综采9102工作面作业规程.docx
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综采9102工作面作业规程
第一章概况
第一节工作面位置及井上下关系
一、工作面的位置
9102工作面西部为一采区大巷，东部为设计的三采区，南部为正在掘进的9104工作面，北部90米为井田边界，上部2#煤层为古采空区，工作面标高785—825米，工作面的走向长728米，倾向长119米，面积86632㎡。
二、地面相对位置
地表位于杨家河一带，沟谷纵横，呈V字形，地面标高990—1113米，平均1050米。
覆盖厚度为：
170～298米，平均234米，基层被黄土覆盖。
三、回采对地面的影响
工作面地面原有村庄窑洞都搬迁报废，南面有庄里洗煤场，对其没有影响。
四、工作面相邻的采动情况
由于本工作面是一采区首采工作面，本工作面无相邻采动影响。
第二节煤层
一、煤层厚度
本工作面所采煤层为9+10#煤，煤层厚度从西向东逐渐变薄，最小厚度为2.25米，最大厚度为2.85米，平均厚度为2.54米。
总体变化情况不大，煤层稳定。
二、煤层产状
本工作面总体形态西高东低，最低处位于回风巷东部，其上发育次一级褶曲构造，波状起伏。
煤层倾角2°～18°，平均5°。
煤层结构简单，普遍含较稳定的夹石一层，自上而下：
上层煤厚0.62—1.16m平均0.89m；夹石厚0.05—0.17m，平均0.10m，岩性为泥岩；下层煤厚1.26—2.05，平均1.55m.
三、煤层稳定情况
本工作面范围内全部稳定可采，煤层结构简单，层理较明显，节理不发育，硬度系数为2～3。
四、本工作面煤种为：
低灰—中灰、中硫—中高硫、特高热值的无烟煤。
第三节煤层顶底板
一、煤层顶底板
9+10＃煤层直接顶为泥岩，老顶为石灰岩，青灰色，致密性脆，节理面被方解石充填（局部有黑色）。
厚度为4.76—9.51m，平均厚度为8.33m。
底板灰色泥岩、铝质泥岩，厚度为0.60—6.55m，平均厚度为2.98m。
铝质泥岩，致密、性脆，裂隙较不发育，遇水易软化，易发生底鼓现象。
顶板平均抗剪强度为11.5～48.8Mpa,平均抗拉强度为3.50～4.90Mpa，自然抗压强度为110.0～124.4Mpa，平均118.80Mpa。
底板为铝质泥岩自然抗压强度17.60-20.00Mpa，平均19.10Mpa。
二、工作面地层综合柱状图（见附图1）
第四节地质构造
一、断层
断层位置离切巷280m,有一正断层，落差为0.9m.另一个断层为离切巷600m,有一正断层，落差为0.9m,落差为0.6m.
