1301综采回采规程Word文件下载.docx

1、第一章 概 述第一节 工作面位置及井上下关系中能煤业1301综采工作面位置及井上下关系见表1-1-1。表1-1-1 1301综采工作面位置及井上下关系表水平名称+505m采区名称一采区地面标高+954m-+962m井下标高+570.350m-+630.634m地面相对位置本工作面为我矿首采工作面，北邻井田边界，南邻南张村，西邻地面工业场地，东邻北张村。回采对地面设施的影响工作面回采后将会对北张村以西耕地和北张村水泥路、南张沥青路地表造成不同程度沉陷，同时会对地面石板厂房屋造成一定程度的破坏。井下位置及与四邻关系北邻Fd12：10m正断层、Fd19：8m正断层，南接设计1302工作面运输顺槽，西

2、接一采区皮带巷，东接北张村保护煤柱边界。走向长度/m938.21倾斜长度/m213.3面积/194016第二节 煤 层1301综采工作面煤层情况见表1-2-1。表1-2-1 1301综采工作面煤层情况表煤层厚度/m5.49煤层结构距煤层底板0.6m夹一层0.28m泥岩或炭质泥岩煤层倾角/（）-410开采煤层3号硬度2 3 煤种贫煤、 贫瘦煤煤层稳定程度稳定煤层情况描述低中灰-中灰分、特低硫、高热值-特高热值、较高软化温度之贫煤、贫瘦煤。第三节 煤层顶底板1301综采工作面地质综合柱状图如图1-3-1，煤层顶底板情况见表1-3-1。图1-3-1 1301综采工作面地质综合柱状图表1-3-1 13

3、01综采工作面煤层顶底板情况表顶板名称岩石名称厚度/m岩性特征基本顶中-细粒砂岩5.86岩相变化大，深灰色，以各种粒度砂岩为主，成份以石英为主，长石次之，为半坚硬岩-坚硬岩。直接顶砂质泥岩、泥岩、局部为粉砂岩2.97岩相变化大，泥岩为灰-灰黑色，中厚-厚层状，为软岩；砂质泥岩为灰灰黑色，中厚-厚层状，为软化性岩石；粉砂岩为灰黑色，中厚层状，为软岩-半坚硬岩。含少量植物叶化石=5.6。直接底泥岩、砂质泥岩0.7灰黑色，含植物根部化石，为软岩=4.3。基本底细粒砂岩3.36灰色薄层状，以各种粒度砂岩为主具波状，透镜状及脉状层理。为半坚硬-坚硬岩。第四节 地质构造对1301综采工作面回采有影响的断层

4、情况见表1-4-1。表1-4-1 对1301综采工作面回采有影响的断层情况表断层名称走向（倾 角/（性 质落 差/m对回采的影响F14552正断层1.8无出水，需加强顶板、巷帮管理，对回采进度有一定影响。F244700.8F343401.2F422551Fd125710在巷道掘进过程中经钻探此断层位于巷道外帮18m处，需加强顶板、巷帮管理，注意裂隙水。Fd1975608需加强顶板、巷帮管理。第五节 水文地质1301工作面在回采过程中的生产用水、裂隙水会对回采工作造成一定的影响，因此，在回采过程中必须加强涌水观测、分析。做好防排水工作，制定防治水害的措施。第六节 影响回采的其他因素影响回采的其他

5、因素见表1-6-1。表1-6-1 对1301综采工作面回采有影响的其他因素情况表瓦 斯绝对涌出量2.56m/min，相对涌出量0.42m/t，要加强瓦斯管理。煤尘爆炸指数煤尘爆炸指数为14.6，具有爆炸性，应采取防尘措施。煤的自燃倾向性煤层自燃等级为级,属不易自燃煤层。地 温 危 害无地热异常，属地温正常区。地 压工作面南侧靠近设计1302工作面，工作面矿压显现明显，需加强巷道支护并派专人观测。第七节 储量及服务年限1301工作面运巷长1060m，风巷长1074m,工作面长213.3m，可采长度938.21m，可采面积194016。一、工作面储量计算根据工作面开采范围和煤层参数，计算工作面的工

