综采工作面作业规程.docx

1、综采工作面作业规程南桐矿业公司 （采煤）作 业 规 程矿 井 名称：南桐矿业有限责任公司红岩煤矿回采工作面：3601N1工作面 总工程师： 王光全 2014年 7 月 15 日安全矿长： 段云平 2014年 7 月 11 日生产矿长： 易利荣 2014年 7 月 10 日机电矿长： 廖秀兵 2014年 7 月 7 日生产副总： 张召 2014年 7 月 4 日安全副总： 陈勇 2014年 6 月 21 日通瓦副总： 范林 2014 年 6 月 16 日机电副总： 易晓钢 2014年 6 月 12 日 调 度 室： 董道平 2014年 6 月 11 日 安 监 科： 曹优能 2014年 6 月

2、11 日机 运 科： 韩广斌 2014年 6 月 11 日通 瓦 科： 钟传平 2014年 6 月 11 日技 术 科： 柯军 2014年 6 月 8 日生 产 科： 吴祥文 2014年 6 月 6 日施 工 队： 廖化兵 2014年 6 月 6 日编 制： 杨科 2014年 6 月 6 日红岩煤矿生产技术科二O一四年七月十五日目 录第一章 概 况 2第一节 工作面位置及井上下关系 2第二节 编写依据 3第三节 煤 层 3第四节 地质构造 4第五节 煤质 4第六节 水文地质特征 4第七节 影响回采的其它因素 5第八节 储量及服务年限 5第二章 采 煤 方 法 6第一节 工作面巷道布置 6第二节

3、 回采工艺 7第三节 设备配置 8第三章 顶板控制 10第一节 支护设计 10第二节 工作面顶板控制 13第三节 两巷及端头顶板控制 15第四节 矿压观测 17第四章 生产系统 18第一节 运输系统 18第二节 “一通三防”与安全监控 18第三节 排水系统 25第四节 供电系统 25第五节 通讯照明 25第五章 劳动组织和主要技术经济指标 26第一节 劳动组织 26第二节 作业循环 26第三节 主要技术经济指标 26第六章 煤质管理 27第七章 安全技术措施 28第一节 一般规定 28第二节 顶板管理 30第三节 防治水 39第四节 爆破安全管理 39第五节 “一通三防”及安全监控 43第六节

4、 运 输 48第七节 机 电 51第八章 灾害应急措施及避灾路线 65第九章 “六大系统” 66第一章 概 况第一节 工作面位置及井上下关系一、位置及范围3601N1段工作面位于丛林向斜轴部北翼，其走向长度708m，平均倾斜长110m。地面标高在+600m+650m之间。该区域煤层平均倾角为32，可采煤层为K1（6#）煤层。表1 工作面位置及井上下关系表水平名称0m采区名称3601地面标高(m)+600+650井下标高(m)+96+180地面相对位置地面南起南平镇水丰村池井湾，北至南平镇锦绣村桂花树沿线一带。回采对地面设施的影响该工作面的回采对地表无大的影响。井下位置及与四邻关系工作面南起N1

5、段切割上山，北止该段收尾切割上山，西起2603区放水巷，东至N2段风巷。该工作面为本采区第三个回采面，工作面范围由5个坐标点顺时针闭合而成。坐标1、x：3212927，y：45166；2、x：3213602，y：44992；3、x：3212891，y：45090；4、x：3213572，y：44869；5、x：3213000，y：44944；走向长度（m）708倾斜长度（m）110面积（）77880二、地表情况（一）地面建筑、设施该区域内对应地表有村民住宅较多，无小煤窑在此范围内进行开采活动，但因开采高度距地表较远（最小垂高为540m），故开采后对地表建筑无大的影响。（二）地形地表位于池井湾以

6、西，桂花树以东一带，地形以落差不大的丘陵为主。（三）采掘影响及破坏程度采、掘生产过程中不会给地表带来大的采动影响。第二节 编写依据一、工程设计及批准时间红岩煤矿3601N1工作面设计，批准时间为2014年3月8日。二、地质说明书及批准时间红岩煤矿3601N1工作面回采地质说明书，批准时间为2014年5月10日。三、其它技术规范一、煤矿安全规程 （2011版）二、中华人民共和国矿山安全法 1993年三、中华人民共和国煤炭法 1996年四、中华人民共和国安全生产法 2002年五、煤炭安全监察条例 2000年六、按国家煤矿安全质量标准化标准执行。第三节 煤 层一、地层（一）区域地层该区域最老地层震旦

