煤矿1102工作面采煤作业规程

第一章概况

第一节工作面位置及井上下关系

表1.1.1工作面位置及井上下关系

水平名称一水平米区名称南翼K1采区

地面标高(m)+2204井下标高(m)1590—1560

地面位置位于XX煤矿工业广场北西约700m左右。

地面相对位置

1.地面无建筑物及构筑物，回采对地面无影响。

回采对地面

设施的影响

2.工作面北距矿区边界140米，南至K1轨道下山，沿倾斜向上为

井下位置及禁采区，沿倾斜向下尚无工程，上覆为三迭系下统飞仙关组，下伏煤层尚

与四邻关系无工程。

走向长度/m450倾斜长度/m160面积/m’72000

第二节煤层

表1.2.1煤层情况表

(2.5〜3.5m)煤层倾角/

煤层厚度/m煤层结构简单5°〜8°

平均3m(°)

开采煤层K1煤种无烟煤稳定程度稳定

工作面所采为K1煤层，厚度变化较小，最小2.5m,最大3.5m,平均3m,

煤层情况描述

煤灰黑色至刚灰色，类型以亮煤为主，半光亮型，似金属光泽。

第三节煤层顶底板

表1.3.1煤层顶底板情况表

顶、底板名称岩石名称厚度/m特征

浅灰、灰白色，成份以长石、石英为主，

基本顶中砂岩7.15暗色矿物次之，分选性中等。硅质胶结，局部

夹泥岩透镜体。

灰黑色，含少量砂质，底部含化石碎片及

直接顶泥质沙岩6.58

煤屑。

伪顶泥岩0.3黑色，含植物化石碎片及墨点状黄铁矿。

灰黑色，致密，局部夹薄层炭质泥岩，较

直接底泥岩0.3

软。

浅灰、灰白色，成份以石英、长石为主，

老底细质粘土岩17

含泥质，分布不均，呈薄层状，平行层理展布,

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1101工作面综弃柱状图

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地层单位序拄状

审性描述

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第2页

第四节地质构造

一、断层情况及其对回采的影响

工作面整体较为平缓，工作面里部轨道顺槽高，皮带顺槽低。受宽缓小褶曲影

响两顺槽有起伏，工作面地质构成简单，两巷道末端属薄煤区。煤厚在1.5〜2.5m,推

进距离在80米左右，对回采影响不大。

二、褶曲情况及其对回采的影响

工作面不存在影响回采的大褶曲。

三、其它因素对回采的影响（陷落柱、火成岩等）

工作面不存在影响回采的陷落柱、火成岩。

第五节水文地质

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掘工作面。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》（GB200ir2001）,本区设防烈度为5度，分析认为矿区属较稳定区域。

