1902综采作业规程.docx
《1902综采作业规程.docx》由会员分享，可在线阅读，更多相关《1902综采作业规程.docx（54页珍藏版）》请在冰豆网上搜索。
1902综采作业规程
目录
第一章概况2
第一节工作面位置及井上下关系2
第二节煤层2
第三节煤层顶底板2
第四节地质构造3
第五节水文地质3
第六节影响回采的其他因素4
第七节储量及服务年限5
第二章采煤方法5
第一节巷道布置5
第二节采煤工艺6
第三节设备配置9
第三章顶板控制9
第一节支护设计9
第二节工作面顶板控制12
第三节下巷、回风巷及端头顶板控制14
第四节矿压观测15
第四章生产系统16
第一节运输16
第二节“一通三防”与安全监控16
第三节排水20
第四节供电20
第五节通信照明21
第五章劳动组织及主要技术经济指标21
第一节劳动组织21
第二节作业循环22
第三节主要技术经济指标22
第六章煤质管理23
第七章安全技术措施24
第一节一般规定24
第二节顶板36
第三节防治水40
第四节爆破41
第五节“一通三防”与安全监控41
第六节运输44
第七节机电46
第八节其他49
第八章灾害应急措施及避灾路线50
第一章概况
第一节工作面位置及井上下关系
工作面位置及井上下关系，见下表。
工作面位置及井上下关系表
水平名称
1902工作面
采区名称
中一采区
地面标高/m
+997/+1008
井下标高/m
上+957/下+927
地面相对位置
地面相对位置位于嘎顺乌散矿井位于和什托洛盖镇以东直线距离15km处，地理坐标:
东经86°10′19″～86°14′03″，北纬46°31′35″～46°33′29″
回采对地面影响
地面无村庄分布，回采对地面无影响
井下位置及
相邻关系
1902工作面为B9煤层首采工作面，位于B9煤层+915西翼，相邻无回采工作面
走向长度/m
1900
倾斜长度/m
150
面积/m2
285000
第二节煤层
本工作面开采煤层为2-3煤层，具体情况见下表。
煤层情况表
煤层厚度/m
2.71～3.15
煤层结构
简单
煤层倾角（°）
平均10°至14°
2.94
开采煤层
B9煤层
煤种
长焰煤
稳定程度
基本稳定
煤层情况描述
该煤层较稳定，个别地段煤层中含有1层0.35-1.23m的炭质泥岩夹矸，结构较简单，对回采基本无影响
第三节煤层顶底板
工作面煤层顶底板情况见下表。
煤层顶底板情况表
顶板名称
岩石名称
厚度/m
岩石特性
老顶
细砂岩、粉砂岩泥岩
5—10
灰白色，致密
直接顶
炭质泥岩
1.8—3.5
灰色，遇水易膨胀。
伪顶
含炭泥岩
0.1
灰黑色
直接底
炭质或高炭质泥岩
0.5—1.0
灰--浅黑色
第四节地质构造
一、断层情况及其对回采的影响：
通过地面调查和钻孔控制，在整个采区范围内未发现断裂构造，因此，属简单构造区，对回采无影响。
二、褶曲情况及其对回采的影响：
本工作面内地质条件简单，大地构造单元属和什托洛盖中新生代断拗型盆地中段北缘的和什托洛盖凹陷东段，和什托洛盖凹陷是由一系列背向斜组成的复式向斜，采区就位于凹陷东部抬升区，多数褶皱在向东延深中消失。
地层分布受其控制，总体为向南倾斜的单斜构造，煤岩层倾向从中、东部的南倾170°转为西部南偏东倾140°，倾角总的变化趋势在走向上是西缓东陡，沿倾向是地表稍缓，深部略陡，煤岩层倾角呈有规律的变化，由东向西变化范围：
21°—18°—17°—15°—12°—10°—9°，平均倾角14°。
煤层在空间呈现出在东部收敛，西部撤开。
对工作面回采影响不大。
三、其他因素：
该工作面无陷落柱、火成岩等存在。
第五节水文地质
一、含水层的分析：
采区位于和什托洛盖盆地的中段北侧，北邻谢米斯台山，地势北高南低，地形开阔平坦，坡角1～5°，地形条件不利于地下水的形成。
