煤矿回采作业规程11104工作面.docx

1、煤矿回采作业规程11104工作面广 丰 煤 矿作 业 规 程工作面名称 11104采煤面 2011年11月目 录第一章 概况.3第一节 工作面位置及井上下关系.3第二节 煤层.3第三节 煤层顶底板.3第四节 地质构造.5第五节 水文地质.5第六节 影响回采的其它因素.5第七节 储量及服务年限.6第二章 采煤方法.6第一节 巷道布置.6第二节 采煤工艺. 6第三节 设备配置 8第三章 顶板管理.10第一节 支护设计 .10第二节 采场管理 11第四章 生产系统.14第一节 运输系统14第二节 通风监控系统14第三节 排水系统16第四节 供电系统16第五节 通信照明系统17第五章 劳动组织和主要技

2、术经济指标17第一节 劳动组织17第二节 主要技术经济指标18第六章 煤质管理19第七章 安全技术措施20第一节 一般规定20第二节 顶板20第三节 爆破21第四节 机运管理24第五节 一通三防25第六节 强行放顶措施26第八章 应急措施及避灾路线26第一章 概 况第一节 工作面位置及井上下关系1302采煤工作面位于主斜井以北，距离主斜井400余米。工作面上部是11102采空区，下部是11104进风巷。该工作面走向长400余米，倾斜长110米。所采煤层为C1煤层，煤层倾角18度，走向37度，煤厚1.5-2米，所采水平为+2340+2371。表1 工作面位置及井上下关系表水平名称+2340m采区

3、名称一采区地面标高+2806m井下标高+2340+2371m地面相对位置全部为陡坡地貌,地面无建筑物和其它工业设施。回采对地面设施的影响无其它建筑物和设施，回采对地面无影响井下位置及与四邻影响 为于矿井一水平1#煤层，工作面靠矿井北面为井田边界，工作面南到主斜井。沿倾斜向上为地表11102采空区，倾斜向下为11106采面（现尚无任何工程），相应的上覆煤层5号层未开采，无下伏煤层。走向长度/m400m倾斜长度110m面积/m244000第二节 煤 层本工作面设计开采的煤层为1#煤层，通过地质资料分析，该工作面范围内，1#煤层赋存不稳定，上下两顺槽有多处小构造，煤层厚度在1.52m之间。附图1：煤

4、层柱状图。第三节 煤层顶底板表2 煤层顶底板情况表顶、底板名称岩石名称厚度(m)硬度系数特征基本顶粉砂岩2035灰色、浅灰色直接顶粉砂质泥岩535深灰色直接底粉砂岩224深灰色 图1：煤层柱状图第四节 地 质 构 造本块（指回采块段）位于F11断层上盘，由于受F11断层的影响，本块地质构造发育，有多处伴生小断层，有一处断层落差过大，须采面搬家，其余回采时可以直接强行推过。煤层厚度沿走向、倾向均有一定变化，对回采有一定影响。第五节 水 文 地 质一、涌水量预计该面正常涌水量为1.6m3/min,最大涌水量为3.8m3/min。二、含水层（顶部和底部）分析本块回采主要水患是雨季地表水的渗入，整个地

5、层为弱含水层，地表无河流、水库、农田和出水点，矿井充水因素主要是大气将水沿各种裂隙、采空区渗入井下。第六节 影响回采的其它因素一、影响回采的其它地质情况影响回采的其它地质情况见表3表3 影响回采的其它地质情况表瓦斯相对瓦斯涌出量2.52m3/t，绝对瓦斯涌出量0.35m3/min二氧化碳绝对涌出量：0.15 m3/min，相对涌出量：0.6m3/t煤层爆炸指数有爆炸危险煤层自燃倾向有自燃发火倾向地温180二、冲击地压和应力集中区无冲击地压危险和应力集中区。三、地质部门的建议1、本块煤层回采前应合理选择架型，提高资源回收率。2、本块煤层赋存特殊，回采中应加强顶底板管理。3、加强水文情况观测，严格

6、执行防治水措施。第七节 储量及服务年限一、储量工业储量：Qt=走向长倾斜长度容重煤平均厚度=395751.451.2=51547t可采储量：工作面可采储量采出率取90%，P损失量为2400t。Q采=（Q工-p）c=（51547-2400）0.90=44232t。二、采煤工作面服务年限工作面服务年限=可采推进长度/月设计推进长度=（395-20）/(2300.85)=7.4个月。第二章 采 煤 方 法根据煤层赋存条件，选择采用单一走向长壁后退式采煤法(一次采全高)第一节 巷 道 布 置回风巷：层位：9#，支护方式：工字钢梯形棚，上宽1.8m、下宽2.6m、净高1.9m、净断面积4.18m2。开切

