110404工作面作业规程薛德强.docx
《110404工作面作业规程薛德强.docx》由会员分享，可在线阅读，更多相关《110404工作面作业规程薛德强.docx（74页珍藏版）》请在冰豆网上搜索。
110404工作面作业规程薛德强
第一章概况
第一节工作面位置及井上下关系
110404工作面位置见示意图
工作面名称
110404
盘区名称
11盘区
地面标高/m
955-1085
井下标高
580-670
地面的相对位置
工作面对应于地表黄土丘陵区，沟壑纵横无任何建筑物，东南高有座沟坝，内有积水。
回采对地面设施的影响
回采时地表产生裂隙，由于地表为黄土丘陵，无任何建筑物，故对地面无影响。
井下位置及四邻关系
110404工作面位于4#煤层轨道下山东南面，东北面为十一盘区采区回风巷、轨道巷、运输巷；东南、西南面为本矿与贺西煤矿矿井保安煤柱；西北面为本矿110406准备工作面；上部为3#煤层110306采空区。
走向长度/m
224/123
倾斜长度/m
789/120
面积/m2
191496
表1井上下关系
第二节煤层
110404工作面开采煤层情况
表2110404工作面开采煤层情况
煤层厚度
3.5-4.0（均3.8）
煤层构造
简单
煤层倾角
3°-7°
开采煤层
4#煤层
煤种
焦煤
稳定程度
稳定
煤层情况描述
工作面构造简单，为单斜构造，煤层走向为：
东南-西北向，倾角为南西，倾角平缓，一般为3°-7°，平均6°
第三节煤层顶底板
依据ZK3-3、ZK3-4钻孔柱状图与110404工作面皮带顺槽掘进揭露情况分析，工作面层间距最薄地段厚度约为11.5-13.2m,顶底板岩性无明显变化。
表3工作面煤层顶底板情况
顶板名称
岩石名称
厚度/m
岩性特征
顶板
基本顶
无
直接顶
灰黑色泥岩
11.5—13.2
泥质结构，薄层状构造
伪顶
无
底板
直接底
灰黑色泥岩
3.87
灰黑色，泥质构造，薄层状，有星散状黄铁矿
ZK3—3钻孔柱状图见图1
第四节地质构造
根据《山西柳林金家庄煤业有限公司煤矿勘探地质报告》及工作面顺槽掘进时揭露情况分析，该工作面煤层大致为东南——西北走向，倾南向西，地层倾角平缓为3°—7°，平均6°，煤层构造简单，为单斜构造，煤的普氏硬度为2-3。
无断层及陷落柱等构造，属简单类，本工作面地质构造赋存稳定，无大的褶曲变化。
工作面地质构造图图2
第五节水文地质
一、含水层分析
1、主要含水层
1）、奥陶系岩溶裂隙含水层
根据ZK3-4水文孔资料分析，矿区内奥灰水水位埋深135.31m，标高为807.66m。
上、下马家沟组地层岩溶裂隙发育，是奥灰岩的主要含水层。
奥灰水威胁。
2）、石碳系上统太原组岩溶裂隙含水层
主要含水层为灰岩和中粗粒砂岩，属弱富含水层，一般浅埋区、裂隙发育，补给条件较好富水性相对较强，否则较差。
3）、二叠系山西组及以上碎屑岩裂隙含水层
该组含水层以中粗砂岩为主，该地层含砂岩裂隙水，含水空间以风化裂隙和构造裂隙为主，属弱富含水层第四系中、上更新统
4）、新生界松散岩类孔隙含水层
其包括上第三系上新统和第四系中、上更新统以及全新统地层
第三系上新统地层露于沟谷两侧，含水层为底部的半胶结状砾石层，与基岩风化裂隙构成较好的含水层，一般属弱富含水层。
第四系中、上更新统地层多分布在梁峁之上，该含水层多为透水而不含水岩层，局部含上层滞水，水量微弱。
二、主要隔水层
1、石盒子组隔水层
二叠系中统上、下石盒子组泥岩隔水层厚度较大，由数层泥岩和砂质泥岩组成，垂直分布呈平行复合式结构，裂隙不发育，为山西组顶部的隔水层，对松散岩类孔隙水与风化裂隙水的下渗起着良好的隔水作用。
2、本溪组隔水层
