1001综采作业规程.docx

1001综采作业规程.docx

《1001综采作业规程.docx》由会员分享，可在线阅读，更多相关《1001综采作业规程.docx（53页珍藏版）》请在冰点文库上搜索。

1001综采作业规程

第1章概况

第一节工作面位置及井上下关系

1001工作面是一采区的第四个综采工作面，其西面为未采动区域，北面是轨道上山，南面为井田边界，东面是未开采区1002工作面，尚未有采掘活动。

具体位置及井上下关系如表一所示。

表1.工作面位置及井上下关系

水平名称

二水平

采区名称

一采区

地面标高

+875—+908

井下标高

+670—+715

地面相对位置

工作面相对地表为第四系沙土、亚砂土覆盖的堆积平原，东高西低，无建筑物，西南角为958露天坑，坑底距1001工作面底板垂高为155m。

回采对地面设施的影响

回采后预计地表下沉，对地表将造成一定影响。

井下位置及相邻关系

本工作面为一采区二水平第四个工作面，向东为井田边界，西面为1002未采工作面。

走向长度/m

1165

倾斜长度/m

180

面积/㎡

139800

第二节煤层

1001工作面设计开采煤层为10#层煤，通过地质资料分析、回采巷道开拓表明，该工作面范围内，10#层煤赋存稳定，可采长度为1075m，煤层平均厚度5.06m。

具体情况如表二所示。

表2.煤层情况表

煤层厚度/m

2.08—7.57

煤层结构

简单

煤层倾角/（°）

5—12

5.06

8

开采煤层

10

煤种

褐煤

稳定程度

不稳定

煤层情

况描述

本开采煤层为10#煤层，煤层厚度最大7.57m，最小为2.08m，平均煤厚5.06m。

10煤层结构简单，倾角5°—12°，平均8°，容重为1.3吨/立方米

第三节煤层顶底板

表3.煤层顶底板情况表

顶底板名称

岩石名称

厚度/m

岩性特征

基本顶

泥岩

直接顶做基本控制顶

直接顶

泥岩

22.9

黑色、强度较低

伪顶

无

底板

泥岩

21

黑色、强度较低

第四节地质构造

一、断层情况以及对回采的影响

本工作面地质构造程度为简单。

煤层为单斜构造，无断层及岩浆侵入体，煤层相对稳定，对生产没有太大影响。

二、褶曲情况以及对回采的影响

工作面内无褶曲。

三、其他因素对回采的影响（陷落柱、火成岩等）

无

第五节水文地质

一、水文地质

本工作面主要充水含水层为煤系风化裂隙含水带，以裂隙含水层充水为主，直接充水含水层的单位涌水量为0.77～2.84L/s·m，补给条件差，水文地质勘查类型划分为二类第二型，即裂隙充水的水文地质条件中等。

