1、1801采煤工作面回采作业规程毕节市杨家湾煤矿1801采煤工作面回采作业规程水 平：一水平采 区：一采区东翼 工作面编号：1801采煤工作面编 制： 采煤队长： 总工程师： 矿 长： 编制日期：2010-11-22工种职务矿长副矿长总工程师安全员瓦检员机电员班队长参加人员签字会审意见：同意按本规程作业。工作面开采中，必须加强顶板管理和支护。如在开采中更改支护及作业方式，应补充作业规程内容。工作面开采煤层最大厚度2.2米、最小1.5米，一次采全高，必须注意分段支柱时，不得有短柱超高或长柱超低支柱现象，并在煤层厚度变化的过度段使用长度适宜的支柱，严防超高采煤造成顶板事故。开采中必须加强工作面支护，
2、工作面抬棚、木垛、切顶线（柱）必须设置齐全，确保工作面的支护强度。两巷超前支护必须派专人维修。两巷不得有断梁折柱，工作面出口煤壁起10米内必须架高双边抬棚，20米内必须架单边抬棚。会审时间：10 年11月22 日总工程师批示： 矿长批示: 规程会审记录目录规程会审记录 1目录 2第二章 采煤方法 10一、 采煤方法 10采煤方法的确 10采高的确定 10回采工作面布置图（见附图：1801采煤工作面巷道布置图、采煤工作面布置及顶板动态管理图） 10二、主要回采工艺 10落煤方式 101.爆破器材 102.起爆方式 103.放炮地点 104.爆破说明书（见图表） 105.循环进度：1.2米。 10
3、6.打眼机具 10采煤工作面支护布置及顶板动态管理示意图 11装运煤 13顶板管理 13工作面基本支护方式选择 13工作面基本支护设计 13特殊支架 14安全出口支护及管理规定 15采空区处理方法 156.支柱防倒 177.二次注液 17乳化液配比及泵站压力 17搪材消耗 17移溜 17第三章 生产组织与管理 19一、循环作业组织形式 19二、劳动组织及出勤表 19三、循环作业图表 20第四章 生产系统 21一、主要生产系统 21 运煤系统 21通风系统 21防尘系统 21运料系统 22供电系统 22安全监控布置 22瓦斯抽放系统 23二、主要设备及工具配备表 23三、主要技术经济指标表 23
4、第五章 安全管理 24一、“一通三”防管理 24通风、瓦斯管理 24防灭火管理 24防治粉尘管理 25二、管理制度 25交接班制度 25工程质量验收制度 25敲帮问顶制度 25机电设备维修制度 26巷道维修制度 26防尘洒水制度 26瓦斯检查制度 26乳化液泵站管理制度 27第六章 安全技术措施 28一、初采、初放 28初采、初放组织管理 28初采 28初次放顶 29二、打眼放炮 30打眼 30放炮 30三、采煤支架 31四、移溜措施 33五、回柱放顶 34六、悬顶处理 34七、预防工作面冒顶及冒顶处理措施 35八、采面过中间老巷措施 36九、巷道及工作面支护修理 36十、防探水措施 36十一
5、、缩运输巷溜子措施 37十二、溜子安装检修措施 37十三、采面过断层或地质破碎带措施 38十四、防突措施 38十五、避灾路线 39第一章 工作面概况一、采煤工作面概况工作面编号名称1801回采工作面煤层编号M18走向长度(m)352.2倾斜长度(m)89.6煤层厚度(m)2.7煤层倾角()46容重(t/m3)1.50煤柱损失量(万t)1.04可采储量(万t)11.5采面回收率(%)92采煤方法走向长壁后退式，全部陷落法管理顶板。落煤方式放炮与手镐配合落煤支护方式金属单体液压支柱配铰接顶梁,走向一梁一柱正悬臂支架采空区处理方法全部垮落法最大控顶距(m)5.0最小控顶距(m)3.8采面配风量800