4#煤层与奥陶系岩溶水间有本溪组隔水层，本溪组地层平均厚15.75m，岩性以泥岩、粘土岩、铁铝岩为主，夹薄层石灰岩，隔水性能较好，区域稳定连续，因此在正常情况下4#煤层不受奥灰水影响，但在特殊情况下，如遇有导水性断层，陷落柱等地质构造时，不排除奥灰水的影响。
根据《水文地质类型划分报告》结论和本工作面在掘进时地质情况分析，该工作面没有断裂构造、也无陷落柱。
因此本工作面不受奥灰水影响。
三、地下水的补、迳、排条件
山西组砂岩裂隙含水层主要是在其裸露区接受大气降水的补给，各含水层属平行复合式结构，含、隔水层间均处于分散隔离状态，各含水层间的水力联系被隔水层阻隔，之间存在一定水位差，若隔水层不遭破坏，则各含水层间无互补关系。
地下水主要以径流为主，径流方向一般沿岩层倾斜方向运动，排泄方式主要是矿坑排水。
奥陶系岩溶水的补给主要是裸露区接受大气降水和地表水的入渗补给，本区为岩溶水径流区，径流方向由南东流向北西，最终排向柳林群泉，近年来人工开采也是其主要排泄方式之一
四、邻近生产矿井的水文地质特征和充水因素
该工作面东南相邻贺西煤矿，根据调查贺西煤矿开采煤层为4#煤层，矿井充水因素以顶板砂岩裂隙含水层通过冒落裂隙带向矿井充水为主，贺西煤矿矿井吨煤含水系数小于2，属涌水量小的矿井。
五、煤层的充水因素分析及矿床水文地质类型
本工作面所采4#煤层是二叠系下统山西组主要可采煤层，其直接充水因素是顶板砂岩裂隙含水层。
据ZK3-4水文孔抽水试验结果，山西组以上含水层，属弱富水含水层。
充水含水层以裂隙充水为主，水文地质条件简单，矿井水文地质类型定为中等。
六、其他水源的分析
110404工作面上部为3#煤层110306采空区，本工作面顺槽掘进时已对3#采空区进行了探放水。
但为了确保安全生产，工作面在推进过程中地测科要加强观测、探查采空区积水，如有积水必须组织探水队进行探放水，确认无水后方可进行回采。
严格执行“预测预报，有掘必探，有采必探，先探后掘，先治后采”的方针，有异常立即上报调度室，及时采取措施，杜绝水患，确保安全生产。
七、涌水量：
正常涌水量：
2.5m3/h
最大涌水量：
3m3/h
第六节影响回采的其它因素
一、影响回采其它因素
表4影响回采其它因素
瓦斯
高瓦斯矿井，相对涌出量为14.4m3/t
CO2
相对涌出量为1m3/t
煤层煤炸指数
煤层具有爆炸性，指数为27.15%
煤的自燃倾向性
等级为Ⅲ级，不易自燃
地温危害
无
二、冲击地压和应力集中区
110404工作面沿走向布置，与3#煤层110306工作面为外错式布置，本工作面距回风巷20米范围正上方为110306与110304工作面保安煤柱。
因此本工作面距回风巷20米范围内为应力集中区，其矿压相对较大。
三、地质部门建议
1、回采过程中应加强顶板、瓦斯、煤尘管理。
2、回采过程中要加强观测和探查相应3#采空区和相邻矿井采空区内积水情况，防患于未然。
3、回采过程中如遇地质异常，及时与调度室或地质部门联络，采取措施进行处理。
4、回采过程中对应力集中区域地段，及时加强支护，对巷道顶板下沉严重地段要及时揭底，保证巷道有效断面。
第七节储量及可采期
一、储量
工作面工业储量：
Q1=走向长×倾斜长×煤层真厚×容重=224×789×3.8×1.38=926803.58T
Q2=走向长×倾斜长×煤层真厚×容重=123×120×3.8×1.38=77401.4T
Q1+Q2=926803.58+77401.4=1004204.98T
工作面可采储量：
工业储量×采出率=1004204.98×95%=953994.73T
二、工作面可采期
工作面可采期=开采推进长度/设计月推进长度=909/75=12.12月
第二章采煤方法
110404工作面采用倾向长壁后退式综合机械化采煤，全部垮落法管理顶板。
110404工作面中部切眼前为123米小综采面，推进120米后斜交进入中部切眼，工作面支架与中部切眼支架对接，对接后工作面全长224米。
