最终改为31米3213综采规程.docx

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最终改为31米3213综采规程

第一章概况

第一节工作面位置及井上下关系

3213工作面上邻3212工作面（已回采完毕），东起3215轨道巷及3213运煤下山，北邻F15断层（H=0～81∠65°～80°），其下伏四层煤局部开采，十一、十三层煤正在开采，其他煤层尚未开拓。

表一

水平名称

-580m

采区名称

三采区

地面标高

+191.76m

井下标高

-419.2m～-506.8m

地面的相

对位置

3213工作面地表投影位于近格庄北东、葛沟庄北西方向，泰新公路横穿工作面，地面主要为农田，无大型建筑物。

回采对地面设施的影响

回采后对地表设施有一定影响，应及时进行地表岩移观测，并采取相应治理措施。

井下位置及相邻关系

走向长度（m）

487-727/604

倾斜长度（m）

166-272/181

面积（m2）

109324

第二节煤层

工作面开采煤层为二层煤，煤层结构复杂，工作面煤厚1.3～2.6m，平均煤厚1.78m，含一层稳定的炭质砂岩夹矸，厚约0.03m。

根据工作面轨道巷、运煤巷、切眼实际揭露和钻探、附近钻孔资料，煤2以上局部发育煤2上分层，主要在轨道巷附近，工作面外段轨道巷附近，煤2与煤2上分层夹矸厚度较小，对工作面正常回采的影响较大。

具体情况如表二所示。

煤层情况表表二

煤层厚度（m）

1.3～2.6/1.78

煤层结构（m）

0.47（0.03）1.28

煤层倾角（°）

12～18/15　　

开采煤层

煤2

煤种

气煤

稳定程度

较稳定煤层

煤层情

况描述

煤层厚度1.30～2.6m，平均煤厚1.78m，煤厚变异系数19％，煤层倾角12°～18°，平均15°。

煤层总体为一单斜构造，走向北西，倾向北东，煤层结构复杂，含一层稳定的炭质砂岩夹矸，厚约0.03m。

根据工作面轨道巷、运煤巷、切眼实际揭露和钻探附近钻孔资料，煤2以上局部发育煤2上分层，主要在轨道巷附近，煤2上分层含1～3层，包括夹矸总厚度1.0～2.9m，平均厚度1.95m。

轨道巷煤2至煤2上分层间距变化较大，厚度在0.1～8.0m之间，平均厚度3.5m，运煤巷在过F13-1断层揭露正常二层煤附近间距为7.8m，再往以里钻探未揭露煤2上分层，运煤巷附近93-4#钻孔显示，该区域未发育煤2上分层。

煤2颜色乌黑，光泽暗淡，煤岩组分主要以暗煤为主，亮煤次之，呈条带结构，煤岩类型属半暗型煤，煤层内生裂隙发育，性脆易碎。

煤质指数：

水分1.6%、灰份20.45%、挥发分36.82%、发热量26MJ/kg、硫分0.63%、胶质层硬度16mm、磷P0.0064%，工业牌号为气煤，容重1.35t/m3，属低灰特低硫，中等可选煤层。

