小型煤矿工作面回采作业规程文档格式.docx

1、 伪顶为碳质泥岩厚度0.3m，直接顶为砂质泥岩和细砂岩，平均厚度的3.5m左右，层理发育含大量白云母片。基本顶以灰色细粒长石、石英砂岩为主（又叫大占砂岩）微波状层理，厚度在1023 m。层理发育，含大量白云母均匀分布，垂直裂隙内充填方解石脉，呈灰白色有吸水性。 顶板岩性组合特征为顶板，工程地质条件较好，易维护和管理，但在顶底为泥质或炭质泥岩地段，可产生片帮冒顶，泥化等不良工程地质现象。 二、煤层底板 直接底岩性以砂质泥岩为主，次之为泥岩或炭质泥岩，平均厚4m，呈深灰色和灰黑色，可见点状云母片和黄铁矿结核，并且水平层理较发育。老底为砂质灰岩，平均厚6m，呈灰黑色薄层状细砂岩夹砂质泥岩，含有黄铁矿

2、结核和根茎化石，灰色石灰岩隐晶质蜓科化石 各类岩石的饱和抗压强度为：泥岩14.7-52.1 MPa，砂质泥岩15.7-69.8 MPa，即为较稳定性底板，生产中易于维护和管理。 三、地层综合柱状地层情况见地层综合柱状图见附图1（略）。第四节 地质构造 一、断层工作面有两个倾向断层，新凡和凡穿过。两个断层都是正断层。新民断层走向N17-31E,倾向287301，断面倾角60左右，落差在02m之间，破碎带较宽，该断层距提矸井300 m，对工作面采影响不大，凡断层走向22-25，倾向292-295，倾角80左右，落差为18-20 m左右，距提矸井95 m左右，工作面以该断层为停采线。二、褶曲该工作面

3、地质构造为单斜构造，地层走向75-85，倾向345-355，倾角25-27, 工作面运输巷、回风巷，开切眼素描图见附图2（略）。第五节 水文地质 二1煤顶板砂岩含水层，二1煤顶板60 m范围内所含砂岩裂隙含水层组岩性为细中粒砂岩，共发育3-9层，累计厚度为22 m左右。砂岩致密坚硬，裂隙不发育且多被方解石脉充填，主要以顶板淋 水形式矿坑充水。该含水层补给条件差富水性较弱。 二1煤层底板灰岩含水层为太原组上段L7L8组成的灰岩含水层组。其中以L7石灰岩发育较厚，层 位稳定，厚度为9m左右。其岩溶裂隙发育不均，该石灰岩含水层导富水性极不均一，岩溶水补给循环条件中等，回采过程中会出现底板涌水现象，下

4、运输巷设置水仓，使用水泵排水，对开采煤层影响不大。 在夏秋雨季，工作面回风巷底板涌水有增大现象，主要有地表水顺裂隙渗透到工作面上部采空区。57081工作面老窑水大部分顺着回风巷水沟或排水管流到水仓内，小部分沿着底板渗透到工作面。57081工作面回采结束后进行了注浆灌水，但在掘进该工作面回风巷之时，只表现出顶板淋水情况。该面无地质钻孔。 工作面涌水量；工作面正常涌水量为5 m3/h,最大涌水量为10 m3/h。第六节 影响回采的其他因素 根据2004年瓦斯鉴定情况，矿井相对瓦斯涌出量为14m3/t.d,绝对瓦斯涌出量为6.9m3min,二氧化碳相对涌出量为4.1m3/t.d，绝对涌出量为2.0m

