河南神火集团薛湖煤矿作业规程.docx
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河南神火集团薛湖煤矿作业规程
河南神火集团薛湖煤矿
一一采区作业规程
名称：
1101工作面
目录
1概况1
1.1工作面位置及井上下关系1
1.2煤层1
1.3煤层顶底板1
1.4地质构造2
1.5水文地质2
1.6影响回采的其它因素2
1.7储量及服务年限3
2采煤方法4
2.1巷道布置4
2.2采煤工艺4
2.3设备配置8
3顶板控制10
3.1支护设计10
3.2工作面顶板控制12
3.3轨道斜巷、运输斜巷及端头顶板控制14
3.4矿压及顶板离层仪观测15
4生产系统18
4.1运输18
4.2“一通三防”及安全监控18
5劳动组织和主要技术经济指标23
5.1劳动组织23
5.2作业循环23
5.3主要技术经济指标25
6煤质管理26
6.1煤质指标和要求26
6.2煤质管理措施26
7安全技术措施27
7.1一般规定27
7.2顶板控制28
7.3防治水31
7.4爆破32
7.5“一通三防”及安全监控32
7.6运输34
8灾害应急措施及避灾路线37
8.1灾害应急措施37
8.2避灾路线37
1概况
1.1工作面位置及井上下关系
工作面位置及井上下关系见表1-1。
表1-1工作面位置及井上下关系表
工作面名称
1101工作面
采区名称
11带区
地面标高/（m）
+38.5
工作面标高/（m）
-407～-560
地面相
对位置
该工作面对应地表为农田
回采对地面设施的影响
工作面回采会造成地表一定程度的塌陷
井下位置及与四邻关系
1101工作面北接工业广场保护煤柱，南为1102工作面（没有开采），东为二2煤层露头，西为-560水平西翼大巷
走向长度/（m）
200
倾斜长度/（m）
1510
面积/（m2）
302000
1.2煤层
工作面煤层情况见表1-2。
表1-2煤层情况表
煤层平均厚度/（m）
2.95
煤层结构
简单
煤层平均
倾角/（°）
7
开采煤层
二2煤
煤种
无烟煤
稳定程度
较稳定
煤层情
况描述
本工作面二2煤层较稳定，煤层厚度平均2.95m，煤层局部有夹矸，煤岩类型以亮煤为主，次为镜煤。
1.3煤层顶底板
工作面煤层顶底板情况见表1-3。
表1-3煤层顶底板情况表
顶底板名称
老顶
直接顶
伪顶
直接底
老底
岩石名称
细粒、中粒砂岩
砂质泥岩、粉砂岩
泥岩
砂质泥岩、粉砂岩
细砂岩
岩石厚度/（m）
19.7
7.31
0.23
8.92
7.46
1.4地质构造
（1）断层情况：
工作面内无断层，结构简单。
该工作面回采过程中要密切关注地质变化情况，预防有断层出现，造成地质条件变化，影响工作面回采。
（2）褶曲情况及其对回采的影响
该工作面范围内没有对回采形成影响的褶曲存在。
（3）其他因素对回采的影响（陷落柱、火成岩等）
该工作面范围内，没有陷落柱、火成岩等的存在，对回采没有影响。
1.5水文地质
（1）含水层（顶部和底部）分析
工作面直接充水水源为顶底板砂岩裂隙水，该含水层以静储量为主。
（2）其他水源的分析
无其他水源影响。
（3）涌水量
①正常涌水量
正常涌水量：
105m3/h。