二、褶曲：
煤层局部略有起伏，没有影响回采的褶曲，运输巷最大坡度8°。
三、陷落柱：
本井田没有发现陷落柱。
第五节水文地质
一、含水层分析：
本面水文地质条件简单，主要充水因素为顶板K2石灰岩溶隙含水层，属弱含水层，影响较小。
二、其他水源分析：
本工作面无常年性地表水体，雨季沟谷中的水短暂排干，地表水对工作面影响较小。
由于2＃煤存在一定的小窑破坏区，老空水是井下充水因素之一，回采过程中可能造成淋头水增加。
三、工作面涌水量：
预计工作面正常涌水量为2ｍ3/h，最大涌水量5ｍ3/h。
第六节影响回采的其他因素
一、瓦斯：
属低瓦斯矿井，相对涌出量为4.39ｍ3/T，绝对涌出量为2.94ｍ3/min。
二、工作面煤尘鉴定结果：
无煤尘爆炸危险性。
三、煤的自然倾向：
自燃等级为Ⅱ级，倾向性质为自燃。
四、地温情况：
地温正常。
第七节储量及服务年限
本工作面长728米，切眼长120米，煤层计算厚度2.54米，容量1.4T/ｍ3，，回收率95﹪。
可采储量；728×120×2.54×1.4×95﹪＝295119（T）
可采期：
728÷97.2＝7.5（月）
式中：
728为可采推进长度。
97.2米为设计月进度：
月生产天数×每天正常循环数×循环进度×正常循环系数=30×6×0.6×90﹪=97.2。
第二章采煤方法
9102工作面采用后退式开采，采用走向长壁一次采全高采煤法，全部跨落法管理顶板。
第一节巷道布置
一、采区设计、采区巷道布置概况
9102工作面开采9+10#煤层，此工作面为走向长壁布置，工作面进回风顺槽、切巷均沿9+10#煤层顶板布置。
二、工作面两巷情况
1、运输顺槽采用梯铁棚支护，上宽3.2米，下宽4.0米，净高2.6米，净断面9.36m2；主要用于该工作面的进风、运煤、运料。
进风巷内布置有：
DN80型的压风管和DN80型静压洒水管各一路。
布置在皮带机上方。
靠采帮处敷设轨道，并在靠近工作面的地点设有设备列车，安设高低压开关、乳化泵站等设备。
靠煤柱帮安设转载机和胶带输送机。
2、回风顺槽采用梯铁棚支护，上宽2.6米，下宽4.2米，净高2.6米，净断面8.84m2；主要用于该工作面的回风、运料。
巷内布置有：
DN50型的压风管和DN50型静压洒水管各一路。
3、切眼为矩形断面，掘进时采用锚杆、锚索联合支护，净宽6.0m，净高2.4m，断面积14.40m2，其内安装有工作溜、支架、采煤机。
三、工作面及巷道布置图（见附图2）
第二节采煤工艺
一、采煤方法
工作面采用走向长壁一次采全高的综合机械化采煤方法，全部跨落法管理顶板。
由于使用ZZ2800—15/30Z型轻型综采支架支护，支架最大支撑高度3米，最小支撑高度1.5米，本工作面煤层厚度2.25～2.85米，平均厚度2.54米，确定一次采全高。
二、回采工艺
1、进刀方式：
本工作面采用端部割三角煤斜切进刀，进刀段长度25米，进刀深度0.6米，即当采煤机滚筒割透回风巷（或运输巷）后，将采煤机后面的输送机推移到煤壁处，采煤机变化前后滚筒上下位置反向牵引，然后采煤机沿输送机弯曲段逐渐切入煤壁，直至采煤机完全进入输送机直线段后，采煤机停止牵引，并将输送机推至煤壁。
再次变换采煤机前后滚筒的上、下位置，反向牵引，割三角煤，直到前滚筒割透回风巷（或运输巷）。
最后变换滚筒上、下位置，反向牵引，开始正常割煤。
在斜切进刀时，采煤机牵引速度控制在2米/分钟以下。
见采煤机进刀方式示意图（见附图3）
2、采煤工艺及说明
双滚筒采煤机双向割煤，在工作面端部斜切进刀，往返一次进两刀，螺旋滚筒配合刮板输送机铲煤板装煤，刮板输送机运煤；液压支架支护顶板，全部垮落法处理采空区。
（1）工艺流程
采煤机割煤、装煤→移架→顶溜→后方顶板自行跨落。
（2）工艺流程简要说明
a、割煤、装煤
本工作面采用MG375-W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。
