3110作业规程Word格式.docx
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1.5～7
3.5
4
开采煤层
3
硬度
1.8
煤种
气煤
稳定程度
稳定
煤层情况描述
该面3煤为气煤，总厚度3.2～3.7m，平均3.5m，局部地段煤层内含有夹石，煤层结构为：
3.0（0.2）0.5煤层结构较复杂，煤层倾角在1.5～7°
煤层情况表表2
第三节煤层顶底板
煤层顶底板表表3
顶底板名称
岩石名称
厚度（m）
特征
老顶
细砂岩
2.2
灰色，成份以石英长石为主，泥质胶结。
直接顶
粉砂岩
1.17
深灰色，平坦状断口，裂隙稍发育，充填方解石和黄铁矿。
伪顶
直接底
4.6
深灰色，平坦状断口，含黄铁矿及植物碎屑化石。
老底
18.23
灰白色、浅灰色，成分以石英为主，长石次之，含少量暗色矿物，泥质胶结，交错层理。
附图1：
3110工作面综合地层柱状图（1:
500）
第四节地质构造
一、断层情况以及对回采影响：
根据目前的实际揭露，该工作面位于方道沟背斜西翼，煤岩层走向55～340°
，倾向约325～250°
；
煤层倾角平均4°
。
依物探、巷道实际揭露资料，该面的断层发育情况详见下表4：
巷道揭露断层情况表表4
构造名称
走向
（°
）
倾向
倾角
性质
落差（m）
对回采影响程度
DF83
20
290
70
正断层
8.0
影响小
f1
18
108
1.0
f2
30
300
50
1.5
f3
270
55
无影响
f4
90
35
1.7
f5
0.7
二、褶曲情况及对回采影响
根据现有地质资料，本面无褶曲影响。
三、其它因素对回采影响
根据现场工作面掘进巷道实际观察，工作面没有陷落柱和火成岩侵入。
附图2:
《3110工作面运输顺槽巷道实测剖面图》
附图3:
《3110工作面轨道顺槽巷道实测剖面图》
附图4:
《3110工作面切眼巷道实测剖面图》
第五节水文地质情况
一、含水层分析
影响3110工作面回采的含水层主要有3上煤层顶、底板砂岩裂隙含水层和3上煤层底板三灰岩溶裂隙含水层及断层水。
1．3上煤顶、底板砂岩裂隙含水层
根据L4-5、L6-3钻孔资料和3100轨道、皮带和回风上山实际揭露资料、３上煤顶板砂岩含水层分为两组，主要由细砂岩组成，第一组位于３上煤以上1.17m，厚度为2.2m；
第二组位于３上煤以上10.27m，厚度为20.15m。
3上煤底板砂岩含水层分为两组，主要由细砂岩组成，第一组位于3上煤以下4.6m，厚度为21.061m；
第二组位于３上煤以下30.26.m，厚度为11.1m。
根据矿井地质报告，单位涌水量为0.0227～0.0483L/s.m，富水性弱。
工作面掘出后，在轨道顺槽里段施工了3个顶板放水孔（放18、放19、放25），单孔水量分别5m3/h、0.28m3/h、2.8m3/h，水压分别为0.6MPa、0.65MPa、0.6MPa，3100采区内3上煤顶板放水孔单孔水量1～9.6m3/h，井底车场初次钻孔揭露煤层顶板砂岩水时，水量为35m3/h。
3100轨道上山中部沿煤层砂岩底板掘进，实际揭露的底板砂岩水的最大水量为10m3/h；
该采区西翼已回采的3115、3111、3107、3105、3101工作面均未出现顶、底板砂岩水突水现象。
2．三灰含水层
据L4-5、L6-3钻孔资料，三灰含水层厚度平均4.9m～5.2m，平均5.0mk，上距3上煤平均80.12m，属岩溶裂隙含水层，据矿井地质报告，单位涌水量q=0.0121～0.1338L/s.m，经钻探证实，三灰含水层具有水压高（最高水压6.7MPa）、富水性弱且不均一，3100采区内三灰单孔水量为1～30m3/h，易疏干，该采区东翼的3115、3111、3107、3105、3101工作面回采期间三灰未出现突水现象。
