1、1196F工作面回采作业规程目 录第一章 工程概况. 1第二条 工作面位置及四邻采掘关系 1第三条 煤层赋存条件及储量 1第四条 水文情况 1第五条 瓦斯、煤尘及煤层自燃情况 1第六条 地质构造 1第七条 煤层顶、底板岩性表 2第二章 采煤方法 2第八条 巷道布置 2第九条 采煤工艺 2第十条 设备配置表： 2第十一条 工作面电缆装备表： 3第三章 顶板管理 3第十二条 支护设计 3第十三条 工作面支护 4第十四条 液压泵站流量计算和选型 5第十五条 工作面支柱回撤 6第四章 生产系统 6第十六条 运煤系统 6第十七条 辅助运输系统 6第十八条 供水系统 7第十九条 排水系统 7第二十条 供电
2、系统 7第二十一条 压风系统 7第二十二条 监测系统 7第二十三条 人员定位系统 7第二十四条 通风系统 7第二十五条 避灾路线 9第二十六条 人员行走路线（本班人员必须走同一条路线） 9第五章 劳动组织和主要经济技术指标 9第二十七条 劳动组织及正规循环作业形式 9第六章 安全技术措施 10第二十八条 一般规定 10第二十九条 采煤机割煤及检修安全技术措施 11第三十条 移溜安全技术措施 11第三十一条 支架支护及顶板管理安全技术措施 12第三十二条 端头支护安全技术措施 13第三十三条 巷道维修安全技术措施 13第三十四条 风道、运道及出口支护和回撤安全技术措施 13第三十五条 工作面过断
3、层安全技术措施 14第三十六条 拉转载安全技术措施 14第三十七条 回缩皮带安全技术措施 14第三十八条 回柱掏窝安全技术措施 15第三十九条 辅助运输安全技术措施 15第四十条 综采泵站运行安全技术措施 17第四十一条 皮带输送机运行及检修安全技术措施 18第四十二条 刮板输送机运行及检修安全技术措施 18第四十三条 日常检修安全技术措施 18第四十四条 提高煤质技术管理措施 19第四十五条 防透水安全技术措施 19第四十六条 工作面各工序平行作业安全距离规定 19第四十七条 防排水设计 19第四十八条 工作面防尘供水设计 21第四十九条 工作面一通三防安全技术措施 22第五十条 工作面系统
4、内斜井绞车运输安全系数验算 25第七章 附 图. 291196F工作面回采作业规程 第一条 为了保证生产安全，依照煤矿安全规程、安全技术操作规程制定本规程。凡本工作面作业人员、本工作面检查指导人员，必须学习掌握本规程。第一章 工程概况第二条 工作面位置及四邻采掘关系1.工作面位于9煤层，一水平东一采区；2.工作面地面标高：23.626.1m；3.工作面标高：-252.00-297.53m；4.四邻采掘情况：该礃北部为1192采空区1194E采空区，南部为1190运煤巷、1190联络巷，西部为1194E采空区、1194采空区、1194采空区、1196采空区、1196采空区，东部为F3断层防水煤柱
5、。第三条 煤层赋存条件及储量1.煤层倾角：310， 平均6；2.走向长度：271283m， 平均277m；3.倾斜长度：9799m，平均98m；4.煤层厚度：0.89.0m，平均7.37m；5.煤层结构：该煤层为复合结构煤层，回采时会通过采空区，煤层厚度不稳定，平均煤厚为 7.37m，煤层倾角为 310 ，平均倾角为6，煤层产状及煤厚变化较大。煤层可采指数：Km1，变异系数()：r38，稳定程度：较稳定；6.工业储量：256823t；可采储量：238845t。第四条 水文情况该工作面位于一水平东翼一采区，靠近冲积层防水煤柱及F3断层防水煤柱，回采过程中将通过1194E II采空区，1196II
6、采空区，1194II采空区，0190总回风巷老硐，1192II运道老硐，1192北II风道老硐，1192北III风道老硐。正常回采情况下，主要受煤9顶板及以上砂岩裂隙承压含水层影响，第四系含水层为补给水源，井田边缘区域水文地质条件复杂。正常涌水量：0.75m3min，最大涌水量：1.7m3min。第五条 瓦斯、煤尘及煤层自燃情况1.瓦斯绝对涌出量：0.29m3/min；2.二氧化碳绝对涌出量 ：0.75m3/min；3.煤尘爆炸指数 ：44.17%；4.煤层自然发火期：2个月。第六条 地质构造该工作面为一水平9煤层工作面，地质条件较复杂，采面局部煤层产状有变化，掘进时揭露的具体断层见下表：构造
