3324B综采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》、《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
第一节 概述
第二条 位置及范围：
3324B综采工作面地面标高+27～+29m，工作面标高-470～-510m。
工作面地面位置位于老二十二冶路口往西150m，往南70m处，斜串老二十二冶东西主道。
第三条 煤层及四邻采掘关系： 1.煤层：12－1s
2.工作面北部为3322B设计工作面，南部是3326B设计工作面，东部是3320轨道巷和皮带巷，上覆2092Ⅱ、2099、3312采空区和3314综采工作面。
第四条 煤层赋存条件及储量： 1.煤层倾角：3～8°，平均5°。 2.走向长度：512～618m，平均565m。 3.倾斜长度：136～140m，平均138m。 4.煤层厚度：1.6～2.3m，平均2.17m。
5.煤层结构：工作面煤层为复杂结构，中部含有一层碳质泥岩夹矸，厚约0.5m，上分层煤厚0.9m，下分层煤厚0.77m，煤层为黑色块状或条带状构造，玻璃光泽，上部为亮煤。煤层开采指数：Km＝1，变异系数(％)：r＝9％，稳定程度：稳定。
6.工业储量：228413t。可采储量：216992t。 第五条 水文情况：
工作面不受强含水层威胁，水文地质条件较简单，但由于工作面为三水平12－1煤层首采区，且地质构造复杂，受其影响回采时可能会有少量顶板裂隙水。
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正常涌水量：0.15m／min，最大涌水量：0.4m／min。 第六条 瓦斯、煤尘及煤层自燃情况：
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1.瓦斯绝对涌出量：0.32m/min
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2.CO2绝对涌出量：0.58m/min 3.煤尘爆炸指数：41.13%
4.煤层自燃：有发火倾向，但无发火记录。 第七条 地质构造：
工作面地质条件较复杂，受断层影响，煤层厚度、产状及顶板条件变化较大。掘进 时揭露的具体断层见下表： 构造 名称 FD175
走向 倾向 倾角 (°) （°） （°） 128 218 58 性质 正断层 1
落差 （m） 0.8 实见位置（m） 切眼52 对回采的 影响程度 有一定影响 FD228 FD228 FD229 FD230 FD231 FD232 129 103 121 136 105 247 219 193 211 46 195 157 78 49 52 63 73 34 正断层 正断层 正断层 正断层 正断层 逆断层 1.4 1.5 0.8 0.6 1.2 0.8 风道24 风道45 风道78 风道148 切眼62 风道518 有一定影响 有一定影响 有一定影响 有一定影响 有一定影响 有一定影响 第二节 煤层顶、底板及矿山压力显现规律分析 第八条 煤层顶、底板岩性表 顶底板 名 称 岩石 名称 厚度 （m） 8.09 9.95 抗压强度 （MPa） 88.4 76.9 抗拉强度（MPa） 4.8 4.04 岩性 特征 灰色，致密块状，矽质胶结，略显层理 深灰色，致密块状，矽质胶结 灰色～灰白色，上部含大量植物根化石，致密块状，下部钙泥质胶结，裂隙方解石充填。 老 顶 细砂岩 直接顶 砂质 页岩 直接底 细砂岩 4.34 59.9 3.75 第九条 顶板分析 ㈠老顶分级
Pe＝241.3ln(Lf)－15.5N＋52.6hm
(《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，N＝hi/ hm；
hi——直接顶厚度，m； hm——煤层采高，m；
Pe＝241.33ln25－15.53（9.95/2.1）＋52.632.1＝813.73 Pe≤895，因此，确定老顶为Ⅰ级，属来压不明显顶板 ㈡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L0＝16±2m，介于8～18m之间。
因此，确定直接顶为II类，属中等稳定顶板。 ㈢直接顶垮落充填情况分析：
∑h＝M/（Kp-1） (《矿山压力与岩层控制》钱鸣高、石平五主编) 式中 ∑h——充满采空区所需直接顶垮落厚度，m；
M ——煤层采高，2.1m；
Kp——岩层垮落后岩层碎胀系数，取1.35。
∑h＝2.1/（1.35-1）＝6.0m<9.95m，故直接顶能完全充填采空区。
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第十条 煤柱形成支承压力区：
随着工作面的切眼向前推进，以煤柱至远方支承压力分为三个区域： 压力急增区：0～18m 压力升高区：18～56m 压力缓升区：56～80m
第十一条 采煤工作面巷道所受动压影响：
风道、下运所受动压影响，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7～10倍。
第十二条 采面支护强度计算 根据我国缓倾斜、倾斜煤层回采巷道围岩稳定性分类，3324B综采工作面顶板分类分级为：直接顶为Ⅱ类，老顶Ⅰ级。选用架型为掩护式液压支架，要求其支护强度应不小于：
P＝n.m.r39.8310-6 (《矿山压力与岩层控制》钱鸣高、石平五主编) 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=6
r——直接顶岩石容重，r=2.5t/m3
P＝632.13250039.8310-6＝0.31 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G320－9.5/28型掩护式支架支护，该支架额定工作阻力为320t/架，支护强度为0.47~0.58 MPa，所以G320－9.5/28型掩护式支架满足矿压要求。