5、3 min，属于高瓦斯矿井。相邻67091工作面相对瓦斯涌出量为3m3/t.d绝对瓦斯涌出量为3.57m3min，根据相邻工作面和掘进巷道预计，该工作面相对瓦斯涌出量为9.5m3/t.d，绝对瓦斯涌出量为3.96m3min，相对二氧化碳涌出量为2m3/t.d，绝对涌出量为0.84m3min，属低瓦斯工作面，但按高瓦斯工作面管理。 根据河南省煤田地质局三队提供的河南省大金店镇新新勘探区磴槽煤矿储量（地质）报告二1煤层煤尘爆炸危险性试验加岩粉量为50，火焰长度为10mm，定为有爆炸危险性煤，爆炸指数为10.93，以往生产过程中未发生过煤尘爆炸事故。二1煤层有自燃倾向性，本矿曾发生过煤层自燃，其自然

6、发火期为5个月。 地温冲击地压和应力集中区，根据运输巷、回风巷、开切眼工作面温度一般为2021，掘进开切眼和运输巷时顶板前方有煤炮声，支架压裂响声，地鼓等现象。有时出现片帮或塌落现象，煤层产生明显震动，伴有巨大响声的矿震现象。 地质建议： （1）在回采过程中经过断层及其破碎带时，要加强工作面及回风巷的瓦斯检查，预防瓦斯大量涌出，工作面的液压支柱要加固加牢，对压力增大地点要加密支护，顶板采空区用大荆笆背严背实。 （2）顶板冒顶部分用圆木背牢架实，采空区大面积不垮落地段强制性放顶，防止大面积垮落。 （3）工作面每推进20 m探测顶底板煤层厚度，推断工作面煤炭准确储量和回采率。 （4）对工作面底板涌

7、水地段应及时疏通水沟，将水流到临时水仓并及时排出，记录该地点的涌水量。 （5）夹砰地段和薄煤带在图纸上做出准确记录。第七节 储量及服务年限该工作面走向长380 m,倾向长120 m,平均煤厚4.0 m,煤层视密度为1.36 t/m3，工业储量为24.81万t,可采储量为23.57万t。工作面服务年限为11个月。第二章 采煤方法 该工作面煤层平均厚度为4.0 m，煤层倾角27左右，顶板易垮落，采用单一走向长壁采煤法。第一节 巷道布置 磴槽煤矿分为东西两个采区，东采区的皮带井为全矿的提煤运输井，东西采区各自有提矸运料井，两采区分别有独自的进风和回风井。东采区的皮带井和提矸井作为东采区的进风井为东采

8、区的采掘工作面提供新鲜风。125 m水平运输大巷担负西采区和工作面运煤任务。175 m水平岩巷和东回风斜井为采区回风、行人服务。皮带井和运输大巷使用带式输送机运输，提矸井使用3t箕斗提矸运料。 工作面运输巷、回风巷使用矿用工字钢支护。巷道断面规格为上净宽2.0m，下净宽3.0m，净高2lm，净断面525m2，运输巷布置在125 m水平煤层底板上，距125 m水平岩巷的水平距离为50 m左右。回风巷布置在175 m水平煤层底板上，巷道求平不求直，始终保持030坡度，主要用于运料、回风、行人。运输巷求直不求平。每隔80 m保持一条直线，主要用于运煤，进风和行人，巷道铺设40 t的刮板运输机运煤。开

9、切眼断面规格为上净宽1.8m，下净宽2.8m，净高2.0m 使用矿用工字钢和单体液压支柱支护。开切眼距提矸井西450m，方位与提矸井方位一致为35950。皮带井和提矸井在175 m水平和125 m水平各有两条绕巷，巷道为半圆拱形断面，使用锚矸、喷浆支护，巷道净宽2.8 m,净高2.5m，净断面6.1m2。175 m水平绕巷主要用于运料、行人使用。125 m水平绕巷主要用于进新鲜风和行人。皮带井和提矸井在175 m水平和125 m水平正上方各有一个煤仓，使用锚喷支护。皮带井煤仓转载煤炭使用，提矸井煤仓转载矸石时使用。运输巷每隔80 t。有一石门巷道与125 m水平运输大巷相连，石门巷道长50 m