采区范围内无常年性河流，也无山泉出露，仅在融雪期和暴雨后有暂时洪水流，大气降水是该地区地下水的主要补绘源。
采区内共有三个含（隔）水层，现分述如下：
1、第四系透水不含水层（Ⅰ）
大面积分布于采区内，主要由第四系上更新统—全新统的洪积层组成，厚2.38～19.25m，为一透水不含水层。
2、中侏罗统西山窑组孔隙，裂隙弱富含水层（Ⅱ）
仅小面积出露于采区西南部，而采区大面积被第四系松散物所覆盖，此含水层主要由（泥质）粉砂岩，泥岩夹砂砾岩，粗砂岩，中～粗砂岩、细砂岩及煤组成，含水层厚度18.31～41.31m，地层产状平缓。
主要受大气降水及雪融水的补绘，属弱富含水层。
3、第三系始新—渐新统乌伦古河组弱含水层（Ⅲ）
仅在采区西南角出露，为弱含水层。
二、其他水源的分析：
采区地形属山前洪积倾斜平原，基岩露头少，而第四系覆盖多，地势总体北高南低，地形有利于自然排水。
采区内无常年地表水流，气候属大陆性干旱气候。
受大气降水，雪融水对矿床充水的影响，矿床充水主要源于第Ⅱ含水层孔隙，裂隙承压水。
据ZK301孔、ZK303孔抽水试验资料：
钻孔单位涌水量（q）0.0092～0.0074L/s·m（q<0.1L/s·m），渗透系数（k）为0.018～0.366m/d。
利用大井法计算矿井850水平正常涌水量为137m3/h，考虑其他因素，矿井最大涌水量为187m³/h。
由此可知第Ⅱ含水层透水性较差、富水性弱，采区为顶底板直接或间接充水，水文地质条件简单的矿井。
三、工作面涌水量：
本工作面内水文地质情况简单，工作面机尾段淋水大，不影响工作面正常生产,其涌水量约为25L/min，其流水量会逐渐减少，水流经下巷流入回风下山，由+915水仓可抽出地面，不影响生产。
第六节影响回采的其他因素
一、影响回采的其他地质情况
影响回采的其他地质情况表
瓦斯
本矿井为低瓦斯矿井，但该工作面需加强通风管理，防止瓦斯积聚。
CO2
低CO2矿井，涌出量极小
煤的自燃倾向性
煤层易自然，自然发火期为一个月。
地温危害
地温无明显变化，对回采无影响。
冲击地压危害
无
二、冲击地压和应力集中区
该工作面无冲击地压。
应力集中区应为悬顶地段，由于该工作面赋存浅，不易形成大面积悬顶冲击，地压表现不明显。
三、地质部门的建议
1、预防煤层片帮、冒顶；
2、加强通风管理，严防瓦斯和CO积聚；
3、做好防灭火工作，防止煤层自燃发火；
4、加强资源回收工作管理，提高煤炭资源回收率；
5、局部地区受回采工艺及煤层赋存影响，会出现薄煤带造成回采困难，建议回采过程中加强探煤层工作，收集资料，及时调整工作面溜子坡度。
第七节储量及服务年限
一、储量
工作面工业储量：
本工作面可采走向长度1900m，工作面倾斜宽150m，采高2.9m，工作面煤炭容重为1.30t/m3，其工业储量约为107.445万t。
工作面可采储量：
102.072万t（回采率95％）。
二、服务年限
因该工作面为首采综采工作面，加之工人对综采工艺的熟练程度不够，所以工作面的服务年限暂按日推进3.6米，每月生产25天，月推进90米，工作面走向长1900米，则1902工作面服务年限为21个月。
第二章采煤方法
1902工作面采用走向长壁后退式综采采煤法，全部垮落法管理顶板。
第一节巷道布置
一、采区设计、采区巷道布置情况
该工作面位于B9煤层中一采区西翼+927m水平，工作面沿走向布置。
二、工作面上巷
1、支护形式：
沿顶掘进，采用锚网支护；部分地段采用锚网—木支架联合支护。
2、巷道断面：
设计高度2.6米，宽3.2米，断面为8.32㎡；
3、巷道用途：
与975石门连接，主要用于进风、运输。
三、工作面下巷
1、支护形式：
沿顶掘进，采用锚网支护；
2、巷道断面：
