8105机采规程.docx
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8105机采规程
第一章地质概况
第一节工作面位置及井上下关系
水平名称
+700
采区名称
北翼采区
地面标高
890-1130
井下标高
660-671
地面相对位置
8105工作面地面位于天坛镇水地庄村东侧，
回采对地面设施的影响
地表无建筑物与河流，对开采无影响。
井下位置及与四邻关系
位于井田东部，东为北回风大巷和北运输大巷；南为东回风大巷、东运输大巷；西为采空区；北为8107工作面。
走向长度（m）
110
倾斜长度（m）
90
面积（m2）
9900
第二节煤层
煤层厚度（m）
4.88
煤层结构
简单
煤层倾角（0）
5-8
硬度
f3
开采煤层
9+10#
煤种
贫煤
稳定程度
稳定
煤层情况描述
位于太原组下段的顶部含一层夹矸，夹矸厚度0.80-2.10m，平均1.40m，煤层走向北东，倾向南东
第三节煤层顶底板
顶、底板名称
岩石名称
厚度（m）
硬度
特征
基本顶
K2石灰岩
6.57-7.71m
质坚硬
不易冒落
直接顶
伪顶
直接底
泥岩、粉砂岩
11.0-25.0m
较软
稳定性差
老底
第四节地质构造
井田位于沁水坳陷的西翼，霍山隆起的东翼，地层总体为走向北东，倾角南东的单斜结构，延伸较长的背、向斜，总的走向为北东向和南西向，从平面上看多呈现“S”型，大断层为走向北东的正断层。
区域地层由霍山隆起带，向东依次出露由老到新，出露齐全，自然剖面较完整。
本工作面无较大以上断层。
第五节水文地质情况
井田位于塔尔山丘陵台地水文区范围内，为贫水区，其西至临汾，为龙泉域，其东为沁河水文区。
正常年降水550-600mm，少雨年300-400mm，多雨年降水可达800mm左右，径流深50-75mm。
井田内含水系统主要为松散岩类孔隙水及碎屑岩类裂隙水，接受大气降水垂直渗入补给，由于富水微弱，地下水较为贫乏。
井田内煤层已开采近40年，井田南部的2、9+10#煤层大面积采空，2#煤层顶板为灰白色中厚层中粒砂岩，厚18.72m，为该煤层的直接充水含水层，2#煤层正常涌水量旱季为30m3/d，雨季时为40m3/d。
9+10#煤层顶板为K2灰岩，厚7.02m，为该煤层的直接充水层。
9+10#煤层涌水量旱季为50m3/d，雨季七、八月份可达80m3/d。
可见涌水量大小与大气降水关系密切。
目前工作面实见涌水量为0.
由于采空区面积逐年加大，采空区积水可能增加，将成为突水最大的隐患。
第六节影响回采的其它因素
瓦斯
绝对涌出量：
0.41m3/min相对涌出量：
1.97m3/t瓦斯等级：
低
CO2
煤尘爆炸指数
无煤尘爆炸性危险
煤的自燃倾向性
吸氧量为0.9354m3/g,自燃等级为二级，为自燃煤层，最短发火期为12个月。
地温危害
无
第七节储量及可采期
一、储量
计算过程：
工作面地质（可采）储量：
Q=LBHR＆=110m×90m×2.3m×1.48T/m3×95%=32000T
说明：
L→走向长度110m
B→倾斜长度90m
H→煤厚（采高）2.3m
R→容重1.48T/m3
＆→回采率95%
二、工作面可采期计算（按推进度计算）
可采期=110m÷1.8m∕日=61日（2个月）
第二章采煤方法
第一节巷道布置
一、工作面巷道布置
本工作面采用长壁后退式巷道布置，现运输顺槽与回风顺槽均为高2.0m，净上宽2.4m，下宽3m。
主顺槽用做采面运煤、行人、入风，副顺槽用作回风、运料、行人。
