1105釆面作业规程.doc

xxxx 矿业（集团）有限公司 xx 煤矿 回采作业规程回采作业规程 作 业 地 点： 编 制： 施 工 队： 生产副矿长： 安全副矿长： 机电副矿长： 矿总工程师： 矿 长： 编制日期： 年 月 日 目 录 第一部分第一部分3 煤 矿 审 批 意 见.3 作业规程学习和考试记录.4 作业规程复查记录.12 第一章第一章 概况概况18 第一节 工作面位置及井上下关系20 第二节 地质煤层赋存情况21 第三节 地质构造与水文地质24 第四节 影响回采的其它因素28 第五节 储量及服务年限29 第二章第二章 采煤方法采煤方法30 第一节 巷道布置30 第二节 设备配置36 第三章第三章 顶板管理顶板管理40 第一节 支护设计40 第二节 工作面顶板管理46 第三节 运输巷、回风巷及端头顶板管理53 第四节 矿压观测58 第四章第四章 生产系统生产系统58 第一节 运输系统58 第二节 通防与监控系统59 第三节 供排水系统68 第四节 供电系统70 第五节 通讯照明系统73 第五章第五章 劳动组织及主要技术经济指标劳动组织及主要技术经济指标73 第一节 劳动组织73 第二节 作业循环75 第六章第六章 安全技术措施安全技术措施78 第一节 一般规定78 第二节 采煤安全技术措施82 第三节 顶板管理86 第四节 防突管理93 第五节 防治水管理95 第六节 爆破管理96 第七节 煤质管理99 第八节 通防及安全监测102 第九节 机电运输管理104 第十节 电气设备操作113 第十一节 其他125 第十二节 特殊安全措施137 第七章第七章 灾害应急措施及避灾路线灾害应急措施及避灾路线138 第一章 概况 第一节 工作面位置及井上下关系 工作面位置工作面位置及井上下关系表及井上下关系表 表一 水平水平 名称名称 一水平 采区名称采区名称 南翼采区 地面标高地面标高 19521925m 井下标高井下标高 15221557.67m 地面的相地面的相 对位置对位置 地面位置位于东西面距西狗跳岩约 250 米左右南面马驿 平子相距约 300 米左右。 对地面设施对地面设施 的影响的影响 地表为荒山，无建筑物、铁路、公路、水库、河流，该工作 面回采对地面无影响。 井下位置及井下位置及 相邻关系相邻关系 工作面北为 K1 运输下山，东面为 1103 综采面，西面为 矿界 50m 距离，南面为不可采的原始煤层、上覆为三迭 系下统飞仙关组，下伏煤层尚无工程。 走向长度走向长度 (m) 495 倾斜长度倾斜长度(m) 155 面积面积(m2) 76725 第二节 地质煤层赋存情况 煤煤 层层 情情 况况 表表 表二 煤层厚度煤层厚度 (m) 0.83.0m 平均 3.12m 煤层结构煤层结构简单简单 煤层倾角煤层倾角 （度） 810 开采煤层开采煤层 K1 煤煤 种种无烟煤稳定程度稳定程度稳定 煤煤 层层 情情 况况 描描 述述 工作面所采为 K1 煤层，厚度变化较小，最小 0.8m，最大 3.0m，平均 3.12m，煤灰黑色至刚灰色，类型以亮煤为主，半光 亮型，似金属光泽。煤层稳定，属结构简单煤层。 二、煤层顶底板情况表二、煤层顶底板情况表 表三 顶、底板名称顶、底板名称岩石名称岩石名称厚度厚度特特 征征 基本顶基本顶 中砂岩 5.06 浅灰、灰白色，成份以长石、 石英为主，暗色矿物次之，分 选性中等。硅质胶结，局部夹 泥岩透镜体。 直接顶直接顶 泥质沙岩 4.69 灰黑色，含少量砂质，底部含 化石碎片及煤屑。 伪顶伪顶 泥岩 0.3 黑色，含植物化石碎片及墨点 状黄铁矿。 直接底直接底 泥岩 0.3 灰黑色，致密，局部夹薄层炭 质泥岩，较软。 老底老底 细质粘土 岩 6.8 浅灰、灰白色，成份以石英、 长石为主，含泥质，分布不均， 呈薄层状，平行层理展布 附图一：工作面地层综合柱状图。 34 35 36 37 38 40 249.53 257.94 263.00 267.69 270.60 279.71 1.53 8.41 5.06 4.69 2.91 6.81 石灰岩 粉砂岩 细粒砂岩 煤 泥岩 细粒砂岩 龙 潭 组 第 二 段 长 兴 组 P3c P3L 3 地 层 地层 代号 柱 状 比例尺 地层综合柱状图 沙质泥岩 P3L 3 P3c 序 号 累 深 （m） 厚 度 （m） 岩石名称 上部为灰色泥岩，较坚硬；下部为 灰黑色薄层泥岩、有树枝状痕迹， 偶见煤线， . 灰白色，较坚硬. 灰色细沙岩，较坚硬；难垮落，遇 水软化。 上部为灰白色，下部灰色，较坚硬； 成分以石英为主，长石次之。下部 云母及矿物增多。 半亮型无烟煤，有金属光泽；阶梯 状断口，内部裂隙发育，煤层内多 有黄铁矿结核。 软质泥岩，遇水易软化。 灰色细沙岩，较坚硬；难垮落，遇 水软化。 272.90392.30 K1 煤、岩性描述 第三节 地质构造与水文地质 一、断层情况以及对回采的影响 釆釆 面面 断断 层层 情情 况况 表表 表四 断层名称断层名称走向走向倾向倾向倾角倾角性质性质落差落差对回采的影响对回采的影响 F136014557 正断层 1.7m 有严重影响 F21634638 逆断层 0.6m 有一定影响 F333514552 正断层 2m 有一定影响 F41513057 逆断层 3.8m 有严重影响 二、褶曲情况以及对回采的影响 1105 工作面整体较为平缓，工作面中部回风巷、运输巷有褶皱小构造。 