2006年11揭露三灰时的水压为2.8MPa（水位-324.1m），水量为30m3/h，据此计算的三灰“突水系数”为：
Ts=P/（M-Cp）=0.0605MPa/m
上式中各参数取值如下：
P=3.66MPa；
M=80.12m；
Cp=10m。
经计算突水系数较小，三灰对回采影响较小。
3、断层水
工作面西侧为DF83断层，落差为0～10m，3110工作面轨道顺槽揭露的该断层，经钻探探查落差为8m，断层不导水，但3110工作面切眼施工时，顶板淋水较大，水量约5m3/h。
工作面轨道顺槽揭露f1断层时，顶板裂隙发育，砂岩水沿断层带及砂岩裂隙出水，水量10m3/h，经疏放现降为1m3/h。
二、涌水量预计
据已有井下钻孔及巷道揭露资料，3上煤顶板砂岩水最大为35m3/h，底板砂岩水为10m3/h，三灰水最大为30m3/h，钻孔放水及生产用水预计为20m3/h，以此计算该面最大涌水量为95m3/h。
正常涌水量为钻孔放水、生产用水和顶板砂岩水，预计为35m3/h。
第六节影响回采的其他因素
一、影响回采的其它地质情况
影响回采的地质情况表表5
瓦斯
绝对涌出量：
CH4：
1.5m3/min，属低瓦斯煤层。
CO2
1.0m3/min
煤尘爆炸指数
具有爆炸危险性，爆炸指数44.54％。
煤的自燃倾向性
属一类易自燃煤层。
地温危害
地温为22℃，地温梯度为0.99℃/100m。
冲击地压危害
无资料。
二、冲击地压和应力集中区：
1．由于目前尚无可靠的地压资料，回采中应加强工作面支护管理，特别是构造发育地段。
2．3110工作面回采过程中应防止丢顶、底煤，提高回采率。
3．该面位于方道沟村保护煤柱内，回采而造成的地表沉降会对方道沟村的民房造成不同程度的损坏，因此该面推采期间要加强地表沉降观测，发现情况应及时汇报有关部门，以便及时采取有效的安全措施。
第七节储量及服务年限
一、储量
工业储量：
177431t
回采率：
95％
可采储量：
168560t
二、采煤工作面服务年限
工作面服务年限＝可采推进长度／日设计推进长度
＝430／（3×
5）×
0.7×
30＝1.37个月
第二章采煤方法
第一节巷道布置
一、采区设计、采区巷道布置概况
一采区是梁宝寺煤矿建井投产第一个采区，该一采区位于工业场地西南，采区东西走向长3.6km，南北倾斜宽约2.4km，面积8.64km2，含煤1层，煤层倾角2°
～12°
，一般10°
以下，煤层厚度1.07～5.94m，采区地质储量2441.4万吨，工业储量1774.31t万吨，可采储量1685.60t万吨，采区东翼构造较复杂，西翼构造稍简单，采区地面村庄11个，采区3上煤层以中厚为主，局部较薄，断层走向以东西为主，宽缓褶曲发育，适宜综采生产。
根据采区煤层赋存特点及构造特征，采区巷道布置采用走向长壁采煤法的采区巷道系统布置。
沿采区中部布置一组（三条）上山，分别为轨道、胶带运输机及专用回风上山。
上山间距35m，上山两侧各留70m煤柱，考虑到辅助运输要求，轨道上山沿3上煤层底板布置，胶带运输上山及回风上山沿煤层布置。
沿走向布置工作面顺槽，顺槽与上山之间采用中部车场、联络斜巷等方式联络。
二、工作面轨道顺槽、皮带顺槽：
3110工作面轨道顺槽（进风巷）、皮带顺槽（回风巷）均沿走向布置、沿煤层顶板掘进；
两顺槽均采用锚杆（索）+W钢带+钢筋金属网支护方式，矩形断面，两顺槽净宽均为4m，净高均为3m，巷道净断面积12.0m2。
顶部及帮部采用锚杆配合ф6.5mm的冷拔钢筋金属网及BHWZ70-2.75w钢带支护，金属网规格为1400mm×
1100mm，顶部使用ф20mm高强高预应力扭矩应力锚杆，长度2400mm,株排距为900mm×
1000mm，帮部使用ф18mm等强螺纹钢锚杆，长度2100mm,株排距为800mm×
