S1105综采工作面规程06.docx

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S1105综采工作面规程06

第一章工作面概况

一、工作面位置及井上下关系：

1、井上位置:

本工作面位于韩家滩村西北约650m处，地面被黄土覆盖，地面标高为+870～+980米。

2、井下位置及四邻采掘情况：

S1105工作面位于南采轨道上山北翼，东为S1103工作面（已采），西为S1107工作面（未掘），北接S1工作面（已掘未采），南邻南回风上山保安煤柱。

（附:

工作面井上下对照图1-1）

3、回采对地面的影响：

工作面回采对地面设施无较大影响。

二、煤层赋存情况：

本工作面开采太原组9-10-11#煤合并层，该煤层产状简单，结构为1.35（0.42）5.26（0.2）1.18（0.15）1.0米，属复杂结构。

煤层平均厚度8.79米，煤层倾角2～6°,平均倾角4°。

煤岩层产状为走向北西，倾向北东，稳定可采。

工作面工业储量=1094.5×198×8.79×1.35=2571601t

工作面可采储量=1094.5×198×2.7×1.35×95%+（1094.5-20）×198×6.02×1.35×77%=2097248t

2、煤质情况：

工作面煤岩类型为光亮—半光亮型，煤种为瘦煤。

（各项工业指标表见表1-1）

工业指标表表1-1

M（%）

A（%）

V（%）

S（%）

工业牌号

2.3

22.03

2.91

三、顶底板情况（见表1-2）

顶底板情况表1-2

顶底板名称

岩石名称

厚度（m）

岩性特征

老顶

灰岩

7.39

深灰色,含方解石脉，夹燧石结构，及纺锤虫化石

直接顶

灰岩

2.04

灰黑色,夹方解石脉和纺锤虫化石

直接底

泥岩

7.91

灰色粘土泥岩,含植物化石

老底

铝土页岩

7.64

灰色泥岩

（附:

煤岩层综合柱状图1-2）

四、地质构造情况：

S1105工作面地质构造简单,煤岩层基本为一单斜构造区，产状为走向北西，倾向北东。

五、水文地质情况：

S1105工作面直接含水层为煤层顶板，K2灰岩上覆含水层为K3、K4石灰岩含水层，其含水量较丰富，对本工作面回采有较大影响，故在开采前必须备好排水设施，必要时回采前对其进行疏放降压工作，确保安全生产；下伏含水层为奥陶纪石灰岩含水层，其含水量丰富，但距本煤层较远，且水位标高低于本煤层，故对回采无影响。

预计本工作面涌水量为30～50m3/h，最大涌水量为0.83m3/min，正常涌水量为0.5m3/min。

根据以上水文地质情况，回采过程中应加强水文观测。

六、影响回采的其它地质情况：

1、瓦斯：

本矿井为低瓦斯矿井，瓦斯绝对涌出量为0.2m3/min。

2、煤尘：

煤尘具有爆炸危险性，9#煤爆炸指数为18.32%，10#煤爆炸指数为18.70%，11#煤爆炸指数为18.44%。

3、煤层自燃：

煤层具有自燃发火倾向，发火期为4～6个月。

4、地温：

工作面无地温、地热异常。

七、巷道布置和工作面参数：

1、巷道布置：

S1105工作面由运输巷、材料巷及切眼构成完整的生产系统，巷道均布置在11＃煤层中，以2＃矸作为顶板。

运输巷与材料巷方位为337°06′,切眼垂直于两巷，方位为247°06′。

材料巷与S1103运输巷中-中间距为30m。

S1105运输巷直接与南采轨道上山联通,构成回风、行人系统,并与皮带上山通过溜煤眼联通，构成运煤系统；S1105材料巷与南采皮带巷联通，构成进风系统,并通过联络巷与南采轨道上山联通,构成行人、运料系统。

附：

巷道特征见表1-4

巷道特征表表1-4

项

目

名

称

净宽

（m）

净高

（m）

净断面

（m2）

支护

形式

支护

材料

长度

（m）

运输巷

4.3

2.5

10.75

锚网、钢带、锚索

锚杆、钢带、锚索

1214

材料巷

3.4

2.5

8.5

锚网、钢带、锚索

锚杆、钢带、锚索

1198

切眼

7.6

2.4

18.24

锚网、钢带、锚索

锚杆、锚索、钢带

201

（附:

巷道断面图1-3；1-4；1-5）

2、工作面基本参数：

（1）工作面长度：

198m（净平距）；201m（净斜距）

（2）平均可采走向长度：

1094.5m

（3）煤层厚度：

8.79m

（4）煤层倾角：

2°～6°

（5）面积：

216711m2

（6）容重：

1.35t/m3

（7）工业储量：

2571601t

（8）可采储量：

2097248t

（9）割煤回采率：

95%

（10）放顶煤回采率：

77%

3、停采线：

S1105工作面采至南采回风巷保安煤柱线时停采。

第二章采煤方法

一、采煤方法：

1、名称：

走向长壁综合机械化低位放顶煤采煤法。

2、采高及层位控制：

根据煤层赋存情况、巷道掘进高度及采煤机与支架的配套关系，确定工作面采高为2.7m。

回采时，以2＃矸标志层作为工作面顶板，一方面在保证采高的前提下留设一定厚度的底煤（200～400㎜），防止割破铝土泥岩，造成底鼓或支架钻底给生产带来不利影响；另一方面保证有足够的顶煤厚度，使采放比合理，减少丢煤。

3、工作面推进方向：

由北向南推进。

二、采放煤工艺：

工作面按照破、装、运、支、移顺序进行作业，主要生产工序为：

割煤—移架—推前溜—放顶煤—拉后溜，完成上述一组工序即为一个循环。

1、割煤方式：

双滚筒采煤机割煤，采高2.7m，截深0.8m；支架尾梁插板伸缩摆动落下位顶煤，矿山压力破碎上位顶煤，并借助插板破碎大块煤,防止堵塞放煤口的综合落煤方式。

循环进度0.8m。

采煤机进刀方式：

根据本工作面设备参数，参照S1104工作面的回采经验，本综放工作面采用采煤机中部斜切进刀单向割煤和采煤机端部斜切进刀双向割煤两种进刀方式，一般情况下优先选用前者，但出现工作面顶板恶化，可采用端部斜切进刀双向割煤方式，并及时超前拉移支架加强对顶板的控制。

2、装运煤：

采煤机滚筒和前部输送机前移配合装运煤。

破碎并垮落到支架掩护梁和尾梁上方的顶煤，在尾梁插板收回后，利用自重自动溜入后部输送机的溜槽中运出，尾梁插板完成大块煤的破碎，并通过上下摆动尾梁破坏掩护梁上方由大块煤形成的临时拱式结构。

前、后两部输送机平行运煤，集中到桥式转载机和胶带输送机上运出。

3、移架方式：

移架时采用本架操作，移架方式为单架依次顺序式，即沿采煤机前进方向追机作业，移架时将支架部分卸载,带压擦顶移架。

支架工作方式为及时支护方式，即采煤机割煤后，滞后采煤机后滚筒2～3架开始移架。

顶板破碎时紧跟前滚筒伸伸缩梁或超前移架。

移架时所移支架两侧支架必须处于推溜状态，移架步距0.8m。

移架顺序为：

采用中部斜切进刀单向割煤：

（1）、根据采煤机、前部输送机特征，采煤机斜切进刀长度应不小于25m，本工作面进刀段为58～74#架。

（2）、采煤机割至上（下）端煤壁，移架至3#（130#）架并及时将1～3#（130～133#）过渡支架的伸缩梁伸出护顶；采煤机下（上）行清扫浮煤，至74#架割三角煤进刀（74#架斜切进刀），待采煤机进刀后，自74#架（58#架）向上（下）推移前部输送机一个步距。

开始移1～2#（133～132#）过渡支架，移架的顺序为：

先移1#（133#）架，再移2#（132#）架。

（3）、采煤机正常割煤时，滞后采煤机后滚筒2～3组支架顺序移架（顶板破碎时可紧跟前滚筒移架）。

（附:

采煤机中部斜切进刀示意图2-1）

4、推、拉溜方式：

（1）、推移前部输送机：

在工作面支架本架上操作，实现从机尾至机头的推移顺序。

推移弯曲段不小于20m，推移步距0.8m。

推移输送机时要前后照应互相配合,至少分三次推移到位。

（2）、拉后部输送机：

拉后部输送机从机尾向机头单向顺序进行，且滞后放煤口15～20m进行，步距0.8m。

5、放煤方式：

本综放工作面的顶煤厚6.09m，根据放煤经验，部分顶煤随移架会自动放出，因此采用单轮顺序放煤法，本架操作，由顶板压力、支架反复支撑、尾梁上下摆动、插板来回伸缩等综合方式放煤，采用一采一放单轮顺序放煤方式，采放平行作业，放煤步距0.8m。

放煤工必须严格执行《综采放顶煤工技术操作规程》。

（1）采放比：

设计割煤高度2.7m，放煤高度6.09m，故该面的采放比为：

采放比＝2.7/6.09＝1:

2.2

（2）放煤口数量确定：

按后部输送机能力确定放煤口数目。

单口放煤量：

qf＝1.5×0.8×6.09×1.35×77%＝7.60t

其中：

1.5——单组支架宽度；

0.8——放煤步距；

6.09——顶煤厚度；

77%——顶煤回采率。

Ø单口纯放煤时间：

根据S1104工作面放煤经验,单口纯放煤周期为180s，连续放煤周期195s/架，为便于顶煤充分放出，提高回采率，取tf＝200s。

Ø每分钟放煤量：

Q＝7.60×60/180＝2.53t

Ø同时放煤口数目的确定：

考虑2.0不均衡系数，同时应满足后部输送机1500t/h的能力要求。

同时放煤口数目最大值为：

Nf＝1500/（2.53×60×2.0）＝4.9（个）

由于移架后漏煤，因此取Nf＝3（个）

Ø放煤循环时间：

Tf＝200/60×131/3

＝141min

（3）采煤机割煤速度的确定：

根据采放平行作业的要求，割煤循环时间和放煤循环时间应相等，放煤工序循环时间为141分钟。

单向割煤时，采煤机割煤速度按Vg1＝3.0～4.0m/min计，清煤速度按Vg2＝5.0～6.0m/min计，由下式：

Tg1＝201/Vg1＝57.43取Vg1＝3.5m/min

Tg2＝201/Vg2＝36.55取Vg2＝5.5m/min

割煤周期Tg＝Tg1＋Tg2＝57.43＋36.55＝93.98min

同时考虑推溜和辅助时间大约45min，整个循环周期应为139min，和放煤周期大致相符，因此，本工作面采用一采一放单轮顺序放煤方式是可行的。

6、初次放煤步距：

根据矿压观测及S1104工作面经验，预计推进8～10m时，顶煤初次跨落，即可开始放顶煤，故将初次放煤步距确定为8～10m。

7、循环放煤步距：

工作面支架放煤口的水平投影长度约为0.8m，根据放煤理论，放煤步距应当与支架放煤口的纵向尺寸相一致，循环放煤步距应为移架步距的整数倍。

合理的放煤步距要既能提高顶煤的回采率，减少资源损失，又能降低含矸率，保证煤质。

结合S1104工作面经验，循环放煤步距确定为0.8m。

三、提高回采率措施：

1、严格按照规定采高进行开采，无特殊地质构造或变化时不得随意改变采高。

2、严格按照规定层位进行开采，不得随意调高层位，改变采放比而影响回采率。

3、加强放煤工序管理，严格按照规定进行放煤作业。

4、加强放煤工艺研究，根据观测研究采用最合适的放煤工艺，提高放煤回采率。

5、清煤工要及时将工作面浮煤清理干净。

6、每旬由地测科负责，施工队组配合对煤层厚度进行一次探测，并做好记录，以制定合理的回收率。

四、提高煤质措施：

（一）、水分控制

1、开机前，必须将工作面积水排净，否则严禁开机。

2、各转载点喷雾、采煤机内外喷雾、架间喷雾做到停机停水，开机开喷雾，以减少外在水分。