第三节煤层顶底板

煤层顶底板情况表表三

顶、底板

名称

岩石名称

厚度（m）

特征

老顶

中砂岩

浅灰白色，泥质或钙质胶结，局部受水浸染呈浅砖红色，普氏硬度系数f=5-6

直接顶

粉砂岩

1.1～10.9/5.45

深灰色，坚硬性脆，含植物化石，普氏硬度系数f=4

伪顶

炭质页岩

0～0.05

薄层状，局部发育f=1.2

伪底

炭质页岩

0～0.05

薄层状，局部发育f=1.2

直接底

粉、细砂岩

10.6

深灰色，含植物根部化石，遇水变软，普氏硬度系数f=4

老底

中细砂岩

19.5

灰白色，泥质胶结，块状构造，层理不明显，普氏硬度系数f=5-6

附图一：

煤层柱状图

第四节地质构造

1、断层情况以及对回采的影响

该工作面地质构造复杂，掘进过程中共揭露断层17条，落差从0.5～70m不等,均为正断层，其中轨道巷揭露8条，切眼揭露3条，运煤巷巷揭露6条，断层产状如下：

断层情况表表四

断层名称

走向（°）

倾向（°）

倾角（°）

性质

落差（m）

对回采的影响

175

正

无影响

157

247

正

1.2

有一定影响

141

231

60～71

正

1.0～3.0

影响较大

147

237

正

1.2

影响较小

132

正

0.7

影响较小

160

正

1.8

有一定影响

222

312

正

0.5～0.9

影响较小

129

正

2.0

影响较小

正

1.9

有一定影响

f10

151

241

正

1.4

有一定影响

f11

155

正

1.2

有一定影响

f12

153

正

无影响

f13

133

正

1.0

影响较小

f14

101

正

无影响

f15

269

359

正

0.7

无影响

f13

257

347

正

0.4～0.8

无影响

f17

108

正

0.5～1.0

无影响

2、褶曲情况以及对回采的影响

该工作面总体为一单斜构造，局部表现为宽缓的背斜构造，褶曲对工作面的回采影响较小。

3、其他因素对回采的影响（陷落柱、岩浆岩等）

根据矿井实际开采情况和物探资料表明，3213工作面范围内没有陷落柱发育和岩浆岩侵入。

附图二:

工作面运煤巷、轨道巷、切眼实测剖面图。

第五节水文地质

1、老空水：

该工作面开采过程不受上邻3212工作面老空水的威胁；预计四采二层轨道下山段存有老巷积水，开采时需按照规定提前对老巷积水进行抽排。

2、顶底板水：

区内煤层顶板主要含水层为山西组砂岩，间接充水含水层有第四系含水砂砾层及第三系砾岩，煤2上距第三系红层底部砾石层100m以上，大于煤2采高的40倍，不会对二层煤回采造成威胁。

区内煤层底含水层为太原组第一层，第四层石灰岩，本溪组徐家庄灰岩和草埠沟灰岩及奥陶系石灰岩，煤2下距奥灰200余m，奥灰水对二层煤开采无水害威胁。

矿井深部实际揭露表明，一灰和四灰均不含水，裂隙多为方解石充填，富水性差，可作为隔水层对待，对煤2的开采不构成威胁。

因此，影响煤2开采的主要含水层为山西组砂岩，即煤2顶板砂岩。

矿井实际开采及3213运煤巷掘进实际揭露表明，一般在断层带附近或顶板破碎处，裂隙发育，砂岩水常以顶板滴淋水形式进入工作面，顶板砂岩水以构造裂隙静水为主，属富水性弱的裂隙承压含水层，含水程度不均匀，静水储量小，易于疏干，对生产的影响较小。

总之，顶板砂岩水为矿井深部开采前组煤的主要充水水源，对工作面生产无灾害性威胁。

3、断层的（含）导水性：

工作面地质构造复杂，以正断层为主，井下实际揭露的断层，既不含水、也不导水，因此不存在断层导水威胁。

4、钻孔串水：

工作面邻近运煤巷处有地面勘探93-4#钻孔一个，该钻孔封孔用料为水泥和砂子，封孔起止深度为577.22～877.54m，钻孔终孔深度为877.54m，终孔层位为煤16以下细砂岩，所用材料封到第一个可采煤层（煤2）以上78.05m，分析认为封孔质量合格。

