1321作业规程文档格式.docx
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6.2.16两道超前支护57
6.2.17工作面注水58
6.2.18工作面结束59
6.3割煤、移架60
6.3.1割煤60
6.3.2移架60
6.4常用技术安全措施61
6.4.1工作面检修煤机及更换煤机大件61
6.4.2工作面危险区域防止人员聚集63
6.4.3工作面检修、更换大件设备63
6.4.4工作面及外围责任区域内巷道巡查、找掉、维护65
6.4.5工作面外围悬勾装、卸车66
6.4.6井下车辆脱轨、复轨技术安全措施67
6.5运输69
6.5.1起吊重物及大件69
6.5.2运输机带料69
6.5.3使用回柱绞车及调度绞车70
6.6其它71
6.6.1乳化液泵站71
6.6.2油脂管理71
6.6.3备件管理72
第七章煤质管理72
7.1煤质要求72
7.2保证煤质的措施72
第八章防灭火管理73
8.1工作面概况及煤层自燃倾向性73
8.2防治煤层自然发火技术方案选择73
8.3防治煤层自然发火技术方案及技术要求73
8.4防治煤层自然发火措施73
8.5灭火救灾措施74
第九章避灾路线及应急预案76
9.1工作面水灾避灾路线76
9.2避火、瓦斯、煤尘灾害路线76
9.3冲击矿压事故避灾路线76
9.4安全事故应急预案76
第一章地质与矿压观测资料
1.1地质说明书
概
况
工作面名称
1321工作面
所属水平
-700m
采区名称
-700m西一
采区
煤层名称
下石盒子组3煤
地面标高
+32.1m
工作面标高
-580～-650m
地面位置
位于贾汪区大吴镇境内。
井下位置
及四邻采
掘情况
x:
3802600~3803350y:
20537400~20537800，该面上部为新9号逆断层，下部为w-6号逆断层，上分层掘进时均进行过巷探，该面以南为1321
（2）工作面，以北为13202工作面。
回采对地
面设施的
影响
回采对地面设施无影响。
走向长
（ｍ）
大面：
484
小面：
185
倾向长
120
58
平面积
（m2）
67920
煤
层
走向
NE10°
~NW20°
煤层总厚
0～2.9
2.4
可采指数
1
倾向
SE80°
~NE70°
倾角
6°
～15°
煤层结构
简单
稳定程度
较稳定
10°
说
明
煤层局部受构造影响变薄。
质
Wad（％）
Ad（％）
Vdaf（％）
St,d
（％）
Qb,ad
（MJ／Kg）
煤岩类型
牌号
4.13
15.40
36.26
<
0.5
24.44
半光亮
气煤
顶
底
板
类别
岩石名称
厚度（m）
岩层特征
老顶
泥岩、砂岩
12
再生顶板泥岩、砂岩等岩石再生胶结而成，或为泥岩、砂岩，以砂岩为主。
直接顶
再生顶板
16
泥岩或砂泥岩灰～灰白色，致密性脆具滑面，含少量植物化石及炭纹，以泥岩为主，局部含砂岩。
在合层区为再生顶板，易冒。
直接底
泥岩
2.2
浅灰色泥岩，含植物化石；
其下为4煤，中下部多为砂泥岩互层，夹砂岩薄层，呈互层状，少有裂隙。
局部含二层煤线。
地
构
造
构造形态
该面总体为一单斜构造。
断
名称
性质
倾向（°
）
倾角（°
落差（m）
控制情况
影响程度
备注
正
NE32
30
1.7
1321运输道
有影响
2
SE56
50
1.4
1321大面切眼
影响较小
3
NE25
65
2.0
1321材料道
4
SE33
0.5～2.3
1121工作面
影响较大
5
NE23
3.0
6
SE65
29
1.0
7
NW55
65～70
1.6
水
文
充水
因素
该面为1121下分层工作面，工作面老顶砂岩裂隙水已疏放完毕，回采期间主要充水因素为煤机工作时的防尘水。
防治
措施
/
最大涌水量（m3/h）
正常涌水量（m3/h）
影
响
掘
进
因
素
地温
矿井平均地温梯度1.97°
C/100m，本面采深达-650m，地温正常。
地压
该面两道紧靠落差较大断层，压力相对较大。
瓦斯
矿井为低瓦斯矿井，瓦斯相对涌出量3.64～4.44m3/d.t。
煤尘
煤尘爆炸指数38.68％，具有爆炸危险。
煤的自燃
煤的自然发火期小于3个月，自燃发火倾向性为Ⅰ级。
