1、内蒙榆树井11501作业规程第一章 概 况第一节 工作面位置及井上下关系11501工作面位于榆树井煤矿一水平一采区，所采煤层为侏罗系延安组五煤，开采水平为+980m，地面标高+1300m，工作面标高为+1015+1045m。11501工作面位于首采区北翼，工作面西部为煤层露头保护煤柱，东部为正在掘进的11503胶带顺槽，南部为轨道石门保护煤柱，北部为未开采区。11501工作面走向长748m，倾斜长200m，面积149600m2。（如表所示） 工作面位置及井上下关系表 水平名称+980m采区名称一水平一采区地面标高+1300m工作面标高+1015+1045m相对位置及地表对应关系地面位置位于主井
2、井塔以东700m，轨道大巷保护煤柱线以北，北距敖银公路1500m，地面标高+1300+1303m。该区域地表为草滩，工作面开采影响范围内无公路、铁路，无建筑物，无地表水体，无各种输送管路、线路。井下位置及相邻采掘关系西部为防水煤柱，东部为正在掘进的11503胶带顺槽，南部为轨道石门保护煤柱，北部为未开采区。倾斜长度200m走向长度748m面积149600m2第二节 煤 层一、煤层产状及厚度煤层走向南北，倾向东西，倾角610。煤层厚度3.44.2m，平均厚度3.75m，北部稍薄。煤层结构简单，不含夹矸。五煤为褐黑色条痕，沥青光泽，参差状断口，含黄铁矿，中厚层状，视密度为1.49t/m3，煤岩类型
3、为亮暗型煤，煤质牌号为低中灰、低中硫不粘煤。（附图:煤层综合柱状图）二、煤质根据内蒙古自治区鄂托克前旗榆树井井田煤炭勘探报告提供的资料，具体如下：分析项目计量单位检测结果水分(Mad)%5.0819.3110.05灰分(Ad)%9.1535.3115.05挥发分(Vdaf)%30.9438.2434.61全硫(St,d)%0.2802.3601.22发热量(Qgr,ar)(高位)MJ/kg20.83828.32825.167煤质牌号BN第三节 煤层顶底板顶板以中细粒砂岩为主，厚度6.2712.28m，向上为4煤，厚0.61.01m。底板为泥质粉砂岩、细砂岩，厚度0.891.04m；再向下为薄煤
4、层，厚度0.320.4m；煤层以下为泥质粉砂岩、细砂岩，厚度2.965.1m，再向下为6煤，厚0.430.85m (详见11501工作面地层柱状图)。顶底板较平整，无凹凸不平现象。第四节 地质构造工作面地质构造简单，为单斜构造，地层倾向东，倾角610，无断层，产状较平缓，无大的起伏。第五节 水文地质一、工作面顶板主要含水层11501工作面上覆主要含水层有延安组含煤岩组含水层、侏罗系直罗组底部含水层、白垩系含水层和第四系含水层组。五煤层顶板直接揭露延安组含水层，为直接充水水源，而直罗组含水层和延安组含水层有水力联系，也会随着顶板垮落涌入井下。白垩系砂砾岩含水层，厚度142.87202.90m，平
5、均厚度167.26 m，厚度较稳定，为井田主要含水层，单位涌水量2030m3/h，主要含水段在底部。二、工作面顶板安全隔水厚度计算据榆树井煤矿精查地质报告分析，五煤顶板覆岩为软中硬度岩层。因此，按煤炭工业部建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱与压煤开采规程中导水裂隙带高度计算公式为：式中：HLi导水裂隙带发育高度； 累计采厚，11501工作面平均煤层厚度取3.75m。计算结果为：导水裂隙带最大发育高度为44.7m。三、工作面受水威胁程度分析1、11501胶带顺槽距白垩系砂砾岩含水层最近，高度为4547m，稍大于工作面裂隙带发育高度，因此，对工作面回采存在一定威胁。2、煤层顶板砂岩水为弱含水层，由于
