王家煤矿1102采煤作业规程1.docx
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王家煤矿1102采煤作业规程1
第一章概况
第一节工作面位置及井上下关系
表1.1.1工作面位置及井上下关系
水平名称
一水平
采区名称
南翼K1采区
地面标高（m）
+2204
井下标高（m）
1590～-1560
地面相对位置
地面位置位于王家寨煤矿工业广场北西约700m左右。
回采对地面
设施的影响
1.地面无建筑物及构筑物，回采对地面无影响。
井下位置及
与四邻关系
2.工作面北距矿区边界140米，南至K1轨道下山，沿倾斜向上为禁采区，沿倾斜向下尚无工程，上覆为三迭系下统飞仙关组，下伏煤层尚无工程。
走向长度/m
450
倾斜长度/m
160
面积/㎡
72000
第二节煤层
表1.2.1煤层情况表
煤层厚度/m
（2.5～3.5m）
平均3m
煤层结构
简单
煤层倾角/（°）
5°～8°
开采煤层
K1
煤种
无烟煤
稳定程度
稳定
煤层情况描述
工作面所采为K1煤层，厚度变化较小，最小2.5m，最大3.5m，平均3m，煤灰黑色至刚灰色，类型以亮煤为主，半光亮型，似金属光泽。
第三节煤层顶底板
顶、底板名称
岩石名称
厚度/m
特征
基本顶
中砂岩
7.15
浅灰、灰白色，成份以长石、石英为主，暗色矿物次之，分选性中等。
硅质胶结，局部夹泥岩透镜体。
直接顶
泥质沙岩
6.58
灰黑色，含少量砂质，底部含化石碎片及煤屑。
伪 顶
泥岩
0.3
黑色，含植物化石碎片及墨点状黄铁矿。
直接底
泥岩
0.3
灰黑色，致密，局部夹薄层炭质泥岩，较软。
老底
细质粘土岩
17
浅灰、灰白色，成份以石英、长石为主，含泥质，分布不均，呈薄层状，平行层理展布，
表1.3.1煤层顶底板情况表
第四节地质构造
一、断层情况及其对回采的影响
工作面整体较为平缓，工作面里部轨道顺槽高，皮带顺槽低。
受宽缓小褶曲影响两顺槽有起伏，工作面地质构成简单，两巷道末端属薄煤区。
煤厚在1.5～2.5m，推进距离在80米左右，对回采影响不大。
二、褶曲情况及其对回采的影响
工作面不存在影响回采的大褶曲。
三、其它因素对回采的影响（陷落柱、火成岩等）
工作面不存在影响回采的陷落柱、火成岩。
第五节水文地质
一、含水层（顶部和底部）分析
1）水灾
矿床主要以大气降水为主裂隙充水为主的裂隙充水矿床，水文地质条件较简单，该煤矿其水害主要为顶板裂隙水、老窑采空区积水和承压水。
矿井应加强地下水文地质观测，避免煤层顶板裂隙水事故。
2）顶底板条件
K1煤层顶板为粘土质中砂岩，底板多为粘土岩。
煤层顶属软质岩组类，饱和单轴抗压强度一般，稳定性中等。
冒顶片帮会发生在采掘工作面。
回采工作面主要是上、下端头和靠近煤壁处；上、下端头由于空顶面积大，应力较集中，支护较困难，因而易产生冒顶；靠近煤壁处因煤壁片帮，支架支护不及时，受周期来压的影响，顶板破碎而产生冒顶。
底板主要为粘土岩，遇水易变软、泥化，应加强底板疏水工作。
3）地震
本区历史无大震，新构造运动表现明显，但活动断裂尚未查清，根据《建筑抗震设计规范》（GB20011~2001），本区设防烈度为5度，分析认为矿区属较稳定区域。
4）工作面运输巷道在掘进期间局部顶板有滴淋水现象，单巷涌水量达到5m3/h，届时顶板出水将对工作面回采产生一定的影响。
二、其它水源的分析
1102工作面以上有部分老巷，应加强1102工作面上部防水。
三、涌水量
1、正常涌水量
5m3/h
2、最大涌水量
15m3/h。
第六节影响回采的其它因素
一、影响回采的其它地质情况