10、，断面规格为净宽2.8 m，净高2.5 m的半圆拱。坡度为230，主要用于转载运输、进风和行人。工作面巷道布置图见附图3（比例1：2000）（略）。第二节 采煤工艺 该工作面用爆破落煤和放顶煤工艺，其工艺过程为：工作面分成三段，一段在一个班内工艺流程为：打炮眼移置输送机爆破落煤修理歪扭棚打铰接顶梁支护顶板人工装煤刮板输送机运煤升单体液压支柱，同时工作面另一段进行工作为：派人回柱放顶，打眼注水，打炮眼，下一班工序与上一班相同，爆破落煤采高为2.0 m,放顶煤放至大块矸石流出为止。每天一个循环，一个循环推进1.2 m。 一、爆破落煤 打眼工提前5h下井到工作面打眼。用两台煤电钻分段同时打眼。炮眼角

11、度为：炮眼与煤壁夹角为8590，顶眼仰角为5-10，底眼在垂直面上向底板方向保持10-20的俯角，为了避免崩翻输送机，底眼眼底高出底板约0.3 m,底眼眼底的爆破最小抵抗线位于输送机上部水平面以上。为了不崩倒支架，使水平方向的最小抵抗线朝向两柱间的空档。炮眼布置方式：炮眼采用三花眼沿倾斜方向布置，这样爆破装煤效果及抛到采空区的煤较少，打眼劳动强度低，炮眼深度1.2 m,装药量根据煤质而定。一般情况下顶底眼装药量为300 g,煤软时，每个眼可装药150g,每个炮眼封泥长度不小于0.6 m。 爆破方法：采用串联法连线，严禁采用并联连线爆破。一次装药一次起爆，禁止一次装药分次起 爆，为了保证输送机不

12、被爆破落煤压死。每班炮眼分两次起爆，一次起爆的长度为20 m。 二、装煤与运煤 工作面采用SGW40T型刮板输送机运煤，在单体液压支柱及铰接顶梁所构成的悬壁支架掩护 下，输送机移到第1、2排之间。爆破落煤后开动输送机把爆破后落在输装煤。在班干部陪同下回收采空区的放顶煤，每10 m放三个溜煤口，利用熘煤槽使煤直接溜到输送机上运出工作面。三、工作面支护和采空区处理 工作面使用单体液压支柱和铰接顶梁支护。采用正悬壁齐梁直线柱布置，最大控顶距为4排支柱，最小控顶距为3排支柱，排距为1.2 m,柱距为0.55 m。 当工作面推进到第四排支柱时对采空区处理进行回柱放顶，使采空区直接顶直接垮落。并且使用大荆

13、笆堵住矸石，防止垮落研石滚到工作面。 四、放顶煤工艺 （1）煤层厚度0.5 7.0 m之间，平均厚度 4.0 m,工作面采2.0 m厚的煤，放煤厚度为05m,即采放比为1:2.5。 （2）工作面每推进1.2 m,进行一次放顶煤，即放煤步距为1.2 m。 （3）工作面采用低位单轮，间隔多口放煤，即沿工作面倾斜方向，每10 m距离分三个放煤口，放煤口与槽沿平齐、开口规格0.4 m0.4 m，开口间距2.53.0 m。 （4）距下端出口5 m,不放顶煤，上端放煤要按工作面要求放净。 （5）初次放顶煤，在初期来压以后开始放顶煤，即工作面推进到1315m以后，工作面推进到停采线以后，停止放顶煤。 五、正

14、规循环生产能力 WLShc式中 W工作面正规循环生产能力，t; L工作面平均长度，120 m; S工作面循环进尺，1.2 m; h工作面设计采高，4.0 m; 煤的视密度，取1.36 t/m3； c工作面采出率，93%。 代入数据，计算得工作面正规循环生产能力为728.5 t。第三节 设备配置 工作面使用MZ1.2型煤电钻打眼，选用DZ22型单体液压支柱和HDJA1200型铰接顶梁支护，荆笆和川杆背顶，采空区用大荆笆背帮。使用40T和40TX型刮板输送机送煤。 第三章 顶板管理第一节 支护设计 一、工作面支护设计 参考本矿同煤层矿压观测资料，选择本工作面矿压参数。工作面合理的支护强度： Pt二

