11114工作面作业规程Word下载.docx
《11114工作面作业规程Word下载.docx》由会员分享，可在线阅读，更多相关《11114工作面作业规程Word下载.docx（86页珍藏版）》请在冰豆网上搜索。
第三节回采工艺7
第四节设备配置8
第三章顶板管理11
第一节支护设计11
第二节工作面顶板管理14
第三节工作面端头及上、下顺槽顶板管理14
第四节矿压观测15
第四章生产系统17
第一节运输系统17
第二节“一通三防”与安全监控系统19
第三节供水、压风、排水系统25
第四节供电系统26
第五节通讯、照明29
第五章劳动组织和主要技术经济指标30
第一节劳动组织30
第二节主要经济技术指标31
第六章煤质管理33
第七章安全技术措施34
第一节一般规定34
第二节顶板管理措施36
第三节防治水措施46
第四节爆破47
第五节“一通三防”与安全监控措施47
第六节工作面运输安全措施52
第七节机电设备使用及检修措施57
第八节设备防倒防滑措施75
第九节其它76
第八章灾害应急措施及避灾路线83
第九章职业危害防治措施87
第一章概况
第一节工作面位置及四邻采掘情况
本工作面为4-1煤东一采区一阶段，西起潘北新村保护煤柱线，东至DF13正断层附近，上部11116工作面已收作，下部A组煤11313工作面已停采。
第二节煤层及顶底板特征
一、煤层
4-1煤层赋存比较稳定，结构复杂，工作面煤层厚度为0.9～3.9m，平均3.4m；
煤层倾角为14～30°
，平均20°
。
局部中下层发育一层夹矸，平均厚度0.5m，属较稳定煤层，可采指数1，变异系数0.46。
（一）4-1煤的物理性质
4-1煤层：
黑色，以粉末状为主，鳞片状次之，属于半亮～半暗型；
密度为1.36t/m3。
（二）毛煤煤质
煤层在回采过程中，受一定因素影响，采出的煤炭质量会大幅下降，通过分析，影响煤质的因素主要有：
1、煤层中的夹矸在回采过程中混入煤中。
2、工作面架前顶板冒落和架间窜矸。
3、过断层、地质异常区期间破顶（底）板矸石混入煤中。
4、煤层顶、底板出水混入煤中。
5、生产用的冷却水、除尘喷雾水等混入煤中。
二、煤层顶底板特征
（一）顶底板概况
老顶：
细粉砂岩，灰色，杂灰白色，粉粒结构为主，细砂质层理发育泥质胶结，顶底部发育裂隙，平均厚度为5.8m。
直接顶：
泥质粉砂岩，灰色，粉粒结构，中下部裂隙发育，平均厚度为3.8m。
伪顶：
无伪顶。
直接底：
砂质泥岩，深灰色，灰褐色，砂质泥状结构为主，性脆，含植化碎片，平均厚度为3.0m。
老底：
粗砂岩，浅灰白色，粗粒结构为主，少含粉粒及细粒成份，含大量石英成份，钙质胶结，质硬，整层较完整，平均厚度为6.0m。
（二）工作面地层综合柱状图（如图1-1所示）。
图1-111114工作面地层综合柱状图
第三节地质构造
11114工作面总体形态为一单斜构造，面内构造主要为断层，断层呈倾向和斜切发育。
煤（岩）层产状：
倾向22~69°
；
倾角14~30°
平均20°
工作面内断层主要以实见资料为主。
面内揭露的断层共有33条。
主要断层产状要素及影响程度见表1-1。
表1-1工作面主要断层产状要素及影响程度一览表
构造
名称
性质
走向/°
倾向/°
倾角/°
落差（m）
对回采影响程度
f11114-1
正
315
225
35
1
影响较大
f11114-3
180
90
60
f11114-4
逆
342
252
24
NF159
130
40
70~80
2
NF158
215
305
2.5
NF158-1
178
88
1.5
fx1
248
158
56
SF11114-2
340