6、渗透系数很小，以静储量为主。但根据周边矿井工作面突水情况，在工作面来压之前，顶板岩层由于重力的作用而产生离层，水在重力和水力梯度的共同作用下，在离层空间内汇集。顶板水在顶板初次来和周期来压期间易瞬间涌出，因此工作面受顶板水的威胁。3、工作面涌水量预计根据榆树井煤矿水文地质补充勘探报告提供的资料，预计11501工作面正常涌水量为121.87m3/h，最大涌水量为305.4m3/h。第六节 影响回采的其他因素一、瓦斯根据内蒙古自治区鄂托克前旗榆树井井田煤炭勘探报告提供的资料，五煤煤层自燃瓦斯成分为：N2：95.39%，CO2：4.16%，CH4：0，瓦斯含量低。根据工作面瓦斯检测结果，CH4的含量
7、为0，CO2的含量为0.02%0.04%。二、煤尘2010年11月，煤科总院重庆分院对我矿11501胶带顺槽煤样进行了煤尘爆炸性鉴定，煤尘爆炸指数为51.9%，火焰长度400mm，有煤尘爆炸性，抑制煤尘爆炸所需的的最低岩粉用量为80%。三、煤的自燃2010年11月，煤科总院重庆分院对我矿11501胶带顺槽煤样进行了自燃倾向鉴定，结果如下：检验项目符号单位结果水分Mad%12.46灰分Ad%7.07挥发分Vd,af%41.80真相对密度TRD%1.51吸氧量0.88cm3/g干煤，属级容易自燃煤层5煤层最短自然发火期为35天。四、地温根据钻孔简易测温数据，垂深300m处地温值为20左右；根据胶带
8、机头硐室联络巷出水点水温观测结果，水温为1819。预测工作面地温为20左右。五、地压根据工作面掘进过程中顶底板变形情况，主要以底鼓为主，淋水段顶板有下沉现象，无冲击地压现象。第七节 储量及服务年限一、储量工作面斜面积149600m2,煤层平均厚度3.75m，煤层视密度1.49t/m3，经估算工作面储量为83.59万吨，该工作面采用走向长壁后退式采煤法，回采率取95%，可采储量为79.4万吨。二、工作面服务年限 工作面服务年限 = L/C = L/（NIDK）700/（50.82980） 7.5个月L工作面可采长度， m ；C工作面月推进度，m；N工作面日循环，个；D月平均工作天数，天；I采煤机
9、截深， m；K月正规循环率，80%。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11501轨道顺槽通过二中车场与+980m水平轨道石门相通；胶带顺槽通过11502回风联络巷与+980m水平回风石门相通，形成11501工作面进、回风系统。二、11501轨道顺槽11501综采工作面的下顺槽为轨道顺槽，沿煤层顶板布置，顺槽内铺设轨道，物料使用绞车运输。轨道顺槽采用锚网索支护，巷道净宽3800mm，净高3000mm，顶、帮均使用202400mm等强金属锚杆（等强螺纹钢式树脂锚杆金属杆体），顶部锚杆间排距为700700mm，帮部为750700mm。每根锚杆使用K2370树脂锚固剂（顶板
10、有淋水时使用防水锚固剂）2卷。顶部锚杆配合使用W钢带，帮部锚杆配合使用木托盘（顶板破碎时使用钢梯），顶部钢带采用3mm厚钢板加工为14孔（一孔使用一孔备用），长度为4000mm，宽230mm，间距为700mm；帮部钢梯为3孔，长度为1580mm，孔间距为750mm。顶部沿巷道中线两侧打一组锚索梁加强支护，每组3根锚索，间距为1350mm，排距为2100mm，配合使用双层钢带做为顶梁联合支护。锚索使用187000mm低松弛钢绞线，每根锚索配3卷K2370树脂锚固剂，金属网采用6mm圆钢焊接制作的网孔为10080mm经纬网，规格：2000800mm，金属网搭接量不小于100mm，扣间距不大于200