1000mm，锚索采用ф15.24mm的高强锚索，长度为6000mm，排距2.0m，位于W钢带中间。
锚固剂型号为Z2350。
两顺槽局部遇断层、破碎带等地质构造处缩小锚杆间排距提高支护强度。
3110工作面轨顺巷道内布置有ф108防尘管路、压风管路、排水管路，该巷用于工作面进风和运料。
并在距工作面50-80m处巷道靠上帮侧设置移动变电站、泵站列车等设备。
皮带顺槽内布置有ф108防尘管路、注浆管路、排水管路、压风管路及束管监测管路等管线，巷道用于工作面回风和运煤，配备设备有转载机、胶带运输机等。
三、采煤面切眼
切眼位于轨道顺槽、皮带顺槽最低部，沿煤层顶板推进，初掘时为矩形断面，刷大部分宽3m，与两顺槽支护方式相同，切眼净宽7m，净高3m，断面积21m2。
四、联络巷
皮带顺槽联络巷为全岩施工，见煤后穿煤层施工，找煤层顶板后沿煤层顶板施工，采用锚喷支护；
轨道顺槽联络巷为半煤岩巷道，采用锚索网配合W钢带，喷浆支护。
五、峒室及其它巷道布置
在该面切眼下部布置采煤机组装峒室，深1.5m，长15m，高2.8m，采用锚索网配合W钢带联合支护，其支护形式与切眼施工方法形式相同。
附图5：
《3110工作面位置及巷道布置图》
第二节采煤工艺
一、采煤工艺
该工作面采用走向长壁采煤法。
使用双滚筒采煤机割煤，采高3.5m，后退式回采，全部垮落法管理顶板，采煤机沿顶板割煤，割煤深度0.7m，循环进尺0.7m。
采煤机上（下）行割煤，追机移架，即割煤→移架→中部斜切进刀→推移运输机。
二、采煤方法：
1、采煤机进刀方式：
本工作面采用中部斜切进刀。
操作过程为：
①采煤机自中部割煤至工作面左端头②空牵机至工作面中部，沿输送机弯曲段斜切进刀继续割煤至工作面右端头③自工作面中部向左端头方向顺移直输送机④采煤机自工作面右端空牵机自中部向左端头方向割炭至左端头，自工作面中部向右端顺移输送机，然后空牵机至工作面中部斜切进刀向右端割炭，恢复初始状态。
附图：
采煤机进刀方式示意图。
2、采煤机正常切割：
采煤机正常割煤长度60m，割煤速度3.1m/min,采用前滚筒在上部，后滚筒在下部的方式。
3、落、装、运煤方式：
本面采用MGTY400／930-3.3D型双滚筒电牵引采煤机割煤。
割煤时采煤机滚筒配合工作面运输机前移装煤，运输机运煤至转载机和皮带机。
4、移架、推移运输机
移架：
采用及时拉架方式，追机作业，正常情况下，移架滞后采煤机后滚筒不超过6架；
顶板破碎及片帮时可及时拉架或将伸缩梁伸出及采取拉超前架方法来控制顶板，拉架步距0.8m，并按照先移架、后移运输机的顺序进行。
推移运输机：
移架后顺序推移运输机，自端部每次进刀后向上（下）割炭、跟机推移运输机，推移运输机滞后采煤机后滚筒12-15架，其中弯曲段长度不得小于20m，弯曲段要均匀过渡，推移运输机步距0.8m。
三、工作面正规循环生产能力
Q循环＝LSMRC＝80×
3.5×
1.42×
95％＝264t
其中：
Q循环－每个循环产量，t；
L－工作面长度，取80m；
S－工作面每刀截深，0.7m；
M-采高，m，3.5m；
R－煤的容重，t/m3，取1.42t/m3；
C-工作面回采率，％，取95％
1、工作面日产量：
日产量＝Q循环×
15＝264×
15＝3960t
2、工作面月产量
月产量＝30×
3960t＝118800t
第三节设备配置
一、采煤机
选用MGTY400／930-3.3D型双滚筒电牵引采煤机一部。
主要技术参数：
截深：
800mm
采高：
2200~3500mm
牵引速度：
0~7.7~12.8m/min
总装机功率：
930KW
额定电压：
3300V
总重量：
52.535t
截割速度：
3.1m/min
滚筒直径：
1800mm
二、液压支架的主要技术特征