影响回采的其它因素详细情况见表1.6.1。
表1.6.1影响回采的其它情况
瓦斯
矿井为低瓦斯矿井，本区瓦斯含量较低,该面相对瓦斯涌出量为0.8m3/t，属低瓦斯。
煤尘爆炸指数
6.5%
煤的自燃倾向性
不易自燃发火。
地温
200C
地压
两顺槽变形较大影响生产。
二、冲击地压和应力集中区
本工作面无冲击地压的影响，但地压较大，应加强支护。
第七节储量及服务年限
一、储量
（一）工作面工业储量
工作面工业储量30.8万吨
（二）工作面可采储量
工作面可采储量32万吨。
二、工作面服务年限
约为6个月。
第二章采煤方法
采煤方法
该面采用单一煤层一次采全高走向长壁后退式综合机械化采煤，顶板控制采用全部垮落法。
第一节巷道布置
3.1102综采工作面位于北翼采区,属北翼采区1#煤层，地面位置位于王家寨煤矿工业广场北西约700m左右。
4.工作面北至矿界140米，南至K1轨道下山，沿倾斜向上为禁采区，沿倾斜向下尚无工程，上覆为三迭系下统飞仙关组，下伏煤层尚无工程。
5.该工作面距地面垂深为609m，地面无建筑物及构筑物，回采对地面无影响。
6.采面走向长450m，斜长160m，煤厚平均3m，倾角6.5°。
7.工作面采用走向长壁后退式布置，在K1皮带下山沿K1煤层位置布置运输巷，在K1轨道下山沿K1煤层布置回风巷。
从运输巷开切眼贯通回风巷构成生产系统，由北向南方向进行回采。
一、1102回风巷，运输巷
1、1102回风、运输巷：
巷道断面设计为4000mm×2800mm（宽×高）矩形断面。
2、顶板：
Φ20㎜×2000㎜高强锚杆+金属平网+单排锚索梁。
3、两帮：
Φ16㎜×1800㎜普通锚杆+双抗网，帮锚杆间距为900㎜×900mm。
一、采面落煤、装煤及运煤方式
该面采用单一煤层一次采全高走向长壁后退式全部垮落法的综合机械化采煤。
采面利用MG300/700－WD采煤机左右两个带有截齿的滚筒旋转截割煤壁落煤；利用采煤机滚筒上的螺旋叶片旋转装煤，同时利用溜槽铲煤板在推溜时再进一步将落下的煤铲入溜槽。
采面运用工作面刮板运输机经转载机将煤炭转入顺槽皮带运输机运走。
即利用工作面及顺槽内设备实现煤炭的落、装、运的连续机械化作业。
二、循环进度，进刀方式
按照设备配套设计，确定该工作面循环进度为600mm,进刀方式为端头斜切进刀，割三角煤，自开缺口。
进刀方式距离机头、机尾15架处斜切进刀，进刀方式见下图。
综采工作面双向进刀示意图
三、最大、最小采高的确定及控制
1、采高的确定考虑以下因素
（1）煤层厚度：
本工作面范围内煤层厚度为2.5m～3.5m，平均厚度3m。
（2）支护设备：
本工作面选用ZY4000—1.75/3.8型支架,支撑范围为1.75m～3.8m。
（3）采煤机截割高度：
本工作面选用MG300/700-WD型采煤机，采高范围为1.75m～3.8m。
（4）工作面设备配套要求：
本工作面要求支架最小支撑高度在1.75m左右。
综合以上各项因素考虑，确定本工作面采高为2.5m～3.0m。
2、采高的控制
根据两顺槽实测剖面图预见工作面煤厚变化，同时根据工作面情况，适时控制采高。
当煤厚小于2.5m时，根据现场情况及时挑顶或卧底，保证采高不低于2.5m，以保证采煤机通过。
综合1102工作面煤层赋存条件、设备配套尺寸和经济效益等考虑，确定该工作面采用端头斜切进刀双向割煤方式，
（1）采煤机由机尾向机头行进时，正向重刀割煤，移架在机尾滚筒通过该架3～5架后及时移架护顶,落后采煤机10-15米左右推溜，煤机割透机头后斜切返回至25#支架处,移15#至机头的支架同时将15#至机头的运输机推过去,斜切割机头三角煤,割三角煤后空刀返回至25#架左右再从25#到机尾重刀割煤，跟机推溜，移架距煤机机头滚筒3～5架进行，推溜时弯曲段不小于12m。