7、系、寒武系及奥陶系出露于井田东南景星乡、两河口一带，较新地层侏罗系分布于八面山，第四系地层零星分布于河流两岸等低洼地区。（二）煤系地层该区域含煤地层属二叠系龙潭煤组，由南至北，煤系变化不大，含煤地层平均厚约95.5m，煤系地层主要由页岩、灰岩、砂岩及煤层组成，其中页岩占46、灰岩占33、砂岩占8.4、含煤系数5.4，各煤层分布较稳定。煤系顶部属二叠系长兴灰岩，下部为二叠系阳新统茅口灰岩。煤系含煤6层，其中6#(K1)煤层为可采层,4#(K3)煤层局部可采；其余煤层均不可采。 表1-1 各煤层煤厚及层间距表：煤 层代 号煤 层编 号煤 厚(m)煤 层 间 距(m)最 大最 小平 均K6一号层煤线

8、211920K5二号层0.17.56.06.75K4三号层0.210.56.88.65K3四号层0.30.5252123K2五号层0.2191215.5K1六号层1.22.2第四节 地质构造3601采区位于丛林向斜北翼，向北逐步远离向斜构造影响。该区大、中型构造不发育，次生小构造较发育，以压扭性，张扭性为主，小断层分布广，但落差不大，一般在2.5m左右。第五节 煤质本区煤为烟煤，煤种以瘦煤为主，局部地方有肥煤、贫煤。煤质特征及指标见下表：表1-2 煤质特征表煤层煤 种容重AgSgVgQ卡/克6#肥煤1.4113.9831.952.288.9416.4722.6765336685第六节 水文地质

9、特征(一)水文地质特征根据3601 N2段开采情况分析：该段回采区域内水文地质条件属简单，顶板长兴灰岩溶水不发育，而煤层底板的茅口灰岩溶水仅以裂隙状态存在，且流量小补给不明显。（二）主要充水因素根据上水平对应的采区开采过程中收集的水文资料分析，涌水量主要随大气降雨而变化，同时与开采面积、开采深度、开采煤层的厚度也有一定的关系，该采区发生灾害性顶板突水的可能性不大。煤系顶板长兴石灰岩含水层距主采6#(K1)煤层平均间距100m左右，据岩移资料证实：采厚裂隙高度为采厚的1620倍，因而受采动影响，长兴灰岩内岩溶水将会沿采动裂隙渗入工作面，这是充水主要水源之一。另外，因本段工作面上部紧邻+180m水

10、平2601南北五段采空区，其采空区老塘水必将成为重要的补给源。煤系底部阳新含茅口灰岩水层岩溶水基本不受采动的影响。第七节 影响回采的其它因素一、影响回采的其它地质情况（表4） 表4 影响回采的其它地质情况 瓦斯绝对瓦斯涌出量约为6.45m3/min CO2低CO2矿井，涌出量极小煤尘爆炸指数K1煤层具有爆炸危险性，煤尘爆炸指数15.135.2%煤的自然倾向性煤层具有自燃发火倾向，但采区内目前未发生过煤层自燃现象。属类自然发火煤层。地温危险23（无地温危险）冲击地压危害无二、冲击地压和应力集中区3601N1工作面无冲击地压影响，应力主要集中在巷道十字交岔口、工作面上隅角至超前距10m范围。第八节

11、 储量及服务年限一、生产储量根据3601N1段工作面的实际情况，该工作面生产能力计算如下。工作面工业储量按下式计算：工作面储量=Q储=工作面倾斜长度走向长度平均采高煤容重 =1107081.71.4 =18.5吨工作面年产量Q=Lbmrc式中：Q采煤工作面年产量，t/d L采煤工作面平均长度，mb采煤工作面年推进度，m（年工作天数按330天，工作面推进度按2.4m/天）m煤层平均开采厚度，m（煤层按1.7m计算）r煤的容重，1.4t/m3c工作面回采率，95%工作面设计年产量为：Q=1102.43301.71.40.95=19.7万吨二、服务年限工作面的服务期限=工作面储量/设计年产=18.5

