4205高档普采作业规程正本Word文档格式.docx

4205高档普采作业规程正本Word文档格式.docx

《4205高档普采作业规程正本Word文档格式.docx》由会员分享，可在线阅读，更多相关《4205高档普采作业规程正本Word文档格式.docx（26页珍藏版）》请在冰豆网上搜索。

面积（㎡）

煤厚（m）

容重

（t/m3）

工业储量

（t）

回采率（%）

可采储量（t）

320

112

35840

2.3

1.4

115404.8

95

109634

1.7其它情况

1.7.1瓦斯、含量低绝对涌出量.0.42m3/min。

相对涌出量0.69.m3/t

1.7.2煤尘具有爆炸性，爆炸指数55%

1.7.3煤的自燃：

属二类，倾向自燃发火。

1.7.4地温20℃正常

1.7.5地压小正常

附工作面平面布置图1-2

第二章：

采煤方法

2.1、采煤方法

本工作面采用走向长壁倾斜跟底全部跨落法开采，采高2.0m-2.2m。

铺设菱形金属网护顶挡矸，采用无密集放顶。

6MG200-W型双滚筒采煤机割煤，SGB-630/220型刮板输送机运煤。

2.2、采煤工艺

采煤工艺包括：

1、挂网、吊网；

2、采煤机上（下）行割煤；

3、移梁放顶；

4、采煤机下（上）行装煤；

5、移溜；

6、支柱；

7、联网。

2.2.1、挂网、吊网、联网：

1、网规格为0.7×

10m2菱型金属网，菱型金属网用10#铁丝制作而成，联网采用300mm长的14#铁丝。

2、铺设在未割煤之前，先将网的长边沿工作面倾向展开挂起。

挂网时，新展开网与旧循环网搭接100mm，每2m接一扣，用长300mm的14#铁丝双股拧结，每扣拧三匝，挂好网后，开始联网。

3、联网时，网与网搭接100mm，隔一孔联一扣，每扣扭三匝，联网必须双股扭结。

4、网的短边要求搭接100mm，每孔联一扣，孔孔相联，联好网后，将网拉回吊起，严防采煤机割网，等移梁时再将网下放伸展铺平。

安全注意事项：

①挂网前，要严格执行敲帮问顶制度。

②挂网时，三人操作。

采煤机、刮板输送机要停止运转，开关闭锁。

操作人员先用规格为长×

宽×

厚=1500mm×

150mm×

50mm的背板双块对合支垫在煤壁和挡煤板上，然后人员站在上面挂网，每隔2m设一处。

③联网在支柱后，人员站在人行道内进行，严禁进入机道作业。

④发现有扯网、开网、联网丝缺少时，必须及时进行补网或补联。

2.2.3、割煤：

1、割煤方法：

采用“∞”字型割煤法，采煤机往返一次为一个循环，循环进度为0.6m。

采高控制在2.0m—2.2m严禁割顶，严禁留底煤。

2、进刀方法：

采用工作面中部（顶板完整处）斜切进刀。

（图2-1）。

A、采煤机在工作面中部调整好机头、机尾滚筒，使其机头（尾）滚筒割顶煤，机尾（头）滚筒割底煤，往机头（尾）方向割煤。

B、割通机头（尾）后，调整机头（尾）滚筒，使其双滚筒返刀扫浮煤，距采煤机机身后15m以外进行推移输送机，将工作面前（后）半部输送机推靠煤壁。

C、采煤机行驶到进刀处，进入工作面后（前）半部时，调整机尾（头）滚筒，使其机尾（头）滚筒割顶煤，机头（尾）滚筒割底煤，往机尾（头）方向割煤。

D、割通机尾（头）后，调整机尾（头）滚筒，使其双滚筒返刀扫浮煤，待采煤机在工作面中部斜切进刀后，再将工作面后（前）半部输送机从中部往机尾（头）推靠煤壁。

1）、采煤机司机严格遵守《安泰隆煤矿工人技术操作规程》，做到持证上岗。

2）、开机前先检查工作面的采高，顶、底板情况，检查采煤机各部件是否完好，挡煤板、齿轨有无松动错位，内外喷雾，冷却系统是否正常，确认无问题后，再将采煤机空转2-3分钟，无异常，方可正常割煤，严禁采煤机带病运转。