受宽缓小褶曲影响两巷有起伏，工作面地质构成简单，回风巷褶曲较小影响不 大，运输巷 120m -280m 米之间为矸石区。矸厚在 0.63.0m，在回采过程中 有影响。 三、其他因素对回采的影响（陷落柱、火成岩等） 1105 工作面不存在陷落柱、火成岩对回采无影响。 附图二: 工作面运输巷、回风巷、采面切眼素描图。 比例尺1:2000 1105运输巷地质素描图 产状要素 测点号 巷道剖面 岩性描述 特殊构造 示意图 距离 测点说明 煤层走向N 15-20W 倾角8-10 倾向 =255-250 图例： 煤层 夹矸 该工作面K1煤层，颜色半亮型；顶、底板多为泥质沙岩，1105运输巷从157.5-430和460-520米 之间煤层变薄，岩矸厚度加大，岩石厚度平均在0.6-3米之间，严重影响煤质。 测点以1105运输巷35-520米处开始， 每17.5米测量一个点。 35m70m105m140m175m205m240m275m 切眼 520m485m450m415m380m345m310m F4 15157 H=3.8m 比例尺1:2000 该工作面K1煤层，颜色半亮型；顶、底板多为泥质沙岩，1105回风巷自280米处开始出现， 煤层有夹矸，夹矸厚度在0.6-0.8米之间，推进距离20米，严重影响煤质。 1105回风巷地质素描图 产状要素 测点号 巷道剖面 岩性描述 特殊构造 示意图 距离 测点说明 煤层走向N 15-20W 倾角8-10 倾向 =255-250 图例： 煤层 夹矸 测点以1105回风巷0处开始， 每13.25米测量一个点。 在巷道220米处出现矸石，各段变化平均矸厚在0.6-0.8米。 53m106m159m0m N3 1550.2 N5 1548.5 477m F 31657 H=1.7米 F 16338 H=0.6米 F 33552 H=2.0米 N7 1548.981 425m371m318m265m212m 比例尺1:2000 1105切眼巷地质素描图 产状要素 测点号 巷道剖面 岩性描述 特殊构造 示意图 距离 测点说明 煤层走向N 15-20W 倾角8-10 倾向 =255-250 图例： 煤层 夹矸 1105运输巷 0m9m18m27m36m45m54m63m72m 1105开切眼 81m90m99m108m117m126m135m144m153m F 30470H=2.1米 F 25684H=0.6米 F 22467H=0.8米 1105回风巷 该工作面K1煤层，颜色半亮型；顶、底板多为泥质沙岩，1105开切眼自0-27和45-72米之间煤层 变薄，岩矸厚度加大，岩石厚度在0.6-3米之间，推进距离60米，严重影响煤质。 测点以1105开切眼0-155米处开始， 每9米测量一个点。 （一）、含水层（顶部和底部）分析 (1）水灾 矿床主要以大气降水为主裂隙充水为主的裂隙充水矿床，水文地质条件较 简单，该煤矿其水害主要为顶板裂隙水、老窑采空区积水和承压水。矿井应加 强地下水文地质观测，避免煤层顶板裂隙水事故。 (2）顶底板条件 K1 煤层顶板为粘土质中砂岩，底板多为粘土岩。煤层顶属软质岩组类， 饱和单轴抗压强度一般，稳定性中等。冒顶片帮会发生在采煤工作面。回采工 作面主要是上、下端头和靠近煤壁处。上、下端头由于空顶面积大，应力较集 中，支护较困难，因而易产生冒顶。靠近煤壁处因煤壁片帮，支架支护不及时， 受周期来压的影响，顶板破碎而产生冒顶。底板主要为粘土岩，遇水易变软、 泥化，应加强底板疏水工作。 (3）地震 本区历史无大的地震，新构造运动表现明显，但活动断裂尚未查清，根据 建筑抗震设计规范（GB200112001），本区设防烈度为 5 度，分析认为矿 区属较稳定区域。 (4）工作面回风巷在掘进期间局部顶板有滴、淋水现象，工作面涌水主要 来自 1103 综采面的采空渗水，单巷涌水量达到 2m3/h，将对 1105 工作面回采 产生一定的影响。 （二）、其它水源的分析 通过巷道揭露情况及周边的采掘情况分析，本工作面水文地质条件简单， 1105 工作面以上 20 米是 1103 综采面采空区 ，直接充水源为顶板裂隙水，该 片区巷道都是沿顶板布置，顶板会有部分裂隙水。但对回采有一定影响，所以 在回采的过程中，应加强 1105 工作面防治水工作。 （三）、涌水量 预计本工作面正常涌水量 2m3/h，最大涌水量 15m3/h。 第四节 影响回采的其它因素 一、影响回采的其它地质情况 表五 瓦瓦 斯斯 矿井为低瓦斯矿井，本区瓦斯含量较低,该面相 对瓦斯涌出量为 1.85m3/t，属低瓦斯。 CO2 绝对二氧化碳涌出量为 0.96m3/min，相对二氧 化碳涌出量为 2.74m3/t，为低二氧化矿井。 煤尘爆炸指数煤尘爆炸指数 及爆炸危险性及爆炸危险性 xx 省煤田地质局实验室 2014 年 4 月 1 日 提交的兴仁县 xx 煤矿 K1、K2、K3、号煤层煤 尘爆炸性鉴定报告，各可采煤层煤尘均无爆炸 危险性。 