设计高度2.6米，宽3.2米，断面为8.32㎡；
3、巷道用途：
与915石门连接，主要用于运煤、回风、辅助运输。
四、采煤面切眼
1、支护形式：
切眼沿顶掘进分两次施工，先以小断面（2.2m×3m）贯通、采用π型梁+单体液压支柱支护；然后在进行扩巷，达到安装设计要求。
2、巷道断面：
设计高度2.2米，宽3米，断面为6.6㎡；
3、巷道用途：
连接上、下巷，形成通风、生产系统，提供回采空间。
第二节采煤工艺
一、简述采煤工艺。
（一）采煤方法
工作面采用走向长壁式综采采煤法，机采高度2.9m，截深0.63m，循环进度0.63m（不小于0.6米），全部垮落法管理顶板。
1、进刀方式：
采煤机的进刀采用端部斜切进刀的方式，割三角煤；斜切进刀距离≥30.377米（20架），进刀深度0.63米（不小于0.6米）；
2、采煤机割煤双向割煤，前顶后底、往返一次割两刀。
接班后，采煤机下行（下顶上底）割透端头煤壁后落下顶刀；追机移架至下端头3#支架；
3、割透端头煤壁后，落下顶刀反向上行（上底下底），自下而上推出溜子机头；
4、推溜时保证溜子弯曲段不小于15米，要滞后采煤机后滚筒15米；移下端头支架，移端头架顺序3#、1#、2#；
5、采煤机上行，上顶下底开始正常割煤，追机移架；割透端头三角煤，移架至77#支架；
6、割透上端头三角煤后，采煤机反向牵引，上底下底，至72#支架处。
7、沿溜子弯曲段，自下而上推出机尾溜子，将溜子顺直；
8、溜子顺直后，采煤机上行，上顶下底，割透上端头三角煤；
9、割透上端头三角煤后，采煤机调整上下滚筒位置，下行，下顶上底，开始正常割煤；采煤机下行割煤后，追击移架，分段推溜，每隔20架为一段，自下而上推溜；
10、采煤机下行割透端头煤壁后落下顶刀；追机移架至下端头3#支架；
11、割透端头煤壁后采煤机上行，上底下底至20#支架，采煤机入窝；
12、停机移下端头支架，自下而上推出溜子，将支架移直，溜子顺直；
（二）回采工艺
1、进刀方式。
进刀方式为工作面中部斜切进刀法，进刀点距上下口15--20m左右，进刀距离不得小于20m，进刀时牵引速度不得大于2m/min，单向割煤。
2、作业流程。
交接班（质量验收）→准备→割煤→移架→推移刮板输送机→进刀→端头作业→文明生产。
每班完成2个循环，详见附图4：
工作面作业流程图（略）。
3、工艺说明。
（1）割煤。
采煤机前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤并清煤，割平顶、底，不留伞檐；割顶时严防割支架前端和千斤顶，采煤机行至上下口时不得割煤体中锚杆。
装煤：
采煤机滚筒螺旋装煤；
运煤：
工作面SGZ800/630型刮板输送机→下巷SZZ—630/110型转载机→下巷DSJ100/63/2×90胶带输送机运煤→+915石门皮带DSJ100/160×1胶带输送机→+915煤仓→主井皮带→地面；
（2）移架。
采煤机割煤后，距后滚筒3--5m单架依次顺序随机移架，追机作业；移架要求：
移架时，降架幅度以能使支架前移为宜，主顶梁下降量控制在200㎜以内，防止支架咬架或漏顶煤，支架要移直站正；架前来压冒顶时，绞顶插花移架，赶不上割煤时，停止割煤。
移架做到快（移架速度快）、够（推移步距够）、正（操作正确无误）、匀（平衡操作）、平（推移溜移架确保“三直两平”）、紧（及时支护，紧跟采煤机）、净（及时清除架前架内浮煤矸）。
（3）推输送机。
滞后采煤机推移输送机，最小弯曲段约15m，按照从机头到机尾和从机尾到机头或从工作面中部向两头的顺序交替推溜，多点操作，推移后保证输送机平直，机头、机尾不滞后，不任意分段推溜。
严禁由两头向中间推移输送机。
（4）端头支架移设。
刮板输送机推直后，及时移设端头架。
