永财坡8301综采工作面作业规程.docx

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永财坡8301综采工作面作业规程

第一章概 况

第一节工作面位置及井上下关系

表1-1工作面位置及井上下关系表

煤层名称

3#层

水平名称

+1040

采区名称

8301采区

工作面名称

8301

地面标高（m）

1290-1314

工作面标高（m）

1024.8～1040

地面位置

8301工作面地面多为旱地，在矿界内基本无建筑物和民房。

井下位置

及四邻

采掘情况

8301工作面西面有采空区，并与5301、2301工作面相接，南面为实体煤，东面为采区边界。

回采对地

面设施影响

回采对地面设施无影响。

走向长（m）

820

倾向长（m）

160

面积（m2）

131200

第二节  煤     层

 表1-2煤层情况表

煤

层

情

况

煤层总厚

（m）

0～6.22

煤层结构（m）

煤层倾角

（度）

近水平

3.55

简单

稳定

本工作面煤层属于侏罗纪大同组3#层煤，煤层平均厚度3.55m，煤层赋存较稳定，煤层倾角平缓，与下部5#层层间距10.01-70.17m,平均为48.04m。

煤质情况

为低灰分、低硫分、高热值优质动力煤

第三节  煤层顶底板

表1-3煤层顶底板情况表

顶板名称

岩石名称

厚度（m）

岩性特征

老顶

粗砂岩

7m以上

灰白色粗砂岩，上部含有少量砾岩，成分为石英，长石为主。

直接顶

含啥粗砂岩

1

灰白色粗砂岩，上部含有大小不等小砾岩，成分为石英，长石为主。

伪顶

粉砂岩

0-0.2

灰黑色，层里发育极易垮落

直接底

粉砂岩

3

灰褐色，致密成块状，性较脆。

老底

（附图1:

130101工作面地层综合柱状图）

第四节 地质构造

1、工作面地质构造比较简单。

2、本工作面所采掘的3#煤层为侏罗系大同组煤层，工作面内有六个落差1.8-3.0m的小断层，无其它地质构造。

3、回采时需要注意顶、底板变化及淋01水情况。

第五节  水文地质1

1、本盘区由于地形所致，3#层有采空区，随着煤层的开采，采空区积水现象将增多，对下覆煤层开采影响将最大，为此，对采空区积水要坚持长期监测，全面掌握采空区积水情况。

本区域岩溶发育，含水层总厚度约20m，局部有强含水层段，渗透系数0.03-10.1m／d。

2、回采前必须进行探放水工作，坚持“有采必探，先治后采”的原则。

3、水文情况

（1）根据掘进资料分析，该区域水文地质条件简单，在掘进揭露各含水层和遇地质构造时，可能出现淋水现象，对正常回采影响较小。

（2）涌水量情况。

预计最大涌水量为0.56m3／min，正常涌水量为0.28m3／min。

4、完善矿井排水系统，按煤矿安全规程要求配备相应的45KW水泵和排水管路，预防突发水害的抢险工作，确保能正常排水。

第六节 影响回采的其它因素

表1-5影响回采的其它地质情况

瓦斯

绝对瓦斯涌出量2.78m3/min

煤尘

最低岩粉用量36.88%具有爆炸性

煤的自燃

自燃发火期为6个月

地温

正常

地压

正常

第七节 储量及服务年限

一、储量

块段号

走向长

（m）

倾斜长

（m）

面积

（m）2

煤厚

（m）

容重（t/m3）

工业

储量

（t）

回采率

（%）

可采

储量

（t）

820

160

131200

3.55

1.3

605488

95%

575213

参数选取：

1、容重：

以地质报告，结合化验结果取1.3t/m3。

2、面积：

计算机读取。

3、厚度：

取实际平均煤厚。

二、工作面服务年限

停采线大巷保护煤柱400m（工作面外部受断层影响不可采），本工作面8301运输顺槽790m，回风顺槽820m，设计可采走向长度410m，倾斜长度160m，实际可采储量为：