硬度（f）
煤层
Ⅱ
夹矸
-
储
量
预
算
块段
编号
平面积
倾角
（°
斜面积
平均
厚度
容重
工业储量（万t）
回收率（％）
可采储量
（万t）
备注
10
68968
23.1
95
21.9
问题
及建议
1、该面为下分层回采，顶板为再生胶结，易冒应加强工程质量及顶板管理。
2、该面两道紧靠大断层，地应力较大；
3、3煤具冲击倾向,该面采深达-650m，应提前做好预案，预防冲击地压。
附图
工作面煤层巷道布置图、巷道剖面图、井上下对照图、综合柱状图。
1.2矿压观测资料及支护设计
1.2.1矿压观测资料
根据我矿3煤层实测的矿压资料，预计本工作面的矿压资料如下：
1、直接顶
初次跨落步距：
8～15m
2、老顶
（1）初次来压步距：
26～35m
（2）周期来压步距：
7～12m
3、煤壁前方支承压力
（1）影响范围：
52m
（2）高峰区：
5～22m
4、顶板分类
（1）直接顶：
II级
（2）老顶：
I级
5、煤、岩层冲击倾向性
根据北京煤炭科学研究院冲击地压倾向性分析报告:
我矿-700m水平采区3#煤层顶板属2类，为具有弱冲击倾向性的顶板岩层，3#煤层冲击倾向性指标见表1-1。
该工作面在-700m西一采区，工作面顶板具有弱冲击倾向性，煤层具有强冲击倾向性。
表1-13#煤层冲击倾向性指标
指标
弹性能指数（WET）
冲击能指数（KE）
动态破坏时间（DT/ms）
冲击类别
测试结果
10.39
9.39
43
强冲击倾向
鉴定结果
11.82
7.91
50.5
6、综合指数法冲击危险程度划分结果
表1-2地质条件影响冲击地压危险状态的因素及指数
序号
危险状态的影响因素
影响因素的
定义
冲击地压
危险指数
影响因素
危险状
态指数
W1
发生冲击地压
该煤层未发生过冲击地压
-2
该煤层发生过
该煤层发生过冲击地压
采用同种作业方式在该煤层
多次发生过冲击地压
W2
开采深度
＜500m
580-650m
500～700m
＞700m
W3
顶板中坚硬（Rc≥60Mpa）厚层岩层距煤层的距离
＞100m
100～50m
＜50m
W4
开采区域内构造应力集中
＞10%正常
上分层已开
三年以上
＞20%正常
＞30%正常
W5
顶板岩层厚度特征参数Lst,/m
＜50
顶板厚度特征参数值为：
Lst=Σhiri＝51.4
≥50
W6
煤的抗压强度
Rc≤16MPa
煤层普氏硬度
为2~3，
抗压强度＞16MPa
Rc＞16MPa
W7
煤的弹性能指数WET
WET＜2
为安全起见，弹性能量指数WET取3号煤层煤样平均值9.39
2≤WET＜5
WET≥5
各项指数
∑Wimax
19
∑Wi
11
Wt1
0.58
=（0+1+1+1+2+2+4）/（3+2+3+3+2+2+4）=0.58
式中：
Wt1—地质因素确定的冲击地压危险指数;
Wi—第i个地质因素的评估指数;
Wimax—第i个地质因素的指数最大值;
n1—地质因素的数目。
7、开采技术因素影响冲击地压危险状态的因素及指数见表1-3
表1-3开采技术因素影响冲击地压危险状态的因素及指数
危险状态的影响
影响因素的定义
冲击地压危险指数
工作面距残留区或停采线的垂直距离
＞60m
60～30m
＜30m
未卸压的厚煤层
留顶煤或底煤厚度大于1.0m
未卸压一次采全高
的煤厚
＜3m
下分层开采
煤层厚度2.4m
3～4m
＞4m
两侧采空，工作面
斜长
＞300m
两侧采空斜长120m
300～150m
＜150m
沿采空区掘进巷道
无煤柱或煤柱宽小于3m
煤柱宽3～10m
煤柱宽10～15m
接近采空区的距离
小于50m
掘进面
接近采空区距离小于50m
回采面
接近煤柱的距离
掘进头接近老巷的
距离小于30m
老巷已充填
老巷未充填
采面接近老巷的距离小于50m
面接近分叉的距离
掘进面或回采面
8
W8
面接近落差大于3m断层的距离小于50m
接近上盘
下盘
接近下盘
9
W9
面接近煤层倾角剧烈变化的皱曲距离
＞15°
W10
面接近煤层侵蚀或
合层部分
W11
开采过上或下解放层，卸压程度
弱
上分层回采超过3年
中等
-4
强
-8
W12
采空区处理方式
充填法
垮落
垮落法
0.44
