11114工作面作业规程Word下载.docx

1、第三节 回采工艺 7第四节 设备配置 8第三章 顶板管理 11第一节 支护设计 11第二节 工作面顶板管理 14第三节 工作面端头及上、下顺槽顶板管理 14第四节 矿压观测 15第四章 生产系统 17第一节 运输系统 17第二节 “一通三防”与安全监控系统 19第三节 供水、压风、排水系统 25第四节 供电系统 26第五节 通讯、照明 29第五章 劳动组织和主要技术经济指标 30第一节 劳动组织 30第二节 主要经济技术指标 31第六章 煤质管理 33第七章 安全技术措施 34第一节 一般规定 34第二节 顶板管理措施 36第三节 防治水措施 46第四节 爆破 47第五节 “一通三防”与安全监

2、控措施 47第六节 工作面运输安全措施 52第七节 机电设备使用及检修措施 57第八节 设备防倒防滑措施 75第九节 其它 76第八章 灾害应急措施及避灾路线 83第九章 职业危害防治措施 87第一章 概况第一节 工作面位置及四邻采掘情况本工作面为4-1煤东一采区一阶段，西起潘北新村保护煤柱线，东至DF13正断层附近，上部11116工作面已收作，下部A组煤11313工作面已停采。 第二节 煤层及顶底板特征一、煤层4-1煤层赋存比较稳定，结构复杂，工作面煤层厚度为0.93.9m，平均3.4m；煤层倾角为1430，平均20。局部中下层发育一层夹矸，平均厚度0.5m，属较稳定煤层，可采指数1，变异系

3、数0.46。（一）4-1煤的物理性质4-1煤层：黑色，以粉末状为主，鳞片状次之，属于半亮半暗型；密度为1.36t/m3。（二）毛煤煤质煤层在回采过程中，受一定因素影响，采出的煤炭质量会大幅下降，通过分析，影响煤质的因素主要有：1、煤层中的夹矸在回采过程中混入煤中。2、工作面架前顶板冒落和架间窜矸。3、过断层、地质异常区期间破顶（底）板矸石混入煤中。4、煤层顶、底板出水混入煤中。5、生产用的冷却水、除尘喷雾水等混入煤中。二、煤层顶底板特征（一）顶底板概况老顶：细粉砂岩，灰色，杂灰白色，粉粒结构为主，细砂质层理发育泥质胶结，顶底部发育裂隙，平均厚度为5.8m。直接顶：泥质粉砂岩，灰色，粉粒结构，中

4、下部裂隙发育，平均厚度为3.8m。伪顶：无伪顶。 直接底：砂质泥岩，深灰色，灰褐色，砂质泥状结构为主，性脆，含植化碎片，平均厚度为3.0m。老底：粗砂岩，浅灰白色，粗粒结构为主，少含粉粒及细粒成份，含大量石英成份，钙质胶结，质硬，整层较完整，平均厚度为6.0m。（二）工作面地层综合柱状图（如图1-1所示）。图1-1 11114工作面地层综合柱状图第三节 地质构造11114工作面总体形态为一单斜构造，面内构造主要为断层，断层呈倾向和斜切发育。煤（岩）层产状：倾向2269；倾角1430,平均20工作面内断层主要以实见资料为主。面内揭露的断层共有33条。主要断层产状要素及影响程度见表1-1。表1-1

5、 工作面主要断层产状要素及影响程度一览表构造名称性质走向/倾向/倾角/落差（m）对回采影响程度f11114-1正315225351影响较大f11114-31809060f11114-4逆34225224NF1591304070802NF1582153052.5NF158-1178881.5fx124815856SF11114-234025065fx3360270553F11116-631122145F11114-610717753.8Fx-16070 fx4300210DF3080350705影响大F11114-3150461.4F11114-4110201.3SF1-1901700-8040

6、600.51.5DF9-130503.5F11114-111121DF99211第四节 影响回采的其它因素一、瓦斯地质4-1煤结构复杂，构造煤发育；过断层及异常区期间预计瓦斯含量有增大趋势，需加强工作面瓦斯管理。二、煤尘根据精查地质报告煤尘爆炸指数为3338%，有爆炸性危险。三、煤的自燃性自燃等级为不自燃自燃，自然1发火期36个月。四、地温根据精查地质报告，本矿井恒温带深度为30m，温度16.8，地温梯度4.66/100m。工作面正常温度20.323.4。五、地压（一）受11116下段采空区影响，预计工作面顶板压力较大；（二）工作面预计过断层时压力较大，必须加强顶板管理。六、水11114工作面