②最大涌水量
最大涌水量：
213m3/h。
1.6影响回采的其它因素
（1）影响回采的其它地质情况见表1-4。
表1-4影响回采的其它地质情况表
瓦斯
本矿属于高瓦斯矿井，本区瓦斯含量较低；本工作面绝对瓦斯涌出量为：
2.64m3/min，相对瓦斯涌出量为：
0.8m3/t。
煤尘爆炸指数
根据《精查地质报告》该区煤尘具有爆炸性
煤的自燃倾向性
根据《精查地质报告》该区煤层不具备自然倾向性
地温危害
无地温危害
地压
有地压，局部显现明显
（2）地质部门的建议
1、保证工作面有足够的风量，保证瓦斯的排放。
2.该工作面无冲击地压的影响，局部工作面断层发育处地压较大，应加强支护。
1.7储量及服务年限
（1）储量
工作面工业储量130.03万t，可采储量120.93万t。
（2）工作面服务年限
工作面生产期间每天8刀，进尺4.8m
工作面服务年限=可采储量÷设计月采量
=1209300÷112320
=10.77月
2采煤方法
本采面采用倾斜长壁俯采、后退式一次采全高全部垮落采煤法。
2.1巷道布置
1101工作面采用倾斜长壁俯采布置，进风巷、回风巷、开切眼沿煤层底板掘进。
进、回风巷为矩形断面，进风巷断面为2.8×4.0m2、回风巷断面为2.8×3.8m2，均采用锚杆锚网联合支护；开切眼为矩形断面2.8×5.7m2，采用锚杆锚网联合支护。
进风巷为通风和进料，回风巷为回风和运煤为主要用途。
-560西翼轨道巷为通风和进料为主要用途，-560西翼皮带巷为回风和运煤为主要用途。
图2-11101工作面平面布置图
2.2采煤工艺
2.2.1采煤工艺
（1）工艺流程：
割煤→装煤→运煤→移架→推溜
（2）工艺说明：
采煤机端头斜切进刀割煤，割煤后及时依次顺序移架，移架滞后采煤机的距离为不大于15m，顶板破碎段可及时移架，采用带压移架，移架步距0.6m，滞后采煤机至少12m将运输机移向煤壁，并保证运输机弯曲段长度不小于15m。
2.2.2采高和循环进度
采高要根据煤层厚度变化情况，本采面正常回采期间，采高控制在1.8-3.2m之间,平均2.9m.如遇到煤层变薄，可破顶破底回采，采高不低于2.0m，但特殊情况另补充措施。
循环进度为0.6m。
2.2.3落煤、装煤、运煤、顶板控制方式
（1）落煤方法：
机械落煤采用SGZ－730/320SW采煤机割煤，双向割煤往返一次割两刀，截深为0.6m，采取端头斜切进刀方式。
（2）装煤方法：
采煤机螺旋滚筒配合运输机铲煤板装煤。
（3）运煤方法：
采面选用SZD-730/160型刮板运输机运煤，运输斜巷选用SSJ1000/2×110型可伸缩带式输送机。
2.2.4顶板控制
（1）工作面支护设计
本工作面选用138架ZY400/18/38型掩护式液压支架及ZY400/18/38端头支架，ZY400/18/38型支架支撑高度1.8～3.8m，适应煤层厚度为中厚煤层，支架工作阻力4000kN，支护强度0.707MPa。
（2）风机巷自煤壁向外不低于20m的范围内，采用∮160～180mm×2800mm～3000mm的圆木或大板和2.8m～3.5m单体液压支柱及HDJB－1200铰接顶梁架棚支护，底板松软时支柱要穿柱鞋。
超前支柱初撑力不低于7MPa.
