3303综采工作面回采作业规程

3303综采工作面回采作业规程第一部分概述一、工作面概况1、井下位置：3303综采工作面位于井田中北部，二下山盘区，沿走向布置。工作面东南为3302工作面，北西为3305准备工作面，西南为33运输下山，北东为井田边界。2、工作面标高：650---700m左右。3、工作面几何尺寸：本面顺槽长710m，两巷支护为工字钢梯形棚刹杆支护，切眼长（外100m，内长50m），两巷均为工字钢棚、刹杆支护。风运巷坡度0º-5º切眼坡度平均10~12º。二、煤层赋存情况该面所采3#-3煤层，赋存于二叠系山西组地层中下部，为陆相湖泊型沉积。在本工作面范围内煤层厚度较为稳定，平均2.81米，煤层倾角为10~12º。三、地质构造情况该面煤层整体为一倾向西北的单斜构造，局部略有起伏。四、围岩及其特征围岩及其特征见表1—1。五、水文地质情况该面涌水量不大，可通过风运巷潜水泵排入33运输下山水仓。表1—1围岩及其特征围岩名称岩石厚度岩性描述直接顶泥岩10.03m黑色、泥质成份，泥质胶结，断面平垣，有节理直接底泥岩95.67m黑色、泥质成份，泥质胶结，断面平垣，有节理六、影响回采的其它地质情况瓦斯：属高瓦斯矿井。煤尘：具有爆炸性。煤的自燃：为不易自燃煤层。地温：地温正常。七、工作面储量计算本面可采长670米（1#450米、2#220米），切眼长（内50米、外100米），煤层计算厚度2.81米，容重1.38t/m3，回收率98%，则：可采储量：（450×150×2.81×1.38+220×100×2.81×1.38）×98%=34.01(万t)可采期：670÷（0.6×6）=186(天)式中：０.６为循环进度，６为日循环数．第二部分工作面巷道布置及生产系统一、概述工作面沿倾向推进。两巷均为工字钢支护，巷道断面、支护形式等见表２—１。表２—１巷道支护状况表巷道名称支护形式净断面m2支护规格m棚距m用途设备运巷工字钢7.63.3×2.40.8进风、运煤皮带、列电等风巷工字钢6.822.8×2.40.8回风、运料绞车等二、生产系统1、通风系统（1）新风：副立井（主斜井）----北翼运输大巷----33运输下山----3303运巷----3303工作面。（2）污风：3303工作面---3303风巷---33回风下山----回风下山----回风斜井----地面。2、运煤系统采煤机落煤刮板运输机转载机3303运巷皮带输送机33运输下山煤仓北翼运输大巷皮带主斜井地面。3、辅助运输系统（1）作业人员：副立井----北翼运输大巷----33运输下山----3303（风）运巷----3303工作面。（2）材料：斜井----回风下山----33采区回风巷----33回风下山----3303（风）运巷。4、供电系统（1）、高压（6kv）：大巷变电所----33运输下山----3303运巷----移动变电站----千伏级动力设备。（2）、风巷低压（660v）：大巷变电所----33运输下山----3303风巷----绞车、信号等。（3）、运巷低压：大巷变电所----33运输下山----3303运巷----皮带、绞车、信号、水泵等。5、供水系统地面静压水----立井----北翼运输大巷----33运输下山----3303风运巷----水质过滤器----乳化液泵站6、排水系统运巷积水经潜水泵排至33运输下山水仓，再经水泵排至地面。7、通讯系统工作面转载机机头、运巷皮带机头各安装一部程控电话，可直接与矿指挥中心、队值班室、矿领导及有关部门联系。8、照明系统运巷皮带机头、转载机机头各安装127v隔爆日光灯2盏、运巷其他地点每隔50M安装一组隔爆日光灯。第三部分采煤方法及回采工艺一、采煤方法本工作面采用走向长壁、后退式、一次采全高、全部垮落采煤方法。二、回采工艺1、工作面设备配置工作面设备配置及主要技术特征见表3—1。工作面设备布置见图3—1。