3096综采工作面作业规程最新Word下载.docx
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三、采煤方法及回采工艺
㈠采煤方法：
采用走向长壁后退式采煤法。
㈡顶板管理及支护
1、顶板管理方法：
自然垮落法。
最大控顶距4.5m，最小控顶距3.9m。
2、顶底板分析：
⑴3096工作面顶底板自上而下为：
煤层顶底板情况
顶底板名称
岩石名称
厚度（m）
岩性特征
老顶
砂质页岩
9.94
灰色，含钙质结核和方解石脉。
直接顶
中~细砂岩
6.64
灰～灰白色，高岭土胶结,易风化破碎。
伪顶
泥岩
0～1.5
灰~浅黑色，水平层理，多处缺失。
直接底
6.53
灰黑色，含铁质结核。
略显水平层理。
⑵顶、底板分析
、老顶分级（依据：
部颁试用方案老顶分级指标）
A.重要指标：
（衡量老顶对矿压显现影响程度的指标Km）
Km＝∑h/m，式中：
∑h——直接顶厚度，6.64m；
m——煤层平均采高，2.3m。
代入数据：
Km＝6.64/2.3
求得Km＝2.89，介于0.3～（3—5）之间。
B.参考指标：
（老顶初次来压步距L）
根据矿压组对同类工作面实测结果，预计老顶初跨步距为13.5±
2m。
因此，确定老顶为
级，老顶来压显现明显。
（根据矿压组对同类工作面实测结果预测，该工作面老顶周期来压步距为12±
）
、直接顶：
直接顶分类（依据：
部颁试用方案直接顶分类指标）
A.主要指标：
（强度指标D）
D＝δ·
C1·
C2，式中：
δ——直接顶单向抗压强度，30MPa；
C1——直接顶节理裂隙影响系数；
（现场实测节理裂隙间距I=0.10m,对应的节理裂隙影响系数C1=0.30）
C2——直接顶分层厚度影响系数。
（分层厚度（3.65＋0.5）/2＝2.075（m），对应的分层厚度影响系数C2=0.35）
求得D＝3.15，介于3.038～6.958之间。
（直接顶初次垮落步距L）
根据矿压组对同类工作面实测结果，预计直接顶初次垮落步距L＝16±
2m，介于9～19m之间。
因此，确定直接顶为
类，属中等稳定顶板。
工作面回采后，为充满采空区所需直接顶跨落厚度为：
m
Σh＝————
Kp－1
式中：
Σh——为充满采空区所需直接顶跨落厚度
m——煤层采高
Kp——碎胀系数
2.3
Σh＝————＝6.57＜6.64m
1.35－1
故直接顶跨落后能充满采空区。
3、煤柱形成支承压力区
随着工作面的切眼向前推进，以煤柱至远方支承压力分为三个区域：
压力急增区：
0~18m
压力升高区：
18~56m
压力缓升区：
56~80m
4、采煤工作面巷道所受动压影响
顺槽所受动压影响，即为压力高出原始应力部分，根据影响程度，压力急增范围的最大变形速度为原始应力区的7~10倍。
5、采面支护强度计算
根据我国缓倾斜、倾斜煤层回采巷道围岩稳定性分类，3096综采工作面顶板分类分级为：
直接顶为Ⅱ类，老顶Ⅱ级。
选用架型为掩护式液压支架。
要求其支护强度应不小于：
P＝n.m.r×
9.8×
10-6
P——考虑直接顶及老顶来压时的支护强度（MPa）
n——安全系数，n=8
r——直接顶岩石容重，r=2.5t/m3
P＝8×
2.3×
2500×
10-6＝0.45MPa
鉴于我矿煤层采用走向长臂综合机械化采煤法，工作面选用G320－13/32型掩护式支架，该支架额定工作阻力为320吨/架，支护强度为0.47~0.58MPa，所以G320－13/32型掩护式支架满足矿压要求。
6、采煤工作面上、下出口及端头支护密度计算
