202采煤作业规程.docx
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202采煤作业规程
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表1。
表1工作面位置及井上下关系表
水平名称
6-2煤层
采区名称
二采区
地面标高
1396-1373
井下标高
1200-1230
地面相
对位置
宏景塔一矿二采区202工作面，工作面附近有J4、J9、J10钻孔。
地面沟谷交错，从地形图上看地面无其他建筑物。
井田位于鄂尔多斯高原东北部，地表被黄土覆盖，由于受到水流风蚀等影响，区内河谷交错，水土流失严重，具有典型的黄土高原地貌特征。
区内地势西高东低，分布有大小不等很多季节性河谷，旱季多为干沟，雨季可形成地表溪流和洪流，水流汇入勃牛川，然后注入黄河。
二采区202辅运顺槽工作面范围内地表东高西低，地面标高1396～1273米，地表无河流流过。
煤层覆盖层平均厚124m。
回采对地面设施的影响
无影响
井下位置及与四邻关系
北邻二采区主运大巷、东邻二采区203主运顺槽，南邻王家坡房采区，西邻二采区202工作面采空区。
走向长度/m
1718
倾斜长度
245.75
面积/m2
422198.5
第二节煤层
工作面煤层情况见表2。
表2煤层情况表
煤层厚度（m）
平均6.3
煤层结构
层状结构
煤层倾角（o）
2
开采煤层
6-2
硬度
F4
煤种
BN31
稳定程度
稳定
煤层情况
描述
工作面内6-2煤层为黑色，光泽暗淡，条带状结构，层状构造，半坚硬，内生裂隙发育，煤种BN31。
煤质特点：
（1）煤变质程度低，为低变质的烟煤Ⅰ阶段。
（2）水分、灰分产率低。
（3）特底硫、磷、高发热量。
（4）是良好的动力用煤。
第三节煤层顶底板
工作面煤层顶底板情况见表3。
表3煤层顶底板情况表
顶底板名称
岩石名称
厚度（m）
特征
基本顶
砂质泥岩
3-13/8
遇水易软化，破碎
直接顶
细砂岩
4-8.6/6.3
为半坚硬岩石
伪顶
直接底
砂质泥岩
4.8-5/4.9
遇水易软化，破碎
基本底
细砂岩
4-5/4.5
为半坚硬岩石
附图1：
工作面地层综合柱状图。
第四节地质构造
一、断层情况及其对回采的影响（表4）
表4断层情况表
断层名称
走向（o）
倾角（o）
性质
落差（m）
对回采的影响
F1
71
75
正断层
2-3
影响不大
二、褶曲情况及其对回采的影响：
无影响。
三、其他因素对回采的影响（陷落柱、火成岩）：
无影响。
附图2：
工作面运输巷、回风巷、开切眼素描图。
第五节水文地质
一、含水层（顶部和底部）分析：
根据地下水赋存条件及水力性质不同，可划分为两大类，一类是新生界松散类孔隙水含水岩组，另一类是中生界碎屑岩类，孔隙、裂隙潜水-承压水含水岩组。
隔水层均由泥岩、砂质泥岩、粉砂岩等组成。
这些隔水层与含水层呈互层组合在一起，形成各含水层的顶底板。
二、其他水源的分析：
本区气候干燥，降雨量小，地形切割强烈，易形成集中排泄，渗入地下很少，地形地貌不具备储水条件，不会造成矿井大量充水，只有少量底板渗水。
三、涌水量
1.正常涌水量。
20m3/h
2.最大涌水量。
30m3/h
第六节影响回采的其他因素
一、影响回采的其他地质情况（表5）
表5影响回采的其它地质情况表
瓦斯
据地质报告及现有开采资料，煤层中瓦斯含量很低，沼气含量为0.001ml/g，瓦斯成分中可燃气体含量0.00%，属CO2-N2带，CH4含量接近于零，属低瓦斯矿井。
CO2
低二氧化碳矿井
