1202E工作面作业规程.docx
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1202E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
1202E工作面为-850水平一采下山区东翼第二个二层工作面。
该工作面南起回风巷，标高-941.89～-915.06m，北至运输巷，标高-1005.8～-969.8m，东至工作面切眼，西至设计停采线。
工作面东西走向长900m，南北倾斜宽70～185m，工作面倾斜面积为117139.5㎡。
工作面范围内地表标高+169.65，煤层平均埋深1129.98m。
工作面以东尚未开拓，以西为-850水平一采区下山煤柱，以南为F21断层煤柱及1201E工作面老空区，以北尚未开拓，工作面下伏四、六、十一、十三层煤均未开采，工作面对应地表为胜德庄村及其以西农田，无河流及其它建筑物，开采该面对胜德庄有一定影响。
工作面位置及井上下关系表表1-1-1
水平名称
-850水平
采区名称
一采区下山区
地面标高
+169.65m
井下标高
-1005.8～-915.06m
地面的相对位置
工作面对应地表为胜德庄村及其以西农田，无河流及其它建筑物。
回采对地面设施的影响
开采该面对胜德庄有一定影响。
井下位置及与相邻关系
该工作面南起回风巷，标高-941.89～-915.06m，北至运输巷，标高-1005.8～-969.8m，东至工作面切眼，西至设计停采线。
工作面以东尚未开拓，以西为-850水平一采区下山煤柱，以南为F21断层煤柱及1201E工作面老空区，以北尚未开拓，工作面下伏四、六、十一、十三层煤均未开采。
走向长度
900m
埋深
1129.98m
倾斜宽
70-185m
面积
117139.5m2
第二节煤层
二层煤为矿井主要可采煤层之一，中间有一层炭质砂岩夹矸，厚0.02m，为二层煤主要标志层之一，属稳定煤层，结构复杂，局部二层煤沉积发育异常结构发生变化，夹杂炭质页岩，厚0.4～0.6m。
煤质牌号为气煤，煤岩类型为以暗煤、亮煤为主，含少量镜煤，属半亮型煤，容重1.37t/m3。
根据巷道实际揭露，工作面范围内煤层走向62°～91°，倾向NW~NE，倾角18°～24°，平均22°。
煤厚1.7～2.8m，平均2.34m。
二层煤煤质特征如下表：
表1-2-1
Mad
（%）
Ad
（%）
Vaf
（%）
Qb.daf
MJ/kg
St.d
（%）
Y
（mm）
煤质牌号
2.55
20.0
39.26
34.11
0.72
15.8
气煤
第三节煤层顶底板
根据工作面上、下平巷、补充巷及附近钻孔实际揭露，工作面在回风巷D3点及D6点以西附近区域发育砂质页岩伪顶，灰黑色，性脆致密，易冒落，厚0～0.3m，其上为粉~细砂岩，灰白色，水平层理发育，硬度较大，厚0～2.0m；工作面其余范围二层煤顶板为砂质页岩，灰黑色，性脆致密，局部裂隙发育，易冒落，平均厚度6.5m；再上为煤1，黑色，厚0.7m，再上为砂质页岩，灰黑色，性脆，具贝壳状断口，厚8.1m；煤2直接底板在回风巷D6至D7点中部等局部地点少量发育，厚0～0.25m，在回风巷D5至D6点附近区域发育粉~细砂岩薄层0.3～0.5m；工作面其余范围二层煤底板为砂质页岩，灰黑色，性脆致密，平均厚2.7m；再下为煤3，黑色，厚0.5m；再下为砂质页岩，灰黑色，性脆致密，水平层理发育，厚10.22m。
二层煤至四层煤平均间距20.05m。
详附图1-3-1：
煤层综合柱状图
第四节地质构造
一、断层情况以及对回采的影响
根据工作面巷道实际揭露，该面地质构造较为复杂，共有9条断层，分述如下:
断层
编号
断层
性质
走向
倾向
倾角