移设端头支架前打好超前支护、清净浮煤、杂物，保持转载机平直，防止机头推掉道压坏带式输送机机尾等。
端头架分2--3次移到位，严禁伸完缸心而损坏缸体等。
移架时专人监护，严防夹破电缆及接线盒和冷却水嘴等；移架后及时升紧支架，支架顶梁平行顶板，端头后架不起拱。
（三）循环工艺
工作面采用综采生产工艺，一个循环0.63m（不小于0.6米），每天三班生产，一班检修，同时进行端头支护作业。
二、工作面正规循环生产能力
因工作面高度2.9m，工作面长度150m，一个循环0.63m（不小于0.6米），工作面日推进度3.6m，煤容重1.30t/m3，按回采率95％计算，则工作面循环产量和日产量分别为：
W＝LShγc＝（150×0.6×2.9×1.30×0.95）t=322t
W日＝LShγc＝（150×3.6×2.9×1.30×0.95）t＝1934t
式中W——工作面正规循环生产能力，t；
W日—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——煤的视密度，t/m3；
c——工作面采出率，%；
第三节设备配置（见下表）
工作面机电设备配置表
设备名称
规格型号
数量
单位
主要技术参数
备注
采煤机
MG300/730-WD
1
部
采高1.3-3m、倾角≤35°,牵引力419KN、牵引速度0-7m/min；1140V、
液压支架
ZZ5500-18/38
100
架
工作阻力5500KN、支护强度0.82-0.85MPa
刮板机
SGZ—800/630
1
部
1140V、315*2kw
带式输送机
DSJ100/63/2×90
1
部
630t/h、2m/s、660V
转载机
SZZ—630/110
1
台
110kw、30m
回柱绞车
JSDB-13
1
台
140KN、22KW
乳化液泵
BRW200/31.5A
2
台
1140/660V
备用一台
移动变电站
KBSGZY9-1000/G
2
台
1140/660V
串车
MP—1.5/6平板车
5
个
第三章顶板控制
第一节支护设计
一、工作面的支护设计
（一）工作面支护设计及支护
1、参考本煤矿同煤层矿压观测资料，选择本工作面矿压参数，可参考下表。
预计本工作面矿压参数
序号
项目
单位
本面预计
1
顶底板条件
直接顶厚度
m
2.5m左右
基本顶厚度
m
5m—10m
直接底厚度
m
5.12—6.82m
2
直接顶初次垮落步距
m
5-6
3
初次来压
来压步距
m
15—20
最大平均顶底板移近量
mm
20
来压显现程度
一般
4
周期来压
来压步距
15—20
最大平均支护强度
kN/m2
最大平均顶底板移近量
mm
20
来压显现程度
较明显
5
平时
最大平均支护强度
kN/m2
最大平均顶底板移近量
mm
20
6
巷道超前影响范围
正常生产时10m范围内较显著，周期来压时可达20m
2、2、液压支架工作阻力计算：
根据现在比较的通用岩石容重法公式计算：
Qz=Kd×M×Y×/（K-1）=1.2×2.9×2.5×10/（1.5-1）=174KN/m2式中：
Qz———支护强度，KN/m2
Kd———动载系数，取1.2
M———综采一次采厚（煤层厚度2.9m）
Y———顶板岩石容重，2.5×10KN/m3
K———冒落矸石碎胀系数，1.5
支架工作阻力：
P=Qz（Lk+Ld）B=168×（0.3+4.23）×1.5=1142KN式中：
P———支架工作阻力，KN
Lk———梁端距，0.3m
Ld———顶梁长度（支架处在最大控顶距时的顶梁长度）
B———支护宽度，1.5m
经计算得：
P=1142KN，即工作面支架额定工作阻力应不小于1142KN，该面选用的支架额定工作阻力为5500KN，均满足要求。