11、mm，采用16#镀锌铁丝双股双排扣菱形绑扎，联网扣必须绑扎在经、纬网的经纬交点上。 11501轨道顺槽为直墙弧形拱断面，净断面11.4m2，主要用于工作面回采期间的行人、进风和运料。轨道顺槽内布置有防尘、压风、排水管路和调度监控、通讯系统。三、11501胶带顺槽11501胶带顺槽沿煤层顶板布置，靠顺槽上帮铺设轨道，靠下帮安装转载机、破碎机和胶带输送机。11501胶带顺槽采用锚网索支护，巷道净宽4200mm，净高3000mm，顶、帮均使用202400mm等强金属锚杆（等强螺纹钢式树脂锚杆金属杆体），顶部锚杆间排距为700700mm，帮部为750700mm。每根锚杆使用K2370树脂锚固剂（顶板有
12、淋水时使用防水锚固剂）2卷。顶部锚杆配合使用W钢带，帮部锚杆配合使用木托盘（顶板破碎时使用钢梯），顶部钢带采用3mm厚钢板加工为14孔（一孔使用一孔备用），长度为4000mm，宽230mm，间距为700mm；帮部钢梯为3孔，长度为1580mm，孔间距为750mm。顶部沿巷道中线两侧打一组锚索梁加强支护，每组3根锚索，间距为1350mm，排距为2100mm，配合使用双层钢带做为顶梁联合支护。锚索使用187000mm低松弛钢绞线，每根锚索配3卷K2370树脂锚固剂，金属网采用6mm圆钢焊接制作的网孔为10080mm经纬网，规格：2000800mm，金属网搭接量不小于100mm，扣间距不大于200m
13、m，采用16#镀锌铁丝双股双排扣菱形绑扎，联网扣必须绑扎在经、纬网的经纬交点上。 11501胶带顺槽为直墙弧形拱断面，断面积12.6 m2。主要用于11501工作面的回风和煤炭运输，胶带顺槽内布置防尘管路、压风管路、束管检测管路、注浆管路和调度监控、通讯系统。 （附图：工作面平面布置及地质素描图）第二节 采煤工艺一、采煤工艺11501工作面采用走向长壁后退式采煤法，综合机械化采煤工艺，双滚筒采煤机割煤，割煤高度：1.83.6m，割煤深度0.8m。二、采煤方法1、采煤机的进刀采煤机的进刀采用端部斜切进刀双向割煤，斜切进刀段长度为35m，进刀深度0.8m。具体工艺如下：采煤机向下（上）割透端头煤壁
14、后，自上（下）而下（上）推移刮板输送机，使得刮板输送机弯曲段为25m后，将两个滚筒的上下位置调换，向上（下）进刀，通过25m弯曲段至35m处，使煤机达到正常割煤深度（0.8m），按要求推移刮板输送机至平直状态。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。割完三角煤后，将两个滚筒的上下位置调换，采煤机空机返回，进入正常割煤状态。2、采煤机正常切割正常割煤长度为165m，采煤机向上（下）割煤，直至割透上（下）端头煤壁。采煤机正常割煤采用前滚筒在上部、后滚筒在下部的方式。（详见附图：采煤机斜切进刀示意图）三、工作面正规循环生产能力工作面回采率为95,工作面每日按5个循环组织生产，进尺
15、4.0m，正规循环率80%，月平均工作天数29天，则：日割煤量：A1m1Lnlc1 3.7520050.81.4995% 4246.5t/天月产量：BA1DK 4246.52980 98518.8t/月月推进度：CnlDK 50.82980 92.8m/月m1-工作面采高，取3.75m；-煤层容重；c1-工作面割煤回收率；n-工作面日循环数；l-工作面循环推进度；L-工作面长度；D-月平均工作天数；K-月正规循环率。第三节 设备配置一、 液压支架液压支架116架 型号：ZY9000/18/401、支架高度： 18004000mm 2、工作阻力： 9000KN3、支护强度： 1.0MPa；（f=
