1作业规程1doc.docx
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1作业规程1doc
中煤五公司明珠煤矿项目部
采煤作业规程
工作面名称：
20101工作面
采煤队：
区队负责人：
技术负责人：
编制人：
提报日期：
2008-5-11
预计开采日期：
2008-7-1
预计收作日期：
2009-4-30
目录
一、地质概况3
1.地质说明书3
2.采面范围3
3.煤层特征3
4.顶底板岩石特征3
5.储量4
6.地质构造与水文地质情况4
二、采煤方法及顶板控制设计4
1.采煤方法及采煤工艺4
２、顶板管理5
３、工作面设计6
４、提高煤质及回采率措施7
三、主要系统7
１、上、下顺槽运料、运煤系统路径7
２、工作面主要设备配备及主要技术规格7
３、工作面供电系统及管线敷设8
５、通风系统12
６、排水系统14
７、防尘供水系统14
８、瓦斯监测系统14
四、劳动组织、循环图表与主要技术经济指标18
1、工作面正规循环生产能力18
2、劳动组织18
3、劳动组织表及循环作业图表18
4、工作面主要技术经济指标21
六、主要技术安全措施21
1、初次放顶和周期来压期间21
2、工作面调斜、初采采下山及旋面22
3、煤机割煤22
4、移架、推溜23
5、工作面溜子、顺槽转载机、皮带的管理24
6、皮带的移缩、转载机的前移：
25
7、顶板管理和防片帮、冒顶25
8、过断层26
9、下出口作业人员管理27
10、支架防倒措施27
11、人工支柱、回柱安全技术措施28
12、两道回柱绞车的使用及两道回料28
13、两道维护29
14、防排水29
15、两道设备、材料运输30
16、乳化液泵站30
17、拉移开关设备列车30
18、支架的检查与维修31
19、机电设备检修与管理32
20、工作面更换液压支架部件、煤机部件等大件措施32
21、通风管理33
22、防瓦斯措施34
23、防煤尘措施35
24、防治火灾措施35
25、防止采空区自然发火的措施35
26、油脂管理36
27、备件管理36
28、其它36
七、灾害预防与避灾路线36
1、预防火灾、瓦斯和煤尘爆炸36
2、预防水灾37
3、救灾设施37
4、避灾方法37
5、避灾路线37
6、避灾路线图37
附件1：
20101材料道绞车提升能力验算：
39
附件2：
20101综采工作面试采与初次放顶40
附件3：
20101工作面注水设计42
附件4：
质量标准化措施42
附件5：
工作面爆破的技术要求及安全措施43
一、地质概况
1.地质说明书
（附见地质构造图、剖面图、煤层柱状图、井上下对照图及邻近关系）
2.采面范围
北部境界
西翼回风大巷
井下标高
+840～+920m
南部境界
切眼
煤厚
（3.00～4.00）/3.60m
东部境界
皮带顺槽和实体煤
走向长度
920m
西部境界
轨道顺槽和实体煤
倾向长度
148m
地面标高
+1407m
回采面积
112929m2
3.煤层特征
项目
单位
全煤厚
一
次
采
全
高
煤层厚度
全煤厚
m
3.00～4.00
平均煤厚
m
3.60
煤层倾角
°
2～15·
煤层硬度
硬、中、软
中硬
煤质