第十三条 采煤工作面上、下出口及端头支护密度计算 1、根据矿压要求，上、下出口及端头支护密度应满足： Pr 0.3131000
n＝———＝————————＝1.275棵/m2
RT 0.930.93300
(《矿山压力与岩层控制》钱鸣高、石平五主编)
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；RT＝KB2KZ2RB KB——支柱承载不均匀系数； KZ——增阻系数；
RB——支护回撤前所能达到的理论工作阻力，kN/柱； 2、支护强度校核： 1 1
n＝————＝————＝1.28棵/m2 a2b 0.631.3
(《矿山压力与岩层控制》钱鸣高、石平五主编)
3
1 1
n＝————＝————＝1.67棵/m2 a2b 0.631.0
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；
上、下出口支护密度及上、下端头支护密度均小于1.275棵/m2，结合工作面原巷道采用锚网支护，二者支护强度满足矿压要求。
第二章 巷道布置及规格
巷道名称 风道 风道 风道 下运 下运 下运 支 护 形 式 10.5㎡金属拱型支架 平顶拱型支架 锚网支护 10.5㎡金属拱型支架 平顶拱型支架 锚网支护 巷道长度(m) 0－60 60－190 190－618 0－18 18－25 25－512 规格：(宽3高，㎡) 4.032.7 3.832.4 4.032.2 4.032.7 3.832.4 4.032.2 第三章 采煤方法及回采工艺
第十四条 采煤方法：
采用走向长壁后退式综合机械化采煤法，顶板管理为自然垮落法，沿底回采。
第十五条 回采工艺：
㈠工作面回采工艺：工作面采用MG－500型双滚筒采煤机，G320－9.5/28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。
㈡回采工艺流程：正常情况下：割煤——移架——顶溜
顶板破碎时：割煤——顶溜——移架
割煤：采用MG－500型双滚筒采煤机割煤，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。
移架：支架为邻架操作，由下组支架控制上组支架，割煤后，沿割煤方向及时移架，支架移到位，升至额定初撑力后，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10～15m。操作时，支架工要相互配合，将刮板输送机移向煤壁，步距600mm，保证刮板输送机直率。
㈢采高确定：根据煤层的地质赋存情况，确定工作面采高为2.0～2.1m，通过断层构造时适当降低采高。
第十六条 工作面支护
1、工作面选用93组G320－9.5/28型掩护式支架支护。 2、工作面上下端头支护：
工作面上下端头使用HDJA-1200型双楔金属铰接顶梁和DZ25-25/100单体液压支
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柱配套进行支护，梁距450±50mm，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。支架边至双楔铰接金属顶梁间加卧一块300031703160mm3方木或3000mm3φ180mm半圆，一板至少三柱，支柱使用DZ25-25/100单体液压支柱，方木或半圆随推采往前串。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，煤壁侧护好帮。为加强支护，在工作面刮板输送机机头双楔梁梁空内，加打两块3.7mπ型钢梁，以维护下端头，随工作面推进向前交错前串，一梁不少于三柱。
3、上、下出口支护： （1）金属锚网巷道地段：
在上、下出口20m范围内加强支护，即在原有金属锚网支护下方打托梁, 用DZ25－25/100单体液压支柱配合HDJA-1200双楔金属铰接顶梁打走向托梁。10m以内下出口5趟（其中贴帮柱2趟，中间3趟），上出口4趟（贴帮柱2趟，中间2趟），10～20m范围上、下出口中间各打2趟，柱距均为600±50mm。
（2）金属拱型支架巷道地段：
金属拱型支架巷道段，在上、下出口20m范围内加强支护，即在原有支护下方打单体液压支柱，用2000mm3φ160mm半圆或3000mm3φ180mm半圆做托梁，10m以内打双趟，10～20m范围内打单趟，上、下出口超前工作面煤壁3～7m范围内提前替回金属拱形支架，替回金属拱形支架用3000mm3φ180mm半圆或300031703160mm3方木，用DZ25－25/100单体液压支柱配合HDJA-1200双楔金属铰顶接梁打走向托梁，下出口3趟，上出口2趟。
第十七条 松解锚杆螺母及工作面支柱回撤 1、松解锚杆螺母 随回采推进，在支架大柱与采面运输机范围内及时松解锚杆螺母，人员松解锚杆螺母时要使用长不小于600mm的专用套管站在顶板完好有支护区域内由老塘往外逐排松解。人员要躲开螺母及托盘等可能弹射的方向，防止伤人。回出的螺母、托盘等铁活及时外运并回收上井。
2、支柱回撤
⑴回柱顺序：上出口为先下帮后上帮，下出口为先上帮后下帮，全部为由老塘往外回。
⑵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。
⑶回柱采用JH－8绞车与人工配合作业。
第四章 生产系统
第十八条 运煤系统
工作面→下运→3320皮带巷→3049皮带巷→3061给煤机→2049皮带巷→1049皮带巷→主井→地面
第十九条 辅助运输系统 上井：3324B风道→3320轨道巷→2320轨道巷→1148泄水巷→1148大巷→副井→
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