自燃倾向性自燃倾向性为类，不易自燃发火 地温危害地温危害 18C 冲击地压危害冲击地压危害1105 回风巷有底鼓巷帮变形情况对回采有影响 二、地温情况 本工作面地温 1923，温度适宜，工作面在回采期间应按照规定要求 配风，以满足工作面正常回采通风需求。 三、冲击地压和应力集中区 K1 采区、相邻、工作面无冲击地压的影响，工作面上、下端头由于空顶 面积大，应力较集中和断层发育处应力集中，地压较大，应加强支护。 四、地质部门的建议 由于 1105 采面水文地质条件较为简单，对上、下巷断层带要加强巷道维 护管理。 第五节 储量及服务年限 （一）储量 （一）工作面工业储量 工作面工业储量 38.2514 万吨 工业储量=工作面走向平均长度工作面平均长度平均采高容重(1.52) =520.4m155m3.12m1.52=38.2514 万吨 （二）工作面可采储量 工作面可采储量 34.5667 万吨。 可采储量=工作面可采走向平均长度工作面平均长度平均采高容重(1.52) 回收率（0.95） =495m155m3.12m1.520.95=34.5667 万吨 （三）、工作面服务年限 每月按 3.9 万吨月产量计算约为 8.8 个月。 井下采用“两采一准”工作方式，每昼夜 6 个循环，正规循环率为 80% 则月生产能力 Q=NLmBrC =11553.120.661.52250.8 =3.906 万吨 则服务年限为：可采储量/月生产量=34.5667 万吨/3.906 万吨/月=8.8 个 月 第二章 采煤方法 一、采煤方法 该工面采用单一煤层一次采全高走向长壁后退式全部垮落法、综合机械化 采煤方法。本工作面采取单向割煤。利用 MG250/600WD 采煤机配 SGZ764/400 运输机及 DST100/20/2110 型伸缩皮带机，实现采、装、运整套 机械化回采作业。 第一节 巷道布置 一、采区设计、采区巷道布置概况 （1 1）采区设计采区设计 矿区内可采煤层共 6 层，上煤组有 K1、K2、K3 煤层，下煤组有 K4、K5、K6 煤层。全矿井共划分为五个采区，以 2 和 5 号矿界拐点为界，上 煤组 K1 煤层浅部为一采区、K2 和 K3 煤层为二采区，上煤组深部为三采区， 下煤组浅部为四采区，深部为五采区。 采区开采顺序：一采区二采区三采区四采区五采区。 煤层开采顺序：K1 煤层K2 煤层K3 煤层K4 煤层K5 煤层K6煤层。 （2 2）一采区巷道布置一采区巷道布置 设计首采一采区。一采区巷道布置为主平硐揭 K2 煤层后在 K1 煤层底板布 置有 300m 长的一采区运输下山段，在 K1 煤层中布置一采区运输下山段， 两运输下山之间布置有溜煤眼联络。副斜井揭 K1 煤层后，沿 K1 煤层布置一采 区轨道下山。回风斜井揭 K2 煤层后，在 K1 煤层底板布置有一采区回风下山 段至+1580m 标高，再布置回风石门揭 K1 煤层，然后沿 K1 煤层倾向布置一采 区回风下山段。三条下山在+1522m 标高贯通，并在此标高布置有一采区水 仓、泵房及中央变电所等硐室。以上巷道均已施工，作为开采一采区资源的采 区巷道。 （3 3）采面概述：）采面概述： 1 、1105 综采工作面位于 K1 煤层一采区南部，地面位置位于东西面距西 狗跳岩约 250 米左右南面马驿平子相距约 300 米左右。 2、工作面北为 K1 运输下山，东面为 1103 综采面，西面为矿界 50m 距离， 南面为不可采的原始煤层、上覆为三迭系下统飞仙关组，下伏煤层尚无工程。 3、该工作面距地面垂深为 378401m，地面无建筑物及构筑物，回采对地 面无影响。采面走向长 490m，斜长平均 155m，煤厚平均 3.12m，倾角 810 4、1105 综采工作面北邻轨道下山巷相邻，北邻保护煤柱线，东隔 20 米区 段煤柱与 1103 采空区相邻，西邻矿界。该工作面巷道沿煤层走向进行布置， 切眼沿煤层倾向进行布置，从运输巷开切眼贯通回风巷构成生产系统，由南向 北方向进行回采。 二、工作面回风巷二、工作面回风巷 1105 工作面回风巷长 407m，矩形断面，巷道断面设计为 4300mm2800mm 顶板采用：202000高强锚杆+金属平网+锚索组合 支护。两帮：162000普通锚杆+双抗网，锚杆间距为 900 900mm。该巷道担负工作面的回风和安全出口。 三、工作面运输巷三、工作面运输巷 1105 工作面运输巷长 495m，矩形断面，巷道断面设计为 4300mm2800mm 顶板采用：202000高强锚杆+金属平网+锚索组合 支护。两帮：162000普通锚杆+双抗网，锚杆间距为 900 900mm。该巷道担负工作面煤炭运输进风行人运料和安全出口。 四、采煤面切眼四、采煤面切眼 1105 工作面切眼长度为 155m，矩形断面，巷道断面设计为 7000mm2800mm。巷道采用锚网索组合支护。担负工作面回采设备安装和生 产。 