作业顺序为：
割煤→移架→推溜→返刀（至25#架）→移架→推溜→推机头→割机头三角煤→往机尾返刀割煤,从机尾往机头割煤时,机头滚筒割顶煤,机尾滚筒割底煤；返刀时,前后滚筒均落至底板清煤。
（2）采煤机由机头向机尾行进时，逆向重刀割煤，机头滚筒过后3～5架，及时移架护顶,落后采煤机10-15米左右推溜，煤机割透机尾后斜切返回至98#架左右,移98#至机尾的支架同时将98#至机尾的运输机推过去,斜切割机尾三角煤,割三角煤后空刀返回至98#架左右再向机头重刀割煤，跟机推溜，移架距煤机机尾滚筒2～3架进行，推溜时弯曲段不小于12m。
作业顺序为：
割煤→移架→推溜→返刀（至98#架）→移架（98#～机尾）→推溜（98#～机尾）→割机尾三角煤→往机头返刀割煤,从机头往机尾割煤时,机尾滚筒割顶煤,机头滚筒割底煤；返刀时,前后滚筒均落至底板清煤。
第三节设备配置
工作面设备（采煤、支护、运输设备名称、型号、主要技术参数和数量）
1、液压支架：
该工作面液压支架自机头至机尾排列顺序为1#～107#具体技术参数，见表2.3.1
型号：
ZY4000-1.75/3.8；数量：
107架
表2.3.1：
ZY3800-16/35支架技术参数表
支撑高度
1.75～3.8m
支护宽度
1500mm±100mm
初撑力
3800kN
工作阻力
4000kN
移动步距
600mm
伸缩梁行程
800mm
（2）工作面刮板运输机：
工作面刮板输送机：
型号为SGZ-764/400，其主要技术参数为：
电机功率：
2×200kW
链速：
0.95m/s
运输能力：
1000t/h
（3）转载机、破碎机：
选用SZZ-764/132型中双链顺槽转载机及与其配套的PLM1000型破碎机各一部。
转载机电机功率：
132kW
破碎机电机功率：
110kW
转载机运输能力：
1000t/h
破碎机破碎能力（原煤含矸量≤5%）:
1000t/h
破碎机长度：
3.2m
转载机链速：
1.45m/s
转载机连同破碎机总长度：
约40m
转载机与皮带尾搭接长度：
12m
（4）采煤机
选用MG300/700-WD型采煤机一部。
其主要技术参数：
截深：
600mm
采高：
1.75m～3.8m
最大牵引速度：
6.0m/min
截割功率：
2×200kW
牵引电机功率：
2×40kW
牵引力：
53.5t
（5）顺槽皮带运输机
选用SSJ1000/2×110型顺槽皮带运输机一部
带宽：
1000mm
带速：
2.5m/s
电机功率：
2×160kW
运输能力：
1000t/h
具体设备布置见1101工作面设备布置示意图
1102工作面设备布置示意图
第三章顶板控制
第一节支护设计
表3.1.1：
同煤层矿压观测选择或预计本工作面矿压参数参考表（依据1101工作面）
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
6.58
3.15
基本顶厚度
m
7.15
6.58
直接底厚度
m
17
0.3
2
直接顶初次垮落步距
m
20
20
3
初
次
来
压
来压步距
m
20
20
最大平均支护强度
kN/m2
600
600
最大平均顶底板移近量
mm
100
100
来压显现程度
矿压显现明显
矿压显现明显
来压步距
m
8-10
8-12
4
周
期
来
压
最大平均支护强度
kN/m2
500
500