3、前、后部输送机、转载机、破碎机等设备的冷却水，采用4寸软管集中回收至材料巷水仓,再转载排出,严禁进入煤流。

4、检修时间，必须将各设备冷却水关闭（检查冷却水系统除外）。

5、若采空区涌水量大，煤质水分指标超标时，各转载点及架间喷雾停开。

（二）、灰分控制

1、采煤机司机要掌握好采高，禁止割破底板岩石，当工作面遇断层时，严格按照过断层专项措施控制好割岩量。

2、放煤工要严格岗位责任，严格按操作规程操作，见矸关闭插板，避免矸石流入煤流。

3、支架检修工要检修好支架，杜绝支架尾梁自降，使矸石滑落入后部输送机。

4、放煤工放完煤后，及时升起尾梁，关闭插板。

5、各转载点应严格把关，出现大块矸石或其它杂物必须停机处理。

（三）、煤流杂物控制

1、切眼煤帮锚杆、金属网，在回采前应全部回收后方可割煤。

2、两端头提前两排剪网取锚杆铁饼。

3、煤机在两端头割通后，端头作业人员必须在停机状态下及时将割出来的玻璃钢锚杆清理干净，不得进入煤流。

4、每班交接班时“三机”司机必须检查刮板紧固情况，螺丝松动时及时紧固，变型损坏的E型螺栓及刮板及时更换。

5、检修班加强设备检修，防止设备零部件松动掉入煤流。

6、两巷木托板、废旧钢丝绳、网、棉纱、废旧零件、包装纸、班中餐食品袋、塑料袋等杂物垃圾必须清理干净，严禁进入煤流。

7、检修时必须将输送带两边较长的边毛割下放置于垃圾袋中，以防进入煤流。

8、工作面的物料、设备配件、工具要分类码放整齐，固定作业场所必须设置垃圾箱，并正常使用，定期处理。

第三章顶板管理及支护

一、顶板管理方法：

采用全部垮落法管理顶板，选用ZF5400/17/32型支撑掩护式液压支架作为基本支架护顶。

随着工作面推进，每循环落山顶板垮落一次。

二、端头支护：

1、工作面上下端头均采用两架ZF5400/17/32H型排头架配合单体支柱支护顶板，端头最后一个排头架与巷帮间采用3.6（3.2）米π型梁与DZ－35（28）型单体支柱支护顶板：

运输巷上端头3.6米π型梁平行于巷道分两排布置,π型梁梁头对接,π型梁距排头架和落山帮均为400㎜,一梁四柱支设，柱距为900㎜，上端头沿切顶线再支设一排三根切顶点柱。

材料巷下端头3.2米π型梁平行于巷道分三排布置,π型梁梁头对接，π型梁距排头架和落山帮均为400㎜,中间再支设一排,均为一梁三柱,柱距900㎜,下端头沿切顶线再支设一排二根切顶点柱。

上下端头因推移输送机不能保证一梁三柱时，最少也应保证一梁二柱，待输送机推移到位后,及时补为一梁三柱。

上下端头单体支护随工作面推进在切顶点柱的掩护下迈步前移,最后再回点柱放顶处理采空区。

2、工作面两端头8米范围内铺设金属网进行护顶和挡矸,选用网卷规格为8*0.9m（长*宽）,网孔规格为:

机织网40*40（mm），联网丝采用16#铅丝,长度为550mm,单股对折使用，每隔300㎜联一扣。

铺网时,将网卷沿工作面倾向一次性展开,长边对接,短边与巷道顶网搭接长度为500mm;短边搭接处三排联接,每扣联网丝旋转数不得少于3圈,并将剩余茬头按倒插入网孔内。

每循环割煤前，按要求挂网并联好，反折于机道上方，网与顶板夹角不大于30°，落煤后及时展网移架。

回采过程中，必须根据该面的生产实践、上下端头及出口的实际情况，及时地修改、补充加强工作面上下端头及出口支护的相关措施，确保安全生产。

三、两巷超前支护：

1、超前支护距离：

两巷超前支护距离从工作面煤壁算起:

运输巷不少于40m，材料巷不少于50m。

但两巷受采动影响矿压显现明显时超前支护长度必须随之加长。

2、超前支护形式：

运巷超前支护采用DZ－31.5（28）型单体支柱配用3.6mπ型梁支护,具体形式为:

3.6mπ型梁平行于巷道分三排布置,π型梁梁头对接，π型梁距两帮均为400㎜,中间再支设一排,均为一梁四柱,柱距900㎜。

（端头支架处正常为两排支护，若任一侧宽度大于1.5米时增加一排）运巷超前支护中间一排受转载机推移滑靴及破碎机影响不能保证一梁四柱时，最少也应保证一梁二柱，或者采用戴帽点柱临时护顶，待转载机推移到位后,及时补为一梁四柱。

运输巷局部采用套棚加强支护的铁棚要随超前支护的架设而提前回收，回收时先在所回收梁前后均匀支设不少于3根戴帽点柱维护顶板,再按两巷回收方法回收铁棚,回收铁棚够架设一架超前支护的距离时,按超前支护架设方法架设齐全超前支护,再循环作业直到超前支护架设长度达到规定要求为止，运巷超前支护一但受机头大架的影响不能支设三排支护时，最少也应支设一排临时戴帽点柱护顶，以便达到本规程要求的超前支护长度。

材料巷超前支护采用DZ－31.5（28）型单体支柱和3.2mπ型梁支护,平行于巷道分三排布置,π型梁梁头对接，π型梁距两帮均为400㎜,中间再支设一排,均为一梁三柱,柱距900㎜。