6、 m3/min作业制度三班八小时作业制循环方式班采班放、综合工程分段作业劳动组织定员87 人运输方式溜子、皮带针对性措施1.加强顶板管理。严格敲帮问顶制度，做到及时支护，严格要求工程规格质量。增加密集柱、抬棚、木垛、端头支架以增强工作面支护强度。2.加强挂网背棚，搞好挡矸。3.加强泵站管理，泵站压力不得低于18Mpa，确保支柱初撑力达到要求。加强支柱二次注液，确保无失效支柱。4.悬顶面积在25m2以下时，采取增强工作面支护强度处理，悬顶面积大于25m2，且在增强切顶无效时，采取强放措施。5.出现软底时，进行支柱空穿鞋。控制采高，严禁超高采煤。6.加强工作面放炮管理，落实警戒工作，严格执行“一炮
7、三检”和“三人联锁放炮”制度，严禁放炮与其他工序平行作业。7.加强机电、运输管理，严防机电运输事故。二、采面位置及邻近工作面开采情况采区名称一采区工作面编号名称1801采煤工作面位置及回采区界限该工作面位于矿井主斜井一采区东翼，东以采面切眼为界，西以回风上山保护煤柱线为界，上限以+1670m标高，1801回风巷为界，下限以+1670m标高，1801运输巷为界。对应地面位置龙洞大沟西翼高山地带，工作面范围内无民房建筑及耕地。 四邻范围开采情况该工作面1801回风巷上部为本矿前身民用煤窑时期的已采区，回风巷布置时对上部采空区留有防水隔离煤柱，掘进施工时已布置探水钻孔揭露采空区，证实采空区无积水，在
8、上部通道导水性较好。无下山积水区域，对本工作面开采无水患影响。1801回风巷标高以下及东西走向范围内，经调查区域范围内无开采史。但在二采区接近矿井东翼边界位置处有LD10、LD11两个沿煤层露头的小煤窑，对本工作面开采无影响。工作面特征走向m最大430最小340平均352.2开采煤层M18倾斜长m最大106最小73平均89.6开采厚度2.7m储量计算面积m231580.6储量（t）125400容重(t/m3)1.5损失量（t）10400可采量（t）115000回采率(%)92煤层情况厚度（m）最大2.9最小2.5平均2.7煤层及顶底板岩性倾角（o）最大6最小4平均5层厚m柱状图煤层结构 主要可
9、采煤层物理性质及其煤岩特性大体相同，外观为灰黑色，条痕黑色，具有玻璃光泽，棱角状断口。主要为亮煤及镜煤组成，夹少量的暗煤及丝炭。煤的质地教疏松，含硫低、无烟。无机物主要为石英，次为粘土，偶见球状黄铁矿，矿物质主要集中在煤层下部。煤的物理化学性质 本矿M18号煤层原煤属低中灰分、低中硫、特高热值无烟煤，顶底板岩性及其稳定性顶板伪顶：缺失，煤层与直接顶整合； 直接顶：粉砂岩或薄至中厚层状砂岩互层，厚度0.050.1m；老顶：粉砂岩或砂岩及灰岩。底板：粘土岩、粉砂岩三、地质说明书地质构造情况平剖图1801运输巷、回风巷掘进施工揭露本工作面范围内有：F1正断层：倾角45，落差H3.5m，倾向NE85；
10、F2正断层：倾角55，落差H10.0m，倾向NE88。该断层落差大于10m以上，对工作面巷道布置及生产系统影响较大，因此本工作面以该断层为工作面边界，也以此断层作为划分一采区和二采区的分界线。水文地质情况矿井水文地质条件简单，矿区范围内无地表水体存在，井下采掘工作面上部存在老窑，经掘进探水证实无大的隐形水体；矿区内地层无强含水层，矿井井下涌水源主要为断层、裂隙水，采空区水，受地表水影响呈季节性变化，经调查井下涌水为：主、副井FF2断层常年涌水量为：雨季810m3/h，旱季3m3/h，风井与老采空区相连处的老空水常年涌水量为：雨季1015m3/h，旱季23m3/h。井下最大涌水量约30m3/h，
11、最小涌水量约5m3/h。本工作面范围内经查无水患影响，但掘进运输巷时，局部有低洼处积水，需加强该处的排水，以免影响生产。瓦斯煤尘及自燃发火情况本矿经鉴定为高瓦斯矿井，M18煤层为瓦斯煤层。工作面瓦斯绝对涌出量为:5.85 m3/min，瓦斯相对涌量为：19.2 m3/t； 经鉴定M18煤层煤尘无爆炸性。M18煤层自燃发火倾向性三类，不易自燃。其它需要说明的问题煤层顶板稳定性较差，回采时必须加强工作面支护，严格敲帮问顶工作；工作面中部倾向揭露有F1正断层，落差3.5m，采面接近断层面前，需提前补掘过断层调面切眼，并做到先结束后开采。四、煤岩层综合柱状图第二章 采煤方法一、工作面巷道布置图二、采煤