根据矿压要求，上、下出口及端头支护密度应不小于：
0.45MPa
——————————＝1.91棵/m2
30×
103×
80％
㈢回采工艺
1、割煤：
该工作面选用MG200型机组割煤、落煤，滚筒直径Ф1.6m，截深0.6m，进刀方式为端部斜切进刀，割三角煤方式，割煤方式采用双向割煤，机组滚筒相背旋转，前滚筒割底煤，采高2.2~2.3m，割煤速度3—5m/min，通过滚筒的螺旋叶片配合铲煤板装煤。
2、移架：
溜子移过后，移架滞后机组6～10m，移架步距600mm。
移架应及时，保证端面距不大于340mm，否则伸出伸缩梁。
3、移溜
采煤机割过煤后，顺序移溜。
移溜工作滞后机组10～15m，逐渐将溜子顶向煤壁，操作时支架工相互配合，从一个方向顺序移溜，弯曲段不得小于15m。
移溜步距不得少于600mm，要经常保证溜子平直，移机头、机尾时，每次推移步距保证600mm，防止溜子脱节。
㈣工作面支护
1、工作面选用99组G320－13/32掩护式液压支架对工作面进行支护。
2、工作面上下端头支护
端头支护采用1.2m双楔铰接梁和DZ25－25/100（或DZ22－30/100）单体液压支柱配套支护，梁间距450±
50mm，双楔铰接梁摆平，间距调匀，机头、机尾上方控顶区域双楔梁两端铰接处保证插齐椭圆肖和扁肖，椭圆肖必须用大锤打上劲。
机头、机尾前始终保证有一排梁，双楔铰接梁一直接到老塘。
架子边至双楔铰接梁间卧3000×
170×
160mm3方木或1/2φ180×
3000mm3半圆，方木或半圆随推采往前串，如腮部煤壁松软，易片帮、抽冒，必须用手镐刷帮，超前挂梁，上顶插严背实，煤壁侧护好帮。
为加强支护，在溜子机头双楔梁空内，加打两块π型钢梁，以维护端头，随工作面的推进往前串。
3、上、下出口支护
上、下顺槽在煤壁前方3~7m范围内提前替棚子，替棚子用1/2φ180×
3000mm3半圆，用DZ25－25/100（或DZ22－30/100）单体液压支柱配合1.2m双楔铰接梁打托梁，视巷道宽度，上出口两至三趟，下出口三至四趟。
在上、下出口20m范围内加强支护，在原有支护下方打托梁，10m以内打双趟，10~20m范围内打单趟。
4、在做工作面上下端头支护和上下出口支护时，单体液压支柱必须穿好柱鞋。
㈤采面支柱回撤
1、机头、机尾要及时掏窝，控顶距最大不超过大柱后6m，最小控顶距为支架大柱后0.6m。
2、回柱采用JH－8绞车与人工配合作业，首先用带刹勾螺丝齐全的40T溜子链或绳爪栓牢梁或柱子，将柱子卸载后拉出。
3、回柱顺序：
上出口为先上帮后下帮，下出口为先下帮后上帮，全部为由老塘往外回。
四、生产系统
1、运煤系统
3096工作面→3096下运→3090皮带边眼→3062溜煤斜井→3062给煤机→3049→3061给煤机→2049→1049→主井→地面
2、辅助运输系统
上井：
3096风道→3090轨道边眼→3032斜井→3048→2048→1048→副（风）井→地面
下井：
地面→副井→1048→2048→3048→3032斜井→3090轨道边眼→3096风道
3、供、排水系统
⑴供水系统：
主井→－246→0038→0040→1040→2020E→3031斜井→3090轨道边眼→3096风道、下运
⑵排水系统：
3096下运集中排水站（标高-458.84）→3090轨道边眼→3032斜井→3049→三水平水仓
4、供电详见《供电设计系统图》和《瓦斯断电监测系统图》
5、通风系统
⑴通风线路：
新风：
副井→1048→2048→3048→3032斜井→3090轨道边眼→3096下运→3096工作面
