3110综采放顶煤工作面回采作业规程Word文档下载推荐.docx
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工作面开采对象为山西组中下部的3#煤层，煤层赋存稳定，平均厚度为6.1,煤岩类型为半亮～光亮型煤，煤质为PS煤。
第三节煤层顶底板
顶底板名称
岩石名称
厚度（m）
岩性特征
老顶
中细砂岩
1.04～5.46
2.56
灰白色，中厚层状，矿物成分以石英为主，长长石次之，硅泥质胶结，致密坚硬。
直接顶
泥岩/粉砂岩
3.05～6.424.4
深灰色，水平层里发育，含炭屑和植物茎叶化石碎片
伪顶
炭质泥岩
0.2～0.3
黑色，炭化、含大量植物化石
煤层
3#煤
6.10
玻璃金刚光泽，内生裂隙发育，镜煤为主，属半高光亮型煤，媒质为PSM
直接底
0.7～1.71.37
深灰色，薄层状，含炭屑和植物根部化石。
老底
2.2～4.232.76
深灰色灰百色，矿物成分已石英为主，长长石次之，硅泥质胶结，致密坚硬，沿层理分布有白云母碎片。
第四节工作面地质情况
本工作面处于向斜东翼，总体上工作面东高西低、南高北低。
根据3110轨道顺槽实测剖面，本工作面切眼处为最低点，故在此处布置了放水巷。
在顺槽掘进过程中3110工作面距开口位置200m—1100m处，揭露四条小断层F9、F12、F13、F16，落差在0.5—1.2m之间。
第五节工作面水文地质情况
工作面开采过程中的主要充水因数为3#煤层顶板及其上的其它含水层通过采动裂隙涌入工作面，根据3110风、运两巷及切眼的涌水量，预测3110工作面涌水量为40—80m3/h。
第六节影响回采的其他因素
1、瓦斯
本矿为低瓦斯矿井，据3110风运两巷资料显示，实测浓度为0.1%。
2、煤尘
根据山西省煤矿安全装备技术测试中心报告：
该煤样的吸氧量为0.9235m3/g,自然倾向性为Ⅲ级，不易自然，煤尘具有爆炸性。
3、地温
本地区地温正常区，地恒温带深度20—40m，温度15.℃左右，对生产无影响。
第七节储量及服务年限
一、储量
1、工作面工业储量：
本工作面可采走向长度1730m，工作面倾斜长184m，煤层厚6.10m工作面煤炭容重为1.38，其工业储量为256.35万吨。
2、工作面可采储量：
根据工作面可采储量为256.35万吨，规定工作面采出率为85%，则其可采储量为217.90万吨。
二、工作面服务年限
工作面可采期=可采长/日采长=1655/（9×
0.6）=307（天）
第二章采煤方法
工作面采用走向长壁后退式，综合机械化采煤方法。
第一节巷道布置
一、采区巷道布置概况
3110工作面位于中一采区胶带大巷及中一采区回风大巷北翼，东面与北呈镇保安煤柱相邻，西面与3108工作面相邻。
二、巷道支护情况：
1、3110轨道顺槽高3.1m，宽3.8m，长1730m。
采用锚杆+网片+锚索+钢筋梯子梁组合的全锚支护形式，顶用ø
20×
2400㎜螺纹钢锚杆5根，帮上用ø
2000㎜螺纹钢锚杆左右各4根，端头锚固，呈矩形布置，间排距为800㎜×
800㎜，每孔两支锚固剂，一支K2335，一支Z2360。
网片为3m×
1m的铁丝网。
锚索采用ø
15.24钢绞线，6.3米长，锚索托板采用规格为300㎜×
300㎜×
16㎜的钢板，材质为Q235－A，袤索每孔三支锚固剂，一支K2335，两支Z2360，锚索为两排，间距为2000m，排距为2400m，钢带用ø
12钢筋焊接而成，宽度为80㎜。
2、3110胶带顺槽高3.1m，宽4.2m，长1733m采用锚杆+网片+锚索+钢筋梯子梁组合的全锚支护形式，顶用ø
