02残采工作面作业规程

第一章 概 述

第一节 工作面位置及井上下关系和编号

残采Ⅱ工作面位于一采区中部——原龙坪煤矿K3煤层采空范围内，该采面运输巷底板最低标高+1150.36m，回风巷底板最高标高+1167.53m。该工作面为对原采空区进行资源探查、回收，不在矿井技改设计序列，根据该工作面在残采面的开采水平及顺序排列，编号为Ⅱ，故称Ⅱ残采工作面。具体位臵及井上下关系见表1

表1 工作面位臵及井上下关系表

水平名称 地面标高 地面的相对位臵 回采对地 面的影响 井下位臵 及相邻关系 走向长 47m 倾斜宽 37m 一水平 +1275m～1288.7m 采区名称 井下标高 一采区（残采） +1150m～1168m 回采巷道及停采线均相对于地表山体 回采巷道及停采线均在地表山体，工作面与地表最小厚度107m，预计工作面回采对地面无大的影响。采面与地表相对位臵无任何建筑物、河流等。 残采Ⅱ工作面位于1101工作面上下顺槽之间，东面是总回风巷，西部是1101工作面采空区。下部为原K3煤层采空区。 面 积 1739m2 容重 1.4t/m3 回采率 95% 生产原煤 4625t 第二节 煤 层

本工作面开采煤层为K3煤层，通过地质资料分析和残采Ⅱ工作面上巷、 残

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采Ⅱ工作面下巷掘进情况证实，该工作面范围内K3煤层赋存稳定，全区可采，煤层厚度在1.4～2.6m左右。

具体情况见表2 表2 煤层情况表 煤层厚度 开采煤层 煤层情 况描述 1.4m～2.6m 煤层结构 K3 硬度系数 简单 Ⅲ-Ⅳ 煤层倾角 煤种 18°-20° 无烟煤 该工作面K3煤层层位属二叠系上统龙潭级。据原龙坪煤矿巷道采掘揭露的煤层资料分析，该煤层赋存稳定，煤层厚度在1.4-3.0m左右，呈层状产出，一般无夹矸。煤层为黑色，柱状、粉状为主，呈金属光泽及玻璃光泽。 附图1：K3煤层综合柱状图

第三节 煤层顶底板

第四节 表3 煤层顶底板岩性及特征

顶、底板名称 基本顶 直接顶 伪 顶 直接底 基本底 岩石名称 中粒砂岩 砂质泥岩和 粉砂岩 炭质泥岩 厚 度（m） 4.2 特 征 灰白色石英砂岩 砂质泥岩为灰色含小白云母1.53-2.06 片，粉砂岩为灰色含小白云母片 0.22 灰黑色 炭质泥岩为黑色，五1煤为黑色块状暗煤为主 灰白色 炭质泥岩和五1煤 0.14-0.2 细砂岩 3.72 第四节 地质构造

褶曲情况及对回采的影响

根据现有巷道揭露资料分析，在推进过程中会出现小褶曲，对采面无大的

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影响。

第五节 水文地质

根据资料查明及掘进揭露情况，此区水文地质简单，工作面无老空积水，在采面推进过程中不会出现淋水现象。

第六节 影响回采的其它因素

一、 影响回采的其它因素 表4 影响回采的其它因素见表 瓦斯 CO2 煤尘爆炸指数 煤的自然性 地温危害 冲击地压危害 属于低瓦斯工作面。 属于低CO2工作面，涌出量极小。 通过2008年9月瓦斯鉴定提供的检验报告，具有中等强度爆炸性，煤尘爆炸指数为26.54%。 煤的自燃等级为Ⅱ级，不易自燃，至今未发生煤层自然现象。 无 无

