煤矿采煤回采作业规程完整

ＸＸＸＸＸＸＸＸＸＸ煤矿1101采煤工作面作业规程施工单位：编制单位：编制人：编制日期：2011年11月编审人签字参加学习人签名表目录第一章：概况一、工作面位置、开采、围及开采影响二、地质情况第二章：采煤方法和回采工艺一、采煤方法的确定二、主要回采工艺三、主要生产系统第三章：生产组织一、正规循环、作业方式和劳动组织二、技术经济指标表第四章：安全技术措施第五章：安全制度及审批意见书附:一、会审意见及签字表二、参加学习人员签名表第一章概况一、工作面位置、围等情况及其开采影响1、工作面位置与邻近关系1101工作面位于采区东部K1煤层中，南到K1煤层总回风第一联络巷，西临符平硐，北至+1542开采水平。

该工作面为K1煤层首采工作面。

该煤层的第一个工作面11011局部已采，给1101工作面的瓦斯释放打开了一个通道，对1101采煤工作面的开采是极为有利的。

该工作面及风巷均无水的影响。

南部地表露头线一带的小窑均已关闭；所以，小窑对1101的开采没有大的影响。

2、工作面才开采围、储量和开采时间工作面走向150m，1101机巷标高+1550m，风巷标高+1557m，工作面煤层倾角0~12°，煤层平均厚度3m，工作面倾斜长度约60m，开采面积约9000㎡，工作面开采储量切3、5万吨，按日产量500吨/d，正常生产时的开采时间约为70天。

3、工作面的地面的投影位置，以及开采对地表建筑物、主要井巷及其它方面的影响。

1101工作面在地面的投影位置：其上方地表为高山地带，无民房建筑，无山塘、水库等水体。

地表标高为+1700+1630m，其与工作面的最小垂高在76m以上，与工作面的最大垂高在143m以上。

工作面开采对地表无影响。

为了保护付平硐与总回风联倍络巷，1101工作面只能开采到设计采止线，就进行工作面的撤退工作。

其停采位置距1101第一联络巷保护煤柱为20m左右。

4、回采工作面的平面示意图二、地质情况1、煤层赋存情况2、水文地质情况〔1〕区无河流和小溪及水利工程，有少量季节沟流。

〔2〕煤层顶底板岩性主要为细砂岩、粉砂岩、粘土岩，粘土岩遇水易泥化，迂断层及裂隙带，有滴、淋裂隙水。

〔3〕地下水主要来源于大气降雨，受季节影响。

〔4〕水文地质条件简，涌水来源为上部裂隙渗水，涌水量小对生产影响不大。

3、煤层及顶底板岩性变化特征1）煤层及顶底板特征第二章采煤方法和回采工艺一、采煤方法选择1、采煤方法及顶板管理的确定：1101工作面采用走向长壁后退式采煤方法，全部垮落法管理顶板。

2、工作面采高的确定：1101工作面煤层的厚度为2、5~3、3m，平均厚度2、9m，伪故工作面局部地点的采高为2、5~3、3m之间变化，大部分地点的采高在2、8m左右。