2400㎜螺纹钢锚杆6根，两根顶帮锚杆距离两帮200mm；
帮上用ø
2000㎜螺纹钢锚杆左右各4根，帮顶锚杆距顶不大于300mm，底脚锚杆距底不大于400mm，帮、顶锚杆均采用端头锚固，呈矩形布置，间排距为800㎜×
800㎜，每孔两支锚固剂，一支K2335，一支Z2360；
1m的铁丝网；
15.24钢绞线，7.3米长，锚索托板采用规格为300㎜×
16㎜的钢板，材质为Q235－A，锚索打设每孔使用三支锚固剂，一支K2335，两支Z2360，布置两排锚索，间距为2400m，排距为2000m；
钢筋梯子梁采用ø
12圆钢焊接而成，宽度为80㎜。
3、3110工作面切眼高3.1m，宽7m，长184m。
支护形式采用锚杆+网片+锚索+钢筋梯子梁组合，顶用ø
2400㎜螺纹钢锚杆9根，两根顶帮锚杆距离两帮100mm；
老塘帮上用ø
2000㎜螺纹钢锚杆左右各4根，帮顶锚杆距顶400mm，底脚锚杆距底300mm，帮、顶锚杆均采用端头锚固，呈矩形布置，间排距为800㎜×
16㎜的钢板，材质为Q235－A，锚索打设每孔使用三支锚固剂，一支K2335，两支Z2360，布置四排锚索，间距为1800m，排距为2000m；
第二节采煤工艺
一、循环工序
1、工艺流程
采煤机在机头（尾）斜切进刀——割煤——移架——顶前溜——放顶煤——拉后溜。
说明：
根据相临矿井放顶煤工作面的回采情况，结合本工作面的特点，确定初次放煤距离为6～8m，即支架全部走出切眼后开始放煤，放煤循环步距为0.6m，即采煤机割煤一刀，后面的支架放一次顶煤。
采放关系是：
在外部运输能力较大的情况下可采用采放平行作业方式，在外部运输能力小时可采用采放交替作业的方式。
2、进刀方式
工作面采用端部割三角煤斜切进刀方式，这里以机头进刀方式来说明。
（1）煤机割透机头时，采煤机后30m处，大溜推向煤墙，做好采煤机进刀和推移机头的准备工作。
（2）让采煤机反向牵引，沿前溜弯曲段方向切入煤墙，待采煤机两滚筒全部切入煤体后将机头推向煤墙，使大溜成一条直线。
（3）反向牵引采煤机再次割透机头，割掉三角煤。
采煤机上正道，进入下一循环。
（4）采煤机上下运行时，按运行方向前滚筒始终割顶煤，后滚筒始终割底煤。
3、割煤顺序
采煤机在工作面由机头——机尾，机尾——机头穿梭运行逐架顺序割煤。
4、移架方式
工作面移架时，采取及时移架，即先移架后推溜的支护方式，手动操作支架跟机移架。
5、推前溜及拉后溜的方式
工作面采用一端顺序推溜拉溜的方式，要保证推拉前后溜的弯曲段不小于12节溜槽。
6、放煤方式
在采煤机割过煤后，将支架拉出，采用单轮顺序放煤法，通过收尾梁使顶煤落入溜中，直到见矸后伸起尾梁，伸出插板。
二、工艺详细说明及要求
１、割煤
工作面采用MG200/600—WD型采煤机，随着采煤机螺旋滚筒不断旋转割煤（前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤）完成割煤工序，采高应控制在2.9+0.1m。
采煤机割煤时，应遵循以下规定：
（1）、严格执行采煤机司机操作规程。
（2）、控制采高，不准有飘刀，啃底或超高现象发生。
（3）、采煤机司机割煤时，必须精力集中，相互配合，严防割顶梁，片帮板，尤其是在斜切进刀时，司机要时刻注意。
（4）、采煤机司机在操作采煤机割煤时，应时刻注意煤墙的软硬变化，及采煤机的运行状态，若发现异常，应进行检查处理后方可重新开机。
（5）、采煤机在割煤过程中，采煤机司机一定要掌握好负荷与速度的关系，严禁开快车，应将采煤机的速度控制在3m/分钟范围内。