3）、开机前先供水，无水或水压不足不得开机，操作要稳，不盲目开快机。

发现高压表超过14mPa时，采煤机要慢速割煤。

4）、开机前，先发出割煤信号，巡视采煤机四周，确认对人员无危险时，方能开机。

采煤机司机必须保证三人协作。

（一正、一付、一人看大线）。

5）、工作面采煤机正常割煤速度保持在2.5—3.0米/分，停机后要切断电源。

6）、割煤过程中，司机应随时注意观察顶板、煤壁、支架的安全情况，刮板输送机运转情况，应注意履带，大炭、矸石等受卡阻情况，发现意外，立即停机处理。

7）、移梁跟不上（距后滚筒大于10m时）要停机，漏顶处，处理不好不得开机。

输送机停止运转不得开机。

顶板破碎或顶板压力大时，要慢速割煤，割一米停机闭锁维护一米。

8）、正常情况下（除弯曲段外），必须做到煤壁直、底板平、不留伞檐，停机交班时，采煤机滚筒应降到最低位置，切断电源，打开离合器。

并清扫干净机身上的浮煤浮矸。

9）、工作面停止生产，要切断电源，闭锁电器开关。

10）、操作采煤机割煤，输送机运煤时应分别遵守《煤矿安全规程》第69条、72条有关规定。

2.2.4、移梁放顶：

1、采煤机割过煤后，距离采机后滚筒5m开始移梁，移梁前先将原挂网下放，操作人员在人行道边，用长背板将网顶起，然后在新切顶线上打出超前一架棚子的护网支柱，护网支柱为戴帽点柱，柱距500mm。