6、业储量，即ZG=Sh式中 ZG工作面工业储量，t；S工作面面积，；H工作面煤层平均厚度（采高），m；煤层的密度，t/m。工业储量=1940165.491.42=1512510吨根据工作面的工业储量和规定的回采率计算可采储量，即，ZK=（ZGP）C式中 ZK工作面可采储量，t； P工作面永久煤柱损失，t； C工作面回采率，薄煤层97、中厚煤层95、厚煤层93。可采储量=（15125100）93=1406634吨二、工作面服务年限计算工作面服务年限 = 可 采 储 量 设计月产量1 12或工作面服务年限 = 可采 推 进 长 度 设计月推进长度工作面服务年限=938.2114412=0.543年第

7、二章 采煤方法 第一节 巷道布置本工作面风、运两巷均沿底板掘进，沿倾向布置，运巷长1060米，风巷长1074米，切眼长213.3米，沿走向布置，工作面标高为+570.350+631.634，巷道支护：运巷为锚网锚索联合支护，断面呈矩形，宽高=4.83.1m（净尺）；风巷为锚网锚索联合支护断面呈矩形，宽高=4.2切眼为锚网锚索联合支护，断面呈矩形，宽高=7.53.1m（净尺）。1301综采工作面巷道布置如图2-1-1所示。图2-1-1 1301综采工作面巷道布置示意图第二节 采煤工艺一、采煤方法工作面煤层平均厚度为5.49m，底板为泥岩、砂质泥岩。为方便管理，采高定为（3.00.1）m，但最大不

8、大于3.1m。工作面采用单一倾斜长壁后退式低位放顶煤采煤法，综合机械化开采，全部垮落法管理顶板。1301综采工作面设备布置如图2-2-1所示。 图2-2-1 1301综采工作面设备布置示意图二、工艺流程机组割煤跟机移架推前溜放顶煤拉后溜清煤。（一） 进刀方式工作面采用端部斜切进刀方式,以机头进刀为例。1、如（a）图所示采煤机割透机头时，采煤机后30m处，大溜推向煤墙，做好采煤机进刀和推移机头的工作。2、如（b）图所示让采煤机反向牵引，沿溜方面弯曲段切入煤墙，使采煤机进入下刀工艺，同时将机头顶向煤墙，使大溜成一条直线。3、如（c）图所示让采煤机反向牵引，再次割透机头，割掉三角煤，进入下一循环。4

9、、如（d）图所示机组割煤时，采用前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤的方式。（二）割煤顺序采煤机在工作面由机头机尾，机尾机头往复运行，逐架顺序割煤。（三）移架方式工作面移架时，采取及时支护方式，本架手动操作，从端头或端尾跟机移架。（四）推前溜及拉后溜的方式工作面要依次推前溜、拉后溜，保证推拉前后溜弯曲段不少于15节，逐步将前后溜推拉成一条直线。（五）放煤方式在机组割完一刀煤,将支架移出后,采用多人分段单轮放煤方式,通过收尾梁使顶煤落入后溜中,直到见矸后,伸出尾梁,打彻插板。三、工艺详细说明及要求（一）割煤工作面采用MG300/730-WD电牵引采煤机，随着采煤机螺旋滚筒不断旋转割煤（前滚筒割顶煤，后滚筒

10、割底煤），完成割煤工序，采煤机滚筒直径1.8m，割煤高度3.00.1m，采煤机割煤时，应遵循以下规定：1、采煤机司机要严格遵守煤矿安全技术操作规程。2、机组严禁在无冷却水、喷雾不完好的情况下开机。3、机组开机时，必须严格执行喊话、点动、再开机的作业程序，严禁随意开机。4、采煤机司机割煤时，必须精力集中，相互配合，严防割前梁、护帮板，尤其在斜切进刀时，司机要时刻注意。5、机组在割煤过程中，司机一定要掌握好负荷与速度的关系，严禁开快车，应将机组的平均速度控制在3m/min范围内。6、机组司机在操作采煤机割煤时，应随时注意煤墙的软硬变化及机组的运行状态，若出现异常，立即摘开离合器，闭锁大溜，进行检查