（6）、割煤过程中，采煤机司机应随时注意煤墙片帮及顶板变化情况，如发现问题应及时处理，采煤机割过后，紧跟前滚筒，及时打出护帮板，对工作面所暴露出来的顶板进行临时支护。
（7）、采煤机在运行状态中，严禁采煤机司机搬运机身与电缆槽之间的碳块等，在采煤机附近破碳作业必须切断采煤机电源，闭锁大溜，将片帮板背紧煤墙，专人监护顶板，方可作业。
（8）、严禁在采煤机无冷却水，喷雾不完好的情况下开机。
（9）、随时注意电缆大溜的运行情况，发现拉扯电缆，大溜卡堵涌煤或出现其他紧急情况，应停机闭锁大溜进行处理，防止事故发生及扩大。
（10）、采煤机司机要随时注意机载瓦检仪显示的瓦斯浓度，当瓦斯浓度达到1%，瓦检仪发出报警信号时，立即停止采煤机，及时通知班组长，待瓦斯浓度降低到1%以下时方可开机。
（11）、采煤机开启时，必须严格执行喊话，点动，再开机的作业顺序，严禁随意开机。
（12）、采煤机斜切进刀时，司机必须放慢牵引速度，控制牵引速度在1m/分钟以内。
（13）、当采煤机在机尾割煤时，要放慢牵引速度，控制煤量，避免因负荷过大而造成压死溜。
2、装煤
（1）、采煤机割煤时，大部分煤靠滚筒旋转时在叶片的作用下装入大溜，剩余少量浮煤在推溜时靠铲煤板装入大溜，
（2）、架前及架间煤由清煤工装入大溜，清煤工清煤时的注意事项：
A、清煤时要面向煤壁，站在底板上，
B、在清煤的过程中要经常注意输送机溜槽中的煤流是否正常，发现拥煤时，应立即通知前溜司机停机，并协助打炭工进行处理。
C、要求将支架底座与运输机挡煤板之间的浮煤全部清理干净，底板不残留浮煤。
3、运煤
工作面采煤机割下的煤和支架放下的煤分别由前后溜运至端头卸载经转载机由皮带运出。
4、移架
本工作面采用ZF4800/17/33放顶煤支架，操作方式为手动操作，顺序移架，移架步距为0.6m，移架滞后采煤机后滚筒5m进行，及时支护顶板，如顶煤破碎或片帮严重时，可采用超前移架，严防冒顶，移架时要遵守以下规定：
（1）、工作面支架前梁接顶严密
（2）、移出的支架要排成一条直线，50m范围内其偏差不得超过50mm，支架间的错差不的超过侧护板的2/3，支架中心距偏差不超过100mm
（3）、支架顶梁与顶板平行支设，其最大仰俯角不得超过7度
（4）、相邻支架间不得有明显的错差，支架不挤，不咬，架间空隙不超过200mm
（5）、支架工在操作支架时，除注意顶板冒落及煤墙状况外，还必须注意支架尾梁与后溜的相对位置，以免支架移出后尾梁与后溜相卡。
（6）、移架时必须保证后溜不随支架前移。
（7）、移架前必须检查后溜是否拉出，否则不得移架。
5、推前溜
推前溜滞后采煤机后滚筒20m进行，推移时要过度平稳、自然、不得出现急弯，严禁停机推溜。
推溜时要遵守以下规定：
（1）、大溜要移成一条直线。
（2）、工作面必须有3-4组支架的推移千斤顶同时动作来完成推移工作。
（3）、前溜弯曲段溜槽不少于12节。
（4）、前溜推移到位后，支架工要把推移手把复零位，以免发生高压管崩破伤人或顶坏前溜的事故发生。
6、放煤
（1）、初次放煤在工作面推进6-8m，即支架全部走出切眼后开始放煤。
末次放煤在工作面距停采线20m范围内停止放煤。
（2）、放煤时要注意后溜的运转情况，必须在后溜正常运转时方可放煤。
（3）、本工作面一般采用采放平行作业方式即割煤移架后，就开始放煤作业。
如外部运输能力小时，可采用采放交替作业。
（4）、放煤工作前，应先打开喷雾。
在放煤过程中，两眼紧盯放煤口，注意放煤量，以免放煤过多使后溜超载损坏设备。
（5）、顶煤放不下来时，可反复小范围的升降后立柱迫使顶煤与直接顶离层，使顶煤破碎。