落差（m）
揭露点位置
f1
正断层
50°
SE
60°
H=1.5
回风巷D3点东14.5m处揭露。
f2
正断层
60°
SE
40°
H=10.0
回风巷D9点东19处揭露。
f3
正断层
216°
NW
40~70°
H=10~25
回风巷D11点东18处及运输巷A4点东5m处揭露。
f4
正断层
57°
SE
70°
H=3
回风巷D12点处揭露。
f5
正断层
61°
SE
65°
H=1.5
回风巷D18'点东2m处揭露。
f6
正断层
47°
SE
60°
H=0~7.0
回风巷D18'点东16m处揭露。
f7
正断层
225°
NW
70°
H=3.2
回风巷D22点西3m处揭露。
f8
正断层
225°
NW
70°
H=2.5
探巷C2点南16m处揭露。
f9
正断层
51°
SE
65°
H=3.5
运输巷M17点南3m处揭露。
以上断层中，除f1、f5断层落差较小，其余断层均落差较大延展长，对回采影响较大，需补掘巷道以利开采。
二、其他因素对回采的影响
工作面中无陷落柱、岩浆侵入体等其它特殊地质构造。
工作面运输顺槽、轨道顺槽、采面切眼素描图见工程平面图。
第五节水文地质
该面水文地质条件简单，二层煤老顶砂岩属弱含水层，仅在断层或裂隙发育处有少量淋水，对工作面开采无大的影响。
预计工作面正常涌水量0.1m3/min，最大0.15m3/min。
第六节影响回采的其它因素
影响回采的其它因素表表1-6-1
瓦斯
瓦斯含量低级，无瓦斯突出趋势
煤尘爆炸指数
爆炸指数42.82%，具有煤尘爆炸危险
煤的自燃倾向性
自然发火期36天，具有自然发火性
地温危害
平均地温23℃，无地温异常现象
冲击地压危害
本工作面开采过程中存在发生冲击地压的可能性
第七节储量及服务年限
一、储量
工作面斜面积：
外段60960.3㎡、里段49648.1㎡，煤2视密度1.37t/m3，平均煤厚2.34m，回采率95%。
Q工业储量=110608.4*2.34*1.37=35.5（万吨）
Q可采煤量=35.5*95%=33.7（万吨）
Q损失煤量=1.8（万吨）
二、采煤工作面服务年限
根据工作面巷道布置情况，工作面开采分为A、B、C三个块段。
（一）A块段：
工作面从里段切眼至上巷小轨道下头D18点。
平均走向长度180m，平均倾斜宽度181m,循环进度0.6m、日循环6个、月生产天数30天。
该块段服务年限=可采推进长度/月设计推进长度
=180/（0.6×6×30）=1.67个月
（二）B块段：
工作面从上巷小轨道下头D18点至工作面里段停采线，平均走向长度150m，平均倾斜宽度90m,循环进度0.6m、日循环9个、月生产天数30天。
该块段服务年限=可采推进长度/月设计推进长度
=150/（0.6×9×30）=0.9个月
（三）C块段：
工作面从外切眼至外段停采线。
平均走向长度350m，平均倾斜宽度160m,循环进度0.6m、日循环6个、月生产天数30天。
该块段服务年限=可采推进长度/月设计推进长度
=350/（0.6×6×30）=3.24个月
（三）合计计算工作面的服务年限
工作面的服务年限=1.67+0.9+3.24=5.8个月。
由于该工作面地质构造复杂，断层较多，工作面延长、缩短频繁，影响生产严重，在生产过程中，断层对工作面生产影响程度可能与预计的存在误差。
故工作面在个别块段的日循环会相应增加或减少，工作面服务年限相应缩短或延长。
第二章采煤方法
第一节巷道布置
一、采区设计、采区巷道布置概况
（一）采区设计
-850水平一采下山区是协庄煤矿2004年设计，新矿集团公司2004年3月2日以[2004]新矿生便字95号文批准，并于2004年投产的。
