综采工作面作业规程11.docx

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综采工作面作业规程11

影响回采的其它情况

最大涌水量

50m3/d

正常涌水量

30m3/d

瓦斯

相对涌出量

50.9m3/t

绝对涌出量

9.94m3/min

煤尘

具有爆炸性，煤尘云最大爆炸指数7.052MPam/s

煤的自燃

10#煤层自燃等级为Ⅲ级,为不易自燃煤层.

概况：

该工作面回采过程中主要水害为石炭系太原组碎屑岩裂隙含水层和二叠系山西组砂岩裂隙含水层，对回采有影响，故在回采过程中，一定要做好防排水工作。

本矿属高瓦斯矿井，该工作面回采过程中局部瓦斯较大，特别是上隅角瓦斯，需加强通风瓦斯管理，防止瓦斯积聚。

概

况

煤层名称

10#

水平名称

＋840

采区名称

北采区

工作面名称

D1002

地面标高

＋1015—＋1094

工作面标高

＋824—＋854

地面位置

地面位于杨家庄村以东，大刘公路以北，地表大部分为黄土覆盖

井下位置及四邻采掘情况

井下位于井田西北部，西邻D1001工作面，东为实体煤田，北为王家庄煤矿井田，南接回风大巷及轨道大巷

回采对地面设施的影响

地表大部分被黄土覆盖，回采后会造成地表塌陷

可采长度

1170m

工作面长度

150m

面积（m2）

175500

煤层情况

煤层总厚

4.8—6.4m

煤层结构

煤层倾角

3-8°

况

层情况

概况

地质构造情况

整体情况

工作面整体为单斜构造，倾角为5°左右

断层情况

开拓工作面尾巷及五顺、六顺时未遇断层

褶曲情况

无

其它情况

无

第一章概况

第一节工作面位置及井上下关系

第二节煤层情况

第三节煤质情况

第四节煤层顶底板情况

煤层顶板为细砂岩、粉砂岩，底板为粉砂岩，顶板属坚硬岩石，较易管理，底板强度较小，开采时注意底鼓发生。

第五节地质构造情况

第六节影响回采的其它情况

巷道名称

巷道分类

支护形式

净断面

五顺

煤巷

锚杆（索）网、钢棚

11.76m2

六顺

煤巷

锚杆（索）网

10.64m2

开切眼

煤巷

锚杆（索）网

13.8m2

尾巷

煤巷

锚杆（索）网

5.28m2

煤

质

情

况

Mad

Ad

Vdaf

Std

发热量mj/kg

粘结指数

0.56

14.63

14.3

1.48

36.05

42.93

概况:

10#煤层为特低灰—中灰,低硫—中高硫瘦煤

第七节储量及服务年限

1、本工作面走向长度为1200m，采面长150m，储量计算采用煤厚5.60m。

则:

工业储量＝面积×煤厚×煤的密度

＝1200×150×5.60×1.

4

＝1411200T

可采储量＝（工业储量－设计损失）×80％

＝（1411200－35280）×80％

＝1100736T

服务年限＝1100736÷105900≈10月

第二章采煤方法

第一节巷道布置

详见（工作面巷道布置图）

第二节采煤工艺

1、采煤方法

工作面采用综合机械化走向长壁，后退式回采，沿煤层顶底板放顶煤一次采全高，采空区采用全部跨落法管理顶板

。

2、回采工艺

采用MG150/350D型采煤机割煤，使用SGB-630／264型前、后溜运煤及回收顶煤，工作面每割一刀煤放一部顶煤，实行一采一放，追机放顶煤作业方式

。

工艺顺序:

采煤机从机尾（头）自开切口斜切进刀→调上、下滚筒位置→返向割三角煤→调上、下滚筒位置→向机头（尾）全长割煤→移支架支护→推移工作溜→放顶煤→移后溜

（1）进刀方式：

机组自开切口斜切进刀

a、采煤机向机（头）尾割煤斜切进刀25~30m，其前后滚筒全部切入煤壁达0.6m。

（见图）

b、移溜工序距进风巷（回风巷）15m处停止移溜（见图）

、采煤机割透机头（机尾），调换上、下滚筒位置返回，通过工作溜弯曲段滚筒切入煤体（见图）。

、然后将剩余工作溜推移到煤帮，并完成拉机头（机尾）工作（见图）

、采煤机再次调换上、下滚筒位置，向机头（尾）割三角煤完成斜切进刀（见图）

、割透机头（机尾）煤壁后，调换上、下滚筒位置向机尾（头）正常割煤，推移工作溜机头（机尾），进刀结束（见图）

（2）落煤方式

该工作面使用MG150/350D型双滚筒采煤机双向割煤，滚筒截深0.6m，往返一次进两刀，采煤机司机应随时调整滚筒，保证采高2.0-2.2m并且不割底，不留伞檐。

（3）装煤方式

采煤机在割煤时将大部分煤装入工作溜,剩余浮煤在推移工作溜过程中，工作溜上铲煤板将煤装入工作溜。

（4）运煤方式

工作面煤装入SGB-630／264型刮板输送机（工作溜），顶煤放入后部溜，输送到转载机,顺槽皮带，采区皮带，煤库至主斜井皮带至地面煤场。

（5）移架支护

正常情况下，采煤机后滚筒割煤后，滞后3-5架开始移架，顶板破碎时，前滚筒割过2-3架时即伸出支架前探梁或提前过架。

（6）移溜

滞后拉架10m左右开始顶溜,溜子弯曲长度不低于15m，顶溜时分三次顶至煤壁,杜绝一次顶到位，严禁把溜子顶成急弯。

（7）清浮煤

机组割过后，要将工作面溜至支架之间的浮煤攉入溜内，清理干净，

为下次拉架作好准备，放过顶煤后，架间的浮煤也要清理干净。

（8）移后溜

移架后开始逐架分段抽架放顶煤，预防埋压输送机.顶煤放净后，由放顶煤工负责移后溜，一次收溜长度不得少于15架。

（9）放顶煤

①放顶步距的确定

根据介绍经验公式，放煤步距d=（0.15～0.2）h，h为放煤高度，则放顶煤步距L=0.54～0.72m取L=0.6m即一刀一放。

②初次放顶距离与初次放顶

序号

设备名称

型号

数量

单机容量

（KW）

序号

设备名称

型号

数量

单机容量

（KW）

1

放顶煤支架

ZF2800/16/24S

116

12

移变

KBSGZ－Y630

2

2

端头支架

ZF2800/16/24S

4

13

移变

KBSGZ－Y400

2

3

工作面刮板机

SGB－630/264

2

264

14

组合开关

QJZ－4*400

3

4

转载刮板机

SGB－620/132

1

132

15

调度绞车开关

QBZ－80

6

5

破碎机

PCM110

1

16

回柱绞车开关

QBZ－80N

4

6

采煤机

MG150/350D

1

350

17

照明信号综保

ZXZ8－4

2

7

皮带机

DSJ1000/2*160

1

320

18

自动馈电开关

KBZ16－1000

2

8

回柱绞车

JH－20

4

22

19

自动馈电开关

BKD16－630

2

9

调度绞车

JD－1.6

6

25

20

皮带机开关

1

10

乳化液泵站

BRW－200/31.5

2

125

21

煤电钻综保

ZZBL－4

2

11

喷雾泵

KMPB320/10

2

22

电缆车

自制

根据工作面已揭露的地质情况，在工作面正常后10m开始初次放顶。

达到初次距离后，放出1/3即关闭放煤口，以后每循环增加放煤量，但是不得超过煤厚的2/3，待顶板初次来压跨落后，方可正常放煤。

③正常放煤

采用分段多轮循环追机放顶煤方法进行，每轮间隔等量放煤，使顶煤均匀下降，减少矸石混入量。

