综采工作面作业规程.docx
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综采工作面作业规程
会审综合意见
会审单位及人员签字盖章：
总工程师：
年月日
生产矿长：
年月日
采煤矿长：
年月日
安全矿长：
年月日
技术：
年月日
通风矿长：
年月日
通风：
年月日
地测：
年月日
机电：
年月日
安监：
年月日
计划：
年月日
调度：
年月日
煤质：
年月日
供应：
年月日
劳资：
年月日
会审综合意见：
开采技术论证
时间：
地点：
主持：
参加人：
论证意见：
第一章概况
第一节工作面位置及井上下关系
表1-1工作面位置及井上下关系
水平名称
9#煤层第一水平
采区名称
9303
地面标高
1437.2—1441.8
井下标高
1369.3—1373.1
地面的相对位置
位于教场坪村东南1km，地面为黄土覆盖，地面无任何建筑物及工程设施。
回采对地面设施的影响
回采工作面对应地面为耕地，工作面采空及预计地表会产生裂缝。
井下位置及与四邻关系
9303工作面北为西四巷，即原综采工作面，东距905运输巷80m；南为实煤体，西邻氧化煤。
走向长度m
290
倾斜长度m
90
面积㎡
26100
第二节煤层
表1-2煤层情况表
煤层厚度m
9.3
煤层结构
单一
煤层倾角（°）
0-5
煤层硬度
中
开采煤层
一层
煤种
肥气煤
稳定程度
稳定
煤层情况描术
煤层厚度均匀，内含夹石两层，10cm、5cm、无其它地质构造。
第三节煤层顶底板
表1-3煤层顶底板情况表
顶、底板名称
岩石名称
厚度
硬度
特征
基本顶
粗砂岩
4.5
中
中粗砂岩、裂隙发育、导水
直接顶
顶煤
6.4
半暗型、全区稳定、夹1-4层夹矸
伪顶
无
直接底
砂质泥岩
4.2
中砂岩互层、质软、灰褐色
老底
中砂岩
12.0
坚硬
以含砾砂岩为主
第四节地质构造
一、断层情况以及对回采的影响
表1-4断层情况表
断层名称
走向
倾向
倾角
性质
落差（m）
对回采的影响
F1
270°
175°
60~70
正
0.3
没有影响
二、褶曲情况以及对回采的影响
三、其它因素对回采的影响（陷落柱、火成岩、冲刷带等）。
无影响。
第五节水文地质
一、工作面涌水量
正常涌水量0m3/d
最大涌水量0m3/d
二、含水层
本井田大部分区段煤层的直接含水层或间接含水层含水性较弱，涌水量较小。
三、其它水源分析
对应地表为雨季泄洪沟，水文地质条件基本为裂隙充水矿的简单型，受水危胁的可能性小，主要是地表裂隙渗水。
第六节影响回采的其它因素
表1-5影响回采的其它地质情况
瓦斯
绝对瓦斯涌出量：
0.6m3/min相对瓦斯涌出量：
0.19m3/t瓦斯等级：
低
CO2
0.22%~0.8%
煤尘爆炸指数
37.78%
煤的自然倾向性
自然等级、Ⅱ级；倾向性质、自然。
发火期6个月。
地温危害
无地温危害
第七节储量及服务年限
一、储量
a、工业储量QI=210×120×9.3×1.35=316386（t）
210—可采走向长m
120—工作面长m
9.3煤层厚度m
1.35煤层密度
b、计算损失量：
（1）工作面放顶煤损失率按20%（根据设计说明书的数据）
Q损=可采走向长×工作面长度×顶煤厚度×煤层密度×20%
=210×120×6.4×1.35×20%
=43545（t）
（2）割煤损失按5%计算
Q割=可采走向长×工作面倾斜长×割煤高度×煤层密度×5%
=210×120×2.9×1.35×5%
=4933（t）
c、工作面可采储量