采煤机运转时，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入大溜内，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机经转载机转入顺槽皮带运出。
c、移架
本工作面所选ZZ2800—15/30Z型支撑掩护式支架，移架采用本架操作，顺序移架，追机作业。
移架滞后采煤机后滚筒3～5架进行，操作顺序为：
收护帮板、侧护板、收伸缩梁→降后柱→降前柱→移架。
支架移到位后，立即升紧前后立柱，然后伸出伸缩梁，最后打出护帮板、侧护板。
d、移输送机方式
工作面利用安装在液压支架上的推移千斤顶来推移输送机。
推移输送机滞后采煤机后滚筒10米进行，顶溜时要用相邻几组顶溜千斤顺序逐步动作。
推移输送机弯曲段长度不小于15米，水平弯曲度不得超过3o，垂直弯度不得超过2o。
严禁输送机出现急弯。
顶溜完毕后，支架手把要及时回零。
严禁停机时顶溜，防止带回煤，发生压溜、飘链事故。
推移工作溜机头（机尾）时，正常情况下直接用支架的顶溜千斤将工作溜机头（机尾）推移到位，如果用顶溜千斤推移困难时，可用顺槽回柱机配合支架顶溜千斤推移，使用回柱机时，牵引区内严禁有人，且必须有双向声光语音对打信号。
e、采空区处理方法：
采用全部垮落法。
3、工作面正规循环能力
W=L·S·H·R·C=120×0.6×2.54×1.4×0.95=243.2（T）
式中：
W--------工作面正规循环能力，t；
L--------工作面平均长度，m；
S--------工作面循环进尺，m；
H--------工作面设计采高，m；
R--------煤的密度，t/m3；
c—工作面采出率，%。
第三节设备配置
一、工作面设备配置
工作面设备配备（见附表2-1）
附表2-1：
9102工作面机电设备配备表
设备名称
规格型号
电机功率（KW）
数量
生产能力
液压支架
ZZ2800—15/30Z
99架
采煤机
MG375—W
375
1台
刮板机
SGB--630/220
110×2
1台
转载机
SZB-130/40
55
1台
胶带机
DSJ100/80/160
160
1台
乳化液泵站
BRW---200/31.5
125
2台
移动变压器
KSGIY---800KVA
800
1台
二、设备参数指标
1、ZZ2800/15/30Z型支撑掩护式支架参数
项目
参数
项目
参数
支架型号
ZZ2800－15/30Z
支护强度
0.62Mpa～0.67Mpa
支撑高度
1500㎜～3000㎜
泵站压力
30Mpa
支架宽度
1200㎜～1340㎜
对底板压力
0.17Mpa～0.9Mpa
支架中心距
1250㎜
伸缩梁形式
内伸缩
工作阻力
2800KN（34.8Mpa）
伸缩梁行程
600㎜
初撑力
2250KN（28Mpa）
整机重量
9080kg
2、SGZ630/220可弯曲刮板输送机技术特征
设备型号
设计长度
（m）
输送机能力（t/h）
刮板
链速
（m/s）
中部溜槽
（长×宽×高）
（mm）
电机
功率
（kW）
电压
（V）
SGZ630/220
125
500
0.868
1500×630×220
2×110
1140
3、MGY150/375-W采煤机技术特征表
参数名称
单位
数量
采高
m
2.25～2.85
截深
m
0.6
滚筒直径
m
1.6
牵引力
kN
300
牵引速度
m/min
0～6
牵引型式
液压无链牵引
机面高度
mm
1192
最小卧底量
mm
80
灭尘方式
内外喷雾
装机功率
kW
375
电压
kV
1140
4、SGZ630/220刮板输送机技术特征
设备型号
设计长度
（m）
输送机能力
（t/h）
刮板链速
（m/s）
速比
电机功率
（kW）
电压
（V）
SGZ630/220
180
450
1
29.526
110
1140
5、乳化液泵站技术特征表
设备型号