5、涌水量计算：

根据矿井正常涌水量与采空面积的相关性，求得3213工作面在一定时期内的涌水量与采空面积相关的富水系数来预计3213工作面开采期间的正常涌水量和最大涌水量：

KF=Q0／F0=1.2／56091=2.14×10-5m3／m2.h

其中：

KF----富水系数m3／m2.h

Q0-----580水平3212工作面开采后期正常涌水量m3/h

F0-----580水平3212工作面采空区面积m2

-580水平3213工作面采空面积为：

F=109324m2

-580水平3213工作面开采后期的正常涌水量预计为：

Q=KF×F=2.14×10-5×109324=2.45（m3/h）

根据以往矿井最大涌水量与正常涌水量的经验比值，3213工作面开采期间最大涌水量为：

Qmax=1.27Q=1.27×2.45=3.11m3／h。

6、其它水源的分析

回采过程中其他水源还包括防尘洒水和支架用液，但水量很小，对回采没有影响。

第六节影响回采的其它因素

一、影响回采的其它地质情况

影响回采的其它地质情况表表五

瓦斯

瓦斯涌出量为0.937m3/min.

CO2

CO2涌出量为1.867m3/min.

煤尘爆炸指数

本工作面二层煤尘爆炸指数为36.55%，具有煤尘爆炸性危险。

煤的自燃倾向性

本工作面二层煤为二类自燃煤层，最短自然发火期为67天。

地温危害

工作面内地温无异常，根据煤系地层地温梯度2.30C/100m计算，地温28.8℃～30.8℃，属一级热害，应加强通风降温。

冲击地压危害

不存在冲击地压倾向

二、冲击地压和应力集中区

3213工作面不存在冲击地压危害

第七节储量及服务年限

一、储量

3213工作面准备储量262706吨，回采储量249571吨。

走向长（m）

倾斜长（m）

面积（m2）

纯煤厚（m）

容重（t/m2）

准备储量（t）

回采率（%）

回采储量（t）

487～727

166～272

109324

1.78

1.35

262706

249571

604

181

二、工作面服务年限

工作面的服务年限=可采储量/设计月产量=249571/59520=4.2（个月）

第二章采煤方法

根据采区设计、煤层赋存条件和工作面的机械装备，确定采用单一长壁后退式采煤法，采用全部垮落法管理顶板

第一节　巷道布置

一、采区设计、采区巷道布置概况

本采区浅部以3212运煤巷为界，深部以DF5断层为界。

北至F15断层、东至DF5断层、南至F13断层，下覆四层煤尚未开采、十一层煤已开采完毕。

该采区使用原由四采二、四层运输系统，只需对原有系统进行修复,无需开展开拓施工。

二层煤布置三个回采工作面，首采工作面为4213面。

本采区设计于（2010）新矿生便字433号号文批准生效。

该方案二层轨道上山位于采区东南部，沿二层煤布置，二层：

4213轨道巷通过四采四层运煤下山上段、八采回风上山构成轨道及回风系统；4213运煤巷通过4213运煤反上山、四采四层运煤下山下段、八采煤仓、-580西大巷构成进风及运煤系统。