250
65
fx3
360
270
55
3
F11116-6
311
221
45
F11114-6
107
17
75
3.8
Fx-1
60~70
fx4
300
210
DF30
80
350
70
5
影响大
F11114-3
150
46
1.4
F11114-4
110
20
1.3
SF1-1
90~170
0-80
40~60
0.5~1.5
DF9-1
30
50
3.5
F11114-1
111
21
DF9
92
11
第四节影响回采的其它因素
一、瓦斯地质
4-1煤结构复杂，构造煤发育；
过断层及异常区期间预计瓦斯含量有增大趋势，需加强工作面瓦斯管理。
二、煤尘
根据《精查地质报告》煤尘爆炸指数为33～38%，有爆炸性危险。
三、煤的自燃性
自燃等级为不自燃～自燃，自然1发火期3～6个月。
四、地温
根据《精查地质报告》，本矿井恒温带深度为30m，温度16.8℃，地温梯度4.66℃/100m。
工作面正常温度20.3~23.4℃。
五、地压
（一）受11116下段采空区影响，预计工作面顶板压力较大；
（二）工作面预计过断层时压力较大，必须加强顶板管理。
六、水
11114工作面回采受11116上段采空区及11116上段下顺槽联巷积水影响。
在11114上顺槽掘进期间已超前对11116上段采空区及11116上段下顺槽联巷积水进行了超前探放，共放水1675m3。
目前已完成对11116上段采空区及相邻巷道的探放水工作，具备安全回采条件。
第五节储量及服务年限
一、工作面储量（见表1-2）
表1-2工作面储量概况
煤层
斜面积（m2）
倾角
（°
）
平均煤厚
（m）
密度（t/m3）
工业储量（万吨）
回采率（%）
可采储量（万吨）
备注
4-1
112500
3.4
1.36
52.02
95
49.419
二、工作面服务年限
工作面服务年限=可采长度/设计月推进长度=（750/96）月=7.8月
第二章采煤方法及回采工艺
第一节采煤方法的选择及采高的确定
一、采煤方法的选择
11114工作面是采用走向长壁区内后退式采煤法，全部垮落法控制顶板的一次采全高综合机械化采煤工作面。
二、采高的确定
工作面4-1煤厚0.9~3.9m，平均煤厚3.4m。
根据工作面液压支架支撑范围（2.2m~4.5m）及采煤机机顶与液压支架顶梁间的允许间隙等，正常回采条件下将本工作面采高控制在3.0~4.0m（平均3.5m）。
煤层变薄带或地质构造带附近可适当割顶板或底板。
正常回采条件下必须跟顶回采，当底板松软，不易移架、推溜时，可在底板铺垫合适木料。
初次放顶期间及地质异常区域可适当降低采高，将采高控制在3.0~3.5m。
第二节巷道布置
一、上顺槽
11114上顺槽由11114上顺槽进料联巷施工至标高-435m位置开始拨门，按照方位131°
，跟4-1煤顶板施工至工作面切眼位置，全长810m。
二、下顺槽
11114下顺槽在11114下顺槽回风联巷内拨门，首先按311°
方位，5°
上山施工55m直至与-490m东翼皮带石门贯通，之后在拨门处按131°
方位，5°
下山施工直至跟上4-1煤顶板，然后跟顶施工，全长888m。
三、上顺槽进料联巷
该巷道在-400m东翼机轨合一石门内CP26点以北7.587m处拨门，首先按187°
方位施工平巷机头硐室18.914m，之后按17°
下山施工117m至-435.3m标高，然后施工平巷11.39m。
四、下顺槽进料联巷
该巷道在11114下顺槽内拨门，按16°
方位，3‰下坡施工37.8m与11116下顺槽进料联巷贯通。
五、切眼
该切眼在11114下顺槽内拨门，按218°
