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4304回采作业规程

综采工作面作业规程

编号：

BLGC-0901

措施名称：

4304综采作业规程

施工单位：

综采队

施工负责人：

技术负责人：

规程编制人：

编制日期：

年.月.日

审批签字表

规程（措施）名称：

4304综采作业规程

编审单位

签字

日期

编制单位

编制人

技术负责人

安全负责人

职

能

科

室

生产技术科

通风科

安监科

机电科

调度室

矿

领

导

采掘副总

技术副总

安全副总

生产副矿长

总工程师

矿长

审批意见

同意本规程，意见如下：

1、工作面两巷要在适当位置挖水窝，水窝至工作面挖临时水沟，工作面积水

通过水沟流入水窝，水窝处设水泵，将水通过排水管路排出。

2、通风科在4304回风联巷内安设一组自动喷雾，净化风流。

工作面割煤时

必须开启架间喷雾，综采队定期对隔爆水袋加水。

3、工作面注氮执行《4304工作面注氮措施》，由通风科负责编制。

4、工作面严禁丢底煤回采。

5、技术科加强对工作面回采率的考核。

6、初采初放、末采措施另编。

4304工作面综采作业规程

编制说明：

《4304工作面综采作业规程》编制以《煤矿安全规程》、《煤矿工人技术操作规程》、上级有关文件规定及采区设计、白芦初设等为依据。

第1章概况

第一节工作面位置及井上井下关系

一、工作面位置及井上井下关系

本工作面东邻东翼北运输巷，南邻东翼回风巷，西为4303工作面，北为杏园煤场边界。

二、地质说明书

概

况

煤层名称

4-1煤

工作面名称

4304工作面

地面标高

+1283～+1372

工作面标高

+1200～+1270

地面位置

位于主斜井工业广场东北约1000m空地处,开采对其无影响。

井下位置及

相邻采掘关系

工作面范围坐标X：

19625469.506~19625624.266，Y：

4372888.682~4373475.284。

位于井田中部，西部为未采动块段，东部为采区三条上山，南部为东翼三条大巷，北部邻近原杏园煤矿采空区。

走向长（m）

415

倾向长（m）

150

煤

质

情

况

水分Mad

灰分Ad

挥发分Vdaf

发热量Qgr,d

全硫St,d

胶质层

煤种

3.08%

28.24%

39.03%

22.48MJ/kg

0.42%

Y值

3mm

主要为长焰煤，仅在井田南部101、102号钻孔附近为气煤

4-1号煤作为炼焦配煤时属低灰—中灰、低硫分—中低硫、低热值—高热值煤4-1号煤作为动力用煤时属中灰—高灰、特低硫—低硫、低热值—高热值煤

第二节煤层

一、本工作面倾角为2-3°，为近水平煤层，属于稳定煤层，煤层结构简单（几乎不含夹矸，在遇到断层及破碎带时局部有夹矸），煤种为烟煤，煤层硬度系数f=4。

表1-1煤质情况

序号

项目

符号

单位

检验结果

全水分

7.0

收到基灰分

Aar

28.45

空气干燥基灰分

Aad

29.76

焦渣特征

CRC

干基全硫

ST，d

0.00

空气干燥基高位发热量

Qgr,ad

Kcal/kg

5108

收到基低位发热量

Qgr,ad

Kcal/kg

4677

固定炭

FCad

40.76

空气干燥基全硫

St，ad

0.00

粘结

0.00

干基挥发分

27.52

第3节煤层顶底板

表1-2煤层情况

顶、底板名称

岩石名称

厚度/m

直接顶

粉砂岩

2-3

伪顶

炭质泥岩

0.3-0.5

直接底

粉砂岩

0.3-0.5

基本底

砂质页岩

0.3-0.8

4号煤层具厚度大，夹多层高岭石夹矸，具高灰低硫的特点，为发育在三角州平原洪泛盆地上的淡水泥炭沼泽，造成夹矸发育，灰份偏高。

该煤层结构简单——极复杂，岩性多为高岭岩、炭质泥岩和砂质泥岩。

其顶板一般含砾粗砂岩，有时为泥岩、砂质泥岩，抗压强度31.7MPa，抗剪强度上部为7.53MPa；底板多为粉砂岩，抗压强度20.66MPa，抗剪强度3.79MPa。