二、工作面轨道巷

工作面轨道巷沿煤层顶板掘进，走向布置，单轨巷道,采用平顶锚网索支护。

巷道为平顶断面。

锚杆间排距：

顶板锚杆间排距900×800mm;两帮锚杆间排距为：

600/750×800mm，锚索排间距为2200×1600mm。

巷道净宽：

3.8m，净高：

2.6m，净断面9.9㎡。

主要用于行人、通风和运料。

轨道巷内布置有防尘管（φ108）、排水管、风管各一趟

三、工作面运煤巷

工作面运煤巷沿煤层顶板掘进，走向布置，采用平顶锚网索支护。

锚杆间排距：

顶900×800mm；两帮锚杆间排距为：

600/750×800mm，锚索排间距为2200×1600mm。

。

巷道净宽：

3.8m，净高：

2.6m，净断面9.9㎡，主要用于行人、通风和运煤。

运煤巷内布置有防尘管（φ108）、排水管、风管各一趟，并布置有转载机和胶带输送机。

四、切眼

切眼沿煤层顶板掘进，矩形断面，采用锚带网加锚索支护。

锚杆间排距：

顶板锚杆间排距850×900mm，两帮锚杆间排距1100×900mm，锚索间排距为2000×2700mm。

净宽：

3.6m，净高：

2.8m，净断面：

10.1㎡

附图三：

工作面位置及巷道布置图（平面图）

第二节采煤工艺

一、采煤工艺

本工作面采用综合机械化采煤工艺。

工艺过程：

采煤机割煤→移架→推溜。

工作面采用MG300/700-AWDK型采煤机型双滚筒采煤机落煤、装煤，上下端头自开缺口，工作面使用SGZ-730/400型刮板输送机运煤。

循环进度为0.6m。

1、割煤方式：

本面采用双滚筒采煤机双向割煤，往返一次进两刀。

2、进刀方式：

采用端头斜切进刀方式。

斜切进刀长度以前一滚筒为准为25m。

（1）、溜头进刀及割煤

A、煤机下行割煤至溜头，推移吃刀口上部溜子。

B、返刀上行清理浮煤至吃刀口，沿溜子弯曲段斜切进刀。

C、停机停溜移溜头，调直面溜子。

D、煤机由吃刀口下行割煤至溜头。

E、返刀上行清理浮煤至吃刀口，停机停溜移溜头至吃刀口。

F、煤机继续上行割煤，跟机移架、移溜。

（2）溜尾进刀及割煤：

G、煤机上行割煤至溜尾，推移溜尾吃刀口以下溜子。

H、返刀下行清理浮煤至吃刀口，沿溜子弯曲段斜切进刀。

I、停机停溜移溜尾，调直面溜子。

J、煤机由吃刀口上行割煤至溜尾。

K、返刀下行清理浮煤至吃刀口，停机停溜移溜尾至吃刀口。

L、煤机继续下行割煤，跟机移架、移溜。

采煤机正常割煤采用前滚筒在上部（沿顶）、后滚筒在下部（沿底）的方式。

3、工艺要求

（1）、割煤：

沿顶底板双向割煤，往返一次进两刀，煤机速度要适宜，且保证顶底板平整，煤壁齐直，不得随意割底或留伞檐，见顶见底，一次采全高。

（2）、移架：

采用及时移架支护方式，移架滞后煤机后滚筒6～9m，追机作业，移架步距0.6m。

若顶板破碎,端面距超0.34m应拉超前架及时支护顶板。

（3）、推溜：

推溜子时严禁相向操作，滞后机组15～20m，弯曲段长度不小于15m，且要均匀过渡，推移步距0.6m，并保持平、直、稳。

附图四：

机组进刀方式、割煤方式示意图

二、采煤方法：

根据采区设计、煤层赋存条件和工作面的机械装备，确定采用单一长壁后退式采煤法，采用全部垮落法管理顶板。

三、工作面正规循环生产能力

工作面每天8个循环，循环进度0.6m，煤层厚度1.78m，回收率0.95，则

W=L×S×h×r×C

=181×0.6×1.78×1.35×0.95

=248t

L—面长（m）;S—进度（m）;h—采高（m）;r--容重（t/m3）;C—回收率

日割煤量=248×8=1984t

月产量=1984×30=59520t

第三节　设备配置

一、采煤机

型号：

MG300/700-AWDK适应采高：

1.4～3.2m滚筒直径：

1.60m

装机总功率：

700kW截深：

630mm牵引速度：

0-6m/min；

二、综采支架

型号：

ZY2800／14／32工作阻力：

2800kN

初撑力：

1581-2134kN支架高度：

1400-3200mm

支架宽度：

1420～1590mm支护强度：

0.53－0.6MPa