Q可=Q工业－q损失=316386－42545－4933=267908（t）
工作面回采率C=Q可/Q工业×100%=316386/267908×100%=85%
二、工作面服务期限（工作月按28天计算）
工作面服务期=可采推进长度/月有设计推进长度
=210/2.4×28
=3.12月
第二章采煤方法
第一节巷道布置
412工作面设计为低位放顶煤工作面，采用二巷布置形式，两条顺槽沿9#层底板掘进，401巷进风和运煤顺槽，长度为280米，为机轨合一巷，与101皮带大巷联通。
巷内靠工作面一侧钉900mm轨距轨道，断面形状为矩形，锚杆、锚索混合支护，锚杆间距1.5m，排距1.4m，锚索间距6m。
巷道断面规格为宽4.2m，高2.9m。
402巷为回风运料顺槽直通102回风大巷,顺槽长度250m，巷内钉900mm轨距轨道，断面形状为矩形，锚杆支护。
锚杆间距为1.5m，排距1.2m，断面规格为宽3.5m，高3.0m。
工作面切眼重直于401与402巷道，长度120m，矩形断面,断面规格为2.9×8.0，锚杆、锚索、点柱混合支护，锚杆间距1.5m，排距1.3m，锚索布置两排，间距5m，排距2m；点柱2排，柱距1.5m。
排距分别为2m、2.8m、3.2m。
（考虑不仿碍设备运输）
附图2-1巷道布置及断面支护图。
第二节采煤工艺
一、采煤方法
采煤方法：
综采放顶煤采煤法。
自然垮落法管理采空区顶板。
工作面采用双向割煤，从头到尾斜切进刀，工作面由切眼向102巷道推进，采到距102回风巷40米处停采，三和线公路保安煤柱，在安全会议上决定。
二、采高
根据所选支架支护高度和采煤机采高等因素，确定工作面机采高度为2.9米。
三、循环进度
根据设计说明书考虑放顶步距及顶煤回收率等因素，采用边割边放工艺，确定循环进度0.6m，每1.2m将所有顶煤全部放完。
四、回采工艺
倾向长壁后退式综采放顶煤开采方法，放顶煤工艺，为两刀一放，放顶步距为1.2m，采放分步作业，采煤机割煤时不放煤，支架放顶煤时不割煤。
其工艺流程为：
采煤机斜切进刀→采煤机割第一刀煤→移架→推前镏→拉后镏→采煤机割第二刀→拉架→放顶煤同时推前镏→拉后镏
（1）割煤—采煤机由工作面一端往返斜切进刀割煤至工作面另一端，完成割煤一刀，然后再往返斜切割下一刀煤。
（2）拉架—追采煤机前移支架，滞后采煤机后滚筒3~4.5米顺序移架,移架后立即支护,使支架达到初撑力。
追机移架至工作面另一端时，留15米（输送机一个旁段长度）不移架，防止采煤机斜切进入时割支架顶梁。
当采煤机斜切进入通过输送机弯曲段后，顺序移架至另一端，移架步距0.6m。
（3）推前刮板输送机
a、推前刮板输送机：
滞后采煤机后滚筒15米，追机分段移前刮板输送机，推前刮板输送机不得出现急转弯，弯曲段长度不得小于20米。
推移前刮板输送机要在运输机运转中进行。
移进度为0.6米，运输机推移后，水平弯曲度不超过3度，垂直弯曲度不超过2度。
b、拉后刮板输送机：
拉后刮板输送机不得出现急转弯，弯曲段长度不得小于20米。
拉后刮板运输机要在运输机运转中进行。
移进度为0.6米，运输机拉移后，水平弯曲度不超过3度，垂直弯曲度不超过2度。
（4）移机头、机尾
当采煤机割通机头或机尾退出30米停机后，才可进行移机头或移机尾工作，移机头或移机尾要停止运输机运转。
（5）放顶煤
放顶煤靠自然跨落放煤，工作面采用边割边放顶煤和割完两刀放完全部顶煤的作业方式，放煤的循环进度为1.2米。
随机进行放煤顺序为从头部4#、5#、6#……支架的顺序进行放煤或从尾部80#、79#、78#……每次放出顶煤量的1/3，割完两刀后再从头部或尾部放第三轮，将顶煤全部放完。
