(工作规范)回采工作面作业规程(完整)

回采工作面作业规程
煤 矿 名称： 工作面编号：
城关七公里煤矿 1161ຫໍສະໝຸດ Baidu回采工作面
矿长 生产矿长 安全矿长 工程师 编制
二 O 一一年二月十二日
编制人 会审 矿长
生产矿长 安全矿长 机电矿长 通风队 安全科 技术负责人
会审记录
杨仕俊
编制日期
姓名
日期
2011-2-12 会审意见
1
目录
一、采面基本情况及地质情况………………………………2 二、采区巷道布置图…………………………………………4 三、采煤方法及工作面顶板支护图…………………………5 四、回采工艺…………………………………………………6 五、生产系统及风量计算 …………………………………10 六、通风系统图………………………………………………12 七、供电系统图………………………………………………13 八、洒水降尘管理系统图……………………………………14 九、避灾路线图………………………………………………15 十、生产劳动组织及循环作业图表…………………………16 十一、主要技术经济指标……………………………………18 十二、安全技术措施及安全制度……………………………19
瓦斯煤尘 及自燃发 火情况
根据瓦斯等级定报告结论，本矿井为高瓦斯矿井，矿井绝对瓦斯 涌出量为 4.5min，相对瓦斯涌出量为 38.9m3/min，煤层自然倾向为 Ⅲ类，不自燃，煤尘无爆炸性。
4
其它须要 说明的问
题
1、加强采面上隅角的瓦斯管理，防止瓦斯聚积，发生意外事故。 2、对所有密闭必须按照规程要求施工，搞好一通三防工作，防止 煤炭自然。 3、严格按抽放设计抽放瓦斯
XRXTA BQK-15/20A
DZ-Q1 JH2-5
台
1
1
根 625
125
750
根 500
100
600
支
2
1
3
台
3
1
4
台1
3
4
根 50
10
60
台
1
1
2
台
1
1
台
1
1
支
1
1
2
台
1
1
11
调度绞车
JD-11.4
台
1
1
单体液压柱
回
风 注液枪
巷
回柱绞车
DZ20-30/100 DZ-Q1 JH2-5
根
50
10
1240～2000mm，额定工作阻力 300kN，额定工作液压 38.2MPa,初撑力 118～157kN。 （2）支护密度验算
支护强度:P＝（4~8）×M×γ ＝6×1.7×2.3=23.46t/m2
式中：P—支护强度，t/m2；
8
M—为采高，1.7m； γ—为顶板容重，取 2.3t/m3； 6—6 倍取值。 工作面长 100m，最大控顶距 4.2m，因此采场最大面积 S=100×4.2=420m2， 所设支柱数 n＝(100/0.8)×4＝500 根，则支护密度为 500/420=1.19 根/m2，DZ20 单体液压支柱每柱的额定承载能力为 30t，考虑相关因素的影响，使支撑能力减 小，承载能力考虑 0.9 的系数，则每根支柱的承载能力为 30×0.9=27t/根。支柱 实 际 提 供 的 支 护 强 度 为 1.19 × 27=26.78t/m2 ， 而 支 护 所 需 要 的 支 护 强 度 为 23.46t/m2，因此，该工作面的支护密度能满足支护采场顶板的要求。 （2）特殊支护 （1）工作面上下出口为矿山压力叠加影响区，采用走向交错抬棚加强支护， 并保持上下出口畅通。上下顺槽离工作面 20 米范围内采用单体液压柱措施。 （2）工作面支柱要布置整齐，排、行成直线，接顶要及时。 （3）采用升柱器升柱，支柱初撑力要到位；支柱要及时检修和半年检修， 防止支柱失效。要及时放顶，采用回柱绞车回柱，不得进入老窑作业；沿切顶线 采用密集支柱和戗棚等加强支护并切顶。换柱时，一定要先打临时柱，后换柱； 沿工作面不能打正式柱时，必须打临时柱，不得空顶作业。 （4）工作面破碎带处要加强支护，采用密集支柱和铺竹芭，防止串矸、漏 矸等。观测周期来压步距，在工作面老顶周期来压前，采用木垛、密集支柱、戗 棚等加强支护，并在来压时撤退人员。
主平硐→暗斜井→运输平→轨道下山→1161 运输巷→回采工作面
→1161 回风巷安全出口→1161 回风巷→工作面
（4）供电系统
地面配电房→采区变电所→轨道下山→1161 运输巷→回采工作面