采高2.3m，走向长（剩余）110m，倾斜长90m。
两巷均采用工字钢棚支护。
二、采煤方法
1、本工作面采用走向长壁普通机械化采煤。
采用MG160/390——WD型采煤机落煤、装煤；SGJ630-220型刮板输送机运输；人工清扫浮煤；DW25-250/100型单体配DFB3200∕300π型钢梁支护；全部垮落法管理采空区。
2、工作面采高2.2m-2.4m，，日推进1.8m，月54m，月产煤15600T。
W=LSHr＆
式样中：
W—工作面月生产能力，t；
L—工作面平均长：
90m
S—工作面月推进度：
54m
H—工作面采高：
2.3m
r—煤的密度：
1.48t/m3
＆—工作面回采率95%
W=54m×90m×2.3m×1.48T/m3×98%=15600T
3、9+10#煤层夹石当工作面顶板，割煤时严禁破坏。
第二节回采工艺
一、采煤工艺
1、落、装煤方式
MG160/390——WD型采煤机落煤、装煤。
采煤工作面参数表
采煤方法
普通机采
落煤方式
采机落煤
工作面长
90m
倾角
5º～8º
采高
工作面2.3m
作业方式
三八制、三班出煤
循环进度
0.6m
采空区顶板管理
全部垮落法
采煤机型号
MG160/390—WD
工作面运输机
SGB630-220
支护形式
一梁三柱成对齐梁齐柱
采空区管理
全部跨落法管理采空区
采面回采率
95％
超前支护
单体π梁20m双排
最大控顶距
3.8m
最小控顶距
3.2m
2、进刀方式
如图所示，采煤机在工作面双向穿梭式割煤，采用“∞”字割煤法，斜切进刀方式。
割煤时前方滚筒割顶煤，后方滚筒割底煤，至端头出口处为半刀煤，上、下两个半刀合为前进一刀。
进刀方式
颈部斜切进刀
进刀位置
上头22m往下或下头22m往上
进刀方式图
二、回采工艺流程简要说明
（1）交接班
交接班组
交接班内容事项
生产班之间
向接班人员交代清楚本班设备运行和工作情况
生产班检修班之间
生产班各设备出现的问题及检修的准备工作
检修班生产班之间
机电设备情况及需要注意的问题。
（2）推移输送机机头、机尾
顺序
操作工序
操作要求
1
清理机头机尾浮煤
把机头（机尾）周围浮煤清理干净
2
调整端头支护
保证推移宽度满足要求
3
查绞车及绳、环境
确保完好、人员躲到安全地点
4
拉机头或机尾
稳、准，严防拉过
5
补齐单体柱
恢复端头支护一梁四柱。
（3）割煤
顺序
操作工序
操作要求
1
打开喷雾冷却水
冷却和喷雾装置齐全，水压、流量符合规定
2
启动采煤机
先发出开机信号，通知所有人员撤离到安全地点，采煤机附近无人和障碍物后方可开机
3
调好滚筒位置
保证采高，避免出现伞檐伞檐长度＜1m,宽度＜0.2m）
4
割煤
截割速度适宜，防止移架跟不上，确保三平两直一畅通。
（4）推刮板输送机
顺序
操作工序
操作要求
1
检查机道内是否有杂物
发现有杂物，必须及时清理，严格执行敲帮问顶制度，严禁在空顶下作业
2
检查各联接部件是否齐全可靠
防止千斤顶联接销脱落挤坏电缆
3
推移刮板输送机
各推移千斤顶要协调一致，保持平直，每次推0.2—0.3m，弯曲度不大于3°
4
打单体、护顶
单体支柱必须打成一条直线，顶板背实背严，严禁使用失效单体支柱，并系好防倒绳
（5）移架作业
顺序
操作工序
操作要求
1
铺网、联网
必须铺平拽紧，搭接100mm，联网距不大于200mm。
2
降柱、移柱、串梁
一对内的要移好一架再移另一架并做到快、匀、够、正、直。
3
跟机作业距离
跟机作业距离不大于20m，掐茬距离不小于15m。
4
采空区处理
倾斜5m、走向3m不冒落必须实行人工强制放顶。