2、移梁时，先卸载落山护网支柱，支于新切顶线上，作为超前护网柱，然后再卸梁下靠落山侧支柱并取出，由此先落山后煤壁侧支柱顺次全部卸载后移梁。

移梁前后支柱位置变化；

见图2-2。

3、移梁时，两人操作，一人移梁、一人升柱，并互相配合好。

移过的梁梁头距煤壁0.2m，距网边0.1m，棚距0.2m、0.8m，移梁步距1.2m。

4、工作面梁的正悬臂不超过1.8m，落山留梁头0.2m，偏差不得大于±

100mm。

5、移过梁后，富余支柱全部带帽支设在新切顶线上。

1）、移梁前，要观察好顶板及周围支架的安全状态，准备好背板、柱帽等，要使移过的梁平、直、稳，并充分接顶。

升起的支柱要达到初撑力（N≥90KN）迎山有力。

2）、移梁前，要严格执行敲帮问顶制度，并且在进行敲帮问顶时，必须有一名有经验得老工人监护。

3）、移过的梁必须保证一梁二柱，严禁单梁单柱。

4）、周期来压或煤壁压力显现明显时，要慢速割煤，割一米维护一米，将梁及时挑起。

5）、割煤前如发现不平行或不成对的梁，梁下缺柱等现象，必须逐架进行调整，调整时必须坚持先支后回的原则，严禁在同一地段两架或两架以上同时进行调整。

6）、发现机道梁端漏顶高度超过200mm时，必须使用背板或坑木进行构顶，接顶严密。

7）、移动、调整、撤换支架时，必须先检查顶板情况，坚持先支或回得原则。

8）、分段作业距离不得小于10m，回柱人员必须侧身回柱，严禁迎面回柱。

严禁提前收顶。

9）、移梁时卸载的支柱，必须放稳，并及时将其上的金属小链吊挂好。

10）、如果出现接顶不充分的梁，必须使用背板或柱帽垫平，使梁充分接顶。

11）、移梁时，人员要站在移好的顶梁下作业。

严禁人员进入机道移梁。

2.2.5、推溜：

1、采煤机扫过煤后，距离采煤机机身15m以外开始推溜，推移在溜子运行中进行。

2、移溜使用推溜器，每隔3m设置一台，推溜时2—3台交替动作。

3、推溜前，首先在推溜器铁鞋上打牢固戗柱，戗柱倾角70—75°

，推溜进度0.6m。

4、推溜必须遵循顺序推溜的原则，严禁任意分段或由两边向中间挤推。

5、推移机头、机尾时，需待采机割煤距机头（尾）30m以外，停止采煤机、溜子运转后，使用推溜器整体推移，推移机头时必须停止正巷转载破碎机运转。

严禁使用单体支柱或非慢速绞车顶溜、拉移。

6、当工作面溜子向机头（尾）窜动时，推溜顺序改为从工作面机头（尾）开始，距采煤机机身15m以外推溜至中部，反之，则从机尾（头）开始推溜，及时有效地控制溜子窜动。

1）、推溜工要严格遵守《安泰隆煤矿工人技术操作规程》。

2）、推溜前，要检查推溜器和注液阀是否漏液、可靠，推溜器位置是否适当，顶杆是否完好，有问题及时处理。

3）、推溜时，作业人员必须站在推溜器上山侧面操作，慢速推移，同时，要随时观察戗柱动态，发现异常及时停止推移，处理好后再操作。

4）、推溜必须采用两个以上的推溜器交替推移，保持溜子弯曲段不小于15m。

严禁出现急弯。

5）、推溜时，推溜距采煤机机身的间距不得小于15m。

6）、推溜必须推够循环进度0.6m，若机道有台阶，滚帮煤等障碍物推不动时，应进行返刀处理。

7）、推溜时，应随时注意顶板、煤帮动态和后方戗柱的受力情况，有问题及时处理。

8）、使用推溜器推机头、尾时，必须是两个以上推溜器同时动作。

9）、推移机头、尾前，必须检查端头支护及人员情况，回柱必须坚持先支后回，交替回柱的原则，在无隐患的情况下方可作业，推移过程中，要细心检查过度槽接口及转载机搭接情况，无问题后，方可试运行。