7、名称走向（）倾向（）倾角（）性质落差（m）实见位置（m）对回采的影响程度FE4434014034逆断层1.01194II下运有影响FE4512013920逆断层2.01194II下运有影响第七条 煤层顶、底板岩性表顶底板名 称岩石名称厚度（m）抗压强度（MPa）抗拉强度（MPa）岩性特征老 顶细砂岩14.9450.22.83浅灰色灰白色,内含灰褐色细砂岩条带，水平层理，植物化石成层分布。直接顶粉砂岩9.6543.53.15致密均一，细腻有滑感，含层状菱铁质矿物。直接底泥岩9.78341.75浅黑深灰色，块状含菱铁质结核第二章 采煤方法第八条 巷道布置巷道名称巷道长度(m)支 护 形 式棚距（m
8、）规格：(宽高) 备注运 道27110.5金属拱型支架0.54.02.7运道皮带储带仓50m范围采用11.3m2金属拱型支架支护，棚距0.5m风 道28310.5 金属拱型支架0.54.02.7第九条 采煤工艺 一、采煤方法采用走向长壁垮落采煤法。 二、采煤工艺工作面采煤工艺：综合机械化采煤工艺，即工作面采用MG200/500AWD型双滚筒采煤机、ZY3200-13/32型掩护式液压支架及SGZ-730/264型刮板输送机完成煤的破、装、运及顶板的支护、采空区的处理。采煤工艺流程：正常情况下及时移架：割煤伸前梁移架-顶溜顶板破碎时超前移架：割煤伸前梁顶溜移架割煤：采用MG200/500AWD型
9、双滚筒采煤机割煤，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，通过滚筒的螺旋叶片配合铲煤板装煤，每刀进尺600mm，进刀方式为端部斜切进刀，割三角煤，往返一次割两刀；特殊情况下单向割煤，往返一次割一刀。移架：支架为邻架操作，操控方向为面对支架方向右控制左，末组支架为65组控制(即65组支架安设两个操作台，一个操作台控制64组支架，另一个操作台控制66组支架)。割煤后，沿割煤方向及时移架，支架移到位，升至初撑力3092kN（即大柱压力表读数达到24Mpa）以上后，手把复位。如顶板破碎时，超前移架。移溜：刮板输送机弯曲长度不小于15m。操作时，支架工要相互配合，将刮板输送机移向煤壁，步距600mm，保证刮板输送机
10、直率。采高确定：根据上下出口替板高度、直接顶垮落充填情况、采煤机采高及ZY320013/32液压支架性能，综合确定合理的采高为2.3m。第十条 设备配置表：序号名 称型 号功 率数 量使用地点1采煤机MG200/500-AWD500kW1工作面2刮板输送机SGZ-730/264132kW21工作面3液压支架ZY320013/3266工作面4转载机SGZ730/4040kW21运道5皮带运输机SDJ15075kW21运道6组合开关QJZ-1260/1140(660)-41风道7馈电开关KBZ2-630/1140(660)1风道8变压器KBSG800/6800kVA1风道9绞车JH813kW2上、
11、下出口10绞车JD1.625kW2风道及风道外口11绞车JH1417kW1运道12乳化液泵BRW200/31.5125kW21190联络巷第十一条 工作面电缆装备表：电缆名称使用地点NYHSSYCY3.6/6KV 3*25风道、运道MVV323.6/6KV 3*50风道VV22 0.66/1KV 3*16+1*10运道MYQ 0.3/0.5 3*4+1*2.5风道、运道MCPJB-0.66/1.14KV 3*70+1*35+3*2.5风道、工作面MCPTJ-0.66/1.14 3*25+1*16+3*2.5风道MHYV41风道、运道第三章 顶板管理第十二条 支护设计一、顶板分析老顶分级Pe24