二、涌水量

预计回采时最大涌水量：

10m3/h。

第六节影响回采的其他因素

表4.影响回采的其他地质情况表

瓦斯

本矿属低瓦斯矿井，但该工作面有可能局部瓦斯较大，需加强通风管理，防止瓦斯积聚。

煤的自燃倾向性

一级容易自燃煤层，有自燃发火倾向

煤尘爆炸性

煤尘具有爆炸性

地温危害

无

冲击地压危险

10煤层无明显的冲击地压，在两顺掘进时工作面来压局部较明显，巷道支护有变形的现象。

但本工作面巷道来压不明显，预计对回采不会产生影响，但在回采过程中要预防周期来压对工作面的影响。

第七节储量及服务年限

（一）、储量

1、工业储量：

277.43万吨

Q工＝SHD＝（1165×180）×5.06×1.3

＝137.94万吨

式中：

S--工作面面积m2

H--煤层厚度m

D--煤层容重t/m3

R—煤的容重，1.3t/m3；

可采储量=工业储量-停采煤量

Q可=（Q工-90×180×5.06×1.3）万t=126.34万t

实际采出量Q机=L1lh1Dη1=1075×180×4.3×1.3×97％=104.92万吨

式中

L1——1075=巷道总长度（1165m）-停采线（90m）

l——工作面长度180m

h1——机采高度4.3m

D——煤层容重1.3t/m3

η1——机采采出率97％

3、综放工作面回采率：

η＝Q采/Q工＝104.92/137.94＝76%

1001工作面回采率为76%，符合国家规定的厚煤层回采率指标（薄煤层85%、中厚煤层80%、厚煤层75%）。

（二）、工作面服务年限

工作面服务年限=实采储量/设计月产量＝104.92万吨÷10万吨≈10月

第2章　采煤方法

第一节巷道布置

一、巷道布置

主要巷道特征表：

巷道名称

巷道长度（m）

断面

支护形式

断面形状

净宽（m）

净高（m）

净断面（㎡）

1001下顺

1166

4.6

3.6

16.56

锚杆、锚索

矩形

1001上顺

1164

3.8

3.6

13.68

锚网索

矩形

1001切眼

180

7.0

3.2

22.4

锚网索、单体

矩形

附：

1001工作面平面示意图

第二节采煤工艺

一、采煤方法

本面采用走向长壁后退式综合机械化一次采全高采煤方法进行回采，用全部垮落法处理采落区。

二、回采工艺

（一）进刀方式

采用双滚筒采煤机双向割煤（往返一次割两刀）。

正常运行中上滚筒割顶煤，下滚筒割底煤。

采用端头割三角煤斜切进刀的方式进行落煤，截深0.8m，采高4.3m。

附《采煤机进刀方式示意图》。

（1）当采煤机割至工作面端头时，其后的刮板输送机已移近煤墙，采煤机机身处尚留有一段下部煤（见图a）。

（2）调换滚筒上、下位置，上滚筒降下，下滚筒升起，并沿前部刮板输送机弯曲段反向割入煤墙，直至前部刮板输送机弯曲段移成直线为至（见图b）。

（3）再调换两滚筒上、下位置，重新割煤至前部刮板输送机机头处（见图c）。

（4）将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换滚筒上、下位置，反向正常割煤（见图d）。

端头斜切进刀方式示意图：

（二）落煤方式

本面采用MG500/1180-WD型电牵引可调高双滚筒采煤机在工作面两端斜切进刀后，机组沿工作面顶底板全长穿梭式截割煤体，运行速度不超过5m/min，割至端头或煤质松软破碎处其速度要适当放慢。

