2101工作面采煤作业规程说明书.docx
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2101工作面采煤作业规程说明书
第一章概况
第一节工作面位置及井上下关系
井上下关系表（表一）
水平名称
单水平开拓
采区名称
二采区
地面标高
+971～+972.7米
井下标高
+668.7～+714米
地面的相对位置
本工作面上部地表为草原，有废弃的乡村简易公路由本工作面通过，2-5钻孔东侧100米处有一处地表建筑。
回采对地面
设施的影响
回采对地面设施有一定影响，回采时对地表下沉进行观测。
井下位置及
相邻关系
该工作面位于二采区东部，在一煤层中沿煤层走向掘进，东起F1-2断层保护煤柱,西至设计的2103工作面上川，南起1号勘探线南100米位置，北至本工作面设计采终线。
可采走向（m）
924
倾斜长度（m）
196
面积（m2）
181104
第二节煤层
煤层情况表（表二）
煤层厚度（平均m）
13.9
煤层结构
简单
煤层倾角
5°～10°
开采
煤层
一煤层上分层
硬度
＜3
煤种
褐煤
稳定
程度
中等
煤层
情况
描述
该工作面开采煤层为一煤层上分层，一煤层在此处全层厚36.08～37.9米，夹矸4～6层，夹矸单层厚0.1～1.0米，总厚1.25～2.75米；在本工作面回采范围内煤层厚6～18.4米，煤层平均厚度为13.9米,巷道顶部煤层有夹矸3～5层，夹矸累厚0.3～1.2米。
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
基本顶
直接顶
泥岩
20-100m
深灰色、灰黑色泥岩
伪 顶
无
直接底
煤
19.5-30m
黑色、黑褐色亮煤的暗煤
基本底
第四节地质构造
一、断层：
1、根据掘进实见，2101工作面内有一条F1-4断层，由工作面内倾斜通过，该断层产状为：
走向81°；倾角41°～45°；落差H＝25～30米。
工作面内无褶曲、岩浆岩侵入。
煤层为单斜构造，煤层走向N28°～53°E，倾角5°～10°，倾向SE。
2、F1-4断层对工作面开采有影响。
（工作面过断层措施另报。
）
二、褶曲：
该工作面煤层结构简单，没有褶曲构造。
三、其他因素对回采的影响（陷落柱、火成岩等）
1、该工作面煤层结构简单，没有火成岩、陷落柱存在，对回采没有影响。
附图1：
2101工作面综合柱状图
附图2：
2101工作面井上、下对照图
第五节水文地质
一、含水层分析：
根据地质报告和掘送实见分析，工作面在回采过程中充水水源为一煤层中节理、裂隙承压水，其补给条件差，巷道掘进过程中打锚索、锚杆眼和遇F1-4断层破碎带时见有少量滴、淋、涌水。
二、其它水源分析：
该工作面在开采过程中，灌浆水和生产用水自然流出。
三、涌水量：
预计回采过程中涌水量为40～60m³/h。
第六节影响回采的其它因素
影响回采的其它地质情况（表四）
瓦斯
绝对涌出量18.4m3/min
二氧化碳
无
煤尘爆炸指数
62.28％
煤的自燃倾向性
2级自燃-1级容易自燃，发火期3-6个月
地温危害
无影响
冲击地压危害
该面不属于冲击地压煤层，无冲击地压危险。
一、问题及建议：
1、本工作面内部有1-10、2-5和3-12三个钻孔，且封孔质量不详，当回采至这三个钻孔附近会有少量钻孔水沿裂隙涌出，建议采取措施预防突水。
（工作面过钻孔措施另报。
）
2、由于本工作面内有断层存在，且裂隙较发育，造成断层周围煤岩破碎，且在掘进过程中有少量断层水及瓦斯涌出，建议回采至断层附近时加强工作面及顶煤管理，采取措施防止水和瓦斯涌出。
第七节储量及服务年限
一、储量：
该工作面地质储量为484.39万吨，可采储量为283万吨