12、1.3ln(Lf)15.5N52.6hm (矿山压力与岩层控制钱鸣高、石平五主编)式中 Pe-老顶初次来压当量，kPa； Lf-老顶初次来压步距，m； N -直接顶充填系数，Nhi/ hm；hi-直接顶厚度，m；hm-煤层采高，m；Pe241.3ln13.515.5（9.65/2.3）52.62.3683.976。Pe895，因此，确定老顶为级，属于来压不明显顶板。直接顶根据矿压组对同类工作面实测结果分析，预计直接顶初次垮落步距L0162m，介于818m之间。因此，确定直接顶为II类，属中等稳定顶板。直接顶垮落充填情况分析：hM/（Kp-1） (矿山压力与岩层控制钱鸣高、石平五主编)式中 h-
13、充满采空区所需直接顶垮落厚度，m； M -煤层采高，2.3m； Kp-岩层垮落后岩层碎胀系数，取1.35。h2.3/（1.35-1）6.57m9.65m，故直接顶能完全充填采空区。二、煤柱形成支承压力区随着工作面的切眼向前推进，工作面前后支承压力分布为三个区域： 应力急增区：工作面煤壁前方 018m； 应力升高区：工作面煤壁前方1856m； 应力缓升区：工作面煤壁前方 5680m。三、工作面巷道所受动压影响风道、运道所受动压影响，即为压力高出原始应力部分，根据影响程度，压力急增范围的最大变形速度为原始应力区的710倍。第十三条 工作面支护1、工作面选用66组ZY320013/32型掩护式支架支
14、护。2、工作面上下端头支护：工作面上下端头使用HDJA-1200型金属铰接顶梁和DW25-250/100(或DW31.5-200/100)单体液压支柱配套进行支护，梁距45050mm，机头机尾上方控顶区双楔铰接梁保证插齐椭圆销，椭圆销用大锤打上劲，梁距超过500mm时，要及时调整梁距或建梁。支架边至铰接金属顶梁间加卧一块3000170160mm3方木或1/21803000mm3半圆，一板至少三柱，配合DW25-250/100(或DW31.5-200/100)单体液压支柱支护，3000170160mm3方木随推采往前串。如腮部煤壁松软，易片帮、抽冒，必须用手镐刷帮，超前挂梁，上顶插严背实，煤壁侧
15、护好帮。3、上、下出口支护：上、下出口超前工作面煤壁410m范围内提前替回金属拱型支架，替回金属拱型支架用1/21803000mm3半圆（或3000170160mm3方木），用DW25-250/100(或DW31.5-200/100)单体液压支柱配合HDJA-1200双楔金属铰顶接梁打走向托梁，单体液压支柱必须打在1/21803000mm3半圆（或3000170160mm3方木）与HDJA-1200双楔金属铰接顶梁相交点的正下方，上、下出口各3趟，如巷道受动压影响较大时可各加打一趟托梁。在风道、运道20m范围内加强支护，即在原有支护下方打单体液压支柱，风道、老风道为在单体柱柱头垫小板，直接在棚
16、梁下打点柱，运道用1/21602000mm3或1/21803000mm3半圆做托梁，均为10m以内打双趟，1020m范围内打单趟。4、工作面支护强度计算根据我国缓倾斜、倾斜煤层回采巷道围岩稳定性分类1196F综采工作面顶板分类分级为：直接顶为类，老顶级。选用架型为掩护式液压支架，要求其支护强度应不小于：Pn.m.r9.810-6 式中：P-考虑直接顶及老顶来压时的支护强度（MPa）n-安全系数，n=6m-采高，m=2.3mr-直接顶岩石容重，r=2500kg/m3P62.325009.810-60.338 MPa鉴于我矿煤层采用走向长壁综合机械化采煤法，工作面选用ZY320013/32型掩护式
17、支架支护，该支架额定工作阻力为3200kN/组，支护强度为0.470.58 MPa，所以ZY320013/32型掩护式支架满足矿压要求。5、工作面上、下出口及端头支护密度计算根据矿压要求，上、下出口及端头支护密度应满足： pr 0.338103n-1.499棵/m2 RT 0.950.95250式中：pr-工作面合理的支护强度，kPa；n-工作面合理的支柱密度，棵/m2；RT-工作面支柱的实际(有效)支撑能力，kN/柱；RTKBKZRBKB-支柱承载不均匀系数；取0.95KZ-增阻系数；取0.95RB-支护回撤前所能达到的理论工作阻力，kN/柱；取250支护强度校核：上、下出口支护强度校核：