煤层爆炸指数
井田内采集样品煤尘爆炸性测定，火焰长度大于400毫米，最低岩粉尘量为70%，故煤尘具有爆炸性。
煤的自燃倾向性
由于所采煤层变质程度低，挥发份较高，丝碳含量高，吸氧性强，具有燃点低，一般在3000左右，属易燃煤层。
地面发火期40～60天。
地温危害
无
冲击地压危害
无
二、冲击地压和应力集中:
无冲击地压，应力集中不明显，对安全生产无影响。
因受201工作面采动影响，和工作面采用大采高设备，工作面及两顺槽片帮严重，要做好矿压观测工作，做好防片帮防切顶工作。
三、地质部门建议：
由于煤层的开采，采空区的不断层增大，冒落带裂隙会和地表的裂隙相连同。
在202工作面主运顺槽掘进1400米时巷道底板开始涌水，涌水量10～20m3/h，必须提前做好防水工作。
工作面的西南部王家坡煤矿由于煤层向东南方向倾斜所以王家坡煤矿的积水都汇聚到王家坡矿的东南采空区，预计采空区积水不会对工作面造成影响。
第七节储量及服务年限
一、储量
（一）工作面工业储量：
3887598.8吨。
（二）工作面可采储量:
3156226.23吨
二、工作面服务年限
工作面的服务年限=（可采推进长度/设计月推进长度）/12
=0.48年
第二章采煤方法
采煤方法及其依据。
根据煤层赋存条件，工作面主运、辅运顺槽大致沿煤层倾向布置，切眼大致沿煤层走向布置，工作面采用倾斜长壁后退式全部跨落法综合机械化采煤方法。
第一节巷道布置
一、采区设计、采区巷道布置概况：
二采区共设计5个综采工作面，每个面倾向长为245.75米，走向长度980米-1720米。
二、工作面运输巷
工作面辅运顺槽参数
巷道名称
巷道性质
巷道长度（m）
巷道断面积（㎡）
支护形式
辅运顺槽
煤层巷道
1735
19·44
锚杆、锚索及工字钢梁联合支护
三、工作面回风巷
工作面主运顺槽参数
巷道名称
巷道性质
巷道长度（m）
巷道断面积（㎡）
支护形式
主运顺槽
煤层巷道
1718
19·44
锚杆、锚索及工字钢梁联合支护
四、工作面开切眼：
工作面切眼与主运顺槽夹角为86°15′16″。
五、联络巷：
202与203工作面联络巷从主回撤巷道起，每300米设一个，共计5个。
六、溜煤眼：
无
七、硐室及其他巷道：
巷道内每两个联巷之间设一调车峒；工作面设主（辅）回撤巷各一条；主回撤巷内设探巷三条；主回撤巷道与辅回撤巷道间设三条联巷。
附图3：
工作面及巷道布置平面图。
第二节采煤工艺
一、采煤工艺
工作面采用倾斜长壁后退式全部跨落法综合机械化采煤方法。
1、采煤工艺流程：
采煤机机头（尾）进刀（开缺口）———割煤———拉架———推移运输机
工作面采用MG900/2245－GWD型采煤机进行割煤，利用滚筒螺旋叶片进行装煤，采用SGZ－1250/2*855型运输机进行工作面运煤，顺槽采用SZZ1350/525转载机进行运煤，工作面采用ZY/13000/28/63D型掩护式液压支架（146架）维护工作面顶板，支架与运输机互为支点进行推移运输机和拉架工作。
1）进刀（开缺口）方式及示意图（图2－6-a）
工作面头、尾进刀（开缺口）利用采煤机采用双向斜切方式实现。
进刀长度35米。
以机尾为例，当采煤机由机头割到机尾割通辅运顺槽后停止牵引，只进行拉架工作。
拉架工作完成后，采煤机左滚筒下降，右滚筒上升，然后采煤机向机头牵引，右滚筒跑空刀，左滚筒割底煤走过直线段至弯曲段后，滚筒逐渐进入煤壁，再向前走至直线段，滚筒进刀成功，采煤机停止牵引（图2-6-a），进行推移运输机工作。
完成推移运输机工作后，采煤机右滚筒下降，左滚筒上升，采煤机向机尾割三角煤，完成开缺口工作（图2-6-b）。