（3）端头及三角区管理
风、机巷端头按设计要求支护，数量齐全，风巷放顶线与排尾架立柱齐，并在靠老塘的一排支柱上打好戗柱或戗棚，机巷放顶标准为转载机机尾后留一到两排柱子，转载机滞后煤墙的距离不得超过3m。
风、机巷三角区的支架尽量顶住煤墙，紧贴采面侧巷帮端头支架上穿上圆木或π型梁，另一头打上单体柱；若端头支架不能达到煤墙，要在支架上打探板或探梁，要求一头搭在支架顶梁上，另一头打上单体柱。
采面风巷由于巷道比较宽，运输机机尾距离煤壁的距离能够行人，自然通风保证电机自动散热及行人安全要求时可以不做安全出口。
当运输机机头或机尾不能满足自然通风给电机散热或不能满足正常行人时必须做缺口以保证机头、机尾及端头准确到位，并保证巷道行人安全。
上下缺口分别长2m，宽1.5m，高等于采高但不低于1.8m，每班采煤前由超前工做出，缺口采用单体柱配合π型梁支护。
（4）机头及上安全出口支护
机头使用两架ZY400/18/38支架作为端头支护，在机巷超前不低于20m范围内使用DZ-2.8/DZ－3.15单体柱和HDJB－1200铰接顶梁配合，一梁一柱二排倾向连锁棚。
（5）机尾及下安全出口支护
机尾需要做安全出口时支护和机头相同，风巷超前（不低于20m）采用单体柱和铰接顶梁配合，一梁一柱二排倾向连锁棚。
在风巷过车场等巷道较宽处或顶板压力较大、顶板破碎时，超前支护采用三排支护但人行道宽度不得低于0.7m。
（6）工作面初次来压及周期来压顶板管理
来压前由矿压组配合观察来压情况，初次来压前制定初次放顶专项措施，按初次放顶专项措施严格执行，来压时工作面液压支架必须达到初撑力，并加强风、机的超前维护工作和工作面的顶板管理。
轨道斜巷的支护必须达到硬底迎山有力，底软时要穿柱鞋达到初撑力要求，可采取加打支柱或托棚的措施。
来压时要组织快速推进，加快推进速度，保持支架状态完好，支架平、紧、直防止架前漏顶和人为事故的发生。
（7）轨道斜巷和运输斜巷两巷老塘处悬顶超过10m2时，必须加强支护或采取强制放顶措施进行处理。
强制放顶眼间距为2m，每眼装药量为300g
（8）采面支护质量管理标准
①支架初撑力不低于规定值的80％。
②支架排成一条直线，其偏差不超过±50mm。
中心距偏差不超过±100mm。
③支架顶梁与顶板平行支设，其最大仰俯角＜7°。
④相邻支架间不能有明显错差（不超过顶梁侧护板高的2/3），支架不挤、不咬，架间空
隙不超过（200mm）。
⑤支架与输送机要垂直，偏差＜±5°。
⑥支架要垂直顶底板，支架歪倒＜±5°，与顶板接触严密。
⑦要及时移架，端面距最大值不大于340mm。
⑧支架完好，无漏液、不窜液、不失效。
⑨支架编号管理，两端有单体柱也要编号管理。
⑩支架内无浮煤，浮矸堆积。
活柱柱缸上端平台和阀体无煤尘。
（9）工作面在回采期间要重点加强两巷复合顶板管理；加强低阻异常区域的管理；加强顶板及底板水的管理，出现异常及时向有关部门汇报。
2.2.5工作面正规循环生产能力的计算
W=L×S×h×r×c
=200×0.6×2.95×1.45×93%
=477.36t
式中：
W---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;
r---煤的视密度，t/m3
c---工作面采出率，％
2.3设备配置
工作面机械设备的主要技术参数：
（1）采煤机：
设备型号：
MXG-450型双滚筒采煤机；
采高：
≤3.5m装机功率：
450Kw
牵引速度：
0～8m/min牵引方式：
无链电牵引
牵引力：
415kN供电电压：
1140V
（2）液压支架：
设备型号：
ZY400－18/38型支撑掩护式液压支架；
支架支撑高度：
1.8～3.8m；
适应煤层厚度：
中厚煤层；
支架工作阻力：
4000kN；
支护强度：
0.707MPa。
（3）刮板输送机
设备型号：
SGZ－730/320SW型，实现与采煤机，液压支架的三机配套，其刮板输送机主要参数为：
