10132规程.docx

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10132规程

第一章地质概况

第一节工作面位置及井上下关系

工作面位置及井上下关系表

水平名称

-345水平

回采工作面名称

右翼101采区1013-2综采工作面

地面标高

+213m～+225m

井下标高

-362m～-340m

地面相对位置

为农田坡地。

回采对地面

设施的影响

该回采区域对应地表上无水体,多为坡地农田，该工作面距地表最近距直距离520m，开采时对地面无影响。

井下位置及其与四邻关系

回风巷距上部原1013-1工作面的空区有12m的安全煤柱，下部为未采动区域，右部为1013采空区，左部为材料井筒30m保护煤柱。

走向长度（m）

平均220

倾斜长度（m）

60～70

回采面积（㎡）

12805

第二节煤层

工作面煤层情况表

煤层厚度（m）

平均为5.5

煤层结构

较复杂

煤层倾角（∠°）

17

开采煤层

Ⅱ2+3

煤种

长焰煤

稳定程度

较稳定

煤层情况描述

开采的煤层为白垩系下统营城组上含煤段F3亚段Ⅱ煤组的Ⅱ2+3号煤层。

该煤层结构复杂，中间含5～7层薄夹矸。

夹矸的单层厚度一般在0.02～0.20m之间，煤层接近井田边界线处单层的夹矸厚度为0.4m到1.5m之间，为砂岩，局部夹矸层数增多，多为深灰色泥岩，少数为灰白色砂质泥岩。

