永财坡8301综采工作面作业规程.docx

1、永财坡8301综采工作面作业规程第一章 概 况第一节 工作面位置及井上下关系表1-1工作面位置及井上下关系表煤层名称3#层水平名称+1040采区名称8301采区工作面名称8301地面标高(m)1290-1314工作面标高(m)1024.81040地面位置8301工作面地面多为旱地，在矿界内基本无建筑物和民房。井下位置及 四 邻采掘情况8301工作面西面有采空区，并与5301、2301工作面相接，南面为实体煤，东面为采区边界。回采对地面设施影响回采对地面设施无影响。走向长(m)820倾向长(m)160面积(m2)131200第二节 煤 层表1-2 煤层情况表煤层情况煤层总厚(m)06.22煤层结

2、构(m)煤层倾角(度)近水平3.55简单稳定本工作面煤层属于侏罗纪大同组3#层煤，煤层平均厚度3.55m，煤层赋存较稳定，煤层倾角平缓，与下部5#层层间距10.01-70.17m,平均为48.04m。煤质情况为低灰分、低硫分、高热值优质动力煤第三节煤 层 顶 底 板表1-3煤层顶底板情况表顶板名称岩石名称厚度（m）岩 性 特 征老 顶粗砂岩7m以上灰白色粗砂岩，上部含有少量砾岩，成分为石英，长石为主。直接顶含啥粗砂岩1灰白色粗砂岩，上部含有大小不等小砾岩，成分为石英，长石为主。伪顶粉砂岩0-0.2灰黑色，层里发育极易垮落直接底粉砂岩3灰褐色，致密成块状，性较脆。老 底（附图1:130101工作

3、面地层综合柱状图）第四节 地 质 构 造1、工作面地质构造比较简单。2、本工作面所采掘的3#煤层为侏罗系大同组煤层，工作面内有六个落差1.8-3.0m的小断层，无其它地质构造。3、回采时需要注意顶、底板变化及淋01水情况。第五节水 文 地 质11、本盘区由于地形所致，3#层有采空区，随着煤层的开采，采空区积水现象将增多，对下覆煤层开采影响将最大，为此，对采空区积水要坚持长期监测，全面掌握采空区积水情况。本区域岩溶发育，含水层总厚度约20m，局部有强含水层段，渗透系数0.03-10.1md。2、回采前必须进行探放水工作，坚持“有采必探，先治后采”的原则。3、水文情况（1）根据掘进资料分析，该区域

4、水文地质条件简单，在掘进揭露各含水层和遇地质构造时，可能出现淋水现象，对正常回采影响较小。（2）涌水量情况。预计最大涌水量为0.56m3min，正常涌水量为0.28m3min。4、完善矿井排水系统，按煤矿安全规程要求配备相应的45KW水泵和排水管路，预防突发水害的抢险工作，确保能正常排水。第六节影响回采的其它因素 表1-5 影响回采的其它地质情况瓦 斯绝对瓦斯涌出量2.78m3/min煤 尘最低岩粉用量36.88% 具有爆炸性煤的自燃自燃发火期为6个月地 温正常地 压正常第七节 储量及服务年限一、 储量块段号走向长(m)倾斜长(m)面 积(m) 2煤厚(m)容重(t/m3)工业储量(t)回采率

5、(%)可采储量(t)8201601312003.551.360548895%575213参数选取：1、 容重：以地质报告，结合化验结果取1.3 t/m3。2、 面积：计算机读取。3、 厚度：取实际平均煤厚。二、工作面服务年限停采线大巷保护煤柱400m（工作面外部受断层影响不可采），本工作面8301运输顺槽790m，回风顺槽820m，设计可采走向长度410m，倾斜长度160m，实际可采储量为： Q=L L1 M R 95式中：Q实际可采储量，tL实际可采长度，mL1倾斜长度，mM工作面采高，mR煤容重，t/m3Q =4101603.551.30.95287606T可采期 =工作面实际可采长度/月

6、设计推进进度=410/（0.8625）3.4月第二章 采煤方法一、采煤方法的选择根据煤层的赋存条件以及工作面设备选型情况， 确定本工作面采用单一长壁后退式采煤方法，由东向西倾向开采。顶板采用全部垮落法辅助人工强制放顶管理顶板。二、采高的确定根据所选液压支架的支撑高度、工作面煤层厚度以及采煤机的最大采高等主要因素综合考虑，根据煤层实际赋存状况，平均采高3.55m。三、循环进度的确定工作面8301运输顺槽长790m，回风顺槽820m，设计可采走向长度410m，倾斜长度为160m。采煤机最大截深0.8m，考虑到工作面地质构造情况及设备的配套情况，确定循环进度为0.8m。第一节 巷道布置一、采区设计、