16、0.2时，工作高度2.1m-4.0m时） 4、对底板平均比压： 2.0 MPa；5、支架中心距： 1750mm；6、适应工作面的倾角： 横向16 纵向10；7、移架步距： 800mm；8、操纵方式： 本架手动操作；9、泵站压力： 31.5MPa；10、大修周期： 6.0Mt；11、支架重量： 29.0t；二、采煤机1台型号: MG400/701-WD 采高:18003600mm滚筒直径:1800mm 截深：800mm牵引速度：08.3m/min 总装机功率：701KW三、刮板输送机1部型号：SGZ800/800 运输能力：1500t/h链速：1.3m/s 铺设长度：203.545m电机功率：4
17、00/200KW双速 电压：3300V四、转载机1部型号：SZZ800/200 铺设长度：40m电机功率：200KW 电压：1140V 五、破碎机1部型号：PLM2000 破碎能力：2000t/h电机功率：160 KW单速 电压：1140V六、顺槽可伸缩胶带输送机1部和下运皮带1部1、型号：DSJ-100/60/2185、DTL100/60/75 带宽：1000mm 运输能力：600t/h 电机功率：185kW、75kW（详见附图：综采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、工作面支护验算:Q=NHFZ9.8 =83.75112.59.8=8085KN式中：Q:要求的支架工作
18、阻力 KN;H:工作面采高 3.75m； N:采高的倍数，一般取68，这里取8；F:支架的支护面积 11m2；Z:煤层顶板岩石容重 2.5t/m3。由于工作面液压支架的工作阻力为9000KN,故所选液压支架工作阻力满足要求。根据该面的长度，确定布置液压支架116架，全工作面液压支架支护长度为201m。从胶带顺槽到轨道顺槽依次编号为1#116#支架。二、乳化液泵站1、泵站及管路选型、数量乳化泵选用BRW400/31.5型两台。装备二泵一箱，输液管路选用高压钢编胶管。乳化泵主要技术参数如下:型号: BRW400/31.5 公称流量 : 400L/min 公称压力 : 31.5MPa 电机功率 :
19、125KW 电压： 1140V2、泵站设置位置泵站安设在11501轨道顺槽串车硐室内。3、泵站使用规定要保证泵站压力30MPa，乳化液浓度3%5%。要加强支架与泵站的维修,杜绝系统的串漏液。第二节 工作面顶板管理本工作面的顶板管理采用全部垮落法。工作面配置116架液压支架,对工作面控顶区内顶板实行全支护法管理。一、正常工作时期顶板支护方式采用追机移架的方式对顶板进行及时支护。在采煤机割煤后，先移支架，再移运输机，即：割煤移架移运输机，正常移架要滞后采煤机滚筒35架，不得超过6架，移架步距0.8m。顶板破碎时要紧跟前滚筒移架或人工操作超前移架，即：当发现片帮严重时，不等采煤机割煤，就进行移架，再
20、进行其他操作，工艺为移架割煤移运输机。移架顺序为：1、采煤机向下（上）正常割煤时,滞后煤机后滚筒35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，及时将支架的护帮板伸出护顶帮。3、采煤机进刀，向上（下）正常割煤时，自下（上）而上（下）滞后煤机后滚筒35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,顺序将护帮板伸出。支护要求：工作面应达到动态的质量标准化要求,确保达到“三直、二平、一净、二畅通”。加强支架的支护强度,确保支护质量,支架初撑力不得小于90kN。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