放煤时，先放奇数架，每架放出1/3，然后放偶数架如此反复，直到顶煤放净，见矸石为止。

两组相距不小于10m，但机头机尾两架不能放煤。

机头（尾）和过渡槽的煤矸，替换支设好单体柱后，用顺槽回柱机作辅助动力，牵引区不得有人，同支架的顶溜千斤配合,拉过机头（尾）。

④特殊条件下的放煤

遇煤壁严重片帮或冒顶区域禁止放煤。

（10）移工作面机头、机尾

采煤机割透端头煤壁后，退出机头（尾）25-30m，待拉完架，清理完

（11）注水工艺

在两巷超前工作面打深眼，高压注水，注水孔间距10.0m，孔深60.0m，封孔长度0.6m，注水泵的压力不小于80-120千克/平方厘米。

第三节设备配置

D1002工作面、顺槽主要设备配置表

（见工作面设备布置图）

序号

设备名称

单位

参数

1

放顶煤支架

ZF／2800／16／24S

2

最大高度

mm

2400

3

最小高度

mm

1600

4

支架中心距

mm

1220

5

支架宽度

mm

1180

6

额定供液压力

Mpa

31.5

7

初撑力

Kn

2524

8

工作阻力

Kn

2800

9

支护强度

Mpa

0.55~0.6

10

对底板前端比压

Mpa

1.52

11

推移步距

mm

600

12

适应煤层倾角

°

≤15°

第三章顶板控制

第一节支护设计

一、支架说明

1、支护参数

根据10号煤顶底板岩性确定,计算合理支护强度。

以支护强度大

于0.55MPa为前提，确定工作阻力为2800KN

。

（1）依岩石重量法推算综采工作面支架设计支护强度WZ：

Wz=H岩×r×K=15.4×2.7×1.3＝54.054T/m2

（0.5405MPa取Wz=0.55MPa）

式中：

H岩—上覆基岩厚度（m）按7倍采高考虑

即2.2×7=15.4m

r—岩石平均容重取2.7T/m3

K—老顶动载系数

（2）依综采工作面支架支护强度确定支架工作阻力

Wz=F/sF=Wz×S=0.55×3.8=2131KN

式中Wz—支架支护强度（MPa）

F—支架工作阻力KN

S—支架支护面积1.18×3.1=3.658m2

ZF2800/16/24S型液压支架工作阻力F=2800KN

∵2800KN＞2012KN∴所选支架的工作阻力符合要求。

对底板比压说明：

根据工作面最大载荷强度计算支架对底板的最大比压为

D=P×支护面积/底座面积=（0.55×1.18×3.1）/（1.6×1.02）

=1.233MPa

∵1.52MPa＞1.233MPa

∴支架对底板比压符合要求。

第二节工作面顶板控制

1、顶板管理方式

液压支架全封闭支护顶板，自移支架放顶，采空区处理方法为全部跨落法，移架步距0.6m,本工作面使用116组ZF2800/16/24S型四柱支撑掩护式,低位放顶煤支架,机头机尾各两组ZF2800/16/24S型过渡支架管理顶

板。

2、支架的基本形式

液压支架为支撑掩护式，最小控顶距2.8m,最大控顶距3.4m,放煤步距0.6m,支架中心距1.22m,端面距280mm,支架顶梁与顶板接顶严密,架间不能有明显错茬，不挤不咬。

3、特殊条件下顶板支护

工作面顶板破碎或过地质构造时，采煤机司机必须与拉架工密切配合，减慢截割速度，割煤与拉架间距超过5m时，必须停机，切断电源。

拉架时采取带压擦顶前移支架的方法。

工作面出现断层时，若其落差小于1.0m，采取调低支架留设顶底煤

的方法通过，工作面支架形式不变。

若落差大于1.0m，采取放震动炮配合机组截割的方法通过。

并另编制安全技术措施。

工作面顶板破碎或老山窜矸严重时，工作面需铺网。

4、支护材料的管理：

工作面支架全部编号管理，付巷距工作面70—100m为材料设备堆放点，要求分类堆放整齐，堆放时不得超巷道断面的1/3，不得影响行人、运输和通风，备用材料短缺后，必须及时补充。