7、回采受11116上段采空区及11116上段下顺槽联巷积水影响。在11114上顺槽掘进期间已超前对11116上段采空区及11116上段下顺槽联巷积水进行了超前探放，共放水1675m3。目前已完成对11116上段采空区及相邻巷道的探放水工作，具备安全回采条件。第五节 储量及服务年限一、工作面储量（见表1-2）表1-2 工作面储量概况煤层斜面积（m2）倾角（）平均煤厚（m）密度（t/m3）工业储量（万吨）回采率（%）可采储量（万吨）备注4-11125003.41.3652.029549.419二、工作面服务年限工作面服务年限=可采长度/设计月推进长度=（750/96）月=7.8月第二章 采煤方法及回

8、采工艺第一节 采煤方法的选择及采高的确定一、采煤方法的选择11114工作面是采用走向长壁区内后退式采煤法，全部垮落法控制顶板的一次采全高综合机械化采煤工作面。二、采高的确定工作面4-1煤厚0.93.9m，平均煤厚3.4m。根据工作面液压支架支撑范围（2.2m4.5m）及采煤机机顶与液压支架顶梁间的允许间隙等，正常回采条件下将本工作面采高控制在3.04.0m（平均3.5m）。煤层变薄带或地质构造带附近可适当割顶板或底板。正常回采条件下必须跟顶回采，当底板松软，不易移架、推溜时，可在底板铺垫合适木料。初次放顶期间及地质异常区域可适当降低采高，将采高控制在3.03.5m。第二节 巷道布置一、上顺槽1

9、1114上顺槽由11114上顺槽进料联巷施工至标高-435m位置开始拨门，按照方位131，跟4-1煤顶板施工至工作面切眼位置，全长810m。二、下顺槽11114下顺槽在11114下顺槽回风联巷内拨门，首先按311方位，5上山施工55m直至与-490m东翼皮带石门贯通，之后在拨门处按131方位， 5下山施工直至跟上4-1煤顶板，然后跟顶施工，全长888m。三、上顺槽进料联巷该巷道在-400m东翼机轨合一石门内CP26点以北7.587m处拨门，首先按187方位施工平巷机头硐室18.914m，之后按17下山施工117m至-435.3m标高，然后施工平巷11.39m。四、下顺槽进料联巷该巷道在1111

10、4下顺槽内拨门，按16方位，3下坡施工37.8m与11116下顺槽进料联巷贯通。五、切眼该切眼在11114下顺槽内拨门，按218方位，跟4-1煤顶板施工，DC40点前73.3m为拨门中，施工约150m与11114上顺槽贯通。六、巷道布置图（如图2-1所示）图2-1 11114工作面巷道布置图第三节 回采工艺综合机械化采煤，已将传统回采工艺中的落、装、运、支、回集成为：准备割煤运煤移架推溜。一、割煤（落煤、装煤）（一）落煤方法：工作面采用MG500/1130-WD型采煤机落煤，其主要技术参数为：有效截深0.8m，滚筒直径2.0m。（二）割煤方式：双向割煤。（三）采煤机的进刀方式：采用端头斜切进刀

11、，续刀长度不低于30m。（四）采煤机牵引方式及牵引速度：采用销轨电控牵引。根据工作面倾角、煤层厚度及煤（矸）硬度确定割煤牵引速度。二、装煤方法采煤机割落的煤直接利用煤机滚筒的螺旋叶片进行主装煤，刮板输送机铲煤板辅助装煤，联合将煤装入刮板输送机内。三、推溜方式刮板输送机利用液压支架推移千斤顶和导向杆推移，正常回采情况下为随煤机前进方向顺序推溜。四、运煤方式使用SGZ800/1050型刮板输送机将采落的煤运至下顺槽，下顺槽使用SZZ800/315型转载机、DSJ120/160/2200型带式输送机将煤运出工作面。五、支护（移架）（一）支护设备：工作面使用ZZ7200/22/45型支撑掩护式支架95

12、架，ZZG7200/22/45型支撑掩护式支架6架。（二）移架1、支护方式：支护方式为及时支护。采煤机前滚筒割煤后立即用伸缩梁护住顶板，后滚筒割煤后用护帮板护住煤帮。移架时采用带压移架，少降快拉。2、操作步骤：首先略收侧护板千斤顶，伸出抬底座千斤顶，并拉紧防倒千斤顶链条，确保支架在上拉下抗的状态下，方可略降前后立柱，带压擦顶快速移架，边移架边收伸缩梁，移够步距后立即升架支护顶板，确保接实顶板，并打出护帮板护紧煤帮。3、移架顺序：移架采用分段追机作业，按顺序移架。六、各工序作业间距（一）割煤与推溜间距为大于15m。（二）割煤与端头作业间距为大于30m。七、转载机拉移方式SZZ800/315型转载