第一节巷道布置
一、采区设计，采区巷道布置情况
本工作面位于本矿11盘区东部，沿煤层走向布置工作面。
巷道布置图见图3
二、工作面顺槽
本工作面巷道布置为一进两回通风，工作面东部布置一条进风巷断面规格为宽4.0m×高3.0m，工作面在中部切眼前布置有宽3.5m×高2.8m的回风巷及尾巷，采用锚杆、锚索、金属网联合支护。
中部后在工作面西部布置一条回风巷和一条尾巷，回风巷与尾巷间留有30米的保安煤柱，回风巷断面规格为宽3.5m×高3.0m，尾巷断面规格为宽4.0m×高3.0m。
三条巷道均采用锚杆、锚索、金属网联合支护，局部压力显现区域采用工字钢架棚加强支护。
三、工作面切眼
工作面切眼规格为宽6.5m×高2.8m，采用锚杆、锚索、金属网联合支护。
巷道支护图见图4
第二节生产工艺
一、生产工艺流程：
割煤——移架——推刮板输送机——端头支护——下一个循环
二、主要工艺介绍：
㈠、采煤工艺
110404工作面采用倾向长壁后退式全部垮落法管理顶板的综合机械化采煤。
采用MG300/730-WD1型采煤机双向穿梭采煤，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，滚筒自旋使其截齿将煤破碎。
采煤机端头斜切进刀，割三角煤采煤，按割煤——移架——推刮板输送机——拉移设备与转载机和缩皮带顺序进行，利用机组滚筒和输送机铲煤板将煤自行装入运输机，采用SGZ764/630型双中心链可弯曲刮板输送机运输。
进刀方式如下：
①当采煤机割至工作面端头时，其后的输送机槽已移近煤壁，采煤机机身处尚留有一段下部煤；②调换滚筒位置，前滚筒下降，后滚筒升起并沿输送机弯曲段返向割入煤壁，直至输送机直线段为止。
然后将输送机移直；③再调换两个滚筒上下位置，重新返回割煤至输送机机头处；④将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换上下滚筒，返程正常割煤。
㈡、移架、推刮板输送机
割煤后——收侧护板——降架——（护帮板）移架——升架——推侧护板（推护帮板）——侧推千斤顶上腔停止供液——推溜。
㈢、端头支护（见端头支护部分）
采煤机进刀方式图见图5
三、工作面正规循环生产能力
W1=L1SHrc=（224×0.6×3.8×1.38×95%）T=669.55T
W2=L2SHrc=（123×0.6×3.8×1.38×95%）T=367.66T
式中L1——110404中部切眼后工作面长度，m
L2——110404中部切眼前工作面长度，m
S——循环进刀量，m
H——工作面高度，m
R——煤层容重
C——回采率
第三节设备配置
表5工作面机械设备配备
序号
设备名称
型号
功率
数量
备注
1
采煤机
MG300/730-WD
730KW
1台
2
工作面刮板输送机
SGZ764/630
2×315KW
1部
3
转载刮板输送机
SZZ764/200
200KW
1部
4
皮带输送机
DTL100/100/2×160
2×160KW
1部
5
乳化泵
BRW315/31.5
200KW
2台
备用一台
6
液压支架
ZZ6000/21/44
——
144组
7
过渡支架
ZG6000/21/44
——
7组
机头（尾）
8
移动变压器
KBSGZY-1000/10/1.14/0.69
——
3台
9
喷雾泵
BPW315/6.3
45KW
2台
10
微机通讯控制
KTC2
——
1套
11
破碎机
PLM1000（PLM110）
——
1台
12
移动变压器
KBSGZY-500
1台
13
组合开关
KJZ-5-1500
2台
14
回柱绞车
HJ-28
42
1台
设备布置图见图6
第三章顶板控制
第一节支护设计
一、液压支架选型设计