3、支护强度计算
P0=L·H·γ=8×2.9×2.5×10∕10³=0.58MPa
式中：
P0—工作面单位面积的顶板压力,Mpa；
L—4～8倍的采高，本规程采用8倍采高进行计算；
H—采高，取最大采高2.9m；
γ—工作面顶板岩层容重，2.5×10KN/m3。
4、支护强度校核工作面采用液压支架管理顶板，其额定支护强度为0.82～0.85Mpa，按最小支护强度0.82MPa进行支护强度校核：
C=Pmin/P0=0.82/0.58=1.41>1式中：
C—支护强度安全系数Pmin—支架最小支护强度（Mpa），P0—工作面单位面积的顶板压力（Mpa）由以上计算可知，支架的支护强度安全系数C>1，故能满足支护要求。
（二）综采工作面超前支护设计
工作面在回采时，不破坏上、下巷原有的锚网支护，只在工作面超前动压影响区范围内进行加强支护，以控制顶、帮，保证工作面正常生产。
考虑综采工作面开采强度大的特性，超前支护距离设计为：
工作面煤墙侧双排10m、单排10m。
另一侧单排20m。
上、下巷超前工作面20m范围内进行超前支护，采用3米π型梁结合DW25-100单体支柱打走向抬棚；排距1m（工作面煤墙侧双排10m为对子棚交错迈步），柱距1m。
支柱实际支撑能力计算：
超前20m范围内共用单体支柱数量为57根（20m超前支护面积为：
长度20m×巷道宽度3.2m）。
每根单体支柱支撑的面积为1.12m2。
超前支柱初撑力规定为90KN。
超前20m内的顶底板移近量判断为伪顶（0.9m厚的炭质泥岩）移近量，重量为：
T=S×H×ρ=1.12×（1.8×2.5）=5.04T=50.4KN
式中S，每根单体支柱的支护面积；
H，伪顶高度炭质泥岩1.8ｍ；
ρ，密度炭质泥岩取2.5T／ｍ３
50.4<90KN，支护强度合格。
（三）工作面上下端头支护设计
端头支架与上、下拐头煤壁之间采用4mπ型梁配合DW25-100单体液压支柱支护（四对八梁），一梁三柱，π型梁要成对使用，交错迈步前移，端头支架与π型梁间距不得超过0.6m,超过0.6m，必须增加一对辅助抬棚。
上、下端头π型梁要架设整齐,单体柱要打直升紧,初撑力不低于90KN,并用防倒绳把柱腿拴在顶板锚网上，并及时更换有漏、窜液及失效的柱子.
二、乳化液泵站
（一）泵站的选型
由工作面支架工作原理知，其达到初撑力所需泵站压力为30MPa，工作面移架方式为单架依次顺序式。
由此，工作面乳化液泵站可选用BRW200/31.5A型乳化泵两台，一台工作、一台备用，便可满足生产的需要。
其额定流量为200L/min，额定工作压力为31.5MPa。
（二）泵站设置位置
工作面泵站放置于上巷设备列车上，且靠近工作面侧、放置在列车尾部。
（三）泵站的使用规定
工作面每班设一名乳化液泵站司机管理，司机必须熟悉乳化液泵的性能和构造原理，具备保养、处理故障的基本技能，经过培训、考试合格，取得操作资格证后，方可上岗操作。
泵站司机必须遵守下列规定：
1、发现泵站开关、电动机、按钮、接线盒等电气设备无法避开淋水时，必须妥善遮盖；电动机及开关地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1%时，必须停止运转，切断电源，撤出人员，进行处理。
2、用专用容器配置乳化液，必须保证乳化液浓度始终符合3％-5％规定，保证配液用水清洁；必须保证乳化液泵的输出压力应不小于30MPa，检修泵站时必须停泵。
3、修理、更换主要供液管路时必须关闭主管路截止阀，不得在井下拆检各种压力控制元件，严禁带压更换液压件。
4、严禁擅自打开卸载阀、安全阀、蓄能器等部位的铅封和调整部件的动作压力，在正常情况下，严禁关闭泵站的回液截止阀。
5、供液管路要吊挂整齐，保证供液、回液畅通。