7、工作面巷道布置概况本工作面位于3#层8301采区。工作面采用双巷布置，其中一条运输顺槽,一条回风顺槽。二、本工作面为双巷布置，切巷与两顺槽垂直，顺槽沿东西方向布置，工作面切巷沿南北方向布置。8301运输顺槽为运煤、进风顺槽，8301回风顺槽为运料、回风顺槽。1、巷道规格及支护方式： (1)、8301运输顺槽支护方式为锚网索联合支护；顶板采用182200 mm螺纹钢、锚杆排间距9001000mm和15.24mm4200mm锚索、排间距为15003000mm。联合支护，两帮采用181700mm高分子树脂锚杆并挂高分子树脂网。断面为矩形宽高=4.32.5m。(2)、8301回风顺槽支护方式为锚网索联

8、合支护；顶板采用182200 mm螺纹钢、锚杆排间距9001000mm和15.24mm4200mm锚索、排间距为15003000mm。联合支护，两帮采用181700mm高分子树脂锚杆并挂高分子树脂网。断面为矩形宽高=3.52.5m。 (3)、切眼顶板永久支护采用锚杆、锚索、钢梁、钢带及金属网联合支护。锚杆规格为 18mm2000mm螺纹钢，排间距800900mm。锚索规格为 15.24mm6000mm钢绞线，排间距16001300mm。断面为矩形，巷道规格：宽高=6.52.5m。2、顺槽掘进顶底板情况本工作面两顺槽沿3#层底板掘进。三、其它巷道1、回风绕道位于8301回风顺槽距风门10m处，长

9、30m，宽3.5m，高2.5m，用于工作面回风顺槽与集中回风巷的联接通道。第二节 采 煤 工 艺一、采煤工艺该工作面选用MG500/1180-WD双滚筒采煤机割煤，采用倾斜长壁后退式采煤方法，采高3.55m，截深为0.8m，循环进度为0.8m。1、 生产工艺过程：采煤机由运输机头（尾）斜切进刀割实煤移架移溜。2、 具体工艺如下：(1) 割煤、装煤工作面割煤采用端部斜切进刀双向割煤，斜切进刀段长度为30m，进刀深度0.8m。进刀后，割透端头煤壁，把尾部溜子推出，使得刮板运输机弯曲段大于18m后，进刀，通过18m弯曲段至30m处，使得采煤机达到正常截割深度，按要求推移刮板运输机至平直状态。然后向尾

10、部割煤、移架，割透煤壁，将2个滚筒的上下位置调换，机组开始由溜尾向溜头方向正常割煤，进入正常割煤状态，滚筒割下的煤通过滚筒旋转甩至工运机上运走。当机组割到尾时，斜切进刀方式与溜头相同。正常情况下，机组前滚筒（前进方向的滚筒）割顶煤，后滚筒割底煤，依靠后滚筒转动自动装煤，剩余的煤由铲煤板自动装入前运输机。机组割煤要严格控制好采高、顶煤、底煤。必须割平且不留底煤，将煤壁割成直线。(2) 移架 本工作面支架操作方式为手动单架依次顺序式操作，采用及时支护方式，随着采煤机割煤及时顺序移架追机作业， 移溜后及时移架。在顶板完整、压力小的情况下，移架滞后采煤机后滚筒46架，在顶板破碎、压力大的情况下，移架滞

11、后采煤机前滚筒12架，进行超前移架，若移架速度赶不上采煤机运行时，必须降低采煤机速度或停机移架。支架初撑力为25.5Mpa。作业中，移架降柱时，支架顶梁与顶板保持150200mm距离，不得太大，移架后，支架端面距不得大于340mm，升柱时，必须保证支架与顶板接触严密，达到初撑力。(3) 推溜工作面推移刮板运输机距采煤机后滚筒不小于15m，保证刮板运输机弯曲段长度不小于18m，严禁刮板运输机出现急弯，弯曲段最大不超过3。推溜要在刮板运输机正常运转中进行，保持弯曲段圆滑，移溜子要保持一条直线。（4）移溜头、溜尾当机组割通溜头或溜尾实煤，前、后滚筒退至距溜头或溜尾30m后，方可进行移头或移尾工作，必