地质储量：
1094.5×236.8×14.6×1.28=4843912吨。
可采储量：
1、924×196×3.3×1.28×97%=742034吨。
2、924×196×10.6×1.28×85%=2088636吨。
二、采煤工作面服务年限：
工作面的服务年限=可采推进长度924米÷月设计推进长度136.8米=6.7个月
附图3：
2101工作面上川、下川、切眼素描图
附图4：
2101工作面地质平面图
附图5：
2101工作面巷道剖面图
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：
2101综放工作面是阜矿集团内蒙白音华能源有限公司井工矿二采区首采工作面，该工作面采用单一走向长壁巷道布置。
准备巷道：
2101上川材料斜上、2101上川出货道、2101下川材料斜上、2101下川回风联络道。
回采巷道：
2101工作面、2101上川、2101下川。
二、2101上川：
2101工作面上川为矩形断面，全长为1088米，支护形式为顶板采用锚杆、钢带、金属网、锚索联合支护，两帮采用锚杆、金属网支护。
锚杆为φ18×2200mm螺纹锚杆，间、排距0.8×1.0m。
锚索为φ17.8×8000mm锚索，间、排距1.4×3.0m。
巷道净宽：
5.5m、中高3.4m，断面积18.7m2。
上川内布置有卡轨车等设备，主要用于进料、回风。
三、2101下川：
2101下川为矩形断面，全长为1067米，支护形式为顶板采用锚杆、钢带、金属网、锚索联合支护，两帮采用锚杆、金属网支护。
锚杆为φ18×2200mm螺纹锚杆，间、排距0.8×1.0m。
锚索为φ17.8×8000mm锚索，间、排距1.6×3.0m。
巷道净宽：
5.5m、中高3.6m，断面积19.8m2。
下川内布置有皮带运输机、转载机、破碎机、供电串车、绞车等设备，主要用于运煤、入风、进料。
四、工作面切眼：
2101切眼全长196米，为矩形断面,采用锚杆、钢带、金属网、锚索、单体及兀钢棚联合支护。
净宽8m,净高3.4m,断面积27.2m2。
五、其它巷道：
1、2101上川出货道、2101上川材料斜上、2101下川回风联络道
2101下川材料斜上均为矩形断面，采用锚杆、钢带、金属网、锚索、联合支护，跨度5.5m，净高4.0m,断面积22m2。
第二节采煤工艺
一、采煤工艺：
1、2101工作面采用走向长壁后退式综合机械化放顶煤方法开采。
2、使用MG300/700WD型交流电牵引采煤机割煤（该机采用机载交流变频调速、销轨式牵引，最大牵引速度7.28m/min），工作面采高3.3m，割煤深度为0.6m。
3、采用双向割煤，前滚筒割顶煤、后滚筒割底煤，滚筒自旋使截齿将煤破碎，利用机组滚筒叶片和前部SGZ-800/1050型可弯曲刮板运输机铲煤板将煤自行装入运输机与后部SGZ—1000/1400型可弯曲刮板运输机将放出的顶煤运至SZZ-1200/700型转载机，经下川强力皮带DSJ-140/260/2×400运出。
3、工作面顶板采用液压支架支护并对整个工作面顶板铺设金属网（鱼鳞搭接），支护形式为及时移架支护，老塘顶板采用全部垮落法管理。
二、采煤方法：
1、采煤机的进刀：
采煤机进刀采取端部割三角煤斜切进刀的方式，采煤机双向割煤，往返一次进两刀，斜切进刀段长度为30m，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，推移前部运输机，使运输机弯曲段为15m后，向上（下）进刀，通过15m的弯曲段斜切至30m处，使采煤机达到正常循环进度（即0.6m），再推移前部运输机至平直状态。
（2）向下（上）割三角煤至割透端头煤壁。
