11753机采作业规程.docx

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11753机采作业规程

兴义龙康煤矿采面

作业规程

工作面编号：

11705综采工作面

矿长

总工

生产矿长

安全矿长

机电矿长

施工队

编制

二0一三年九月十日

会审记录

编制人

会审地点

会审日期

职务及科室

姓名

意见

矿长

总工程师

生产矿长

安全矿长

机电矿长

调度室

生产科

安全科

机电科

技术科

统计科

会审意见：

目　　　录

　　第一章　工作面概况………………………………………….……3

　　　　第一节　工作面位置……………………………….…………3

　　　　第二节　工作面参数……………………………….…………3

　　　　第三节　煤层特征…………………………………….………3

　　　　第四节　地质构造及水文地质…………………….…………3

　　　　第五节　煤层顶、底板岩性………………………….………4

　　第二章　采煤方法…………………………………….……………4

　　　　第一节　工作面巷道布置…………………….………………5

　　　　第二节　生产能力……………………………….……………5

　　　　第三节　采煤工艺…………………………………….………6

　　　　第四节　设备配置…………………………………….………8

　　第三章　顶板管理………………………………………….………8

　　　　第一节　支护设计…………………………………….………9

　　　　第二节　工作面顶板控制…………………………….………9

　　　　第三节　运输顺槽、回风顺槽及两端顶板控制……….……10

　　第四章　生产系统………………………………………….………10

　　　　第一节　运输………………………………………….………10

　　　　第二节　通风…..…………………………………….………11

　第三节压风系统…………………………………….………13

　　　第四节　瓦斯管理…………………………………….………13

　　　　第五节　综合防尘…………………………………….………14

　　　　第六节　防灭火..…………………………………….………15

　　　第七节　检测监控装置的设置及管理制度.…………………18

第八节通信系统….…………………………………………20

第九节人员定位系统……………………….………………20

第一十节供电设计……………………………………………21

第十一节排水系统………………………………..……….24

第五章劳动组织……………………………………………….21

第六章煤质管理………………………………………………24

第七章安全技术管理……………………………………………25

第一节采煤机割煤与检修……..……………………………25

第二节支护管理……………………………………………26

第三节　特殊情况下的支护工作………………………………28

第四节　沿空护巷支护…………………………………………29

第五节刮板输送机的运转要求………………………………30

第六节皮带输送机、转载机的检修…………………………31

第七节机电管理………………………………………………32

第八节两巷管理……………………………………………34

第九节安全出口管理………………………………………35

第十节辅助运输安全技术措施………………………………35

第十一节走移动变电站安全措施…………………………36

第十二节更换大型设备安全措施…………………………37

第十三节过地质构造带安全措施…………………………38

第十四节其他安全措施……………………………………39

第十五节初次放顶、周期来压试产安全措施……………40

第十六节初采措施…………………………………………41

第十七节悬顶处理安全技术措施…………………………41

第十八节爆破措施…………………………………………42

第八章各种安全制度……………………………………………43

第九章灾害应急措施及避灾路线………………………………46

第一章　工作面概况

第一节　工作面位置

11705采煤工作面位于井田西部，据戈塘村150米，地表标高是＋1390～1420m之间；工作面顶板标高＋1270～1252m之间；工作面南侧以11701运输巷为界；西部以与11703采面为界；东部以11705下巷为界。