三、工作面刮板运输机　

型号：

SGZ-730/400型中双链运输能力：

700t/h

中部槽尺寸：

长×宽×高=1500mm×730mm×275mm

配用电机功率：

溜头一部电机：

200kW,溜尾一部电机：

200kW。

四、转载机

型号：

SZB-620/40T电机功率：

75kW运输能力：

400t/h

五、设备及配置管理

1、设备配置情况表

设备名称

规格型号

数量

电机功率kW

用途

采煤机

MG300/700-AWDK

1台

700

落煤

面溜子

SGZ730/400W

1部

2×200

工作面运煤

乳化泵

BRW-200/31.5

2台

125

供高压液体

喷雾泵

XRB2B

1台

防尘水加压

转载机

SGB—620/40T

1部

运煤巷运煤

运煤皮带

SD-150

1部

2×75

运煤巷运煤

2、设备管理

⑴建立健全设备台账，设备实行包机制，管理责任到人，包机人负责设备的完好及维修，所有的设备不准出现管理空档，所负责的设备出现问题，实行责任追究。

⑵设备定时检修维护，严禁带“病”运转。

⑶特种作业人员必须严格执行现场交接班制度，持证上岗，正规操作。

⑷按标准要求上全各种保护设施。

⑸容易碰到的、裸露的带电体及机械外露的转动和传动部分必须加装护罩或遮栏等防护设施。

⑹工作面配电点的位置和空间必须能满足设备检修和巷道运输、矿车通过及其他设备安装的要求，并用不燃性材料支护。

⑺严格执行停送电制度，停电必须挂牌，工作前进行验电、放电，严禁带电作业。

⑻机械部分的主要连接部件或受冲击载荷容易松动部位的螺母应使用防松螺母（备帽）或其它防松装置。

⑼同一部件的紧固件（包括平垫、弹簧垫）规格应一致。

⑽螺母拧紧后，螺栓螺纹应露出螺母1～3个螺距，不得在螺母下面加多余的垫圈或螺母来减少螺栓的伸出长度。

⑾各低压操作信号打点器都必须使用防爆按钮，严禁明电操作。

⑿各机械设备必须定期按时进行注油检查维修，以保证设备良好运行。

⒀井下照明和信号装置，应采用具有短路、过载和漏电保护的照明信号综合保护装置配电。

不得使用明火明电照明。

⒁井下所有机电设备必须标有“MA”标志。

附图五：

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、采用类比法进行设计

1、参考本煤矿同煤层4210面矿压观测资料，作为3213工作面矿压设计参数依据。

序号

项目

单位

同煤层实测

本面选取或预计

顶底板

直接顶厚度

7.35

基本顶厚度

1.2

直接底厚度

1.55

直接顶初次垮落步距

18.0

初

次

来

压

来压步距

32.5

最大平均支护强度

kN/m2

449.07

最大平均顶底板移近量

190.5

来压显现程度

明显

周

期

来

压

来压步距

13.5

最大平均支护强度

kN/m2

431.2

最大平均顶底板移近量

151.29

来压显现程度

明显

平

时

最大平均支护强度

kN/m2

361.98

最大平均顶底板移近量

107.69

直接顶悬顶情况

1.0

底板容许比压

MPa

13.04

直接顶类型

类

基本顶级别

级

Ⅱ

巷道超前影响范围

19.5

2、合理支护强度的计算

支架合理工作阻力即支护强度。

合理的支护强度应使支架围岩处于相对平衡状态，并使顶板下沉量控制在一定范围内。

尤其在基本顶来压时工作面处于最危险状态下，仍能使工作面顶板保持良好。

应用岩石自重法、实测法、位态方程法对3213工作面合理支护强度进行验算。

⑴岩石自重法

根据顶板运动特点，采用采高倍数和岩石密度计算支护强度：

P1＝k×hm×r＝8×2×25＝400kN/m2

⑵实测载荷法

本矿4210工作面实际观测数据：

初压强度为449.07kN/m2。

工作面基本顶初次来压步距（Co）32.5m，周期来压步距（C）13.5m；工作面初次来压时顶底板移近量为（△h'）　190.5mm，周期来压时顶底板最大移近量（△h）151.29mm；工作面最大控顶距（Lk）3.7m。