（6）反空刀
顺序
操作工序
操作要求
1
调整滚筒位置
保证滚筒有适当的卧底量，能把底板割平。
2
牵引速度由小逐渐大
严禁一次加大到最高速度
3
停止采煤机
停止采煤机必须停止牵引
4
关闭供水闸门，断开滚筒离合器及扳开隔离刀闸
检修时或长时间停机时，必须将工作面运输巷采煤机开关停电闭锁
（7）颈部斜切进刀
顺序
操作工序
操作要求
1
交班留条件标准：
斜切进刀
除采机位置外，全工作面小空间。
2
双向割煤
上行割煤时必须有防溜子下滑措施
第三节设备配备表
序号
设备名称
型号
数量
备注
1
采煤机
MG160/390—WD
1
2
单体支柱
DW25-250/100
850
3
刮板输送机
SGB630-220
1
工作面前部溜子
4
带式输送机
SPT-650/30
1
5
移动变电站
KBSGZY-800/6
1
6
乳化液泵站
BRW80/20/660/660
2
7
回柱绞车
JH-14
1
8
运料绞车
JD-25
2
9
煤电钻
MZ-1.2
2
10
馈电开关
KBZ-400/1140
2
KBZ-400/660
2
12
干式变压器
ZY800/10
1
13
真空电磁启动器
QBZ-120/660
4
14
真空电磁启动器
QBZ-250/1140S
2
15
真空电磁启动器
QBZ-400/1140
1
16
照明信号综保
ZXB-4.0/660
2
17
π梁
DFB3200∕300
300
第三章顶板管理
第一节支护设计
1、支柱高度选择
Hmax=Mmax-C=2.4-0.1=2.3m
Hmin=Mmin-C-ΔSx-S=2.2-0.1-0.25-0.05=1.8m
ΔSx=ηMminL1=0.025×3.2×4.8=0.384m
式中:
Mmax、Mmin—煤层高度
C—顶梁厚度ΔSx—顶板下沉量
S—工作面顶板最大下沉量
L1 ——工作面最大控顶距
η—顶板下沉系数取0.025
工作面选用液压支柱规格型号DZ25-250/100，最大高度2.5m，最小高度1.7m，符合工作面要求。
2、工作面支护参数
项目
液压支架
微增阻支柱
急增阻支柱
木支柱
工作系数Kg
0.99
0.91
0.5
0.5
增阻系数Kz
0.95
0.85
0.7
0.7
不均匀系数Kb
0.9
0.8
0.7
0.7
采高系数Kh
﹤1.4m
1.5—2.2m`
1.5—2.2m
＞2.2m
1.0
0.95
0.95
0.9
倾角系数Ka
﹤100
110—250
260—450
＞450
1.0
0.95
0.95
0.85
1）工作面支护强度
Pt=kmｇ=7×2.3×25=402.5kN∕㎡
式中：
k—采高厚度系数，取7
m—工作面平均采高，取2.3m
ｇ—工作面顶板岩石平均重度，取25KN/m3
2）支柱有效支撑能力
PE=KEPA=0.8×300KN∕根=240KN∕根
式中：
KE——支柱有效支撑系数，单体支柱取0.8
PA—支柱最大工作阻力，PA=300KN
3）工作面所需支护密度
n=Pt/PE=402.5÷240=1.67根/m2
4）工作面支护的柱距
a=1/nb=1/0.8×1.67=0.75m
b—工作面支柱走向排距b=0.8m
决定采用0.7m一对，即每0.7m2架6根单体支柱。
5）工作面所需支柱数量
N=〔（90÷0.7）×6〕〕=770根
考虑工作面临时支护加强支护与备用数量要求，工作面支柱须增加10%—15%，顶梁增加2%—4%，工作面须配支柱850根，顶梁300根。
支护密度为：
大空间时:
770根÷（3.8m×90m）=2.25根∕㎡；
小空间时：
770根÷（3.2m×90m）=2.67根∕㎡；
6）单柱载荷：
大空间时：
402.5kN∕㎡÷2.25根∕㎡×1.3
=233kN∕根
小空间时：
402.5kN∕㎡÷2.67根∕㎡×1.3
=196kN∕根
式中：
1.3为载荷不均衡系数
均小于240KN∕根。
可以保证安全生产。
乳化液泵站选用RBZ—80/35A—80/350型，电机功率35KW，配套液箱型号X10PX，按规定购买乳化液。
第二节工作面顶板管理
DW25-250/100型单体配DFB3200∕300π型钢梁支护；全部垮落法管理采空区顶板。
一、支护密度
支护密度为：
2.46根∕㎡，走向排距0.8m，倾斜组距0.7m一组，组内梁距不大于0.1m，齐梁齐柱式布置。
最小控顶距3.2m，最大控顶距3.8m。
大空间连续存在长度不得大于40m。
下端头采用DW25-250/100型单体配DFB4000∕300π型钢梁，组成四对八架支护，上端头采用DW25-250/100型单体配DFB4000∕300π型钢梁，组成3对六架支护。
两顺槽超前支护采用DW25-250/100型单体配DFB3200∕300π梁，双排20m。
保证人行道宽度不小于0.7m，巷道高度不小于1.8m。
二、特殊支护
当采空区走向3m、倾斜5m不冒落时，必须采取人工强制放顶措施，放顶前必须在采空区侧第一排支柱上打好戗柱或戗棚。
戗棚规格为一梁两柱，戗向采空区方向。
三、铺网要求
该工作面是机械化采煤工作面，工作面需要人工铺设金属网，并与上下两巷顶网相连接。
1、沿倾斜铺设单层金属网，沿走向、倾斜双向搭接。
2、网与网搭接部分0.1m，联网必须双丝双扣，联网距0.25m。
3、上下端头铺金属网与原顺槽金属网相连接。
四、回柱要求
1、前移支架时，首先加固同组的上部一架，再回撤下部支架，先回撤采空侧支柱再回撤另两根支柱。
2、移架掐茬距离不小于15m。
3、回柱前必须清理好退路。
4、回出的支柱要立稳并系防倒绳。
五、开缺口爆破方式说明
下缺口2.4m，使用四对八架端头支护；上缺口1.6m；使用三对端头支护。
缺口宽度0.8m。
采用一炮一放，及时铺网串梁，杜绝空顶作业。
1、炸药、雷管消耗计算表
炮眼
名称
炮眼深度
（m）
炮眼间距
（m）
每孔装药量
（kg）
每循环
孔数
每单元
编号
起爆
顺序
上缺口
顶眼
0.7
1.0
0.3
2
1
3
腰眼
0.6
1.0
0.3
2
2
1
底眼
0.7
1.0
0.3
2
3
2
下缺口
顶眼
0.7
1.0
0.3
2
1
3
腰眼
0.7
1.0
0.3
2
2
1
底眼
0.7
1.0
0.3
2
3
2
设计炸药消耗量200kg/万t
设计雷管消耗量667个/万t
2、上、下缺口炮眼布置图
第四章生产系统
第一节运输系统
运输系统;工作面→2105巷→北运输大巷→东运输大巷→煤仓→主斜井→地面→皮带走廊→煤场
工作面采用SGB630-220刮板输送机；
2105巷采用SGB620-40刮板输送机，SPT-650/30带式输送机。
北运输大巷采用SPT-650/30带式输送机。
东运输大巷采用SPT-650/30带式输送机。
主斜井采用STJ-800带式输送机
地面采用SPJ-800带式输送机
皮带走廊SPJ-800带式输送机
第二节通风系统
一、通风管理
1、风量计算
①按瓦斯涌出量计算
Q采=100qk
Q采：
采煤工作面需要基本风量m3/min
Q：
瓦斯绝对涌出量0.41m3/min。
K：
不均衡系数，取2.