11、，处理后方可重新开机。7、割煤过程中，机组司机应随时注意煤墙片帮及顶板变化情况，如发现问题及时采取措施，采煤机割过后，紧跟前滚筒，及时伸出伸缩梁并打出护帮板，对工作面所暴露的顶板进行临时支护。8、机组在运行状态中，严禁机组司机搬运机身与电缆槽之间的炭块等物，在机组附近进行破炭工作时，必须切断机组电源，打开隔离，闭锁大溜，将护帮板逼紧煤墙，专人监护顶板，方可作业。9、机组割煤时，应注意机组履带的张紧及拖拉情况，防止损坏电缆、水管。10、机组司机要随时注意机载瓦检仪显示的瓦斯浓度，当瓦斯浓度超过1%，瓦检仪发出报警信号时，则立即停止采煤机，及时通知班组长，待瓦斯浓度降至1%以下后，方可开机。11、

12、严格控制采高在3.00.1m范围内，不准有飘刀、啃底、超高现象发生。12、机组在斜切进刀时，机组司机必须放慢牵引速度，控制牵引速度在1m/min以内。13、由于工作面长，前溜负荷大，当机组经中部槽往机尾割煤时，要放慢牵引速度，控制煤量，避免因负荷大造成压死溜。（二）装煤1、机组滚筒旋转时，煤体被截齿破落，并由螺旋叶片装入运输机，少量煤在顶溜时由铲煤板装入前溜中。2、支架与前溜之间的浮煤及支架与支架间的浮煤，由清煤工清入前溜中，其操作注意事项：（1）清煤工必须等前溜推出去、支架停止动作以后开始清煤。（2）清煤工作业时，必须随时注意煤墙及顶板情况，保证支架护帮板全部逼紧煤墙，确认支护可靠后方可作业

13、。（3）清煤工必须面向机组运行方向，随时注意前溜的运行状况，以防止前溜涌出大炭或其它物件伤人。（4）清煤工作业时，与支架动作地点距离不少于10m。（三）运煤工作面采煤机割下的煤由刮板输送机运至端头卸载，经转载机由皮带运出。（四）移架本工作面采用ZF5400/17/32型支架，操作方式为手动本架操作，追机作业，顺序移架，移架步距0.8m，移架滞后采煤机后滚筒5m进行，及时支护顶板，如顶煤破碎或片帮严重时，可采用超前移架，及时打出护帮板等支护方式管理顶板，严防冒顶。移出的支架要符合以下规定：1、工作面支架前梁接顶严密。2、工作面必须挂线移架，移出的支架要排成一条直线，50m拉线其偏差不得超过50m

14、m，中心距1.5m，偏差不超过100mm。3、支架顶梁与顶板平行支设，其最大仰俯角小于74、相邻支架间不得有明显错差（不超过顶梁侧护板高的2/3），支架不挤、不咬，架间空隙不超过200mm。5、支架工在操作支架时，除注意顶板、煤墙状况外，还必须注意支架尾梁、插板与后溜的相对位置，以免移出架后，插板绊后溜刮板及链。6、移架前，必须检查后溜是否收回，否则不予移架。7、移架时，必须保证后溜不随支架前移。（五）推前溜推移前溜滞后采煤机后滚筒20m进行，推移时要过渡平稳、自然，不得出现急弯，严禁停机推溜，推溜时要顺序作业，推移时必须将溜推成一条直线，同时符合以下规定：1、工作面必须有3-4组的支架推移顶

15、同时动作来完成顶溜的推移工作。2、弯曲段溜槽不少于15节。3、推前溜到位后，支架工将支架推移手把复零位，以免发生高压管崩破伤人或顶坏前溜。4、若工作面坡度较大，或机头、尾长度不合适时，采取单向顶溜或进行采斜调整机头（尾）伸入巷道内长度。（六）放煤根据本面支护的特点，及切眼尺寸支护情况，在支架的尾梁全部离开锚网支护顶板处，开始放煤，考虑外部运输能力，采用采放交替作业方式。1、步距及放煤顺序本面采用多人分段单轮放煤法，按架号依次进行，一架放完后再进行下一架，直到顶煤放完为止。2、初次放顶煤工作面回采初期顶煤比较完整，放煤困难，为提高初次放煤回收率及尽快达到放煤标准采取以下措施：（1）放慢割煤速度，