煤层灰分
%
9.88～18.39
挥发分
%
14.39～19.48
容重
t/m3
1.35
自燃发火期
月
不易自燃煤层
瓦斯等级
低、高
低（比照高瓦斯管理）
煤尘爆炸指数
%
有强爆性
含矸率
%
8
4.顶底板岩石特征
顶板、底板
岩石类别
岩厚
性质
顶
板
老顶
中粒砂岩
平均厚度13.01m
浅灰色，水平及缓坡状层里。
直接顶
页岩、粉砂岩
平均厚度0.60m
灰黑色，易冒落。
底板
深灰色砂质页岩
平均厚度2.07m
含砂质不均，有植物根化石
5.储量
煤层
预计地质储量（万吨）
预计回采储量（万吨）
回采率（%）
全煤厚
54．8
52
95
6.地质构造与水文地质情况
⑴煤层结构：
本工作面煤层结构简单,中上部有一层夹矸，厚0.10～0.60米，煤厚3.00m～4.00m，平均3﹒60m，煤层倾角2～15°。
⑵顶底板特征：
该工作面煤层顶板为灰黑色的页岩、粉砂岩，脆性大，易冒落。
煤层底板为深灰色砂质页岩，含砂质不均，有植物根化石。
⑶地质构造：
本工作面为单斜构造，顶底板有起伏，面内有一条断层，（断层产状详见8333工作面地质说明书）
⑷水文地质：
本工作面为矿井首采工作面。
充水水源是上覆K8含水层水，预计工作面正常涌水量为65m³/d,最大涌水量为110m³/d。
⑸本面瓦斯等级为低瓦斯区，比照高瓦斯区管理，煤尘有强爆性，煤层为不易自燃煤层。
⑹钻孔：
本工作面内无钻孔。
二、采煤方法及顶板控制设计
1.采煤方法及采煤工艺
（1）.采煤方法
单一倾长壁采煤法，采空区处理方式为全部垮落法。
（2）.采煤工艺
①破煤：
采用MGTY300/700-1.1D双滚筒采煤机破煤。
②装煤：
采煤机自动装煤。
③运煤：
工作面采用SGZ—764/400可弯曲刮板输送机运煤。
④支护：
工作面顶板支护采用ZY4800/20/40型掩护式液压支架。
⑤工艺流程：
割煤→移架→推溜→端头斜切入机窝→清理。
⑥割煤方式：
双向割煤，煤机往返一次进两刀。
（3）﹒工艺要求：
①割煤：
进刀方式为工作面端头斜切进刀，双向割煤。
根据所采用支架设计采高为3﹒0m～3.6m。
当煤厚≥3﹒0m且≤3.6m时，沿顶、底板回采，一次采全高；当煤厚＜3﹒0m时，设计采高为3﹒0m，跟顶破底板或同时破顶、底板回采；当煤厚＞3.6m，设计采高为3.6m，沿顶回采。
回采过程中根据煤厚变化情况及时控制好采高，要求顶底板要割平,不得出现台阶，煤壁平、直，不得出现留伞檐现象。
②移架：
移架必须配备专职人员，由技术熟练的工人操作，分组追机护顶、分段移架，及时支护顶板，移架距后滚筒3～4架进行，移架后及时用护帮板护住煤帮，若顶板破碎时，可在煤机前滚筒割煤后及时护顶移超前支架，并采取带压擦顶移架，机头三个支架必须按照2-3-1的操作顺序移架，移架要求拉线移架，移架后，支架要保持直线，并达到初撑力要求，移架步距为0.6米，支架要移到位，接顶要严实有力。
③推溜：
推溜设专人推溜，滞后煤机10～15米开始，推溜时采用单向推溜方式。
④清理：
工作面溜子推过之后，要将支架底座前方、架间及电缆槽内的浮煤清理干净。
⑤两道放顶：
在工作面推进过程中，上下两道要及时放顶，保证切顶线不超过支架后尾梁1m.