方位，跟4-1煤顶板施工，DC40点前73.3m为拨门中，施工约150m与11114上顺槽贯通。
六、巷道布置图（如图2-1所示）
图2-111114工作面巷道布置图
第三节回采工艺
综合机械化采煤，已将传统回采工艺中的落、装、运、支、回集成为：
准备→割煤→运煤→移架→推溜。
一、割煤（落煤、装煤）
（一）落煤方法：
工作面采用MG500/1130-WD型采煤机落煤，其主要技术参数为：
有效截深0.8m，滚筒直径2.0m。
（二）割煤方式：
双向割煤。
（三）采煤机的进刀方式：
采用端头斜切进刀，续刀长度不低于30m。
（四）采煤机牵引方式及牵引速度：
采用销轨电控牵引。
根据工作面倾角、煤层厚度及煤（矸）硬度确定割煤牵引速度。
二、装煤方法
采煤机割落的煤直接利用煤机滚筒的螺旋叶片进行主装煤，刮板输送机铲煤板辅助装煤，联合将煤装入刮板输送机内。
三、推溜方式
刮板输送机利用液压支架推移千斤顶和导向杆推移，正常回采情况下为随煤机前进方向顺序推溜。
四、运煤方式
使用SGZ800/1050型刮板输送机将采落的煤运至下顺槽，下顺槽使用SZZ800/315型转载机、DSJ120/160/2×
200型带式输送机将煤运出工作面。
五、支护（移架）
（一）支护设备：
工作面使用ZZ7200/22/45型支撑掩护式支架95架，ZZG7200/22/45型支撑掩护式支架6架。
（二）移架
1、支护方式：
支护方式为及时支护。
采煤机前滚筒割煤后立即用伸缩梁护住顶板，后滚筒割煤后用护帮板护住煤帮。
移架时采用带压移架，少降快拉。
2、操作步骤：
首先略收侧护板千斤顶，伸出抬底座千斤顶，并拉紧防倒千斤顶链条，确保支架在上拉下抗的状态下，方可略降前后立柱，带压擦顶快速移架，边移架边收伸缩梁，移够步距后立即升架支护顶板，确保接实顶板，并打出护帮板护紧煤帮。
3、移架顺序：
移架采用分段追机作业，按顺序移架。
六、各工序作业间距
（一）割煤与推溜间距为大于15m。
（二）割煤与端头作业间距为大于30m。
七、转载机拉移方式
SZZ800/315型转载机利用自身行走装置进行自移。
八、正规循环生产能力计算
W=L×
S×
H×
γ×
c
式中：
W—工作面正规循环生产能力，t；
L—工作面平均长度，m；
S—工作面循环进尺，m；
H—工作面平均采高，m；
γ—煤的密度，t/m3；
c—回采率，%。
11114工作面正规循环生产能力为：
=150×
0.8×
3.5×
1.36×
95%
=542.64t
第四节设备配置
一、工作面主要设备配置（如图2-2所示）
序号
设备名称
规格
总装机功率
生产能力
数量
/台
采煤机
MG500/1130-WD
1130KW
2000t/h
中间支架
ZZ7200/22/45
端头支架
ZZG7200/22/45
6
4
刮板输送机
SGZ800/1050
2×
525KW
转载机
SZZ800/315
315KW
破碎机
PCM200
200KW
2200t/h
7
带式输送机
DSJ120/160/2×
200
1600t/h
8
乳化泵
BRW400/31.5
250KW
BRW-80/30
55KW
9
移动变电站
KBSGZY1600/10/3.3
KBSGZY1250/10/1.2
KBSGZY630/10/1.2
10
无极绳绞车
JWB110J
110KW
回柱绞车
JH-14
22KW
12
移架喷雾
FYZ-1
二、工作面主要设备参数
设备
型号
功率
KW
1130
1050
电压
V
3300
滚筒直径
mm
2000
运输能力
T/h
截深
800
链速
m/s
1.35
采高