该工作面顶板采用支撑掩护式液压支架控制顶板，支护设计即为液压支架选型设计。
1、工作面支护设备及技术参数表
表6支架说明
项目
参数
项目
参数
工作面支架
ZZ6000/21/44
采煤范围/m
2.5-4.2
端头支架
ZG6000/21/44
支架宽度/m
1.43-1.6
支护面积/m2
6.2
支架中心距/m
1.5
泵站压力Mpa
31.5
初撑力/KN
5232
工作阻力/KN
6000（36.1Mpa）
操纵方式
本架
底板比压/Mpa
1.8
支护强度/Mpa
0.97
支撑高度/m
2.1-4.4
移架力/KN
410KN
移架步距/m
0.63
质量/T
21.246
推溜力/KN
223KN
2、工作面支护强度计算：
参考本矿同煤层矿压观测资料，选择工作面矿压参数，工作面合理的支护强度,按8倍采高验算：
pt=9.81×h×r×k×10m3=9.81×3.8×2.4×103×8=715700N/m2=715.7KN/m2=0.7157Mpa
式中pt——工作面合理支护强度，KN/m2
h——采高3.5-4.0m,平均3.8m
r——顶板岩石重力密度2.4t/m3
k——工作面支柱应支护的上覆岩层厚度与采高之比，取8
3、工作面超前支护强度计算
110404综采工作面从安全出口向外30m范围内为顶底板移尽量及两帮移近量变化活跃段，作业规程中规定距工作面口上下两顺槽采用单体液压支柱配合π型梁超前加强支护，即从安全出口开始，回风巷前10m范围内为三排支护，回风巷10m～30m范围及进风巷0-30米范围内为两排支柱，超前支护均为一梁三柱，柱距1.3m，单体支柱型号为DZ-35，柱径为100mm，π型梁长度为3.2m，超前支柱初撑力额定支护阻力最大为190KN。
《煤矿安全规程》第54条规定：
单体液压支柱初撑力，柱径为100mm的不得小于90KN，柱径为80mm的不得小于60KN。
按照巷道超前支护方式的支护强度加上原巷道支护形式在回采期间对巷道的残余强度必须大于巷道回采期间围岩对巷道的顶压，确保巷道顶板的稳定。
在老顶给定变形工作状态下，巷内基本支架应当控制住顶煤及直接顶，并与老顶贴紧，因此，支护强度至少应当平衡顶煤及直接顶岩重，即：
Pt≥Pn=（My×Ry+Mm×Rm）×L×W×k×g
式中：
Pt——巷内原支护及超前支护对顶板的支护强度，KN；
Pn——单位架距所需支护的顶板强度，KN；
My——超前范围内直接顶移近量厚度取1.5m；
Ry——直接顶视密度，2.4t／m3；
Mm——顶煤层厚度，取最大厚度1m；
Rm——煤层视密度，1.38t／m3；
L——单位棚距支护长度，3.2m；
W——单位棚距支护宽度，取最宽4m；
K——动压系数，取2；
g——重力加速度，取9.81m／s2。
对于巷道支护：
Pt≥Pn=（1.5×2.4×103+1×1.38×103）×2.6×4×2×9.81=1249.93kN
顶部螺纹锚杆的锚固力为90kN，同一断面棚距内顶板布置有24根顶锚杆。
综合锚杆布置方式及受采动影响后全锚支护的残余支护有效系数取0.4，则锚杆对顶板的有效支护约为1080kN，则巷道超前支护的有效支护为：
P=Pn×1.2-1080=419.92KN
式中：
巷道悬顶系数为1.2。
回风巷前10m范围内巷道超前支护的有效支护由同一断面的9根单体柱进行支撑，则每一根单体支柱的支护强度P1=P/9=46.66KN
46.66KN＜90KN，支护强度合格
进风巷0-30m及回风巷10m～30m范围内巷道超前支护的有效支护由同一断面的6根单体进行支撑，则每一根单体支柱的支护强度P1=P/6=69.99KN
69.99KN＜90KN，支护强度合格
项目
校验计算公式
校验结果
支架工作阻力
6000KN＞（715.7×6.2）KN=F=PS=715700Pa×6.2m2=4437.3×10m3N=4437.3KN