12、要时用回柱绞车配合端头支架推移千斤顶将溜头、溜尾前移，使用回柱绞车拉溜头时，必须停止工运机运行。（附图3：采煤机斜切进刀示意图）二、工作面正规循环生产能力1、循环产量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工作面设计采高，m； 煤的容重t/m3 ,取1.3；c工作面采出率，95%。 W=1600.83.551.395%561（t/循环）2、日生产能力W1= WN=5616=3366T式中：N日正规循环次数，刀；第三节 设 备 配 置一、 工作面设备布置表编号设备名称型号功率数量备注8301工作面采煤机MG500/1180-WD1台掩护

13、式支架ZZ9200/24/5088架ZZG12000/24/506架刮板输送机SGZ1000/14001部8301运输顺槽转载机SZZ-1000/3751部皮带输送机DSJ100/40/2551部自移机尾ZY27001部破碎机PCM2501台回柱绞车JM-202台照明综保ZBZ-4.01台移变KBSGZY-2000/10/33002台移变KBSGZY-1250/10/11401台乳化液泵BRW400/3152台1箱喷雾泵BPW315/122台1箱真空磁力起动器QJZ-260/1140/42台QBZ-120/660(380)2台QFZ-30/6601台8301回风顺槽回柱绞车JM-201台调度绞

14、车JD-2.51台？三、主要机电设备技术特征1、采煤机 ：型 号：MG500/1180-WD 采 高：3.05.0m滚筒直径：1800 mm截 深：0.63 m滚筒转速：34.84 r/min摇臂长度：2062.9 mm牵引速度：0-7.2812m/min总装机功率：600 Kw机面高度：1437.5mm电 压：1140 V降尘方式：内、外喷雾最大卧底量：380 摇臂摆角：29.5-11.5机身总长：(摇臂平直，两滚筒中心距):9.37m2、液压支架：型 号：ZZS5600/14/28 初 撑 力：4810KN工作阻力： 5600KN 支撑高度：1.42.8m立柱行程：1400（675+725

15、）mm 支护强度：0.730.98Mpa支架重量：173003、工作面刮板运输机：型 号：SGZ1000/1400运 输 量：2200 t/h链 速：1.3m/s 传动方式：圆锥圆柱齿轮三级减速电机功率：2700 kw 电 压：3300 V4、顺槽转载机：型 号：SZZ-1000/375 运 输 量：2500 t/h链 速：1.3 m/s 传动方式：圆锥圆柱齿轮三级减速电机功率：375kw 电 压：1140 V5、皮带机：型 号：DSJ100/40/255 带 宽：1000mm带 速： 3m/s 电 压 ：660V功 率：255KW 生产能力 ：2500t/h6、乳化液泵：型 号：BRW400

16、/315 流 量：400L/min压 力：31.5MPa 功 率：125 KW重 量：3000kg 电 压：1140 V (附图4：130101工作面设备布置图)？第三章 顶 板 管 理第一节 支 护 设 计一、支架选型1、本工作面来压强度值估算为（采用8倍采高法）：P = 9.81 M r K 式中：M工作面采高，3.55m； r顶板岩石容重,2.5 T/m3； K工作面支架应该支护的上覆岩层厚度与采高之比，8。 P = 9.813.552.58 = 696.51(KN/m2)2、支护密度N=支架数量/支护面积=94（1605.69）=0.103架/m23、支护强度=支护密度工作阻力 =0.

17、1039200 =947.6KN/m2 根据以上计算可知：工作面最大平均支护强度为947.6KN/m2。工作面合理支护强度为696.51 KN/m2 。支架额定支护强度大于顶板来压强度，故支架能满足安全支护要求，选用ZZ9200/24/50型支架可以维护工作面顶板。本工作面倾斜长度160米，工作面布置94架液压支架，中心距1.75米。头、尾布置过渡支架3架。4、工作面支架初撑力：工作面在开采过程中，泵站压力为31.5MPa，支架初撑力为25.5 MPa，不得小于泵站压力的80%。二、巷道顶板压力估算因8301运输顺槽巷宽4.3m，8301回风顺槽巷3.5m，故以8301运输顺槽进行估算:Q=L

18、4/3r(A/2)2/f=404/32.5(4.3/2) 2/7=88t式中：Q巷道顶板压力，t； L巷道超前支护长度，40m；r顶板岩石容重，取2.5t/m3；A巷道跨度，4.3m； F岩石坚固系数，取7。超前支护40m范围内巷道顶板压力为66t，超前支护使用DW31.5型液压单体柱支护，液压单体柱工作阻力为35t，按估算巷道应支单体柱数88/35=1.89根，所以8301运输顺槽超前支护90根，回风顺槽超前支护120根，头、尾端头各支4根，满足支护要求。三、选择合理的支护材料工作面选用ZZS9200/24/50型液压支架支护，端头选用ZZG12000/24/50型液压支架支护，8301运输