16、增加顶煤空顶时间。（2）反复升降支架，迫使顶煤与直接顶离层，使顶煤破碎，从而通过后尾梁滚入后溜中。（3）在反复升降支架时，必须密切注意支架前梁上部顶板状况，升起架后必须保证支架前梁接顶严密，初撑力达到要求，防止出现冒顶事故。3、正常放煤放煤操作：收回插板，操作尾梁千斤顶，使尾梁收到适当位置，保证放出的煤流入后溜中，若大炭堵住，则可多次反复伸收尾梁使大炭破碎，放煤结束后，升起尾梁，伸出插板。4、放煤要求及注意事项（1）本工作面要求一采一放，放煤时固定由放煤工分段作业。（2）工作面移架后，后溜正常运转，方可进行放煤工作。（3）放煤范围除去过渡架外所有的低位放顶煤支架。（4）放煤时，必须密切注意放煤

17、口涌出的煤流及矸石状况，严防大块矸石入溜。（5）正常放煤应架架二次见矸停放，既要保证煤质，同时保证顶煤回收率。加强现场监督检查，最大限度提高顶煤回收率。（6）放煤人员进行伸出插板的作业，必须注意插板伸出状况与后溜相对位置关系，严禁出现插板绊后溜刮板或链。（7）放煤人员操作时应站在架间支护完整处操作手把。（8）后溜司机要随时观察后溜煤量和电机负荷，及时发出“放”、“停”信号，防止后溜断链或压溜。（9）放煤结束后，必须及时将插板伸出进行挡矸，以免大块矸石进入后溜损坏设备。（七）拉后溜1、拉后溜必须滞后放煤点后进行。2、拉后溜时，其弯曲过渡段不得小于15节，不能出现急弯。3、拉溜完毕，手把复“0”位

18、，后溜成一条直线。4、严禁停机时进行拉后溜作业。5、拉后溜时必须依次前移，不准分段或改变方向。四、有关要求（一）防止大溜上窜下滑的措施和处理方法1、由于工作面，端头（尾）支护方式为无端头（尾）架支护，在回采过程中，必须严格控制大溜及过渡架在巷道中的位置，确保安全出口达标。2、在正常回采前，必须在风运巷找好基准点，随时测量大溜机头（尾）的长短，根据测量结果通过单向顶溜的方式进行调整。3、若上述调整未能凑效，则采取机头（尾）甩刀的方式，使工作面成伪斜（角度控制在2-6），配合单向顶溜和摆架来调整大溜机头（尾）的长度。（二）割煤期间各转载点，机组内、外喷雾要正常使用且保证喷嘴完好，水压及喷洒效果正常

19、。机组割过煤后，其回风侧跟机必须保证5组支架间喷雾正常使用，以降低落煤过程中产生的粉尘。采煤机正常割煤时，内喷雾压力不得小于2 MPa，外喷雾压力不得小于 1.5MPa，喷雾流量应与机型相匹配。如果内喷雾装置不能正常喷雾，外喷雾压力不得小于4MPa。无水或喷雾装置损坏时必须停机。五、工作面生产能力1301工作面采用倾斜长壁方式布置，使用低位放顶煤一次采全高综合机械化采煤方法，顶板管理为全部跨落法。工作面煤层平均厚度5.49米，其中采煤机滚筒割煤3.00.1米，放煤厚度2.49米，滚筒截深0.8米，采煤机割煤一刀，放煤一轮为一正规循环，其循环进度0.8米，工作面长度213.3米，放煤区段长202

20、.8米，底煤回收率95%，顶煤回收率91%。循环割煤产量：Q1=L1m1brR1=213.33.00.81.420.95=690.58t循环放煤产量：Q2=L2m2 bR2=202.82.490.91=522.02t循环产量：Q=Q1+Q2=1212.6t其中：L1、L2：分别为工作面长度，放煤区段长度。m1 、m2：分别为割煤高度，放煤高度。R1 、R2：分别为底煤回收率，顶煤回收率。r :煤体容量，取1.42。b :滚筒截深。第三节 设备配置工作面主要设备参数表见表2-3-1表2-3-1 1301综采工作面主要设备参数表序号设备名称数量型 号功 率安装地点采煤机MG300/730-WD73