13、机利用自身行走装置进行自移。八、正规循环生产能力计算 W=LSHc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工作面平均采高，m； 煤的密度，t/m3； c回采率，%。11114工作面正规循环生产能力为：=1500.83.51.3695%=542.64t第四节 设备配置一、工作面主要设备配置（如图2-2所示）序号设备名称规 格总装机功率生产能力数量/台采煤机MG500/1130-WD1130KW2000t/h中间支架ZZ7200/22/45端头支架ZZG7200/22/4564刮板输送机SGZ800/10502525KW转载机SZZ800/31531

14、5KW破碎机PCM200200KW2200t/h7带式输送机DSJ120/160/22001600t/h8乳化泵BRW400/31.5250KWBRW-80/3055KW9移动变电站KBSGZY1600/10/3.3KBSGZY1250/10/1.2KBSGZY630/10/1.210无极绳绞车JWB110J110KW回柱绞车JH-1422KW12移架喷雾FYZ-1二、工作面主要设备参数设备型号功率KW11301050电压V3300滚筒直径mm2000运输能力T/h截深800链速m/s1.35采高22004500链条破断力KN1800牵引速度m/min08.313.8刮板间距756部台顺槽带式

15、输送机660/1140带宽12001.83带速14501600链条规格34126公称压力MPa31.5公称流量L/min400液压支架ZZ（G）7200/22/45初撑力kN6182工作阻力7200破碎能力2200最大支撑高度m4.5最大输入断面mm10001000最小支撑高度2.2最大排出块度300101图2-2 工作面设备布置示意图第三章 顶板管理第一节 支护设计一、工作面顶板管理方式及支架型式根据4-1煤层顶、底板条件及工作面采煤设备配套的要求，设计本回采工作面采用全部冒落法管理顶板。并结合4-1煤厚和邻近矿井机械化开采的实践经验，确定选用ZZ7200/22/45型支撑掩护式液压支架。（

16、一）支架支护强度理论上分析，合理的支护强度应必须与顶板压力相平衡。支护强度过大，不仅增加支架重量和设备投资，而且给搬运、安装带来困难；过小则会造成顶板过早下沉、离层、冒落，使顶板破碎，造成顶板维护困难。因此支护强度的大小应取决于工作面采场矿压的大小。目前对采场矿压的大小主要以经验法或实测数据，来确定支架的支护强度。支架支护强度采用下列经验公式计算：液压支架的支护强度，MPa；采高，平均3.5m；顶板岩石容重，一般取24KN/m3；顶板岩石破碎膨胀系数，一般取1.251.5；工作面倾角，（）；附加阻力系数，二排柱支架取1.6，单排柱支架取1.2；顶板周期来压动载系数。值可按以下情况选取：周期来压

17、不明显顶板：取1.1；周期来压明显顶板：取1.3；周期来压强烈顶板：取1.51.7。则：（二）支架工作阻力P支架工作阻力应满足顶板支护强度要求，即支架工作阻力由支护强度和支护面积所决定。P=qF103F支架的支护面积，经计算得9.1m P=0.629.1103=5642KN（三）支架初撑力根据4-1煤层顶板稳定性情况，直接顶为泥质粉砂岩，底板为砂质泥岩，属中等稳定顶板，因此，初撑力取工作阻力的80%，即为4514KN。（四）移架阻力及推溜力移架阻力与支架结构、吨位、支撑高度、顶板状况是否带压移架等因素有关，通常根据煤层的厚度来考虑，即采高愈大，移架阻力愈大。一般薄煤层支架的移架力为100150

18、KN；中厚煤层支架为150300KN；厚煤层支架为300400KN。推溜力一般为100150KN。（五）支架结构高度的选择支架结构高度一般指支架的最大和最小结构高度，它必须适应煤层采厚变化所要求的最大和最小支撑高度。支架的最大和最小支撑高度，应根据煤层厚度的变化合理选择。支架高度可由下式计算：=-+0.2支架最大结构高度，m；支架最小结构高度，m；h大煤层最大采高，m；h小煤层最小采高，m；支架前柱上方顶板下沉量，一般取0.1m；支架后柱上方顶板下沉量，一般取0.2m；a支架前移时可缩余量，一般取不小于0.05m；c支架与顶底板间的浮煤，破矸厚度一般取0.1m。Hmax =3.9-0.1+0.

