综采工作面作业规程.docx
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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
21
19
20
K5
二号层
0.1
7.5
6.0
6.75
K4
三号层
0.2
10.5
6.8
8.65
K3
四号层
0.3～0.5
25
21
23
K2
五号层
0.2
19
12
15.5
K1
六号层
1.2～2.2
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
Ag％
Sg％
Vg％
Q卡/克
6#
肥煤
1.41
13.98～
31.95
2.28～
8.94
16.47～
22.67
6533～6685
第六节水文地质特征
（一）水文地质特征
根据3601N2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16～20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15.1～35.2%
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Ⅱ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
=110×708×1.7×1.4
=18.5吨
工作面年产量Q=L×b×m×r×c
式中：
Q—采煤工作面年产量，t/d
L—采煤工作面平均长度，m
b—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/m3
c—工作面回采率，95%
工作面设计年产量为：
Q=110×2.4×330×1.7×1.4×0.95=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：
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：
3601N1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落煤。
2、采高及循环进度：
采高为1.6m—2.2m，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SGZ—630/2×160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DTS80/40/2×40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
=110×0.6×1.7×1.4×95％
=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，0.6m
L——工作面平均长度，110m；
h——工作面设计采高，1.70m；
r——煤的视密度，1.4t/m³；
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
mm
1600～2200
2
适应煤层倾角
°
0-45°
3
适应煤层硬度
F≥4
4
过煤空间
mm
≥480
5
滚筒截深
mm
600
6
卧底量
mm
200-300
7
滚筒直径
mm
Φ1250
8
牵引速度
m/min
0-8.0
9
牵引力
kN
300
10
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
t
33
二、工作面刮板输送机
（1）型号：
SGZ-630/2×160
（2）电动机功率：
2×160KW、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：
2×75KW、电压：
1140V;
（3）运输能力：
250t/h、链速：
0.868m/s；
（4）中部槽规格：
1500×630×190mm
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：
DTS80/40/2×40；
（2）电动机功率：
2×40kw，电压：
1140/660V
（3）运输能力：
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：
1480Υ/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KBSG2-1250/6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=7×9.81×h×γ=7×9.81×1.7×2.5=291.8KN/m2；
h——平均采高；
γ——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
m
8.5
8～11
老顶厚度
m
9
7～10
直接底厚度
m
5
5
2
直接顶初次来压步距
m
17～22
15～25
3
初次来压步距
来压步距
m
20～25
20～25
最大平均支护强度
KN/m2
400
400
最大平均顶底板移近量
mm
100
100
来压显现程度
明显
明显
4
周期来压步距
来压步距
m
15～19
12～21
最大平均支护强度
KN/m2
336.32
340
最大平均顶底板移近量
m
80
80
来压显现程度
明显
明显
5
平时
最大平均支护强度
KN/m2
291.8
300
最大平均顶底板移近量
mm
50
50
6
直接顶悬顶情况
m
<1.5
<1.5
7
底板允许比压
MPa
4
4
8
直接顶类型
类
Ⅱ
Ⅱ
9
老顶类型
类
Ⅱ
Ⅱ
10
巷道超前影响范围
m
10
10
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
1.7m
1.3～2.4m
倾角
<32°
≦45°
煤厚
0.5～2.4m
1.3～2.4m
支护强度
300KN/m2
610KN/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λ=
=
=0.01
式中，d为管径，取d=50mm。
沿程阻力损失hw=λ·
·
=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）=80.45mmH2O=0.80MPa
支架工作压力：
hj=
=
=14.9MPa
泵站压力：
Pb=（h+hj）×K
=（0.80+14.9）×1.18
=18.5MPa
2、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3～5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，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1.2m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
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