12、方法采煤方法的确 根据煤层赋存情况及开采技术条件状况，选择走向长壁后退式工作面。即：采用炮破落煤，单体液压支柱配金属铰接顶梁、走向一梁一柱正悬臂支架，全部垮落法管理顶板采煤方法。采高的确定根据煤层厚度及顶底板岩性稳定的自燃条件，采取一次采全高开采，采高为2.7m。回采工作面布置图（见附图：1801采煤工作面巷道布置图、采煤工作面布置及顶板动态管理图）三、主要回采工艺落煤方式爆破落煤。即：钻眼爆破方法。1.爆破器材炸药：3#号煤矿许用铵梯炸药；电管：煤矿许用毫秒段发（15段）电雷管起爆器：MFB100型 一台2.起爆方式串联、分段毫秒爆破，一次起爆长度：3.6米、眼数：6个、每立方米原煤装药量：
13、0.24 kg/m3。（附图）3.放炮地点1801运输巷避难硐室内。（见图标位置）4.爆破说明书（见图表）5.循环进度：1.2米。6.打眼机具选用MSZ12型电煤钻，二台。1.6米麻花钻杆二根。采煤工作面支护布置及顶板动态管理示意图4.爆破说明书炮眼布置特征参数及爆破材料消耗表炮眼特征每眼装药量（克）每眼封泥长度（米）分段消耗量备注名称位置（米）角度（度）眼深（米）数目（个）炸药（kg）雷管（个）电管段号距顶距底水平垂直顶眼0.472+101.363000.51.865按编1.3.5使用段发雷管，串联一次起爆腰眼1.41.37201.343000.51.243底眼0.372-151.36300
14、0.51.861合计一次分段起爆长度3.5m164.816预期爆破效果表装运煤工作面装运煤：人工攉煤；刮板运输机输送到运输巷。工作面运输巷运煤：经运输巷刮板运输机转运至主井溜煤上山主井皮带井口煤仓。顶板管理工作面基本支护方式选择本工作面选用一梁一柱走向正悬臂，齐梁齐柱支架支护工作面顶板，支护支架布置见：（附）采煤工作面支护布置及顶板动态管理图。工作面基本支护设计工作面顶板压力估算（采用估算法）P =（4-8）mrg 根据原该矿开采工作面顶板易落的特点，取5倍采高自重进行计算。式中：m采高，r岩层容重，g重力9.8。=52.72.39.8 =304.29（kN/m2)即要求工作面支护强度每不得小
15、于304.29kN/m2根据顶板压力计算工作面支柱的支护密度GG =P/(nQ柱) 式中：n安全系数，Q柱额定工作阻力300KN。=304.29/(0.85300)=1.193（棵/m2）工作面支护排距及最大控顶距的确定：根据循环进度确定排距为1.2m，采用34排管理，则最大控顶距离为5.0m，最小控顶距为3.8m。工作面支护柱距计算：L柱=I/(GL控)=4/(1.1935.0)=0.671(根/m）计算结果说明，要满足支护密度要求，工作面柱距不得大于0.671m，故取工作面的柱距为0.6m。工作面基本支架布置方式根据以上计算，确定本工作面采用“一梁一柱”走向正悬臂齐梁齐柱金属支架，为工作面
16、的基本支护，顶梁用金属铰接顶梁，支柱使用单体液压支柱。排距为1.2m，柱距为0.6m。校核柱距为0.6m时工作面的支护密度G实=I/(L柱L控) =4/(0.65) =1.333(棵/m2) G故支护密度满足要求校核工作面支护强度P实=G实.n.Q柱 =1.3330.85300 =340 (kN/m2) P故支护强度亦满足要求。临时支柱（贴帮柱）工作面放炮后，采煤时必须随时挂梁、背棚，打好水平楔，顶板稳定时，每隔一根铰接顶梁打好一根贴帮柱，顶板破碎时，必须每棵梁各打上一棵支柱。移溜后，移支贴帮柱必须做到先支后下。特殊支架 切顶柱（密集柱）、戗柱或戗棚切顶柱（密集柱）：工作面顶板坚硬，出现局部或