（三）运煤方式

被机组截割下来的煤体，在机组后滚筒和刮板输送机铲煤板的配合下装入刮板输送机，经转载机、破碎机、顺槽皮带、采区2号皮带、1号皮带运到井底煤仓。

（四）拉架方式

本面采用及时支护方式拉移支架，即采煤机割过后以本架操作的方式拉移支架，拉架滞后采煤机后滚筒5.0m，移架步距0.8m。

（5）推溜方式

采用渐进式推溜，滞后移架点15米推移刮板输送机，推溜时要求溜子弯曲段不得小于15m。

当机组割煤与拉架的间距大于20m时，停止割煤进行拉架，如遇工作面滚帮严重或端面距大于0.34m时，必须提前移架维护顶板。

（六）推移转载机

1、转载机在推移刮板输送机机头时一起移动。

2、转载机前移前，必须清理机道上的浮煤、矸石、杂物，使机道通畅。

3、保护好电缆、油管、水管，防止移动转载机时损坏。

4、转载机前移后，保持“平、正、稳、直”。

3、煤壁管理

1、加强工作面工程质量管理，保证工作面“三直两平”，避免支架仰俯角超过规定，从而有效维护直接顶板。

2、合理安排工序，及时移架维护顶板，减小割煤后顶板的空顶时间和空顶面积，以减轻顶板对煤壁的压力，从而控制煤壁片帮。

3、严格控制采高，严禁超高开采，保证支架接顶严实，确保支架初撑力达规定值，以有效支护顶板，减轻顶板对煤壁的压力，从而控制煤壁片帮。

4、采煤机割煤后，及时伸出伸缩梁、护帮板，防止煤壁片帮严重、端面距超宽。

5、合理组织生产，加快推进度，防止直接顶过早产生下沉，造成端面顶板破碎。

四、煤质及煤炭回收

1、要按照规程规定进行回采，不准随意丢顶煤、底煤，架前、架间以及上、下出口的浮煤要清扫干净，煤质灰分、水分、含矸率控制在规定范围内。

2、严格按照综采工序进行煤炭回收管理，严禁采煤机随意破底破顶开采。

五、工作面正规循环生产能力

生产能力

W=Ldhr=180×0.8×4.3×1.3t=804.96t

其中：

L——工作面长度180米；

D——截深，0.8米；

h——机采采高，4.3米；

r——煤的容量，1.3t/m³

第三节设备配置

一、机电设备技术参数

序号

名称

型号

功率

数量

1

采煤机

MG500/1180-WD

1180KW

1

2

刮板输送机

SGZ800/800

800KW

1

3

转载机

SZZ800/250

250KW

1

4

破碎机

PLM2000

160KW

1

5

乳化泵

BRW315/31.5

200KW

2

6

喷雾泵

BPN—320/16

110KW

2

7

胶带输送机

SSJ-1000/2×160

320kw

2

附：

1001工作面设备布置示意图

MG500/1180-WD型采煤机，机组牵引方式为电牵引，截割电机功率500×2kw，采高2.4-4.5m，牵引速度0-12.5m/min。

SGZ800/800型刮板输送机为开底式，电动机与减速器之间通过对轮直接传动。

SZZ800/250型转载机为桥式、封底溜，上跨功率为160kw的PLM2000型破碎机。

顺槽皮带为SSJ-1000/2×160型胶带运输机，带宽为1.0m，带速为2.5m/s。

乳化液泵站为BRW-315/31.5型，公称流量为315L/min，公称压力为31.5MPa。

第3章　顶板控制

第一节支护设计

一、工作面支护设计

按采煤工作面质量标准规定，工作面支架需承受的荷载为8倍采高的岩石重。

工作面合理的支护强度，采用下面的方法计算，取最大值即为工作面合理的支护强度Pt。

经验公式：

Pt=9.8hγk

=9.8×4.2×2.5×8

=823.2KN/m2

式中：

Pt—工作面合理的支护强度，KN/m2；

h—采高，m；

γ—顶板岩石容重，kg/m3,一般可取2.5×103kg/m3

k—工作面支架上覆岩层厚度与采高之比，取8倍采高计算。

1、支架支护能力校核：

支架的额定工作阻力为6400KN，最大控顶距为4.85m，支架中心距为1.5m。

实际支护能力P=6400/（4.85×1.5）=879.7KN/m2。

P＞Pt支架支护能力达到要求。

2、超前支架支护能力校核：

根据下列公式对超前20米的顶板压力进行估算。

q=4/3×r×a²/f

式中r—岩石重力密度取25KN/m³

a—巷道跨度的1/2

f—岩石坚固性系数，取6

q运=｛4/3×25×（4.6÷2）2｝÷6=29.4KN/m

Q回=｛4/3×25×（3.8÷2）2｝÷6=20.1KN/m

20米的超前压力为

Q=q×20

Q运=29.4×20=588KN

Q回=20.1×20=402KN

ZTC31200/18/38超前支架4架一组，上下顺各布置一组，超前支护距离20m，工作阻力为31200KN，远远超过理论数据。

3、工作面配备：

ZY6400/21/45基本液压支架120架；上下顺槽各配备1组ZTC31200/18/38型超前支护液压支架，四架一组，上下顺各设一组。

满足顶板控制支护强度需要。

第二节　工作面顶板控制

一、正常工作时期顶板支护方式

支护方式：

1001工作面选用ZY6400/21/45型支撑掩护式支架（120部）支护。

上下顺槽各选用ZTC31200/18/38型超前支护液压支架（共2部）支护。

工作面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4.85m，最小控顶距为4.05m，端面距不大于0.34m，移架步距为0.8m。