⑥铺设金属网：
本工作面原则上不铺金属网,当工作面出现小面顶板破碎、过断层及上下出口顶板压力大时，必须铺设金属网；铺设金属网基本要求：
金属网规格为：
10号铁丝编织的长×宽=4×1.5m、孔为50×50mm的菱形网。
铺网方法：
在支架顶梁上铺设金属网，走向铺网长，倾向铺网宽，铺设时走向倾向各压茬100～150毫米，联网采用14#镀锌铁丝隔孔双股联接。
铺联网质量要求：
a、移架操作时，以不出现抵网、撕网为准，如发现抵网、撕网，必须处理好。
b、煤机割煤时，必须把金属网吊好，防止煤机打金属网。
c、工作面端头的网与两道网联好。
d、工作面过断层放炮时，保护好金属网。
e、工作面发生冒顶或片帮时，需要接顶做超前时，必须用木料托好金属网确保铺网质量。
２、顶板管理
（1）顶板管理：
采用自然垮落法管理顶板。
（2）支架选型：
根据该面煤层赋存条件，拟选用：
ZY4800/20/40型掩护式液压支架，工作面共安装支架100台
该支架支护强度平均为0.73～0.78MPa。
支架支护强度验算：
支架支护强度按下式计算：
（参考煤矿设计手册）
P=k×γ×Σh×cosα×g×10-6
式中：
P---支架支护强度，MPa；k---支架受力不均衡安全系数，一般取1.6～2.0,取2.0；
γ---顶板岩石容重，取2.5t/m3；α---煤层倾角，取7°；Σh---冒落带岩石厚度，
Σh=m/（K-1）式中：
m—采高，取3.6m；K—岩石碎胀系数，一般取1.2～1.5，取1.4；
计算得：
p=2.0×2.5t/m3×3.6/（1.4﹣1）×cos7×10×10-6
=0.446MPa＜0.73MPa
由计算可知，支架支护强度符合要求。
故选用ZY4800/20/40型液压支架合理。
（3）支护方式：
基本支护方式：
工作面采用液压支架；上、下出口使用抬棚支护管理。
（4）控顶距：
最大控顶距4270mm；最小控顶距3670mm；移架步距600mm；端面距不大于324～393mm.
（5）支护强度：
本面所采用支架的平均支护强度为：
0.73～0.78MPa。
（6）控制原则及支护效果预测：
工作面支架及单体必须完好，泵站压力不低于30MPa，支架升足劲，及时移架，初撑力不低于24MPa。
割煤后直接顶、老顶自行垮落。
３、工作面设计
（1）工作面布置
20101工作面切眼长148米，布置100台ZY4800/20/40型掩护式液压支架支护顶板，工作面采用SGZ—764/400可弯曲刮板输送机运煤，落煤用MGTY300/700-1.1D双滚筒采煤机。
（2）采煤机割煤及进刀方式
截割方式：
煤机割煤时，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，追机移架，减少空顶时间。
过断层和顶板破碎时，可采用前滚筒割底后滚筒割顶的方式，以便及时支护刚暴露的顶板。
进刀方式：
煤机在工作面两端头斜切进刀，双向割煤。
推溜：
利用液压支架推移千斤顶滞后煤机10～15米单向顺序推溜。
（3）工作面支护质量：
要求割煤后，及时移架支护新暴露的顶板，护帮要跟上，缩小顶板暴露面积，以防造成片帮、漏顶、冒顶事故。
支架要保证有足够的初撑力，支架初撑力达到24MPa,泵站压力不得小于30MPa，支架接顶要实要平，确保支护质量和控顶效果。
（4）工作面防滑及防倒措施
由于工作面沿煤层倾向布置，工作面坡度较小（最大70、平均约50），一般不需采用防滑措施，如需要可采用合理的伪斜开采和自下而上单向推溜。
（5）两出口管理：
A、工作面上下出口必须畅通无阻，高度不低于1.8米，行人宽度不小于0.7米；
B、在轨道顺槽下帮，使用DZ-3.15单体配合DJA1200/250S型双楔梁，从放顶线沿巷道走向向外各扶设两排出口抬棚，要求超前煤壁不少于2米，一梁一柱，出口抬棚间距为0.3～0.5米，作为轨道顺槽出口抬棚。