（6）、反复升降支架时，必须密切注意支架前梁上部顶板情况，升起支架时必须保证前梁接顶严密，初撑力达到要求，防止出现冒顶事故。
（7）、加强现场监督检查，最大限度的提高顶煤回收率。
7、拉后溜
（1）、拉后溜必须滞后放煤点后进行
（2）、其弯曲段不小于12节溜槽，不得出现急弯。
（3）、拉溜完毕后，支架工要把手把复零位，后溜成一条直线。
（4）、严禁停机时进行拉后溜工作。
三、工作面正规循环生产能力
W放=LShλc＝（184×
0.6×
3.1×
1.38×
85%）ｔ=401ｔ
W采=LShλc＝（184×
3.00×
1.38）ｔ=457ｔ
W=W放+W采=858ｔ
式中：
W——正规循环生产能力，ｔ；
Ｌ——工作面长度，ｍ；
Ｓ——正规循环推进长度，m；
ｈ——煤厚，m；
λ——煤体溶重，t/m3；
ｃ——工作面采出率，%；
第五节设备配置
一．设备配置表
序号
设备名称
规格型号
数量
1
液压支架
ZF4800/17/33
114
2
排头架
ZFG5600/20/33
3组
3
排尾架
4
采煤机
MG200/600－WD
1台
5
前运输机
65SCZ－65SCZ
6
后运输机
SGZ764/630－114SHA
7
转载机
SZZ830/200
8
破碎机
PLM1500
9
皮带机
STJ-1200/2*200
2台
10
移动变电站
KBSGZY－1000/6
3台
11
KBSGZY-T-500/6
12
乳化液泵站
BRW200/31.5×
4A
13
组合开关
HTGL1-400Z/1140
14
回柱绞车
JH－14
3部
15
喷雾泵
BPW/E320/10
第三章顶板管理
第一节工作面顶板管理
3110工作面采用ZF4800/17/33与ZF5600/20/33型支架支护顶板，管理办法为全部跨落法。
一、工作面顶板管理
工作面采用及时支护的方式管理顶板，注意事项如下：
1、采煤机割过后，打出护帮板临时支护暴露的顶板。
2、移架工作若滞后采煤机后滚筒超过5m时，必须停机移架，待移架工作跟上后再开机。
3、相临支架不得同时动作。
二、初次放顶煤顶板管理
1、初采若工作面推进30m老顶仍不冒落，立即制定措施进行人工放顶。
2、初次来压期间加强工作面两巷超前维护和安全出口的顶板管理。
三、两端头，三角区，上下安全出口管理措施
1、在工作面两端头空间使用单体柱配合抬棚管理，机头抬棚的架设方法：
抬棚沿两巷平行架设一梁三柱，超前工作面不少于3m。
2、抬棚的梁上插上背板，并与工作面支架连接，以增强抬棚的稳定性。
3、架抬棚使用的单体柱必须完好，不得有漏夜和失效现象，必须打在实底上。
四、两巷的超前支护
1、超前支护采用单体液压支柱配合大板支护,运巷采用3.8米的大板回风巷用3.5的大板,棚距800,一梁三柱。
2、运巷架棚时严禁开转载机，破碎机。
3、超前维护所打的单体柱必须按规定栓好护绳。
4、超前维护所使用的单体柱必须完好、不得有漏夜、失效现象，必须打在实底上，迎山有力。
柱不够高时，可在柱下垫一块垛板,单体柱不得超高使用.
5、落柱时，三用阀出液口不得正对人员，操作人员站在安全的地方，并防止柱倒伤人。
6、要求超前维护始终不少于20m，支柱要打紧，打牢，抬棚必须一梁三柱。
7、两巷超前维护段支柱必须成直线，偏差不得超过±
50mm。
五、矿压观察
为了掌握矿压显现规律,准确掌握来压时间,以便在工作面来压前加强支护,减少控顶距,防止冒顶事故发生,工作面设计每隔10架安装一台压力下缩自记仪和一台圆图记录仪,每天派专人记录.