（3）割完三角煤以后，采煤机空机返回，进入正常割煤状态。
2、采煤机正常切割：
正常割煤长度为166m，采煤机以4～5m/min的速度向上（下）割煤，直至割透上（下）端头煤壁。
采煤机正常割煤采用前滚筒割顶煤、后滚筒割底煤的方式。
3、放煤：
放煤采用一采一放,放煤步距参考同类型采煤工作面的数据选用0.6m。
放煤滞后采煤机15m,采用多轮、等量、顺序放煤工艺。
即：
每割完一刀煤后，进行一轮放煤，放煤从上（下）往下（上）依次进行。
首先绞断所放支架插板处的金属网，打开支架放煤插板，放出数量大约为3-4m厚度的煤，关闭插板；再进行下一架的放煤，直至第一轮结束。
然后进行第二轮放煤，同样按照第一轮放煤的顺序，从上（下）往下（上）依次进行，打开插板，等到有较多的矸石放出时，关闭插板，再进行下一架的放煤，直至第二、三轮结束。
三、工作面正规循环生产能力：
据公式：
W＝1×s×h1×r×C1+1×s×h2×r×C2
＝196×0.6×3.3×1.28×0.97+196×0.6×10.6×1.28×0.85
＝481.8+1356.2＝1838t
式中：
l―工作面平均长度：
196m
s―工作面循环进尺：
0.6m
h1―机采设计采高：
3.3m
h2―放煤高度：
10.6m
r―煤的容重：
1.28t/m3
C1―机采回采率：
97%
C2―放顶煤回采率：
85%
W=工作面正规循环生产能力：
1838t
四、月生产能力：
1838t×240（月循环数）×0.95（循环率）=419064t
附图6：
2101工作面采煤机进刀示意图
第三节设备配置
一、采煤机：
采煤机选用MG300/700WD采煤机，其主要技术参数如下：
采高:
1.8～3.7m
电机总功率:
700kw
截深:
0.6m
牵引速度:
0～7.28m/min
二、液压支架的主要技术特征：
1、中间支架型号为ZF9360-22/35
支撑高度:
2.2～3.5m
支撑宽度:
1.5m
初撑力：
7754KN
工作阻力:
9360KN
支护强度:
1.1MPa
２、过渡支架型号为ZFG9360-24/35
支撑高度:
2.4～3.5m
支撑宽度:
1.5m
初撑力：
7760KN
工作阻力:
9360KN
支护强度:
1.1MPa
３、端头支架型号为ZFT50000-25/37
支撑高度：
2.5～3.7m
支护强度：
1.1MPa
工作阻力：
50000KN
使用地点：
2101工作面下端头。
三、运输设备：
1、刮板运输机2部：
工作面前部运输机型号为：
SGZ-800/1050，设计长度203m。
电机功率:
2×525kw
运输能力:
1500t/h
中间槽尺寸:
1500×800×310mm
工作面后部运输机型号为：
SGZ-1000/1400，设计长度202m。
电机功率:
2×700kw
运输能力:
2200t/h
中间槽尺寸:
1500×1000×580mm
使用地点：
2101工作面。
2、桥式转载机1部，其型号为：
SZZ-1200/700，设计长度58m。
电机功率:
700kw
运输能力:
3500t/h
链速:
1.65m/s
落地段中间槽尺寸:
1750×1200×1150mm
使用地点：
2101工作面下川。
3、破碎机1部，型号为：
PLM-3500
破碎能力:
3500t/h。
电机功率:
250kw。
使用地点：
2101工作面下川。
4、可伸缩带式输送机1部，型号为DSJ-140/260/2×400
电机功率:
2×400kw
运输能力:
2600t/h
带宽:
1400mm
带速:
4.5m/s。
使用地点：
2101工作面下川。
5、辅助运输设备选用3吨的矿车和叉车,由绞车及卡轨车牵引。
其主要技术参数如（表五）