C、在皮带顺槽靠近机头位置，使用DZ-3.15米单体配合DJA1200/250S型双楔梁，从放顶线沿巷道走向向外各扶设两排出口抬棚，要求超前煤壁不少于2米，一梁一柱，出口抬棚间距为0.3～0.5米，作为皮带顺槽出口抬棚。
D、所有在用双楔梁配齐水平楔和圆销子，双楔梁双楔齐全，双楔对插并插牢固，圆销插到位；随着工作面推进，做到挂梁、站柱超前煤帮1～2档，并做到及时回撤，不得出现两个双楔梁同时悬臂。
E、两出口的抬棚与工作面的支架距离不得大于0.5米，否则采取高档（小面）支护，即工作面出口除抬棚及超前支护保留外，若工作面加长在没有加架的情况下，应加设一对π梁.用DZ-3.15m单体配4.0m∏梁支护，均为一梁四柱。
从老塘放顶线到煤壁，成对使用，对梁间距300mm，两对梁相邻间距600mm，两梁前后错距600mm。
∏梁支护与支架间距及两道支护间距不大于500mm，随工作面推进采用一梁四柱交错迈步前窜,机尾老塘侧保留两排单体,排距600mm,单体交错前移。
机尾高档（小面）超过1.5米时要及时补充支架，机头超过1米要向下调支架。
需采取高档（小面）管理时，必须另行编制措施。
F、除出口抬棚正常使用外，在两道老塘放顶线各打两抗棚，抗棚采用3.15m单体配1.4m长方木，沿倾向支设，一梁两柱，不得出现无支护或无支柱的梁体。
抗棚也可采用走向两排，铰接顶梁倾向两排。
在老塘侧顶梁下加打一抗柱，抗棚在两超前支护之间。
均匀布置合理。
G、在遇顶板破碎、压力大时要加强支护，顶部用背板道木等接实，确保两道出口的顶板完整和安全畅通，出口抬棚支护单体初撑力不低于90kN，且单体必须穿鞋并拴绳防倒。
H、上下出口需要刷帮时，要用单体配双楔梁或1.4m方木（2.0m半园木）支护，支护密度为1.6根/m2单体。
（6）两道超前支护：
两道均采用DZ-3.15m单体支柱和DJA1200/250S双楔梁配套做走向棚超前支护，一梁一柱,轨道顺槽老塘侧与支架后尾梁末端齐,上部出现小面时,与兀梁老塘侧单体回齐，随工作面推进前挂后掐，并保证双销齐全。
A、轨道顺槽超前支护：
距上帮0.3m～0.5m从放顶线向外沿巷道走向扶一排双楔梁棚，要求超前煤壁30米；距上帮1.5m～2m处，从放顶线向外沿巷道走向扶一排双楔梁棚，要求超前煤壁40米；自出口抬棚向外扶设一排超前支护，并同出口抬棚铰接，要求超前煤壁20米。
所有超前支护成直线支护好。
B、皮带顺槽超前支护：
距下帮0.3m～0.5m处,从放顶线向外沿巷道走向扶一排双楔梁棚，要求超前煤壁30米；沿转载机外侧从放顶线沿巷道走向扶一排双楔梁棚，要求超前煤壁40米；自出口抬棚向外沿巷道走向扶设一排超前支护，并同出口抬棚铰接，要求超前煤壁20米。
所有支护成直线支护好。
C、两道超前支护单体必须穿铁鞋，保证初撑力达到50kN以上，超前支护成直线。
遇顶板不平或超高时，必须用方木或半圆木接平接实棚顶，背实后再用双楔梁，确保单体不超高使用；支柱要牢固有力并垂直顶底板，与顶板法线方向保持20～30的迎山角，在用单体必须拴防倒绳，绳要拴牢。
上下出口20米范围内行人宽度不小于0.7米宽的人行道，高度不低于1.8m。
如果两道超前压力较大或顶板破碎地段，可以再增加超前距离和支护排数，或者采用2.5～3.0m半圆木扶倾向棚，棚间距为0.6米，也可以补打锚杆、联网加扶托棚或打点柱加强支护。
所有双楔梁必须两销齐全且插紧有力。
销子的大头不朝行人道并挂牢销链。
（7）两出口及超前支护扶设要求
A、挂梁：
一人站在顶板完整处，两手抓住双楔梁将之插入已安设好的顶梁两耳中，另一人插上顶梁圆销并将圆销插到位。
B、插双楔：
将顶梁托起，利用水平楔调整梁子水平度及与顶板间隙，双楔要成对使用，双楔齐全，双楔对插，插入打紧，伸出量要保持一致，伸出长度不得小于30mm。
C、清理、定助位：
清挖柱位的浮煤，垫好木鞋，穿铁鞋。
D、背顶：
顶板破碎或顶板不平时交叉背顶，用锤打紧双楔。
E、升柱：
生足支柱，迎山有力，确保初撑力不低于要求。