公称
压力
（MPa）
公称
流量
（L/min）
电机
功率
（kW）
电机
转速
（kW）
配套液箱
型号
外型尺寸
（长×宽×高）
BRW-200/31.5
31.5
200
125
1470
RX200/16
2300×980×1040
三、工作面设备布置示意图（见附图4）
第三章顶板控制
第一节支护设计
一、工作面支护设计
1、支架选型验算
合理的支护强度采用经验公式计算：
Pt=9.81·H·R·K
式中：
Pt----工作面合理的支护强度KN/m2
H----采高，米；取2.54米
R----顶板岩石容重，一般取2.5×103kg/m3
K----工作面支柱应该支护的上履岩层厚度与采高之比取7
Pt=9.81×2.54×2.5×103×7=0.44Mpa
2、所选支架说明书
项目
参数
项目
参数
支架型号
ZZ2800－15/30Z
支护强度
0.62Mpa～0.67Mpa
支撑高度
1500㎜～3000㎜
泵站压力
30Mpa
支架宽度
1200㎜～1340㎜
对底板压力
0.17Mpa～0.9Mpa
支架中心距
1250㎜
伸缩梁形式
内伸缩
工作阻力
34.8Mpa
伸缩梁行程
600㎜
初撑力
2250KN
整机重量
9080kg
3、支架参数对照表
项目
工作面实际条件
支架参数
采高（米）
2.54
1.5～3
倾角（度）
≤5O
≤160
厚度（米）
2.54～2.85
1.5～3
支护强度（KN/㎡）
440
620～670
底板比压（KN/㎡）
19000
170～900
4、支护参数校验：
支护强度：
0.62Mpa0.44Mpa,底板容许比压：
19Mpa>0.9Mpa通过对比、验算，证明选用ZZ2800－15/30Z型支架能满足要求。
5、工作面合理的支护强度采用下列方法计算，取其中最大值即为工作面合理的支护强度Pt。
采用经验公式计算：
合理支护强度Pt=9.81huk
=9.81×2.4m×2.5×103kg/m3×8
=470.88kN／m2
式中：
Pt—工作面合理的支护强度，kN／m2；
h—采高，m；（取2.4m）
—顶板岩石容重，kg／m3；一般可取2.5×103kg/m3；
k—工作面支架上覆岩层厚度与采高之比，一般为4～8倍采高计算。
（这里取8倍采高）
表1矿压参数参考表
序号
项目
单位
同煤层实测
本面选取或预计
1
顶
底
板
条
件
直接顶厚度
m
4.4
4.4
基本顶厚度
m
6.2
6.2
直接底厚度
m
3.4
3.4
2
直接顶初次垮落步距
m
25
30
3
初
次
来
压
来压步距
m
25
30
最大平均支护强度
kN/m2
600
600
最大平均顶底板移近量
mm
60
60
来压显现程度
明显
明显
4
周
期
来
压
来压步距
m
9--21
10--20
最大平均支护强度
kN/m2
500
500
最大平均顶底板移近量
mm
57
57
来压显现程度
明显
明显
5
平
时
最大平均支护强度
kN/m2
480
500
最大平均顶底板移近量
mm
25
30
6
直接顶悬顶情况
m
3--6
3
7
底板容许比压
MPa
0.61
0.66—0.67
8
直接顶类型
类
Ⅰ
Ⅰ
9
基本顶级别
级
Ⅱ
Ⅱ
10
巷道超前影响范围
m
20
20
2、现场实测工作面初次来压时最大平均支护强度Pt。
二、两巷超前支护设计
进、回风超前段支护在静压状态下顶板载荷：
进风：
Q顶=
顶（RP-H/2）=2.5×103（2.88-1.6）=3.2（kN）
回风：
Q顶=
顶（RP-H/2）=2.5×103（2.80-1.5）=3.0（kN）
进风
=2.66
=2.88m、
回风：
=2.58
=2.80m
进风：
=1／2×
=2.66m
回风：
=
=2.58m
进、回风超前段顶板载荷：
（动压影响一般取静压时的2-4倍，这里取3）
Q进=3×Q顶=3×γ顶（RP进—H进/2）=3×3.92kN=9.6（kN）