要求不准留煤，要采干净。

最小采高不得低于2、5m。

3、循环方式及进度：正常生产期间，采用“三八”作业制，三班采煤，边采边准。

工作面长度60m，循环进度1m，班推进度0、5米，日循环数1、5个，日推进度1、5m，循环率0.8。

二、主要回采工艺㈠落煤方式的确定1、我矿采用一个炮采工作面保产，电煤钻打眼，爆破落煤，手工攉煤。

2、放炮与手工相结合。

㈡工艺流程准备→打眼→检查瓦斯→装药→检查瓦斯→爆破→检查瓦斯→挂梁→安全检查→攉煤→支柱→回柱放顶。

㈢炮眼布置方式、联线方式及放炮方式炮眼布置采用三花眼布置方式，炮眼角度应符合下表的要求。

联线方式：为大串联方式。

放炮方式：可根据具体情况采用分段放炮的形式。

A：炮眼特征表单位：M。

B:爆破说明书C：起炮顺序采用大串联方式，一次性起炮，由于7#煤顶板岩性较软，一次起炮的长度22、50m，如果顶板破碎，可增加放炮次数。

D：炮眼布置图:㈣工作面主要设备配置图设备名称规格型号单位数量备注电煤钻ZMS－1.2 台 2 1.2KW回柱绞车JH－8 台 1 7.5KW扒柱器台 2 人工回柱起爆器MFB－200 台 3 引发电雷管200发DZ30－30/100 根703 其中备用67 单体液压支柱铰接顶梁DJB－1000 根400 其中备用50 乳化液泵XRB2B80－150 套 1 乳化液浓度≮2% 站刮板运送SGD－320/18.5 台 1㈤工作面有关参数的选定1、工作面支架设计回采工作面的支架一般分为工作空间的普通之架和放顶用的特种支架两种。

工作面普通支架的布置：采用齐梁倒悬臂直线柱布置方式，选用DZ30－30/100型单体液压支柱配DJB－1000型金属铰接顶桥支护。

并配套布置XRB2B80－150G型乳化液压泵站供给乳化液。

2、工作面的支护密度G（根/㎡），可按下式计算：G=F/P×n式中：F－工作面需要的支护强度，吨/㎡P－支柱额定工作阻力，30吨/根n－支柱工作阻力实际利用系数，支护强度F的大小取决于顶板压力的大小，而顶板压力的大小与许多地质及技术因素有关，我们可以根据实测或理论研究来确定。

在中等强度的顶板条件下，以每平方米岩石的重量按4倍采高的岩石的重量作为工作面需要的支护强度。

计算为：1×4×2.5×1.4=14吨。

单体支柱的工作阻力由于受到许多因素的影响，常常达不到其额定值，因此应当考虑其实际利用系数，单体液压支柱的系数为n=0.85。

G=14/30×0.85=0.55根/㎡3、工作面单体支柱初撑力为30×0.85=25.5吨，最大初撑力为30吨。

而顶板压力为14吨/㎡，故单体支柱的初撑力远大于顶板压力。

4、工作面采用“三四排控顶，见四回一”的方式控制顶板。

最大控顶距为4.0m，最小控顶距为3.0m，排距1.0m，柱距600mm，公差±100mm。

5、计算工作面的单体数量○1工作面的最大控顶距时的控顶面积：60×4.0=240㎡。

○2工作面的最小控顶距时的控顶面积：60×3.0=180㎡。

○3在最大控顶面积时的单体数量：60÷0.6×4=400根。

○4在最小控顶面积时的单体数量：60÷0.6×3=300根。

○5取最大值400根，另外加上切顶线上的密集支柱100和戗柱56根（根/m）。

○6工作面上、下出口20m围的超前支护，其单体数量为80根。

（为2.0m或2.2m的单体）○7工作面共计单体数量为：400＋156＋80=636根，为了切实保证工作面的单体够使用，加外考虑10%的备用单体，636×10%=67根。