图3—1设备名称设备型号数量用途采煤机MG132/375_BW1台采煤液压支架ZI2800/15/302128架支护刮板输送机SJG2_630_2201部运输刮板输送机5GB620/4071部运输皮带输送机DTL80/40\2*551部运输回柱绞车JH_114\18.52部2、回采工艺（1）进刀方式：本面采用端部割三角煤斜切进刀，进刀距离30米。进刀示意图见图3—2。（2）工艺流程及说明工艺流程采煤机割煤、装煤——移架——顶溜——后方顶板自行垮落说明a、割煤、装煤本面采用MG132/375-BW双滚筒采煤机（滚筒截深0.6米）。正常割煤时，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤。采煤机滚筒旋转时，煤体被滚筒上的截齿破落下来，并由螺旋叶片装入大溜，少量煤在顶溜时被铲煤板装入大溜内，极少数散落在支架与大溜之间的浮煤，由人工装入大溜内。b、运煤工作面采煤机割下的煤由刮板运输机经转载机转入皮带运出。c、移架移架滞后采煤机后滚筒5米进行，操作顺序为：收逼帮板、侧护板----收升缩梁----落后柱----落前柱----移架。支架移到位后，立即升紧前后立柱，然后升出升缩梁，最后打出逼帮板、侧护板。d、顶溜顶溜滞后采煤机后滚筒15米进行。顶溜时要用相邻几组支架顺序逐步动作，严禁输送机出现急弯（其弯曲段长度不得小于15米）。顶溜完毕后，支架手把要及时回零。严禁停机时进行顶溜，防止大溜带回煤、发生压溜、卡、飘链事故。第四部分劳动组织与主要技术经济指标一、作业形式本面采用“两采一准”二九一六制作业形式。即两班生产（9小时），一班检修（6小时）。作业时间安排：0点班23：00----8：00生产8点班8：00----14：00检修4点班14：00----23：00生产二、正规循环作业见图4—1。三、劳动组织见表4—1。班组人员配置生产班跟班对干1人刮板输送机1人端头3人泵站1人班长1人转载机1人端尾3人电工1人副班长1人液压支架3人维护工2人采煤机3人皮带输送机1人清煤工2人检修班跟班对干1人刮板输送机3人泵站1人班长1人转载机1人电工3人副班长1人液压支架3人修巷组6人采煤机3人皮带输送机3人四、工作面主要技术经济指标（见表4—2）主要技术经济指标项目单位数量项目单位数量工作面指标走向长度m710管理放顶步距m0.6倾斜m150回柱方法人工煤层厚度m2.81老空处理自然垮落采高m2.81材料消耗机油kg/万吨250回采面积m289500乳化油kg/万吨300煤层倾角度11截齿个/万吨30工作面储量万t35.87坑木m3/万吨3可采储量万t34.01火药kg/万吨30回采率%98雷管个/万吨100容重t/m31.38杂木棍根/万吨0日进m3.6柱鞋块/万吨0月进m90金属网m2/万吨80回采工效t/工25.2挡帘个/万吨8顶板支架类型ZY2600-11/24循环指标作业方式二采一准支架数量架、根117循环进度m0.6顶梁数量根循环产量t232顶板管理方法自然垮落日循环数个6最大控顶m5.64日产量t1392最小控顶m5.04正规循环率%90第五部分顶板管理一、工作面顶板管理1、支架选型验算支架选型选用估算法：P=(6~8)×9.8r×M×cosaP——支架承受的荷载，KN；r——顶板岩石视密度，取2.5t/m3；M——采高，取2.2m；a——煤层倾角，取11º。P=7×9.8×2.5×2.2×cos11=0.37MPa2、所选支架说明书支架说明书项目参数项目参数支架型号ZY2800/11/24支护强度0.52Mpa（平均）支撑高度1100~2400mm泵站压力31.5Mpa支架宽度1200~1340mm对底板比压0.8~1.6Mpa支加中心距1250mm伸缩梁形式内伸缩工作阻力2600KN伸缩梁行程600mm初撑力1970KN整机重量7500kg3、支护参数校验支护强度：0.52Mpa0.37Mpa符合要求4、最大控顶距及最小控顶距最大控顶距=4700+600+340=5640mm.最小控顶距=4700+340=5040mm.5、工作面顶板管理要求（1）、泵站压力达到31.5Mpa，乳化液浓度保持在3~5%。