最大平均顶底板移近量
mm
100
100
来压显现程度
矿压显现明显
矿压显现明显
最大平均支护强度
kN/m²
500
500
5
平
时
最大平均顶底板移近量
mm
100
100
直接顶悬顶情况
m2
15
15
6
底板容许比压
MPa
3
3
7
直接顶类型
类
2
2
8
基本顶级别
级
II
II
9
超前影响步距
m
50
50
一、支护形式
工作面布置ZY4000-1.75/3.8型液压支架107架用以支护工作面顶板。
二、工作面支架支护阻力计算
根据容重计算：
P=（q+1）×10×r×F×H
式中，P——支架所需支护阻力
q——动载系数，取1.3
r——顶板岩石容重，取2.5t/m3
F——支架支护面积，5.55㎡
H——采空区顶板垮落高度，按照3.5～4倍采高,本面取4倍采高,取10.28m
代入上式得：
P=3280kN，即工作面合理支护阻力为3280kN，ZY4000-1.75/3.8型支架工作阻力为4000kN，满足要求。
三、支护强度验算
根据8倍采高计算得：
P=8r×h
式中，P——支护强度
r——顶板岩石容重取2.5t/m3
h——煤层采高，取2.57m
代入式中有P=8×2.5×2.57=0.514MPa
即工作面合理支护强度为0.514MPa,ZY4000—1.75/3.8型支架支护强度为0.7.2MPa，满足要求。
四、乳化液泵站
（一）泵站选型、数量
工作面使用GRB-315/31.5A型乳化液泵，数量为两台，RX200/16A乳化液箱一台，泵站压力不能小于30MPa。
（二）泵站设置位置
乳化液泵站布置在设备列车处，距离工作面1000～200m。
第二节工作面顶板控制
一、正常工作时期顶板支护方式
根据王家寨煤矿井下采煤工作面顶板为Ⅱ级2类，确定采用全部垮落法控制顶板，采空区顶板随支架前移自行垮落充填。
ZY4000—1.75/3.8型支架的最大控顶距6000mm，最小控顶距为5200mm，放顶步距为600mm。
工作面内采用及时移架支护，采煤机割煤后及时移架支护顶板，移架落后采煤机3～5架进行，超过此距离或发生冒顶时，必须停止割煤。
1、移架方法
工作面移架采用本架操作，当采煤机往机头重刀割煤时由机尾至机头顺序移架，当采煤机往机尾重刀割煤时由机头往机尾顺序移架。
2、支护质量标准：
（1）工作面支架中心距保持1500mm（±100mm）；
（2）支架顶梁与顶板平行支设，最大仰、俯角小于7°；
（3）支架与运输机垂直偏斜小于±5°；
（4）支架歪斜小于±5°；
（5）支架顶梁不能有明显错差（不超过顶梁侧护板高的2/3）；
（6）支架初撑力不小于24MPa；
（7）保持支架接顶严密，受力状态良好。
3、保证支架初撑力措施。
（1）移架前要将底座前浮煤、浮矸及杂物清理干净，顶梁上有大量浮煤浮矸时，要及时降架人工处理；
（2）升架时，在支架顶梁接顶后，要至少停留2～3个泵站卸载过程，再把升架手把打至中间位置。
4、最大、最小控顶距，端面距最大尺寸及端面距超宽的处理方法
支架最小控顶距为5200mm，最大控顶距为6000mm，端面距最大尺寸不超过340mm。
端面距超宽的处理方法：
视煤壁片帮尺寸及移架情况而定，端面距超限时，先伸出支架伸缩梁护顶；如果伸缩梁伸出后还超宽时，要及时拉超前架护顶;如果采取以上方
法，端面距仍不能满足要求，则须架临时棚护顶。
架棚时，每台支架架设两棚，所用梁为直径180mm以上的圆木，圆木一头搭在支架顶梁上,搭接长度不小于200mm，另一头架在煤壁侧的贴帮柱上，支护时要保证贴帮柱至溜槽挡煤板间距不小于2.0m，以便煤机能顺利通过；在两梁上用杂木或半圆木背顶进行支护顶板。