12、吨/19.7万吨=11.3（月）第二章 采 煤 方 法该工作面采用单一走向长壁采煤法，全部垮落法处理采空区。第一节 工作面巷道布置一、采区巷道布置 工作面采用走向长壁后退式布置，风巷、机巷均沿煤层走向布置，切割沿煤层倾向布置。附图2:3601N1工作面平面图二、巷道概况（一）N1机巷（1）支护形式：采用金属锚网支护、工字钢支护；（2）金属锚网支护巷道设计断面：下宽2.8m、左帮高2.4m、右帮高1.8m；（3）架厢支护巷道设计断面：下宽2.8m、上宽2.4m、高1.8m；（4）管线敷设：附图3:3601N1工作面巷道断面图。（5）巷道用途：工作面的进风、行人、运煤。（二）N1风巷（1）支护形式

13、：采用金属锚网支护；（2）巷道设计断面：下宽3.0m、左帮高2.5m、右帮高2.0m；（3）管线敷设：附图3:3601N1工作面巷道断面图。（4）巷道用途：工作面的回风、行人、运料。（三）工作面切割沿煤层布置，上下分别与风巷、机巷联接，长110m。巷道净断面9.9m2，其中巷道高度1.8m，宽度5.5m。附图3：3601 N1工作面巷道断面图第二节 回采工艺一、回采工艺（一）采用综合机械化采煤工艺。（二）工艺流程：班前准备检查设备端部斜切进刀割煤移架、推输送机清架间前浮煤一个循环端部斜切进刀割煤移架、推输送机清架间前浮煤下一个循环。（三）落煤：1、采用MG200/468-WD型采煤机螺旋滚筒割

14、落煤。2、采高及循环进度：采高为1.6m2.2m，平均1.7m；循环进度0.6m。3、采煤机进刀方式：采用割三角煤斜切进刀方式。4、工作面正常情况下采用双向往返割煤，即割煤机组从距机尾或机头20-50m位置斜切进刀下行或上行割至机巷或风巷后，再反向上行或下行割煤，直至进入下一循环进刀位置。采煤机割煤时最大牵引速度：3.0m/min（割矸时1.0m/min）。5、割煤司机在架间保护下用遥控器操控割煤机：主司机操作并负责观察前滚筒割顶煤及顶板情况、割净顶煤，副司机操作并负责观察后滚筒割底板情况、控制采高，发现问题及时处理。6、原则上采煤层全高；如煤厚较厚，不能割全高时，则摸顶开采；遇到煤层厚度低于

15、1.3m或起伏较大的地段采用打眼爆破方式破顶底板开采，保持采高达到要求。（四）装煤：利用采煤机滚筒螺旋叶片，输送机上的铲煤板配合装煤。（五）运煤：工作面采用SGZ630/2160型刮板运输机，机巷采用二台SGW-150C刮板输送机和一台DTS80/40型皮带输送机，运煤上山采用一台DTS80/40/240型皮带输送机。（六）工作面支护：采用ZQY2800/10/24型液压支架。附图6：采煤机进刀方式示意图二、工作面正规循环生产能力W=Lshrc=1100.61.71.495=149.2（t）式中： W工作面正规循环生产能力，t ； S工作面正规循环进度，0.6mL工作面平均长度，110m； h

16、工作面设计采高，1.70m； r煤的视密度，1.4t/m； c工作面采出率，95%第三节 设备配置一、采煤机选型为MG200/468-WD型采煤机-主要技术参数序号项目名称单位技术指标备注1采高范围mm160022002适应煤层倾角0-453适应煤层硬度F44过煤空间mm4805滚筒截深mm6006卧底量mm200-3007滚筒直径mm12508牵引速度m/min0-8.09牵引力kN30010牵引调速方式交流电变频调速牵引11牵引行走形式摆线轮、销轨12喷雾灭尘方式:内外喷雾13操纵方式手控、遥控14整机重量t33二、工作面刮板输送机（1）型号： SGZ-630/2160（2）电动机功率：2

17、160KW 、电压：1140V；（3）链速： 0.92m/s；（4）运输能力：450t/h。三、N1机巷刮板输送机（1）型号：SGW-150C型（2）电动机功率：275KW 、电压：1140V;（3）运输能力：250t/h、链速： 0.868m/s；（4）中部槽规格：1500630190mm四、N1机巷皮带运输机（1）型号：DTS80/40型（2）电动机功率：40kw;电压：1140/660V;（3）运输能力：400t/h;带速：2m/s;（4）带宽:800mm五、3601运煤上山皮带运输机（1）型号：DTS80/40/240；（2）电动机功率：240kw，电压：1140/660V（3）运输能