第三节运输巷、回风巷及端头顶板控制

1、端头支护及回进风顺槽顶板管理

（1）工作面第一架和最后一架支架与巷道“槽钢”端头的间距不得大于0.5m,大于0.5m时要用交错梁进行维护,梁为5mπ型梁,交错距2.5m,一梁三柱。

（2）每拉过一次机头（尾），要及时在过溜抬棚和钢带下卡柱维护，要保证机头（尾）距巷道帮锚杆外露的最突出部分间留有0.7m宽，1.8m高的人行通道。

（3）回、进风落山侧要用密集单体柱切顶维护。

回风巷顶至后溜机尾落山侧，进风巷放顶滞后转溜机尾最大不超过5m。

回进风落山悬顶超过规定时，要及时放顶。

放顶前，要退掉放顶区的锚杆、锚索。

（4）回进风巷道超前工作面维护的规定：

进、回风巷道超前支护距离不小于20m维护，两趟对接抬棚支护，一梁不小于三柱，单体柱距工作面侧帮1.0m，单体柱卡成一直线；并拴好防倒绳。

根据实际情况可扩大维护范围，压力特别大时，抬棚改为一梁四柱，在巷道中部另加一趟抬棚。

单体柱卡成一直线，并拴好防倒绳。

进回风巷均有超高现象，单体柱能够接顶时，直接用单体柱维护，超高大于0.5m时,巷道两侧支设抬棚,上布横木接顶,如底板松软时,为防止单体柱钻底,必须“穿鞋”支设。

（5）在回风巷离机尾70-100m左右必须备有一定数量的支护材料以备用。

2、备用支护材料的数量及种类：

①单体液压支柱DZ—2820根

②π型梁5m20根

③圆木4m20根

④构木1.2m200根

⑤5m木梁直径200m8根

⑥木楔200个

第四节初、末采工艺及初、周期来压支护

1、初采工艺及注意事项：

工作面及进、回风顺槽，形成完整的生产系统后，便可开始初采准备工作。

（1）将切眼内浮煤清理干净，支架跟工作面推进方向移成直线，无歪、倒、咬架现象，各支架接顶严实，并达到规定的初撑力。

（2）回、进风超前维护按作业规程要求严格支设，并要采取防倒措施。

（3）工作面所有设备及两巷设备必须按规定进行试运行，经检验合格后方可进行初采。

（4）工作面从切割巷推进25m范围内为初采阶段，液压支架必须达到初撑力且接顶良好，各班组长，要注意观察老顶来压情况，加强工作面及两巷支护。

（5）成立初采领导组：

组长：

生产矿长

副组长：

安全矿长、技术矿长、机电矿长、调度主任、采煤队队长

组员：

各班带班长、队技术员。

职责：

生产矿长全面负责初采的组织领导和措施落实。

安全矿长负责工程质量、安全设施。

机电矿长负责设备测试，采煤队长负责生产组织、劳动组织等各项工作。

技术矿长、技术员负责规程措施贯彻。

带班长全面负责工作面的工程质量及本班的生产任务。

2、未采方法:

未采前将工作面取直，支架调成一直线，然后再割两刀煤，只推移输送机而不移架，使顶梁前端与煤壁之间形成1m以上宽的空间，作为撤运设备的通道，此通道采用锚网索带支护，拆除支架后，要及时用点柱支护，拆除一定数量后，强制顶板跨落。

当采煤机距端头15m时，闭锁运输机，停止采煤机作业（机头作业时需停止转载机）由维护工回收锚杆、钢带等；回风巷随采随回，运输由检修班集中运出。

3、初次来压及周期来压时支护要求：

‰㎏㎜㎝㎡§￥＄№

及时开展支护质量和顶板动态监控工作,掌握顶板动态监控工作,掌握顶板活动规律，保证泵站压力在30Mpa以上，管路不漏液，支架不串液，不卸液，支架初撑力达2524KN，机组割煤后及时移架，尽量减少顶板空顶时间。