主要由砂岩、砂质泥岩、泥岩及粉砂岩组成，在其下部发育2层薄煤层，均为不稳定不可采，含煤性较差。

第四节水文地质

一、涌水量

4304工作面正常涌水量8m³/h，最大涌水量14m³/h。

二、含水层（顶部和底部）分析

煤层底板含有少量砂岩水。

三、其它水源分析

大气降水与马关河水为本区地下水的主要补给源。

大气降水在本区由于水量少，强度大，故直接渗入量极少，大部分消耗于土壤水分的蒸发及形成地表径流排入马关河。

井田内4-1号煤层上距地表约158m,计算的导水裂隙带高度小于4-1号煤层距地表的距离，故地表水不会通过采眼底板有裂隙渗水现象，马关河地表水补给下石盒子组风化壳裂隙水，但由于距煤层（除白芦井田西部4-1煤层）较远，从现在资料分析而言，地下开采不会产生影响。

第五节影响回采的其他因素

瓦斯

煤尘

有爆炸性危险，在生产中要落实好各项综合防尘措施

自燃

本井田4号煤层自燃倾向性质为自燃等级Ⅱ级，在开采过程中应注意防范

地温

属正常区

地压

属正常区

第六节储量及服务年限

一、几何尺寸

工作面长度：

工作面净煤长度为：

150m。

工作面可采长度:

185m。

综采放顶煤一次采全高，机采高度3.0m。

煤层厚度：

平均为7.26m，容重1.46g/cm3。

二、工业储量

N总=185×150×7.26×1.46=294139T

三、设计采出煤量计算

按初次放煤步距10m，停采线前20m不放顶，割煤回采率95%，放煤回采率85%计算：

割煤采出量：

N1=185×150×3.0×1.46×95%=115468T

放煤采出量：

N2=185×150×（7.26-3.0）×1.46×85%=146705T

四、设计出煤量

N=N1+N2=115468+146705=262173T

五、工作面设计回采率

=N/N总=262173/294139=85%

六、工作面服务年限

n=工作面可采长度/每日推进长度=185m/2.4m=77天

第2章采煤方法

第1节巷道布置

一、工作面运输顺槽承担工作面供风、行人、运输、敷设线路等任务，运输巷出口连接东翼运输巷，运输物料由副井经集中轨道巷及东翼轨道巷到达回风巷；工作面回风巷承担回风、敷设管路等任务，回风巷出口连接总回风巷及东翼轨道巷。

二、工作面运输顺槽、回风顺槽均采用锚网索联合支护，矩形断面，运输顺槽宽4.8m，掘高3.2m，回风顺槽4.6m，掘高3.3m；顶板选用Φ18×2000mm等强左旋螺纹钢锚杆，锚杆间、排距1000×800mm，锚索规格Φ15.24×7500mm，间距3m；帮锚杆选用Φ18×2000的玻璃钢锚杆，锚杆间排距为1000×800mm。

三、工作面切眼，采用锚网索、双排点柱联合支护顶板，矩形断面，工作面主切眼净宽8.5m，净高3.1m，选用规格为Φ18×2000mm螺纹钢锚杆，锚杆间、排距1000×800mm；选用规格为Φ15.24×7500mm锚索。

第2节采煤工艺

一、采煤方法

（一）采煤方法的选择

根据工作面地质资料和采煤技术手段与现有设备条件，确定工作面采用走向长壁后退式综合机械化放顶煤采煤方法。

（二）采高的确定

根据工作面煤厚（平均7.26m）和地质条件以及现有设备的技术性能，确定工作面使用ZF6800/20/32型放顶煤液压支架，选用ZFG7200/22/35型过渡液压支架。