21、0kw切眼2过渡支架7ZFG6500/19/333中间支架138ZF5400/17/324前溜SGZ830/6302315kw5后溜SGZ764/500250kw6转载机SZZ830/2501301运输顺槽破碎机PLM1500160kw皮带输送机DSJ120/120/22509乳化液泵BRW315/31.5200kw电气列车喷雾泵BPW320/10M75kw11移动变电站KBSGZY2-T-1600/612组合开关QBZ-1600/1140（660）-813调速起动器QJT250/1140（660）14皮带机头15变频调速装置ZJT1-200/1140第三章 顶板控制 第一节 支护设计与顶板控

22、制一、顶板岩性分析采煤工作面直接顶为泥岩、砂质泥岩，局部为粉砂岩，厚度2.97m。按顶板坚硬程度、稳定程度及对工作面矿压影响程度分，直接顶为V类不稳定岩层。基本顶为中细粒砂岩，属类顶板，基本顶来压不明显。初次来压步距为30-50m，周期来压步距15-25m。矿压参数见表3-1-1。表3-1-1 矿 压 参 数 表项 目数据顶底板条件直接顶厚度/m基本顶厚度/m9.5直接底厚度/m 直接顶初次跨落步距/m8-10初次来压来压步距/m30-50来压显现程度不明显周期来压15-25底板容许比压/MPa直接顶类（级）别V基本顶类（级）别巷道超前影响范围/m20二、支架选型及验算根据周边矿井工作面回采经

23、验及现有设备进行1301工作面设备配套选型。预选ZF5400/17/32型放顶煤液压支架，支撑高度1.7-3.2m，支护强度0.76 MPa。工作面支护强度计算根据矿井的煤层地质条件，按倍数岩重法计算液压支架的支护强度，公式如下：P1000NM9.810-6式中：P支架支护强度，MPa；M煤层采高，设计取M3.0m；顶板岩石容重，2.6t/m；N岩重倍数，按中等稳定以下顶板考虑，取68。P1000（68）2.69.8 0.46 MPa0.61MPa选型支架的支护强度0.76MPa支架工作阻力的确定F1000PA（L+C）F支架工作阻力，KN；P支架支护强度，MPa，设计取0.7；A支架中心距，

24、A=1.5m；L支架顶梁及前梁长，L=4.28；C梁端距，c=0.20.35m，取c=0.3m；则：F=10000.701.5（4.28+0.3）4809KN选型支架的工作阻力5400KN 经选型计算ZF5400/17/32型放顶煤液压支架工作阻力5400 KN，支护强度0.78MPa，最小支承高度1.7 m，最大支承高度3.2m，符合我公司综采工作面支护强度要求。ZF5400/17/32支架参数见表3-1-1。表3-1-1 1301综采工作面中间支架参数表参 数架数（架）掩护梁长（mm）2055支撑高度（m）1.7-3.2初撑力（KN）3504（p=25.2MPa）质量（t）19.8工作阻力

25、（KN）5400（p=35.9MPa）底座长（mm）2935底板比压（MPa）顶梁长（mm）3015支护强度（MPa）0.761301工作面所需过渡支架及性能：端头尾架采用ZFG6500/19/33型液压支架，共7组，其主要性能如下：工作阻力：6500 KN支护强度：0.76MPa 支护高度：1.9-3.3m 三、ZF5400/17/32型液压支架的最大、最小控顶距，如图3-1-1所示。（一）最大控顶距 H大=4280+340+800=5420mm（二）最小控顶距 H小=4280+340=4620mm顶梁及前梁长：4280mm滚筒截深：800mm梁端距：340mm图3-1-1 1301综采工作面支架最大、最小控顶距示意图四、采煤工作面所需支护材料及备用物料的位置、数量及管理方法见表3-1-2、3-1-3。备用材料位置正常回采时设在回风巷距采煤工作面不超过100-150m处、巷道较宽的地方。备用物料管理的方法按下列执行：（一）所有单体液压支柱、大板梁在备用地点分别码放整齐，且迎风方向应摆放整齐，分别按类悬挂标示牌，不准混淆。具体由运料组负责。（二）其他物料必须