放煤时，放煤工可根据刮板输送机上的煤量适当控制放煤量，将支架放煤摆梁收回，顶煤就会自动流入后刮板输送机。
注意事项：
（1）放顶煤时不得一次将摆梁收回最大角度，且放煤过程中要相互配合，尽量不让或少让顶煤流入刮板输送机之外。
（2）当有大块煤影响放煤时，则反复动作放煤摆梁，使大块煤破碎，当发现矸石时要及时将摆梁伸出，防止矸石混入煤中。
五、循环产量及日产量
1、割煤产量：
120×2.9×0.6×1.32×95%=262.0吨
2、放煤产量：
119×6.4×1.2×1.32×0.80=965.0吨
3、循环产量：
262×2+965=1489.0吨
4、工作面月产量：
（未扩能力前，按采掘计划，限制生产能力月产450.0吨。
）扩能力后，日产2978.0吨。
第三节设备配备
表2-1工作面设备配备表
序号
设备名称
型号
单位
数量
使用地点
1
采煤机
MGTY300/700-1.1D
台
1
工作面
2
前运输机
SGZ764/400
台
1
工作面
3
后运输机
SGZ764/400
台
1
工作面
4
转载机
SZZ-764/160
台
1
运输巷
5
破碎机
PCM-110
台
1
运输巷
6
皮带运输机
SSJ1000/200
台
1
运输巷
7
乳化液泵
WRB200/31.5
台
2
运输巷
8
液压支架
ZF4500
架
84
工作面
第三章顶板管理
第一节支护设计
一、支护设备选型
（一）工作面顶板压力估算：
P1=6倍采高顶板压力+顶煤厚度×顶煤容重
岩石平均容重2.54吨/m3
P1=6×2.9×2.54＋6.4×1.32=52.64t/m2
（二）工作面选用支架技术说明书如下：
1、支架型号ZF4500/19/31S型放顶煤液压支架
2、支架中心距：
1.5m
3、支架初撑力（P=31.4Mp）：
3944KN
4、支架工作阻力（P=35.8Mp）：
4500KN
5、支架支护强度：
0.7Mpa
6、支架高度：
1.9-3.1m
7、操纵方式：
手动控制
8、泵站压力：
31.4Mpa
9、移架步距：
0.6m
支架支护压力计算
支架支护面积S=1.5×4.725=7.08m2
支架支护压力P2=4500/7.08×9.8=64.86t/m2
因为P2>P1，故工作面支架能满足支护要求。
二、乳化液泵站
乳化液泵站选用BRW200/31.5型，两泵一箱。
泵站布置在运输巷。
第二节顶板管理
一、工作面支护
412工作面共安装ZF4500/19/31支架77架。
过渡支架ZFSG6架。
端头支架ZFSG1套。
工作面最大控顶距4.725米，最小控顶距4.125米。
二、工作面上、下端头支护
工作面下端头支护用ZFSD1套支架支护，工作面上端头支护支架占巷宽的2/3，其余用单体液压支柱带波纹工字钢梁支护，柱距不大于1.0米。
第三节运输、回风顺槽及安全出口的管理
一、工作面运输、回风顺槽的顶板管理
在开采过程中，对两顺槽进行超前支护，超前支护长度401顺槽为20米402顺槽为30米。
支护两排液压支柱，单体液压支柱带波纹工字钢梁，柱距1.0米，排距以不影响设备移动、运送材料确定。
两巷超前支护随推进而前进。
柱型：
DZ31.5—28/100型单体液压支柱
柱帽：
9600×110×90㎜3000×110×90型；波纹型工字钢
支设时，柱帽平行工作面方向，三用阀的出液口指向古塘侧；初撑力不小于14.5Mpa。
二、工作面运输、回风巷的加强支护
对巷道断面变形较严重，原支护有损坏的地段必须加、补棚式支护。
三、安全出口的管理