10）、推溜必须两人配合作业，一人检查监护，一人操作。

11）、推溜过程中，作业地点5m范围内不允许有闲杂人员。

12）、严禁使用工作面溜子运送物料。

严禁人员随便在机道内行走或停留。

严禁人员蹬溜子。

13）、严禁使用单体支柱顶移溜子和当做起吊工具。

14）、进、出工作面人员必须走上、下安全出口。

严禁跨越输送机机头、机尾。

2.2.6、支柱：

1、支柱在推移溜子后进行，工作面溜子移够循环进度后，将一根富余支柱卸载，在对梁的前梁下，距挡煤板0.1m处进行支设，排距0.6m。

2、柱距：

靠落山侧第一排为单排柱，并有一根护网柱，柱距为0.5m，二、三排为对柱，柱距为0.2m、0.8m。

第四排为单排柱，柱距1.0m。

1）、支柱工要严格按照《安泰隆矿工人技术操作规程》的要求操作。

2）、支柱要及时，其滞后推移距离（弯曲段）不大于5m。

3）、新支设起的支柱必须达到规定的初撑力，迎山有劲。

支柱的四爪与π型梁的花牙要对号入座，防止顶梁滚动和滑脱。

4）、支柱时，禁止非工作面人员停留或强行通过，并要注意附近其他作业人员，防止意外伤人。

5）、升柱前，必须将三用阀注液孔冲刷干净，防止煤尘进入支柱内腔。

6）、支设起的支柱，三用阀注液孔，支柱手把一律朝向机头、机尾。

支柱支设好后，防倒链必须及时挂好。

7）、新下井或修复后，第一次使用的支柱，在支设前必须将支柱连续升降2—3次，使支柱内腔空气排除干净后，方可正常使用。

8）、工作面其他事项必须严格遵守《煤矿安全规程》第53、54条规定。

2.3顺槽机头40T刮板输送机的缩短拆槽：

1、工作面机头40T刮板输送机滞后工作面切顶线不得超过1.5m，超过时，及时拆槽缩短。

2、拆除前，先用倒链在机头处将上链掐开，用撬棍或倒链将机尾拉到所要求的位置，拆除要缩短的槽子，将机尾拉回对好，在机头紧链、接链，试运转。

3、将拆下的槽子运至机头50m以外，码放整齐。

2.4、提高回采率措施

1、工作面煤壁要求采直、采平，不留伞檐。

2、严格按《规程》规定控制采高，不得任意留底煤。

3、工作面的浮煤应班班清理干净。

2.5、提高煤质措施

1、加强质量管理，管理好顶板，防止矸石混入原煤中。

2、采煤机司机要根据煤壁高度、支柱行程，煤层倾角，地质条件等严格控制采高，杜绝割顶、割底。

严禁将矸石运进煤库。

3、遇断层或漏顶处，及时更换支护规格，并构顶接实顶板，将矸石检出。

4、加强设备管理，严禁设备漏油，严禁将油脂泼洒在工作面。

5、工作面用过的棉纱、布头、纸等必须放在盖严的桶内，定期送回地面，不准乱扔乱放。

6、工作面捡出的矸石或杂物要进行处理，严禁在工作面堆放。

7、金属网必须按规定铺好，并牢固地联接，防止漏矸。

8、遇无炭柱、断层时，要采取相应措施尽量绕过，以保证煤质。

9、溜子、皮带司机除看好溜子、皮带外，必须拣出运输过程中发现的大块矸石。

第三章：

顶板管理

本工作面顶板管理方法为全部跨落法，支护材料为DZ22—30/100型单体液压支柱，2.6m长π型钢梁，XRB2B型乳化液泵供给乳化液。

两顺槽超前使用DZ22—30/100型单体液压支柱或DZ25—30/100型单体液压支柱配合2.4m长的π型钢梁支护顶板，两端头使用3.2m的π型钢梁组成“四对八梁”加强支护。

上、下两安全出口各采用一对4m长托梁，维护机头、机尾上方巷道支架。

3.1、工作面支架布置形式

1、工作面采用三、四排支柱控顶，支护形式为π型钢梁对梁交错，梁错距0.6m，迈步步距1.2m，棚距0.2、0.8m，排距0.6m。

2、控顶距离：

最小3.2m，最大3.8m，放顶步距0.6m，机道宽度1.2m。

（图3-1、3-2、3-3、3-4）

3、工作面及两巷所有单体支柱均采用金属防倒小链防倒。

3.2、超前支护

正、付巷始终保持不少于20m的超前维护。

锚杆支护巷道，超前支护采用2.4m长的π型钢梁与DZ22—30/100或DZ25—25/100型单体液压支柱互相配合组成的矩形棚加强原巷道内的锚杆支护。

圆木梯形棚支护巷道采用木梁下直接加单体液压支柱的办法进行超前维护。

排距皆0.8；

1.2m，行人侧最小宽度不得小于0.80m。

（一）、圆木梯形棚支护巷道时的超前支护

支护形式：

1、超前工作面（距工作面煤壁）20m范围内支设三排单体支柱，棚距与工作面圆木梯形棚棚距一致。

2、超前维护范围内采用单体支柱直接支设在梯形棚棚梁下的方法进行支护

3、回撤棚腿

（1）回棚腿在超前工作面5—10m范围内进行。

（2）回棚腿采用人工回撤方法，遵循由里向外的原则。

（3）回棚腿前，要求在所回棚腿的棚梁下按规定支设好单体支柱后，将顶梁顶起升紧，人工用小铁锹挖开棚腿下方松动后取出，不好取时，可使用慢速绞车拉出。

（二）、锚杆支护巷道的超前维护

1、超前工作面20米范围内采用2.4米的π型钢梁配合DZ22－30/100型单体液压支柱，保持一梁三柱，棚距同锚杆间距一致，矩形棚支设在两排锚杆中间。

见图3-5;

3-6

（1）超前支柱必须成排成行，支护必须打在实底上，迎山有劲，并采取防倒链吊挂在顶网上防倒。

（2）支柱前，必须严格执行敲帮问顶制度，处理一切不安全隐患，否则，严禁作业。

（3）正巷维护必须停止转载机的运转，并将电气开关闭锁。

（4）支设起的梁必须充分接顶。

（5）巷道高度超过DZ22—30/100型单体支柱的支护高度时，必须使用DZ25—30/100型单体液压支柱或构“井”字型小木垛进行支护，作业人员要站在长×

高=1m×

1m×

1m的工作面台上作业。

（6）超前维护必须有专人负责。

（7）回棚时，每次只准回一架，严禁多回棚。

（8）回棚前，必须先检查并加固好周围5m范围内支架，并进行严格的敲帮问顶后，方可进行作业。

（9）回棚腿时，先回撤工作面帮的棚腿，再回另一帮，回出的棚腿和棚梁要整齐地堆放在两巷30m以外不影响行人和作业的地点。

（10）架棚作业必须有三人配合进行，其中，必须有一名有经验的老工人负责安全工作，进行检查监护，两人协同作业。

（11）使用回柱绞车回棚前先检查各部件完好情况，稳固情况，拉移时，无关人员要撤离到安全地点，作业人员严禁站在钢丝绳断后所能波及的范围内，拴绳时，必须将绳套拴在棚腿的下部。