17、大面积悬顶时，在第三排切顶排支柱空间增加1棵支柱，直接打在顶板下，垂直支撑顶板，以增强切顶效果；戗柱或戗棚：工作面正常来顶情况下，在基本支架顶梁下采用“隔一打一”的方式支撑戗柱。工作面顶板下沉量大，压力显现明显或周期来压时，采用打戗棚方法，以加强工作面支护强度和稳定性，防止推垮工作面。戗柱、戗棚柱支柱向老塘倾斜57o，要求超前放顶不得少于8米。 木垛初次放顶期间老顶来压前，在工作面上、下出口处增设木垛，工作面沿切顶线每隔10米增设一个木垛，在老顶来压之前，应按1.2米放顶步距，随工作面前移，老顶来压后，可视压力及悬顶情况来确定是否设置木垛。打木垛时要选用均匀，直稍的方木料，先在打木垛位置，四个
18、角点打好定位柱，然后将木料一层层成“井字”型码放与顶板充分接触，再用木楔尖紧，木垛要打方、打正、对山、吃劲。木垛材料规格为：1201401600（mm）方木。 抬棚与刮板运输机头“四对八梁”的使用要求抬棚架设与工作面基本支架成“十”字型， “一梁二柱”或“一梁三柱”支架设置。使用在工作面未设木垛，或顶板出现裂缝，压力增大等情况下，以增强工作面支架的稳定性和支护强度。“四对八梁”架设在工作面刮板输送机的机头、机尾与上下顺槽连接处，每两根长钢梁（长度不小于3.6m）为一组与基本支架并行架设，迈步梁间距0.2m，柱距0.6m,随工作面推进，在移溜时交替迈步前移。安全出口支护及管理规定端头支护工作面基
19、本支架与上、下顺槽支架联接处，使用两对长梁抬棚随工作面推进交替迈步前进。两巷超前支护随工作面推进保持与工作面煤壁线10m范围内双排抬棚，1020m范围内单排抬棚加固两道支护。安全出口管理规定安全出口斜长2.0m，宽度0.8m。工作面端头支护必须在回柱放顶前派专人架设，并清理好上、下安全出口的余煤，拔好影响安全出口宽度的支柱。保持上、下安全出口净高不小于采高的90%，净宽不小于0.8m，两巷超前支护必须每天正常架设抬棚，及时修理破损支架，保持巷道高度不低于1.6m，保证工作面安全出口畅通。采空区处理方法控顶方式采用“34”排控顶，最大控顶距4排四空5.0m，最小控顶距离3排三控3.8m。采空区处
20、理方法采用拨柱器回柱，JH8型回柱绞车配合回柱放顶，“见4回1”，放顶步距1排1空1.2米，全部垮落法处理顶板。回柱放顶与其他工序平行作业的安全距离规定A、放顶与支切顶线平行作业的安全间距不小于15米；B、放顶与运料平行作业的安全间距不小于15米；C、放顶与采煤平行作业的安全间距不小于15米；D、放顶与支柱、移溜的平行作业安全间距不小于15米；E、放顶与打眼平行作业安全间距不得小于15米；F、放顶不得与上述AE以外的工序平行作业，工作面放炮必须实行单行作业，严禁与其他工序平行作业。挂金属网背棚或挂挡矸帘按正常放顶步距放顶情况下，在第3排支柱老塘吊挂竹笆（或铁丝网、塑料笆等），进行挡矸，挡矸帘吊
21、挂高度不得小于1.6米，超前放顶不得大于3m，小于1.0m，支挡矸帘与放顶必须单行作业。顶板背金属网，并连接完整时，可不再支老塘挡矸帘。回柱放顶方法使用拨柱器回柱放顶A、工作面分段放顶距离规定使用拨柱器放顶时，工作面条带段可分为两段、长面段可分五段同时进行放顶，每段放顶长度为15m，平等作业间距不得小于15m。B、拨柱器回柱方法回柱前，将拨柱器悬挂于待回支柱的斜上方35米距离外的第二空支架顶梁上，打好顶梁之间的撑木，并在套挂拨柱器的铰接顶梁下打好向煤墙倾斜的戗柱，再将拨柱器挂索套住支柱挂扣，并收紧钢丝绳，用放液手把将待回支柱卸载，然后摇动手柄将支柱拉到安全地点后，将支柱回撤至第三空内，并及时将