15、9.81hk式中 Pt工作面合理的支护强度，kN/m2； h采高，2.0 m; 顶板岩石重力密度，2.5 t/m3； k工作面支柱应支护的上覆的上覆岩层厚度与采高之比，一般为48，该处取6。 经计算得Pt294.3 kN/m2 1单体液压支柱实际支撑力 RtkgkzkbkhkaR式中 Rt单体液压支柱实际支撑力，kN; kg支柱工作系数，0.99； kz支柱增阻系数，0.95； kb支柱不均匀数，0.9 kh采高系数，1.0; ka倾角系数，0.9; R支柱额定工作阻力，300kN。 经计算得Rt =228.5 kN 2工作面合理的支护密度 n二Pt/Rt二294.3/228.5=1.29根m

16、2 3工作面支柱距、排距 a（N5）（NbF）式中 N工作面支柱排数，4； S每根支柱的支护面积，1/1.29m2； F机道上方梁端至煤壁距离，0.6 m； Nb铰接顶梁长度，4.8m；经计算得a=057 m。 根据以上计算的支护强度，工作面间距、排距确定工作面选用DW22型单体液压支柱和HDJA1200型铰接顶梁支护顶板。 二、乳化泵站设计 泵站及管路选型：乳化液泵站选在175 m水平输送带井绕巷处，管路选用直径为19mm的铁管。 泵站使用规定： （l）泵站必须安放平稳，固定牢固，停放在顶板完整，无片帮、无淋水处。 （2）坚持使用乳化液浓度配比仪，乳化液浓度必须保证2%3%，曲轴箱内润滑油合

17、格，油位在油位线之间，油槽内润滑合格，油绳放置合理，并有合格的过滤网。 （3）泵站压力表动作灵活，压力达到额定值，必须保证不低于18 MPa。 （4）泵件、泵箱、液压管路无漏、串液现象。 （5）曲轴箱内温度不得高于50，不低于50第二节 工作面顶板管理 一、工作面支架布置方式 （1）工作面选用DZ22型单体液压支柱和型铰接顶梁支护顶板，按顶梁悬挂方式布置为齐梁中心柱，顶梁布置为正悬臂，在采空区和煤壁侧悬臂长度各为0.6 m，煤层倾角24-30，倾角每6-8支柱上仰1，支柱迎山角为3-5，使用荆笆垫柱底，防止底板光滑而滑倒支柱底必须有柱窝。（2）工作面采用“三四排”控顶，最大控顶距4.8 m,最

18、小控顶距3.6 m,放顶距1.2 m,支柱排距1.2 m,柱距055 m,输送机行人道宽度12 m,堆放支柱顶梁，荆笆的材料道宽12 m, （3）工作面煤壁不得留有伞檐，铰接顶梁末端靠在煤壁上，并有梁窝，有片帮的地方必须使用大荆笆和圆木背实，防止大量片帮。 （4）顶板使用小荆笆和川杆背实，以不露煤为原则，每排距之间使用7根川根，川杆直径不小于40mm，川杆因压力折断时需及时更换。对顶板冒落而不实的部分必须使用坑木及时架木垛，预防顶板大面积垮落而压塌支柱。 二、顶板来压的支护措施 （1）在采煤过程中，必须检查并注意顶板及周围情况。若发现明显来压现象必须停止采煤工作，加强工作面支架的维护，适当加密