综合考虑煤厚、支架支护高度和采煤机的适应高度，工作面设计采高确定为煤机割煤高度为3.0m，放煤高度为4.26m。

采放比为3.0:

（7.26-3.0）=1:

1.42

二、回采工艺

回采工艺流程：

落煤—装煤—运煤—支护（移架）—推移前部运输机—放煤—拉后部运输机—放顶

（一）落煤

1、落煤方式

工作面采用MGT/300/730-1.1D型交流电牵引双滚筒采煤机，沿工作面单向割煤，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤。

2、采煤机进刀方式

本工作面采用端部斜切进刀的方式，即采煤机割煤到溜头后，返向清扫浮煤到距溜尾约25-30m的范围内调整两滚筒上下位置，使溜尾滚筒逐渐抬高割溜尾段顶煤，溜头方向滚筒清扫底煤，当采煤机两滚筒完全割入溜尾段煤壁后将工作面前溜推直推入煤壁侧进行割煤，当煤机割完溜尾段后，再次调整两滚筒上下位置进行向溜头方向割煤，跟煤机滞后10架移架、推溜，如此往复。

3、割煤注意事项

（1）根据工作面煤层赋存条件，采高要保持在3.0m±0.2m的范围内，正常情况下沿底板割煤，不允许留底煤。

（2）顶底板要割平，不得留有台阶。

（3）煤机割到机头、机尾时，必须保证将煤割平割透，保证顺槽顶底板到工作面顶底板过渡平缓。

（4）采煤机割煤时必须克服底板局部起伏，保证溜槽弯曲的垂直夹角不超过刮板输送机的技术要求。

同时保证输送机运转自如，不发生挂、卡溜槽等撞击的事故。

（5）工作面遇有坚硬夹矸时，要采取其它有效措施，严禁用采煤机强行截割。

（6）必须保证采煤机滚筒截齿完好无缺，割煤时如发现截齿丢失、严重磨损等现象时，应及时更换截齿。

（二）装煤

采煤机割下的煤借助于滚筒上的螺旋叶片自行装入前部刮板输送机内。

放煤时通过液压支架后尾梁的摆动，将顶煤落至后部刮板运输机内。

前后部刮板运输机运煤至转载机上，然后进入顺槽皮带，通过井底煤仓至主斜井皮带到地面。

1、装煤注意事项

（1）推移刮板输送机时必须保证推溜成一条直线。

（2）必须保证刮板输送机的平整，不得出现飘溜、凹溜或局部起伏太大的现象。

（3）刮板输送机机头、机尾推进度应保持一致，推移步距为0.6m。

（4）推移工作面刮板输送机时，必须距采煤机后滚筒15m后进行，不得出现急弯现象，溜子弯曲段长度不小于15m，除弯曲段外其余部分不得出现弯曲。

（5）若推溜困难时，不应强推硬过，必须查明原因处理好后再推溜。

尤其底煤出现台阶，需要采煤机重新扫底，再推溜。

（三）放煤

煤机割煤后放煤工通过液压支架后尾梁的摆动，将顶煤放入后部刮板运输机内。

放煤由两名专职放煤工负责，采用采放平行作业、一采一放双轮顺序放煤方式。

初次放煤在工作面推进10m后进行，停采线前20m停止放煤，机头机尾各五架不放煤。

第一轮放出顶煤的1/3，第二轮放到见矸关门，两轮放煤间距严禁少于10架。

放煤工要根据后溜中的煤量控制放煤速度，防止压死后溜。

1、放煤注意事项

（1）初次放煤时，应在工作面刷帮试采离开切眼10m后进行放煤，防止将切眼支护材料冒落掉入后溜中。

（2）放煤工应加强责任心，放煤时注意观察煤流情况，遇到矸石急剧增加时要及时停止放煤，将插板打出，尾梁摆起。

（3）放煤时，若遇大块煤不易放出，可反复伸缩插板，并上下摆动尾梁使顶煤破碎、充分冒落。

（4）放煤时要加强煤质管理，见矸即停止放煤，保证含矸率及灰分不超标。

放煤严禁漏架不放，顶煤要放干净，严禁随意丢失顶煤。

加强顶煤的回收，提高回采率。

（5）应严格控制割煤和放煤的速度，确保运输煤量均衡，设备运转正常。

（6）工作面机头机尾各留4台支架不放煤，以维护出口顶板的安全。

第3节设备配置

序号

设备名称

型号

单位

数量

端头液压支架

ZFG7200/22/35

台

中部液压支架

ZF6800/20/32

台

采煤机

MGT/300/730-1.1D

台

前部刮板输送机

SGZ764/320

部

后部刮板输送机

SGZ764/400

部

转载机

SZZ764/160

部

破碎机

PCM132

台

设

备

列

车

乳化液泵

BRW400/31.5

台

乳化液箱

RX-2500

台

喷雾泵

BPW315/6.3

台

水箱

SX-2500

台

移动变电站

KBSGTY2-T-1250/10

台

移动变电站

KBSGTY2-T-800/10

台

组合开关

QJZ-4×315/1140