该采区为单翼采区，采区内采用二、四层联合布置，布置有-850一采轨道下山、-850一采运输下山，-850一采回风下山。
-850水平一采区的1202E工作面地质说明书名称为《1202E工作面地质说明书》，批准时间为2008年7月5日。
根据1202E工作面安全评价，该工作面符合开采要求。
（二）采区巷道布置概况
1、工作面回风巷
工作面回风巷采用锚带网联合支护，采用“W”钢带（（3200×275mm）配10#菱形铁丝网（3600×1000），Φ22×L2400mm高预应力让压锚杆支护顶板，两帮采用Φ22×L2400mm高预应力让压锚杆配塑料网（上帮网3200×1000mm，下帮网1800×1000mm）及1.5m的W钢带护帮，底角锚杆使用铁托盘或“W”铁托盘护帮。
巷道断面为梯形，巷道净高2.4m，净宽3.0m，净断面为7.2m2。
主要用于该工作面的回风和运料。
回风巷内布置直径4寸的防尘管路一趟、直径2寸的压风管路一趟，并设有乳化泵站等设备。
2、工作面运输巷
1201E综采工作面北侧为运输巷，沿煤层顶板布置。
采用锚带网联合支护，采用“W”钢带（3200×275mm）配10#菱形铁丝网（3600×1000），Φ22×L2400mm高预应力让压锚杆支护顶板，局部使用Φ25×L2400mm高预应力让压锚杆支护顶板。
两帮采用Φ22×L2400mm高预应力让压锚杆配塑料网（上帮网3200×1000mm，下帮网1800×1000mm）及1.5m的W钢带护帮，底角锚杆使用铁托盘或“W”铁托盘护帮。
巷道断面为梯形，巷道净高2.7m，净宽3.2m，净断面为7.8m2。
主要用于该工作面的进风和运煤。
运输巷内布置有直径2寸的防尘管路一趟、直径2寸的压风管路一趟，并在靠工作面侧设置转载机和胶带输送机。
3、工作面切眼
切眼长190m，采用2600×275mm“W”钢带配菱形网（2800×1000mm）、Φ22×L2200mm全螺纹钢锚杆支护顶板，锚杆排距1000mm；锚杆间距800mm；东帮采用Φ22×L2200mm全螺纹钢锚杆配塑料网及“W”钢托盘护帮。
西帮采用Φ30×L1500mm木锚杆配塑料网及水泥托盘护帮，锚杆排距1000mm；锚杆间距1000mm。
每隔3m在巷中顶板布置一根锚索。
1202E切眼断面形状为梯形，S荒=13.52m2，S净=12.5m2。
附1202E工作面平面图及巷道素描图。
第二节采煤工艺
一、采煤方法
1202E综采工作面依据采区设计，采用单一走向长壁后退式采煤法，全部垮落法管理顶板。
二、工作面开采方案
1202E工作面由于受断层影响，工作面多处为不等长开采，随工作面推进，采长将逐渐增大或减少，工作面溜尾需增加或减少液压支架。
根据工作面巷道布置形式，将工作面划分为A、B、C三个块段，对每个块段的开采情况分别进行说明。
（一）A块段开采方案：
A块段:
自里段切眼至上巷小轨道下头D18点。
工作面切眼安装119个液压支架，下端头为11m的高档普采段。
工作面自切眼开始实心转采溜头至B1点以西30m，转采角度330。
转采溜头期间逐渐减少工作面下端头高档普采段，当转采至B1点以西15m时，下端头高档普采段消失。
转采溜头期间工作面溜尾逐渐增加支架，支架由117架增加至122架，再由122架缩短至46架。
工作面推采至上巷小轨道时，需随推进随缩短溜尾支架，工作面推采至距小轨道20m时另行制定上部支架、溜槽撤除安全技术措施。
（二）B块段开采方案：
B块段：
自上巷小轨道下头D18点至里段停采线。
工作面下端头推采至补充运输巷时，随推进调采溜尾，直至工作面与补充运输巷夹角达到930面正常推采，并随采随延长溜尾至停采线，工作面在B块段期间，支架由46架逐渐增加至106个支架，工作面推采至补充运输巷时平均每推进1.9m延长一个支架。
（三）C块段开采方案：