序号
名称
型号
数量
（台）
钢丝绳规格（㎜）
牵引力
（KN）
破断力
（KN）
1
回柱绞车
JSDB-13
4
φ24.5
200
355
2
回柱绞车
JSDB-10
2
φ18.5
185
277
3
回柱绞车
JSDB-19
1
φ30
300
602
4
调度绞车
JD-2.5
5
φ21.5
25
271
5
卡轨车
KGWP-120/900J
1
φ30
120
600
附图7：
2101工作面设备布置示意图
第三章顶板管理
第一节支护设计
1、合理支护强度计算：
据公式：
ｑ=knMγ
=1.5×9.768-0.79×13.9×22
=587.14KN/m2
式中:
ｑ－顶板压力;587.14KN/m2
k－安全系数;取k=1.2～1.5
n－折算系数;=9.768M-0.79
M－采高;13.9m
γ－岩石容重;22KN/m3
2、工作面整体顶板压力计算：
据公式：
Qmax=T×Lmax×q
式中:
＝196×6.2×587.14＝713492.53KN
Lmax－最大控顶距6.2m
T－工作面长度196m
q－顶板压力587.14KN/m2
Qmax－最大控顶距时顶板压力713492.53KN
3、工作面支架数量计算：
据公式：
N=pt/Rt
式中：
196÷1.5≈130（台） 根据采面实际情况安设支架133台
Pt-工作面长度196m
Rt-单位支架宽度1.5m
n=支架台数130台
4、支架高度选择：
Hmax=Mmax－S1=3.3+0.1=3.4m<3.5m
Hmin=Mmin－S2－a－c=3.2－0.2－0.05－0.1=2.85m>2.2m
式中：
Mmax——最大采高取3.3m
Mmin——最小采高取3.2m
Hmax——支架最大高度取3.5m
Hmin——支架最小高度取2.2m
S1——支架支柱的最小下沉量取0.1m
S2——支架支柱的最大下沉量取0.2m
a——支架卸载高度取0.05m
c——支架顶梁上浮煤取0.1m
ZF9360－22/35型液压支架技术参数（表六）
支架型号
支架高度（m）
支护面积（m2）
支架中间距（m）
初撑力（KN）
工作阻力（KN）
ZF9360－22/35
2.2～3.5
9.3
1.5
7754
9360
5、顶板压力校核：
工作面安设支架133台，工作阻力之和：
9360×133=1244880KN
一台支架在正常工作时所受顶板压力：
587.14×9.3=5460.4KN
因为工作面整体顶板压力713492.53KN小于全工作面支架工作阻力之和1244880KN，一台支架支护面积压力5460.4KN，小于支架工作阻力9360KN，所以ZF9360－22/35型支撑掩护式液压支架经顶板压力校核符合采场压力要求。
6、支架高度校核：
Hmax=3.3<3.5mHmin=2.85m>2.2m，所以ZF9360－22/35型支撑掩护式液压支架符合采场采高要求。
顶板分析计算公式取自内蒙古白音华能源有限公司井工矿巨厚煤层采煤方法研究（中国矿大北京）及煤碳工业出版社《矿山压力及控制》。
二、乳化液泵站：
（一）泵站选型、数量：
乳化泵选用GKB－400/31.5型3台，装备三泵一箱;进液管路选用φ38mm，耐压34MPa以上。
回液管路选用φ51mm高压胶管，耐压8MPa以上。
乳化泵技术参数如下:
型号:
GKB－400/31.5
公称流量:
400L/min
公称压力:
31.5MPa
电机功率:
250kW
（二）泵站设置位置：
泵站安设在下川移动变电站供电列车靠外侧位置，随回采向前移动。
（三）泵站使用规定：
1、泵站施行挂牌管理，乳化泵采用闭路式供液。
2、要加强泵站设备、管路的维护和保养，保持液压系统完好，杜绝跑、冒、滴、漏、窜液现象。