输送能力：
700t/h设计长度：
200m
刮板链速：
0.93m/s电机功率：
160×2kW
中部槽宽：
0.73m链型；双
表2-11101综采工作面机械设备配备表
使用地点
设备名称
规格型号
数量
单位
备注
1101工作面
采煤机
MXG-450
1
台
前期配备φ1600mm滚筒
后期配备φ2000mm滚筒
液压支架
ZY400－18/38
138
架
刮板输送机
SGZ－730/320SW
1
部
1101运输斜巷
转载机
SZD-730/90
1
部
破碎机
PLM500
1
部
带式输送机
DSJ100/63/160×2
1
部
带式输送机
DSJ100/63/55
1
部
1101轨道斜巷
乳化泵
WRB200/31.5
1
套
两泵一箱
喷雾泵
BPW250/6.3
1
套
一泵一箱
绞车
SDJ-28
2
部
绞车
JD-11.4
1
部
3顶板控制
3.1支护设计
3.1.1顶板支护设计
（1）矿压参数
参考邻近矿井矿压观测资料，填制矿压参数表见表3-1。
表3-1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
8.61
9.24
基本顶厚度
m
8.26
7.21
直接底厚度
m
2.85
2.6
2
直接顶初次垮落步距
m
25
25
3
初次来压
来压步距
m
25
25
最大平均支护强度
kN/㎡
600
600
最大平均顶底板移近量
mm
来压显现程度
来压不明显
来压不明显
4
周期来压
来压步距
m
15
15
最大平均支护强度
kN/㎡
550
550
最大平均顶底板移近量
mm
来压显现程度
来压不明显
来压不明显
5
平时
最大平均支护强度
kN/㎡
500
500
最大平均顶底板移近量
mm
6
直接顶悬顶情况
m
8
8
7
底板容许比压
MPa
1.45
1.45
8
直接顶类型
类
2
2
9
基本顶级别
级
Ⅱ
Ⅱ
10
巷道超前影响范围
m
20
20
（2）支护形式
工作面机头、机尾各用4架ZY400－18/38型掩护式液压支架作为端头支架，另用130架ZY400－18/38型掩护式液压支架支护工作面顶板，上下端头采用单体支柱配合4.0mπ型梁支护，两巷超前支护分别采用单体支柱配合π型梁和铰接顶梁架棚支护顶板。
（3）支护阻力验算
根据容重计算公式：
P1=（q+1）×9.8×γ×S×h
式中：
P1——工作面顶板支护需要支架的工作阻力，kN；
q——动载系数1.5～2.0，根据1101工作面顶板情况取2；
γ——顶板岩石容重，取2.5×103kg/m3；
S——支架支护面积，（支架宽度）1.5m×（支架有效支护长度）3.72m=5.58m2；
h——采空区顶板垮落高度，h=M/（K-1）＝3.6/（1.5-1）=7.2m；其中M为采高，K为岩石碎胀系数，取1.5。
代入数据得：
P1=（2+1）×9.8×2500×5.58×7.2/1000＝2952.9（kN）
ZY400－18/38型掩护式液压支架工作阻力为4000kN>2952.9kN，因此ZY400－18/38型掩护式液压支架能够满足本工作面工作阻力的要求。
（4）支护强度验算：
P=（4~8）γh
式中P——支护强度，MPa；
γ——顶板岩石容重，取2.5×103kg/m3；
h——煤层采高，取2.95m；
（4~8）——顶板压力相当于最大采高4~8倍岩柱的重量，根据参阅相关资料显示以及对已采工作面的观察和分析得知，1101工作面选用7倍岩柱的重量进行估算即可。
代入式中有，P=7×2.5×2.95=0.52（MPa）
即工作面合理支护强度为0.52MPa，ZY400－18/38型支架支护强度为0.707MPa，满足要求。
3.1.2乳化液泵站设计
（1）泵站选型
根据本工作面所需及我矿设备实际情况，选择WRB200/31.5型乳化液泵站，泵站设置在1101工作面轨道斜巷。
（2）泵站管理