1、超前20米范围内每班设专人进行清理维护，巷道支护完好无失效，自降支柱，无零皮，片帮、无浮矸浮煤堆积，严禁堆放任何闲置费旧物品和设备。
2、闲置费旧物品要及时出井，备品备件和不能及时出进的费旧物品和设备要堆放在402巷距工作面100米处的顺槽人行道另一侧，顶板完整，无片帮并码放整齐，留名挂牌，设专人管理，不得影响行人，运料，通风，人行侧净宽度不得小于0.7米。
3、备用支柱的存放地点和管理办法，为了更好地维护两巷顶板，在两顺槽，距工作面100米处巷道内存放备用单体支柱20根和波纹工字钢柱帽20根。
备用柱要码放整齐并立标志牌，标明数量和规格，并且不得影响通风运料行人，随工作面推进而向外倒运。
第四节矿压观察
1、本工作面采用KBJ—60III—2矿用压力仪对顶板进行压力观察，压力仪分别布置于7#、13#、27#、70#、82#、支架的前、后柱各一块。
2、泵站压力必须达到30Mpa；乳化液浓度保证3—5%。
3、支架初撑力要求不低于额定值的80%。
4、液压管路必须使用4层以上钢丝编织的胶管。
5、如发现有损坏的仪表必须立即更换。
6、本工作面采用矿压仪表进行顶板动态监测的同时采取宏观观察，即通过顶板破碎程度和片帮程度、古塘悬板等对顶板压力进行宏观观察，根据宏观观察和矿压表显示压力情况及时采取预防措施。
第四章生产系统
第一节运输
一、运输设备及运输方式
（一）、运煤设备转载方式
工作面采用前部、后部两部刮板输送机（SGZ764/400）分别运输，采煤机载割的煤和放顶煤，经过转载机到401伸缩皮带再到101皮带大巷。
（二）运煤路线
工作面→401运输巷→101皮带巷→主井煤仓→主井皮带→地面
（三）运料路线
地面→副井→102运料巷→402顺槽巷→工作面
二、行人路线
副井→101→皮带巷→401运输顺槽→工作面
副井→102→回风巷→402回风、运料顺槽→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
1、按工作面最多人数计算：
Q采=4n=4×60=240m3/min
4—每人每分钟供风量m3/min
n—采煤工作面同时工作最多人数
2、按气温劳动、气候条件计算：
Q采=200×Kt×Kh×Kl×Km×Kd
200—基本风量
Kt—温度系数（根据实际经验数据1.1）
Kh—采高系数。
取2.2
K1—工作面长度系数，长度为120m，取1.1
Km—采煤方面系数。
综采取1.6
Kd—顶板管理系数，自然垮落取1.0，强制放顶取1.1
Q采=200×1.1×2.2×1.1×1.6×1.0=851.8m3/min
3、按CH4、CO2涌出量计算
Q采=100×QCH4×K
QCH4—工作面平均瓦斯绝对涌出量0.48m3/min
K—工作面平均瓦斯涌出平均的备用系数。
低瓦斯矿井取2.0，高瓦斯矿井取2.5
Q采=100×0.48×2=96m3/min
Q采=100×QCO2×K=100×2.5×2=500m3/min
4、按风速验算
按以上风速计算风量，取最大值为Q采值，即综采需风量为851.8m3/min，为安全起见，取1200m3/min
V小=1200÷（4.725×2.8）÷60=1.5m/s
V大=1200÷（4.125×2.8）÷60=1.73m/s
规程规定最高风速4m/s，最低风速0.25m/s。
0.25＜1.73＜4，符合要求。
（二）通风路线
新鲜风：
主井、副井→101进风巷→401进风顺槽巷→工作面
污风：
工作面→402回风顺槽→102回风巷→专用回风井→地面
二、瓦斯防治
（一）瓦斯检查