Q=L×L1×M×R×95﹪

式中：

Q—实际可采储量，t

L—实际可采长度，m

L1—倾斜长度，m

M—工作面采高，m

R—煤容重，t/m3

Q=410×160×3.55×1.3×0.95＝287606T

 可采期=工作面实际可采长度/月设计推进进度=410/（0.8×6×25）≈3.4月

第二章 采煤方法

 一、采煤方法的选择

根据煤层的赋存条件以及工作面设备选型情况，确定本工作面采用单一长壁后退式采煤方法，由东向西倾向开采。

顶板采用全部垮落法辅助人工强制放顶管理顶板。

二、采高的确定

根据所选液压支架的支撑高度、工作面煤层厚度以及采煤机的最大采高等主要因素综合考虑，根据煤层实际赋存状况，平均采高3.55m。

三、循环进度的确定

工作面8301运输顺槽长790m，回风顺槽820m，设计可采走向长度410m，倾斜长度为160m。

采煤机最大截深0.8m，考虑到工作面地质构造情况及设备的配套情况，确定循环进度为0.8m。

第一节 巷道布置

 一、采区设计、工作面巷道布置概况

本工作面位于3#层8301采区。

工作面采用双巷布置，其中一条运输顺槽,一条回风顺槽。

二、本工作面为双巷布置，切巷与两顺槽垂直，顺槽沿东西方向布置，工作面切巷沿南北方向布置。

8301运输顺槽为运煤、进风顺槽，8301回风顺槽为运料、回风顺槽。

1、巷道规格及支护方式：

（1）、8301运输顺槽支护方式为锚网索联合支护；顶板采用φ18×2200mm螺纹钢、锚杆排间距900×1000mm和φ15.24mm×4200mm锚索、排间距为1500×3000mm。

联合支护，两帮采用φ18×1700mm高分子树脂锚杆并挂高分子树脂网。

断面为矩形宽×高=4.3×2.5m。

（2）、8301回风顺槽支护方式为锚网索联合支护；顶板采用φ18×2200mm螺纹钢、锚杆排间距900×1000mm和φ15.24mm×4200mm锚索、排间距为1500×3000mm。

联合支护，两帮采用φ18×1700mm高分子树脂锚杆并挂高分子树脂网。

断面为矩形宽×高=3.5×2.5m。

（3）、切眼顶板永久支护采用锚杆、锚索、钢梁、钢带及金属网联合支护。

锚杆规格为φ18mm×2000mm螺纹钢，排间距800×900mm。

锚索规格为φ15.24mm×6000mm钢绞线，排间距1600×1300mm。

断面为矩形，巷道规格：

宽×高=6.5×2.5m。

2、顺槽掘进顶底板情况

本工作面两顺槽沿3#层底板掘进。

三、其它巷道

1、回风绕道

位于8301回风顺槽距风门10m处，长30m，宽3.5m，高2.5m，用于工作面回风顺槽与集中回风巷的联接通道。

第二节采煤工艺

一、采煤工艺

该工作面选用MG500/1180-WD双滚筒采煤机割煤，采用倾斜长壁后退式采煤方法，采高3.55m，截深为0.8m，循环进度为0.8m。

1、生产工艺过程：

采煤机由运输机头（尾）斜切进刀→割实煤→移架→移溜。

2、具体工艺如下：

（1）割煤、装煤

工作面割煤采用端部斜切进刀双向割煤，斜切进刀段长度为30m，进刀深度0.8m。

进刀后，割透端头煤壁，把尾部溜子推出，使得刮板运输机弯曲段大于18m后，进刀，通过18m弯曲段至30m处，使得采煤机达到正常截割深度，按要求推移刮板运输机至平直状态。