7000 1000 支护断面图示意图（锚杆网） 锚索6m 锚杆2m 巷道锚段面积 巷道净断面积 顶锚杆间排距 每米支护 材料消耗 帮锚杆间排距 13.05 12.04 1000900mm 锚杆13根 900900mm 锚索0.7套 支护类型 循环进度 日循坏次数 锚杆支护 1.4m 1.4m 工作面名称：1105运输巷和回风巷 说明：锚索间距1800mm排距5000mm 遇到地质破碎带时，根据情况加密 锚固剂30根 900900 900 900 900 900 15 15 15 15 2800 井底车场 1105回风巷 1105运输巷 北 斜井 图 例 符 号 符 号 名 称 名 称 巷道 正反向风门 调节风门 平硐 1105综采面巷道布置平面图1:3000 1105采面 K1运输下山 采区回风下山 1105乳化泵房 1105上下联络巷 1103回风巷 1103运输巷 采空区 1103采面 工作面煤壁线（4.26） 1105切眼 第二节 采煤工艺 一、采煤方法 （1）采面落煤、装煤及运煤方式 该工面采用单一煤层一次采全高走向长壁后退式全部垮落法、综合机械化 采煤工艺。本工作面采取单向割煤。利用 MG250/600WD 采煤机配 SGZ764/400 运输机及 DST100/20/2110 型伸缩皮带机，实现采、装、运整套 机械化回采作业。 （2）顶板管理 1105 工作面选用 ZY40001.75/3.8 型支架,支撑范围为 1.75m3.8m。液 压支架支护，工作面两端头、两巷两帮超前 20 米采用液压单体支柱配合 型 梁或铰接顶梁支护，采用全部垮落法处理采空区顶板。 （3）采高控制 根据液压支架的支护高度巷道 1.753.8m 煤层实际厚度的变化、工作面 煤壁片帮程度和采煤机适应煤厚 1.753.8m 以及工作面三机尺寸配套关系， 确定工作面煤层厚度为 0.8m3.0m，平均厚度 3.12m。（根据煤壁片帮程度： 片帮严重时严禁加大采高，留底沿顶回采），当工作面局部煤厚超过 3.8m 时， 留底沿顶回采，严禁液压支架支撑高度超过 3.8m 使用。当煤层厚度低于 2m 时， 要根据实际情况进行挑顶或破底、保证采高不低于 2.0m，必要时采用放松动 炮的方法配合采煤机推进。正常情况下要沿顶沿底回采，不准留顶煤或底煤。 综合考虑各项因素，确定本工作面采高为 3.12m3.2m。 根据回风巷、运输巷实测剖面图预见工作面煤厚变化，同时根据工作面情 况，适时控制采高。 （4）循环进尺 一个正规循环进尺为 600mm。 （5）采煤机进刀、拉架、移溜方式 综合 1105 工作面煤层赋存条件、设备配套尺寸和经济效益等考虑，确定该 工作面采用端头斜切进刀双向割煤方式， 1、采煤机由机尾向机头行进时，正向重刀割煤，移架在机尾滚筒通过该架 35 架后及时移架护顶,落后采煤机 10-15 米左右推溜，煤机割透机头后斜切 返回至 25#支架处,移 15#至机头的支架同时将 15#至机头的运输机推过去,斜切 割机头三角煤,割三角煤后空刀返回至 25#架左右再从 25#到机尾重刀割煤，跟 机推溜，移架距煤机机头滚筒 35 架进行，推溜时弯曲段不小于 12m。 作业顺序为：割煤移架推溜返刀(至 25#架)移架推溜推机头 割机头三角煤往机尾返刀割煤, 从机尾往机头割煤时,机头滚筒割顶煤,机 尾滚筒割底煤。返刀时,前后滚筒均落至底板清煤。 2、采煤机由机头向机尾行进时，逆向重刀割煤，机头滚筒过后 35 架， 及时移架护顶,落后采煤机 10-15 米左右推溜，煤机割透机尾后斜切返回至 88# 架左右,移 88#至机尾的支架同时 将 88#至机尾的运输机推过去,斜切割机尾三 角煤,割三角煤后空刀返回至 88#架左右再向机头重刀割煤，跟机推溜，移架距 煤机机尾滚筒 23 架进行，推溜时弯曲段不小于 12m。作业顺序为：割煤 移架推溜返刀(至 88#架) 移架(88#机尾)推溜(88#机尾)割机尾 三角煤往机头返刀割煤, 从机头往机尾割煤时,机尾滚筒割顶煤,机头滚筒割 底煤。返刀时,前后滚筒均落至底板清煤。 1105 工作面采煤机进刀方式示意图 机头 abc d ef a：机尾进刀b：进刀完毕c：割机尾三角煤 d：正常割煤 e：割机头f：机头进刀 机尾 ghijk g：进刀完毕h：割机头三角煤 i：正常割煤j：割机尾k：机尾进刀 二、工作面正规循环生产能力 W = LShrC W = LShrC 式中：W -工作面正规循环生产能力，419t。 L -工作面平均长度，155m。 S -工作面循环进尺，0.6m。 H -工作面采高平均，3.12m。 R -煤的容重，1.52t/m3 C -回采率，95%。 代入工作面参数得： W=LShC=1550.63.121.5295419t 三、提高回采率措施 （1）、工作面回采率达到规定要求。 （2）工作面正常情况下不得留顶煤或底煤回采。 （3）工作面浮煤必须清理干净，生产中每循环都要清理浮煤，不准停机 后再一次性清扫。工作面配够清煤工，清煤工要配好笤帚和扒煤钩，将支架底 座各角落的散煤清理干净保持文明生产。 （4）工作面收尾时不能随意增大和减少保护煤柱。 第二节 设备配置 一、 设备配备情况 （1）液压支架： 该工作面液压支架自机头至机尾排列顺序为 1#104#具体技术参 数， 见表 2.3.1 型号： ZY4000-1.75/3.8。