二、回柱放顶与其它工序平行作业的安全距离
1、端头回柱放顶的方法是使用手拉葫芦等工具，人工回柱放顶。
2、回柱前，维护好其它支护棚，找掉顶、帮活煤、活矸，清理好退路，保证后路畅通。
3、回柱方法，由里向外，由上向下，先柱后梁，回柱时设专人看护顶板。
4、注意事项：
（1）放顶时要有专人观察顶板情况，先检查顶板状况,发现问题处理后再工作。
（2）回单体时，慢放慢回，严禁快放液。
（3）放顶时严禁动附近支架。
（4）对埋地深的单体不能硬拉，要采用卧底法处理。
（5）回柱放顶时，必须坚持“三人工作制”，即两人工作，一人监护。
（6）老塘侧有窜矸危险时要设挡矸帘或支设密集柱，密集柱的柱距为300-500㎜。
三、特殊时期的顶板控制
（一）来压前的顶板控制
1、初采期间必须保证泵站压力不小于30MPa，采取措施使支架达到额定初撑力。
来压时，工作面液压支架必须达到初撑力，所有支架顶梁或伸缩梁必须挤住煤壁；保证支架完好、平直，防止架前漏矸和人为事故的发生。
2、加强两顺槽的超前支护工作，单体柱的初撑力、支护棚的密度及超前支护的长度不少于20m。
3、支架顶梁接顶必须严密，端面距不超过340mm。
4、初次来压期间工作面及安全出口应保持畅通无阻，机头、机尾安全出口高度不低于1.8m，宽度不低于0.7m。
5、工作面如果出现大面积来压时，应立即停止工作，加强支护，情况紧急时立即向调度室和值班人员汇报。
6、工作面推进一段距离后，老塘顶板大面积不垮落时应结合矿生产科、安检科、采取相应的安全措施进行强制放顶。
7、根据矿压观测资料推测，采面的初次来压步距为15m～25m，周期来压步距为8m～12m。
顶板初次来压及周期来压期间，顶板压力明显增加，煤壁片帮严重，故在工作面周期来压期间，要加强对煤帮、顶板的维护,防止工作面冒顶事故的发生。
8、周期来压期间,要采取措施，加快工作面推进速度。
（二）停采前的顶板控制
工作面临近停采线时，及时制订、审批专门的收尾措施；距离停采线12m时开始铺网、上绳、扩通道，工作面进入停采前的收尾阶段，根据具体的措施规定加强对顶板的控制，为设备拆除做好准备。
（三）过断层及顶板破碎时的顶板控制
1、工作面过断层时应加强支架、采煤机、转载机、运输机的检修，严禁“带病”运转。
2、断层上、下两盘以不留顶、底煤、少破顶、底板为原则，将断层面附近平整过渡，防止支架错差。
工作面高度严格控制，断层影响段采高要控制在2.0m左右，保证采煤机顺利通过。
3、如果顶板破碎，必须立即进行支护，即在采煤机割煤后，及时带压移架，并伸出伸缩梁、护帮板。
4、坚持一步三调，相邻支架错差不大于顶梁侧护板高的2/3，支架不挤、不咬、不倒。
保持良好支护状态。
第三节运输巷、回风巷及端头顶板控制
一、工作面运输巷、回风巷的顶板控制
（一）回风巷的超前支护
回风巷超前采用架棚支护，支护长度不小于20m，采用合适高度单体液压支柱配合DJB1200/300型铰接梁进行支护，一梁一柱，沿工作面走向支设。
支柱支设在铰接梁中间。
巷道架三排棚进行超前支护，中间一排沿巷道中心打设，里帮（煤墙侧）单体柱距离中间一排单体柱的距离为1200㎜，外帮（实体煤侧）距离中间一排单体柱的距离为1200㎜。
两边的两排支护棚各距煤墙（巷道两帮）800mm。
超前支护单体液压支柱的初撑力不小于12MPa。
巷道变宽处，要及时增加一排临时支护，支护采用4m半圆木配合合适高度的单体柱进行支护，一梁三柱；钻机窝也要提前进行支护，支护采用4m半圆木配合合适高度的单体柱进行支护 ，一梁三柱。
（二）运输巷的超前支护