然后向尾部割煤、移架，割透煤壁，将2个滚筒的上下位置调换，机组开始由溜尾向溜头方向正常割煤，进入正常割煤状态，滚筒割下的煤通过滚筒旋转甩至工运机上运走。

当机组割到尾时，斜切进刀方式与溜头相同。

正常情况下，机组前滚筒（前进方向的滚筒）割顶煤，后滚筒割底煤，依靠后滚筒转动自动装煤，剩余的煤由铲煤板自动装入前运输机。

机组割煤要严格控制好采高、顶煤、底煤。

必须割平且不留底煤，将煤壁割成直线。

（2）移架

本工作面支架操作方式为手动单架依次顺序式操作，采用及时支护方式，随着采煤机割煤及时顺序移架追机作业，移溜后及时移架。

在顶板完整、压力小的情况下，移架滞后采煤机后滚筒4～6架，在顶板破碎、压力大的情况下，移架滞后采煤机前滚筒1～2架，进行超前移架，若移架速度赶不上采煤机运行时，必须降低采煤机速度或停机移架。

支架初撑力为25.5Mpa。

作业中，移架降柱时，支架顶梁与顶板保持150～200mm距离，不得太大，移架后，支架端面距不得大于340mm，升柱时，必须保证支架与顶板接触严密，达到初撑力。

（3）推溜

工作面推移刮板运输机距采煤机后滚筒不小于15m，保证刮板运输机弯曲段长度不小于18m，严禁刮板运输机出现急弯，弯曲段最大不超过3°。

推溜要在刮板运输机正常运转中进行，保持弯曲段圆滑，移溜子要保持一条直线。

（4）移溜头、溜尾

当机组割通溜头或溜尾实煤，前、后滚筒退至距溜头或溜尾30m后，方可进行移头或移尾工作，必要时用回柱绞车配合端头支架推移千斤顶将溜头、溜尾前移，使用回柱绞车拉溜头时，必须停止工运机运行。

（附图3：

采煤机斜切进刀示意图）

二、工作面正规循环生产能力

1、循环产量

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—工作面设计采高，m；

γ—煤的容重t/m3 ,取1.3；

c—工作面采出率，95%。

W=160×0.8×3.55×1.3×95%≈561（t/循环）

2、日生产能力

W1=W×N=561×6=3366T

式中：

N—日正规循环次数，刀；

第三节 设备配置

一、工作面设备布置表

编号

设备名称

型号功率

数量

备注

 8301工作面

采煤机

MG500/1180-WD

1台

掩护式支架

ZZ9200/24/50

88架

ZZG12000/24/50

6架

刮板输送机

SGZ—1000/1400 

1部

8301运输顺槽 

转载机

SZZ-1000/375

1部

皮带输送机

DSJ100/40/2×55

1部

自移机尾

ZY2700

1部

破碎机

PCM250

1台

回柱绞车

JM-20

2台

照明综保

ZBZ-4.0

1台

移变

KBSGZY-2000/10/3300

2台

移变

KBSGZY-1250/10/1140

1台

乳化液泵

BRW400/315

2台

1箱 

喷雾泵

BPW315/12

2台

1箱

真空磁力起动器

QJZ-2×60/1140/4

2台

QBZ-120/660（380）

2台

QFZ-30/660

1台

 8301

回风顺槽

回柱绞车

JM-20

1台

调度绞车

JD-2.5

1台

？

三、主要机电设备技术特征

1、采煤机：

型   号：

MG500/1180-WD        采   高：

3.0～5.0m

滚筒直径：

1800mm                 截   深：

0.63m

滚筒转速：

34.84r/min             摇臂长度：

2062.9mm

牵引速度：

0-7.28～12m/min        

总装机功率：

600Kw                机面高度：

1437.5mm

电   压：

1140V                  降尘方式：

内、外喷雾

最大卧底量：

380㎜                摇臂摆角：

±29.5°～-11.5°

机身总长：

（摇臂平直，两滚筒中心距）:

9.37m

2、液压支架：

型   号：

ZZS5600/14/28　       初撑力：

4810KN

工作阻力：

5600KN             支撑高度：

1.4～2.8m

立柱行程：

1400（675+725）mm支护强度：

0.73～0.98Mpa

支架重量：

17300㎏

3、工作面刮板运输机：

型   号：

SGZ—1000/1400            运输量：

2200t/h

链   速：

1.3m/s                 传动方式：

圆锥圆柱齿轮三级减速

电机功率：

2×700kw               电   压：

3300V

4、顺槽转载机：

型   号：

SZZ-1000/375         运输量：

2500t/h

链   速：

1.3m/s              传动方式：

圆锥圆柱齿轮三级减速

电机功率：

375kw                电   压：

1140V

5、皮带机：

型    号：

DSJ100/40/2×55       带   宽：

1000mm

带    速：

3m/s               电   压：

660V

功    率：

2×55KW               生产能力：

2500t/h

6、乳化液泵：

型   号：

BRW400/315          流   量：

400L/min

压   力：

31.5MPa                功   率：

125KW

重   量：

3000kg                 电   压：

1140V

（附图4：

130101工作面设备布置图）

？

？

？

？

第三章 顶板管理

第一节支护设计

一、支架选型

1、本工作面来压强度值估算为（采用8倍采高法）：

P=9.81×M×r×K  

式中：

M—工作面采高 ，3.55m；

r—顶板岩石容重,2.5T/m3；

K—工作面支架应该支护的上覆岩层厚度与采高之比，8。

P=9.81×3.55×2.5×8=696.51（KN/m2）

2、支护密度

N=支架数量/支护面积=94÷（160×5.69）=0.103架/m2

3、支护强度=支护密度×工作阻力

=0.103×9200=947.6KN/m2

根据以上计算可知：

工作面最大平均支护强度为947.6KN/m2。

工作面合理支护强度为696.51KN/m2。

支架额定支护强度大于顶板来压强度，故支架能满足安全支护要求，选用ZZ9200/24/50型支架可以维护工作面顶板。

本工作面倾斜长度160米，工作面布置94架液压支架，中心距1.75米。

头、尾布置过渡支架3架。

4、工作面支架初撑力：

工作面在开采过程中，泵站压力为31.5MPa，支架初撑力为25.5MPa，不得小于泵站压力的80%。

二、巷道顶板压力估算

因8301运输顺槽巷宽4.3m，8301回风顺槽巷3.5m，故以8301运输顺槽进行估算:

Q=[L×4/3×r×（A/2）2]/f

=[40×4/3×2.5×（4.3/2）2]/7

=88t

式中：

Q－巷道顶板压力，t；

L－巷道超前支护长度，40m；

r－顶板岩石容重，取2.5t/m3；

A－巷道跨度，4.3m；

F－岩石坚固系数，取7。

超前支护40m范围内巷道顶板压力为66t，超前支护使用DW31.5型液压单体柱支护，液压单体柱工作阻力为35t，按估算巷道应支单体柱数88/35=1.89根，所以8301运输顺槽超前支护90根，回风顺槽超前支护120根，头、尾端头各支4根，满足支护要求。

三、选择合理的支护材料

工作面选用ZZS9200/24/50型液压支架支护，端头选用ZZG12000/24/50 型液压支架支护，8301运输顺槽超前支护采用DW31.5-350/110X型单体柱配1.0m铰接顶梁进行走向支护，倾向架圆木刹顶，一梁一柱，超前支护长度30m。

8301回风顺槽超前支护采用DW31.5-350/110X型单体柱配1.0m铰接顶梁进行走向支护，倾向架圆木刹顶，一梁一柱，超前支护长度40m。

若遇到压力过大或顶板破碎区域倾向架11#工字钢。

三、乳化液泵站

1、泵站型号：

BRW400/31.5 型     

数  量：

两台（其中一台使用，一台备用）

2、泵站设备位置：

位于8301运输顺槽靠工作面侧轨道上的串车中。

3、使用规定：

严格执行“谁停泵，谁开泵”制度，泵站压力必须保持30～31.5MPa。

乳化液配制必须使用自动配比器，必须使用折射仪检查配比浓度使其达到规定值

3﹪～5﹪。

第二节  顶板管理

一、顶板管理

本工作面采用94架ZZS9200/24/28型支撑掩护式支架，采用及时支护，自然垮落法辅以人工强制放顶的方法处理采空区，最小控顶距5.09米，最大控顶距5.69米，端面距0.34米。