Q回=3×Q顶=3×γ顶（RP回—H回/2）=3×3.44kN=9.0（kN）
进、回风超前顶板总压力：
F顶进=L×a×Q进（kN）
=20×4.4×9.6=844.8（kN）
F顶回=L×a×Q进（kN）
=20×4.2×9.0=756.0（kN）
进、回风都采用锚网支护：
F进锚网=n补×N破η=0.5×350×0.9=157.5（kN）
F回锚网=n补×N破η=0.5×250×0.9=112.5（kN）
进、回风单体柱承载的顶板压力：
F单进=F顶进-F锚网=844.8-157.5=687.3（kN）
F单回=F顶回-F锚网=756.0-112.5=643.5（kN）
进、回风顶板载荷
Pt进=F单进/S进=F单进/（a进×L）=687.3/（4.4×20）=7.8（kN/m2）
Pt回=F单回/S回=F单回/（a回×L）=643.5/（4.2×20）=7.7（kN/m2）
式中：
γ顶—顶板岩石平均容重，kg/m3；取2.5×103
η—补强锚索的支护效率，%；
RP—塑性区半径，m；
Q顶—静压情况下顶板载荷，kN/m2；
Z—巷道埋藏深度，m；取425
R0—矩形巷道外接圆半径，m；
—内摩擦角，取45°；
C—粘结系数，取4；
H—巷道高度，m；进风为3、回风为3.2
a—巷道宽度，m；进风为4.4、回风为4.2
L—超前维护距离，取20m；
Q进、Q回—进、回风超前段顶板载荷，kN/m2；
n补—补强锚索的根数，根
N破—补强锚索的破断力，kN；进风取350，回风取250
F锚网—进、回补强锚索网承载力，kN；
F单—进、回风单体柱承载的顶板压力，kN；
Pt—进、回风顶板载荷，kN；
支柱实际支撑能力可以采用下列公式进行计算：
=0.99×0.95×0.9×1.0×1.0×90=76.18（kN）
式中：
Rt—支柱实际支撑力，kN；
R—支柱额定工作阻力，kN；取90
k—支柱阻力影响系数，可以参考表2。
表2支柱阻力影响系数表
项目
液压支柱
微增阻支柱
急增阻支柱
工作系数kg
0.99
0.91
0.5
增阻系数kz
0.95
0.85
0.7
不均匀系数kb
0.9
0.8
0.7
采高系数kh
＜1.4m
1.5～2.2m
1.5～2.2m
1.0
0.95
0.95
倾角系数ka
＜10°
11°～25°
26°～45°
1.0
0.95
0.9
合理的支柱密度，可以采用下列公式进行计算：
=7.8/76.18=0.102
=7.7/76.18=0.101
式中:
n—支柱密度，根／m2；
Pt—进、回风巷顶板载荷，kN；
Rt—支柱实际支撑能力，kN／根。
实际支柱密度：
n实进=60/（20×4.4）=0.68
n实回=50/（20×4.2）=0.60
式中：
n实—实际支柱密度，根／m2；
n总—超前实际支柱总数，根；
S—超前支护面积，m2；
n实＞n，满足支护要求.
三、柱鞋直径的计算：
柱鞋一般选用圆形铁鞋。
根据支柱对底板的压强应小于底板允许比压的原则，采用下列公式计算铁鞋的直径。
≥
≥200
≥396.3mm
式中：
—铁鞋的直径，mm；
Q—底板比压，MPa。
第二节工作面顶板控制
工作面安装支架总数99架，支架型号为：
ZZ2800/15/30Z，支架中心距为1.25m，工作面最大控顶距为4.14m,最小控顶距为3.54m,放顶步距为0.6m。
一、正常工作时期顶板支护方式
液压支架采用本架操作、沿采煤机截割方向依次顺序前移的移架方式及时支护顶板，移架步距0.6m。
推溜滞后采煤机后滚筒不少于10m，并确保弯曲段长度不小于15m。
（一）移架
1、正常情况下，移架滞后采煤机下滚筒3—5架进行，降架幅度控制在0.2m以内，移架时，应观察好周围环境，操作时缓慢送液，移出支架后，端面距不大于0.34m。
当顶板破碎、煤帮松软或片帮时，停止采煤机和工作溜运行，采用提前移架、支顺巷板梁等方式维护顶板，移架采用带压移架的方式进行。