因此工作面总共需要的单体数量为：636＋67=703根。

㈥计算工作面的铰接顶梁数量○1在最大控顶面积时的顶梁数量：60×4=240根。

○2在最小控顶面积时的顶梁数量：60×3=180根。

○3工作面上、下出口20m围的超前支护，其顶梁数量为80根。

○4另外考虑10%的备用数量：（240＋80）×10%=32根。

因此工作面总共需要的铰接顶梁数量为：320＋32=352根。

取整数400根。

㈦工作面支护质量的主要要求1、初次使用的单体液压支柱，必须先排干空气，防止支柱的突然失效，保证支柱有足够的撑力。

损坏、卸压的柱、梁必须及时出井检修，工作面严禁使用坏柱坏梁。

2、所有工作面的单体液压支柱在使用前，都必须进行过压力试验，包括在地面的维修支柱。

3、工作面的所有支架都必须按迎山的方向架设，严禁退山。

迎山角为30~50。

由于底板为炭质泥岩很松软、易底鼓，支柱易插底，必须“穿鞋”，铺设地梁。

架设支架要成排成行，柱距、排距符合规定，可挂线支架，养成习惯。

4、铰接顶梁的端头距煤壁的距离≯300mm；超过时，必须在煤壁侧加打贴帮柱。

5、工作面上、下出口处由于顶板悬露面积大，5m围的支架要加大支护密度，排距保持不变，柱距可加密到0.6~0.8m。

视情况而定。

6、工作面如果遇到顶板破碎、过断层或其它构造带时，可依照具体情况分别采取丛柱等不同的支护措施有针对性的处理。

7、工作面如果遇到顶板坚硬，放顶不下采空区悬露面积过大而需要采取强制放顶时，沿切顶线必须加戗柱切顶，同时可防止窜矸。

8、倾斜工作面的支架必须连锁，有防滑、放倒柱的措施。

9、工作面上、下顺槽20m围的加强支护，如果采用单体配2.0m 的Ⅱ型梁时，必须按“一梁三柱”的形式抬双边钳支护；如果采用单体配1.0m的铰接顶梁时，必须按“四对八梁”的形式抬双边钳支护。

㈧工作面上、下出口及两巷的断面尺寸要求1、工作面上、下出口必须超前工作面的基本支架一排，并保持畅通无阻，无杂物堆积，使工作面有二个安全、可靠的撤退出口；上、下出口的长度为5m左右，出口的宽度均为1.0m，高度≮1.6m。

2、工作面上、下顺槽20m围的加强支护，其断面尺寸要求为：宽度2.6~3.6m，巷道净高为1.8~2.0m。

三、主要生产系统1、运输系统图1）运煤系统说明1101工作面的煤炭到→1101机巷（SGD－320/10.5刮板运送机）→三部皮带机→付平硐刮板运输机→主井皮带运输机→主井口→地面工业广场煤场。

2）运料系统说明材料、设备经付平硐→回风联络巷→1101回风巷→工作面。

2、供电系统说明（包括照明）见供电示意图由地面10KV变电所的低压配电柜选送KBD－200/660（380）低负压和开关配合JY82—2型检漏断电器对井下进行安全供电。

由主井口铺设MY橡套阻燃电缆→主井口配电室→1101机巷→工作面。

照明、通讯、信号和控制用的电缆均采用MZ型矿用橡套电缆，供电线路由主斜井通过电缆输送到井下各用电地点。

3、通风系统图:1）通风系统说明新鲜风流→付平硐（行人井）→1101工作面机巷→工作面；冲洗工作面的乏风→工作面回风巷→区段回风→总回风→地面。

2）风量计算（参数要说明并选择参数值）A：按沼气绝对涌出量计算：Qg=100×gk=100×0.765×2.0=153m3/min式中：g—沼气绝对涌出量，按矿井绝对涌出量的90%计算，取g=0.85×0.9=0.765 m3/minK—通风备用系数，k值为1.4~2.0，取R=2.0B：按小班最多出勤人数计算Qn=4Nk=4×28×1.45=162.4 m3/min式中：n—小班最多出勤人数，取A=28（人）K—风量备用系数，取K=1.45C：按一次最大炸药消耗量计算Qy=25A=25×10=250 m3/min式中：A—采煤工作面的一次放炮的最大炸药消耗量，工作面按一次放炮的最大长度为20m，炮眼间距为1.2~1.6m，取最小值1.2计算，炮眼个数为33个，每眼装药量为0.3Kg，因此一次放炮的最大炸药消耗量为9.9Kg，取A=10 Kg。

D：工作面最佳温度计算Qr=60×V×S×K=60×1.2×6、0×0.8=346 m3/min 式中：V—工作面的风速，当工作面的温度为200~230时，则工作面的风速为1.0~1.5m/s，取V=1.2m/sS—回采工作面的平均有效断面，按工作面的最大控顶距计算，其通风断面积为7、2㎡；按工作面的最小控顶距计算，其通风断面积为4、8㎡，取平均数，则S=6、0㎡。