二、放顶工作

1、初次放顶

（1）初次放顶步距的确定

初次放顶步距计算公式：

Lmax=H×C×

式中：

Lmax——直接顶初次跨落步距，单位（米）

H——直接顶冒落高度，单位（米）

C——直接顶分层影响系数，取C=1

f——岩石的抗拉强度粉砂岩取140t/m2

P——单位面积上的岩层载荷t/m2

冒落高度H=M/K-1式中：

工作面采高取3.55m

K——采空区矸石碎胀系数取1.3

H=3.55/（1.3-1）=11.8m

P=H×d  （d——岩层容重取2.6T/m2）

P=11.8×2.6=30.68T/m2

则：

Lmax=11.8×1×

=35.4m

根据计算和经验类比分析，确定8301工作面初次放顶步距为35.4m。

（2）炮眼布置

A、当工作面老塘区悬顶距达到35.4m时，工作面停止割煤，由综采队在工作面布置初次放顶炮孔（运输顺槽5个，回风顺槽5个），详见放顶安全技术措施。

（附图5：

放顶炮孔布置图）

B、要求长孔装药不少于7Kg，短孔装药不少于5Kg，其余部分均用水炮泥和黄土充填，并在孔外留有0.5米的空穴，炸药使用高威力炸药，安全导爆索导爆，启爆时，要领取瞬发电雷管和硝铵炸药，装配后与导爆索捆绑填入炮孔，封泥后启爆。

装药时采用正向装药。

C、启爆时，每组炮孔、雷管、脚线均要求串联，并一次启爆。

（3）初次放顶

炮孔布置完毕后，工作面向前推进，炮孔距支架切顶线1.2～1.5m时，开始放顶作业。

初次放顶时，每班都要有安全管理小组人员跟班指挥，检查初次放顶措施的执行情况，发现问题及时处理。

初次放顶前由队长通知有关部门参加，初次放顶时工作面支护数量、质量必须保证100％。

只有在初次放顶安全管理小组确认为古塘顶板冒落高度达到采高的1.5倍时，工作面方可进行正常回采。

（4）放顶要求

为保证放顶效果，工作面两顺槽内的锚杆托板及锚索在进入放顶线前必须拆除，具体规定为端头裸露的锚杆和锚索在进入切顶线前拆除，进入支架的托板、锚索在进入前探梁前拆除。

若顶板破碎，压力增大的情况下可以不拆。

初次放顶后，要求在古塘侧顶板拉开3～4m的槽，顶板的冒落高度普遍大于采高的2倍以上，以破坏古塘顶板的完整性。

（5）放顶作业开始前，必须对放炮地点进行瓦斯检查，如爆破地点20米范围内瓦斯浓度达到1%时，严禁放炮。

通风区必须制定专门措施，采取措施，确认无任何隐患方可放炮作业。

2、循环放顶

初次放顶完成后，随工作面推进，循环放顶眼布置在皮带、回风两顺槽顶板上，循环放顶步距15m。

当炮孔距切顶线1.2～1.5米时，进行放炮作业。

3、局部放顶

工作面在正常开采当中，落三角悬板不得超过5×10m2，工作面悬板不得超过2×10m2，否则，工作面必须停止推进，进行局部放顶作业后，方可恢复正常生产。

4、放顶方法

工作面初次放顶要求从工作面老塘区悬顶距达到35.4m开始放顶。

循环放顶采用自然冒落与人工强制放顶的方法进行。

放顶工作由矿综采队采用ZYJ280/150型钻机在上下两巷提前打深孔、装药。

综采队在工作面推进到将顶眼让到古塘距切顶线1米处进行联线启爆，以破断工作面古塘悬板在两巷煤柱支撑处的整体性和连续性。

5、放顶组织

放顶工作由综采队执行，在警戒线处布控，监督进入工作面的所有人员，放顶后，由瓦斯员、安监员、放顶领导组成员，详细检查放炮地点及工作面的安全情况，发现问题及时处理。

第三节  运输巷、回风巷及超前、端头顶板管理

一、工作面运输巷、回风巷的顶板管理

1、8301运输顺槽支护方式为锚网索联合支护；顶板采用φ18×2200mm螺纹钢、锚杆排间距900×1000mm和φ15.24mm×4200mm锚索、排间距为1500×3000mm。