1、基本液压支架：
型号：
ZZ6200／17／38型支架
支撑高度：
1700~3800mm
工作阻力：
6200KN
移架步距：
伸缩前梁伸缩量：
支护强度：
0.8-0.86MPa
初撑力：
5036-5274KN
2、端头支架：
ZZG6200／23／35型支架
支撑高度：
2300-3500mm
工作阻力：
移架步距：
支护强度：
0.8~0.86MPa
5036~5274KN
三、运输设备
1、工作面刮板运输机：
一部
SZG800／800型中双链刮板输送机
链速：
1.31m/s
电机功率：
2×
400KW
中部槽尺寸：
1500×
800×
310mm
运输能力：
1500t/h
电压：
1140V
2、转载机：
SZZ800／250型中双链转载机
1.54m/s
250KW
1800t/h
长度：
40m
3、破碎机：
PLM2000型
破碎能力：
160kw
4、皮带机：
1部
SDJ-120/150/3×
250S
带宽：
1.2m
带速：
3.15m/s
250KW×
5、辅助运输设备选用1.5吨矿车和车盘，牵引设备其3部绞车主要技术参数见下表：
表6
型号
牵引力（KN）
绳径
（mm）
容绳量（m）
绳长
坡度
提升
重量
绞车固定方式
JDHB-20/1.6
200/16
ф21.5
80
12°
15
四压两趄
JDHB-30/3.5
300/35
Ф21.5
380
420
5°
附图8：
《3110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、液压支架所需支护强度计算：
1、用估算法确定：
P＝MR／（K－1）×
N×
9.8×
10-3
＝3.8×
2.7／（1.3-1）×
2.2×
10-3＝0.74（MPa）
式中：
P－支架支护强度
M－最大采高，取3.8m
R－煤层顶板岩石容重，取2.7t／m3
K－顶板岩石碎胀系数，取1.3
N－考虑老顶周期来压不均衡的安全系数，取2.2，
2、按经验公式计算：
P＝A·
M·
R×
10-3＝8×
3.8×
2.7×
10-3＝0.804（MPa）
A－顶板岩柱相遇采高的倍数，取8。
3、选择工作面支护强度：
0.74MPa<
0.804MPa因此工作面支护强度应大于0.804MPa
4、支护设备选择
3110综采工作面选用基本架ZZ6200/17/38型支架50组，上下两端头各配置3组ZZG6200/23/35型端头支架。
全面共计56组支架，从下端头至上端头依次编号为1-56号支架。
根据以上计算结果，结合煤层采高，综采面选用ZZ6200／17／38型支撑掩护式液压支架符合本工作面支护要求。
附：
工作面预计矿压参数参考表表7
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
老顶厚度
直接底厚度
2
直接顶初次跨落步距
9
初次来压
来压步距
23-27
最大平均支护强度
KN/m2
682.8
最大平均顶底移近量
mm
150
来压程度
明显
周期来压
12-13
100
5
平时
6
直接顶悬顶情况
<
7
底板容许比压
MPa
8
直接顶类型
类
二类二级
老顶级别
级
V
10
巷道超前影响范围
15～20
工作面预计矿压参数参考表表7
工作面条件与支架适应条件对照表表八
工作面条件
支架适应条件
采高
1.7-3.8km
倾角
4°
0-15°
煤厚
2.2-3.8m
煤硬度
2-3
最大4.0
底板比压
支护强度
顶板种类
二、乳化液泵站
〈一〉泵站及管路选型、数量
乳化泵选用型号为BRW-315/31.5两台，乳化液箱规格型号为RX-2500型，装备两泵一箱。
喷雾泵选用BPW315-10型两台，清水箱型号为SX-2500型，装备两泵一箱，输液管路选用高压胶管，耐压45MPa以上。