3、乳化液浓度达到3-5%，并装自动配比装置，经常用检测仪检查配比浓度。
在巷道起伏不平处将泵箱设置平稳，保证正常供液。
4、加强液压系统的清洁卫生,泵箱过滤器应定期清洗,各种胶管液压部件应保持清洁,严禁泵箱敞口,严禁不经过滤网直接向泵箱倒入乳化油。
第二节工作面顶板管理
本工作面的顶板管理采用全部跨落法。
工作面配置127台低位放顶煤液压支架,上、下端头各配置3台过渡支架，共计133台支架，最大控顶距为6.2m,最小控顶距为5.6m。
一、正常工作时期顶板支护方式：
采用带压擦顶移架的方式对顶板进行及时支护,并对整个工作面顶板铺设金属网（鱼鳞搭接）。
在采煤机割煤后，先移支架，再推移运输机，即：
割煤→移架→推移运输机；采用本架操作的方式移架。
正常移架要滞后采煤机后滚筒3-5架，顶板破碎时要紧跟前滚筒移架或人工操作超前移架。
即：
当发生片帮宽度超过0.6m时，要超前进行移架，再进行其它操作，工艺为移架→割煤→推移运输机。
移架步距0.6m。
（一）移架顺序为：
1、采用追机移架，采煤机向下（上）端正常割煤时,滞后采煤机后滚筒5架移架（顶板破碎时紧跟前滚筒移架）。
2、在采煤机割煤时，超前采煤机前滚筒5架将护帮板收回，割煤后要滞后采煤机前滚筒不大于3架将支架伸缩梁、护帮板顺序打出护好帮、顶。
3、移架时，将伸缩梁、护帮收回，移架后，及时打出护住煤帮。
（二）支护要求：
1、工作面应达到动态的质量标准化要求,确保“三直、二平、一净、二畅通”的质量要求。
2、加强工作面的支护强度，确保支护质量，保证支架达到初撑力。
3、采煤机割煤后，要及时移架，移架与采煤机后滚筒的距离不得超过5架，防止长时间空顶。
4、工作面出现掉顶时，要及时用木料接顶。
二、特殊时期的顶板管理：
工作面来压及停采前的顶板管理:
1、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工作,在上、下川挂牌标明预计来压位置。
2、工作面支架以及上、下川所有单体支柱必须达到初撑力,特别注意工作面中部支架的初撑力及支架状态,及时采取措施预防冒顶。
3、工作面采高控制在3.3m，不得随意留底、挑顶，采煤机拉底、挑顶每刀不许超过50mm，保证工作面质量。
4、加强上、下端头顶板管理,要提高支护质量,适当加大支护密度,上、下端头必须及时挑料维护,防止出现端头冒顶。
5、工作面过两川10°变坡点段采取抬底、挑顶的方法通过，抬底、挑顶每刀不许超过100mm，保证工作面由俯采平稳过渡为仰采。
5、顶板破碎时，及时挑料维护顶板，并超前进行移架。
6、距离采终线13m时，工作面停止放煤，铺设双层金属网。
距离采终线11.5m时，支架上方挑钢丝绳，到支架定位。
7、工作面过断层、钻孔及其它地质构造时措施另报。
第三节上、下川及端头顶板管理
一、工作面上川、下川的超前支护：
1、支护要求:
1）、上川超前煤壁30米进行超前支护，超前支护使用单体液压支柱加Φ0.2×5.0m圆木支护，分别距上、下帮0.4m打注单体液压支柱做腿,并距上、下帮单体各1.45m打两排走向5.5mπ钢梁棚，π钢梁下方打注两排单体液压支柱，一梁四柱。
2）、下川超前煤壁30米进行超前支护，超前支护采用Ф0.2×5.0m圆木料，在木料下方分别距上、下帮0.4m、0.3m打注单体液压支柱做腿,并距转载机两侧挡板各0.3m木料下方打注两排走向5.5mπ钢抬棚，一梁四柱。
2、支护规格：
下川：
净宽5.5m，净高3.4m，棚距1.0m。
上川：
净宽5.5m，净高3.6m，棚距1.0m。
3、超前支护以外的巷道出现变形时应及时打点柱或备棚支护，中高达不到要求时,及时拉底，拉底必须全断面进行，两帮严禁留有底根。