数量：104 架 （2）工作面刮板运输机： 工作面刮板输送机：型号为 SGZ-764/400，其主要技术参数为： 电机功率：2200kw 链速：0.95m/s 运输能力：1000t/h （3）转载机、破碎机： 选用 SZZ-764/132 型中双链运输转载机及与其配套的 PLM1000 型破碎 机各一部。 转载机电机功率：132kW 破碎机电机功率：110kW 转载机运输能力：1000t/h 破碎机破碎能力（原煤含矸量5%）:1000t/h 破碎机长度：3.2m 支撑高度1.753.8m 支护宽度1430mm 初撑力3077kN 工作阻力4000kN 移动步距600mm 伸缩梁行程700mm 参 数 类 别 转载机链速：1.495m/s 转载机连同破碎机总长度：约 40m 转载机与皮带尾搭接长度：12m （4）采煤机 选用 MG250/600-WD 型采煤机一部。 其主要技术参数： 截深：600mm 采高：1.75m3.8m 最大牵引速度： 6.0m/min 截割功率：2250kW 牵引电机功率：240kW 牵引力：53.5t （5）运输巷皮带运输机 选用 SSJ1000/2110 型皮带运输机一部 带宽：1000mm 带速：3.12m/s 电机功率：2110kw 运输能力：1000t/h 具体设备布置见 1105 工作面设备布置示意图 1105回风绕道 9 5 1106回风绕道 办公楼 1103乳化泵房 北 台 备注 单位 设备型号 数量序号 设备名称 SZZ-764/132 2 台 台 架 PLM-1000 MG250/600-WD ZY4000-1.75/3.8 列 辆 台 台 转载机 刮板机 采煤机 液压支架 电缆车 移变 设备列车 破碎机 KBSGZY500 QJZ-4*315 KBSGZY500移变 台 组合开关台 1 台 移变KBSGZY630 两泵一箱 套 台 KBD5-200 台 台 台 ZXB-4/127 台 控制台 组合开关 馈电开关 乳化液泵站 皮带机 照明综保 皮带头配电点 软启动器 馈电开关 DSJ-1000/2*160 QBR-400 QJZ-6*3151 台 TK-200 1 台 SGZ-764/400 平硐 调节风门 正反向风门 巷道 名 称名 称 符 号 符 号 斜井 工作面煤壁线（2.28） 1105切眼 1103采面 1105运输巷 1105回风巷 采空区 1103运输巷 1103回风巷 1105上下联络巷 采区回风下山 K1运输下山 工作面煤壁线（2.28） 8 1101采面停采线 1100回风巷 南翼回风下山 煤仓联络巷 1100运输巷 煤仓 F正22582 煤层3008 F正22582 煤层3008 1100 采面 1105切眼 ZK303 +1840.98 +1557.981 1103采面 1105运输巷 1105回风巷 1101运输巷 1101回风巷 采空区 1105回风绕道巷 1103运输巷 1103回风巷 1101运输巷 1105上下联络巷 上煤组可能充 水区域 采区积水线 采区积水线 采区探水线 采区探水线 采区探水警戒线 采区探水线 佳顺煤矿 +1635m LD5 1384 . 261 13 56.479 13 44.027 13 48.226 13 5 13 96.255 138 5.761 138 5.332 绞车硐室 轨道下山 运输下山 回风下山 13 70.360 1 400.505 13 97.428 13 70.793 13 70.07713 80 . 957 1386.327 12 12 119 8 7 4 3 新 寨 2号水文 观测站 8 二采区回风绕道巷 1105乳化泵房 主平硐 回 风 付 井 回 风 付 井 X=2828914.00 Y=35512198.00 Z=1629.323 a=99 绞车 1108回风绕道 Y E 绞车 绞车 S D 1637.90 V 1614.85 X 1605.89 K1 1108运输下山 1623.97 A 水仓 1103采面回风上山 (实际) 1555.982 机电房 1558.036 1100采面 +1580回风石门 皮带运输下山 X：2829309.244 Y：35512361.535 Z：1630.254 a=95 采区回风下山 K1运输下山 X：2829347.022 Y：35512438.442 Z：1583.510 a=89 K2煤层见煤点K3煤层见煤点 C 主平硐 107 1105工作面设备布置示意图 1105回风巷 1105运输巷 1105切眼 1105工作面设备一览表 禁采区 2 124m 3 198m +1522m井底车场 分水岭线 分水岭线 大寨 新寨 1636 鸿运(2)风井 鸿运(2)主井 Y 1597.15 Z 1597.85 采掘工程平面图 贵州省兴仁县王家寨煤矿 制 图 校 对 科 长 总 工 程 师 矿 长 比 例 尺 编 号 制 图 日 期 1：2000 3551280035512600 2828600 35512400 