联合支护，两帮采用φ18×1700mm高分子树脂锚杆并挂高分子树脂网。

断面为矩形宽×高=4.3×2.5m。

2、8301回风顺槽支护方式为锚网索联合支护；顶板采用φ18×2200mm螺纹钢、锚杆排间距900×1000mm和φ15.24mm×4200mm锚索、排间距为1500×3000mm。

联合支护，两帮采用φ18×1700mm高分子树脂锚杆并挂高分子树脂网。

断面为矩形宽×高=3.5×2.5m。

3、两顺槽超前支护

（1）8301运输顺槽:

使用采用DW31.5-350/110X型单体柱配1.0m铰接顶梁进行走向支护，倾向架圆木刹顶，一梁一柱，超前支护长度30m。

支柱防倒、钢梁防掉装置齐全有效，初撑力为11.5Mpa。

从工作面煤壁起30m范围内支设，共支设90根，柱距、排距见超前支护图。

若遇到压力过大或顶板破碎区域倾向架11#工字钢。

（2）8301回风顺槽:

使用采用DW31.5-350/110X型单体柱配1.0m铰接顶梁进行走向支护，倾向架圆木刹顶，一梁一柱，超前支护长度40m。

支柱防倒、钢梁防掉装置齐全有效，初撑力为11.5Mpa。

从工作面煤壁起40m范围内支设，共支设120根，柱距、排距见超前支护图。

若遇到压力过大或顶板破碎区域倾向架11#工字钢。

二、工作面安全出口的管理及要求

1、端头支护

工作面头、尾端头分别支设液压单体柱，单体柱分别与支架前后柱对齐，柱距1.0m，排距0.7m，端头小于0.7m不支护，0.7m～1.0m支设一根，1.0m～1.5m支设两根，大于1.5米可适当增大排距或增加一排单体柱。

支护防倒、防坠齐全有效，并挂尼龙网遮挡，挂严禁入内明示牌，避免人员误入古塘。

工作面两顺槽的安全出口必须经常保持畅通无阻，严禁堆放任何设备或杂物。

当煤机距头或尾20m，停止采煤机将超前首柱回去，首柱回去后，单体柱距工作面不能大于1.2m。

工作面必须按实际支护材料数量的20％准备备用支护材料,并在运料巷码放整齐。

2、端头支柱防倒、钢梁防坠装置必须齐全有效，支柱支到实底，并做到迎山有力，纵横成线，偏差小于±10CM，初撑力为11.5Mpa。

当端头顶板严重破碎时，由本班上岗干部根据现场情况增加支护。

3、所有单体支柱三用阀方向一致，阀端指向古塘。

4、工作面安全出口的要求：

工作面安全出口每班必须设专人清理维护,行人道宽度不小于0.7m，支护齐全，安全畅通且不影响通风行人。

5、超前支护不能提前回收，每循环只回收一个循环距离的单体支柱。

每巷最多两根，靠煤柱侧超前单体支柱在进入切顶线前进行回收。

6、端头支架前移与回端头单体液压支柱严禁平行作业，应先回出单体液压支柱再进行端头支架前移作业。

回单体液压支柱必须在机组割通头尾前20米后回出。

7、不得使用失效的单体支柱。

8、单体支柱防倒、钢梁防掉装置的使用要求

（1）单体支柱防倒装置安装在柱体统一位置，整齐成线。

支柱卸载时，先将支柱防倒装置固定盒上的紧固螺栓松开，然后将防倒杆抽出，卸柱后人工抬出工作面。

升柱后，将防倒杆插入固定盒用螺栓紧固好，即完成支