18、力：400t/h；带速：2m/s,（4）带宽:800mm;六、液压支架（1）型号：ZQY2800/10/24（2）采高1000-2400mm；（3）工作阻力2800KN；不设伸缩梁和护帮板；七、乳化泵（1）型号：BRW200/31.5型（2）电动机功率125KW，电压等级1140/660V;（3）转速：1480/min;（4）压力：31.5Mpa;（5）流量：125L/min八、喷雾泵（1）型号： BPWJ315/6.3型（2）电动机功率:45KW、电压：1140/660V;（3）转速：1480r/min;（4）压力：6.3Mpa;（5）流量:315L/min九、移动变电站选为KBSG2-12

19、50/ 6型1台，KBSGZY-500/6型一台。附图7：3601N1工作面设备布置示意图。附图10：3601N1工作面供电系统图。第三章 顶板控制第一节 支护设计一、液压支架支护强度验算（一）经验计算支护强度Pt=79.81h=79.811.72.5=291.8KN/m2；h平均采高；容重。（二）支护设备选择：工作面选用ZQY2800/10/24型支架，基本支架做端头支架使用。表5 工作面矿压显现资料及预计本工作面矿压参数参考表序号项目单位同煤层实测本面预计或选取1顶底板条件直接顶厚度m8.5811老顶厚度m9710直接底厚度m552直接顶初次来压步距m172215253初次来压步距来压步距

20、m20252025最大平均支护强度KN/m2400400最大平均顶底板移近量mm100100来压显现程度明显明显4周期来压步距来压步距m15191221最大平均支护强度KN/m2336.32340最大平均顶底板移近量m8080来压显现程度明显明显5平时最大平均支护强度KN/m2291.8300最大平均顶底板移近量mm50506直接顶悬顶情况m1.51.57底板允许比压MPa448直接顶类型类9老顶类型类10巷道超前影响范围m1010表6 工作面条件与支架适应条件对照表项目工作面条件支架适应性采高1.7m1.32.4m倾角3245煤厚0.52.4m1.32.4m支护强度300KN/m2610KN

21、/m2顶板种类二级二类通过对比、验算，证明选用ZQY2800/10/24型支架能满足要求。二、乳化泵站（一）乳化泵站选型、数量1、理论计算通过对比可知，自切割初采时泵站压力损失最大，此时走向长L1=520m，倾斜长L2=110m，本站至工作面高差h1=12m；上下巷高差h2=70m，泵站流量200L/min，瞬时经济流速v=2.56m/s。沿程阻力系数 =0.01式中，d为管径，取d=50mm。沿程阻力损失 hw=0.01=9.78mmH2O局部阻力损失 hs= =3.67mmH2O式中，G为局部阻力损失系数，取18。泵站压力损失：H=hW+hS+h1+h2=(9.78+3.67+67)=80

22、.45 mmH2O=0.80MPa支架工作压力：hj=14.9 MPa泵站压力： Pb=（h+hj）K=（0.80+14.9）1.18=18.5MPa2、总结通过理论计算和相邻矿井实测分析，确定3601N1工作面泵站最小值为30MPa，额定值为31.5MPa。通过计算设计，选用BRW200/31.5型液压泵站，一台泵站满足工作面需要，但是为保证工作面正常运转，因此在备用一台液压泵站以供使用乳化泵型号为BRW200/31.5，数量2台，主要技术参数如下：乳化泵型号 BRW200/31.5公称流量 200L/min公称压力 31.5Mpa（二）乳化泵站位置及线路1、乳化泵位置：+110m抽放巷变电

23、所；2、管路敷设路线：2606区防尘消防水池+180m运输大巷0m提升暗斜井+110m抽放巷3601N1工作面面泵站乳化液泵箱乳化液泵3601N1机巷3#石门3601N1机巷3601N1工作面；3、回液管路敷设路线：3601N1工作面3601N1机巷3601N1机巷3#石门乳化液泵箱。第二节 工作面顶板控制一、正常工作时期的顶板支护方式工作面采用全部垮落法控制顶板，采空区随支架前移自行垮落充填。最大控顶距为5.7m，最小控顶距为5.1m，移架步距为0.6m。工作面采用跟机移架的方式对顶板进行及时支护，采空区顶板随液压支架前移自行垮落充填。即采煤机割煤过后，为防止空顶时间过长，发生顶板冒落，上行