支柱成直线，所有在用单体必须拴防倒绳，绳要拴牢。
F、拉机头、机尾后要及时支设老塘侧支柱。
（8）上下顺槽压力控制
A、加强两道及工作面的矿压监测，定期检测顶板下沉量和底板隆起量，当巷道高度低于1.8米时，必须卧底，并使用单体配合半圆木或套工字钢棚支护。
B、当工作面两端头顶板破碎或推至冒顶区、构造带时，可铺设金属网、大板护顶，或提前扶棚维护。
C、确保工作面支架的初撑力，以控制工作面顶板。
当工作面出现大面积顶板下沉时，另行编制安全技术措施。
（9）上下顺槽回柱放顶
A、工作面轨道顺槽放顶线与切顶线平齐，不得提前，滞后不超过0.6米。
因转载机无法及时迁移等原因，皮带顺槽放顶线允许滞后一棚（1.2米）。
在超前放顶线1米范围内提前撤除上下顺槽的锚索锁具和锚杆托盘。
B、工作面上下隅角悬顶面积超过2×5m2，在瓦斯浓度不超限时必须进行人工强制放顶；上下顺槽采空区顶板冒落不充分时，要沿放顶线打双排倾向抗棚（用3米半圆木做梁，一梁三柱），支柱迎山有力；上下隅角悬顶面积超过2×5m2，且不能强制放顶时，要在上隅角放顶线处打木垛，木垛用木楔刹紧,并用扒钉扒牢。
在下隅角沿放顶线处打一排切顶点柱，柱距0.6米。
木垛用料：
2.5米半圆木、（1.8～1.4）×0.15×0.15米方木。
（10）材料备用及存放：
为维持工作面正常生产，材料道必须备有一定数量的常用料：
2～2.6米半圆木
200根
3米半圆木
50根
竹笆
4～5车
背板
5车
双楔梁
40根
圆木
10根
1．4米方木
10m2
金属网
50捆
4mπ梁
16根
DZ-2.8单体
40根
DZ-3.15单体
40根
树脂锚杆
100套
乳化液
2桶
齿轮油
1桶
抗磨液压油
1桶
材料存放在距工作面50～100米的安全地带，并码放整齐，不得影响通风、运输和行人。
４、提高煤质及回采率措施
（1）加强顶板管理，提高工程质量，防止漏、冒顶事故。
（2）严禁随意割底板矸石，减少含矸率。
（3）工作面遇断层严格按技术要求回采，破矸石采取分装分运，在皮带机头拣出装车运走。
（4）混入工作面的大矸石或杂物派专人及时捡出，抛入老塘或装车分运。
（5）设备停止运转后及时关闭喷雾防尘水，采煤过程中的其它水流不得进入煤流系统。
（6）工作面煤仓上口要安设矿规定尺寸的铁篦子，并设专人管理，处理大块矸石和木料等杂物，防止其进入煤仓，水煤也不得进入煤仓。
⑺严格沿顶、底板回采，非特殊情况下严禁随意丢底煤回采。
三、主要系统
１、上、下顺槽运料、运煤系统路径（见附图）
运料路径：
轨道顺槽及工作面：
地面→副井→轨道大巷→西翼轨道大巷→20101工作面轨道顺槽→20101工作面
皮带顺槽：
地面→副井→轨道大巷→西翼轨道大巷→西翼皮带大巷→皮带机头
运煤系统：
20101工作面→20101皮带顺槽→采区煤仓→上仓皮带→主井煤仓→主井→地面
２、工作面主要设备配备及主要技术规格：
⑴采煤机：
型号
MGTY200/475-1.1D
电机功率
700KW
电压
1140V
电机转速
1472转/分
滚筒直径
1800㎜
截深
0.63m
牵引速度
6.2m/min
牵引力
440KN
滚筒转速
37.64转/分
生产能力
850t/h
降尘方式
内外喷雾
⑵液压支架：
型号：
ZY4800/20/40型掩护式液压支架
支架高度:
2000～4000mm支架宽度:
1430～1600㎜
支架中心距：
1500mm支架初撑力：
3876kN
支架工作阻力：
4800KN支架支护强度（平均）：
0.73～0.78MPa
支架底板比压：
0.23～2.35MPa适应煤层倾角（带防倒防滑装置）：
≤15°
千斤顶：
推移千斤顶行程700mm推力179kN拉力454kN
护帮千斤顶行程485mm推力478KN拉力207KN
平衡千斤顶行程595mm推力801KN拉力529KN
侧护千斤顶行程170mm推力98KN拉力48KN