第二节　工作面参数

该采面机巷、风巷设计高2.4m，宽：

上口宽3.4m，下口宽3.4m，,断面8.162；走向总长度327m，倾向长度平均为123m，采面煤层高度为2m左右。

储量见下表：

走向长（m）

倾斜长（m）

斜面积（㎡）

煤厚（m）

容重（t/m3）

工业储量（t）

回采率（%）

可采储量（t）

327

123

40221

2.0

⒈4

112618.8

98

110366.4

第三节　煤层特征

1、11705工作面所采煤层为17#煤层。

2、矿井为低瓦斯矿井，根据贵州省煤田地质局2012年5月作的《煤尘爆炸性鉴定报告》，17#煤层无自燃发火倾向、煤尘没有爆炸性。

3、煤层走向0°～30°之间，煤层倾向260°～290°之间，煤层倾角在-8°～-12°间起伏，平均-10°。

4、煤层厚度1.6～2.4之间变化，平均为2.0m。

第四节　地质构造及水文地质

1、地质构造

井田位于大坝背斜南东翼，地层走向北～北东，倾向南东～东，地层倾角-8～-12°。

沿走向和倾向产状变化不大，煤层产状与地层产状一致。

地表未发现褶曲。

矿山总体上为单斜构造。

在矿区北东侧发育1条正断层，走向北西～南东向，倾向北东，倾角约50°，地层断距20～30m，区内延伸长度约1.5km。

11701运输巷地质构造较为简单，煤层厚度基本稳定，局部有变薄情况，对掘进施工影响不大。

结合邻区及区域构造特征，本区地质构造复杂程度类型应属中等。

2、水文地质

1）、区域水文地质条件

安泰煤矿所在区域位于黔中高原南西部兴义煤田内，属大坝背斜南东翼。

区内地形以中山为主，内部多盆地和缓坡，境内碳酸盐类岩石广泛分布，岩溶地貌如溶丘、洼地、峰丛、溶斗、伏流等分布普遍。

区域内岩层主要为碳酸盐岩和碎屑岩两大类，碳酸盐岩包括三叠系下统飞仙关组二段、四段灰岩，永宁镇组一段、三段灰岩，二叠系中统茅口组灰岩，碳酸盐岩分布面积广，分布区多属裸露及半裸露的基岩山区，地表岩溶洼地、落水洞、溶斗、岩溶潭、岩溶大泉等较发育，地下局部发育溶洞、暗河，大气降水容易通过地表大量的负地形渗入岩溶裂隙、管道、暗河之中，岩层中赋存着丰富的岩溶水，富水性强，这些岩溶水长途径流，最后以岩溶大泉、岩溶泉群或暗河等形式集中排泄于当地河谷中。

碎屑岩分布面积较小，主要包括三叠系下统飞仙关组一段、三段、五段粉砂岩、粉砂质泥岩及泥质粉砂岩，三叠系下统永宁镇组二段粉砂岩、粉砂质泥岩，二叠系上统龙潭组砂泥岩，碎屑岩靠近地表时风化作用较强烈，风化裂隙较发育，含风化裂隙水，深部发育构造裂隙地段，含构造裂隙水为主，碎屑岩区地下水运动受地形、地貌、岩性、构造控制，富水性总体较弱，主要依靠大气降水补给，受地势影响，一般为近源补给、就近排泄。

区域内岩溶水和碎屑岩裂隙水均以大气降水作为主要补给来源，地下水动态随季节变化明显，一般每年5月中、下旬地下水流量、水位开始回升，6～9月为最高值，其间出现2～3次峰值，10～12月份进入平水期，水位、流量开始逐渐递减，到次年三、四月份降为最低值。

区域内龙潭组煤矿床上覆的中～强岩溶含水层之间一般具有较好的隔水层，含水层之间水力联系较弱，对煤矿床开采影响较小，只是当导水断层或其他导水通道沟通上覆含水层与矿床水力联系时，上覆含水层才会成为矿井的充水水源，从而威胁到煤矿床的开采。