符合要求
支架初撑力
5232KN＞（715.7×6.2×80%）KN=3549.9KN
符合要求
支护强度
0.97Mpa>（715.7/1000）Mpa=工作阻力/支护面积=4437.3×10m3/6.2m2=715.7×103Pa=0.7157MPa
符合要求
校验结论
选取ZZ6000/21/44型支架满足工作顶板支护和安全要求
表7矿压参数表
二、乳化液泵站
1、泵站选型数量
工作面选用BRW315/31.5型液压泵站，一台液压泵站满足工作面需要，但为了保证工作面正常运转，因此再备用一台液压泵站以供使用。
2、泵站位置及注意事项
1）泵站设置在110404回风巷内，在泵箱附近挂管理牌，明确配比方法，用液比例，责任者等，有维修保养制度，并有专人维护，保证设备性能良好。
2）开泵前，检查乳化液箱的液量大于箱体1/2，用浓度计检查乳化液浓度在3%-5%之间，每次加水和加油后都必须检查一次乳化液浓度。
3）开泵时，时刻注意泵的声音，正常时，声音清晰，压力大于或等于31.5Mpa，若发现异常，立即停泵处理。
4）泵站及液压系统完好不漏液。
5）必须设专人开泵，不得随意更换，乳化液配制方法为每95-97kg水，加乳化油3-5kg，并每次配制后用浓度计检查，要做到管路不漏液，泵站压力正常。
6）现场配比法：
①制作一个长×宽×高=500mm×200mm×250mm的铁箱,箱底焊一个19号截止阀,在铁箱周边距底高200mm处标明标志线,将该铁箱置于泵箱上.
②每次加水到200mm标志线时,停止加水,再加入0.6-1.0kg乳化油,搅匀即为3%-5%浓度的乳化液。
③将配制的乳化液经截止阀注入箱内，再用浓度计在截止阀出口处检测其浓度。
④不得直接将清水注入箱内或在泵箱内配制乳化液。
第二节工作面顶板控制
工作面安装ZZ6000/21/44型支撑掩护式支架，两端头安装ZG6000/21/44型支撑掩护式支架，机头4架，机尾3架。
采用全部垮落法控制顶板，采空区顶板随支架前移自行垮落充填，最大控顶距为4713mm，最小控顶距为4113mm，移架步距为600mm。
一、正常工作时期顶板支护形式
采煤工艺为：
割煤——移架——推溜，其特点是顶板暴露时间短。
在采煤机割煤后，先收回侧护板，然后降架，降架时尽量使顶梁与底座保持平行，降架高度不易太大，一般保证在100mm—200mm之间即可。
降架后即可移架，做到尽快支护暴露的顶板，以免冒顶发生，移架后及时打出护帮板，移架滞后采煤机后滚筒3-5架，超过此距离或发生冒顶时，必须停止割煤。
移架与移刮板输送机的间隔距为15-20m。
二、顶板破碎时期支护形式
1、如果顶板破碎，必须采用及时支护，即采煤机后滚筒割过后，带压及时移架。
由于煤层较高，如割煤后工作面片帮、折壁严重，空顶过大，大于1m以上时，应进行超前移架支护，必要时根据空顶情况，相应伸出伸缩梁，伸起护帮板进行临时支护，并及时备料刹顶。
2、顶板破碎时，工作面高度不得忽高忽低，严
格按要求将采高控制在3.8m，采用带压移架超前支护，坚持一步三调，相邻支架错差不大于顶梁侧护板2/3，不挤不咬不倒，保持良好支护状态。
三、操作步骤及注意事项
1、操作步骤：
割煤后——收侧护板——降架——（护帮板）移架——升架——推侧护板（推护帮板）——侧推千斤顶上腔停止供液——推溜。
2、采煤机割煤前，必须提前收回3—5架支架的伸缩梁、护帮板。
3、采煤机割煤后，要及时伸出伸缩梁，做到即时支护暴露的顶板，以免冒顶，最后使护帮板紧贴煤壁，以免片帮。
4、移架前应先收回护帮板，再将伸缩梁收回，也可以在收伸缩梁的同时移架，但收回伸缩梁的速度须快于移架的速度。
5、移架后及时升架，且与其它支架前后对齐，成一直线。
若支架与煤壁不垂直，可用侧护板式调架千斤顶，将支架调整到确定位置。