采煤机割完三角煤后返回到进刀位置，然后向机头正常割煤，按采煤工艺流程规定作业（图2-6-c、图2-6-d）。
机头作业方式与机尾相同。
2）拉架：
采用追机拉架作业方式进行拉架。
一般距采煤机后滚筒3架进行拉架。
顶板压力大时或顶板破碎时采用超前拉架作业方式进行拉架。
拉架时要作到“细、匀、净、快、够、正、紧、平、严”，拉架后支架初撑力不小于规定值的80%，拉架后操作手柄要及时复位。
每拉移一个循环为0.85米。
拉架时要注意相邻架间、架前是否有人作业。
3）推移运输机：
推移运输机在距采煤机后滚筒10架进行。
推移千斤顶要逐次推移，最大水平弯曲1—2度，垂直弯曲不超过3度。
推移后运输机成一直线（弯曲段除外）。
支架采用电液控控制时，要求推溜要滞后采煤机6-7架。
4）推移转载机、运输机头（尾）：
推移转载机、运输机头（尾）在采煤机返回进刀位置时推移。
推移时转载机停止运行。
推移前要将转载机两侧、桥下和机头（尾）过渡槽处浮煤、浮矸等杂物清理干净。
推移时头（尾）10架要配合作业，不得有推有拉，并与转载机司机配合好。
每次推移一个循环（0.85米），推移后机头（尾）与工作面成一直线，机头（尾）不得超前或滞后。
推移时要沿运输机一个方向推移。
5）自移顺槽胶带输送机尾：
转载机没有行程后，采煤机返回到进刀位置，停止采煤机牵引，将采煤机开关打在零位，停止转载机、破碎机、运输机运行并将隔离开关设置在零位。
然后由跟班队长与机运队顺槽胶带输送机司机联系好后，进行自移顺槽胶带输送机尾（转载机作为支点）。
在移动过程中，转载机司机要密切注意胶带输送机运行情况，并调整胶带输送机运行状况，顺槽胶带输送机尾达到规定要求后，停止自移作业，然后跟班队长与机运队顺槽胶带输送机司机联系好，转载机司机与工作面运输机司机联系好后，通知控制台司机启动破碎机、转载机、运输机，然后采煤机进行割煤作业，转载机司机要注意胶带输送机带负荷运行状况，发现异常及时采取措施，进行处理。
附图4：
采煤机进刀方式示意图
二、工作面正规循环生产能力
W=LShγc
=245.75×11.9×5.7×1.31×1
=21836.7
式中：
W—工作面正规循环生产能力，t；
L—工作面长度，m；
S—正规循环推进长度，m；
h—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
工作面设备（采煤、支护、运输设备名称、型号、主要技术参数和数量）
表3-1MG900/2245-GWD型双滚筒采煤机主要技术特征表
型号
MG900/2245-GWD
供电电压（V）
3300
采高（m）
3.2－6.2
适合倾角（°）
≤15
截深（mm）
865-1000
摇背摆角（°）
＋46.8～－24.5
电机功率（KW）
2245
牵引速度（m/s）
0－12.2/24.4
表3-2ZY中间液压支架主要技术特征表（137台）
型号
ZY/13000/28/63D
工作阻力（KN）
13000
支护强度（MPa）
1.34-1.36
泵站压力（MPa）
31.5
支架中心距（mm）
1750
操作方式
邻架操作
推移行程（mm）
960
拉架力（KN）
989
推溜力（KN）
504
自重（kg）
46500
表3-3ZT端头液压支架主要技术特征表（7台）
型号
ZT/13000/24/45D
工作阻力（KN）
13000
支护强度（MPa）
0.98-1.05
泵站压力（MPa）
31.5
支架中心距（mm）
1750
操作方式
邻架操作
推移行程（mm）
960
拉架力（KN）
989
