶时，要及时用木料接顶，并升实支柱。工作面支柱严禁歪斜和支在浮煤上。二、 特殊时期的顶板控制（一） 来压期间及停采的顶板控制1、初次来压工作面推进至10-25米时进入初次来压阶段，每班要设专人负责观察工作面顶板情况，并加强工作面的顶板支护，保证支柱有足够的初撑力，使支柱工作状态良好，加快工作面推进度。若推进25米基本顶还未垮落，要采取人工强

17、制放顶方式，使基本顶垮落。初次来压主要表现在顶板的下沉量大，下沉速度快，支柱受力猛增，顶板破碎，片帮严重，故必须采取以下安全措施：（1）缩小间排距，加大支护密度；（2）缩小控顶距，增加支柱的初撑力和稳定性；（3）加快工作面推进度，保证煤壁完整性。2、周期来压初次来压以后，每推进1015米出现一次周期来压，周期来压时工作面顶板的压力和下沉量比平时要大3040，必须采取下列措施：（1）尽可能缩小控顶距，适当缩小放顶步距，以减轻老顶对工作面的影响。（2）加快推进度，缩小循环进度，采用多循环形式，以保证煤帮的完整性，减少片帮事故。（3）将采空区处理干净，使直接顶达到充分垮落以缓冲老顶垮落时对支柱的冲击

18、。3、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。特别注意工作面中部、两端头支柱的初撑力及支护状态，确保整体支护强度，预防冒顶。4、初采初放： 回采工作面完善通风、运输、行人、供电、通讯、排水、防尘和避灾路线等生产系统并经有关单位验收合格后，方可进行初采。（1）工作面初采前，必须先在切眼内使用双排带帽DZ1630/100型单体支柱支护切眼，支柱升紧支牢。当工作面推进一个循环后，补成三排柱，排距1.0m。工作面推进1015米后，开始初次放顶，上下端头补齐“四对八梁”， 靠近煤壁一侧的两排采用单根单体液压支柱支护，靠近落山侧一排补成密集支柱。（2）初次放顶时，必须在以生产矿长为首

19、的初放领导小组亲临现场直接指挥下，从工作面的中部开口，分两套，分别向机头机尾，从落山侧煤帮逐架、逐段进行回柱放顶。（3）初次放顶时，初放领导小组人员必须与工人同上同下，指导、监督初次放顶工作，只有初次放顶小组人员确认顶板冒落充分，方可停止跟班，工作面支护进入正常支护。5、正常放顶： 初次放顶结束后，工作面转入正常放顶，工作面支护转入正常支护。即34挡控顶，戴帽单体液压支柱支护，戴帽戗柱切顶，最大控顶距4.6m，最小控顶距3.6m，放顶距1.0m。6、未次放顶：工作面推进至停采位置后，将工作面缩小到最小控顶距，并加固工作面支护，清理运输路线，撤出工作面的采、运设备，在未次放顶、回收领导小组的现场

20、指导下，从工作面中部分别向两端头，从落山侧向煤帮逐段逐根回收。（二） 过断层及顶板破碎时的顶板控制 本工作面共揭露大小断层9条。过断层时要预先调整工作面方向，使工作面方向与断层的方向斜交，加强断层两侧顶板的支护工作，控制好采高和控顶距。当工作面遇陷落柱及顶板破碎带时，要加密支护，并在液压支柱上支设长木板，木板上铺设铁丝网，以防止漏顶。第三节 运输顺槽、回风顺槽及端头顶板控制一、 工作面运输顺槽、回风顺槽的顶板控制1、支护要求： 工作面运输顺槽、回风顺槽的超前支护均采用双排DZ1830/100型单体液压支柱支护，超前支护以外的巷道出现煤壁片帮时应及时打带帽点柱支护。超前支护距离不低于20米。2、