C块段：
工作面外切眼至外段停采线。
工作面开采至C块段时，外切眼安装38个支架，当工作面推采至D9点时，工作面延长至106个支架，平均每1.6m延长一个支架。
三、采煤工艺
工作面采煤工艺为综合机械化采煤，采用MG-180/435-W型双滚筒采煤机落煤、装煤，采煤机截深0.6m，采用SGZ-730/400运输机运煤、SGW-630/110转载机运煤、ZY2800／14／32液压支架支护顶板，施工顺序为：
割煤→移架→移运输机。
四、割煤方式
1、正常割煤
采用MG-180/435-W型双滚筒采煤机双向割煤，见顶见底一次采全高，自开缺口，往返一次进两刀。
采煤机正常割煤为前滚筒在上割顶煤、后滚筒在下割底煤，割煤的同时完成装煤。
2、采煤机正常进刀方式
采煤机的进刀方式为上、下端头斜切割三角煤进刀，进刀段长度距煤机前滚筒不小于23m，进刀深度0.6m。
具体操作如下：
（1）采煤机向下（上）割透端头煤壁后，按由上（下）而下（上）的顺序推移刮板运输机，使得刮板运输机弯曲段不小于15m，然后调换两个滚筒的上下位置，向上（下）进刀，通过运输机的弯曲段使煤机逐渐截割入煤壁，使得采煤机达到正常截割深度0.6m，按由上（下）而下（上）的顺序推移刮板运输机，使运输机呈平直状态。
（2）再次调换两个滚筒的上下位置，向下（上）割三角煤至割透端头煤壁。
（3）割完三角煤以后，调换两个滚筒的上下位置，采煤机空机返回进刀茬，随割煤随推移刮板运输机，进入正常割煤状态。
3、单向割煤
工作面俯采或煤机装炭困难时，工作面采用单向割煤，往返一次进一刀。
4、单向割煤进刀及割煤方式
（1）下滚筒下降沿底，上滚筒上升沿顶上行割煤至吃刀处以上。
（2）将吃刀处以下的运输机推靠至煤壁。
（3）煤机继续上行割煤至溜尾。
（4）煤机翻刀下滚筒沿顶、上滚筒沿底下行扫机道至溜头。
（5）将溜头吃刀处以上的运输机推靠至煤壁。
五、移架、移溜方式
双向割煤时移架、移溜方式为：
推机时采用追机移架，提机时采用分段停机移架，顶板破碎地段采用及时停机移架。
移完架后顺序移溜的方式，移溜方向为自下（上）而上（下）；单向割煤时移架、移溜方式为：
割煤后分段停机移架，煤机扫完机道后顺序移溜的方式，移溜方向为自下而上移溜。
移溜步距0.6m，弯曲段长度不小于15m。
采煤机向下（上）端正常割煤时，按照自上（下）而下（上）的顺序，依次推移刮板运输机，至距离采煤机后滚筒不小于5m。
在采煤机向上（下）斜切进刀切入煤壁规定截深0.6m后，将运输机按自下而上的顺序推向煤壁，成一条直线。
采煤机端头单向割煤时，按照自下而上的顺序，依次推移刮板运输机，至距离采煤机后滚筒不小于5m。
在采煤机向下斜切进刀切入煤壁规定截深0.6m后，将运输机按自下而上的顺序推向煤壁，成一条直线。
六、采煤工作面正规循环生产能力
由于工作面受断层影响，工作面为不等长开采，工作面循环生产能力分块段进行计算。
工作面循环进尺0.6m，采高按平均煤层厚度计算，回收率95%，月生产天数按30天。
（一）A块段：
平均走向长度180m，平均倾斜宽度181m,循环进度0.6m、日循环6个、月生产天数30天。
日产量=181×2.34×0.6×6×1.37×0.95=1985吨；
月产量=1985×30=59550吨
（二）B块段：
平均走向长度150m，平均倾斜宽度90m,循环进度0.6m、日循环9个、月生产天数30天。
日产量=90×2.34×0.6×9×1.37×0.95=1480吨；
月产量=1480×30=44400吨
（三）C块段：
平均走向长度350m，平均倾斜宽度160m,循环进度0.6m、日循环6个、月生产天数30天。
日产量=160×2.34×0.6×6×1.37×0.95=1754吨；
月产量=1754×30=52620吨