Ｑ采=100×0.41×2=82m3/min。
②按工作面作业人数计算：
Q采=4L
式中：
L工作面最高同时作业人数，根据作业组织安排最高64人。
Ｑ采=4×64=256m3/min
③按工作面一次最多爆炸炸药量计算
Ｑ采=25×3=75m3/min。
④按工作面温度计算
工作面
工作面风速V/m.s-1
空气温度
煤层厚度＜1.5m
煤层厚度＞1.5m
厚煤层
＜15
0.3-0.4
0.3-0.5
15-18
0.5-0.7
0.5-0.8
0.8
18-20
0.8-0.9
0.8-1.0
0.8-1.0
20-23
1.0-1.2
1.0-1.3
1.0-1.5
23-26
1.5-1.7
1.5-1.8
1.5-2.0
26-28
2.0-2.2
2.0-2.5
2.0-2.5
注：
有降温措施的工作面按降温后的温度计算
表5：
工作面长度调整系数表
采面长度
0-5
50-100
100-150
150-200
200-250
250-300
300以上
系数k
0.8
0.9
1
1.1
1.2
1.3
1.4
Ｑ采=60×8.05×1=456m3/min
综合以上配风标准计算结果，取按温度计算的结果配风不低于483m3/min。
2、风量验算：
Q1=V×S=15×8.05=121m3/min
Q2=V×S=240×8.05=1932m3/min
Q1＜Ｑ采＜Q2满足要求。
二、瓦斯管理
一、瓦斯监测监控系统
1、监控设备范围:
采煤工作面及回风巷.
2、探头安设位置及种类:
距回风巷口10~15m处设置甲烷、温度、CO传感器,回采工作面上隅角应安设便携式甲烷检测报警仪。
3、CH4、CO、温度等传感器必须完好准确（位置要符合规定要求），并定期进行校正，以适时监测工作面气体及温度等情况，加强上偶角通风管理，并每天抽样检查气体成分，并及时汇报有关人员、部门，当CO气体超限、温度升高、有煤焦油等气味时，应立即上报矿调度及相关部门，并及时采取措施，必要时撤出相关人员。
4、报警浓度.断电范围.复电浓度:
瓦斯报警浓度：
大于等于1.0%；断电浓度：
断电浓度大于等于1.5%；复电浓度小于1.0%.
5、在皮带头处安设馈电传感器,在乳化液泵站处安设馈电传感器,用于监测工作面及回风流所有非本质安全电器设备馈电状态.
6、要设专人负责对瓦斯断电仪的维修工作，发现问题要及时进行处理，要定期进行调试、校正，每10天进行一次校验。
7、所有安全监控设备之间必须使用专用阻燃电缆或光缆连接，严禁与调度电话电缆或动力电缆等共用。
防爆型煤矿安全监控设备之间的输入、输出信号必须为本质安全型信号，安全监控设备必须具有故障闭锁功能，当与闭锁控制有关的设备未投入正常运行或故障时，必须切断该监控设备所监控区域的全部非本质安全型电气设备的电源并闭锁，当与闭锁控制有关的设备工作正常并稳定运行后，自动解锁。
8、必须每天检查安全监控设备及电缆是否正常，使用便携式甲烷检测报警仪或便携式光学甲烷检测仪与甲烷传感器进行对照，并将记录和检查结果报项目部值班人员，当两者读数误差大于允许误差时，先以读数较大者为依据，采取安全措施，并必须在8小时内对2种设备调试完毕。
二、综合防尘
1、入风皮带巷供水管路上，每隔50m安设三通，供洒水用，并隔100m安设一组水幕，以净化入风流。
2、回风巷供水管路上，每隔100m安设三通，供消尘洒水用，在回风巷安设两组水幕，以净化风流。
3、各转载机、带式输送机，机头处安设一组喷雾降尘装置。
4、工作面及两巷内煤尘必须每班及时清扫，并定期洒水消尘。
5、湿式打眼、割煤喷雾、装煤洒水。