台

开关

QJZ-400/1140

台

（一）表2-1主要设备配置

（二）表2-2采煤机主要技术特征

序号

名称

参数

备注

型号

MGT/300/730-1.1D

采高范围m

2.0—3.5

适应煤层倾角

≤25度

适应煤层硬度

F≤4

总装机功率（Kw）

730

供电电压（V）

1140

滚筒直径（mm）

1800

滚筒截深（mm）

600

牵引速度（m/min）

0-7.7-12．8

牵引力KN

750—450

最大卧底量mm

280

机身尺寸：

长×宽×高（mm）

12000×1400×1200

（三）表2-3刮板输送机主要技术特征

序号

名称

参数

型号

SGZ764/320型（前部刮板输送机）

SGZ764/400型（后部刮板输送机）

输送量t/h

750

800

长度m

150

刮板链速m/s

1.1

电机功率（Kw）

2×160

2×200

电压等级（V）

1140

中部槽：

长×宽×高（mm）

1500×724×295

槽联接方式

哑铃联接

（四）表2-4破碎机主要技术特征

序号

名称

参数

型号

PCM132型

破碎能力t/h

1200

最大入料粒度（mm）

700×950（长度不限）

最大输出粒度（mm）

300

破碎锤头数（个）

供电电压（V）

1140

电机功率（Kw）

132

破碎物料硬度

f≤4.5

外形尺寸（长×宽×高）mm

3540×1785×1741

总重量t

11.55

生产厂家

山西煤矿机械制造公司

（五）表2-5转载机主要技术特征

序号

名称

参数

型号

SZZ764/160

输送量t/h

1100

长度m

刮板链速m/s

1.33

爬坡角度（度）

供电电压（V）

1140

电机功率（Kw）

160

刮板间距（mm）

736

前移方式

迈步自移

生产厂家

山西煤矿机械制造公司

（六）表2-6液压支架主要技术特征

工作面选用ZF6800/20/32型放顶煤液压支架，选用ZFG7200/22/35型端头过渡液压支架。

全面安装103架。

上下出口使用DW-35型单体液压支柱配合金属铰接顶梁进行超前支护。

序号

名称

中间支架

过渡支架

型号

ZF6800/20/32型

ZFG7200/22/35型

形式

四柱支撑掩护式放顶煤支架

适应煤层倾角

≤15°

支撑高度（mm）

2000/3200

2200/3500

宽度mm

1430/1600

支架中心距（mm）

1500

初撑力（KN）

5710

6185

工作阻力（KN）

6800

7200

支护强度Mpa

0.88—0.96

0.88—0.92

移架步距（mm）

600

泵站压力（Mpa）

31.5

第3章顶板控制

第一节运输巷、回风巷及端头顶板控制

一、端头支护

工作面溜头安装两架过渡支架，溜尾安装三架过渡支架，以加强工作面端头（机头、机尾）的支护强度和支护面积。

二、出口支护

1、上下出口煤壁线起向外20m、向里至两巷放顶线使用DW35型单体液压支柱配合HDJB-1200型金属铰接顶梁使用。

运输巷从切顶排向外6m打设2排单体液压支柱加强支护，由此向外打设两排单体支柱，排距2.6m，柱距1.2m。

回风巷从切顶排向外6m打设2排单体液压支柱加强支护，由此向外打设两排单体支柱，排距2m,柱距1.2m。

切顶排密集单体支柱柱距不大于0.5m，戗柱要斜打在铰接顶梁上，柱脚与加强支护的单体支柱柱脚相对，加强支护的打设根据巷道宽度及支架的上行下窜进行适当调整，出口超前支柱初撑力不低于90kN，高度不低于2.8m。

要求行人、通风、运料畅通无阻。

2、巷道超高及顶板破碎地段要用长半圆木、道木及4.5m单体等接实顶板。

3、所有梁子的铰接销子要打到位，三用阀一律和巷道方向一致，卸液口朝向采空区。

4、加强对工作面两顺槽超前支护的管理，顶板来压时进行二次注液，用防倒绳将单体上端连接好，起到二次防倒的目的，用硬连接将单体连接牢固，排成一条直线，接顶不实的加上半圆木等进行接顶，铰接顶梁销子插到位。

三、备用支护材料

工作面运输巷DW-35型单体支柱备用15棵，回风巷DW-35型单体支柱备用15棵，1.5m两巷道各备用1.5m长半圆木5棵，存放于超前支护之外20m,无特殊情况不得动用备用材料，用后必须及时加以补充。