19、顺槽超前支护采用DW31.5-350/110X型单体柱配1.0m铰接顶梁进行走向支护，倾向架圆木刹顶，一梁一柱，超前支护长度30m。8301回风顺槽超前支护采用DW31.5-350/110X型单体柱配1.0m铰接顶梁进行走向支护，倾向架圆木刹顶，一梁一柱，超前支护长度40m。若遇到压力过大或顶板破碎区域倾向架11#工字钢。三、乳化液泵站1、泵站型号：BRW400/31.5型数 量：两台（其中一台使用，一台备用）2、泵站设备位置：位于8301运输顺槽靠工作面侧轨道上的串车中。3、使用规定：严格执行“谁停泵，谁开泵”制度，泵站压力必须保持3031.5MPa。乳化液配制必须使用自动配比器，必须使用折

20、射仪检查配比浓度使其达到规定值35。第二节 顶 板 管 理一、顶板管理本工作面采用94架ZZS9200/24/28型支撑掩护式支架，采用及时支护，自然垮落法辅以人工强制放顶的方法处理采空区，最小控顶距5.09米，最大控顶距5.69米，端面距0.34米。二、放顶工作1、初次放顶（1）初次放顶步距的确定初次放顶步距计算公式：Lmax=HC式中：Lmax直接顶初次跨落步距，单位（米）H直接顶冒落高度，单位（米） C直接顶分层影响系数，取C=1 f岩石的抗拉强度粉砂岩取140t/m2 P单位面积上的岩层载荷t/m2冒落高度H=M/K-1式中：工作面采高取3.55mK采空区矸石碎胀系数取1.3H=3.5

21、5/(1.3-1)=11.8mP=Hd (d岩层容重取2.6T/m2)P=11.82.6=30.68T/m2 则：Lmax=11.81=35.4m根据计算和经验类比分析，确定8301工作面初次放顶步距为35.4m。（2）炮眼布置A、当工作面老塘区悬顶距达到35.4m时，工作面停止割煤，由综采队在工作面布置初次放顶炮孔（运输顺槽5个，回风顺槽5个），详见放顶安全技术措施。（附图5：放顶炮孔布置图）B、要求长孔装药不少于7Kg，短孔装药不少于5 Kg，其余部分均用水炮泥和黄土充填，并在孔外留有0.5米的空穴，炸药使用高威力炸药，安全导爆索导爆，启爆时，要领取瞬发电雷管和硝铵炸药，装配后与导爆索捆绑

22、填入炮孔，封泥后启爆。装药时采用正向装药。C、启爆时，每组炮孔、雷管、脚线均要求串联，并一次启爆。（3）初次放顶炮孔布置完毕后，工作面向前推进，炮孔距支架切顶线1.21.5m时，开始放顶作业。初次放顶时，每班都要有安全管理小组人员跟班指挥，检查初次放顶措施的执行情况，发现问题及时处理。初次放顶前由队长通知有关部门参加，初次放顶时工作面支护数量、质量必须保证100。只有在初次放顶安全管理小组确认为古塘顶板冒落高度达到采高的1.5倍时，工作面方可进行正常回采。（4）放顶要求为保证放顶效果，工作面两顺槽内的锚杆托板及锚索在进入放顶线前必须拆除，具体规定为端头裸露的锚杆和锚索在进入切顶线前拆除，进入支

23、架的托板、锚索在进入前探梁前拆除。若顶板破碎，压力增大的情况下可以不拆。初次放顶后，要求在古塘侧顶板拉开34m的槽，顶板的冒落高度普遍大于采高的2倍以上，以破坏古塘顶板的完整性。（5）放顶作业开始前，必须对放炮地点进行瓦斯检查，如爆破地点20米范围内瓦斯浓度达到1%时，严禁放炮。通风区必须制定专门措施，采取措施，确认无任何隐患方可放炮作业。2、循环放顶初次放顶完成后，随工作面推进，循环放顶眼布置在皮带、回风两顺槽顶板上，循环放顶步距15m。当炮孔距切顶线1.21.5米时，进行放炮作业。3、局部放顶工作面在正常开采当中，落三角悬板不得超过510m2，工作面悬板不得超过210m2，否则，工作面必须