第五节矿压观测

矿成立矿压观测组，技术科负责，安全员兼任矿压观测员。

（1）工作面布置测点，每5架必须有一组压力表，每10架必须有一组圆图自记仪，监测小组对每天的数据要进行分析处理，分析处理后要及时给相关科室，并反馈队组。

（2）技术科负责数据分析处理并将处理结果及时反馈到综采队，根据处理结果指导生产，保证安全生产。

第四章生产系统

第一节运输系统

运煤系统：

工作面→五顺→采区运输巷→煤库→斜井→地面

运料系统：

地面库房→副立井→井底车场→轨道大巷→采区轨道巷→五顺（六顺）→工作面

第二节“一通三防”与安全监控

1、通风系统：

矿井为中央并列抽出式。

本工作面通风系统为：

主斜井（副立井）→采区运输巷（采区轨道巷）→五顺→工作面（尾巷）六顺→采区回风巷→回风立井→地面

2、工作面风量计算

①工作面布置有专用排瓦斯巷的回采工作面风量计算

Q采＝Q采回＋Q采尾

其中Q采回＝100×q采×KCH4

Q采尾＝qch4尾/2.5%×KCH4

式中qCH4尾—采煤工作面巷的风排瓦斯量

Q采=aq采/1.0%×KCH4+（1-c）bq采×KCH4

={（15%×40.6）/1.0%}+{（1-85%×40.6×85%）/2.5%}×1.43

=870.8+296

=1167m3/min

Q采——采煤工作面所需风量m3/min

a——采煤工作面本煤层的瓦斯涌出量占工作面瓦斯总涌出量的百分比取15％

——采煤工作面邻近瓦斯涌出量占工作面瓦斯总涌出量百分比取85％。

q采——采煤工作面瓦斯总涌出量m3/min取40.6m3/min

C——采煤工作面的邻近层瓦斯抽出率取风量85%

KCH4采煤工作面瓦斯涌出量不均衡系数，取1.43

②、按回采工作面同时作业人数计算风量

Q采＝4N＝4×35＝140m3/min

③、工作面温度选择适宜的风速计算

Q采＝60×V×S＝60×1.5×（2.2×3.1）＝613.8m3/min

V采－查表（采煤工作面空气温度与风速对应表）取1.5m/s

④、按风速计算

60×0.25s＜Q采＜60×4s

60×0.25×6.82＝102.3＜60×4×6.82＝1636.8

S——工作面平均断面积m2

故采煤工作面风量取1167m3/min

3、防尘、防灭火的设施布置

⒈防尘设施及要求

①进、回风顺槽敷设管路，五顺每隔30m设一阀门和三通,六顺每隔50m设一阀门和三通，设水质过滤器，用于洒水灭尘。

②进回风顺槽距工作面30m处分别设一道全断面水幕，生产时开启使用。

③采煤机有可靠的覆盖全滚筒的内外喷雾装置，内喷雾压力不得低于2mpa，外喷雾压力不得低于1.5mpa,且必须坚持先开水，后开机的原则。

④工作面支架安设前后自动喷雾装置，生产时开启使用。

⑤各转载点设置喷雾装置。

放煤、移架自动开启喷水。

⒉防灭火设施及要求：

①皮带保护装置，电气保护装置，液力偶合器等保护设施必须按规定装置，不能随便弃之不用或调整整定值。

②存放油脂处要备齐灭火器、砂箱。

③皮带头30m范围内要用不燃性材料支护，备齐灭火器、砂箱。

④各种防火设施必须齐备、完好。

4、瓦斯监测:

①班长以上干部和电工佩带便携式瓦斯监测仪。

②在六顺口以里10~15m处，尾巷口以里10~15m，工作面机尾10m以内，后部溜机尾上方，距顶板不大于30cm，距巷帮不小于20cm，分别设置瓦斯传感器，断电值分别为1.0%、2.5%、1.5%、1.5%。

瓦斯传感器由机电科负责安装、通风科负责管理，除瓦检工外其他人员不得随意挪动位置。

5、瓦斯抽放方法

本工作面采用综合抽放瓦斯的方法进行抽放瓦斯，它包括①临近层抽放②本煤层抽放③采空区抽放

抽放系统为：

地面抽放泵站→地面钻孔→瓦斯抽放巷→采区回风巷→工作面尾巷→抽放钻孔

瓦斯抽放泵站为2BEC40型，电机功率110kw,最大抽速90m3/min

第三节排水

根据工作面最大涌水量情况在五顺600米处设一转载水仓，安设潜水泵进行排水，泵型选择为3DA—8×4。

管径78mm，排水系统如下：

工作面→转载水仓→采区水仓→主水仓→副立井→地面（详见排水系统图）

第四节供电

1、供电系统

本工作面供电系统由两部分组成。

一、工作面综采1140V系统。

转载机、二部皮带、工作面照明、信号、电钻综保、回柱机电源由放置五顺设备列车供电。

头部皮带，回风供电由采区配电室500KVA变压器供电。

二、采区配电室200A高压配电用35mm2高压线把10KV电源供到设备列车移动干变上，设备列车KBSGZ-Y630KVA/10/1140V移动变电站并联供给采煤机、两部工作溜，两台乳化液泵站1140V电源，KBSGZ-Y400KVA/10/660V移动变电站，供给转载机、破碎机、二部皮带、照明、信号、电钻综保、回柱机660V电源，1140V系统用两台JQZ-315四组合开关两台做控制开关，660V系统用BKD系列开关做控制开关。