第三章生产系统
第一节运输设备及运输方式
一、运煤设备及装、转载方式见表
数量/台
工作面前部运输机
工作面后部运输机
STJ－1200/2×
200
2部
1、本工作面采用65SCZ－65SCZ前部运输机和SGZ764/630－114SHA后部运输机运煤；
运输巷采用STJ－1200/2×
200带式输送机运煤。
带式输送机安装于工作面运输巷，刮板输送机安装于工作面切眼。
SZZ830/200转载机与工作面输送机立体交叉搭接，PLM1500破碎机作为转载机的一节用螺栓固定于转载机中部。
转载机与带式输送机采用端卸式转载。
2、辅助运输设备及运输方式
工作面辅助运输采用安装在回风巷的无极绳绞车和14吨绞车运输
二、风运巷设备的移动方式
1、转载机的推移：
转载机的推移利用自身推移装置,包括推移缸、支撑缸、导轨和连接件组成。
其操作为:
将支撑缸活塞杆推出，抬起破碎机和转载机落地段，再以地面为支点，利用导轨和地面摩擦力，将推移缸活塞推出，这样推力的作用下，破碎机和转载机沿着导轨前进一个行程，然后将支撑缸活塞杆收缩，破碎机和转载机落回地面，同时导向轮架将导轨抬离地面，然后将推移缸活塞杆收回，导轨前进一个行程，这样往复循环，从而实现迈步自移。
2、缩皮带机尾
缩皮带机尾采用60T千斤顶、40链配合将军柱把机尾拉出来的方式。
缩皮带机尾时机尾操作人员应先与皮带司机联系好。
走机尾之前先清理好机尾部分的杂物浮煤，将转载机机头用自身支撑缸支起，使行走车轮离开皮带机尾硬架，人员通过高压管阀片远距离操作。
在缩机尾前要把链和链环连接好，作业人员要提前联系，协调配合好。
在缩机尾过程中，应由一名班组长现场指挥，大链两侧及转载机两侧不得有人站立、工作或通行。
机尾拉出后，将机尾硬架支平支稳，放下转载机机头，并及时通知皮带司机把皮带张紧，进行试运转、调试好皮带。
3、移电气列车：
①走电气列车是利用设在皮带巷的14T回柱绞车牵引。
回柱绞车安设于巷道人行道一侧，固定方式为四压两戗。
绞车信号系统必须灵敏可靠。
并由机电工切断组合开关电源，严格执行“停送电制度”。
②走列车前，必须检查钢丝绳及防护绳的完好情况，列车前方及轨道上的杂物必须清理干净，整理好管路、电缆，检查列车间的连接情况。
③一切准备就绪后，由班组长统一指挥，卸卡轨器人员从上向下依次卸下卡轨器，最下方一道卡轨器不得卸掉，绞车司机开动绞车牵引列车，列车到达位置后，用双轨卡轨器将列车支好。
要每台移变前打一道卡轨器，每台开关前打一道卡轨器。
三、运煤路线
工作面——转载机——带式输送机——采区皮带——上仓皮带——煤仓——主井——地面。
四、辅助运输路线
副井——+590大巷——采区回风巷——3110工作面轨道顺槽——3110工作面
第二节“一通三防”与安全监控
一、通风系统
（一）、风量计算
本矿井属于低瓦斯矿井，按以下方法计算风量：
1、按瓦斯涌出量计算
Q采=100×
q绝×
K
Q采——工作面所需实际风量，m3/s
q绝——工作面瓦斯绝对涌出量，预测为0.15m3/s
K——瓦斯涌出不均衡系数，K=1.2
故：
1.2×
0.15=18m3/s,取20m3/s
2、按工作面温度计算：
Q采=60×
V采×
S采m3/min
Q采——采煤工作面安装实际需要风量，m3/s；
V采——采煤工作面适宜风速,取1.0m3/s；
S采——工作面平均有效断面积，取9.4㎡。
1×
9.4=9.4m3/s
3、按采煤工作面人数计算：
Q采=4Nm3/s
Q采——工作面所需实际风量，m3/min