19、工作面支架，并按0.4 m间距加密切顶斜抬棚和贴帮支柱沿采空区一排支柱打一排战棚，正常情况下一梁一柱，并使用木鞋板打紧戗支棚 ，当顶板压力增大时，加密支柱，实现一梁二柱。 （2）回柱采空区顶板不垮落，其悬顶沿走向大于5 m,要按0.4 m间距在该处及其上下各3m的范围内加密斜抬棚腿。 当其悬顶长度大于10 m时，则在工作面悬顶段沿倾斜方向每5m架设一组丛柱，每丛住不得少于5根支柱；当悬顶段达15 m时，每5m架设一个木垛，并及时报矿领导研究采取强制放顶措施。 三、回柱放顶方法及回柱工艺 采用垮落法处理采空区，人工回柱放顶。回柱放顶顺序严格执行由下而上、由里向外的原则，回柱时采用由下而上依次分段

20、作业，分段长度不小于20 m，在分段交接处必须提前沿走向打好挡矸支往，坚持先支后回，回柱时必须超前回柱6-7 m打好戗棚，并保持后路5.0 m内畅通，放顶处用0.8 1m2的荆笆挡在新打好的支柱处，防止大块矸石垮落后滚下伤人。 回收的液压支柱要支在材料道的顶梁上，防止下滑伤人，铰接顶梁堆放在材料道内，放齐码好。回柱放顶距回收采空区舍帮煤的最小距离不小于6m，回柱放顶在回收舍帮煤上段时，必须在其上段打一牢固的闭子。第三节 回采巷道及端头顶板管理 一、工作面端头支护和平巷超前支护 （1）采煤工作面端头是指采煤工作面与工作面运输巷和工作面回风巷接合的部位，它包括工作面机头和机尾的设备区。巷道端头区即

21、巷道与工作面交叉部位，工作面前方支承压力影响区。煤壁后方支承压力影响区。 （2）工作面运输（回风）巷超前工作面挂12列铰接顶梁，顶梁下架设单体液压支柱，实现一梁一柱，超前工作面煤壁20 m范围内的运输（回风巷）架超前支护，架设单列铰接顶梁和单体液压支柱，临近工作面10m超前支护架设双列铰接顶梁，后10 m架设单列铰接顶梁。超前支护巷道内支架要完整无损，其高度不得低于1.6 m。 二、端头的特殊支护 工作面运输（回风）巷中，从工作面煤壁至放顶线之间，原梯形梁靠工作面侧架设走向抬棚。移工作面输送机机头时，撤除靠工作面侧的棚腿。放顶线后方运煤巷的维护长度不得超过1.2m，原巷道上帮距梯形棚梁端0.5

22、 m处支设一排走向挡歼支柱。机尾后方1.0 m处支设倾斜支柱，柱距为0.25 m。 三、运输巷、回风巷支架的回撤工作面支架均随工作面放顶进行回撤。要求该支架后方与工作面切顶线整齐。运输巷回棚在缩短输送机后进行，采用人工回撤梯形棚，用单体支柱托住枷梁然后拉出棚腿，在护身支柱保护下远距禽卸载，顶板垮落稳定后用长把钩取出棚柱。为防止瓦斯积聚，必须要对工作面回风巷支架可超前切顶线一排或半排进行回撤，回撤后回风巷上帮以下4m范围的切顶线要加特殊支柱，柱距为0.25 m, 以确保上出口行人安全。 四、备用支护材料数量及存放地点回风巷距工作面30-100 m范围内必须经常存放有备用材料，其中单体液压支柱60

23、根，铰接顶梁60根，坑木2.0m3，以备抢险时急用，此材料随用随补，严禁短缺。工作面每日所需的大荆笆、小荆笆等应根据工作面需用量每班运到。并在回风巷内码放整齐，不得影响行人和运料。第四节 矿压观测 加强矿压观测，成立矿压观测小组，组长为高全治，成员：曹占营、李学军、张遂章、王有林等。 观测小组必须做到以下要求： （1）要求人员组织到位，培训到位，观测仪器落实到位。 （2）矿压观测人员每班测出的数据，由组长负责收集、整理，要及时将工作面情况向生产矿长、安全矿长、总工汇报，采取应急措施。 （3）观测人员要不定期对支柱抽查，发现支柱初撑力低，有权让现场作业人员进行二次补液，否则不准作业。 （4）观测