7、眼：层位：9#，支护方式：梯形木棚支护，净高为全煤高、上宽1.6m、下宽2m。运输巷：层位：9#，支护方式：工字钢梯形棚，上宽2m、下宽2.8m、净高2m、净断面积4.8m2。回采方向：由北向南。采止位置：9#进风上山留10煤柱及采面搬家时0191-1#切眼要留10m煤柱。 (附图2 0155采煤工作面平面示意图)第二节 采 煤 工 艺一、 工艺流程交接班检查处理安全打眼装药连线重新补液布岗、汇报放炮排烟临时支护检查安全打护身支护攉煤移溜支基本柱回柱放顶。二、 采高和循环进度 1、采高的确定：工作面跟顶回采,正常回采期间,采高控制在1.4-1.8之间,平均1.6m,初放期间可控制在1.6m以内

8、；如局部变薄，可跟顶破底回采，特殊情况另补措施。 2、循环进度：采用，“边采边准”作业制,每班循环进度为1m，圆班时度2m。 三、落煤 1、落煤方式：放炮与手镐落煤相结合。 2、炮眼布置方式与爆破方法。 （1）、炮眼布置方式：三花眼布置、炮眼间距为800mm、深度为1.2m。（2）、爆破方法：串联放炮、瞬发雷管配合煤矿乳胶炸药正向装爆破。（3）、炮眼布置三视图(附图3)（4）、采面爆破说明书见表4表4炮眼说明表炮眼布置方式三花眼放炮方法瞬发雷管、正向爆破连线方式串联一次放炮个数15个炸药种类煤矿乳胶炸药雷管顶眼04kg/眼底眼05kg/眼炮眼封泥长度0.5m四、 装运煤1、装煤：放炮后由人工将

9、放落的煤装入工作面刮板输送机，再由矿车运出地面。攉煤顺序为先采空区侧，后煤壁侧，分段进行。采场内的浮煤由上而下回收。2、运煤路线：0191工作面0191运输巷9#进风下山巷9#煤仓下平硐运输巷地面。 五、工作面支护及采空区处理 1、支护形式：单体液压支柱配合金属铰接顶梁，齐梁齐柱、一梁一柱形式，正常生产采用“三四排”管理。炮后出煤前及时支设临时护身点柱，其柱距不得大于1.5m(支设点柱时严禁攉煤)。2、支护质量:（1）、工作面支柱、顶梁、水平销及柱鞋备齐、备足，并有备用支护材料，材料须按指定地点码齐。（2）、支柱打成一直线，排距1000mm，柱距800，偏差均不超过100mm，新暴露的顶板要用

10、临时支护。（3）、支柱支设应打在实顶底板上，迎山有力，有一定的迎山角，工作面支柱必须全承载。（4）、支柱钻底量大于100mm时要穿底鞋，初撑力不得小于90KN，不足要进行二次注液。（5）、挂梁后水平销要打满劲，水平销应水平插入顶梁牙口内，严禁将水平销立插，正常情况下的插入方向是小头朝工作面上方，禁止用木楔或其它物品代替水平销。（6）、煤层变化时，必须及时更换适应采高的支柱，防止支柱超高或压死，活柱伸出量不少于150mm。（7）、不得使用折损的坑木，损坏的顶梁和支柱，一旦发现立即更换。3、采空区处理：工作面采空区采用全部垮落法处理。六、采煤工作面正规循环生产能力 W=75Shrc =(9511.

11、21.4390%)t =150tw：工作面正规循环能力S：工作面循环进尺L：工作面平均长度h:工作面设计采高r:煤容重c：采出率第三节 设 备 配 置 机电设备配备见表5表5：机电设备配备表序 号名 称型 号数 量使用量备用量1馈电开关KBZ-400212刮板机磁启QBZ-120413乳化泵磁启QBZ-120114刮板机SJB-42045煤电钻综保ZBZ-4.026煤电钻ZM15D-1.527乳化液泵BRW80/120118潜水泵OYW-25/70N1第三章 顶板管理第一节 支 护 设 计一、单体支护强度验算1、采用经验公式计算支护强度: Pt=9.81hk =(9.811.22.57)KN

12、=206.01KN式中 Pt工作面合理的支护强度 顶板岩石密度，一般取2.5 t/m3。 h采高,1.2m k工作面支柱应支护的上覆岩层与采高之比，一般取4-8。2、0171工作面支柱实际支撑力： Rt=kgkzkbkhkaRb =(0.990.930.951.01.0292)KN =255.08KN/m2式中 Rt支柱实际支撑能力 kz工作系数 kb不均匀系数 kh采高系数 ka倾角系数 Rb单体支柱平均支撑能力3、工作面基本支柱合理支护密度：npt/Rt206.01/255.08=0.72(根/m2)式中n支柱的支护密度,根/m2根据现场实际情况,取工作面排距为1.0mm，则基本支柱柱距： L柱=1.0(L排0.72) =1.00.72 =1.38m 式中L柱支柱基本排距