四、支护操作顺序和要求

1、采用超前支护方式，即割煤后先移支架后移刮板输送机，其工艺流程为：

割煤→移架→移刮板输送机。

2、移架为依次顺序移架，即支架沿采煤机割煤方向依次移架。

一般情况液压支架滞后采煤机后滚筒4-6架的距离依次跟机移架；特殊情况，例如老顶来压、顶板破碎时，应追机移架，支架滞后前滚筒1—2架。

移架步距0.6m。

3、当煤壁发生片帮时，在采煤机割煤前必须超前移架及时支护顶板。

4、支架为本架操作，移架步骤：

降架→移架→调架→升架。

5、移架的注意事项

①拉架时必须使支架保持一条直线。

②必须及时拉架，拉架距采煤机后滚筒4-6架，如果顶板压力较大或有冒顶危险时，应及时跟机拉架，以免发生冒顶事故。

③移架过程中如发生顶板破碎冒顶时，应及时超前拉架，以防止顶板继续冒落。

④移架时，要保证支架移到位，端面距应保持不超过340mm。

⑤移架时支架可下降150~200mm，以移动支架为原则，在破碎顶板下必须采用擦顶带压移架，移架过程中应随时调正支架。

6、支架操作的基本要求

操作液压支架要做到“快、正、够、匀、平、紧、严、净”等要求。

①快：

移架及时、迅速，做到少降、快拉。

②正：

支架定向前移，不上下歪斜，不前倾后仰。

③够：

每次移架步距要够，支架移过后要成一直线。

④匀：

支架间距要按规定保持均匀。

⑤平：

要使顶梁和底座平整地和顶底板接触，力求受力均匀。

⑥紧：

使顶梁紧贴顶板，移架后支架必须达到足够的初撑力。

⑦严：

架间空隙要挡严，侧护板要保持正常工作状态。

⑧：

将底板上的浮煤，浮矸清理干净，保证支架和刮板输送机顺利前移。

第二节矿压观测

一、矿压观测内容

1、工作面矿山压力显现的现场观测。

2、工作面支架阻力观测。

3、工作面超前支承压力观测。

4、工作面煤壁片帮观测。

5、巷道变形观测。

二、矿压观测方法

1、工作面支架阻力观测：

工作面液压支架载荷工作阻力测定，在工作面每台支架安装一台压力表，记录工作面推进过程中支架的压力变化情况。

每天进行矿压检测指导工作面生产。

2、煤壁片帮观测：

以支架上的压力表数值为依据，分别观测支架前方煤壁的片帮与顶板破碎情况。

3、观测两巷道煤壁情况，看是否有明显的弯曲变形、片帮。

4、观测顶板有无离层现象，破碎现象，两端头有无悬顶。

三、工作面支护质量监测

1、监测内容：

工作面支架初撑力、煤壁片帮值、采高、端面距等，顺槽单体支柱初撑力、超前支护质量等。

2、矿不定期对工作面和顺槽支护质量进行动态检查，对存在的问题限期整改。

第三节工作面顶板控制

一、顶板管理

1、顶板管理方法：

全部垮落法管理顶板。

2、工作面控顶距（最大控顶距和最小控顶距）