4、支护质量控制标准：
①支柱纵横成线,偏差小于±20mm。
②支柱应支到实底,并做到迎山有力。
单体液压支柱初撑力不小于100kN。
③所有单体液压支柱三用阀方向一致。
④上、下川的支撑高度分别不得低于3.3m、3.1m，行人道宽度不得小于0.8m，单体支柱活柱行程不得小于200mm。
⑤顶板不严处用柈子接实并用木楔子紧固，高顶处及打木垛接顶。
⑥所有单体必须系好防倒绳。
二、工作面安全出口的管理：
（一）、下端头支护：
1、下端头采用端头支架进行支护。
每做一遍下缺口，端头支架向前拉移0.6m。
2、当端头支架距下川上帮距离超过1.0m时,在端头支架与下帮之间打注一排单体支柱,柱距1.0m。
3、拉移端头支架方法：
当移完上端头过渡支架后，先将端头支架主架降架拉移0.6米并升实，然后将两侧副架降架拉移0.6米并升实，端头支架拉移后必须接实顶板。
（二）、上端头支护：
1、上端头根据端头空间大小采取相应数量的π钢梁走向抬棚支护端头顶板。
当上川靠上帮单体与排头支架间隙大于1.2m小于1.5m时,使用一组两架抬棚;大于1.5m小于2.5m时，使用两组四抬棚;大于2.5m时使用三组六架抬棚支护顶板。
π钢梁选用5.5m长π钢,一梁四柱，柱距1.0m。
2、π钢支护组间距0.8m，组内间距0.2m，组内π钢前后错距0.8m，π钢后端滞后排头支架顶梁与掩护梁销轴0.8m。
π钢后端的木梁不得回收，并在紧后端的丝袋闭前打3棵单体点柱，单体三用阀放液孔朝向老塘。
3、每做一遍上缺口，组内滞后的一架π钢向前窜1.6m，保证组内π钢迈步0.8m。
向前移窜时，要先移窜π钢托棚，再移窜丝袋闭前单体点柱，单体点柱移到距前方单体0.8m位置打注。
最后将排头支架降架，向前拉移0.6m并升实。
4、移窜丝袋闭前单体点柱时，要先用起重机绑牢，远距离放液后，再将其拉出。
5、上、下端头不得出现卸载的单体。
6、做上、下缺口时，每两个循环在上、下端头顶板各挑一棵4.0m木料。
当端头顶板破碎时，每循环挑一棵，并且在上、下端头要铺设双层金属网，鱼鳞式搭接，并与上川和下川顶网搭接0.5m，网扣间距0.2m，网扣必须拧三个花以上，金属网使用1.1×10m经纬网。
7、采煤机割煤时，要与上、下端头顶、底板顺平，不准出现台阶。
三、工作面端头提前回收锚杆、锚索托盘：
1、上、下川顶板锚索、锚杆托盘随回采在支架前方进行回收，不得进入老塘。
2、下川上帮、上川下帮的锚杆托盘随回采进行回收。
3、提前在锚杆的螺母和锚索的索头上注油，以便顺利回收。
4、利用液压工具、套筒扳手、风动扳手及其它工具进行拆卸。
5、拆卸时，严格执行"敲帮问顶"制度，及时找净危岩及悬矸。
6、拆卸时，严禁正对操作，防止托盘弹出伤人。
7、拆卸时，要设专人监护帮顶状况及周围的安全情况，发现问题应立即处理。
8、要搭好稳固的作业平台，确保作业人员安全，拆卸时不要用力过猛，以免失去重心。
9、拆卸顶板锚索、锚杆托盘时，必须在作业地点顶板处悬挂便携式瓦检仪。
10、回收的锚索、锚杆托盘及索头要放在指定地点。
11、当上、下两道帮顶压力较大、帮顶破碎时，不允许回收。
四、支护材料使用：
支护材料使用数量、备用数量（表七）
名称
单体型号
支护距离
（m）
使用数量（棵）
备用数量（棵）
π钢梁
（根）
圆木梁
（根）
上川超前支护
DW-4.2m
30
120
30
20
30
下川超前支护
DW-4.2m
30
120
30
20
30
端头支护
DW-4.2m
20
其它
DW-2.5m
15
其它
DW-2.2m
15
其它
DW-1.4m
15
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