1400.83 F1
1400.81 F1
1400.052 F3
F1
进风行人下山
1399.051
轨道下山
1404.808
1410
1162回风巷
1409.560
1413.195 1412.5960
1409.553
D3
D4
D2 D5
1409.542
1420
AQ
采区变电所 1430
1415.810
D1
避难硐室
100m 5°
1150
80
140
20m 10m
7
四、回采工艺
1、落煤方式:人工煤电钻打眼，放炮落煤，一次性打眼放炮距离不得超过 10
米。
炮眼布置图
A
A—A
○
○
○
○
○
B
B
○
○
○
○
A
B—B
爆破材料消耗表（一个循环）
炮
眼
名称
位置（米） 角度（度） 距顶 距底 水平 垂直
眼深 (米)
顶眼 0.3 1.35 55° 2 1.2 腰眼 1.1 0.5 55° 7 1.2 底眼 合计
工作面 走向长 最大 200m，最小 200m，平均 200m 开采煤层 M16
特征
倾斜长 最大 100m，最小 96m，平均 98m 开采厚度 1.8
储量 计算
平面积 19600m2 储 量 52920 吨 容重 斜面积 19453.98m2 可采储量 52525.75 回采率
1.5 吨 /m3 80%
+1440至+1200米
6
35570400
2951876.37
35571469.78
35570600
35570800
1440 1450
35571000
5
M16
6
35571200
辅助进风井
煤层柱状
主平硐 小窑
防爆门 风氧化带
测风站
巷道
AQ1
引风道 新鲜风流
矿界 调节窗 正反向风门
采空区
密闭
测点
35571400
定性 直接底板为粘土质泥岩，抗压强度 759kg/m2， 吸水性为 1.68%，遇水底板凸起 0.2—0.3m。
构造 情况
1161 回采工作面有两个小断层，F1 落差 1.5 米，F2 落差 0.8 米， 回采时特别注意断层附近的顶板，及瓦斯管理，加强现场管理。
水文地质 情况
龙潭煤系一般含水性较弱，水量小，虽然煤系地层顶部长兴组及底 部茅口组石灰岩含水丰富，但距 M16 号煤层较远，对开采 M16 号 煤层影响不大，因构造破坏有可能波及到 M16 号煤层，因此开采 如遇可疑情况，需先探后采，以防水患。
2
一、采面基本情况及地质情况
采区名称
西翼采区
工作面名称
1161
采面位置 1161 采面为设计首采面，位于井田的西翼，北以采区下部水仓为界，
及 界 东以暗斜井老水仓煤柱为界，南以西运输大巷煤柱为界，西以采面停
限 采线为界。
与邻采区 及地面关
系
采面东未开采，西未开采，往南 150 为采空区，北未开采，其对 应地表为坡地、地面无建筑物。
柱
理化、
状
学性质
图
6.30-11.60 9.00 162.10
1.00 163.10
0.82-4.44 2.20 165.30
粉砂岩：灰—深灰色，中层状，层面间分。 泥岩：深灰色。 16 煤：灰黑色，块状。
3
1161 回采工作面，伪顶为细沙岩，厚度平均 顶底板岩 为 0.5m，直接顶为粉砂质泥岩，抗压强度 性及其稳 859kg/m2，老顶为硬质砂岩。
厚度 最大 2m，最小 1.6m，平均 1.8m
煤层 情况
倾角 最大 8°，最小 6°，平均 7°
煤 煤层 1161 煤层稳定，结构简单，全区
层 结构 可采。
及
灰黑色、玻璃光泽、以亮煤为主贝 顶
壳状断口，质较硬，节理发育，无 底
烟煤，灰分（A2）14.48%疏分（S） 板
煤的物 2.41%，发热量 8442 大卡/kg
5
二、采 区 巷 道 布 置 图
包括采煤工作及临近范围内巷道布置情况，周围的开采情况等（可以采掘工程平面图代替）
2952600
2952600
2952400
2952400
2952200
2952200
35570400
2
35570600
北
35570800
35571000
35571200
1400
回风下山 1162运输巷
三、采煤方法及工作面顶板支护图
（一）采煤方法及循环方式的选择 （二）工作面顶板支护图（包括平面图、断面图），图中应表明；①采面支架，特殊支架结构，规格和支护间距；②上下缺口、上下出口的支 护结构、规格；③运输机及回柱绞车的位置；④最小、最大控顶距及放顶步距；⑤上、下顺槽支架的回撤以及距工作滞后距离的规定等。