工作面内采用及时移架支护，即采煤机割过后及时移架打出护帮板，移架在采煤机割过后3～5架进行，超过此距离或发生片帮冒顶时，必须停止割煤。

二、正常工作时期的特殊支护方式

1、如果顶板破碎，必须采取立即支护，即采煤机后滚筒割过后，带压及时移架，并打出护帮板。

2、如果工作面片帮达700mm，必须超前移架，即移架在割煤之前进行。

三、特殊时期的顶板管理

（一）、来压及停采前的顶板管理

1、初次来压、周期来压期间，端头和两巷超前支护内，应加强支护，并及时进行来压期间的预测、预报工作，确保安全出口畅通。

　　2、加强工程质量管理，保证支架状态良好，防止出现歪架、咬架、挤架现象，若出现此现象时必须及时调整。

（二）过断层及顶板破碎时的顶板管理

　　1、过地质破碎带时，减少破碎带在工作面煤壁揭露的长度。

　　2、过破碎带时，工作面顶板尽量割平，并及时进行支护。

、

　　3、过破碎带时，应靠工作面硬帮煤壁打临时点柱，架设走向棚来维护顶板，保证支护可靠。

　4、加快工作面的推进速度，加强技术管理，减少硬帮煤壁及顶板的暴露时间。

附图：

采面支护示意图

四、工作面下顺槽、上顺槽超前支护：

1、上顺槽、下顺槽原有支护：

采用钢筋网、锚杆、锚索联合支护方式。

2、下顺槽、上顺槽在不改变原支护的情况下，上下顺各布置超前支架4架一组，超前支护距离20m。

5、超高巷道超前维护

（一）操作方法

1、在巷道超高段底板往上2.8～3米处穿梁，梁间距0.8—1.0米为宜；在巷道两帮各支设一趟棚梁，保证一梁四柱，柱与柱用硬连接整体防倒，单体柱撑紧即可；然后在梁上方架设木垛接顶。