（2）采煤机司机必须保证煤墙采直割平，顶板无台阶下沉。（3）、正常作业时，机组割过煤后，必须追机移架，顶板破碎时采取带压超前移架，并将逼帮板及时打出升紧，如果煤墙片帮宽或发生局部漏顶时，要及时上料管理。（4）、移架时要少降快移。要先降后柱，微降前柱，快速将支架移出。（5）、移架后，支架顶梁与顶板必须平行支设，其最大仰俯角不得超过±7º，保证支架接顶严密。（6）移架后支架间无明显错差（不超过侧护板的2/3），支架不挤不咬，架间空隙不超过200mm。(7)、如果支架间出现空隙：超过300mm，必须架设一梁二柱单体柱大板抬棚管理，超过500mm，架设一梁二柱单体柱大板抬棚两架进行管理。（8）、加强支架检修质量，保证无串液、漏液现象，支护状态良好，初撑力和工作阻力符合支架设计要求。6、备用配件的存放及管理支架立柱、逼帮板、千斤顶等大型配件，存放在风巷车场往里50米范围内，由检修班统一挂牌管理。支架上所需的液管、操作阀、二通、三通、安全阀等小型配件，存放于井下工具房内，由工具员统一管理。二、工作面两巷及安全出口管理1、风、运巷超前20米，架设单体柱∏型钢（或大板）加强管理。要求：单体柱初撑力达到规定要求；两帮单体柱成直线，偏差不超过±50mm；单体柱打设要垂直顶底板，并拴好防倒护绳；单体柱必须编号管理；大板必须接顶严密。如果两巷压力增大、巷道变形较大时，要及时加超前支护距离，并加大单体柱打设密度，必要时支柱要穿鞋戴帽，以保证两巷超前支护强度。2、两端头管理根据相关的端头支护管理办法和成熟的管理经验，本面端头端尾采用“液压单体柱与∏型钢托梁”的支护办法进行管理。在拆除原巷道支护的棚梁下，顺巷道推进方向架设三排∏型钢托梁，一梁三柱，用单体液压支柱支撑，巷道中间一排，上下两帮各一排。在采空区处设置一排密集支柱，一者为了加强支护，另者便于挡矸，防止矸石滚入工作区。单体液压支柱必须保证足够的初撑力，并且要随时检查其支撑情况，一旦发现有支撑力不足、串漏液、或自动卸载等现象，必须立即处理或更换。单体液压支柱之间必须全部用绳子连接。在采空区处设置的一排密集单体液压支柱，必须支撑牢固可靠，必要时可以穿鞋带帽。3、安全出口安全出口必须符合煤矿安全规程要求，净高不得低于1.8米，净宽不得小于0.7米，并随时清理浮煤杂物，保证两安全出口畅通。4、大溜机头尾打设压溜柱大溜机头尾必须打设压溜柱。要求上有柱帽，中有护圈，下有柱窝。压溜柱必须打设牢固可靠，保证压溜效果。5、回撤单体液压支柱回撤单体柱时，必须由里向外进行；当顶板压力大、巷道变形严重或煤墙片帮宽时，要坚持先支后回；回撤单体柱时必须人工进行，严禁用绞车硬拉。三、初次来压和周期来压期间的顶板管理根据经验及有关资料预计，本面老顶初次来压步距在30~40米范围内，周期来压步距在15~20米范围内。1、初次来压和周期来压期间的顶板管理在初次来压和周期来压期间，必须保证工作面采直割平；支架必须达到初撑力要求，并确保支架接顶严密；及时移架，减少空顶时间和空顶距离；移架后，要及时打出逼帮板逼帮；泵站压力达到31.5MPa，乳化液浓度达到3~5%；其它严格执行顶板管理要求中的有关规定。2、当工作面推进40米后，顶板仍未垮落，必须采取强制措施进行人工放顶。3、人工放顶措施矿放顶领导组组长：王树斌副组长：张显忠、王保书、张李中成员：栗士成、任建明、王国栋、李政宏、史书宏、王国珍、田爱红、王平、张国栋届时根据实际情况制定相应措施。第六部分一通三防一、通风1、通风路线副立井----北翼运输大巷----33运输下山----3303运输顺槽----3303工作面----3303回风顺槽----33回风下山----33采区回风巷----回风下山----回风斜井井----地面2、通风管理严禁破坏通风设施，严禁任何人同时打开两道风门，风门前后5米范围内严禁堆放任何物料；两巷堆放物料时，严格按标准堆放。监护巷道的测风、瓦斯等牌板，不得损坏或丢失。3、风量计算按瓦斯涌出量计算Q采=10