=（0+4+3+2+0+0-2+0）/（3+4+3+2+2+2-2+2）=7/16=0.44
Wt2—开采技术因素确定的冲击地压危险指数;
Wi—第i个开采技术因素的评估指数;
Wimax—第i个开采技术因素的指数最大值;
n2—开采技术因素的数目。
8、整体定性
1321工作面冲击地压危险状态等级评定综合指数Wt
Wt=max｛Wt1，Wt2｝=0.58。
0.75＞Wt≥0.5，属于中等冲击危险工作面。
1.3巷道布置
1、两道道采用拱形棚合支护巷道支护规格：
4.5m×
3.0m
2、切眼采用梯形棚支护规格：
外切眼：
长×
宽×
高=62m×
5.5m×
2.4m
里切眼：
高=58m×
第二章采煤方法和回采工艺
2.1采煤方法
2.1.1采煤方法的选择
该面开采下石盒子组3煤，根据煤层赋存条件，确定该面采用走向长壁综合机械化采煤法回采，全部垮落法管理顶板。
本面大面可采长度为484m，小面可采长度185m，大面面长120m，小面面长58m。
2.1.2采高的确定
因工作面的煤层平均厚度为2.4m，确定该面跟顶撇底回采，采高为2.2m。
当遇地质构造局部煤层厚度变化时，可适当调整采高，但必须满足正常的生产要求。
2.2回采工艺
2.2.1落煤
1、工作面采用MG180/435-W型双滚筒采煤机，沿工作面双向割煤，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤。
截割方式：
煤机割煤时，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，追机移架，减少空顶时间。
过断层和顶板破碎时，可采用前滚筒割底后滚筒割顶的方式，以便及时支护刚暴露的顶板。
2、采煤机的进刀方式：
煤机在工作面两端头斜切进刀，双向割煤；
两端部斜切进刀方式，见图2－1所示。
其过程如下：
（1）当采煤机割至工作面端头时，其后的输送机槽已移近煤壁，采煤机机身处尚有一段下部煤，如图2－1（a）所示。
（2）调换滚筒位置，前滚筒降下，后滚筒升起，并沿输送机弯曲段返回割入煤壁，直至输送机直线段为止，然后将输送机移直，见图2－1（b）。
（3）再调换两个滚筒上下位置，重新返回割煤至输送机头处，见图2－1（c）。
（4）将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换上下滚筒返程正常割煤，见图2－1（d）。
a—起始；
b—斜切并移直输送机；
c—割三角煤；
d—开始正常割煤；
1—双滚筒采煤机；
2—刮板输送机。
图2—1工作面端部割三角煤切刀进刀示意图
3、落煤工具
工作面落煤：
选用MG180/435-W型电牵引采煤机，采煤机的主要技术特征（见表2-1）。
表2-1MG180/435-W型电牵引采煤机主要技术参数
采高范围（m）
1.4～3.2
摇臂总摆角（°
64
适合倾角（°
≤35°
截割功率（kW）
2*180
截深（mm）
630
牵引功率（kW）
75
摇臂回转中心距离（mm）
5850
机面高度（mm）
1180
牵引方式
齿轮销排式液压
供电电压（V）
1140
滚筒直径（mm）
1600
最大采高（mm）
3200
卧底梁（mm）
320
牵引速度（m/min）
0～6.0
摇臂结构形式
整体弯摇臂
冷却方式
水冷
摇臂长度
1826
整机重量（t）
32
2.2.2装煤
煤机割下的煤一部分直接落入工作面刮板输送机，另一部分通过煤机螺旋滚筒与输送机的铲煤板联合将煤炭装入工作面刮板输送机。
2.2.3运煤
1、工作面采用一部刮板输送机运煤，输送机型号为：
SGZ-764/400。
表2-2SGZ-764/400型可弯曲刮板输送机主要技术特征表
设计长度（m）
120m
刮板链型式
中双链
输送量（t/h）
800
圆环链规格
26x92-C
电动机型号
YBSS-200
中部槽宽度（mm）
1500*724*290
功率（kW）
2×
200
中部槽联结型式
铸造长环
转速（r/min）
1477
减速器
70JS
中部槽结构
整体铸焊封底
紧链形式
闸盘·
紧链
2、对接前联络巷采用一部刮板输送机和一部简易皮带进行运煤。
大面支架下SGB620/40T刮板输送机改造型整体拉移快速转载机一部进行运煤。