推溜力（KN）
504
自重（kg）
43200
表3-4ZG过渡液压支架主要技术特征表（2台）
型号
ZY/13000/28/63D
工作阻力（KN）
13000
支护强度（MPa）
1.215-1.244
泵站压力（MPa）
31.5
支架中心距（mm）
1750
操作方式
邻架操作
推移行程（mm）
960
拉架力（KN）
989
推溜力（KN）
504
自重（kg）
55000
表3-5SGZ1250/2*855刮板输送机主要技术特征表
型号
SGZ1250/2*855
运输能力（t/h）
3600
供电电压（V）
3300
链速（m/s）
1.38
电机功率（KW）
855
冷却方式
水冷
表3-6SZZ1350/525转载机主要技术特征表
型号
SZZ1350/525
运输能力（t/h）
4000
链速（m/s）
1.82
爬坡角度（°）
10
爬坡高度（m）
1.42
供电电压
3300
电机功率（KW）
525/263
冷却方式
水冷
表3-7PLM4500型破碎机主要技术特征表
型号
PLM4500型
破碎能力（t/h）
4500
供电电压（）
3300
锤头个数（个）
8
最大入口粒度（mm）
1200X1200
出口粒度（mm）
300
电机功率（KW）
400
冷却方式
水冷
表3-8BRW400/31.5X4A型乳化液泵主要技术特征表（4台）
型号
BRW400/31.5X4A
供电电压
1140
进口压力
常压
公称压力（MPa）
31.5
公称流量（L/min）
400
配套液箱
XR-WS2500
柱塞数目（个）
5
电机功率（KW）
250
表3-9XR-WS2500A型乳化液箱主要技术特征表（2台）
型号
XR-WS2500A
公称容量（L）
2500
蓄能器充气压力（MPa）
22
公称压力（MPa）
31.5
公称流量（L/min）
400
表3-10BPW（5S）400/16F型喷雾泵主要技术特征表
型号
BPW（5S）400/16F
供电电压（V）
1140
进口压力
常压
公称压力（MPa）
16
公称流量（L/min）
400
电机功率（KW）
125
配套液箱
QX-WX350/30
表3-11QX-WX350/30型清水箱主要技术特征表
型号
QX-WX350/30
公称容量（L）
3000
进口压力
常压
公称压力（MPa）
16
公称流量（L/min）
400
过滤精度
150微米
柱塞数目（个）
5
表3-12JD－11.4型调度绞车主要技术特征表
型号
JD－11.4
供电电压（V）
660
静拉力（KN）
10
电机功率（KW）
11.4
平均绳速（m/s）
0.7
绳径（mm）
12.5
表3-13JH-20型回柱绞车主要技术特征表
型号
JH-20型
供电电压（V）
660
静张力（KN）
200
电机功率（KW）
22
平均绳速（m/s）
0.2
绳径（mm）
28
表3-14QJZ3-1800/3300－9组合开关主要技术特征表表
型号
QJZ3-1500/3300－9
额定工作电压（V）
3300
总工作电流（A）
1800
额定工作制
不间断工作制
本安参数V（mA）
21.7（128）
控制方式
自动式
123
表3-15KJZ11-1500/1140Z组合开关主要技术特征表
型号
KJZ11-1500/1140
额定工作电压（V）
1140
总工作电流（A）
1500
单路最大工作电流（A）
450
额定工作制
不间断工作制
控制方式
自动式
表3-16KBSGZY-4000/10/3.45变压器主要技术特征表（2台）