18、1 1n-2.22棵/m2 ab 0.60.75式中：a-工作面单体液压支柱柱距，m；b-工作面单体液压支柱排距，m；端头支护强度校核： c 14下端头支护强度校核：n-4.67棵/m2 d 3 c 8上端头支护强度校核：n-2.67棵/m2 d 3式中：c-工作面上下端头单体液压支柱数，棵；d-工作面上下端头面积，m2；风道、运道出口支护密度及上、下端头支护密度均大于1.499棵/m2，满足矿压要求。第十四条 液压泵站流量计算和选型1.泵站的额定流量应能满足支护和推移设备的推移速度要求，所需流量Q=Q0K= Q03/1.51.2=2.4 Q0（L /min） 式中：Q0每组支护、推移设备完成
19、一个动作循环所需液量，L；V采煤机或刨煤机最大工作牵引速度，取3m/min；L支架中心距或推移装置间距，取1.5m；K管路漏损、工人操作等影响系数，经验值K=1.11.3，这里取1.2。2.每组支护、推移设备完成一个动作循环所需液量Q0计算：（仅考虑降柱、升柱、移架、移溜四个主要动作，且按全程升、降立柱计算）两立柱升柱时所需供液量V=nD2h/4V1=23.140.1720.865/40.0392（m3）=39.2LV2=23.140.2220.875/40.0665（m3）=66.5LV=V1+V2=105.7L式中：n立柱根数，2根；D立柱缸径，170/220mm；h升柱行程，865/87
20、5mm。两立柱降柱所需供液量Vj=n（D2- Dh12）h/4Vj1=23.14(0.172-0.142)0.865/40.0126(m3)=12.6LVj2=23.14（0.222-0.212）0.875/40.0059（m3）=5.9LVj=Vj1+Vj2=18.5L式中：Dh1立柱活柱外径，140/210mm。推移千斤顶移架所需供液量Vty=nt（Dt2- Dt12）ht/4=13.14（0.112-0.0852）0.7/40.0028（m3）=2.8L式中：nt推移千斤顶根数，1根；Dt推移千斤顶缸径，110mm；Dt1推移千斤顶活柱外径，85mm。ht推移千斤顶行程，700mm。推移
21、千斤顶顶溜所需供液量Vd=ntDt2ht/4=13.140.1120.7/40.0066（m3）=6.6L式中：nt推移千斤顶根数，1根；Dt推移千斤顶缸径，110mm；ht推移千斤顶行程，700mm。根据上述分析,则每组支护、推移设备完成一个动作循环所需液量Q0=Q供- Q回=（V+Vj+Vd+Vty）-（V+Vd）=133.6-112.3=21.3L 解、得Q=2.421.351.6（L/min）则Q泵Q=51.6（L/min）根据开煤业生字200925号第十九条“输出流量应大于或等于两倍液压支架的额定流量”的规定，初选BRW200/31.5型乳化液泵（流量200L/min）。3.依据两立
22、柱升柱每分钟所需流量（移架过程中的最大流量）选择液泵上述分析中已知，升柱供液量V=105.7L，考虑到系统漏液系数K=1.11.3（取1.2）,则V实=VK=126.84（L）。若泵站流量Q泵=200L/min，则两立柱升起需要的时间t=V实/Q泵=0.6342（min），立柱升柱所需流量Q柱=V/t=166.7（L/min），则Q泵Q柱=166.7（L/min）BRW200/31.5型乳化液额定流量为200L/min，能够满足使用要求。因此，确定选择BRW200/31.5型乳化液泵（两泵一箱配置，一台使用、一台备用）。第十五条 工作面支柱回撤回柱顺序：风道出口为先下帮后上帮，运道出口为先上帮