2200～4500
链条破断力
KN
1800
牵引
速度
m/min
0～8.3～13.8
刮板间距
756
部
台
顺槽带式输送机
660/1140
带宽
1200
1.83
带速
1450
1600
链条规格
Φ34×
126
公称压力
MPa
31.5
公称流量
L/min
400
液压支架
ZZ（G）7200/22/45
初撑力
kN
6182
工作阻力
7200
破碎能力
2200
最大支撑高度
m
4.5
最大输入断面
mm×
1000×
1000
最小支撑高度
2.2
最大排出块度
300×
101
图2-2工作面设备布置示意图
第三章顶板管理
第一节支护设计
一、工作面顶板管理方式及支架型式
根据4-1煤层顶、底板条件及工作面采煤设备配套的要求，设计本回采工作面采用全部冒落法管理顶板。
并结合4-1煤厚和邻近矿井机械化开采的实践经验，确定选用ZZ7200/22/45型支撑掩护式液压支架。
（一）支架支护强度
理论上分析，合理的支护强度应必须与顶板压力相平衡。
支护强度过大，不仅增加支架重量和设备投资，而且给搬运、安装带来困难；
过小则会造成顶板过早下沉、离层、冒落，使顶板破碎，造成顶板维护困难。
因此支护强度的大小应取决于工作面采场矿压的大小。
目前对采场矿压的大小主要以经验法或实测数据，来确定支架的支护强度。
支架支护强度采用下列经验公式计算：
——液压支架的支护强度，MPa；
——采高，平均3.5m；
——顶板岩石容重，一般取24KN/m3；
——顶板岩石破碎膨胀系数，一般取1.25～1.5；
——工作面倾角，（°
）；
——附加阻力系数，二排柱支架取1.6，单排柱支架取1.2；
——顶板周期来压动载系数。
值可按以下情况选取：
周期来压不明显顶板：
取1.1；
周期来压明显顶板：
取1.3；
周期来压强烈顶板：
取1.5～1.7。
则：
（二）支架工作阻力P
支架工作阻力应满足顶板支护强度要求，即支架工作阻力由支护强度和支护面积所决定。
P=q×
F×
103
F——支架的支护面积，经计算得9.1m
P=0.62×
9.1×
103=5642KN
（三）支架初撑力
根据4-1煤层顶板稳定性情况，直接顶为泥质粉砂岩，底板为砂质泥岩，属中等稳定顶板，因此，初撑力取工作阻力的80%，即为4514KN。
（四）移架阻力及推溜力
移架阻力与支架结构、吨位、支撑高度、顶板状况是否带压移架等因素有关，通常根据煤层的厚度来考虑，即采高愈大，移架阻力愈大。
一般薄煤层支架的移架力为100～150KN；
中厚煤层支架为150～300KN；
厚煤层支架为300～400KN。
推溜力一般为100～150KN。
（五）支架结构高度的选择
支架结构高度一般指支架的最大和最小结构高度，它必须适应煤层采厚变化所要求的最大和最小支撑高度。
支架的最大和最小支撑高度，应根据煤层厚度的变化合理选择。
支架高度可由下式计算：
=
-
+0.2
——支架最大结构高度，m；
——支架最小结构高度，m；
h大——煤层最大采高，m；
h小——煤层最小采高，m；
——支架前柱上方顶板下沉量，一般取0.1m；
——支架后柱上方顶板下沉量，一般取0.2m；
a——支架前移时可缩余量，一般取不小于0.05m；
c——支架与顶底板间的浮煤，破矸厚度一般取0.1m。
Hmax=3.9-0.1+0.2=4.0m；
Hmin=2.2-0.2-0.05-0.1=1.85m；
根据一些生产的实际经验，为防止顶板冒落而引起支架顶空等现象，最大结构高度Hmax需另增加0.1～0.3m的富裕量，因此，最大结构高度为4.3m。
确定支架的最低高度时还应考虑到井下的允许运输高度。