伸缩千斤顶行程700mm推力158KN拉力69KN
抬底千斤顶行程220mm推力387KN拉力186KN
支架自重：
18.2吨
⑶工作面刮板输送机自然情况：
型号
SGZ—764/400
机电功率
2×200KW
运输能力
800t/h
刮板链速度
1.1m/s
刮板间距
1000mm
刮板链型式
中双链
中部槽寸
1500×724×290mm
中部槽结构式
整体铸焊式封底结构
⑷皮带机自然情况：
型号
SJP1000/90×2
铺设长度
240M
电机功率
2×75KW
输送量
1000t/h
⑸乳化液泵站情况（含自动配液装置）：
乳化液泵型号
WRB160/31.5
流量
160L/M
额定压力
31.5Mpa
容量
1600L
乳化液泵箱号
RX100/16A
⑹皮带顺槽装转载机自然情况
型号
SZZ764/160
机电功率
160KW
运输能力
1000t/h
刮板链速度
1.545m/s
刮板间距
920mm
刮板链型式
中双链
中部槽寸
3000×764×604mm
中部槽结构式
整体箱形焊接结构
⑺破碎机自然情况
破碎机型号
PCM110
最大输入块度
800×800mm
破碎能力
1000t/h
最大出料粒度
300mm
电机功率
110KW
破碎锤头数
4个
其它设备详见工作面供电及设备布置图。
３、工作面供电系统及管线敷设（见附图）
４、通讯照明系统
（1）20101综采工作面，在轨道顺槽、皮带顺槽距上、下出口不超过20米各安设一部直通矿调度室和工区的电话；
（2）工作面输送机和皮带顺槽运煤系统要设一趟专用信号并相互连通，工作面每隔15米装设运输机开、停信号电铃，信号电缆电铃靠支架立柱铺设；皮带顺槽皮带运输机机头、转载机机头各设一个运输机开、停信号电铃，其他位置每隔50米设运输机开、停信号电铃，信号电缆电铃按人行道一帮铺设。
（3）工作面每隔30米、乳化泵站、开关列车、皮带机机头和转载机机头各安装一部载波电话。
（4）上下巷回柱绞车各安装独立信号；轨道顺槽斜巷运输按规定安装信号。
（5）工作面每隔15米设一照明灯，皮带机每隔30米设一照明灯。
工作面下出口要设一可靠的照明灯，不得影响开溜子人员的视线，并吊挂牢靠。
（6）工作面及皮带顺槽运煤系统信号设置为：
“一点”停；“两点”开。
５、通风系统
（1）通风路线
①新鲜风流：
地面→主、副井→轨道大巷→西翼轨道大巷→西翼皮带大巷→20101皮带顺槽→20101工作面
②乏风流：
20101工作面→20101轨道顺槽→西翼回风巷→总回风巷→风井→地面
（2）工作面风量计算。
①按工作面每班工作最多人数计算：
Q＝4×n,m3/min
式中：
Q------工作面需要风量，m3/min；
n------工作面同时工作的最多人数，60人；
回采时：
Q＝4×60＝240m3/min
②按照工作面温度选择适宜的风速进行计算：
Q＝60×V×S,m3/min
式中：
Q------工作面需要风量,m3/min；V------工作面风速,取1.0m/s；
S------工作面平均断面积,取14.3m2；
Kw-----温度调整系数，回采取1.1。
回采时Q＝60×1.0×14.3＝858m3/min
③按照气象条件计算工作面的风量
Q=Q基本×K采高×K面长×K温
式中:
Q------采煤工作面需要风量,m3/min；
Q基本------工作面所需的基本风量,m3/min；
Q基本=60×工作面空顶距×工作面实际采高×工作面有效断面70%×适宜风速
=60×3.67×3.6×0.7×1
=555m3/min
K采高------回采工作面采高调整系数（取1.5）
K面长------回采工作面长度调整系数（取1.0）
K温--------回采工作面温度调整系数（取1.1）
Q=555×1.5×1.0×1.1=916m3/min
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