煤层厚度在4.81～5.97m之间，平均为5.50m。

本回采区域煤层赋存基本稳定，厚度变异不大。

煤层具有自然发火期一般为1个月以内，煤层具有爆炸性爆炸质数42.65～45.15之间。

第三节煤层顶底板

工作面煤层顶、底板情况表

顶、底板名称

岩石名称

厚度（m）

特征

老顶

泥质砂岩

37.0～38.0

灰白～灰黑色层状结构，块状构造见有少量暗色矿物

直接顶

灰黑～黑色泥岩夹灰白色细沙岩

5.0～16.0

层状性脆强度中等，较易跨落

伪顶

深灰色凝灰质泥岩

0.08～0.40

其特点是松散易跨落

直接底

灰色泥岩

1.0～2.0

层状结构，块状构造局部含煤线夹煤屑

老底

角砾凝灰岩

5～8

青灰色泥质胶结、结构致密

第四节地质构造

本工作面无岩浆侵入体，无陷落柱、火成岩侵入体。

从右翼1011～1013-1回采区域及相邻采区等井巷工程及本区上下两巷所揭露出来的断层来看，本区域断裂地质构造比较简单。

右翼1013-2工作面地质构造表

序号

断层

编号

产状要素

落差

H（m）

发育情况

实际揭露位置

对采面的影响

1

F86

319°∠52°

1～2

局部发育

揭露于上部采区回风道和溜子道。

对采面无影响

2

F130

324°∠48°

5～7

局部发育

揭露于本采区溜子道。

对采面影响不大

3

F129

127°∠62°

4～6

局部发育

揭露于本采区溜子道。

对采面影响不大

第五节水文地质

从该矿井下采掘生产的多年实践活动来看,煤层顶、底板岩性多为泥岩类、泥质砂岩类，属弱含水层、隔水层，岩石﹑岩体地下水系不发育，不含水。

必须坚持有疑必探的防治水原则。

第六节其他地质情况

本区域内以自然地质断层为边界的地质块段划分明显，块段内地质构造简单，煤层赋存状态较稳定。

从以往掘进巷道所揭露出来的地质情况来看，本区域内的局部地段可能会出现煤、岩层走向弯曲不直，煤层厚度变异等自然地质状况。

本矿井为瓦斯矿井，在回采时采区应加强通风管理，防止瓦斯积聚造成隐患。

所处区域

煤层编号

面积

（m2）

厚度

（m）

容重

（t/m3）

储量（吨）

地质量（吨）

回采率（%）

可采量（吨）

1013-2工作面

Ⅱ2+3

12805

5.5

1.46

102825

96

98711

第七节储量计算

附图：

采掘工程平面图见附图一

1013-2溜子道剖面图见附图二

煤层柱状图见附图三

第二章采煤方法

第一节巷道布置

一、工作面巷道布置及支护方式

一矿1013-2综采工作面在矿井右翼，工作面为走向长壁开采，上下顺槽沿煤层掘进，工作面平均长度为65m，走向长度约220m，拱形断面。

回风顺槽：

净宽4.2m，净高3.0m，净断面面积为11.96m2；

运输顺槽：

净宽4.2m，净高3.0m，净断面面积为11.96m2。

超前支护：

回风顺槽超前支护长度30m，支护净底宽4.5m，净顶宽3.2m，净高2.6m，净断面10.01㎡；运输顺槽超前支护长度20m。

支护净底宽4.5m，净顶宽3.2m，净高2.6m，净断面10.01㎡。

二、回采巷道支护方式

根据煤层及顶底板岩石的力学性质，该煤层顶板较破碎稳定性差，底板松软。

因此经可行性研究决定两个顺槽的支护方式都选择U型钢棚支护。

第二节采煤工艺

一、采煤工艺

一矿1013-2综采工作面采用走向长壁采煤方法布置，采用综合机械化放顶煤采煤方法。

1、采放比

煤机沿煤层底板割煤，上部顶煤由支架收回插板摆动尾梁进行放煤。

割煤高度2.5m，放煤高度3.0m，采放比为1：

1.2。

生产过程中应依据煤厚变化及时调整采放比和放煤方式，减少后部放煤损失，提高工作面回采率。

2、循环放煤步距

根据我矿综放工作面的经验，循环放煤步距定为：

边采边放，即割一刀煤放一次顶煤。

放煤步距0.6m。

3、工艺过程：

割煤→移架→推前溜→放煤→拉后溜

4、工艺说明：

割煤方式：

双向割煤，往返一次割两刀，上下端部斜切进刀割三角煤方式，斜切进刀长度不小于27m，截深0.6m。

放煤方式：

根据一矿1013-2综采工作面煤层厚度和结构的情况，当工作面一次放全高时采用回收率较高，含矸率较低的多轮顺序放煤的方式，放煤时可2－3架同时顺序进行，分2～3次放完支架上方顶煤，最后见矸关门。

二、落煤方法

1、采煤机的进刀

（1）采煤机由上向下割煤前，由回风巷沿工作面向下退采煤机27m后，开始向上割三角煤至回风巷再由上向下割煤至0m结束。

由下向上割煤前，由0m斜切进刀时向上退采煤机27m后，开始向下割三角煤至0m再由下向上割煤至回风巷结束。

采煤机从上（下）往下（上）割透端头煤壁后，从上（下）推移刮板运输机，使得刮板运输机弯曲段为15m后，将两个滚筒的上下位置调换，向上（下）斜切进刀，通过15m的弯曲段至27m处，使得采煤机进入刮板运输机直线段达到正常截割深度（即0.6m）。

按要求推移刮板运输机至平直状态。

（2）将两个滚筒的上下位置调换，向下（上）割三角煤至割透端头煤壁。

（3）割完三角煤后，将两个滚筒的上下位置调换，进入正常割煤状态。

2、采煤机正常切割

采煤机正常割煤采用前滚筒在上部、后滚筒在下部的方式。

3、放煤

放煤从下（上）往上（下）依次进行，首先打开放煤口放煤，当有矸石放出，关闭放煤口；再进入下一架的放煤，直至结束。

放煤工序是各工序的关键，要按下列要求进行：

（1）正规循环阶段：

在煤机割煤的同时进行多轮顺序放煤，实行采放平行作业，采放点间距不小于15m。

（2）放煤步距严格执行一采一放。

（3）放煤结束后应关闭放煤口。

三、运输机上窜下滑管理

1、回采前，矿测量部门应在两顺槽标好点，每10m一个点，生产过程中每班班长把运输机头、尾的进尺和运输机与转载机的搭接情况分别填写在质量验收单上，以便于值班人员参考，由工程技术人员定期填图，根据现场实测数据确定调整数据。