4）工作面运输巷道在掘进期间局部顶板有滴淋水现象，单巷涌水量达到5m7h,届

时顶板出水将对工作面回采产生一定的影响。

二、其它水源的分析

1102工作面以上有部分老巷，应加强1102工作面上部防水。

三、涌水量

1、正常涌水量

5m3/h

2、最大涌水量

3

15m/ho

第六节影响回采的其它因素

一、影响回采的其它地质情况

影响回采的其它因素详细情况见表1.6.1c

表1.6.1影响回采的其它情况

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0.8m7t,

瓦斯

属低瓦斯。

煤尘爆炸指数6.5%

煤的自燃倾向性不易自燃发火。

地温20°C

地压两顺槽变形较大影响生产。

二、冲击地压和应力集中区

本工作面无冲击地压的影响，但地压较大，应加强支护。

第七节储量及服务年限

一、储量

(-)工作面工业储量

工作面工业储量30.8万吨

(二)工作面可采储量

工作面可采储量32万吨。

二、工作面服务年限

约为6个月。

第4页

第二章采煤方法

第二章采煤方法

采煤方法

该面采用单一煤层一次采全高走向长壁后退式综合机械化采煤，顶板控制采用

全部垮落法。

第一节巷道布置

3.1102综采工作面位于北翼采区，属北翼采区1#煤层，地面位置位

于xx煤矿工业广场北西约700m左右。

4.工作面北至矿界140米，南至K1轨道下山，沿倾斜向上为禁采

区，沿倾斜向下尚无工程，上覆为三迭系下统飞仙关组，下伏煤层尚无

工程。

5.该工作面距地面垂深为609m,地面无建筑物及构筑物，回采对

地面无影响。

6.采面走向长450m,斜长160m,煤厚平均3m,倾角6.5°。

7.工作面采用走向长壁后退式布置，在K1皮带下山沿K1煤层位

置布置运输巷，在K1轨道下山沿K1煤层布置回风巷。从运输巷开切

眼贯通回风巷构成生产系统，由北向南方向进行回采。

一、1102回风巷，运输巷

1、1102回风、运输巷：巷道断面设计为4000mmX2800mm（宽X高）

矩形断面。

2、顶板：①20mHiX2000mm高强锚杆+金属平网+单排锚索梁。

3、两帮：①16nlmX1800mm普通锚杆+双抗网，帮锚杆间距为900mmX

900mmo

1102回风‘运输着支胪断面图

（1：50）（锚杆网支并）

锚索6.0m

锚杆2.0m

900

13。一

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电缆钩RJj

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，风管O1

1400

1000

4000

水沟300

x300mm

2，支胪类型:锚杆网支护

卷道荒断面积12.211

11.2m2：循环进度1.4m

巷道净断面积

锚杆排距900mm1日循环次数3次

锚杆间距:按图施工

锚杆H套

每米支护

:啰固-剂30根一-；说明：锚索间距为1801M排矩为500tal1；

材料消耗

锚索"7套，遇到地质破碎带时，根据情况加密.

第6页

第二章采煤方法

一、采面落煤、装煤及运煤方式

该面采用单一煤层一次采全高走向长壁后退式全部垮落法的综合机械化采煤。

采面利用MG300/700—WD采煤机左右两个带有截齿的滚筒旋转截割煤壁落煤；利用采煤

机滚筒上的螺旋叶片旋转装煤，同时利用溜槽铲煤板在推溜时再进一步将落下的煤铲入

溜槽。采面运用工作面刮板运输机经转载机将煤炭转入顺槽皮带运输机运走。即利用工

作面及顺槽内设备实现煤炭的落、装、运的连续机械化作业。

二、循环进度，进刀方式

按照设备配套设计，确定该工作面循环进度为600mm，进刀方式为端头斜切进刀，割

三角煤，自开缺口。进刀方式距离机头、机尾15架处斜切进刀，进刀方式见下图。

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g：进刀完毕h：害断头三角煤i正常害腺j：割机尾k：机尾助

综采工作面双向进刀示意图

三、最大、最小采高的确定及控制

1、采高的确定考虑以下因素

(1)煤层厚度：本工作面范围内煤层厚度为2.5m〜3.5m,平均厚度3m。

(2)支护设备：本工作面选用ZY4000—1.75/3.8型支架,支撑范围为1.75m〜

3.8mo

(3)采煤机截割高度：本工作面选用MG300/700-WD型采煤机，采高范围为

1.75m〜3・8mo

（4）工作面设备配套要求：本工作面要求支架最小支撑高度在1.75m左右。

综合以上各项因素考虑，确定本工作面采高为2.5m〜3.0m。

2、采高的控制

根据两顺槽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

米高。

当煤厚小于2.5m时，根据现场情况及时挑顶或卧底，保证采高不低于2.5m,以保

证采煤机通过。

综合1102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3〜5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3〜5架

进行，推溜时弯曲段不小于12m。作业顺序为：割煤一移架一推溜一返刀（至25#架）一

移架一推溜一推机头一割机头三角煤一往机尾返刀割煤，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3〜5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98"架左右,移98#至机

尾的支架同时将98"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98#架左右再向机头重刀割煤，跟机推溜，移架距煤机机尾滚筒2〜3架进行，推溜时

弯曲段不小于12m。作业顺序为：割煤一移架一推溜一返刀（至98*架）一移架（98*〜机

尾）一推溜（98#〜机尾）一割机尾三角煤一往机头返刀割煤，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。

第三节设备配置

工作面设备（采煤、支护、运输设备名称、型号、主要技术参数和数量）

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#〜107#具体技术参数，见表2.3.1

型号：ZY4000-1.75/3.8；数量:107架

表2.3.1：ZY3800-16/35支架技术参数表

类

支撑高度1.75〜3.8m

支护宽度1500mm±100mm

初撑力3800kN

工作阻力4000kN

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第二章采煤方法

移动步距600mm

伸缩梁行程800mm

（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：2X200kW

链速：0.95m/s

运输能力：1000t/h

（3）转载机、破碎机：

选用SZZ-764/132型中双链顺槽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：llOkW

转载机运输能力：1000t/h

破碎机破碎能力（原煤含肝量W5%）:1000t/h

破碎机长度：3.2m

转载机链速：L45m/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MG300/700-WD型采煤机一部。