乏风：
3096工作面→3096风道（3096中运）→3090专用回风巷→3031斜井→2020E→1040→0040→主井→地面
⑵工作面风量计算
①低瓦斯矿井的采煤工作面按气象条件或瓦斯涌出量确定需要风量，其计算公式为：
Q采=Q基本×
K采高×
K采面长×
K温
Q采=7.5×
1×
1.1×
1.2×
1=9.9m3/s
Q采——采煤工作面需要风量，m3/s；
Q基本——工作面有效断面（取7.5m2）×
适宜风速（取1m/s）；
K采高——回采工作面采高调整系数（取1.1m/s）；
K采面长——回采工作面长度调整系数（取1.2m/s）；
K温——回采工作面温度调整系数（取1m/s）；
②按稀释有害气体计算
3096工作面瓦斯绝对涌出量为2.92m3/min，大于CO2绝对涌出量0.53m3/min，所以按瓦斯绝对涌出量计算：
Q=1.7*Kw*qw/（C-C0）
qw——工作面CH4绝对涌出量（m3/min）；
C——回风流CH4允许浓度（取1）；
C0——进风流CH4含量（取0）；
Kw——CH4涌出不均衡系数（取2.0）；
Q=1.7×
2.0×
2.92÷
（1－0）=1.16m3/s
③按调节气候条件计算
Q=S*V（m3/s）
V——工作面温度对应的风速，按规程规定工作空气温度保持在18～20℃，风速应取0.8～1m/s。
S——有效通风断面积，（取7.5m2）
计算得：
Q=1×
7.5=7.5m3/s
④按排除煤尘需要风量计算
3096综采工作面易产生煤尘，应有效排放煤尘，排放煤尘最佳风速是1m/s，S为有效通风断面积，（取7.5m2×
70%）。
可按调节气候条件公式Q=S*V（m3/s）代入数据得Q=1×
7.5×
0.7=5.25m3/s
⑤按人数计算
Q=4Na
4——每人每分钟供给4m3的规定风量。
Na——工作面同时工作的最多人数。
Q=4×
65=260m3/min＝4.33m3/s
根据上述计算，本工作面风量取Q=9.9m3/s
⑥风速验算
根据《煤矿安全规程》规定：
采煤工作面的最高风速≤4m/s，最低风速≥0.25m/s，因选定风速V=Q/S=9.9/7.5=1.32m/s，符合规程要求。
五、工作面发生灾害时避灾路线
1、发生水灾时具体路线：
3096工作面→3096风道→3090轨道边眼→3031斜井→2020E→1040→副（风）井→地面
2、发生瓦斯、煤尘爆炸及火灾时，人员要逆风尽快撤出，具体路线：
3096工作面→3096下运→3090轨道边眼→3032斜井→3048→2048→1048→副（风）井→地面
3、工作面发生冒顶事故时，如果威胁人员安全或因冒顶堵塞通风时，人员要撤到安全地点，待恢复好通风及其它安全措施落实好后才可进入事故地点处理。
现场须有工、班长以上干部盯岗。
如果发生上述灾害时，现场管理人员要亲自指挥按避灾路线撤人，点清人数，并向调度室和队里及时准确汇报。
如果发生伤亡事故必须先向调度室和队值班汇报，同时现场组织积极抢救。
六、作业形式及循环方式
㈠作业形式
采用三八工作制，两采一准，即八、四点班完成割煤、移架、移溜、做机头机尾、替上下出口超前、上出口掏窝、拉转载过程；
夜班完成电气设备检修、下运猫窝掏窝；
队另设一个大修班负责外围运料、文明生产等工作。
㈡工作面循环方式
沿工作面采煤机每割一刀煤，即完成割煤、移架、移溜等工序为一个循环，其生产能力为：
①小面：
每刀进尺：
0.6米，班进4刀，日进4.8米，
生产能力＝日进尺×
面长×
采高×
容重×
回采率
＝4.8×
96×
1.44×
93％＝1419.3吨