最大控顶距Lmax＝L1＋L2＋S最小控顶距Lmin＝L1＋L2

其中：

L1－－顶梁长度，为4150mm；L2－－端面距，为340mm；S－－截深，为600mm。

最大控顶距Lmax＝4150＋600＋340＝5090mm最小控顶距Lmin＝4150＋340=4180mm

最大控顶距为5.09m，最小控顶距为4.18m。

3、初次放顶和正常放顶期间的顶板管理

正常割煤后，及时移架支护新暴露出的顶板，缩小顶板暴露的面积和时间，以防造成片帮、漏顶、冒顶事故。

支架接顶要严实有力。

端面距大时要及时移超前架或打出护帮板。

降架时，掌握好降架高度，做到少降快移，严禁大降慢移。

做到及时护顶或者移超前支架，端面距不得大于340mm，确保支护质量和控顶效果。

4、工作面初次来压时的顶板管理

（1）成立顶板管理领导小组，由队长负责组织每天分析现场顶板情况。

（2）如发现顶板有异常情况时，应及时向有关领导和部门汇报，并立即停止作业，采取处理措施。

（3）工作面工程质量必须达到“三直、一平、两畅通”的要求，保证液压支架接顶平、严、实，避免液压支架出现大的仰俯角。

（4）工作面顶板无台阶下沉，顶板冒落高度大于300mm时要及时处理。

（5）初次来压时支架工必须按照操作规程作业，根据实际情况可以二次拉架。

（6）上、下顺槽超前支护不少于20m，支护的单体支柱一定要达到初撑力，要排成一条直线；必要时要改变支护方式，加强支护强度。

（7）来压前加强液压支架的检修，保证所有支架均达到初撑力。

（8）来压前加强设备的检修，保证设备在来压期间正常运转。

（9）来压时加强组织，快速推进，甩掉压力。

（10）提高泵站的压力，保证支架的初撑力，防止压死支架。

5、正常工作时期顶板支护方式

（1）采用追机移架的方式对顶板进行及时支护。

在采煤机割煤之后，先移支架再移运输机，采用带压移架的方式移架。

顶板破碎时要超前移架。

（2）工作面应达到动态的质量标准化要求，确保“三直、两平、一畅通”的质量要求。

（3）加强支架的支护强度，确保支护质量，支架初撑力不得小于24Mpa。

（4）采煤机割煤后，要及时移架，移架与采煤机后滚筒的距离一般不超过15m，防止长时间空顶。

（5）工作面出现冒顶时，要及时用木料接顶，并支好支架。

二、支架工作阻力核算

1、支护强度的计算

采用经验公式计算：

q=9.8HKγ

式中：

q—工作面合理支护强度，KN/㎡；H—采高，取3.0m；γ—顶板岩石重力密度，取1.46t/m3；

K—作用于支架上的顶板岩石系数，一般取5~

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