型号
KBSGZY-4000/10/3.45
额定容量（KVA）
4000
高压侧（V）
10000
额定电流（A）
1250
进电电压（V）
10000
进电电流（A）
230.9
额定电压（V）
3300
额定容量（KVA）
4000
出电电压（V）
3450
出电电流（A）
669.4
表3-17KBSGZY-1600/10变压器主要技术特征表
型号
KBSGZY-1600/10
额定容量（KVA）
1600
高压侧（V）
10000
额定电流（A）
800
进电电压（V）
10000
进电电流（A）
92.38
额定电压（V）
1140（660）
额定容量（KVA）
1600
出电电压（V）
1200
出电电流（A）
267.8
表3-18KBSGZY-500/10变压器主要技术特征表
型号
KBSGZY-500/10
额定容量（KVA）
500
高压侧（V）
10000
额定电流（A）
800
进电电压（V）
10000
进电电流（A）
728.8
额定电压（V）
1140（660）
额定容量（KVA）
500
出电电压（V）
1200（693）
出电电流（A）
240.6（416.6）
表3-19煤矿用膜分离制氮装置主要技术特征表
型号
DM1000
氮气流量（m3/h）
1000
供电电压（V）
660
氮气纯度
0.97
电机功率（KW）
320
氮气压力（Mpa）
0.8
附图5：
综采工作面设备布置示意图。
第三章顶板控制
第一节支护设计
一、液压支架支护强度验算
根据采煤工作面质量标准规定，工作面支架需要承受的载荷为6倍采高的岩石重加最大厚度的顶煤重。
顶板压力Q=6×采高×岩石重力密度×支架宽度×支架最大控顶距×9.8
=6×5.7×2.5×1.750×6.59×9.8
=9663KN
采高：
5.0m；岩石重力密度：
2.5×103Kg/m3；
支架宽度：
1.750m；支架最大控顶距：
6.590m
可见支架工作阻力F＝13000KN＞Q，所选支架工作阻力符合要求。
五、支架控顶距
支架最大控顶距Lmax＝支架顶梁长度（L1）＋端面距（L2）＋循环进尺（L3）＝6590mm
支架最小控顶距Lmin＝支架顶梁长度（L1）＋端面距（L2）＝5740mm
支架顶梁长度L1=5400mm端面距L2=340mm循环进尺L3=850mm
二、参考本煤矿或邻矿同煤层矿压观测资料，填制本工作面矿压参数表（表6）
表6同煤层矿压观测选择或预计本工作面矿压参数参考表
序号
项目
单位
同煤层实测
本面选取或预计
1
顶底
板条
件
直接顶厚度
m
3-13
3-13
基本顶厚度
m
4-8.6
4-8.6
直接低厚度
m
5
4-5
2
直接顶初次垮落步距
m
40-50
40-50
3
初
次
来
压
来压步距
m
45
45
最大平均支护强度
kN/m2
4217
5681
最大平均顶底板移近量
mm
100
100
来压显现程度
明显
明显
4
周
期
来
压
来压步距
m
16
16-17
最大平均支护强度
kN/m2
4217
5681
最大平均顶底板移近量
mm
100
100
来压显现程度
明显
明显
5
平
时
最大平均支护强度
kN/m2
3909
4537
最大平均顶底板移近量
mm
100
100
6
直接悬顶情况
m
1.19
16
7
底板容许比压
MPa
4
4
8
直接顶分类
类
Ⅱ
Ⅱ
9
基本顶级别
级
Ⅱ
Ⅱ
10
巷道超前影响范围
m
10
10
第二节工作面顶板控制
一、正常工作时期顶板支护方式
1。