龙潭组煤矿床下伏茅口组强灰岩含水层与煤矿床深部下煤组煤层间隔水层较厚，其地下水间接威胁深部下煤组煤层的开采。

2）、根据采面上、下巷道掘进期间涌水情况来看，11703采面上部存在有裂隙水、溶洞水，如在开采过程中遇可以情况，必须先治后采，以防水患。

3）在采面顶板初次来压后，可能会出现顶板淋水情况，在施工过程中，施工队必须加强水沟管理，以免影响机械设备正常运行。

第五节　煤层顶、底板岩性

1、顶板岩性：

该工作面顶板有一层0-20cm的伪顶，常随工作面回采推进而离层脱落；直接顶为钙质泥岩、泥质砂岩硬度中等，易风化，遇水易膨胀；直接底为砂质泥岩，遇水易膨胀。

具体见下表：

顶板名称

岩石名称

厚度（m）

岩性特征

伪顶

黑色泥质砂岩

0～0.2

不稳定，易脱落

直接顶

钙质泥岩、泥质砂岩

约⒈3

整体较稳定

老顶

灰色泥岩

4.47

整体稳定

底板

砂质泥岩

0.50

整体稳定

第二章　采煤方法

11705工作面采用走向长壁后退式采煤方法，采煤机切割落煤，刮板输送机运输，使用支撑式液压支架支护顶板，采用全部垮落法管理顶板。

第一节　工作面巷道布置

巷道名称

用途

11703上巷

回风、行人

11705下巷

进风、行人、运煤

巷道布置示意图见附图。

第二节　生产能力

工作面采用“三八”作业制，“两采一准”。

圆班八个循环。

1、回采参数：

　工作面平均斜长L＝123m，煤层厚度2.0m，煤容重Q＝1.4t/m3，采面设计回采率c＝98%，循环进度S＝0.6m。

2、循环产量＝L·S·H·Q·c=123×0.6×2.0×1.4×98%＝202.5t

3、日产量＝一个循环产量×循环次数202t×5＝1212t

4、月产量＝日产量×月正规出勤天数＝1212×26＝31512t

第三节　采煤工艺

一、采煤工艺

采煤流程：

采煤机割煤→装煤→滞后采煤机15m以上推移工作面输送机。

二、采高2.0m，循环进度0.6m。

三、描述：

1、割煤支护:

采煤机割1刀，支护向前推进一次。

（1）采煤机割煤及进刀方式

割煤方式：

双向割煤，滚筒直径1.6m,截深0.63m。

进刀割煤：

端头斜切进刀，进刀距离不少于30m。

右端头斜切进刀：

机组割透右端头煤壁后，沿溜子弯曲段，机组逐渐斜切进入煤壁，当机组滚筒截深达到0.6m，推移工作面溜子机头，机组割透煤壁后，然后返空刀，顺次移溜，至此进刀完毕之后，正常割煤。

左端头斜切进刀

机组割透左端头煤壁后，沿溜子弯曲段，机组逐渐斜切进入煤壁滚筒截深达到0.6m，推移工作面溜子机头，机组割透煤壁，然后返空刀，顺次移溜，至此进刀完毕，之后，正常割煤。

（2）采煤机割煤

割煤采用LKMG（200）/（491）WD型双滚筒采煤机落煤，采高2.0m，截深0.6m，严格控制割煤高度和牵引速度，防止压溜，涌煤事故发生，采煤机割煤严格按采煤机操作规程执行。

割煤要求：

①割煤时两个滚筒要保持一个切割平面，煤壁要采直、采齐，采高控制在2.0m，正负误差不超过100mm。

②工作面不得随意丢底煤，工作面浮煤应及时清理干净。

③采煤机牵引进度要均匀，速度一般控制在2-3m/min内，不得过速运行，不得强行牵引，严禁频繁启动，以防负荷过大压溜损坏机器。

严禁采煤机带负荷起动或停止。

④采煤机司机要随时注意观察顶、底板情况，注意工作面推进方向倾角的变化，随时调整摇壁高度，防止飘刀，严禁啃底，以免造成溜子不平，顶溜困难或采煤机掉道。

⑤随时注意，溜子的运行状况，发现拉扯电缆，溜子卡堵涌煤或出现其它特殊情况，应立即停机闭锁溜子处理，防止事故发生及扩大。

⑥当采煤机运行距端头（尾）5米时，必须降低速度，由一名司机控制前滚筒调高按钮，另一名司机在顺槽观察指挥，当前滚筒伸入巷道半个滚筒时，停止牵行。

3、装煤

采煤机割煤时，大部分煤靠滚筒旋转时在叶片作用下装入溜子，剩余的少量浮煤在推溜时靠铲煤板装入运输机运出。

4、推移工作输送机，推输送机滞后割煤机15m，步距0.5m。

推溜时必须保证割煤工作能正常进行，溜子弯曲段不少于15m。

顶机头机尾时，必须停机，推溜子中间段时，严禁停机。

5、采面支护形式

本采面采用ZDL2400/16/24L支撑式液压支架

ZDL2400/16/24L支撑式液压支架

产品型号

ZDL2400/16/24L

安标编号

工作阻力

2400KN

外形尺寸

3520×962×1600

整架重量

支撑高度

1600-2400㎜

移架步距

700㎜

泵站压力

31.5mpa

出厂日期

6、如遇构造带，小断层，岩石坚硬地段，采用打眼放炮处理。

第四节设备配置

配套相关设备:

采煤机:

TKMG（200）/（491）WD

ZDL2400/16/24L支撑式液压支架

刮板输送机：

SGZ-630/220

顺槽刮板转栽机：

（SZZ－630/90型）1台

顺槽皮带输送机：

（DTL－80/20/2×40）1台，

液压泵（型号为：

XRB125B（A））2套，

第三章顶板管理

第一节支护设计

本工作面上巷、下巷均为锚网支护，上巷为工字钢锚网支护，工作面支撑式掩护式液压支架安全操作规程：

一、一般规定：

1、支架操作人员必须经过专门培训，成绩合格者发给合格证，方可上岗。

2、支架工必须坚守岗位，严格执行《作业规程》、《操作规程》和《岗位责任制》等有关规定。

3、操作支架前必须检查SCU是否有错误指示，如有处理后方可操作。

4、支架操作维修人员必须认真执行《检修制度》，保证液压系统完好，对损坏部件，漏液、窜液等现象必须及时处理，不得带病使用。

5、上岗后要按交接班制度认真检查高低压管路、SCU、连接电缆、立柱及各千斤顶等部件看其有无损伤，销轴、挡板的固定情况是否有变形松动现象；设置起点时，按键间隔时间不得超过15秒，否则返回静止方式；遇紧急情况，需停止整个支架动作时，可在SCU上按急停钮，使电磁阀断电系统释压；当一架没有完成动作循环，需用手把操作时，必须先按隔离键，切断电磁阀电源；在特殊情况下需用邻架操作时，必须注意支架的整个动作情况，因为此时系统任何闭锁都不起作用；在使用遥控功能操作支架时，必须通知工作面工作人员，以勉发生人身事故；工作面人员通过动作支架时，必须使用暂停功能以勉发生事故；工作面所有支架必须达到完好标准；操作者及其它人员不得站在蜂鸣器响或起点指示灯亮的支架前面；对违章指挥者，支架工有权拒绝执行；通知支架周围的人员撤离被操作的支架，并最少隔一个支架的距离。

操作时禁止人员通行。

同时操作人员必须在邻架或远距离操作；如必须进行本架操作时，操作人员要选择好安全的操作位置，切勿被矸石、机件挤碰伤。

二、移架操作移架前，打开支架的进液和提底截止阀，并使所有支架恢复“推溜闭锁”状态；移架前，必须清理架内的浮煤，浮矸及其它杂物，否则不准进行移架；移架前，必须检查顶板情况，发现顶板破碎或有抽条冒顶现象时，要备足刹顶材料，处理好后再移架，防止移架过程中冒顶过大而造成歪架、倒架和咬架等现象；移架前要检查前方是否有电缆、水管等设备，如有清理干净后再进行移架，如不能及时清理则标记本架后，使其自动实现拖拉移架，或移架后再作标记；移架时利用电液控制系统的自由操作或煤机联动操作系统进行移架，即进行邻架或远控操作；操作侧护板时，必须降架使顶梁离开顶板后，方可操作侧护板；移架时先降柱，使顶梁离开顶板50-200mm后，停止降柱迅速移架；对于破碎顶板允许“擦顶移架”或“带压移架”；在金属网下移架时顶梁应该脱离金属网以避免撕破网；移架后，支架中心距偏差不超过100mm，移架步距保持850mm移架后必须排列整齐形成一条直线；在顶梁前后均接顶后，适当调整平衡千斤顶，使支架达到最佳支撑效果（即：