21、支护材料及支柱密度运输顺槽、回风顺槽超前支护使用双排DZ1830/100型单体液压支柱支护，排距1.0m，柱距1.0m。3、支护质量标准：（1）两巷支护要梁平柱正。（2）支柱应支到实底上，并做到迎山有力（迎山角度为2左右）。（3）顶梁上方起伏不平处用木料接实顶板。（4）两巷的高度不得低于1.5m，行人道宽度不得低于1m。（5）超前支护范围内严禁堆放闲置设备及杂物。（6）采煤工作面采用密集支柱切顶，两段密集支柱之间必须留有0.5米以上的安全出口。二、工作面端头及安全出口的管理工作面两端头支护形式：工作面两端头采用DZ1830/100型单体液压支柱配3.6米型顶梁，“四对八梁”、一梁三柱交替掩护支

22、护维护顶板。三、工作面支护材料的管理（1）支柱顶梁要建立台账统一管理，现场牌板与实物相符。（2）支柱、顶梁码放整齐，损坏的柱、梁不得使用，用记号笔或粉笔标注并及时出井维修。（3）按工作面正常使用量的10%准备备用支护材料，支护材料存放于运输顺槽距工作面50-80m处，距轨道距离不少于0.5m，有1.0m以上宽度的人行道，专人负责并挂好标志牌。附图71：工作面支护示意图 。第四节 矿压观测一、 矿压观测内容090122工作面的矿压观测内容主要有：单体液压支柱阻力观测、两巷超前支护范围内单体液压支柱阻力观测，以及支护质量动态监测。根据观测结果对工作面顶板活动规律、来压特征，工作面支柱受力特点，超前

23、支承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定期分析，并进一步了解煤、岩体力学参数等基础数据。二、 矿压观测方法工作面及两巷的矿压观测:工作面及两巷的单体液压支柱的阻力观测采用单体测力计进行监测，检修班打完超前维护后由验收员对单体的初撑力进行测量，生产班验收员对端头及超前维护的单体初撑力进行测量并记录。三、 支护质量监测每旬由安全科不定期对工作面和两巷支护质量动态检查2次，对检查中存在的问题，由采煤队负责立即整改。四、 矿压观测时间要求1、对工作面整个生产期间都要进行矿压观测。2、对两巷整个生产期间都要进行矿压观测。3、支护质量检测整个生产期间都要进行监测。第四章 生 产

24、 系 统第一节 运 输一、运输设备及运输方式1、运输设备及装、转载方式 工作面采用双滚筒采煤机落煤，由螺旋滚筒配合工作面输送机装煤，落煤由工作面输送机、SGB-620/40刮板机、OTL-800带式输送机，运到工作面煤库，经运输大巷输送带运输到中央煤仓，经主斜井带式输送机到地面。 工作面机头 、机尾溢出的浮煤可通过人工将其装入输送机。2、辅助运输设备及运输方式 工作面需用的材料、设备等物资，采用0.75t矿车或料车、JD-11.4绞车，通过运输顺槽运至工作面。二、推移刮板输送机方式 采用移溜器推移工作面输送机，推移步距为0.6米，推移刮板输送机距采煤机1215米.输送机弯曲度不得超过3,推移刮

25、板输送机时弯曲段长度不得小于15米。 三、运煤路线 090122工作面090122运输顺槽090122运输顺槽煤库运输大巷中央煤库上仓斜巷主斜井地面。 见附图3：运输系统图第二节“一通三防”与安全监控一、通风系统（一） 风量计算1、 按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算。Q采=100Q瓦k瓦=1002.521.5 =378m3/min Q采采煤工作面需要风量，m3/minQ瓦采煤工作面瓦斯绝对涌出量，m3/min k瓦采煤工作面瓦斯涌出量不均匀的备用风量系数，通常机采工作面取1.21.6，本工作面取1.5。按瓦斯涌出量计算,需风量为378 m3/min.2、 按工作面温度计算： Q采=60V采S采k采=601.5 5.251 =472.5 m3/min Q采采煤工作面需要风量，m3/min V采采煤工作面适宜风速，m/s，取1.5m/s S采采煤工作面平均有效断面，5.25k采