支架的伸缩比：
Ks值的大小反映了支架对煤层厚度变化的适应能力，其值越大，说明支架适应煤层厚度变化的能力越强。
采用单伸缩立柱，Ks值一般为1.6左右。
若进一步提高伸缩比，需采用带机械加长杆的立柱或双伸缩立柱，其Ks值一般为2.5左右。
薄煤层支架可达3。
（六）支架选型
根据支护强度和支架结构高度等参数的计算，11114综采工作面选用ZZ7200/22/45型支撑掩护式液压支架，液压支架的技术参数如下：
最大高度：
4500mm；
最小高度：
2200mm；
初撑力：
6182KN；
工作阻力：
7200KN；
中心距：
1500mm；
移架步距：
800mm；
支架数量：
95台；
系统供液压力：
31.5MPa；
支护强度：
0.86MPa；
推移千斤顶推力/拉力：
801/445KN。
另配套6台ZZG7200/22/45型支撑掩护过渡支架。
二、液压系统设计
（一）液压泵站配置
乳化泵站选用两台BRW400/31.5型乳化泵，一台工作，一台备用，乳化泵配备1套乳化液箱。
工作面为远距离供液，进液管选用两路Φ31.5高压胶管，回液管选用一路Φ51高压胶管。
（二）乳化泵使用规定
1、BRW400/31.5乳化泵额定卸载阀整定值为31.5MPa，确保泵站供液压力在25～31.5MPa范围内；
BRW80/30乳化泵额定卸载阀整定值为20MPa，确保泵站供液压力在15～20MPa范围内。
严禁随意调整安全阀的整定值。
2、乳化液浓度保持在3%～5%之间，每班使用折光仪检查乳化液配比浓度。
（见表3-1）
3、司机接到停泵信号，应立即停泵；
停泵期间，乳化泵司机严禁脱离岗位。
4、工作面呼叫停泵后，乳化泵司机必须在得到工作面呼叫人的开泵信号后方可再次开泵。
无论是本机故障停泵，还是工作面呼叫的停泵，再次开泵前必须向工作面发出开泵信号。
表3-1支架浓缩液浓度与糖量计读数对照表
浓度
3%
4%
5%
夏季读数
1.0～1.1
1.3～1.4
1.5～1.6
冬季读数
1.1～1.2
1.4～1.5
1.6～1.7
第二节工作面顶板管理
一、工作面使用ZZ7200/22/45型支撑掩护式液压支架支护顶板。
支架最大控顶距6.087m，最小控顶距5.187m，移架步距0.8m，及时全封闭支护顶板，采用全部垮落法控制采空区顶板。
二、工作面过断层、煤层变薄带及初次放顶期间应加强设备检修，保证正规循环。
断层面附近以少留顶底煤、少破矸为原则，并控制该处工作面坡度使其平缓过渡，同时将采高控制在3.0~3.5m。
三、当工作面过断层出现淋水、瓦斯涌出量增加或所过构造破矸硬度较大需要放炮辅助回采时，必须编制专项安全技术措施。
第三节工作面端头及上、下顺槽顶板管理
一、工作面上、下端头顶板管理
（一）上、下端头各用一对7.0m长矿用11#工字钢大棚以“一梁六柱”形式挑跨机头、机尾大棚，两根7m大棚间距不得大于0.2m，大棚与端头第一架间距不大于0.5m，且大棚相互交错、迈步式前移，大棚错距不得大于2.5m。
根据现场机头、机尾情况，上下端头处适当增加挑棚（可用3.5～7m工字钢、铰接顶梁）数量，棚间距不大于1m且跨机头（机尾）大棚与临近挑棚间距不大于1.0m（下端头转载机机尾段挑棚间距不大于2.0m）。
（二）上、下端头原则上每一硐上一根圆木（工字钢），圆木（工字钢）沿倾向架在支架前梁上，具体视顶板情况而定。
（三）回采过程中，如遇工作面变长，使第1架的下侧与下顺槽上帮或最后１架的上侧与上顺槽下帮的距离大于0.5m时，必须施工超前棚或另行加棚（可用3.5～7m工字钢、铰接顶梁）进行维护，并将顶板过严过实，确保无空顶区域。
二
升级会员 