6
35571600 35571600
35571800
35572000
3
4
织金县城关镇七公里煤矿 采掘工程平面图
制图 校审 工程师 矿长
35571800
比例 资料来源 图号 日期
1:2000 实测
2011年 月
35572000
2952000
2952000
2951800
2951800
2951600
2951600
类 设备名称 别
刮板运输机
单体液压柱
工 金属铰接梁 作 面 注液枪
煤电钻
发爆器
单体液压柱
乳化液泵
运 化液泵箱 输 巷 潜水泵
注液枪
回柱绞车
设备配备表
型号
单位 使用 备用 合计 备注
SGD420/30 DZ20-30/100 HDJA-1000
DZ-Q1 ZMS-12
MFB-100
DZ20-30/100 XRB2B80/200
1700 1700
10m 20m
25
Ⅲ--Ⅲ
2400 2000
200
250 880 600
2400 2600
200
200 350 300
200
（100m）
0.8m
Ⅱ——Ⅱ
Ⅰ——Ⅰ
贴帮柱
贴帮柱
200
1000
戗柱
1000 4200
1000
煤 壁
1000
200
1000
戗柱
1000 3000
1000
煤 壁
Ⅳ—Ⅳ
60
支
1
1
2
台
1
1
调度绞车
JD-11.4
台
1
1
五、生产系统及风量计算
1、主要生产系统流程
（1）运输系统
回采作面→1161 运输巷→皮带下山→运输平巷→暗斜井→主平硐→地面
（2）通风系统
主平硐→暗斜井→运输平→轨道下山→1161 运输巷→回采工作面→1161 回风
巷→回风下山→总回风巷→地面
（3）运料系统
绞车硐室
1404.308
1402.563
1401.690
消防材料库
35571400
七公里煤矿矿区范围拐点坐标
序号
X
Y
Z
1
2951714.60
35570900.00
1
2
2952500.00
35570500.00
3
2952500.00
4
2952040.00
5
2951893.31
35571966.00 35571966.00 35571466.77
数目 (个)
78 78
循环消耗量
每眼装 药量 （克）
每眼 封泥 长度 （米）
炸药 (克)
雷备 管注
(发
)
300 0.6 2340 78
300 0.6 2340 78
156
4680 156
7
2、工作面支架及规格的选择 （1）普通支架 支柱选型 工作面用单体液压支柱加铰接顶梁支护，“三、四”排控顶，排距 1.0m，柱
9
3、顶板管理方法 西翼采区 1161 采面顶板为中等稳定，易冒落顶板，采用全部陷落法管理顶板， 局部地段利用人工强制放顶，放顶时严格按照措施执行。
①最大控顶距 4 排 4.2 米 ②放顶步距 1 排 1 米
最小控顶距 3 排 3.2 米。
工作面初次放顶支架图
10
4、安全出口规定 （1）工作面两个安全出口必须畅通无阻。 （2）工作面所有安全出口与巷道衔接处的 20 米范围内必须用单体支护，采用双 排液压柱支护，安全出口由杂工队设专人维护，发生巷道底鼓变形时，必须及时清挖。 （3）安全出口 20 范围内支架完整无缺，上安全出口巷道高度不低于 1.6 米。下 安全出口巷道高度不得低于 1.8 米。
距 0.8m。最小控顶距 3.2m，最大控顶距 4.2m，放顶步距 1.0m。 （1）支柱的型号选择计算 第一步确定顶板下沉量： SL=η×M×L=0.01×1.8×4.2＝0.0756m，即 76mm 式中：SL—顶板下沉量，m； η—下沉系数，取 0.01； M—采高，m； L—最大控顶距，m。 第二步确定规格： 采用 DZ 型单体液压支柱： Hmax=Mmax－b =2000－138＝1862mm Hmin=Mmin－SL－b－a＝1700－76－138－30＝1456mm 式中：SL—顶板在最大控顶距处的平均最大下沉量； Mmin—工作面最小采高； Mmax—工作面最大采高； b—顶梁厚度； a—支柱的卸载高度，取 30mm。 煤层厚度 1.7～2.0m，设计选用 DZ20-30/100 型单体液压支柱，支撑高度为