工作面过断层或延长支架时根据现场情况有可能会打破正规循环，工作面生产能力核能会有所下降。
附图2-2-1：
正常采煤机溜头进刀及割煤示意图（溜尾进刀及割煤方法同溜头）。
附图2-2-2：
单向割煤采煤机进刀及割煤示意图。
第三节设备配置
工作面设备配置表表2-3-1
采煤机
型号
MG-180/435-W
采高
1.4～2.7m
滚筒直径
1400mm
截深
600mm
截割功率
2×180KW
电压等级
1140V
液压支架
型号
ZY2800/14/32
工作阻力
2800KN
初撑力
1972KN
支护强度
0.55～0.63MPa
底板平均比压
0.5～1.35MPa
支架高度
1400～3200mm
适应采高
1.7～3.1m
支架宽度
1410～1580mm
立柱安全阀卸载压力
44.5MPa
操纵方式
本架操纵
刮板输送机
型号
SGZ-730/400
功率
2×200KW
运输能力
700T/h
刮板链形式
中双链
刮板间距
1104mm
中部槽
1500×730×275mm
溜子
型号
SGW-630/110
功率
55×2KW
运输能力
500t/h
运输长度
90m
链速
1.34m/s
中部槽
1500×630×190mm
可伸缩带式输送机
型号
STJ-1000/125*2
电机功率
2×125KW
带宽
1000mm
运输能力
450t/h
可伸缩带式输送机
型号
SPJ-800
电机功率
2×30KW
带宽
800mm
运输能力
450t/h
乳化液泵（两台）
型号
BRW-200/31.5
电机功率
125kW
公称流量
200L/min
公称压力
31.5MPa
辅助运输设备
选用1.0吨矿车，JD-40型，JD-11.4型，JD-75型，JH-20，JH-8型绞车牵引
附图2-3-1：
1202E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、支护强度计算
（一）参照面1201E工作面矿压参数汇总表表3-1-1
序号
项目
单位
同煤层实测
1
顶底板条件
直接顶厚度
m
9.9
基本顶厚度
m
5.4
直接底厚度
m
0.5
2
直接顶初次垮落步距
m
7
3
初次来压
来压步距
m
30
最大平均支护强度
Kn/m2
490
来压显现程度
不明显
4
周期来压
来压步距
m
12
最大平均支护强度
Kn/m2
483
来压显现程度
不明显
5
平时
最大平均支护强度
Kn/m2
430
6
直接顶悬顶情况
m
无
7
底板容许比压
MPa
4.794
8
直接顶类型
类
1
9
基本顶级别
级
Ⅱ
10
巷道超前影响范围
m
上
29
下
25
（二）合理支护参数的计算
8倍采高的岩石重应力对支架造成的载荷强度，取8倍采高的岩石重应力。
P=8hγg=8×2.34×2.6×9.8=477KN/m2
其中：
h——————煤层采高，2.34m；
γ——————顶板岩石容重，2.6t/m3
（三）通过上述计算
1、8倍采高法计算支柱载荷477KN/m2。
2、参考同煤层矿压观测资料（见表3-1-1），最大平均支护强度=490kN／m2
3、选择工作面支护强度为491kN／m2，因此工作面支护强度应大于0.491MPa。
二、顶板控制
（一）根据以上矿压参数及支架阻力计算，液压支架选型为：
根据工作面条件与支架适应条件对照表可以看出，选用ZY2800／14／32轻型液压支架，在满足顶板管理支护强度需要的同时，也能满足底板比压值要求。
通过对比、验算，证明选用ZY2800／14／32能满足要求。
工作面条件与支架适应条件对照表表3-1-2
工作面条件
支架适应条件
倾角
22°
0--450
煤厚
1.7—2.8m