2、拉架时利用侧护板及时调整好支架，确保架间均匀，不挤架、不咬架。

3、在调面过程中应保证工作面的工程质量，保证工作面运输机齐直。

4、如果工作面斜长增大，出现两头都短的情况时，以运输机搭接卸载合理为主；机尾割不通时，采取开帮或延长一节溜槽。

5、如果工作面斜长变小，运输机两头都长或者由于运输机上窜下滑导致机头、机尾无行人空间时，挂“停机行人”牌，坚持停机行人。

6、运输机上窜时，及时倒煤机电缆，以防电缆过紧出现机电事故。

四、工序质量及要求

工艺名称

质量特征

技术要求

割煤

端头进刀

斜切进刀长度不低于18组支架，每刀截深0.6m

煤壁平直

（1）煤壁平直,与顶底板垂直；

（2）无伞檐

采高均匀

采高控制在2.5m，±100mm

顶底板平

（1）无台阶；

（2）不留底煤；（3）支架前梁端至煤壁顶板冒落高度不大于300mm

移架

支架直

支架排成一条线，偏差不得超过±50mm

支架正

支架与顶底板垂直；歪斜<±5°

顶梁平

支架顶梁与顶板平行支设，最大仰俯角<7°

架间距

（1）支架中心距为1500mm，偏差不超过±100mm；

（2）架间距<200mm；（3）相邻支架不能有明显错茬（不超过顶梁侧护板高的2/3；（4）支架不挤、不咬，正常使用好护帮板

支架初撑力

初撑力≥24MPa或活柱再升量≤10mm

移架步距

（1）步距：

600mm；

（2）端面距≤340mm

推前溜

拉后溜

运输机直

（1）溜子直<±50mm；

（2）弯曲段>15m，弯曲角度<10°

运输机拉移

（1）单向顺序拉移；

（2）后部放完煤后及时拉移

运转距合理

（1）搭接距离保持在500～1000mm；

（2）卸载高度100～400mm；（3）不拉回煤

放煤

放煤步距

放煤步距为0.6m

放煤方式

（1）放煤与拉架间距≥15组支架；

（2）保证尾梁过煤高度>500mm。

五、采煤工作面正规循环生产能力

工作面每日按6个循环组织生产，每个循环进尺0.6m，设计割煤高度2.5m，放煤高度3.0m，煤层平均厚度5.5m。

日进尺3.6m，月工作日30天，正规循环率95%，回采率96%。

循环产量：

Q放=L×M×H×R×Z

=65×0.6×5.5×1.46×96%

=301（t）

日产量：

301×6=1806（t）；

月产量：

1806×0.95×30=51480（t）；

月进尺：

6×0.6×30×0.95=103（m）；

可采期：

220/103=2.1（个月）；

备注：

L——工作面长度。

M——循环进尺。

F——正规循环率95%。

H——采高。

R——容重。

Z——回采率96%。

在实际生产中根据现场条件和加强技术管理可增加正规循环个数，提高工作面单产。

六、提高回采率措施：

1、工作面过断层前要制定专项措施，提高回采率，保证煤质。

2、生产过程中，煤机割煤沿煤层底板推进，放煤时加强管理，遇大块时必须用后插板破碎，减少丢煤。

七、调采措施

原则：

下出口超前上出口5—10m时伪上2°左右调采结束

（一）、工作面调采

1、

（1）调采原则

工作面调采加短刀3——5刀后通采一刀结束后，再加短刀再通刀。

（2）调采方法

采用快速调采，对工作面进行“长”、“短”刀穿插割煤。

“长”刀，即工作面全长割煤；“短”刀，即采煤机割煤距离短于工作面长度。

2、

（1）调采工艺要求

①支架工调采期间严格按线进行拉架，并顺直工作面全部支架。

②以此形式加刀最终将工作面调正。

③无论采煤机割“长”刀或是割“短”刀，要求割煤保证采高，煤壁割直，顶、底板割平，顺平、顺直溜子。

（2）调采保证工作面良好工程质量

①工作面保证“三直、二平、一净、二畅通”。

即：

煤壁直、溜子直、支柱直，前溜平后溜平：

架间干净，两出口畅通。

②及时调正支架，保证工作面支架不出现挤架、咬架和歪架现象。

（二）、防止前、后部刮板运输机上窜下滑

工作面在运输机机头附近连续调采时，势必会引起设备的上窜，导致前、后部刮板运输机和转载机搭接不合理，溜子返货，必须采取以下几方面措施：

1、根据前部刮板运输机上窜下滑量，在各班生产中严格掌握工作面两端头进尺。

2、调采期间根据前溜子活动方向安排支架工朝单一方向推溜子。

3、支架工随拉架随调整支架，保证支架架间距匀，并和前部刮板运输机垂直。

（三）、加强调斜开采期间的顶板管理

支架上方为硬度较小的顶煤，生产过程中，由于工作面局部支架微调或少动（部分推进速度慢），不可避免会对顶煤反复支撑，造成顶煤破坏程度较重，为此，调斜期间必须加强顶板管理。