1、本工作面要特别注意预防因放顶煤后上隅角形成的顶板冒落空洞中瓦斯聚集，此处要严格瓦斯管理，减少或降低瓦斯浓度。
2、瓦斯员要持证上岗，携带的瓦斯仪要完好，灵敏可靠，上隅角在端尾支架的掩护梁位置处采取气样检测，检测人员操作时要注意自己的安全，防止片落煤块伤人。
3、瓦斯员对检查地点的气体密度、空气温度、测定数据要定点准确检测，认真填写瓦斯手册、牌板，严格执行瓦斯检查制度。
必须做到无空班、漏检、假检，并执行现场交接班制度。
重点加强工作面上隅角的瓦斯监测，做到随时检查。
4、工作面当班跟班队长、班长、安检员、电工、采煤机司机必须配带完好的瓦斯报警仪，随时进行瓦斯检测。
（二）瓦斯监测
在工作面回风距上出口10米处安设AJD-2型瓦斯自动报警断电仪。
报警瓦斯浓度为≥1%，断电仪浓度为≥2.5。
三、综合防尘系统
（一）防尘管路系统
玉岭山沙河蓄水池→主井→101皮带巷→401顺槽→402顺槽
附供水（防尘）系统图。
1、工作面运输巷、回风巷各敷设一趟防尘管路，管路敷设平直、牢固。
距工作面煤帮不大于20米，运输巷每隔50米、回风巷100米设一组有阀门的三通支管及一组全断面净化水幕。
2、保持距工作面煤帮20米范围内两道各设一组全断面净化水幕，灵敏可靠，使用正常。
3、该工作面两道防尘管路同综合防尘管路系统连接。
（二）防尘措施
1、降低工作面浮尘
（1）采煤机捕尘措施：
工作面的MGTY300/700采煤机外喷雾与内喷雾装置，必须要求雾化程度要好，做到喷头无堵塞及短缺现象，要加强管理，每天检查维护一次。
（2）液压放顶煤支架每十架靠尾梁及顶梁处安装喷雾装置，放煤割煤时打开喷雾。
（3）在运输巷各转载点安设喷雾装置，作业时进行喷雾，消除飞扬浮尘，降低进入工作面风流中的含尘量。
2、煤层注水
在工作面前方回风巷内用75型钻机沿煤层倾斜方向，超前煤壁30米，平行工作面布置注水钻孔。
钻孔间距15米，钻孔长度40米，注水压力1.9Mpa。
煤壁在预定的湿润范围内出现均匀“出汗”后即停止注水。
（三）隔绝瓦斯煤尘爆炸措施
运输巷、回风巷各安设一组不少于60及42个（40L/个）水槽，其布置方式为集中悬挂式。
水棚总长度30米，保持距工作面煤帮100米，水槽盛满清水。
每周至少检查一次工作面各转载点及两巷道的煤尘，并定期冲洗降尘。
同时对隔爆设施安装的地点、数量、安装质量是否符合要求进行全面细致的检查。
四、防止煤层自燃发火计划措施
1、本工作面放煤高度平均6.4米，煤层易自燃发火，在工作面回采过程中，要加快采煤速度，少丢煤，提高煤炭回收率，停产及时封闭采空区，防止煤炭自燃。
2、工作面出现一氧化碳气体时要立即查明原因并汇报有关部门采取措施进行处理，否则不准生产。
3、有发火预兆时通知灭火主管部门必须查明原因，采取相应措施，其设计方案及安全技术措施由通风队制定并落实。
4、严格按照《煤矿安全规程》第二百四十条、第二百四十一条、第二百四十二条、第二百四十四条规定。
第三节排水
经实地勘查，本工作面没有出水，设备用排水管路一套。
第四节供电
地面→井下采区变电所→101→401→工作面
第五节通讯照明
一、通讯系统
地面总机→副井→101→401皮带头（防爆电话）→工作面转载机头（防爆电话）
二、照明系统
运输顺槽每50m设一根防爆灯管，工作面每15m设一根防爆灯管，刮板输送机头、转载机头、皮带头各设一根防爆灯管。
第六节综合监测、工业电视系统
一、综合监测系统
地面调度室→副井→101皮带巷→402顺槽→工作面
二、工业电视系统
地面调度室→副井→101皮带巷→401顺槽皮带头
第五章劳动组织和主要技术经济指标
第一节劳动组织