N——采煤工作面同时工作的最多人数，N=60人（考虑交接班）。
故Q采=4×
60=240m3/min=4m3/s
取上述123结果最大值Q采=20m3/s
4、按采煤工作面的最低风速验算，回采工作面风量应满足：
240s≥Q采≥15sc15×
15×
9.4sc=.4=141m3/min
240×
sc=240×
9.4=2184m3/min
Q采=20×
60=1200m3/min符合风速要求。
工作面所需风量Q采取1200m3/min
（二）、通风路线：
副井——重车线——+590轨道大巷——三一采区皮带巷——工作面皮带顺槽——工作面——3110轨道顺槽——采区回风巷——总回风斜巷——主井——地面。
二、瓦斯防治
（一）、瓦斯检查
1、专职瓦斯员
设专职瓦斯员，进行现场交接班。
专职瓦斯员负责对工作面及回风流，上下隅角，工作面中部槽，采煤机前后，支架间及风流吹不到的地点进行瓦斯检查。
工作面各测点每班至少检查三次，并加强对生产全过程的监督和检查。
若发现采煤机上下各20m范围内风流中瓦斯浓度达到1.0%时，立即停止机组割煤，停电撤人，进行处理。
2、现场班（组）长。
班组长必须携带便携式甲烷检测报警仪。
（二）、瓦斯与瓦斯监控：
瓦斯传感器悬挂标准：
瓦斯传感器应垂直悬挂，距离顶板不得大于300mm,距巷道侧壁不小于200mm，瓦斯传感器挂牌管理并及时填写，传感器电缆应悬挂整齐，符合机电质量标准化要求。
1、回采工作面传感器设置要求：
本工作面设置3台瓦斯传感器和1台机载瓦斯断电仪。
①瓦斯传感器（T1）位置：
保持在回风巷距工作面不大于10m范围内，报警浓度≥1.0%，断电浓度≥1.5%，复电浓度<
1.0%。
②瓦斯传感器（T2）位置：
上隅角甲烷传感器吊挂在距支架后尾梁不大于300㎜，距巷帮煤墙不小于200㎜的位置，报警浓度≥1.0%，断电浓度≥1.5%，复电浓度＜1.0%。
③瓦斯传感器（T3）位置：
在距工作面回风巷口10～15m处，报警浓度≥1.0%，断电浓度≥1.0%，复电浓度＜1.0%。
④机载瓦斯断电仪（T4）位置：
安装在采煤机上，报警浓度≥1.0%，断电浓度≥1.5%，复电浓度＜1.0%。
断电范围：
T1、T2——工作面及其回风巷中全部非本质安全型电器设备。
T3——工作面内及回风巷全部非本质安全型电器设备。
T4——采煤机供电电源
2、监控设施的信号电缆要单独敷设不准与其它的动力电缆混挂。
3、监控分站的电源要接地，并符合相应的标准。
4、瓦斯检查制度：
①瓦检员每班检查三次工作面的瓦斯情况，并填写记录牌板。
②采区回风巷风流中瓦斯浓度超过1.0%或二氧化碳浓度超过1.5%时，必须停止作业，撤出人员，采取措施，进行处理。
三、综合防尘系统
（一）防尘管路系统
工作面上下巷布置有专门的防尘水管、水幕、隔爆水袋、架间喷雾、转载点喷雾、机组内外喷雾。
（二）防尘措施
1、采机内喷雾装置水压不低于2Mpa，二次负压降尘装置（外喷雾）水压不小于1.5Mpa。
2、生产队组负责使用和维护架间喷雾设施，做到降柱、移架时同步喷雾，水压应达到0.8～1.5MPa。
3、工作面两巷距上、下出口30～50m范围内必须设置一道封闭全断面的净化水幕，水压不得低于0.4MPa。
4、转载点、破碎机处，必须安设喷雾设施，并有专人负责管理，水压不得低于0.4MPa，轨道巷和运输巷必须每天清洗或清扫煤尘，不得有煤尘堆积（厚度超过2mm,连续长度超过5m）
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