2、移架前,首先检查支架是否完好,否则要先维修。
然后清理架间、架前浮煤杂物,将电缆、管子吊挂整齐,在确定支架周围无人后方可操作。
3、端头移架时，利用顺槽的回柱机先拉住工作溜的机头（机尾）或用单体柱顶住机头（机尾），再将与端头架相邻的两架支架推移千斤伸出，然后移架；移架时回柱机钢丝绳牵引区内及前后5米严禁有人，移架人员要站在邻架立柱间的安全地点，其他人员必须全部撤至距移架处5m以外的安全地点，机头附近工作（包括支柱、回柱、清煤、煤帮作业）时，必须停止运行工作溜和转载机，并停电锁开关挂停电牌。
4、移架时，严禁人员站在推拉板上和从支架下面通过，且观察人员要站在有掩体的安全地点，防止架间掉矸伤人。
5、移架时,如果出现拉移困难,要立即停止移架,待查明原因处理好后方可移架。
6、移架前要观察好周围的顶板和煤帮。
如果出现采高不足或顶帮破碎时要首先处理好顶帮,然后移架。
7、支架出现咬架、挤架、倒架时,应掌握好拉架次序,及时进行处理,防止硬拉硬拽,造成支架损坏。
8、支架移出后必须成一直线，如遇移架千斤发生故障，须停止割煤，处理好后方可移架。
9、支架移完后,要用侧护板协调好支架间距,并将操作手把回到零位。
10、清理支架顶梁浮煤时，人员必须站在邻架下用长把工具操作并观察好帮顶,严禁空顶作业,清完及时将支架升牢。
11、支架工拆卸阀组和管子时,应首先关掉总阀门，严禁带压拔插管路。
12、移架操作执行《回采操作规程》第161—179条中有关规定。
（二）工作面支护要求
1、工作面应达到动态的质量标准化要求,确保“三直、二平、一净、二畅通”的质量要求。
2、加强支架的支护强度,确保支护质量,支架初撑力不得小于2250KN，矿压表数据不得小于28MPa。
3、采煤机割煤后，要及时移架，移出的支架与采煤机后滚筒的距离一般不超过5m，防止长时间空顶。
4、工作面出现冒顶时，要及时用木料接顶，并支好支架。
5、工作面控制范围内顶底板移近量不得超过100mm/m（采高）；工作面顶板不出现台阶下沉；机道梁端与煤壁之间的顶板冒落高度不得大于300mm,当冒落高度超过此值时，必须采取构顶措施.
6、泵站压力达到30Mpa,乳化油采用MS10-3型液压支架乳化油，乳化液浓度达到3%。
7、移架后，支架顶梁与顶板必须平行支设，其最大仰角不得超过7o，保证支架接顶严密。
操作完毕后，手把打回零位。
8、移架后无明显错差，支架不挤不咬，架间空隙不超过200mm。
9、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。
二、备用配件、闲置、废旧物品设备的存放和管理。
大型配件存放在进风巷距工作面50米以外的地点，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，存放于工具箱内，由工具员统一管理。
工作面闲置、废旧物品设备应及时出井，不能及时出井的要堆放在距工作面100m以外的回风巷靠煤帮处,并要码放整齐,专人管理,不得影响行人、通风、运料,距工作面20m范围内严禁堆放任何设备和材料.
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，本面初次顶板垮落距都在15m—25m，初次顶板垮落后，顶板即随采随落，在初次来压和周期来压期间，要加强顶板控制，保证泵站压力不小于30MPa,并将支架升紧,接顶严实,达到初撑力,检查阀组,及时处理串漏现象;必须保证工作面采直割平，及时移架,减少空顶时间,支架成直线，同时加强工作面端头支护,保证支架数量和架设质量，以加强顶板支护效果。
四、初次放顶、正常放顶程序
1、当工作面推进20m后，顶板仍未垮落，必须采取强制放顶措施进行人工放顶。
初次放顶后，当顶板悬露面积超过2m×5m，必须强制放顶。
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