（12）回柱绞车应稳定在超前工作面20m以外的安全地点，并随着超前支柱支设逐渐向外转移，回柱绞车稳固使用四根压住，前两根与顶板成70度，后两根与顶板垂直，并打紧背牢。

（13）使用绞车时，用哨子联系，具体信号为：

一声停、两声开、三声松绳，操作时有三人进行。

一人拴绳，一人开车，一人发信号。

（14）绞车司机必须由经过专门培训的人担任，并持证上岗。

（15）使用绞车回棚子时，要严密注意棚腿及周围支架的动态，以防拉倒周围支架或支柱。

（16）若发现巷道片帮宽度超过0.6m时，必须在片帮地点支设带帽点柱，柱距1.0米，并用背板盘帮，作业前必须详细敲帮问顶，确认无问题后，方可支设。

（17）若巷道顶板压力大，顶板破碎时，套设棚距0.6米的一梁两柱圆木单体支柱矩形棚，木料规格：

Φ18×

2.4米。

3.3、工作面两端头维护

（一）机头、机尾“四对八梁”的布置

1、工作面两端头各布置“四对八梁”，“四对八梁”的第一根梁距离顺槽4米长托梁间距不大于0.54米。

2、梁采用3.2米长的π型钢梁，棚距0.2米，0.5米，对梁交错0.6米,迈步步距1.2米。

3、“四对八梁”的切顶线始终滞后工作面的切顶线0.6米。

4、移设机头、机尾“四对八梁”前，必须进行严格的敲帮问顶，确认无问题后方可进行作业。

（二）机头、机尾密集支护

1、机头、机尾均采用单排密集支柱切顶，单排密集支柱从保险煤柱帮打至工作面与“四对八梁”切顶线密集支柱相齐，支柱使用DZ22—30/100或DZ25—30/100型单体支柱，并根根戴帽打在顶网下，间距300mm严禁打在棚梁下或棚梁前面。

2、机头、机尾的单排密集支柱随着工作面的回柱放顶而放顶。

3、回密集支柱放顶前，必须先在新切顶线上支设好密集支柱，并留出0.6米的安全出口，然后，才能回收旧密集支柱放顶，回柱放顶结束后，及时将安全出口密集支柱补齐。

4、回柱放顶必须有两人作业，一人检查监护，一人操作，操作人员在操作前必须清理和看好退路，若发现落山有悬顶，放顶前必须在新切顶线上跟设双腿戗棚，否则严禁人员进行回柱放顶工作。

（三）顺槽4米长托梁的支设

1、机头（尾）各使用一对4米长11#工字钢花边梁，抬着正、付巷工作面帮的顺槽支架。

2、4m长托梁设在顺槽支架下，与工作面“四对八梁”堆的第一根梁的距离不大于0.5m，错梁齐柱式布置，对梁间距0.2m，迈步步距1.2m，梁交错0.6m，一梁四柱。