19、2=4.0m；Hmin =2.2-0.2-0.05-0.1=1.85m；根据一些生产的实际经验，为防止顶板冒落而引起支架顶空等现象，最大结构高度Hmax需另增加0.10.3m的富裕量，因此，最大结构高度为4.3m。确定支架的最低高度时还应考虑到井下的允许运输高度。支架的伸缩比：Ks值的大小反映了支架对煤层厚度变化的适应能力，其值越大，说明支架适应煤层厚度变化的能力越强。采用单伸缩立柱，Ks值一般为1.6左右。若进一步提高伸缩比，需采用带机械加长杆的立柱或双伸缩立柱，其Ks值一般为2.5左右。薄煤层支架可达3。（六）支架选型根据支护强度和支架结构高度等参数的计算，11114综采工作面选用ZZ72

20、00/22/45型支撑掩护式液压支架，液压支架的技术参数如下：最大高度： 4500mm； 最小高度： 2200mm；初 撑 力： 6182 KN； 工作阻力： 7200 KN；中 心 距： 1500mm； 移架步距： 800mm；支架数量： 95台； 系统供液压力： 31.5MPa；支护强度： 0.86MPa； 推移千斤顶推力/拉力：801/445KN。另配套6台ZZG7200/22/45型支撑掩护过渡支架。二、液压系统设计（一）液压泵站配置乳化泵站选用两台BRW400/31.5型乳化泵，一台工作，一台备用，乳化泵配备1套乳化液箱。工作面为远距离供液，进液管选用两路31.5高压胶管，回液管选用

21、一路51高压胶管。（二）乳化泵使用规定 1、BRW400/31.5乳化泵额定卸载阀整定值为31.5MPa，确保泵站供液压力在2531.5 MPa范围内；BRW80/30乳化泵额定卸载阀整定值为20MPa，确保泵站供液压力在1520 MPa范围内。严禁随意调整安全阀的整定值。2、乳化液浓度保持在3%5%之间，每班使用折光仪检查乳化液配比浓度。（见表3-1）3、司机接到停泵信号，应立即停泵；停泵期间，乳化泵司机严禁脱离岗位。4、工作面呼叫停泵后，乳化泵司机必须在得到工作面呼叫人的开泵信号后方可再次开泵。无论是本机故障停泵，还是工作面呼叫的停泵，再次开泵前必须向工作面发出开泵信号。表3-1 支架浓缩

22、液浓度与糖量计读数对照表浓度3%4%5%夏季读数1.01.11.31.41.51.6冬季读数1.11.21.41.51.61.7第二节 工作面顶板管理一、工作面使用ZZ7200/22/45型支撑掩护式液压支架支护顶板。支架最大控顶距6.087m，最小控顶距5.187m，移架步距0.8m，及时全封闭支护顶板，采用全部垮落法控制采空区顶板。二、工作面过断层、煤层变薄带及初次放顶期间应加强设备检修，保证正规循环。断层面附近以少留顶底煤、少破矸为原则，并控制该处工作面坡度使其平缓过渡，同时将采高控制在3.03.5m。三、当工作面过断层出现淋水、瓦斯涌出量增加或所过构造破矸硬度较大需要放炮辅助回采时，必

23、须编制专项安全技术措施。第三节 工作面端头及上、下顺槽顶板管理一、工作面上、下端头顶板管理（一）上、下端头各用一对7.0m长矿用11#工字钢大棚以“一梁六柱”形式挑跨机头、机尾大棚，两根7m大棚间距不得大于0.2m，大棚与端头第一架间距不大于0.5m，且大棚相互交错、迈步式前移，大棚错距不得大于2.5m。根据现场机头、机尾情况，上下端头处适当增加挑棚（可用3.57m工字钢、铰接顶梁）数量，棚间距不大于1m且跨机头（机尾）大棚与临近挑棚间距不大于1.0m（下端头转载机机尾段挑棚间距不大于2.0m）。（二）上、下端头原则上每一硐上一根圆木（工字钢），圆木（工字钢）沿倾向架在支架前梁上，具体视顶板情况而定。（三）回采过程中，如遇工作面变长，使第1架的下侧与下顺槽上帮或最后架的上侧与上顺槽下帮的距离大于0.5m时，必须施工超前棚或另行加棚（可用3.57m工字钢、铰接顶梁）进行维护，并将顶板过严过实，确保无空顶区域。二