若顶板完整为了提高顶梁后端支撑能力，可收平衡；若顶板破碎要伸平衡，以便使支架的合力作用点前移）；按照作业规程顺序追机移架，必要时可进行多点拉架；当前梁压力大时，为避免移架时底座下扎，必须提底前移。

三、推移工作面运输机：

要及时正确的推移运输机，推移后的运输机必须成直线；机头、机尾的浮煤一定要清理干净、彻底，防止移不够或机头机尾飘起损坏设备；溜子停止运转时，不允许推溜，以防链条过紧，但机头机尾除外；推移时操作位置必须准确、平稳，注意观察运输机弯曲度；推移时如果阻力过大推不动运输机，应查明原因后再进行推移以免损坏设备；推移时要依据采煤方式确定推移方式，不能由两头推移运输机以防因拱起运输机而引起咬架；推移运输机必须注意观察推移千斤顶前方，以防挤坏电缆、水管等设备；推移运输机后，铲煤板端部距煤壁应不小于150mm，以防机组割铲煤板；推移运输机、转载机时，应提前检查下列内容：

检查转载机头马蒂尔系统的行程及转载机头、皮带机机尾滚筒；检查运输机或整个转载机是否有推移障碍；检查顺槽超前维护是否有影响；推移运输机头、转载机时，必须通知溜头维护工后，方可推移运输机和转载机；完成机头机尾推移后，必须按规定搞好端头支护。

四、操作、检修注意事项：

支架的零部件、管路系统及辅助设备，必须符合原设计要求，不得任意拆改；清理煤帮大块煤、矸石及杂物时，必须依照以下步骤进行；首先闭锁工作面运输机，并在处理事故地段专人照看闭锁键及工作地点左右各三架的操纵阀，以防别人擅自启动运输机的工作点上方支架而引起意外；必须在工作人员未靠近煤帮同时确认无人及其它障碍物时，方可伸出护帮板；严格执行敲帮问顶制度，处理掉工作地点的活矸、活石，并在有人观察顶板、煤帮的情况下方可进行作业；在距离采煤机前后滚筒5米以内范围工作时、必须切断采煤机电源；在机头部分时，除闭锁溜子外，还要闭锁转载机和破碎机；支架过断层等地质构造的操作：

一般情况不准放炮。

需放炮时，支架工应按批准的专门放炮措施执行；支架移动前应按措施规定严格控制采高，防止支架被压死并注意相邻支架高度平缓过渡；支架升柱时应注意观察以便达到初掌力；支架升柱时应注意观察侧护板的位置，防止其损坏；采煤机割煤后，支架应立即支护，距采煤机后滚筒不得超过3—6米，对于顶板破碎、煤壁片帮严重地段可超前拉架，移架后，必须伸出护帮板，顶住煤壁；操作时，应掌握好支架的合理支撑高度，最大支撑高度应小于设计高200mm，最小支撑高度应大于设计最低高度300mm；如顶板上有大量矸石，移架后不能很好接顶，应清除矸石；检修和处理液压系统时，必须关闭截止阀，并隔离被检修的支架，使检修部位的压力完全释放，确认无误后方可进行工作；主管路检修必须通知泵站停泵并采取闭锁手段，同时应关闭故障部位前级压力截止阀，采取正确方法进行压力释放，检查无误后方可进行工作；当出现操纵阀失灵或出现误动作时，要仔细查找原因，及时排除故障，不准作无把握工作，以防损伤人员和设备；在降架时，如发现顶板或其它问题时，立即把支架升紧，待处理妥善后重新降架；严禁用铁丝代替“U”型销，严禁插单腿销；严禁用高压管口对准人以防发生意外；操作支架应做到：