1、下顺超前支护段结合现场顶板压力情况采用加打单体或抬棚方式加固。

2、调斜开采期间，必须加强支架初撑力管理，保证支架“位置正”、“升得实”、“架间距匀”，支架有良好的受力状况。

3、对顶板破碎处，必须安排支架工及时拉移超前支架。

拉移时，必须执行好带压移架制度。

4、当工作面顶板处在初次来压和周期来压时，必须保证工作面两头正常推进速度。

（四）、加强调采期间的防灭火管理

初采期间工作面推进速度较慢，风量较大，由于采空区顶板冒落不严实，导致采空区漏风加剧。

因此分别在工作面两顺槽隅角悬挂挡风帘并加强管理；同时，还必须加强工作面放煤工序管理，严禁出现漏放、不放现象，防止随意往采空区丢扔木料。

调采期间防火专项措施由通风段负责编制，施工前一并贯彻执行。

（五）、调采期间施工安全技术措施

1、生产初期，个别支架前梁、顶梁架间距偏大。

当打开支架侧护板后，如果仍然不能封闭架间空隙，则必须在架间支设木梁单体腿抬棚，防止架间漏煤块伤人。

2、生产期间，任何人不能正对着前、后溜头方向站立，以防大块煤窜出伤人。

3、调斜开采期间，人员进入架间行走，防止煤壁片帮伤人。

4、要保证溜头出口和顺槽溜子人行道出口畅通，符合人行道宽度要求。

5、支柱工在工作面溜头支改单体时必须将后部溜子停机闭锁。

6、对接顶不实的支架，必须安排有经验工人及时进行接顶。

第三节设备配置

综采设备选型：

根据1013-2综采工作面顶底板岩性、煤层赋存状况和矿压参数，该面选用以下设备：

1、支架：

本工作面使用ZFG4800/18/32过渡支架3架，用在工作面下部位置，ZF4400/17/30支架44架，用于工作面支护。

2、采煤机：

为MG170/410－WD型采煤机，采煤机最小割煤高度为1500mm。

最大的割煤高度为3000mm。

3、刮板输送机

工作面前后输送机不一致，均为可弯曲刮板输送机，前部输送机型号：

SGZ－630/160，运输能力：

500t/h；后部输送机型号：

SGZ－730/160，运输能力：

700t/h；

4、转载机：

顺槽转载机型号为：

SZZ730/110，运输能力：

700-900t/h；

5、破碎机：

顺槽破碎机型号为：

PLM1000，破碎能力：

700-900t/h；

6、皮带输送机：

顺槽皮带输送机型号为：

SSJ－1000/400，宽度1.0m，运输能力1100t/h；

另配有流量为160L/min的乳化液泵。

附图：

设备布置图附图四

第三章顶板控制

第一节支护设计

液压支架支护强度验算：

PT＝khyr

＝9.81×2.5×2.5×6

＝367.875KN/m2

式中：

PT——支护强度，KN/m2

h——采高，2.5米

y——顶板岩石容重，2.5t/m3

r——上覆岩石厚度与采高之比，取6

K——9.81N/KG

经计算得：

PT=367.875kN/m2，即工作面支架额定工作阻力应不小于367.875kN/m2，该面选用的ZFG4800/18/32支架额定工作阻力为480kN/m2，ZF4400/17/30支架额定工作阻力为440kN/m2，均满足要求。