主要技术参数如下：
（1）乳化泵：
BRW-315/31.5
公称流量：
315L/min
公称压力：
31.5MPa
200KW
（2）喷雾泵：
BPW-315/10
10MPa
75KW
〈二〉、泵站设备位置：
泵站列车安设在3110轨道顺槽上帮距离采煤面50-80m的位置。
〈三〉、泵站使用规定：
（1）乳化泵压力不低于30MPa，喷雾泵压力不低于7MPa。
（2）乳化液浓度3%～5%。
（3）乳化液配比采用乳化液自动配比装置。
（4）加强支架与泵站的维修，杜绝系统的窜漏液。
4、液压管路使用规定：
3110综采工作面所有使用液压管路及泵站管路必须使用国标，三证齐全的高压胶管、接头及U型销，否则，现场不准使用。
第二节工作面顶板管理
本工作面顶板管理采用全部垮落法。
本工作面配置50组ZZ6200／17／38型支撑掩护式液压支架，两端头各配置3组ZZG6200/23/35型支撑掩护式液压支架，共56组支架，对工作面实行全支护法管理。
一、正常工作时期顶板支护方式：
采用追机移架的方法对顶板进行及时支护，在采煤机割煤后，先移支架，后移运输机，即：
割煤→移架→中部进刀（牵机）→自端头顺移运输机。
正常情况下，采用及时移架少降快移一次到位的方式移架，正常移架滞后采煤机后滚筒3～5架，不超过6架，端面距不大于340mm。
顶板破碎及过断层时，要紧跟采煤机前滚筒带压移架或超前移架控制顶板即：
当发现片帮严重时，不等采煤机割煤就进行移架，再进行其它操作，工艺为：
移架→割煤→进刀（牵机）→自端头顺移运输机。
在移架后，若遇面前片帮要及时伸出伸缩梁护顶，减小端面空顶。
移架顺序为：
1、采煤机向下（上）端正常割煤时，滞后采煤机后滚筒3-5架移架，（顶板破碎时可紧跟前滚筒移架）。
2、采煤机割煤并移架后，及时将支架的伸缩梁伸出护顶，用护帮板护帮。
3、采煤机进刀向上（下）正常割煤时，自下（上）而上（下）滞后采煤机后滚筒3-5架移架，（顶板破碎时可紧跟前滚筒移架）。
4、在采煤机割煤时，超前采煤机前滚筒3架将护帮板收回，并滞后采煤机后滚筒3架，顺序将护帮板挑起。
5、机头、机尾处三架端头架的移架顺序为：
先移2﹟架（55﹟架）后移1﹟架（56﹟架），再移3﹟架（54﹟架）。
支护要求：
1、工作面应达到动态的质量标准化要求，确保“三直、二平、一净、二畅通”的质量要求。
2、采煤机割煤后，要及时移架，移架与采煤机后滚筒的距离一般不超过6架，防止长时间空顶。
3、工作面支架中心距保持1500±
100mm，支架歪斜不超过±
5○，架间距不超过200mm，支架与运输机保持垂直，偏差小于5○，垂直顶底板支撑，拉线移架，支架直线性偏差不得超过±
50mm。
4、泵站压力不小于30MPa，支架系统压力不低于25MPa，前梁及顶梁接顶严密，受力状态良好，当支架上顶板冒高超过300mm时，应用木料接顶。
5、相邻支架不得有明显错茬（不超过顶梁侧护板高的2／3），支架不挤、不咬、不歪。
6、基本支架活柱伸出量最大不超过1.9m,其支架活柱伸出量最小不低于0.5m，端头支架活柱伸缩量最大不超过1.0m，其支架活柱伸缩量最小均不低于0.5m。
7、工作面液压支架实行编号管理。
二、特殊时期的顶板管理
〈一〉、来压及停采前的顶板管理：
根据3115及3111、3114面经验数据预计该面初次来压步距23-27m，周期来压步距为12-13m，为此应做好以下工作：
1、初采时，必须做好矿压预测预报工作，由矿压部门在轨道、皮带顺槽挂牌标明来压位置，来压前注意观察现场顶帮变化，及时加强支护。
2、工作面支架液压系统要有足够的压力（不低于25MPa），泵站系统压
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