（详见综采工作面工电系统图）

2、机电管理及要求

（1）机电设备的使用维护及管理

机电设备由综采队自己使用和管理，实行包机制，必须由培训合格的机电人员负责使用及维修，无证人员一律不能上岗操作。

所有电气设备不

能带病工作，一律在完好状态下才能运行。

按规定的时间要求对所有电气设备定期测试绝缘。

绝缘达不到规定值的电气设备必须立即更换。

（2）严格执行设备检修制度。

综采队必须每天对设备认真检查检修，保证生产班正常运转，对有问题的设备做到有计划的更换，对每台设备都做到有专人负责，每天做好检修记录，所有注油部位必须做到专人专用工具，专用油质，规定量注油，以保证设备正常运行。

（3）所有机电人员严格按照《机电设备岗位责任制和操作规程》操作，变更机电设备使用状况必须请示批准后方可改变。

（4）严禁带电作业，检修电气设备必须严格执行电气设备有关规定、规范操作。

（5）开机前信号系统必须做到畅通、可靠，有问题处理好后才可开机运行。

（6）工作面支架灯急停，谁停、谁送，别人不能随便恢复以免发生事故。

第五节通信照明

⒈通信系统

工作面机头、机尾及转载点、泵站、带式输送机机头、设备列车等处各安设一部电话与调度室，监控室相连。

及时反馈生产、安全信息。

⒉照明系统

工作面每4架安一盏支架多功能灯，五顺、六顺各安设一趟专用照明线路，每隔30m安一盏照明灯，灯具完好，进行照明，以保证生产、运料、行人安全。

第五章劳动组织及主要经济技术指标

第一节劳动组织

1、四·六制正规循环作业，三班生产，一班检修。

早班为检修班，12点班、18点班、0点班为生产班。

2、循环方式为浅截深多刀循环方式，截深为0·6M，刀数为六刀，即三个生产班每班割三刀煤，放顶煤三部，检修班进行一次设备检修，循环作业见附表。

3、劳动组织形式及劳动组织表。

①组织形式为追机平行作业，各工序间保持一定的距离，时间上同时进行，放顶煤为三人分段追机作业。

②全队在册人数为178人共分为三班，各工种人员安排见劳动组织表。

③各班工作量安排

6点班为检修班，负责所有设备的检修工作，并负责进回风端头支护放顶，进回风支设过溜抬棚和超前支护，拉转载机，清浮煤等。

12点班、18点班、0点班为三个生产班，每班割三刀煤放顶煤三部、清理架间人行道浮煤，进回风端头支护和回风端头放顶，生产班对设备进行检查，小型维护，各工种岗位对自己所操作的设备进行检查和维护。

经济技术指标表（见表）。

第6章工程质量及煤质管理

1、工程质量管理

1、成立工程质量验收小组，配备安全质量验收员、组长，安全质量验收员由责任心强、业务技术能力高、经验丰富的老工人担任，实行跟班验收。

2、队组要建立健全各种技术操作标准，安全质量验收制度等各种管理制度，明确对干安全质量验收及队长的职责及考核办法，各司其职，把好工程的质量关。

3、严格按照作业规程，以《煤矿安全规程》、《各工种操作规程》为前提，以《采煤质量标准化》为标准，强化现场管理，利用经济手段提高工程质量，保证安全生产。

4、各类管理人员必须具备一定的经验和高度的责任心，经常学习理论知识，提高自身素质，对工作认真负责，不循私情。

5、工作面出现质量事故时要严格按照矿、队制定的《事故分析报告处理制度》找出原因，责任人应吸取教训，并对有关责任人严肃