第七节 储量及服务年限

一、储量

工业储量：4625吨。

可采储量；本矿炮采工作面回采率95%，可采储量4625吨。 二、采煤工作面服务年限

工作面服务年限=可采推进长度÷月设计推进长度 =47÷47m/月=1个月

第二章 采煤方法

第一节 巷道布臵

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一、采煤工作面巷道布臵

工作面采用走向长壁布臵，运输大巷、回风巷、布臵在煤层中，上帮沿底，下帮挑顶，上、下顺槽都沿煤层底板掘进。

1、运输大巷沿煤层走向布臵在K3煤层中，巷道总长度为57m，巷道为梯形，上宽2m，下宽3.0m，中高1.8m，巷道净断面4.5m２。

2、上顺槽布臵在下运输顺槽以上的同一煤层中，距运输大巷37m，下运输顺槽与采区运输巷相接，完成工作面的运输。

3、上顺槽与总回风巷相通，保证工作面有足够的风量带走回采时工作面涌出的瓦斯。

附图2：残采Ⅱ工作面位臵及巷道布臵

第二节 采煤工艺

一、工艺流程

打眼→放炮→挂梁攉煤→运煤→移溜→纫柱→回柱放顶→维修 二、采高和循环进度

1、正常回采期间，采高随煤层厚度确定，平均1.2m，工作面走向长度57m（保留10护巷煤柱），倾斜长度37m。如遇局部煤层变薄可以破顶回采，保证采面高度1.6m，特殊情况制定补充措施。

2、循环进度：1.0m。 三、落煤

1、工作面落煤、装煤及运煤方式：

采用微差爆破落煤；采用人工装煤，辅以爆破自装，采用SGB-420/30刮板运输机运煤。

2、爆破方法，炮眼布臵方法：

采面采用打通排眼，分组装药，但一组装药必须一次起爆；装药方式：正向装药；连线方式：串联。每组装药必须一次爆破并且长度不得超过10m。

炮眼布臵采用“双排三花眼”布臵方式。见炮眼布臵示意图。

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每个炮眼装药两卷，采用水炮泥和粘土炮泥封眼，炮泥总长度不低于500mm。 具体见炮眼装药结构图。

药包雷管水炮泥粘土炮泥雷管脚线≥500 3、爆破说明书（参见下表）

炮眼特征

名 称 距 位臵角度 眼深 利用率 装药量 离 距底（m） 距顶（m） 仰俯水平（°） （m） % kg 0.4 0.2 90 75 1.2 1.2 95 95 0.40 0.40 顶眼 1.6 底眼 0.8

爆破经济分析表

顺序 1 2 打眼工具 炮眼特项目 型号 台数 循环眼数 平均深度 单位 MZ-12 台 个 m 说明 煤电钻工作面打眼 2 22 1.0 - 5 -

征 3 炸药 循环炮眼长度 炸药种类 m 12 乳化炸药 0.4 8.07 毫秒延期雷管 22 大于0.4 1 大于0.5 4 雷管 每孔装药量 kg/孔 循环用量 kg 种类 循环用量 粘土炮泥 水炮泥 封泥长度 个 m 个 m 5 封泥 四、装运煤

工作面放炮后，由人工将放落的煤装入刮板输送机，由刮板输送机运出；机巷采用刮板输送机运煤，运输巷650mm皮带运输。

五、工作面支护及采空区处理 （一）工作面支护

1、支护形式：工作面采用ＤＺ型外注式单体液压支柱与π型钢梁配套使用，支护方式为齐梁直线柱形式，支护形式为一梁三柱，柱子打在π型钢梁距梁头0.3米处，挂梁方式为分段自上而下，掏一棚架一棚，不准空顶作业。正常生产时采用三梁四柱管理。

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表7 单体支柱和技术特征表

型 号 项 目 最大高度（mm） 最小高度（mm） 工作行程（mm） 额定工作阻力（KN） 初撑力（KN） 缸直径（mm） 全行程降柱时间S 升柱时间Ｓ 泵站压力Mpa 质量kg 32.07 36.34 <10 <12 <14 10 ≥18 39.91 41.5 45.2 49.2 DZ10-30 100 1000 685 315 300 90 DZ12-30 100 1200 792 408 300 90 DZ14-30 100 1400 900 500 300 90 100 <16 <18 <20 DZ16-30 100 1600 1005 595 300 90 DZ18-30 100 1800 1110 690 300 90 DZ20-30 100 2000 1215 785 300 90 2、支护质量