24、人员发现支柱工作阻力达到额定阻力或有相当一部分支柱安全阀开启现象，提醒作业人员采取措施或撤离工作面，并向井长和调度室汇报。第四章 生产系统第一节 运输系统 一、运输设备选择和安装 工作面使用40 t刮板输送机、运输巷使用40t刮板输送机，石门巷道使用650mm宽输送带，运输大巷使用800mm宽输送带，斜井使用800mm宽大倾角输送带提升，地面使用800mm宽输送带直接到煤仓，除运输大巷与斜井交接处使用煤仓转载外，其余全部是直接转载。 工作面中部下端及运输巷交接处各安装一台刮板输送机，机尾用两根单体滚压支柱固定牢稳，运输巷每80 m铺设一台输送机，机头设置在石门巷道交叉处，石门巷道的带式输送机机

25、头设置在与运输大巷交接处，机尾处使用单体液压支柱固定稳。 二、运煤系统 工作面运输巷石门巷道运输大巷煤仓输送带井一带式输送机地面煤仓。 三、运料系统 地面材料库提矸井175 m水平绕巷回风巷工作面。第二节 一通三防与监控系统 一、通风设施设置 工作面下运输巷贯通了4个石门巷道，除进风石门外，其余4个石门都必须安装隔离风门。+175 m水平输送带绕巷和提矸井绕巷分别安装一组正反向隔离风门。工作面回柱放顶处和上隅角各安设一个风帘。风门要完好结实严密、不漏风，风门能自动关闭并且有风门连锁装置。 二、工作面实际需要风量的计算工作面实际需要风量根据瓦斯、工作面温度、炸药和同时工作的最多人数分别进行计算。

26、取其中最大值进行风速验算，满足要求时，该最大值即是工作面实际需要的风量。 1.按瓦斯涌出量计算 Q100qk式中 Q 工作面实际需要风量，m3min; q工作面瓦斯绝对涌出量，3.96m3min; k工作面瓦斯涌出不均匀备用风量系数，k=1.8。 由此计算得Q713m3min 2按工作面温度计算 Q60 VS K式中 V工作面平均风速1.5m/s S工作面的平均断面，4.2m2； K放顶煤工作面长度调整系数，1。 由此求得Q378m3min 3按工作面每班最多工作人数计算 Q4n式中n-工作面的最多工作人数，80人。 由此求得Q320m3min 4按炸药用量计算 Q25A式中 A采煤工作面一次

27、爆破的最大炸药用量，16kg。 由此求得Q=400m3min 5按风速计算 工作面的最小风量Q154.22m3min126m3min 工作面的最大风量Q2402m3min2016m3min 根据以上计算，工作面实际需要风量取713m3min. 三、通风路线 行人进风斜井125 m水平运输大巷进风石门工作面运输巷工作面回风巷175 m水平回风巷东区专用回风井一地面。 四、瓦斯防治 （1）瓦斯检查地点：工作面进风巷、回风巷、工作面的风流中，工作面上隅角、顶板冒落空洞，电动机附近等固定点，每班检查次数不少于三次，并向调度室汇报，放炮员躲避地点，放炮地点附近20 m风流中、回柱放顶处要加强瓦斯检查。 （2）瓦斯检查班报表必须有上班、本班、下班瓦斯检查员签字，检查地点的瓦斯记录。做到班报、牌报、日报三对照，不得空班、漏检、假检。 （3）当工作面风流中瓦斯达到196时，停止用电钻打眼，爆破地点附近20 m以内风流中瓦斯浓度达到1时，严禁爆破。 工作面及其进、回风巷道内，体积大于0.5 m3的空间内积聚的瓦斯浓度达到2 %时，附近20 m内必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。 （4）工作面风流中，电动机或其开关安设地点附近20 m以内风流中的瓦斯达到1. 5%时，必须停止工作，切断电源，撤出人员进行处理。工作面回风巷风流中瓦斯