6、个体防护，佩戴好防尘口罩。
消防尘管路：
地面静压水池→副斜井→联络区段→东运输大巷→北运输大巷→8105工作面
三、防灭火：
1、内因火灾防治
工作面防治煤层自燃发火措施：
清净浮煤、注浆系统及监测系统必须保持完好，并备有一定数量的防灭火材料，当发现某处有发火迹象时，应及时上报矿调度室。
2、外因火灾防治
①井口附近20m范围内严禁明火。
②严禁带烟火入井。
③要害场所严禁用可燃性材料支护。
④使用过的易燃物料必须及时打扫干净、清除上井。
3、隔爆水槽按《煤矿安全规程》标准执行。
消防火管路：
地面静压水池→副斜井→联络区段→东运输大巷→北运输大巷→8105工作面
四、监测系统安全措施
1、在回风顺槽距工作面10米处安设一台甲烷传感器。
2、安装点要求支护良好，无滴水，保证甲烷传感器垂直悬挂距顶梁30cm、距帮20cm的巷道一侧。
3、工作面附近的甲烷传感器保证瓦斯浓度达1.0%时报警，瓦斯浓度达到1.5%时断电，复电点小于1%，断电范围为工作面及回风巷中全部非本质安全型电器设备。
4、甲烷传感器的控制电缆和电源线悬挂整齐，不得影响行人及运料。
5、控制电缆和电源线应随工作面的推进，由工作面班长作出处理，保证安装位置及要求，并保证甲烷传感器的正常工作。
6、甲烷传感器每10天进行一次调校。
第三节排水、供水
一、排水系统
本矿井正常涌出量5m3/h，最大涌出量10m3/h，垂高230m，现有3台D46-30×10型水泵，水泵房位于副井底附近，矿井涌水经工作面→北、东回风大巷→井底水仓→副斜井→地面沉淀池。
二、供水系统
1、供水方式为静压供水，供水水压≥3.0MPa。
供水线路如下：
地面→副斜井→东回风大巷→北回风大巷→5105巷、2105巷→工作面。
供水管路型号为2寸铁管，每50m出一个三通并设好闸门。
第四节供电系统
本矿井采用双回路供电，一路来自湾子里537线路35KV变电站送至我矿10KV专线，一路来自东郭变电站110KV线路送至我矿10KV专线，设备安装容量1484.8KW，工作容量1197.5KW，而回路型号均为LGJ-50mm2，预应力钢筋混凝土杆架，一路工作，一路备用。
8105供电系统图
地面10KV配电室→→0#高压开关柜→→东巷2#变电所→→
∣→→采煤机
→800KVA移变（1140V）→∣
∣→→刮板输送机
地面10KV配电室→→2#变压器S5-630/10000/6300→→井下
∣→绞车3部
∣→顺槽皮带
∣→顺槽刮板运输机中央变电所→东巷变电所（660V）→∣→乳化泵站
∣→水泵
一、供电概况:
8105工作面走向长度110m，工作面长度90m；供电方式拟定为：
采用移动变电站供电，其中高压10KV电源引自地面变电所高压开关柜，高爆开关设在东运输大巷555M处，移动变电站设在北大巷75M处。
在回风顺槽内铺设轨道，将乳化液泵站设在距工作面120米处运输顺槽内。
二、供电负荷统计：
（8105机采工作面供电负荷统计）
序号
名 称
型 号
功率（KW）
台数
合计
（KW）
电压（V）
使用
地点
1
电牵引采煤机
MG160/390-WD
390
1
390
1140
工作面
2
刮板输送机
SGB-630/220
2×110
1
220
1140
工作面
3
转载机
SGW-620/40
40
1
40
660
机巷
4
带式输送机
SPT-650/30
30
1
30
660
机巷
5
乳化液泵站
BRW80/20/6
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