23、后下帮，全部为由老塘往外回。机头、机尾要及时掏窝，控顶距最长不超过支架大柱后6.0m，最小控顶距为支架大柱后0.6m。回柱采用JH8T绞车或使用手拉葫芦与人工配合作业。任何人员身体的任何部位不得进入无支护区域作业。第四章 生产系统第十六条 运煤系统1196F工作面1196F运道1190运煤巷1149皮带巷105煤仓主井地面。第十七条 辅助运输系统一、下井路线副井1148大巷1132斜井1190联络巷1196F风道。二、上井路线1196F工作面1196F风道1190联络巷1132斜井1148大巷副井地面。第十八条 供水系统副井0140回风巷-246回风巷0090皮带巷1190运煤巷1196F运道
24、（风道）1196F工作面第十九条 排水系统（1）1196F工作面1196F风道1190联络巷1132斜井1148大巷一水平水仓。（2）1196F工作面1196F 运道1190运煤巷1190联络巷1132斜井1148大巷一水平水仓。第二十条 供电系统后附供电设计系统图，详见供电设计。第二十一条 压风系统(1)地面压风泵房1148大巷1132斜井1190联络巷1190运煤巷1196F运道1196F工作面(2)地面压风泵房1148大巷1132斜井1190联络巷1196F风道1196F工作面第二十二条 监测系统1196F运道1190运煤巷1190联络巷1132斜井1148大巷副井地面监测机房。第二十三
25、条 人员定位系统地面副井1148大巷1132斜井1190联络巷1196F风道。地面副井1148大巷1138斜井0090轨道正眼1190运煤巷1196F运道。第二十四条 通风系统一、通风路线1、新鲜风流：副井1148大巷1132斜井1190联络巷1196F风道1196F工作面。2、乏风风流：1196F工作面1196F运道1190运煤巷1190皮带正眼1190运料巷0090N回风巷-246回风巷主井地面二、工作面风量计算按气象条件确定需要风量，其计算公式为：Q采6070%V采S采k采高k面长6070%1.0（3.92.3+3.32.3）/21.11.0382.5m3/min式中 V采 采煤工作面的
26、风速，按采煤工作面进风流的温度选取， m/s，取1.0；S采 采煤工作面的平均有效断面积，按最大和最小控顶有效断面的平均值计算，m2，取8.51;K采高采煤工作面采高调整系数，取1.1；K面长 采煤工作面长度调整系数，取1.0；70%有效通风断面系数；60为单位换算生产的系数；按瓦斯涌出量确定需要风量，其计算公式为：Q采=q采KCH4/（C-C0）0.291.2/0.01 34.8m3/min式中q采采煤工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量，m3/min,取0.29KCH4采煤工作面瓦斯涌出不均衡系数，取1.2；C回风流瓦斯允许浓度，不超过1%；（取0.01）C0进风流瓦斯允许浓度，不超过0.
27、5%；（取0）按二氧化碳涌出量确定需要风量，其计算公式为：Q采= q采KCO2/（C-C0） =0.751.2/（0.015-0.005） =90m3/min式中 q采采煤工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量，m3/min，取0.75KCO2采煤工作面二氧化碳涌出不均衡系数，取1.2；C回风流中二氧化碳的浓度，不超过1.5%。(取0.015)C0进风流中二氧化碳的浓度，不超过0.5%。（取0.005）经上述计算，工作面风量取其最大值，即按气象条件确定需要风量进行计算的Qcf382.5m3/min 。三、工作面风量验算：（1）按采煤工作面同时作业人数验算：Q采 4N 450200m3/min式中 N采煤工作面同时工作的人数；（根据循环作业劳动组织设计取50人）4每人每分钟需风量，m3/min。根据采煤工作面同时作业人数验算：Q采200m3/min，符合要求。（2）按风速进行验算15S最大 Q采 240S最小a）验算最小风量Q采小=15S最大=153.92.3=134.55 m3/minS最大=l最大h采高b）验算最大风量Q采大=240S最小=2403.32.3=1821.6m3/minS最小=l最小h采高式中：S最大采煤工作面最大控顶有效断面积，m2；l最大采煤工作面最大控顶距，m；h采高采