架设木垛时，尽量让开锚索、锚杆，以防升柱接顶时不平衡而倒棚。

2、升紧单体柱。

单体柱要支在梁与梁的交叉点和木垛叠加处，防止倒棚或顶板冒落。

底板松软时，单体柱必须穿鞋支设。

（二）注意事项

1、木垛必须构严背实，并要构满顶板，保证棚梁受力均衡。

木垛之间要有构木，构木必须相互咬接，保证木垛整体稳定。

2、架设木垛升柱时，要在顺巷两头棚梁外搁专人监护指挥，升柱要保证平衡升起。

接顶升柱时人员严禁站在棚梁下操作。

其他人员要撤离棚梁下5m外的安全地点。

升柱过程出现意外需处理时，严禁人员站在木垛上方边升柱边处理。

3、上梁时四人作业，协调配合，同起同放，并有专人监护。

支柱时先支中间柱再补两侧柱。

六、安全出口及行人路线：

工作面安全出口（工作面与上、下顺接口）高度不得低于1.8米，人行道宽度不得小于1.0米。

下顺人行道靠巷道采帮，设备列车段人行道位于设备列车与皮带架管之间，宽度不得小于1.0米，工作面人进入上顺必须绕过机尾，严禁跨越刮板输送机。

人员在设备运行期间严禁跨越转载机进入下顺或由下顺进入工作面，若有特殊问题必须通过时转载机必须停电闭锁并放好过桥后方可通行。

破碎机进料口至前部机头之间的转载机下帮必须架设防护设施。

第三节矿压观测

一、矿压观测内容

（一）支架支护阻力监测

1、观测目的

通过此项观测，主要了解本矿采煤工作面顶板运动规律及顶板对支架产生的压力特征，由此可决定顶板初次来压和周期来压的强度，掌握综放面的矿压显示规律。

根据已回采工作面矿压观测结果，预计本工作面的来压步距为15m左右。

为掌握本工作面矿压显示规律，由监测中心在本工作面布置10台矿压观测分站，以便本队行政领导及技术人员及时掌握工作面情况，采取相应措施。

2、观测内容

支架受力：

主要是前、后立柱及前梁受力测定，包括测定受力时间及压力大小。

3、工作面支护质量监测

根据监测报表，掌握液压支架的初撑力、工作阻力大小，确保工作面支护质量，准确及时的预报工作面顶板压力，保证安全生产。

（二）统计观测

在工作面及两端头处进行顶板稳定性统计，每班统计一次，统计内容有支架接顶、片帮深度、端面冒落、顶煤及顶板垮落情况等。

（三）巷道观测

巷道测区观测由监测中心在工作面两巷布置巷道顶板监测仪对两巷压力进行监测。

第四章生产系统

第一节运输

一、运煤路线

被机组截割下来的煤体，在机组后滚筒和刮板输送机铲煤板的配合下装入刮板输送机，经转载机、破碎机、顺槽皮带、2号皮带运、1号皮带到井底煤仓。

1001工作面→1001下顺→2号皮带→1号皮带→井底煤仓→主井皮带→地面。

二、运料路线

地面→副斜井→10煤井底车场→10煤轨道巷→10煤轨道上山→1001上顺甩车场→1001上顺→1001工作面。

第二节“一通三防”与安全监测

一、工作面通风系统

工作面采用一进一回的“U”通风系统。

新鲜风流从副斜井经8煤轨道上山、皮带上山、1001下顺至1001工作面；污风由工作面上顺经1001回风斜巷、10煤回风上山、10煤回风大巷、回风立井排出地面。

通风系统见附图。

2、工作面风量配备：

本矿属低瓦斯矿井，按以下方法计算风量：

1、工作面按瓦斯涌出量计算：

Q采＝100·q采·Ki＝100×2.02×2=404m3/min

式中：

Q采－－采煤工作面需要风量，m3/min；

q采－－采煤工作面瓦斯绝对涌出量，m3/min，取2.02；

Ki－－采煤工作面瓦斯涌出不均衡系数，它是工作面瓦斯绝对涌出量最大值与平均值之比，机采工作面通常取1.2～2.0，这里取2。

2、按良好的气象条件计算：

Q采=60Vai·Sai·ki=60×1×11.83×1.2=852m3/min

式中：

Q采－－采煤工作面需要风量，m3/min；

V采－－采煤工作面的风速，当工作面的空气温度为20℃左右时，工作面风速以1m/s为宜；

Sai－－采煤工作面平均有效断面，m2；

Sai=3.8×4.45×0.7=11.83m2

ki－－工作面长度风量系数，工作面长180米，按下表取1.2

.

工作面长度（m）

80-120

120-150

150-180

>180

ki

1

1.1

1.2

1.3-1.4

3、按上述条件计算结果，取最大值852m3/min作为采煤工作面所需的风量，然后按风速验算：

按最高风速验算：

Q采

=60×4×11.83＝2839.2m³/min

按最低风速验算：

Q采>Qmin＝60Vmin·Sai

＝60×0.25×11.83＝177.45m³/min

由以上风量计算可知：

Qmin

3、安全监测

（一）监控分站及探头布设

在1001下顺机头硐室安设一台KJ76-F型分站，电源取自分路开关电源侧，闭锁回采工作面回风分路开关和进风工作面设备列车综合保护，实现工作面瓦斯电闭锁（一级断电）。