工作面直接顶厚度7.35m，岩梁参与运动厚度1.2m。

⑶位态方程法

在既定采高下，岩层组成及其各部分运动规律不随所用支护手段不同而发生明显的、质的变化。

在同一顶板条件下，不管是采用单体支柱支护，还是采用液压支架支护，顶板控制设计的基本要求和所需支护强度计算方法是一致的。

因此，综采工作面顶板控制要求的支护强度可以按单体支柱支护强度计算。

按照这一原则，对支架额定工作阻力进行计算。

同时，由于综采工作面安装后支护密度调整的随意性差，要求支架的额定工作阻力（PB）与控顶要求的支护强度（PT）相适应，即：

PB＝PT/Ky＝482.93kN/m2

Ky--------液压支架支护效果影响系数（Ky＝0.85）

PT＝A+Pe×（△hi/△hT）

＝hz×rz×f+He×re×Co△hT/4Lk×△h

=440.33kN/m2

式中，　A----直接顶作用强度

Pe----基本顶作用强度

hz----直接顶岩层厚度7.35m；

He----基本顶岩层厚度1.2m；

rz----直接顶岩层容重25kN/m3；

re---基本顶岩层容重25kN/m3

Co----基本顶初次来压步距32.5m；

△hT—-限定顶板最大下沉量（107.69mm）

△h—-实测4210最大下沉量（107.69mm）

Lk----最大控顶距3.7m；

f----直接顶悬顶系数1.0

经应用岩石自重法、实测载荷法、位态方程法验算确定3213工作面合理支护强度为449.07kN/m2。

3、支架适应性分析

3213工作面煤层厚度1.3～2.6m，平均厚1.78m。

根据岩性分析，煤层底板允许比压13.04Mpa，工作面所需合理支护强度449.07kN/m2。

ZY2800-14/32型综采支架最小结构高度1.4m、最大采煤高度3.2m，对底板比压（前端值）要求较小（平均1.18Mpa），支架支护强度0.53-0.60Mpa，支架与煤层赋存条件匹配。

根据煤层赋存条件选用ZY2800－14/32型支架，既解决了松软底板的管理问题，又有足够的支撑能力，对控顶区有较好地支护效果。

4、安全分析

⑴地质条件分析：

局部发育炭质页岩伪顶，厚度0～0.05m，直接顶为深灰色粉砂岩与煤2上分层互层，煤2上分层局部发育，含1～3层，直接顶厚度1.1～10.9m，平均厚度5.45m，粉砂岩坚硬性脆，含植物化石，普氏硬度系数f=4；根据运煤巷及切眼实际揭露，局部直接顶为浅灰色细砂岩，普氏硬度系数f=5；老顶岩性为浅灰～浅灰白色细、中砂岩，泥质或钙质胶结，局部受水浸染呈浅砖红色，普氏硬度系数f=5～6；伪底炭质页岩，厚度0.05m，直接底为深灰色粉细砂岩，含植物根部化石，遇水变软，厚度平均10.6m，普氏硬度系数f=4～5；老底岩性为灰白色中细砂岩，泥质胶结，块状构造，层理不明显，厚度平均20m，普氏硬度系数f=5～6。

使用综采支架，从根本上改变了工作面切顶线管理难度，可以杜绝断柱、飞销伤人事故和漏顶事故的发生。

⑵巷道布置分析：

3213工作面巷道标高-419.2m～-506.8m，工作面走向长487-727m，平均走向长604m，倾斜长166-272m,平均倾斜长181m，面积109324m2。

根据3213工作面煤层地质条件，工作面比较适应综采，在开采过程中随采随延长支架。

5、确定超前支护

根据集团公司《采煤技术管理规定》规定，及矿压地质条件选择DZ（22-28）-300/100型号的单体支柱进行端头及超前支护使用，支柱穿铁鞋。

超前支护距离不小于30米。

6、通过上述比较分析,确定3213工作面支护方式如下：

采用掩护式液压支架

液压支架型号：

ZY2800-14/32　　放顶步距：

0.6m

采空区处理方式:

全部垮落法

最大控顶距：

3.7m，最小

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