第二节矿压观测

一、矿压观测内容

观测内容主要有：

对上下两巷的单体和工作面支架压力进行观测，在顺槽中进液管路上安装一块压力表，该压力表读数不低于24MPa。

二、矿压观测方法及时间要求

1、工作面电子压力表分别安装在4#、9#、14#、19#、24#、29#、34#、39#、44#液压支架前后柱上，每隔5个支架安装一块压力表，每小班记录一次。

2、对上下两巷的单体压力每天观测1次，填好记录，根据矿压显现数据大小，要采取备棚等措施加强支护。

第三节工作面顶板控制

一、正常工作时期顶板支护方式

采用追机移架的方式对顶板进行及时支护。

在采煤机割煤后，先移支架，再推（拉）移运输机，采用带压移架的方式移架。

正常移架要滞后采煤机后滚筒距离不超过10架。

顶板破碎时要紧跟前滚筒移架，工艺为割煤——移架——移运输机，移架步距0.6m。

移架顺序为：

1、采煤机向下（上）端正常割煤时,滞后采煤机后滚筒距离不超过10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，及时将支架的前插梁、护帮板伸出护好顶和帮。

3、在采煤机割煤时，超前采煤机前滚筒3架将前插板和护帮板收回。

管理要求：

1、工作面拉移支架要严格达到本规程制定的工序质量技术要求。

2、加强工程质量是控制工作面顶板的根本途径，工作面应动态达标，确保“三直、两平、一净、两畅通”的质量要求。

3、支架与泵站系统的完好是确保支护质量的关键，要加强支架与泵站的维修，严禁带病作业，杜绝系统的窜漏液，乳化液配比达到3～5%。

4、加强支架初撑力的管理和监督，确保支护质量，支架初撑力不得小于24MPa。

5、煤机过后要及时跟机伸出前插板和护帮板护帮，拉架要及时，移架与煤机后滚筒距离不超过10架；若顶板破碎，必须及时拉超前架。

6、当出现泵站压力不足时，要及时停机，查明原因后方可开机移架。

二、特殊时期的顶板控制

1、来压及停采前的顶板控制

（1）工作面老顶来压和周期来压期间，应加强来压的预测预报工作。

（2）工作面支架以及上下超前支护段所有单体支柱必须达到初撑力。

即：

支架≥24MPa，单体柱11.8MPa。

（3）加强上、下端头顶板控制，要提高支护质量，加大支护密度，防止出现端头冒顶。

（4）工作面停采时要编制停采措施，加强顶板控制。

2、过断层及顶板破碎时的顶板控制

本面揭露断层时，必须编制过断层安全技术措施并严格按照措施加强过断层回采时的顶板控制工作。

第四节顺槽及两端头顶板控制

一、上下顺槽支护

1、回风顺槽超前支护

回风顺槽：

从煤壁往外0—3米单体木梁上帮、中间双抬棚，3—10米一根∏钢一根木梁成对使用（圆木、∏钢均为3.2米），并在中间和下帮加打双抬棚，10—30米U钢梁下打单体中心顶子。

2、运输顺槽超前支护

运输顺槽：

从煤壁往外0—3米单体木梁中间、下帮双抬棚，3—10米一根∏钢一根木梁成对使用（圆木、∏钢均为3.2米），并在中间和下帮加打双抬棚，10—20米U钢梁下打单体中心顶子。