运输巷超前支护长度不小于20m，采用合适高度单体液压支柱配合4.0mπ型梁，根据巷帮位移情况，应及时更换合适长度的π型梁，棚距为600mm，一梁三柱，中间柱靠 运输巷外帮打设，离里帮（工作面帮）距离为3000mm，离外帮（实体煤）为1000mm，两边柱柱头距离梁端头100mm。
架棚段，单体支柱直接打在工字钢梁上，所有的单体严禁超高使用或出现死柱，否则，必须及时更换。
超前支护单体液压支柱的初撑力不小于12MPa（当回采至巷道超宽时，仍采用4.0mπ型梁,单体两边柱柱头距离梁端头100mm，靠近煤墙帮的单体柱距离煤帮200㎜，上帮（实体煤）单体柱距离帮200㎜，钻机窝也要提前进行支护，支护采用4m半圆木配合合适高度的单体柱进行支护 ，一梁三柱。
二、工作面安全出口的管理
（一）支护形式
机头支护采用端头液压支架配合抬棚的支护形式：
端头内打交错对棚支护顶板，梁用4mπ型梁，腿用液压单体柱，一梁三柱，错差600～700mm；交错对棚的两梁间距不大于300mm；对棚与对棚间棚距为700mm，当对棚和1#架外帮距离大于700mm时要及时补加抬棚。
在对棚中间与靠老塘侧梁头柱齐支设带帽点柱以挡矸和增强切顶能力，柱距400～500mm，端头支护要求单体柱初撑力不低于11.5MPa。
机尾支护采用端头液压支架配合抬棚的支护形式：
端头内打对棚支护顶板，梁用1.2m铰接梁，腿用液压单体柱，一梁一柱，对棚与对棚间距为700mm。
当对棚距离上帮（实体煤帮）大于700mm时要及时补打一棚，随着宽度增加，支护方式以此类推。
在对棚中间与靠老塘侧梁头柱齐支设带帽点柱用来挡矸和增强切顶能力，柱距400～500mm，端头支护单体柱初撑力不低于11.5MPa。
（二）质量要求
1、上下安全出口净高度不低于2.0m，人行侧宽度不少于0.7m；否则，必须进行卧底、扩帮，每班有专人维护。
2、端头支柱的初撑力不得小于12MPa。
3、所用单体柱和梁必须完好，支柱的直线偏差不超过±100㎜。
4、两端头切顶线处支柱的支设，其标准要与支架立柱齐，不得滞后立柱回柱。
5、单体柱钻底量小于100㎜，否则，必须穿柱鞋。
6、防倒绳上齐，三用阀顺巷道。
（三）与其它工序之间的衔接关系
工作面机头、机尾抬棚要在推过机头、机尾后及时窜棚，不得超前或滞后。
三、支护材料的存放管理
1、顺槽支护用的单体柱、π型梁、铰接梁等必须全部回收。
2、端头回出的单体柱、金属棚梁要运到超前以外（距工作面30m以外）的地点分类码放整齐，且挂牌标明。
3、单体柱要做到不漏液、密封良好、无外观缺损。
不自动卸载，并有专人管理。
4、支柱全部编号管理，严格进行交接班。
5、单体支柱不得受侧压，发现受侧压时应及时处理。
使用机械回撤时，要首先人工挖出柱根，然后顺着支柱方向用手拉葫芦或千斤顶回出（拉出），严禁使用绞车和转载机等硬拉硬拽损坏缸体。
单体柱放置时要缸体向上，降完活柱，站立存放。
6、回风巷距工作面50～150m范围内备有4m圆木、半圆木各50根，圆杂木100根和与采高相适应的单体液压支柱各10根，并分类码放整齐。
7、备用支护用品要放在顶板良好、通风良好、无淋水的地方，达到整齐、清洁，不得影响通风、运输和行人。
8、使用中损坏的支护用品，要及时外运升井检修。
9、验收员为兼职支护用品管理员，搞好支护用品的管理工作。
四、支护材料的使用数量和存放管理
支护材料的使用数量和存放管理详细情况见表3.3.1
表3.3.1支护材料的使用数量
种类
规格
使用量
备用量
复用率
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