在工作面配电点安设KJ76-F型分站一台，闭锁工作高压开关，实现工作面二级断电。

分别在回风巷、机尾、上隅角、工作面、进风巷各安设瓦斯传感器1枚；在工作面中部、上隅角各安设温度传感器1枚；在回风巷安设CO传感器1枚。

1、回风传感器：

安设在上顺回风口以里10～15米处。

报警及断电浓度为1%，断电范围：

为工作面及回风巷全部非本质安全型电器设备电源，复电点小于1%。

2、机尾传感器：

安设在回风巷距机尾10米以内，报警浓度1%，断电浓度1.5%，断电范围：

工作面及回风巷内全部非本质安全型电器设备电源，复电点小于1%。

3、上隅角：

设在120号支架里侧，报警浓度为1%、断电浓度为1.5%，断电范围为工作面及回风巷内非本安型电器设备的电源，复电点小于1%。

4、进风巷：

安设在下顺距机头10米以内，报警及断电浓度浓度均为0.5%，，断电范围：

工作面及回风巷、进风巷内全部非本质安全型电器设备电源，复电点小于0.5%。

5、馈电、开停传感器：

（1）回风分路开关监测馈电传感器：

安设在回风分路开关的负荷线上，监测分路开关的闭锁状态；

（2）在进风设备列车负荷线上安设工作面机组、刮板输送机开停监测探头；

（3）在回风两道下料风门上安设风门开关传感器，当两道风门同时打开时能切断工作面的电源。

6、CO、温度传感器：

在工作面回风口以里10米安设一枚CO传感器，报警浓度0.0024%；在工作面中部及上隅角各安设一枚温度传感器，报警温度26OC。

7、机组上安设一台机载式瓦斯报警仪，报警浓度为1%，断电浓度1.5%，复电浓度＜1%。

8、断电装置与工作面及回风巷所有非本质安全型电器设备联锁，且灵敏可靠，不联锁不得生产。

瓦斯监控系统图见附图22。

（2）束管监测

矿通风部束管监测室安装JSG-8型束管监测系统，通过束管取样分析工作面采空区、高冒区、巷道及其它地点的CO、O2、CO2等气体浓度，预报煤矿自然火灾。

1、束管的敷设

束管敷设在上顺回风巷左帮，高度一般不低于1.8m，距巷道顶板1m处，伸入工作面上隅角10m以上，用吊台挂钩吊挂，敷设要平、直、稳，与动力电缆之间的距离不应小于0.5m，并要避免与其他管线交叉。

束管入口处必须安设滤尘器，整条束管至少安设3个滤水器。

束管敷设由通风部门负责实施。

2、监测点：

具体位置由通风部门制定，采区内丢煤处，工作面有明显升温征兆的区段，必须设置监测点。

4、瓦斯抽放

1、抽放方法：

本工作面采用煤层采后卸压抽放方法。

2、抽放管路的铺设：

管路采用∮280mm玻璃钢专用瓦斯管，抽放管路铺设在上顺回风巷左帮，布置在距离巷道底板往上0.3m处，伸入工作面上隅角5～10m之间。

抽放出的瓦斯通过管路直接排向回风立井。

瓦斯抽放泵布置在8101上顺车场底部，管路敷设路线如下：

工作面上隅角→1001上顺→8煤轨道上山→8101上顺甩车场→瓦斯抽放泵→8101上顺回风斜巷→8煤回风上山→8煤回风大巷→立风井→回风立井。

五、综合防尘系统

（一）防尘管路系统：

工作面上、下巷均布置有专门的3寸防尘管路，管路每50m安设1个三通阀门，上、下巷距采线50m处均设置一道封闭全断面的净化水幕，水压不得低于0.4MPa。

（二）防尘：

1、工作面综合防尘：

①采煤机设有内、外喷雾，割煤时必须正常使用。

采煤机内喷雾装置水压不低于2MPa，外喷雾水压不小于8MPa。

②工作面每个支架上设置自动化喷雾设施，移架时能自动喷雾，水压应达到0.8～1.5MPa。

③各转载点、破碎点均设喷雾装置，水压不得低于0.4MPa。

2、巷帮冲洗：

利用防尘管路的三通阀门，下顺至少每周冲洗一次，上顺至少3天冲洗一次，工作面支架及其它设备上每天冲洗或打扫一次，但每次冲洗时必须用废旧皮带对两巷及工作面的电器设备必须遮盖。

3、个体防护：

工作面所有人员均佩戴防尘口罩。

4、隔爆水棚：

由通风部在上顺、下顺安设多组集中式水棚，每组水棚间距不大于200m。

每组水棚的用水量按巷道断面计算不小于200L/m2，即下巷14.26×200＝2852L，设置隔爆水袋15排，每排5个，每个水袋容量40升，排距1.2米，共75个水袋，总容水量3000升；上巷11.78×200＝2356L，设置隔爆水袋12排，每排5个，每个水袋容量40升，排距1.2米，共60个水袋，总容水量2400升；隔爆水袋由队组负责维护使用，保证水量充足，通风队专责瓦检工负责日常检查。

六、防灭火

本工作面采取黄泥灌浆、注氮等二种防灭火方法。

（一）黄泥灌浆：

1、黄泥灌浆方式：

采用上顺埋管形式灌浆。

在上顺左帮铺设4寸铁管与矿井灌浆主管路连接向采空区注浆。

2、灌浆管路：

地面灌浆站→副斜井→10煤井底车场→10煤轨道大巷→10煤轨道上山→1001上顺→灌浆点。

3、灌浆参数计算：

⑴每日灌浆所需土方：

Qr＝kmLHc=0.05×4.3×2×180×76%=58.8m³

式中：

Qr-日灌浆用土量，m³；

K-灌浆系数，取0.05；

m-煤层开采厚度4.3m；

L-灌浆区宽度2m；

H-灌浆区长度180m；

C-煤炭回收率76%

⑵每