1.7---3.1m
煤硬度
中等
中等
底板比压
4.794MPa
0.5—1.35MPa
支护强度
0.491MPa
0.55—0.63MPa
（二）工作面单体支护密度计算
1、工作面支护强度应大于或等于50.1t/m2。
2、工作面支护密度计算
支柱实际工作阻力：
Rt=R0×Kz×Kg×Kb×Ka×Kh
=30×0.99×0.99×0.99×0.99×0.99=28.5t/根
其中：
R0：
支柱额定工作阻力，取30t/根
Kz：
支柱增阻系数,取0.99
Kg：
支柱工作阻力系数，取0.99
Kb：
支柱不均匀系数，取0.99
Ka：
工作面倾角系数，取0.99
Kh：
工作面采高系数，取0.99
工作面要求支护密度N=Ps/Rt=50.1/28.5=1.76根/㎡
3、工作面选取单体支护密度
1/（0.7×0.8）=1.78根/㎡
工作面单体支护密度1.78根/㎡>1.76根/㎡
故单体支护段选取排距0.8m，柱距0.7m完全能满足要求。
4、柱鞋直径确定：
根据对该工作面煤岩力学性质测定结果，1202E工作面底板允许载荷强度为4.794MPa。
柱鞋形式和尺寸一般应根据顶板类级、底板类级进行选择计算,应使柱鞋面积大于等于可防止发生支柱钻底的最小底座面积,。
即应满足式<1>的规定:
S≥Smin……………………..<1>
式中:
S----支柱的底座面积
Smin---支柱的最小底座面积
最小底座面积的计算:
根据支柱额定载荷与实测允许底板载荷强度，按照式<2>进行计算.
Fmin=F/P×10-3…………………….<2>
式中:
F--支柱额定载荷平均值,单位KN.本次计算取支柱全部在额定阻力状态下工作时（最坏状态下）支柱的平均工作阻力30t（294KN）.
P-允许底板载荷强度。
1202E工作面载荷强度取4.794MPa。
Smin=F/P×10-3=294/4.794×10-3=61.3×10-3m2=613cm2
根据以上计算和我矿已采二层工作面开采经验，可知，工作面正规支柱加穿直径43cm铁鞋或使用规格为0.6*0.2m2的M鞋支设完全符合要求。
（三）乳化液泵站
1、泵站及管路选型、数量
乳化泵选用BRW-200／31.5型两台。
供液管路选用高压胶管，耐压45MPa以上。
2、泵站设置位置
泵站安设在回风巷距离切眼500m的位置。
3、泵站使用规定
要保证泵站压力不小于30MPa，乳化液浓度3%--5%。
要加强支架与泵站的维修,杜绝系统的窜漏液。
第二节工作面顶板管理
工作面支护采用ZY2800/14/32型支架，全部垮落法管理顶板。
工作面最大控顶距3.74m，最小控顶距3.14m。
一、正常工作时期顶板支护方式
（一）支护方式
工作面顶板支护采用及时支护的方式，即采煤机割煤后，先移架后移运输机。
施工顺序为：
割煤→移架→移运输机。
（二）移架方式
本工作面采用本架操作，推机割煤时采用追机移架的方式对顶板进行支护，在采煤机割煤后，先移支架，再移运输机，即割煤—移架—移运输机；正常移架要滞后采煤机滚筒6—9m。
提机割煤时采取分段停机移架的方式对顶板进行支护，分段距离不大于60m。
顶板破碎或片帮严重时要紧跟前滚筒停机移架或超前移架。
采用带压移架的方式移架，移架步距0.6m。
移架过程中随时调整支架，保证支架垂直煤壁。
端头处三架排头架的移架的顺序为：
先移2#架，后移1#架，再移3#架。
（三）移架质量要求
工作面支架初撑力不得低于24MPa；移架步距为0.6m；移架要作到少降快拉，防止出现漏顶现象；移架后必须保证支架齐直，其偏差不大于±50mm，支架中心距在1500±100
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