其主要技术参数：

截深：600mm

采高：1.75m〜3.8m

最大牵引速度：6.Om/min

截割功率：2X200kW

牵引电机功率：2X40kW

牵引力：53.5t

（5）顺槽皮带运输机

选用SSJ1000/2X110型顺槽皮带运输机一部

带宽：1000mm

带速：2.5m/s

电机功率：2X160kW

运输能力：1000t/h

具体设备布置见1101工作面设备布置示意图

1102工作面设备布置示意图

第io页

鼻嗨azoii

x_vX

移变KBSGZY5OO台1£[

rji馈电开关BKD5-400台1

软启动器QBR-400台2

物

构

F照明综保ZXB-4/127台2

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建

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回

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F7皮带机DSJ-1000/2*160台1

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轮控制台TK-200台1

亲

生

米

赵1乳化液泵站WRB200/31.5A套1

拒

晨馈电开关KBD5-200台1两泵一箱

工

瞪

QJZ-6*3151

蟋组合开关台/L：

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组合开关QJZ-4*315台2

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移变KBSGZY630台1\____0

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移变KBSGZY500台2I

M电缆车辆2

服6设备列车列==

5液压支架ZY4000-1.75/3.8架107

4采煤机MG300/700-WD台1

3刮板机SGZ-764/400台1

2破碎机PT,M-1OOO台1

1转载机SZZ-764/132台1

单位数量"1

序号设备名称设备型号备注

奉照一替祺凰沙工ZOU

蟀忸回ZOll

1600回风石门

21204工作面采煤作业规程

第三章顶板控制

第一节支护设计

表3.1.1：同煤层矿压观测选择或预计本工作面矿压参数参考表（依据1101工作面）

序号项目单位同煤层实测本面选取或预计

顶直接顶厚度m6.583.15

底

1板基本顶厚度m7.156.58

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

2

初最大平均支护强度kN/m600600

次

3来最大平均顶底板移近量mm100100

压

来压显现程度矿压显现明显矿压显现明显

来压步距m8-108-12

最大平均支护强度kN/m2500500

周

期最大平均顶底板移近量mm100100

4来

压来压显现程度矿压显现明显矿压显现明显

最大平均支护强度kN/m2500500

最大平均顶底板移近量mm100100

平

5

时2

直接顶悬顶情况m1515

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

第12页

第三章顶板控制

一、支护形式

工作面布置ZY4000-1.75/3.8型液压支架107架用以支护工作面顶板。

二、工作面支架支护阻力计算

根据容重计算：

P=（q+1）XIOXrXFXH

式中，P——支架所需支护阻力

q——动载系数，取L3

r---顶板岩石容重，取2.St/m'

F——支架支护面积，5.55m2

H——采空区顶板垮落高度，按照3.5〜4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。

三、支护强度验算

根据8倍采高计算得：

P=8rXh

式中，P——支护强度

r---顶板岩石容重取2.5t/m3

h---煤层采高，取2.57m

代入式中有P=8X2.5X2.57=0.514MPa

即工作面合理支护强度为0.514MPa,ZY4000—1.75/3.8型支架支护强度为0.7.2MPa,满足要

求。

四、乳化液泵站

（一）泵站选型、数量

工作面使用GRB-315/31.5A型乳化液泵，数量为两台，RX200/16A乳化液箱一台，泵站压

力不能小于30Mpa。

（二）泵站设置位置

乳化液泵站布置在设备列车处，距离工作面1000〜200m。

第二节工作面顶板控制

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n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。ZY4000—1.75/3.8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，采煤机割煤后及时移架支护顶板，移架

落后采煤机3〜5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）移架前要将底座前浮煤、浮肝及杂物清理干净，顶梁上有大量浮煤浮肝时，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2〜3个泵站卸载过程，再把升架手把打至

中间位置。

4、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

最大控顶距最小控顶距

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

第14页

第三章顶板控制

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。

二、回柱放顶与其它工序平行作业的安全距离

1、端头回柱放顶的方法是使用手拉葫芦等工具，人工回柱放顶。

2、回柱前，维护好其它支护棚，找掉顶、帮活煤、活肝，清理好退路，保证后路畅通。

3、回柱方法，由里向外，由上向下，先柱后梁，回柱时设专人看护顶板。

4、注意事项：

（1）放顶时要有专人观察顶板情况，先检查顶板状况，发现问题处理后再工作。

（2）回单体时，慢放慢回，严禁快放液。

（3）放顶时严禁动附近支架。

（4）对埋地深的单体不能硬拉，要采用卧底法处理。

（5）回柱放顶时，必须坚持“三人工作制”，即两人工作，一人监护。

（6）老塘侧有窜肝危险时要设挡肝帘或支设密集柱，密集柱的柱距为300-500mm。

三、