3551140035511600355118003551200035512200 2828800 2829000 2829200 35512400 3551140035511600355118003551200035512200 采区回风巷 图 例 1105综采面巷道布置平面图1:2000 工作面煤壁线（2.28） K2-K1行人进风石门 6 8 +1612车场 +1608行人进风石门 8 20 采区积水线 采区探水水线 采区探水警戒线 4 4 4 兴利煤矿 11-12 1570 1号水文 观测站 7 6 5 2014年 2 0 1 3 年 2 0 1 4 年 9.27650788.36441055 管子道 1104采面停采线 1106采面 滑动构造 薄煤线 煤厚0.6m 不可采 1106切眼 1 1 0 2 工 作 面 2 0 1 2 年 2013年 1104切眼 1106上下联络巷 消防材料库 绞车硐室 1104上下联络巷 1104采面切眼 1102采面停采线 避难硐室 1104回风联络巷 1102回风绕道 1102上下联络巷 a K1轨道下山 采区回风上山 1102回风巷 1102运输巷 X：2829380.826 Y：35512462.132 Z：1581.167 a=119 绞车 绞车 副平硐 K1轨 道 下 山 20.000 副斜井+1612车场 2012 11912工作面 2 1106运输巷进风上山 背 斜 1106运输巷进风上山 1106乳化泵房 禁采线 禁采线 分水岭线 王家寨 北 3551280035512600 2830000 355124003551220035512000355118003551160035511400 2829400 2829800 2829600 H差=11.154m 1601.3991612.553 禁采区 35512600 K3K2K1K3K2K1 k1 355124003551220035512000355118003551160035511400 第三章 顶板管理 第一节 支护设计 一、矿压参数表 矿压观测选择或预计本工作面矿压参数参考表 序号项 目单 位同煤层实测本面选取或预计 直接顶厚度 m4.694.5 基本顶厚度 m5.065 1 顶 底 板 条 件 直接底厚度 m170.3 2 直接顶初次垮落步距 m2020 来压步距 m2020 最大平均支护强度 kN/m2500500 最大平均顶底板移近量 mm100100 来压显现程度矿压显现明显矿压显现明显 3 初 次 来 压 来压步距 m20-3020-30 最大平均支护强度 kN/m2400400 最大平均顶底板移近量 mm100100 来压显现程度矿压显现明显矿压显现明显 4 周 期 来 压 最大平均支护强度 kN/m500500 最大平均顶底板移近量 mm100100 5 平 时 直接顶悬顶情况 m288 6 底板容许比压 MPa33 7 直接顶类型类 22 8 基本顶级别级 IIII 9 超前影响步距 m5050 二、顶板支护设计顶板支护设计 工作面顶板支护选用 ZY4000/1.75/3.8 型液压支架。上下端头和两巷两帮 超前支护采用液压单体支柱配合 型梁或铰接顶梁架棚支护。 三、工作面支架支护阻力计算三、工作面支架支护阻力计算 根据容重计算： P=（q+1）10rFH 式中，P支架所需支护阻力 q动载系数，取1.3 r顶板岩石容重，取3.12t/m3 F支架支护面积，5.55 H采空区顶板垮落高度，按照35倍采高,本面取4倍采高,取 10.28m 代入上式得：P=3280kN，即工作面合理支护阻力为3280kN，ZY4000- 1.75/3.8型支架工作阻力为4000kN，满足要求。 四、支护强度验算四、支护强度验算 根据8倍采高计算得： P=8rh 式中，P支护强度 r顶板岩石容重取3.12t/m3 h煤层采高，取3.127m 代入式中有P=83.123.127=0.514MPa 即工作面合理支护强度为0.514MPa,ZY40001.75/3.8型支架支护强度为 0.7MPa，满足要求。 五、乳化液泵站选型计算五、乳化液泵站选型计算 （一） 、已知配套支架参数 形式 ZY4000/17.5/38 型 2 柱支撑掩护式 中心距/mm 1500 初撑力/kN 3077 推移步距/mm 600 泵站额定供液压力/MPa 31.5 立柱参数 缸径 1/mm 250 柱径 2/mm 235 推移千斤顶参数 缸径 3/mm 160 杆径 4/mm 85 行程 /mm 700 推溜力/kN 179 已知乳化液泵型号为：BRW200/31.5 型， 公称压力：31.5MPa 公称流量：200L/min 电机功率：125KW （二）（二）选选型原型原则则 （1）乳化泵站输出的流量、压力应满足液压支架的需要，并考虑管路阻力而 造成的压降； （2）乳化液泵输出的单机额定流量和泵的台数，应满足工作面液压支架操作 需要，对能快速移架的液压支架或多台支架同时作业时同，需要较大流量； （3）乳化液泵站电动机选用电压，其等级应与工作面其他设备的电压等级一 致； （4）乳化液箱的容量应能满足多台泵同时运行的需要； （5）当设立固定乳化液泵站实行远距离供液时，要计算确定所用的类型、口 径和液流压降的损失，并确定所需的泵压。 （三）乳化（三）乳化泵泵站的站的选择选择 乳化液泵站必须满足所用液压支架对工作压力和流量的要求 一、泵站工作压力 Pb1 Pb1k1pm Pm=错误！嵌入对象无效。错误！嵌入对象无效。=错误！嵌入对象无效。错误！嵌入对象无效。 =15.7MPa 式中 pb-泵站工作压力，MPa; Pm-根据立柱初撑力和千斤顶推力算出的最大压力,MPa； K1-压力损失因数，可取 1.1-1.2，管路长、弯曲多时取大值。 p1-液压支架初撑力，p1=3077KN； z-一架液压支架立柱根数，z=2； D-支架立柱的缸体内径，D=0.25m。 二、初选泵站压力 错误！嵌入对象无效。错误！嵌入对象无效。 式中 pn-千斤顶最大推力，pn =179KN； D1-千斤顶缸体内径，D1=0.16m。 如果满足支架初撑力和千斤顶最大推力的要求，则泵站压力 Pb11.215.7=18.84MPa 式中 K-泵站系统压力损失系数，K =1.11.2。 我矿目前使用的乳化液泵型号为：BRW200/31.5，公称压力为 31.5MPa，能满 足工作面支架要求。 （四）（四）泵泵站流量的确定站流量的确定 按支架追机速度不小于采煤机牵引速度，且 1 架支架全部立柱和千斤顶同 时动作估算： Qbk2（错误！嵌入对象无效。错误！嵌入对象无效。 ）错误！嵌入对象无效。错误！嵌入对象无效。 =1.3（3.140.117521.08+3.140.042520.7+3.140.03520.47 +3.140.022520.17+3.140.42520.523+3.140.03520.8） =199L/min200 满足要求 式中 Qb-乳化液泵站流量，L/min i Q -1 架支架全部立柱和千斤顶同时动作所需液量，L Vq-采煤机最大工作牵引速度，7.7m/min； l-支架中心距，1.5m K2-管路漏损因数，K2=1.1-1.3。 （五）、（五）、泵泵站功率站功率计计算算 泵站电机功率 错误！嵌入对象无效。错误！嵌入对象无效。 满足要求 式中 p-泵站的额定压力 MPa； -泵站的效率，=0.9； （六）（六）泵泵站乳化液箱容站乳化液箱容积积的确定的确定 按泵站工作流量选择容积 错误！嵌入对象无效。错误！嵌入对象无效。 式中 Q0 -液箱箱底至吸液口最低液位时的流量，取 Q0=150200L； 满足因停泵可能造成管内全部乳化液顺液管回流的流量，因乳化泵和乳化 液箱距离近，管内液体忽略不计 错误！嵌入对象无效。错误！嵌入对象无效。 满足因煤层厚度变化使支架立柱伸缩而流量差 错误！嵌入对象无效。错误！嵌入对象无效。 式中 D-立柱缸体内径，D =25cm； h-煤层厚度变化量，h =100cm； n-每架支架的立柱数，n =2； z1-同时动作的支架数，z1=6。 乳化液箱容积 V=V1+V2+V3=1335L1600 满足要求 （七）液（七）液压泵压泵站的参数确定站的参数确定 乳化液箱容积应能容纳因采高变化引起的支架所需液量差，且应能容纳全 部主进、回液管路的回液量等因素。本矿煤层变化不大，采高变化引起的支架 所需液量差很小。综上所述，选择 BRW400/31.5 型液压泵和 RX400/25 乳化液 箱，泵站配备 3 泵（两用一备）2 箱方式工作，具体参数如下： 公称压力/MPa 31.5 柱塞数量/个 3 公称流量/Lmin 200 电机功率/Kw 125 有效容积/L 1600 电压/V 1140 满足要求 （八）（八） 液液压泵压泵站的参数确定站的参数确定 乳化液箱容积应能容纳因采高变化引起的支架所需液量差，且应能容纳全 部主进、回液管路的回液量等因素。本矿煤层变化不大，采高变化引起的支架 所需液量差很小。综上所述，选择 BRW400/31.5 型液压泵和 RX400/25 乳化液 箱，泵站配备 3 泵（两用一备）2 箱方式工作，具体参数如下： 公称压力/MPa 31.5 柱塞数量/个 3 公称流量/Lmin 200 电机功率/Kw 125 有效容积/L 1600 电压/V 1140 （九）（九）泵泵站站设设置位置置位置 乳化液泵站布置在 1103 联巷、同设备放置在一起，距离工作面 680800m。 （十）（十）泵泵站使用站使用规规定定 1、乳化液泵司机必须经过专门培训，并且熟悉乳化液泵工作的基本原 理。 2、乳化液泵在使用前，应首先检查润滑油油位是否符合规定。 3、检查各部位的机件情况：各连接管路是否有渗漏现象,吸液管是否 折叠，各部位的螺钉是否松动，当所有问题排除后方可进行使用。 4、乳化液泵在使用时必须保证乳化液浓度在 35范围内，泵站 压力不低于 31.5MPa。 5、为保证乳化液泵的正常油位，当轨道巷道坡度较大时，采用方将 乳化液泵和泵箱垫起，同时采用螺栓将泵和泵箱固定牢固。 6、乳化液泵在交接班时必须做完好检查，每班必须交替使用一次。 7、乳化液泵每天必须安排专人进行检查、检修，发现问题及时进行处 理，以保证乳化液泵处于良好的运行状态。 