一、作业方式
工作面实行“三·八”作业制，实行二班生产、一班检修，正规循环作业。
二、劳动组织
序号
工种
一班
二班
三班
合计
1
跟班队长
1
1
1
3
2
班长
1
1
1
3
3
安全网长
1
1
1
3
4
机组司机
2
2
2
6
5
支架工
2
2
2
6
6
液检工
1
2
1
4
7
泵站工
1
1
1
3
8
放煤工
2
2
4
9
三机司机
3
3
6
10
电钳工
1
1
1
3
11
清煤工
1
1
2
12
支回柱工
2
2
4
13
机组检修
2
2
14
皮带检修
2
2
15
转载机检修
2
2
16
前后溜子检修
3
3
17
杂工
3
3
18
验收员
1
1
2
19
皮带司机
1
1
2
合计
20
21
22
63
第二节主要技术经济指标
主要技术经济指标表
序号
设计项目
单位
数量
备注
1
工作面走向长度
米
250
平均
2
工作面倾斜长度
米
120
平均
3
工作面倾角
（°）
1°
平均
4
采高
米
2.9
5
平均放顶煤高度
米
6.4
6
平均采放比
2：
3
7
作业方式
二采一准
三·八制作业
8
日循环
个
1
9
班循环
个
0.5
10
班循环进度
米
0.6
11
班产量
吨
745
12
日产量
吨
450
（限产）
13
月产量
吨
12600
14
日进度
米
0.6
15
月进度
米
17
16
回采工作面工效
吨/工
6.5
17
工业储量
吨
316386
18
可采储量
吨
267908
19
回采率
%
85
20
坑木消耗
米3/万吨
2.5
21
油脂消耗
千克/万吨
300
22
乳化液消耗
千克/万吨
200
23
截齿消耗
个/万吨
20
第六章煤质管理
一、煤质指标
本矿对煤质无详细指标。
二、提高煤质措施
1、放顶煤出现矸石时，立即伸出放煤插板，停止放煤。
2、加强支架管理，减少跑、冒、滴、漏现象，防止水煤。
3、煤中矸石较多时，可在运输巷设专人捡矸，装车外运。
4、地面筛选，人工捡矸。
第七章安全技术措施
第一节一般规定
1、严格执行《煤矿安全规程》的有关规定。
2、严格执行煤矿各工种《操作规程》的有关规定。
3、严格执行上级的其他规定。
4、工作面投产后，每月针对工作面实际情况，对本规程进行补充。
5、工作面开工前，全队职工脱产1-2天学习《煤矿安全规程》的有关规定，学习煤矿各工种《操作规程》以及《作业规程》。
6、每月必须组织全队职工学习贯彻一次《作业规程》。
7、《作业规程》贯彻后，参加学习的人员必须签字并经考试合格后方准上岗。
8、工作面开工前，由队长，技术员带领全队职工走一次避灾路线，以后每月由跟班干部带队走一次避灾路线。
9、所有工种必须经过专业培训，并获得资格证后方准上岗。
10、凡上岗作业人员必须持有上岗证和工种资格证，否则不准上岗。
11、必须针对煤层开采技术重要条件及放顶煤工艺特点，对防火、防瓦斯、防煤尘、防煤步距、放煤顺序、采放平行关系、顶板控制、支架选型、端头支护、初次放顶（煤）等制定安全技术措施。
12、工作面采放综合采出率不能低于85%。
第二节采煤安全技术措施
一、采煤机割煤
1、采煤面割煤时必须执行《煤矿安全规程》第69条中有关规定。
2、根据采高要求，将工作面顶、底割平，煤壁割直，伞檐长度不能超过1m。
3、采煤面停机时，采煤机操作位置必须至少保留一名司机，以防止采煤机误动作时能及时停机和停输送机。
4、每班最少2名采煤司机，割煤时不得少于
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