21、不超过10m，以防长时间空顶。工作面发生冒顶时，要及时用木料接顶，并支好支架。二、特殊时期的顶板管理1、来压及停采前的顶板管理 :工作面基本顶初次来压和初次放顶前必须编制专门安全技术措施。工作面基本顶初次来压和周期来压期间,应加强对来压的预测预报工作。工作面支架以及轨道、胶带顺槽所有单体支柱必须达到初撑力,特别注意工作面中部支架的初撑力及支架状态,一旦发生异状，及时采取措施预防冒顶。加强上、下端头顶板管理,提高支护质量,根据现场实际适当加大支护密度。工作面初次来压、停采撤面时要编制专项措施,坚持正常顶板管理。2、顶板破碎时的顶板管理：由于工作面顶板为泥岩易冒落，顶板破碎应超前采煤机移架,及时支
22、护顶帮，采取及时拉超前架的方法维护顶板。第三节 顺槽及端头出口顶板管理一、工作面轨道、胶带顺槽的超前支护1、轨道顺槽超前支护自煤壁向外30m沿顺槽走向支设三路单体支柱，超前支护采用3.5m单体支柱配合1m的铰接顶梁支护，排距1.0m0.1m（中对中），下帮第一排距第二排、第二排和第三排间距1.1m（中对中）,顶梁上部用长方木交替接顶并垫平，防止支柱打滑，支柱初撑力不得小于90kN，支柱要支在实底，穿铁鞋并使用好防倒钩和防倒绳。2、胶带顺槽超前支护自工作面向外30m范围内沿走向支设三路超前支护，超前支护采用1m的铰接顶梁配合单体支柱使用，排距1.0m0.1m（中对中）。柱距自工作面侧上帮第一排支
23、柱与第二排支柱间距1.0m（中对中），第二排支柱与第三排支柱间距2.1m（中对中）。顶梁上部用长方木接顶并垫平，防止支柱打滑，支柱初撑力不得小于90kN，支柱要支在实底，支柱必须穿铁鞋并使用好防倒钩和防倒绳。3、超前支护质量标准：支护工作至少有3人同时进行，并明确一人负责安全工作。超前支护支柱支设必须迎山有力，支设牢固，初撑力不得小于90kN，支柱必须穿铁鞋，铁鞋规格为350mm350mm20mm。巷道行人高度不得低于1.8m，人行道宽度不得小于0.7m。单体支柱必须成一直线，偏差不得超过100mm。支柱三用阀、防倒钩、铁鞋链、支柱把手必须统一方向。在转载机两侧支设的单体支柱距转载机机身最突出
24、部分不得小于50mm，单体支柱影响转载机推移时必须提前整改。所有支柱的三用阀方向一致，并且注液口方向朝向老空。两顺槽支柱前打好标线，按标线进行支柱，初撑力不得低于90kN。二、工作面两端头、上下安全出口的顶板管理下端头支护由双楔顶梁配合三排单体支柱支护，顶上加11#工字钢梁和木板支护，间距1.0m（中对中），下帮第一排距第二排间距1.2m0.1m（中对中），第二排和第三排间距0.8m0.1m（中对中），双楔顶梁与1#支架间距0.1m0.5m。双楔顶梁与下帮间距不得超过0.8m，超过0.8m时再加一排铰接顶梁，铰接顶梁与双楔顶梁中心间距0.60.1m。支柱初撑力不得小于90kN，支柱要穿铁鞋拴好
25、防倒钩。安全出口的宽度不得小于0.7m，高度不得小于1.8m。当刮板输送机下滑影响端头支护时，位于溜尾上方的双楔梁可以空一柱跨溜尾进行支护。上端头支护由双楔顶梁配合三排单体支柱支护，顶上加11#工字钢梁和木板支护，间距1.0m（中对中），上帮第一排距第二排间距1.0m0.1m（中对中），第二排和第三排间距1.25m0.1m（中对中），双楔顶梁与1#支架间距0.1m0.5m。双楔顶梁与上帮间距不得超过0.8m，超过0.8m时再加一排铰接顶梁，铰接顶梁与双楔顶梁中心间距0.60.1m。支柱初撑力不得小于90kN，支柱要穿铁鞋拴好防倒钩。安全出口的宽度不得小于0.7m，高度不得小于1.8m。工作面上