24、停止推进，进行局部放顶作业后，方可恢复正常生产。4、放顶方法工作面初次放顶要求从工作面老塘区悬顶距达到35.4m开始放顶。循环放顶采用自然冒落与人工强制放顶的方法进行。放顶工作由矿综采队采用ZYJ280/150型钻机在上下两巷提前打深孔、装药。综采队在工作面推进到将顶眼让到古塘距切顶线1米处进行联线启爆，以破断工作面古塘悬板在两巷煤柱支撑处的整体性和连续性。 5、放顶组织放顶工作由综采队执行，在警戒线处布控，监督进入工作面的所有人员，放顶后，由瓦斯员、安监员、放顶领导组成员，详细检查放炮地点及工作面的安全情况，发现问题及时处理。第三节 运输巷、回风巷及超前、端头顶板管理一、 工作面运输巷、回风

25、巷的顶板管理1、8301运输顺槽支护方式为锚网索联合支护；顶板采用182200 mm螺纹钢、锚杆排间距9001000mm和15.24mm4200mm锚索、排间距为15003000mm。联合支护，两帮采用181700mm高分子树脂锚杆并挂高分子树脂网。断面为矩形宽高=4.32.5m。2、8301回风顺槽支护方式为锚网索联合支护；顶板采用182200 mm螺纹钢、锚杆排间距9001000mm和15.24mm4200mm锚索、排间距为15003000mm。联合支护，两帮采用181700mm高分子树脂锚杆并挂高分子树脂网。断面为矩形宽高=3.52.5m。3、两顺槽超前支护（1）8301运输顺槽: 使用

26、采用DW31.5-350/110X型单体柱配1.0m铰接顶梁进行走向支护，倾向架圆木刹顶，一梁一柱，超前支护长度30m。支柱防倒、钢梁防掉装置齐全有效，初撑力为11.5Mpa。从工作面煤壁起30m范围内支设，共支设90根，柱距、排距见超前支护图。若遇到压力过大或顶板破碎区域倾向架11#工字钢。（2）8301回风顺槽: 使用采用DW31.5-350/110X型单体柱配1.0m铰接顶梁进行走向支护，倾向架圆木刹顶，一梁一柱，超前支护长度40m。支柱防倒、钢梁防掉装置齐全有效，初撑力为11.5Mpa。从工作面煤壁起40m范围内支设，共支设120根，柱距、排距见超前支护图。若遇到压力过大或顶板破碎区域

27、倾向架11#工字钢。二、工作面安全出口的管理及要求1、端头支护工作面头、尾端头分别支设液压单体柱，单体柱分别与支架前后柱对齐，柱距1.0m，排距0.7m，端头小于0.7m不支护，0.7m1.0m支设一根，1.0m1.5m支设两根，大于1.5米可适当增大排距或增加一排单体柱。支护防倒、防坠齐全有效，并挂尼龙网遮挡，挂严禁入内明示牌，避免人员误入古塘。工作面两顺槽的安全出口必须经常保持畅通无阻，严禁堆放任何设备或杂物。当煤机距头或尾20m，停止采煤机将超前首柱回去，首柱回去后，单体柱距工作面不能大于1.2m。工作面必须按实际支护材料数量的20准备备用支护材料,并在运料巷码放整齐。2、端头支柱防倒、

28、钢梁防坠装置必须齐全有效，支柱支到实底，并做到迎山有力，纵横成线，偏差小于10CM，初撑力为11.5Mpa。当端头顶板严重破碎时，由本班上岗干部根据现场情况增加支护。3、所有单体支柱三用阀方向一致，阀端指向古塘。4、工作面安全出口的要求：工作面安全出口每班必须设专人清理维护,行人道宽度不小于0.7m，支护齐全，安全畅通且不影响通风行人。5、超前支护不能提前回收，每循环只回收一个循环距离的单体支柱。每巷最多两根，靠煤柱侧超前单体支柱在进入切顶线前进行回收。6、端头支架前移与回端头单体液压支柱严禁平行作业，应先回出单体液压支柱再进行端头支架前移作业。回单体液压支柱必须在机组割通头尾前20米后回出。7、不得使用失效的单体支柱。8、单体支柱防倒、钢梁防掉装置的使用要求（1）单体支柱防倒装置安装在柱体统一位置，整齐成线。支柱卸载时，先将支柱防倒装置固定盒上的紧固螺栓松开，然后将防倒杆抽出，卸柱后人工抬出工作面。升柱后，将防倒杆插入固定盒用螺栓紧固好，即完成支