（1）工作面支柱、梁要编号，编号要清晰。

（2）支柱打成一直线，排距1000mm，柱距600mm，偏差均不超过±100mm；端面距不大于300mm。

（3）支柱支设应垂直顶底板，迎山有劲，迎山角为5°，工作面支柱必须全承载。

（4）支柱钻底时要穿靴，禁止穿双靴戴双帽，初撑力不得低于90kN，采面要坚持二次补液。

（5） 工作面顶梁挂设平直，梁头垂直指向煤壁，梁与梁之间相互平行。 六、采煤工作面正规循环生产能力

W=L×S×h×r×c =(65×1.0×1.2×1.45×97%)t =105.9t

式中 W---工作面正规循环生产能力,t；

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L---工作面平均长度，m； S---工作面循环进尺，m； h---工作面设计采高，m； r---煤的密度，t/m3; c---采出率，%；

附图3 工作面支架布臵示意图

第三节 设备配臵

表8 工作面机电设备配臵表

设备名称 煤电钻 规格型号 KBZ-4/127V 单 位 台 数 量 2 额定功率：1.2千瓦 额定电压：660V 工作面刮板SGB－420/30 运输机 部 1 输送量： 80T/时 链速：0.88m/s 额定电压：660V 机巷刮板运SGD－320/17 输机 部 1 输送量：40T/时 链速：0.59m/s 额定电压：660V 乳化液泵站 XR-WS640 台 2 额定流量：80/min 功率：37千瓦 一台备用 额定功率：30千瓦 额定功率：30千瓦 主要技术参数 额定电压：127V 备注

第三章 顶板管理

第一节 支护设计

一、单体支柱支护强度验算

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1、采用经验公式计算支护强度。 Pt =9.81×h×r×k =(9.81×1.2×2.5×7) =206

式中 Pt——工作面合理的支护强度，kN/m2；

h——采高，m；

r——顶板岩石的密度，t/m3,一般取2.5；

k——工作面支柱与支护的上覆岩厚度与采高之比，一般为4--8 2、参考60150工作面观测资料，选择本工作面矿压参数表9，最大平均支护强度190kN/m2

3、选择工作面支护强度。根据以上计算和观测数据，190<223.2，因此工作面支护强度应大于206kN/m2。 4、支柱实际支撑能力。

Rt=kg×kz×kb×kh×ka×R

= (0.99×0.95×0.9×1.0×1.0×300)kN

=253.9

式中 Rt——支柱实际支撑能力，kN；

kg——工作系数； kz——增阻系数； kb——不均匀系数；

kb——采高系数； ka——倾角系数

R——支柱额定工作阻力，kN。 5、工作面合理的支护密度。

n=pt/Rt =206/253.9 =0.81 式中 n---支柱的支护密度，根/m2。

表9 预计工作面矿压参数参考表

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序号 顶底件 2 3 项 目 直接顶厚度 基本顶厚度 直接底厚度 直接顶初次跨落步距 初 次 来 压 来压步距 最大平均支护强度 最大平均顶底板移近量 来压显现程度 来压步距 最大平均支护强度 最大平均顶底板移近量 来压显现程度 最大平均支护强度 最大平均顶底板移近量 直接顶悬顶情况 直接顶类型 基本顶级别 巷道超前影响类型 单位 同煤层实测 本面预计或选取 m m m m m kN/m2 M m kN/m2 M kN/m2 m m 类 级 m 3.5 4.0 0.7 5-10 6 190 100 明显 6 190 80 明显 120 60 <1 Ⅲ Ⅲ 20 3.5 3.8 0.8 5-10 8 206 100 明显 8 206 80 明显 120 60 <1 Ⅲ Ⅲ 20 1 板条 4 周 期 来 压 5 平 时 6 7 8 9 6、根据规定要求，工作面基本支架的排距为1.0m，则基本支架的柱距：

L柱=1.0÷（L排×n） =1.0÷0.99 =1.01m

式中 L柱——工作面基本支架的柱距，m；

L排——工作面基本支架的排距，m。 取基本支架的柱距0.6m。

7、合理控顶距的选择。根据该工作面顶底板条件，该工作面采用“三〃四”排管理，见四回一。

8、支护设备选择。根据上述有关参数，结合采高因素，本工作面选用ＤＺ

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