26、、下顺槽切顶线处必须支设关门柱，支柱（中至中）间距不大于0.4m，支柱初撑力不得小于90kN，并悬挂“严禁入内”牌板。随着工作面的推进，及时回撤前移关门柱。关门柱回撤标准为：关门柱超前支架切顶线不得超过0.8m。当两端头压力大时，在关门柱支护的基础上加戗柱加强支护。当刮板输送机上窜或下滑时应及时调整两端头支护形式以满足现场要求。三、支护材料的使用数量和存放管理轨道顺槽超前支护30m，需要3排计90棵单体支柱，铰接顶梁90根，下出口支护需要20棵单体支柱，17根双楔顶梁，关门柱11棵。共计需要121棵单体支柱，17根双楔铰接顶梁，铰接顶梁90根。胶带顺槽超前支护30m，需要3排计90棵单体支柱，
27、铰接顶梁90根。上端头出口支护需要22棵单体支柱，19根双楔顶梁，关门柱12棵，共计需要124棵单体支柱，19根双楔铰接顶梁，铰接顶梁90根。材料管理：1、工作面生产期间，必须备有足够的支护材料，放在两顺槽距工作面200米范围内顶板完好，无淋水的地点，分类码放整齐并挂牌管理。其备用量：单体支柱（3.5m）25棵；铰接顶梁18根；双楔顶梁4根。坑木（1.2m）不得少于20块，木板（1200200015050mm）不得少于20块。2、两端头回出暂时不使用的单体支柱、长梁、铰接顶梁、双楔梁必须及时运到超前支护段以外的地方，分类码放整齐并挂牌管理。3、工作面使用的单体支柱下井前必须进行压力试验，同时做
28、好支柱下井前的编号工作。单体支柱在下井或从其它地点调入前必须做好统计工作，杜绝使用不合格支柱。（见附图：工作面、顺槽及端头支护平面、剖面示意图）第四节 矿压观测一、矿压观测内容11501综采工作面的矿压观测研究内容主要有：支架阻力观测、支架活柱伸缩量观测、巷道围岩变形观测、巷道围岩表面位移观测、顺槽超前支护范围内单体液压支柱阻力观测、顶板离层仪观测及支护质量动态监测。根据观测结果对工作面顶板活动规律、来压特征、工作面支架受力特点、支架对顶板的适应性和控制效果、超前支承压力影响范围和分布特点、顶板、煤层稳定性、工作面支护质量等进行定期分析，并进一步了解煤、岩体力学参数等基础数据。加强工作面矿压观
29、测，做好预测预报。本工作面回采期间，全过程进行观测，并及时整理分析观测结果。工作面支架和支柱支撑力、伸缩长度按规定做好记录，每班检查次数不少于1次，检查结果报矿生产技术科。二、观测方法1、工作面的矿压观测支架阻力观测综采支架工作状态（系统压力）的监测采用观测机械式液压支架压力表读数进行。为了便于读数和保持压力表的干净与完好，同时也防止在回采期间随着支架的推移冒落的岩块或浮煤将原安装在支架立柱底角的压力表压坏，故使用长为500mm的钢胶编管和U形卡将压力表移接至立柱中间的圆形铁环内，并用塑料扎带捆扎牢固。端头测区需密集监测（每两架监测一架），工作面中间测区每10架支架监测一架。根据工作面长度20
30、1m，共安装支架116架，工作面及端头安装压力表位置如下：端头支架测区分别监测第2、4架和第113、115架，基本支架测区布置10架，即第14、24、34、44、54、64、74、84、94、104架。整个工作面共计观测14架。支架活柱缩量观测用标记法在工作面上、中、下部布置观测线,在移架后、移架前测量活柱下缩量,根据循环的次数，可算出循环下缩量和下缩速度。其测线与支架阻力测线对应布置, 端头支架测区分别观测第2、4架和第113、115架，基本支架测区布置10架，即第14、24、34、44、54、64、74、84、94、104架。整个工作面共计观测14架。2、顶板位移的测点布置11501两顺槽自距切眼50米位置安装第1台顶板位移离层仪，自距切眼100米位置至11501工作面联络巷每隔150米安装1台，共需安装12台。3、巷道变形的测点布置通过巷道表面位移监测数据可较好地判定巷道围岩的运动情况，分析围岩是否进入稳定状态。巷道表面位移监测包括两帮相对移近量、 顶板下沉量、底鼓量。巷道表面位移监测站，每个监测站共设6个监测剖面，每个剖面的测点采用“十”字