当抬棚∏钢为3.2米时一梁三柱，抬棚∏钢为4米时一梁四柱。

上下两道超前支护抬棚单体液压支柱必须穿鞋，单体与∏钢或木梁用铁丝拧牢。

3、支护质量控制标准

（1）若巷道压力显现明显增大，采取增加超前支护距离和支护密度，提高支护强度。

（2）在超前支护范围内，对于片帮变形严重、受水平方向作用力造成单体支柱歪斜或行程小于200mm的单体必须提前支改。

（3）当支护方式不适应现场要求时，必须及时编制补充措施，确保支护强度。

（4）支柱纵横成线，前后偏差不大于±100mm。

加压结束后继续给压时间不小于15S。

（5）支柱应支到实底，并做到迎山有力，在规定的超前支护范围内单体液压支柱初撑力不小于90kN（即11.8MPa），不得出现空载支柱。

（6）不得使用失效的单体液压支柱、π钢梁等。

（7）所有单体液压支柱三用阀方向一致，朝向老空区。

（8）两巷巷道高度不得低于2.0m，人行道宽度不得小于0.8m。

（9）单体支柱活柱行程不得小于200mm，支柱最大支设高度必须小于设计最大高度100mm。

（10）工作面超前支护段单体必须使用铁线与π钢梁联结防倒。

相邻∏钢棚间撑木（斤巴力）不得少于两道。

二、工作面上、下端头（1＃支架以下，上部最后一个支架以上）的顶板控制

1、上端头顶板控制

（1）工作面上端头采用4.0m∏钢棚，每组4梁16柱支护，柱距0.8m，排距1.0m，随推进随往外窜。

（2）工作面上部单体∏钢段沿倾斜方向不得大于5m，否则必须及时加装支架。

2、下端头顶板控制

（1）工作面下端头采用3组4.0m∏钢棚，每组4梁16柱支护，其中跨溜子头一组为两根4.0m∏钢配合两根5.5m∏钢使用，柱距0.8m，并铺顶网。

（2）1＃过渡支架上方顶板破碎时必须在支架顶梁或前探梁上方用木料与顶板接实。

（3）当端头顶板压力较大、顶板下沉严重时，拉1＃架之前必须在靠近1＃架外侧位置支设临时支柱，加强顶板控制。

（4）当端头顶板压力较大、顶板下沉严重时，拉1＃架有歪架的趋向时，拉架前必须在支架下侧紧贴侧护板位置支设两棵单体液压戗柱或戗棚支住1#架进行防倒。

3、上下端头回收窜π钢时每割一刀后窜同一侧π钢梁，采用迈步往前窜，每次窜钢布距为1.2米，减轻对顶板的松动，减少顶板下沉量。

4、端头支护π钢梁与超前支护π钢抬棚相接，一同迈步随推进随往前窜。

单体∏钢段支护强度验算

PT＝khyr

＝9.81×2.5×2.5×6

＝367.875KN/m2

式中：

PT——支护强度，KN/m2

h——采高，2.5米

y——顶板岩石容重，2.5t/m3

r——上覆岩石厚度与采高之比，取6

K——9.81N/KG

支柱载荷按P＝240N/根计算

支护密度：

e=PT/0.85/p=367.875/0.85/24=1.8根/m2

　　　其最小值确定为e=1.8m2。

经验算满足支护强度要求。

三、压风自救硐室、瓦斯抽放硐室，位置、规格、支护形式

压风自救硐室中压风自救系统为ZYJ（A）矿井压风自救装置，每个压风自救硐室3组。

供水施救系统配备在每个压风自救硐室中，引自地面到井下的自来水管路。

1）压风自救硐室在1013-2综采运输顺槽和回风顺槽，距综采工作面40m范围内，瓦斯抽放硐室在1013-2回风顺槽，距综采工作面50m范围内，硐室规格为：

净高2200mm，净宽3000mm，向上30°，斜巷3m，平巷3m，矩形断面。

2）硐室采用单体∏钢棚支护，帮顶铺设菱形金属网，∏钢长度为3200mm，两梁四柱，棚距800mm。

单体必须穿好木鞋，木鞋规格：

300×150×70mm

3）金属网用8＃铁线编制而成，菱形结构，规格为900×4500mm，网对边搭接。

4）金属网要紧贴煤壁，网间必须搭接紧密。

每200mm一扣拧紧。

附图：

工作面平面布置图见附图五

超前支护示意图见附图六

第四章生产系统

第一节运输系统

运煤系统：

1013-2综采工作面---1013-2运输顺槽----边界上山-----345运输巷-----345石门----345煤库---二段皮带井----80煤库---一段皮带井---地面

运料系统：

地面---主井----80井底车场---材料（风）井-----265材料（风）井车场----265石门---一号上山——边界上山——1013-2回风顺槽---1013-2综采工作面

第二节“一通三防”与安全监控

一、通风设施及设备

（一）通风设施（风门、风窗、测风站）

（1）为确保该工作面通风系统稳定，防止风流短路在外边界上山设置两道调节风量门（无压风门），用于调节工作面风量（风门设置如图示）。

要求：

A、该风门为永久无压风门，门墙为红砖及水泥等构筑，门扇为铁质材料制成，风门砌筑时严格按照《质量标准化标准》施工，掏槽时见硬帮、顶、底与煤岩结实；

B、门墙满抹、四周圈边宽度不少于200mm，墙面平整，凸凹度不大于1cm，门扇包边沿口并安设底