（附：

工作面及两巷超前支护布置图3-1）。

3、端头支护、超前支护工程质量要求：

（1）单体支柱必须成直线布置，且迎山有力。

（2）单体支柱必须挂好防倒链，以防倒柱掉梁伤人。

（3）单体支柱必须穿φ300㎜铁鞋支设，且必须支在实底上。

若仍钻底严重，先穿木柱鞋再垫铁鞋。

（4）单体支柱初撑力不小于6.5Mpa。

（5）单体支柱的三用阀注液口统一朝向落山方向。

（6）π型梁与W钢带交叉处必须加垫板保证接顶严密，局部顶板低凹不平处，须用构木或柱帽等勾严背实保证接顶严密。

π型梁梁头对接,特殊情况下允许脱节（顶板出现较大台阶等）,但相邻脱节段之间间隔不得大于1米,以确保支护质量。

（7）超前支护范围内巷道净高不得低于1.8m，且有不小于0.7m宽的人行道，若巷道底鼓时,采取人工镐刨下底以保证巷道净高不得低于1.8m。

（8）超前支护范围内无浮煤、杂物和淤泥积水，电缆悬挂整齐。

（9）发现漏液或失效支柱要及时更换。

（10）回收下的单体支柱放在超前支护范围以外待支护地点，且必须摆放整齐并挂设好标志牌。

四、特殊条件下的顶板支护：

（一）初次来压及周期来压期间的顶板管理：

1、工作面初采前，必须按规程要求支设好两巷超前支护。

2、初采、初放期间，各有关部门要派专人到现场跟班盯岗，严把支护质量和工程质量关，发现问题及时处理。

3、来压期间，采高严格控制在2.5～2.7m，严禁超高回采。

4、必须保证泵站及支架液压系统无跑冒滴漏现象，泵站压力不低于30MPa，支架初撑力不小于25Mpa，单体支护地段支柱初撑力不小于11.4Mpa。

5、必须加强端头及两巷超前支护，保证出口安全畅通。

6、工作面支架要随采煤机割煤后及时拉出，并保证前梁接顶严密，若煤壁片帮严重或顶板较为破碎，应在前滚筒割煤后及时伸出伸缩梁护顶，追机打开护帮板护帮。

必要时应在割煤前超前拉架。

如超前拉架后端面距仍超过规定，应在支架前梁上挑棚板支护且在梁下支设贴帮柱。

7、来压期间，应积极组织生产，加快工作面推进度，尽快摆脱压力影响。

8、必须保证工作面直线度，以防产生局部应力集中。

（二）过断层期间的顶板管理

断层处煤层节理将非常发育,煤（岩）体破碎,极易造成工作面煤壁片帮和架前端面冒顶,因此必须加强过断层期间的顶板管理。

1、根据过断层技术要求，必须将断层影响范围内的支架顶梁调整为同一水平，避免架间错差大漏顶煤，扩大漏冒顶范围而影响顶板管理。

2、断层影响范围不放顶煤，距断层两侧各5个支架提前将后溜拉回，避免放顶煤增大顶板的下沉量，而影响端面顶板的控制。

3、过断层期间采取超前拉架支护方式，充分利用伸缩梁护帮板控顶护帮，并支设贴帮柱，每架一根。

（三）工作面发生拉槽、冒顶事故时的顶板管理：

1、首先及时将拉槽、冒顶两边缘支架伸缩梁伸出并严密接顶，必要时将支架超前拉出，或在煤帮平行于工作面支设戴帽点柱,以防冒顶范围向两边扩展。

2、在拉槽、冒顶地段，先在煤帮挖好梁窝，视拉槽、冒顶的长度平行于工作面交错支设3.6m木梁，然后垂直煤壁在木梁上用棚板勾顶，棚板一端支在支架前梁上，另一端支在木梁上，待支架拉出挑住木梁后再回掉单体支柱。

3、若片帮严重或顶板破碎，应在前滚筒割煤后及时伸出伸缩梁护顶，追机打开护帮板护帮,必要时应在割煤前超前拉架。

4、若超前拉架，端面距仍然超标，必须在煤帮布置平行于工作面的3.5米大梁,一梁二柱支设。

五、支架选型计算：

1、支护设备及材料：

根据工作面顶板及现有设备状况，选用130架ZF5400/17/32型中间架，4架ZF5400/17/32H型排头架，一架ZTZ12400/21/30型端头支架对机头侧进行支护。

工作面两巷超前支护选用单体液压支柱配用π型梁支护，单体支柱具体规格根据巷道参数选定。

为防止支柱钻底，保证支柱初撑力，超前支护单体支柱要穿铁鞋。

此外，还需备用一定数量的柱帽、棚板、木梁、π型梁以备特殊支护用。

支架主要参数及技术特征表表3-1

序号

项目

中间架

排头架

端头架

单位

ZF5400/17/32

ZF5400/17/32H

ZTZ12400/21/30

最小高度

1700

2100

㎜

最大高度

3200

3000

㎜

支架宽度

1430/1600

1700～2530

㎜

支护面积

6.47

6.95

22.46

㎡

中心距

1500

㎜

额定压力

31.4

MPa

初撑力

4350

10471

工作阻力

5400

12400

支护强度

0.75

0.71

0.51

MPa

底板比压

2.46～3.58

1.78

1.21

MPa

推溜力

631

990

移架力

359

717

移架步距

800

㎜

操作方式

本架操作

支架重量

20573

23109

38805

安装数量

130

1（组）

架

支护材料使用及消耗表表3—2

项目

规格

单位

数量

备注

单体支柱

DZ-31.5

根

250

含备用

单体支柱

DZ-28

根

200

含备用

单体支柱

DZ-25

根

备用

单体支柱

DZ-22

根

备用

单体支柱

DZ-18

根

备用

木梁

3600×180×170mm

根

备用

棚板

2000×180×120㎜

块

备用

铁柱鞋

φ300mm

个

350

含备用

π型梁

长3600mm

根

含备用

π型梁

长3200mm

根

含备用

π型梁

长600mm

根

含备用

2、支架选型验算：

（1）根据经验公式，支架应达到的支护强度为：

P=8Mγ式中：

P—考虑老顶来压时的支护强度

M—采高，M=2.7m

γ—上覆岩层平均容重取γ=2.4t/m3

P=8×2.7×2.4＝51.84t/m2=0.52MPa

而中间架支护强度为0.75MPa，排头架支护强度为0.71MPa。

显然P

P架—支架支护强度。

（2）支架底板比压验算:

采区底板比压值P1＝15MPa，支架底座箱对底板比压P2≤0.84～1.5MPa，即P1＞P2。

故所选ZF5400/17/32型支撑掩护式液压支架能够满足顶底板管理的需要。

工作面条件

支架适宜采高

采高（m）

2.7

1.9～3.0

倾角（°）

2～6°（平均：

4°）

≤15°

煤厚（m）

8.79

6～20

煤层硬度（f）

1.0

1.0～2.5

底板比压（Mpa）

0.84～1.5

支护强度（Mpa）

0.52

0.71～0.75

顶板

Ⅲ级2类

工作面条件与支架适应条件对照表表3-3

通过以上验算及对照表可见，选用ZF5400/17/32型和ZF5400/17/32H型支架是合

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