22、支柱支撑在顶梁下或将支柱用于支密集支柱。不得将支柱横放地下。用拨柱器难回动的支柱，或被埋住的支柱，有危险难回的支柱以及工作面上下拐角的支柱，应使用绞车进行回柱。不得盲目蛮干。使用回柱绞车回撤运输巷支架、支柱A、移装回柱绞车a、回柱绞车应安装在运输巷距回撤点20米以外的顶板支架完好、无淋水、空间宽敞、有利于安设和回柱工作的地点。绞车定位后，打好压柱和戗柱。两根压柱要打在绞车尾部两侧底盘柱窝内，与顶、底板垂直；两根戗柱打在绞车前面两侧底盘柱窝内，与底板呈75o角。b、绞车安装好后，要经牵主绳检柱带足劲试车，确认绞车座稳固后，方可使用。B、回柱放顶方法：a、回柱放顶顺序，回柱放顶应遵循，先移设特殊支
23、架，再按由下而上、由内而外、先密后稀、先难后易、先支后回的操作顺序进行。严禁提前摘柱和进入采空区内作业。b、回柱放顶时至少有三人配合作业，一人回柱放顶，一人观察顶板及支架周围情况，另一人发信号。观察人和回柱人都要站在支架牢固的斜上方安全地点进行操作；观察人除协助回柱外，不得兼做其它工作，回柱人要听从观察人的指挥。c、回柱放顶工要先用小绳栓好要回的支柱，并挂好主钩，栓好绳后退到安全地点，发出紧绳信号，将支柱和梁拖到适当的位置，发出停车信号，停止紧绳，取出支柱和梁，支柱应及时注液支撑在梁下或顶板空位不影响退路的位置。d、栓柱或栓梁前要详细检查顶板周围情况，判断安全后，方可近前栓柱梁，并迅速将小绳套
24、挂在大钩上。e、回不动的木支柱可用斧子砍口后，拉断回收出来，回出来的木料、金属支架要及时运出到指定地点并码放整齐，工作面无法复用的木料要及时运出，不得阻障出口退路。6.支柱防倒工作面从煤墙至老塘的第一、二排支柱，必须用钢丝绳栓牢，防止支柱出现空载时，发生倒柱伤人事故。7.二次注液工作面支柱在支撑后，为防止支柱在受压后，产生钻底或失效现象后，降低工作面的支护强度，在放炮前和放顶回柱前，必须对第一、二排支柱进行二次注液，以增强支柱撑力，增强支护强度。乳化液配比及泵站压力乳化油：水=23：100 重量比泵站压力：18 MPa。搪材消耗竹笆(或金属网)：每架棚2块，或用金属网背顶。板皮：每架棚4块；木
25、楔：每架棚3个；木垛材料：方木（140140mm）2.0m，备用量200根。移溜使用液压移溜器或用单体液压支柱和（胡轳）配合移溜。1.移溜前必须将煤墙处煤和杂物清除干净，检查机道帖帮柱和支架安全情况，确保安全后再进行移溜。2.移溜应由下往上逐段进行。先移溜头 “四对八梁”交替迈步逐架进行，移装“四对八梁”时，必须先做好基本支架的修理，按照“先补后下”的原则对基本支架进行二次注液重新补支柱修理后，再逐架交替迈步移装“四对八梁”。3.使用液压支柱移溜时，支柱柱筒底座支承处应清好柱窝，加垫好方木，并使柱筒略高于溜槽。移溜前应有专人监视和指挥。每次移动长度应保持在10米左右，应使用三至四棵支柱进行交替
26、注液缓慢移动，一段移好后再往上移第二段直到整个溜子移装到位。移溜中除操作人员外，其余人员必须撤离移溜区内，防止推倒支架，造成垮冒事故。第三章 生产组织与管理一、循环作业组织形式作业形式：三班八小时作业制。循环方式：采用班采班放，一日3循环。二、劳动组织及出勤表工种工 人 人 数工人出勤出勤人数在册人数零点班八点班四点班零点班八点班四点班计零点班八点班四点班计0 4 8 12 16 20 24班长1113打眼工2226放炮员1113攉煤移溜工99927支护工66618放顶工3339运料工兼兼兼溜子司机3339回绞司机兼兼兼信号工兼兼兼修理工兼兼兼安全员1113瓦斯检查员1113机电工1113防突、抽放工1113合计29292987三、循环作业图表班次工作面长度零点班八点班四点班0 2 468 1012141618202224图例打眼放炮攉煤支柱运料移溜子回放顶柱修 理敲帮问顶交接班第四章 生产系统一、主要生产系统