①工作面液压泵站由2台泵一箱组成，一台使用，一台备用。
泵站压力不低于30Mpa，乳化液浓度在3～5%。
②泵站司机严格按照规程作业，交接班时检查压力、温度、声音等，各种保护装置的情况，发现问题要及时进行处理。
③管路要经常进行检查，查看有无损坏、破损、漏液等。
④现场要坚持使用自动配比装置，泵站司机要经常查看泵站压力变化情况，检查乳化液浓度，检查乳化液浓度要利用完好的乳化液配比仪。
3.2工作面顶板控制
根据以往回采二2煤层经验，结合我矿的采煤方法，确定本工作面采用一次采全高全部垮落采煤法。
3.2.1顶板管理
（1）当顶板及其破碎不能长时间空顶时，采煤机后滚筒过后3—5m必须进行跟机进行移架。
（2）顶板破碎时要严格控制采高，采高不得大于3.5m,确保支架前梁接顶严密。
（3）若顶板破碎并有冒顶或漏顶（漏顶应根据现场实际情况而定，短时间内不能出现危险时可以暂缓处理外），应立即进行刹顶背帮，然后再进行割煤。
（4）两巷动压区要做好护帮工作，及时处理片帮、掉顶，防止顶板流碴范围扩大。
（5）采面在开工前要备齐单体柱及其它支护材料，两巷老塘处及动压区的超前支护按措施要求支设完备，否则不准开工。
（6）煤壁片帮要及时超前移架。
移架后不得出现端面距，煤壁片帮后端面距大于340m时探板必须使用强度足够的小板或半圆木等。
（7）需要补打帖帮柱时贴帮柱必须打在硬底上，严禁打在活矸或浮煤上。
（8）工作面过地质构造时，要根据现场的实际情况调整采高。
需要挑顶或落底时要及时进行。
需要留煤顶或留设底煤时及时留设。
（9）工作面初次放顶必须按措施执行，加强对顶板、煤壁及两巷超前段的观察和维护，准确预测来压步距，以便加强顶板管理。
（10）初次放顶期间两巷老塘侧回柱前要补齐柱子，打好托棚或戗棚，否则不准进行回柱工作。
（11）处理片帮、冒顶事故时，必须坚持迅速快捷，缩小范围，自外向里，由边缘向中央，循序进行。
现场要有安全负责人，统一指挥，分工明确，协调作业，并有专人观山，退路要畅通，物料充足，工具齐全。
（12）处理顶板问题时严禁空顶作业。
（13）当采面出现大的断层或构造时，支架超高时要及时进行调整加长段和支柱的活柱，支架要留有不低于200mm的安全活柱，加长段至少留设一段。
支架仍超高时，要采取背顶或留设煤底处理。
（14）顶板破碎不易进行支护时，要采取带压移架的方式进行移架。
3.2.2顶底板变化、地质构造等特殊地段时的顶板控制方法和要求
（1）当顶板发生变化或遇到地质构造时，要严格控制好顶板。
（2）当发生条件变化时，要及时准确编制补充措施。
（3）生产期间，要随时根据条件变化及时调整支架支护方式，需要带压移架的要带压移架。
3.2.3强制放顶
（1）在初采初放过程中严格执行煤电公司《技术管理规范》对采煤工作面初次放顶安全技术管理规定。
（2）采面初次放顶前要成立以采煤矿长为组长的放顶小组由生产科、安检科等安全生产管理单位参加的专业工作组，工作组成员必须跟班上岗，与工人同上同下，指导和监督整个初采放工序的全过程。
工作组成员有权制止任何人违章作业和违章指挥。
（3）风、机巷超前支护初采前要确保不低于20m，且单体柱不卸载，支柱要有防倒柱措施，底板松软时要穿柱鞋，保证初撑力不低于7Mpa。
（4）加强采面上、下出口及三角煤区域的支护，严禁空顶作业。
（5）及时调整歪斜支架，使支架顶梁与顶板严密接触，达到充分支撑顶板的作用。
（6）加强检修力度，确保采面支架不窜液、漏液，无卸载支柱。
（7）压力较大时，对于两巷的出口要打支柱或托棚支护，确保安全出口畅通。
（8）当两巷的出现悬顶超过10m2时，要加强戗柱使用。
3.3轨道斜巷、运输斜巷及端头顶板控制
3.3.1两巷超前支护
风、机巷自煤壁向外不低于20m的范围内，采用∮160～180mm×2800mm～3000mm的圆木或大板和2.8m～3.5m单体液压支柱及HDJB－1200铰接顶梁架棚支护，底板松软时支柱要穿柱鞋。
超前支柱初撑力不低于7MPa.