3、4m长梁尾端超前工作面切顶线0.6m，放顶前要及时前移。

（1）在推机头（尾）后，4m长托梁下必须保证一梁四柱。

推机头、机尾时，可交替回柱。

但必须保证一梁三柱，并坚持先支后回的原则。

（2）放顶前，托梁要及时前移。

若遇托梁脱离上方支架时，必须使用柱帽将其垫平、垫稳。

（3）移托梁时，必须有四人进行作业，一人升柱，二人架梁，另外还必须有一人监护，否则，不得移梁作业。

（4）移托梁时必须停止工作面刮板输送机运转，机头移托梁时转载机、破碎机也要停止运转。

（5）移托梁前，严禁提前回出切顶线支柱，禁止将托梁尾端伸到落山。

（6）升托梁时，不准用肩往上托起，更不准将头伸在两梁之间，以防托梁滑动挤伤头部。

附两端头维护图3-7、3-8

3.4、特殊条件下的顶板管理

（一）、遇1m以下的断层及过顶板破碎带时的顶板支护：

1、断层及顶板破碎带及其左右各10m范围内支护规格：

棚距一律为0.2m、0.6m。

2、断层及顶板破碎带及其左右各10m范围内，由原来的工作面无密集放顶改为有密集放顶。

3、工作面靠挡煤板侧的一排支柱，由原来的对梁下单柱改为对梁对柱。

柱距：

0.2m，0.6m。

4、超过1m的断层必须另行制定专门的过断层安全技术措施。

5、机道靠近铲煤板加支柱距0.8m的带帽点柱，柱帽采用规格为300mm×

200mm×

100mm的木柱帽。

6、机道梁端漏顶高度超过200mm时，必须及时采取构顶支护，构顶时使用“井”字型木垛，并盘紧四周，接顶严密。

（二）、人员进入机道作业的安全措施：

1、人员进入机道前必须停止工作面输送机运转，开关闭锁。

2、必须先进行敲帮问顶，处理额头、片帮等不安全隐患后方准进入。

3、设专人监护，密切注意顶板及支护动态。

（三）、落山悬顶处的工作面支护

1、落山局部悬顶或冒高不充分处，悬顶面积小于2×

5m2时，切顶线要逐根加打密集支柱，密集支柱间距250—300mm，并根根带帽打在顶网下。

2、当悬顶面积大于2×

5m2时，在切顶排内要加打双腿戗棚，戗棚腿使用单体支柱，棚梁使用规格为Φ14×

200cm的优质松木，两腿间距1.5m，两腿各留梁头250mm，棚腿下方要刨下100mm深的柱窝，棚腿成65°

—75°

戗角。

3.5、支架选型计算：

1、支柱的最大高度Hmax

Hmax=Mmax-b+e

式中：

Mmax—工作面最大采高2.2m

b—支护顶梁厚度0.1m

e—保留的活柱行程一般取0.1m

则：

Hmax=2.2-0.1+0.1=2.2m

2、支柱的最小高度

Hmin=Mmin-s-b-a

Mmin—工作面最小采高2.0m

s—顶板平均最大下沉量取0.1m

b—顶梁厚度0.1m

a—支柱卸载高度取0.1m

Hmin=2.0-0.1-0.1-0.1=1.7m

根据计算可知，选用DZ22—30/100型单体液压支柱满足要求。

3、支护强度计算：

工作面最大控顶距3.8m，最小控顶距3.2m

（1）工作面控顶面积计算：

最大：

112×

3.8=425.6m2

最小：

3.2=358.4m2

（2）基本支柱数目计算：

（112+3）×

7=805（根）

（3）控制顶板离层能力验算：

以支柱初撑力90KN计算支护强度：

（11.4Mpa）

805÷

425.6×

11.4=21.56（t/m3）

根据上覆岩层可能离层的数目取3倍采高计算顶板静载荷：

3×

2.5×

2.35=17.62（t/m3）

支护强度＞顶板离层静载荷，该支柱形式可控制顶板离层。

（4）支柱支护能力验算：

根据上覆岩层性，冒落高度取6倍采高计算顶板载荷：

6×

2.35=35.25（吨/m2）

单体支柱理论工作阻力25吨，则支柱有效支撑能力为：

F=Kg×

Kz×

Kb×

Rb

其中：

Kg——工作系数取0.99

Kz——增阻系数取0.93

Kb——支柱承载不均匀系数取0.85

Rb——单体支柱理论额定工作阻力：

单体支柱有效支撑能力为：

F=0.99×

0.93×

0.85×

25=19.56（吨）

工作面支柱支护能力为：

（805÷

425.6）×

19.56=36.99（t/m3）

故：

工作面支护能力大于6倍采高顶板载荷，满足要求：

附：

工作面支护材料及数量表见表（3-1）

序号

项目

数量

合计

说明

1

工作面循环支柱

736

不包括两端头

2

四对八梁循环支柱

8

48

3

护网支柱

112+8

120

4

超前支护支柱

150

包括密集支柱

5

在用支柱

1054

6

备用支柱

110

在用支柱×

10%

7

支柱用量总计

1164

8

在

用

梁

2.6

224

3.2

8×

16