要按以下要求进行定期检查、检修，并作好记录：
（1）每班擦洗一次油污、脏物；按一定方向旋转过滤器1—2次；检测两次乳化液浓度。
（2）每天检查一次过滤器网芯，每10天清洗一次过滤器。
（3）至少每月清洗一次乳化液箱。
6、操作时发现有异声异味、温度（泵、液）超过规定、压力表指示压力不正常，乳化液浓度、液面高度不符合规定，控制阀失效、失控，过滤器损坏或被堵不能过滤及供液管路破裂、脱开时，应立即停泵。
7、开泵前必须发出开泵信号；停泵时必须发出信号，切断电源，断开隔离开关。
8、无论是停泵还是开泵的工作期间，泵站司机均不得脱离岗位。
9、停泵后要把各控制阀打到非工作位置，勤擦开关、电动机、泵体和乳化液箱上的粉尘。
按规定程序开、停泵，停泵后要卸载，不得重载启动泵站。
10、随时用折射仪检查乳化液浓度，不符合要求时再进行配制，直至合格。
11、在现场向接班司机详细交待本班设备运转情况、出现的故障、存在的问题，按规定填写乳化液泵站工作日志。
第二节工作面顶板控制
一、正常作业时期的顶板管理
采煤机割煤后，必须及时距后滚筒3～5m单架依次顺序随机移架；当支架与采煤机之间的悬顶距离超过此规定或发生冒顶、片帮时，应当要求停止采煤机；支架高度不得大于2.9m，当工作面实际采高不符合上述规定时，应报告队长采取措施；严禁随意拆除和调整支架上的安全阀；必须按从上口到下口、从下口到上口或从中间到两头的顺序交替移架，不得擅自调整和多头操作；移架受阻时，必须查明原因，不得强行操作；必须保证支架紧密接顶，初撑力达到规定要求，工作面顶底平直；顶板破碎时，必须在架顶铺网或架木梁、打撞楔等进行超前支护，严防架前冒顶；移架后支架高低、前后不错茬，端面距不大于300mm，支架垂直煤壁。
正常生产时期采用追机移架的方式对顶板进行及时支护。
在采煤机割煤后，先移支架，再推前部刮板输送机；采用带压擦顶移架方式移架，正常移架要滞后采煤机后滚筒2～3架，不得超过5架；顶板破碎时要超前移架，及时支护破碎顶板。
支护要求如下：
（1）工作面应达到动态的质量标准化要求，确保“三直、两平、一净、两畅通”质量要求；工作面拉线走架，上下支架前后距离错差不得超过5㎝；
（2）支架初撑力不小于24Mpa，确保支架支护强度；采煤机割煤后，要及时移架，防止长时间空顶；
（3）工作面出现冒顶时，要及时用木料接顶，并升实支架；工作面支架严禁倒架、咬架，发现要及时调整；严格按照支架作业标准做到动态达标；
二、特殊时期的顶板管理
（一）来压及停采前的顶板控制
1、工作面老顶初次来压前制定专项安全技术措施；工作面老顶初次来压和周期来压期间，应加强来压的预测预报；
2、工作面支架初撑力不小于24Mpa，超前支护单体柱初撑力不小于7Mpa；特别注意上下端头、中部支架的支撑状态，确保支护强度；
3、工作面停采时应编制停采撤面措施，加强顶板的控制；
（二）过断层及顶板破碎带的顶板控制
根据地质资料显示，本工作面无断层，在450米处有地质构造带，走向长度为15米；顶板破碎的地段要采取带压移架、超前移架的方式，及时支护顶板。
届时必须编写有针对性的专项安全技术措施。
（三）工作面周期来压时，采取以下方法加强工作面顶板管理：
1、割煤后及时带压擦顶移架，及时伸出前探梁支护顶板；移架时少降快拉、步距够，支架升起后有足够的初撑力。
2、顶煤破碎、压力大，易片帮冒顶时，加快推进度，减少空顶距；片帮严重地段，在保证采高足够的情况下，及时超前移架，严防架前冒顶。
3、工作面上下出口支护质量好，上下出口及时支护、移端头，尽量减少空顶面积，严防冒落、片帮及破坏原支护。
4、严禁空顶作业，处理冒落区时，人员站在支架完整的安全地点，并有安全出口；超前支柱必须达到额定初撑力，对卸载柱必须及时更换或补打。
5、发生冒顶时，在
升级会员 