24、割煤时采用分段跟机移架或停机移架、推溜，其距离不超过50m；下行割煤时应跟机移架，其移架点滞后割煤机上滚筒保持在35架。割煤期间，割煤机下方严禁有人。二、正常工作时期的特殊支护形式1、如果顶板破碎及断层，必须及时带压移架，即采煤机后滚筒割煤过后，最多滞后割煤机后滚筒不大于3架，否则必须停止割煤，移好架后方能继续割煤。2、如果工作面片帮达到600mm，必须超前支护，即移架在割煤之前进行。三、回柱放顶与其他工序平行作业的安全距离采用人工配回柱机的方式进行回柱放顶。1、回柱前，维护好附近支护，找掉顶板活煤矸，清理好退路，保证后路畅通。2、回柱方法，采用单体卸液手把远方操作，先老塘后煤壁，由下向上，先

25、柱后梁。四、特殊时期的顶板管理（一）来压及停采前的顶板控制1、周期来压及工作面过拐点时的顶板管理工作面周期来压时，采取以下方法加强工作面顶板管理：（1）割煤后及时带压擦顶移架，及时伸出前探梁支护顶板。（2）移架时少降快拉、步距够，支架升起后有足够的初撑力。（3）片帮严重地段，在保证有足够采高的情况下，及时超前移架，严防架前冒顶。（4）上下出口及时支护、移端头，尽量减少空顶面积，严防冒落、片帮及破坏原支护。（5）工作面上下端头支护质量好。（6）超前支柱必须达到规定，对卸载柱必须及时更换或补打。（7）顶煤裂隙发育、压力大，易片帮、冒顶时，加快推进度，减少空顶距。（8）严禁空顶作业，处理冒落区时，人

26、员站在支架完整的安全地点，并有安全出口。（9）冒顶区，顶板破碎区尽可能减少支架反复升降次数。（10）工作面冒顶时必须及时停止刮板输送机处理，不得使其进一步扩大。（11）巷道冒顶抽条处加强超前支护，并加快推进度。（12）及时检修处理支架漏窜液，保证支架高度，严防支架压低放不出顶煤或被压死。（13）支架降低或压低时，及时适量挑顶或卧底，升高支架，严防压成死架。（14）安全阀漏液或失效时及时更换检修。（15）工作面过拐点期间，必须按过拐点方案认真组织生产，不得盲目转向，以防止前后部刮板机上下窜而影响正常生产，具体过的方式另行编制安全技术措施。2、停采前的顶板管理工作面回采至距停采线20米时要降低采高

27、，距停采线15米时准备铺网打锚杆支护，具体规定届时另行补充安全技术措施。（二）、过断层及顶板破碎时的顶板控制1、工作面过断层时应加强支架、机组、输送机检修，严禁带病作业。2、断层面上下两盘以不留顶板、破底为原则，将断层面附近平整过渡，工作面严格控制采高。3、采用带压移架超前支护。4、相邻支架错差不大于顶梁侧护板2/3,不挤不咬不倒，保持良好的支护状态。（三）、应力集中区的顶板控制工作面内原有老巷属于应力集中区域，通过该区域时另行编制安全技术措施。 第三节 两巷及端头顶板控制一、工作面两巷的顶板控制(一)支护规定：1、N1机巷及N1风巷超前支护（1）支护形式：工作面机巷采用单体液压支柱配合1.2

28、m铰接梁，一梁一柱超前托梁支护，梁与梁间必须铰接。工作面风巷采用单体液压支柱配合0.8m铰接梁，一梁一柱超前托梁支护，梁与梁间必须铰接。（2）两巷超前支护距离双排不少于20m：工作面煤壁前方20m范围和煤壁至老塘最后一架支架或锚梁都必须实行双排托梁支护。（3）双排托梁支护段，严禁将两排支柱靠巷道一侧支设，两排支柱尽可能均匀支设，使支架受力均等，两排支柱间距不得低于巷道宽度的1/2，支柱顶部距两帮的距离不得低于300mm（特殊地段可根据现场实际条件而定），并保证行人通道宽度不得低于800mm。（4）超前支护托梁必须紧贴金属支架顶梁（锚梁），如支架顶梁与超前托梁不能接触时，必须用开块料等垫实。两架金属支架间，必须用半圆木跨过两排托梁，接顶背实（即采煤工作面机巷超前抬厢掺块料，托梁和巷道架厢的顶梁之间需垫排花或开块料）。（5）如超前支护以外的巷道出现锚网破裂、锚杆脱落、片帮、漏顶要及时维护，确保两巷支护完整，无空帮空顶。（二）其他支护质量标准1、两巷单体液压支柱要打成一直线，且必须打紧打牢拴好防倒绳，其偏差