快、正、够、匀、平、净、严、紧的八字方针

第二节工作面顶板控制

本工作面采用进行支ZDL2400/16/24L支撑式液压支架护，全部垮落法管理顶板。

一、工作面顶板压力估算：

P=（6倍采高×岩石容量）×基本顶失稳动载荷系数。

工作面采高2.0m，顶板岩石平均容重取2.61t/m3。

基本顶失稳的动载荷系数，取1.3

则工作面顶板压力为：

P=（6×2.0×2.61）×1.3=40.716（t/m2）=0.40MPa

二、每架支架所需工作阻力，q=P×S

第三节运输顺槽、回风顺槽及两端顶板控制

一、运、回风顺槽顶板控制

运输、回风顺槽由专人负责维护，超前维护距离20m范围内，采用超前支护控制顶板，使用单体液压支柱配合铰接顶梁支护，机巷超高地段顶板打锚索梁支护，两帮打横撑，两个安全出口必须设专人维护，发生支架断梁折柱，巷道底鼓变形时，必须及时更换、清挖，此范围内两顺槽高度不低于1.8m。

两巷超前维护段的上、下帮的单体柱要分别用两道钢丝绳按规定要求栓好。

严禁在工作面及两巷使用加长焊接的单体柱。

安全出口高度不得低于1.8m，宽度不少于2.0m，安全出口必须保持畅通，严禁堆放杂物。

二、端头顶板控制

工作面两端头采用四对八梁支护，迈步式前进。

第四章生产系统

第一节运输

一、运输系统

煤炭：

工作面刮板机→11705下巷→三部皮带巷→一部皮带巷→煤仓→主井皮带巷→地面煤仓。

二、运料系统

料：

井口→副斜井→井底车场→一部皮带巷→三部皮带巷→11705运输巷→11705采煤工作面。

第二节通风

一、通风方式及通风线路、风量计算及技术要求

1、通风方式：

工作面采用“U”型通风方式，运输巷进风、回风巷回风，采用全负压通风。

通风路线：

地面→主斜井、副斜井→一部皮带巷→三部皮带巷→11705下巷→11703工作面→11705上巷→11701回风巷→回风主井→地面。

2、工作面风量计算

（1）按瓦斯绝对涌出量计算

Q采=100×Q瓦×Km3/min

式中：

Q瓦—工作面瓦斯绝对涌出量为0.54m3/min

K—瓦斯涌出不均衡系数，取1.3

故Q采=100×0.54×1.3=70.2m3/min

B：

按工作面人数计算

Q=4W

=4×30

=120m3/min

式中：

30—工作面同时工作最大人数

C：

按工作面温度计算

Q=60×V×mxs

=60×1×2.0×（5.0+3.8）÷2

=60×2.0×4.4

=528m3/min

式中：

V—温度取20℃，查表得：

1m/s

m—采高2.0m

s—采面平均断面积，取工作面最大控顶距（5.0m）和最小控顶距（3.8m）的平均值。

D:

按风速计算

按最低允许风速要求，工作面风量为：

Q小=15×m×b大

=15×2×5

=150m3/min

按最高允许风速要求，工作面风量为：

Q大=240×m×b小

=240×2×3.8

=1824m3/min

式中：

m—采高（m）

b大—最大控顶距（m）

b小—最小控顶距（m）

工作面风量：

150m3/min<528m3/min<1824m3/min

故工作面所需风量取528m3/min

根据以上验算：

确定11703工作面配风量528m3/min。

3、各班跟班副矿长、班组长必须加强工作面通风设施的管理，严禁长时间打开一道风门不关，或同时打开两道风门。

一旦发现通风设施损坏，应先进行临时维护并通知调度安排有关技术人员进行处理。

4、风门前、后5m范围内不许堆放材料、设备等，严禁放置移变。

5、安全科应按规定要求安排人员对11705工作面风量进行监测，发现风量不足，必须停止生产，予以调整。

第三节压风系统

1、压风机型号

矿井采用LG-20/8G型螺杆空气压缩机，一台工作一台备用，流量20m3/min，排气压力：

0.8MPa。

2、压风管路路径

压风机房主管路→副斜井→井底车场→一部皮带巷→三部皮带巷→11705下巷→11705工作面

第四节瓦斯管理

1、安全科必须安排专职瓦斯员对11705工作面回风巷上隅角、进风流、回风流、机尾、工作面风流等地点认真检查。

每班检查、汇报不得少于三次，并认真填好瓦斯牌板。

2、为随时掌握工作面瓦斯涌出情况，跟班副矿长、班长、流动电钳工、端尾工、下风侧采煤机司机、安全员、处于回风