6、工作面应达到动态的质量标准化要求，确保“三直、一平、两畅通”的质量要求。
7、加强支架的支护强度，确保支护质量，支架初撑力不得小于5232KN。
8、工作面出现冒顶时，要及时用木料接顶，并升实支架。
9、工作面支架严禁歪斜和咬架，挤架，否则，要及时调整。
第三节进风巷、回风巷及端头顶板控制
一、工作面进风巷及回风巷的顶板控制
1、进风巷超前支护不小于30m，在原有锚网索支护的基础上，在靠工作面一帮距煤壁0.5m，靠转载机一帮0.7m。
布置两排超前支护。
超前支护沿巷道方向铺设3.2m的π型梁，采用DZ—35型单体柱,一梁两柱超前维护,柱距1.3米，π型梁之间必须对接。
2、回风巷超前支护不小于30m，在原有锚网索支护的基础上，工作面10米范围内在靠工作面一帮距煤壁0.5m与1.0m，靠非工作面一帮距煤壁0.7m，布置三排超前支护。
工作面10-30米范围内靠工作面一帮距煤壁0.5m与非工作面一帮0.7m，布置两排超前支护。
超前支护沿巷道方向铺设3.2m的π型梁，采用DZ—35型单体柱,一梁两柱超前维护,柱距1.3米，π型梁之间必须对接。
超前支护随工作面推移回撤，超前支护与工作面端头支护必须对接，工作面两端头沿切顶线加打密集柱，柱距0.3m，支柱戴帽以确保上下出口行人安全。
3、在工作面下隅角（切顶线）后部处，即回风巷内根据通风要求，为确保回风风流畅通，在该巷道内打设木垛，木剁必须牢实，采用长1.5m的圆木，距煤壁2m成井字形支设，木剁间距不得大于3m。
打木垛前将木垛下角处煤矸清理干净，木剁打设必须与顶底板接实，为严防大量矸石串入，根据顶板情况必要时采用背板（点柱、皮带）挡设。
4、超前支护以外的巷道顶板破碎压力大地段，应视实际情况及时打点柱或架设工字钢架棚进行加强支护，出现煤壁片帮及吊帮时必须采用工字钢架棚进行支护。
5．由于110404工作面顺槽由于掘进时受地质变化影响，局部地段巷道高度超过3.5米，因此部分地段需使用DZ—42的单体柱进行超前支护。
二、支护质量标准
1、超前支护支柱必须成排成行，支柱必须打在实底上，迎山有力，防倒链必须挂牢挂实。
2、支柱的初撑力不得小于90KN。
3、架棚前必须执行敲帮问顶制度，处理一切不安全隐患。
4、顶板不平或倾斜或冒顶，必须用棚板或木垛接顶，保证梁接顶严实。
5、支柱的三用阀注液孔全部朝向落山，手把一律朝巷道外。
6、支柱编号管理，巷道无浮煤浮矸，管线吊挂整齐，专人负责。
7、支柱无漏液、失效、π型梁无严重变形，否则必须及时更换。
8、π型梁必须按要求支护，杜绝反打梁。
9、支柱严禁超高超低使用，同一工作面严禁使用不同型号的支柱。
10、初次使用的单体液压支柱，必须预先进行排气，注液时先清洗注液咀，如发现缸体弯曲、缺瓦、漏液等现象时，不得使用，并需及时更换。
11、注液枪用完后，必须挂好，不得随意丢弃在底板上。
12、超前30m范围内巷道高度不低于1.8m，行人侧宽度不小于0.7m。
13、两顺槽内支护均在端头支护后回撤，严格执行先支后回。
14、回撤后按支护形式要求顺序支在超前支护段内。
三、工作面两端头顶板控制
1、工作面机头采用4架ZG6000/21/44型支撑掩护式支架维护顶板，机尾采用3架ZG6000/21/44型支撑掩护式支架维护顶板，支架初撑力不小于5232KN。
2、若支架上方顶梁不能接顶，垫加木料或木背板，使顶梁与顶板接实，端头支架要与工作面支架支齐。
3、端头支架与煤壁之间的空顶采用迈步梁进行支护，使用3.2m的π型梁，配合DZ—35单体柱“一梁三柱”支护。
同步梁间距为700mm，对梁间距为200mm,支柱初撑力不小于90KN，切顶线处加打切顶柱，柱距为300mm，在端头滞后梁未端加打戗柱。
单体支柱要迎山有力，使π型梁与顶接实，底软松软地段
升级会员 