3.3.2端头支护
端头及三角区管理风、机巷端头按设计要求支护，数量齐全，风巷放顶线与排尾架立柱齐，并在靠老塘的排支柱上打好戗柱或戗棚，机巷放顶标准为转载机机尾后留一到两排柱子，转载机滞后煤墙的距离不得超过3m。
风、机巷三角区的支架尽量顶住煤墙，紧贴采面侧巷帮端头支架上穿上圆木或长钢梁，另一头打上单体柱；若端头支架不能达到煤墙，要在支架上打探板或探梁，要求一头搭在支架顶梁上，另一头打上单体柱。
3.3.3安全出口管理
（1）机头及上安全出口支护
机头使用4架ZY400－18/38支架作为端头支护，在机巷超前不低于20m范围内使用DZ-2.8/DZ－3.15单体柱和HDJB－1200铰接顶梁配合，一梁一柱二排倾向连锁棚。
（2）机尾及下安全出口支护
机尾需要做安全出口时支护和机头相同，风巷超前（不低于20m）采用单体柱和铰接顶梁配合，一梁一柱二排倾向连锁棚。
在风巷过车场等巷道较宽处或顶板压力较大、顶板破时，超前支护采用三排支护但人行道宽度不得低于0.7m。
（3）支柱严禁支设在活矸活石上，遇有软底时要穿柱鞋。
（4）安全出口的支柱初撑力不低于11.4Mpa，并拴设保险绳。
（5）安全出口及两巷高度不低于1.8m，要加强两巷的维护，发现支柱变形，损坏要及时更换，不得有断梁折柱。
（6）巷道无淤泥、无积水、无杂物，支设设备要码放整齐并挂牌。
（7）损坏的支柱等要及时外运，避免影响行人。
3.3.4支护材料管理
（1）料场设在工作面的风巷，并归类码放整齐，挂牌管理。
（2）料场的物料要码放整齐，不得超过有效断面的1/3，正常生产期间料场距离工作面不得超过100m。
（3）井下必须备存一定的备件，备件能上架的必须上架。
（4）运输物料期间，严禁磕砸丢失。
（5）风巷要存有一定量的备用柱梁，损坏的要码放在超前20m以外。
3.4矿压及顶板离层仪观测
3.4.1矿压观测
（1）矿压观测内容
1101工作面主要的观测内容有：
工作面支架阻力观测，两巷超前支护范围内单体液压支柱阻力观测以及支护质量动态观测。
根据观测结果对工作面顶板活动规律、来压特征、工作面支架受力特点、超前支承压力影响范围和分布特点，顶板、煤层稳定性，工作面支护质量等进行定期分析，并进一步了解煤岩体力学参数等基础数据。
（2）矿压观测方法
工作面支架每10架（逢5安设）在支架立柱和平衡千斤顶上安装测压表，监测支架立柱的阻力情况（单体支柱用手持式测压表测初撑力及工作阻力）。
每班支架工在操作支架时都必须将支架升紧，验收员每割一刀煤要对支架的初撑力进行一次观测并记录好，另对当班的最大压力值也要做记录；对验收员每天填写的矿压观察记录，由本队的技术人员进行整理，并绘制出矿压观测曲线图，定期报生产科。
（3）支护质量监测
监测内容包括支架初撑力、煤壁片帮情况、端面距、采高及端面顶板冒落情况、两巷的超前长度、单体支柱的初撑力、超前支护质量、端头支护情况等。
（4）矿压观测时间及要求
①工作面：
整个生产期间都要进行矿压观测。
②两巷：
整个生产期间都要进行矿压观测。
③支护质量监测：
整个生产期间都要进行监测。
④监测人员必须认真填写监测记录。
⑤监控除对支架（柱）进行监测外，特殊地段，如断层、顶板破碎带、压力异常区也要进行监控，对初采及收尾时要对全采面进行监控。
⑥监控人员要爱护监测仪器、仪表，发现问题及时处理。
⑦其他按要求填写或进行工作。
3.4.2顶板离层仪观测
（1）顶板离层仪观测内容
1101工作面顶板离层仪观测主要是针对工作面两巷顶板的离层情况进行观测，通过观测，工作人员能够很好的了解两巷顶板的完好情况，从而便于对巷道顶板进行科学、合理地支护；同时为以后的支护工作积累宝贵的经验。
（2）顶板离层仪观测方法
在工作面两巷每隔50m安装一个顶板离层观测仪，该仪器在巷道掘进期间，由施工单位进行安装，初始数据均由施工单位进行填写。
在生产期间，该工作由本队技术人员来完成，观察必须根据顶板离层仪上所显示的数据，如实进行填写。
（3）顶板离层仪观测时间
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