工作面采用ZY13000/28/63D型液压掩护式支架（其中7个端头架，2个过渡架，137个中间架）有效支护工作面顶板。
2。
两端头使用ZY13000/24/45D型端头支架配合单体进行维护。
当端头支架外侧护板距保险煤壁贴帮点柱大于0.85米小于1.2米时，从切顶线起打设单排带帽点柱，前后间距0.85米。
大于1.2米时，从切顶线起打设双排密集柱，间距0.6米，排距0.85米。
每个循环移一次密集（0.85米），严禁提前回密集，执行“先支后回”的原则。
二、正常工作时期的特殊支护方式
技术要求：
所有在用液压单体支柱必须完好，初撑力达到90KN以上，超前维护范围内液压单体支柱三用阀轴线垂直与工作面，三用阀放液口朝向工作面；密集支柱、贴帮支柱三用阀轴线平行与巷道中心线，三用阀放液口朝向落山。
液压单体支柱迎山角符合规定，底板松软时必须穿鞋。
液压单体支柱必须用防倒绳固定牢固，柱帽使用专用钩子连接牢固。
支回液压单体时，必须严格执行“敲帮问顶”制度。
支护材料：
液压单体支柱DWQ40－200/110；
柱帽矿用11＃工字钢（长度L＝400mm）
三、初采放顶顶板管理:
1、初次放顶前，工作面的采高严格控制在4.0米左右，初放后，采高可逐步调整为4.4-4.6米，老顶来压后，采高调整为4.5米。
由于工作面直接顶稳定性差，强度低，为了初次放顶的安全生产，工作面生产时沿底板推进，严格控制采高，留顶煤作业。
2、工作面推进5.0米后，开始强制放顶，待强制放顶结束后，再继续生产。
3、工作面初放生产期间，移架时不要将切眼内锚索锁具破坏。
4、强制放顶时，要将工作面所有支架提前拉出，护帮板伸出，贴紧煤帮，初撑力达到规定要求。
5、主运（辅运）顺槽巷道适当缩小单体支柱间距，巷道实际宽度超过设计宽度时，在两端头密集柱处架设戗柱；在联巷或倒车硐口加打液压单体戴帽点柱。
四、特殊时期的顶板控制
（一）来压及停采前的顶板控制
根据201工作面观测，矿压显现的相关数据和规律，放炮放顶后老顶初次来压步距为60米，本工作面根据在生产过程中实际矿压显现的相关数据和规律，确定该工作面的老顶初次来压步距和周期来压步距。
周期来压时顶板管理
1、工作面工程质量必须达到“三直、两平”的要求，保证液压支架接顶平、严、实，避免液压支架出现大的仰俯角和倒架、咬架现象。
2、主运（辅运）顺槽巷道适当缩小单体支柱间距，必要时要挂网对顶板进行维护；巷道两帮滚帮大处要加打贴帮点柱，间距根据现场定；巷道实际宽度超过设计宽度时，在两端头密集柱处架设戗柱；在联巷或倒车硐口加打液压单体戴帽点柱。
3、工作面支架工要提前带压拉架，采取少降快拉措施，拉架后，要逐一检查矿压表，保证支架初撑力达到规定要求。
4、跟班队长和验收员要对工作面、主运（辅运）顺槽巷道顶板支护状况及顶板动态情况进行不定时巡检，发现问题及时采取措施进行处理。
5、主运（辅运）顺槽巷道超前支护范围内、工作面支架前无关人员不得逗留。
6、加强工作面设备的维修与管理，保证设备的正常运转和快速推进，保证支架无跑、串、漏夜现象。
7、来压期间必须保证采高不小于4.2米，同时注意观察支架的压力变化，防止压死支架。
8、周期来压前，瓦斯检查员要检查有毒、有害气体的变化，超限时要及时汇报队、矿调度，并根据具体情况采取相应措施。
工作面末采顶板管理
1、工作面距停采线30米时，调整工作面采高，当工作面回采到距停采线10米时，工作面采高必须保持在3.9－4.0米，紧跟底板作业。
2、工作面距停采线30米时，主运（辅运）顺槽巷道单体支柱打
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