对接后将架下铺设的SGB620/40T刮板输送机改造型整体拉移快速转载机拉移到运输顺槽，长度改为35m。
表2-3运输设备主要技术参数
型号
功率（KW）
运输长度（m）
运输能力（t/h）
运道刮板输送机
SGB620/40T
55×
60
400
胶带输送机
SJ-800
55
110
500
刮板输送机
3、外围运输方式
考虑到巷道实际情况，并减轻工人劳动强度，运输顺槽铺设的SGB620/40T刮板输送机改造型整体拉移快速转载机拉一部，长度为35m。
SJ-150型胶带输送机三部，长度分别为480m、470m和370m，SJ-800型胶带输送机一部，长度为120m。
表2-4运输设备主要技术参数
SGB620/40T型转载机
顺槽胶带输送机
SJ-150
75×
450
联络巷二胶带输送机
470
联络巷一胶带输送机
370
运反胶带输送机
2.2.4工作面支护
1、基本支护
工作面选用ZF3200/16/24B型支撑掩护式支架进行支护，共安装84架。
支架的主要技术特征如下：
表2-5ZF3200/16/24B型掩护式支架的主要技术参数
支架高度（mm）
1600～2400
支架宽度（mm）
1430-1600
泵压（MPa）
31.5
支护强度（MPa）
0.54～0.58
初撑力（KN）
2524
工作阻力（KN）
重量（Kg）
9800
2、支护方式
（1）当顶板较完整时，采煤机割煤后，滞后采煤机后滚筒4～6架移架，再推移刮板输送机，回采过程为：
割煤→移架→推刮板输送机。
（2）当顶板较破碎或煤壁片帮时，不必等到采煤机割煤，支架利用煤壁的空隙前移，使片帮处的顶煤得到提前支护，此时的回采工艺为：
移架→割煤→推刮板输送机。
（3）移架方式及操作顺序
工作面支架前移采用顺序移架方式，即支架沿煤机的割煤方向依次前移，移动步距等于煤机截深。
工作面支架移架操作为本架操作，其操作顺序为：
降柱→移架→升柱。
（4）在生产过程中，要保持支架底座与底板接触严实，以防断支架底座。
3、两道出口支护
（1）工作面两道出口支护形式为：
两道出口煤壁向外不低于3m超前加固和100m超前支护。
两超前加固的支护方式为不少于3排铰接顶梁沿两道方向扶设，上下两端头支架与相邻铰接顶梁的距离≯0.5m，其余两排居中均匀布置，支柱初撑力≮90kN。
工作面两道100m超前支护方式为扶设一排戴帽点柱，点柱布打在架棚顶梁下，原则上于巷道内局中布置，点柱与棚梁间垫防滑木，单体初撑力≮50kN。
（2）单体液压支柱及铰接顶梁使用标准：
两道出口加强支护和100m超前支护均使用DZ系列（分段集中使用）单体液压支柱。
单体倾向、走向上线，支柱三用阀注液口一律指向老塘侧，支柱手把向外，单体下加垫φ300mm的铁鞋，并拴牢防倒绳。
铰接顶梁圆销大头朝向巷道两帮，支柱打在老塘侧梁300mm～400mm处。
（3）覆盖运输机电机、减速箱、运输机头、机尾使用双楔梁，梁上必须有双楔,楔的斜面与弧形槽的斜面相吻合，两楔应对打，并打紧打实。
不得出现二根悬梁，初撑力不低于90kN。
（4）超前支护范围内，局部顶板高低不平处使用11＃工字钢梁、圆木（直径不小于180mm，3.5m长）、半圆木或旧道板等物料衬平，超前支护范围内，保证人行道宽度≮0.8m，高度≮2.0m。
4、备用支护材料
（1）备用支护材料表
表2-6备用支护材料表
规格
单位
数量
单体液压支柱
DZ25-30/100
根
20
DZ28-30/100
DZ315-30/100
铰接顶梁
HDJA-1200
双楔梁
HDJS-1200
水平楔
带锚链
对
铁鞋（m）
Φ0.3
块
半圆木（m）
圆木（m）
1.6～4
（2）所有备用材料均码放在材料道距工作面150～200m范围内，物料分类上架单侧码放整齐，挂牌管理，所有料架必须上线，物料间距大于1m，距轨道间距大于0.5m。
（3）在用支护材料管理：
两道备用与待回收材料同一地点放置，间距大于2m，备用单体液压支柱立放要有防倒、放滚落就措施。
（4）工区设兼职铁管人员，对备用及在用支护材料每天核查一次。
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