第二节 工作面顶板管理 一、正常工作时期顶板支护方式一、正常工作时期顶板支护方式 根据xx煤矿井下采煤工作面顶板为级2类，确定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。ZY40001.75/3.8型支架的 最大控顶距6000mm，最小控顶距为5200mm，放顶步距为600mm。工作 面内采用及时移架支护，采煤机割煤后及时追机移架支护顶板，移架落 后采煤机35架进行，超过此距离或发生冒顶时，必须停止割煤。 1、移架方法 工作面移架采用本架操作，当采煤机往机头重刀割煤时由机尾至机头顺 序移架，当采煤机往机尾重刀割煤时由机头往机尾顺序移架。 2、支护质量标准： （1）工作面支架中心距保持1500mm（100mm） 。 （2）支架顶梁与顶板平行支设，最大仰、俯角小于7。 （3）支架与运输机垂直偏斜小于5。 （4）支架歪斜小于5。 （5）支架顶梁不能有明显错差（不超过顶梁侧 护板高的2/3） 。 （6）支架初撑力不小于24MPa。 （7）保持支架接顶严密，受力状态良好 3、保证支架初撑力措施。 （1）泵站额定压力不小于 31.5MPa，乳化液配比浓度在 3%5%范围内 移架前要将底座前浮煤、浮矸及杂物清理干净，顶梁上有大量浮煤浮矸时， 要及时降架人工处理。 （2）升架时，在支架顶梁接顶后，要至少停留 23 个泵站卸载过程，再 把升架手把打至中间位置。 （3）支架的安全阀必须经常检修，始终保证有效，每 10 架安一道自动喷 雾。 （4）检修班每天全面检查所有支架，发现自动卸载的千斤顶应立即更换。 （5）高压管路和液压元件出现 漏液或窜液现象时，必须及时更换损坏 的密封圈、阀片。 （6）泵站司机和泵站检修工要始终保证乳化液泵处于完好状态下运行。 4、控顶距和端面距要求 （1）最大、最小控顶距，端面距最大尺寸及端面距超宽的处理方法。支 架最小控顶距为 5200mm，最大控顶距为 6000mm，端面距最大尺寸不超过 340mm。端面距超宽的处理方法：视煤壁片帮尺寸及移架情况而定，端面距超 限时，先伸出支架伸缩梁护顶。如果伸缩梁伸出后还超宽时，要及时拉超前架 护顶;如果采取以上方法，端面距仍不能满足要求，则须架临时棚护顶。架棚 时，每台支架架设两棚，所用梁为直径 180mm 以上的圆木，圆木一头搭在支架 顶梁上,搭接长度不小于 200mm，另一头架在煤壁侧的贴帮柱上，支护时要保 证贴帮柱至溜槽挡煤板间距不小于 2.0m，以便煤机能顺利通过。在两梁上用 杂木或半圆木背顶进行支护顶板。 52006000 最大空顶距最小空顶距 二、正常工作时期特殊支护方式二、正常工作时期特殊支护方式 （1）如果顶板破碎，必须立即进行支护，即采煤机割煤后，带压及时移 架，并打出护帮板。 （2）工作面发生片帮时的支护方式和措施 （3）工作面采高控制在最大采高（3.8m）以下，液压支架严禁超过最大 支撑高度（3.8m）使用。 （4）拉架后及时伸出伸缩梁和护帮板支护新暴露的帮顶。 （5）加快工作面推进速度，采煤机割煤后，应及时拉超前架，减少工作 面空顶时间，保持煤壁完整。 （6）煤壁片帮时的处理方法 片帮宽度小于 600mm 时，伸出伸缩梁支护帮顶。如果伸缩梁不接顶，可 在上面背上背木，使其接顶严密。 片帮宽度在 6001200mm 时，及时拉超前架并伸出伸缩梁支护帮顶。如 果伸缩梁不接顶，可在上面背上背板，使其接顶严密。 片帮宽度在 1200mm 以上，及时拉超前架并伸出伸缩梁支护帮顶。如果拉 过超前架后伸缩梁前剩余宽度在 340mm1400mm 时，打走向棚超前支护顶板， 棚梁采用直径 160mm 以上的半圆木或圆木，在伸缩梁上架棚，每架 12 根， 圆木一头担在支架伸缩梁上，另一头紧贴煤墙，圆木担在支架上的长度不小于 500mm。如果走向棚不接顶或顶板破碎时煤墙侧打单体支柱支撑木梁。 片帮宽度在 1540mm 以上，如果拉过超前架并伸出伸缩梁，伸缩梁前剩余 宽度仍超过 1200mm 以上时，架设走向梁前先打倾向棚支护顶板。倾向棚采用 4m 或 2.4m 长、160mm 以上的半圆木或圆木，一梁两柱，柱距不小于 1.5m， 平行于工作面方向架设 12 棚，以确保在架设走向棚期间的安全。走向棚棚 梁采用直径 160mm 以上的圆木，每架 12 根，圆木一头担在支架伸缩梁上， 另一头紧贴煤墙，圆木担在支架上的长度不小于 500mm，煤墙侧打单体支柱支 撑木梁，最后将倾向棚的单体支柱回撤。柱帽距圆木端头 200mm。 处理片帮时应至少 5 人一组，且都是经验丰富的熟练工，一人监护，四人 操作。架设走向棚时，顶板完整时可以进行降架操作，顶板破碎时严禁降架， 要先架设临时支护，然后在靠近煤壁侧掏梁窝架走向棚。施工期间要由跟班队 长或班长在现场指挥。 所有人员必须始终在支护良好的顶板下工作，严禁空顶作业，处理片帮前 一定要保证退路畅通。 处理片帮时禁止操作片帮区域前后 10m 范围内的其它液压支架，防止支架 误动作。 支设贴帮单体支柱时，单体支柱距刮板机宽度应能过采煤机。采煤机通过 时需替换单体支柱的，必须先加固后替柱。 施工过程中设专人监视顶板，若发现危险征兆，要暂停工作，远离现场