预计可采期：
92
T1＝—————＝0.64（月）
4.8×
30
②大面：
0.6米，班进2.5刀，日进3.0米，
＝3.0×
146×
93％＝1349.1吨
280
T2＝——————＝3.11（月）
3.0×
故工作面预计的可采期为T=T1+T2=0.64+3.11=3.75（月）
㈢劳动组织（见表1）
㈣正规循环作业图表（见图）
七、设备装备情况（见表2）
八、工作面技术经济指标（见表3）
九、工作面初次放顶安全技术措施及组织管理措施
1、工作面在老顶初次来压期间采煤技术人员、现场工、班组长要和矿压组配合，对顶板进行观测，保证支护质量。
2、初次放顶期间，架子充分接顶，并升足劲，架子顶梁仰俯角＜±
7°
，架子带压移架。
3、工作面片帮严重或顶空时，支架拉超前，如有抽冒危险提前做板。
4、出口20m范围内加强支护，不少于两趟托梁，支柱要迎山有劲，及时改正不合格柱子。
5、加快推采进度。
6、采高控制在2.1～2.2m之间，严格控制冒顶。
7、在矿初次放顶领导小组的统一指挥下进行回采。
十、提高煤质技术管理措施
1、工作面过断层时要及时调整工作面上漂或下刹，减少工作面割矸。
2、采面过断层时，割出的矸石要安排人力拣出，或分装分运。
3、在巷道高度不足时，不见底的地方要下卧。
4、加强巷道维修，减少冒高。
5、加强工作面质量管理，发现有空顶危险时提前做超前板，以防冒顶矸石混入。
6、工作面过断层时，降低工作面采高，以减少采矸量。
7、及时移架,控制冒高,不破底板。
表1：
劳动组织表
序号
工种
班次
合计
备注
八
四
夜
1
采煤机司机
2
6
支架工
3
15
泵站司机
4
做机头、机尾工
12
5
替上、下出口工
运输机司机
7
运料工
10
16
8
采掘电钳工
9
搬运工
缩皮带工
11
巷修工
背水工
13
给煤机司机
14
挖机尾砸大块工
杂活
班长
17
工长
18
65
34
48
147
19
在册
227
表2：
设备装备情况表
名称
型号
功率
数量
安装地点
采煤机
MG200
200kw
工作面
刮板输送机
SGZ－730/320
160kw×
液压支架
G320－13/32
99
转载机
SQZ－40
40kw×
皮带运输机
SDJ－150
75kw×
组合开关
QJZ－4×
315/1140D
风道
馈电开关
BKD－630/1140
变压器
THEB－5893
630KVA
绞车
JH－8
13kw
上、下出口及中运
JD－25
25kw
JH－14
17kw
乳化液泵
MRB－110/31.5
75kw
下运横管
表3：
主要经济技术指标表
项目
单位
数量
备注
采煤方法
走向长壁后退式
顶板管理
自然垮落法
工作面长度
米
96
小面
146
大面
走向长度
393
平均
采高
2.3
煤层倾角
度
循环进度
0.6
循环产量
吨
331.7
505.5
日循环进尺
4.8
3.0
日循环个数
个
日生产能力
1419.3
1349.1
日出勤工数
全员效率
吨/人
18.1
20.6
可采期
月
3.75
油脂消耗
千克/万吨
250
乳化液消耗
200
刀齿
个/万吨
100
坑木消耗
立方米/万吨
十一、安全技术管理措施
在严格执行《煤矿安全规程》、《各工种安全技术操作规程》和集团公司、矿业公司有关规定的基础上，施工中执行如下措施：
㈠采煤和割煤安全技术措施
1、开工前，机组司机必须先检查机组的油位、内外喷雾、各种按钮情况、截齿是否齐全、电缆拖拽是否正常，若发现问题要及时处理。
另外还要检查机组前后是否有人和其它东西，一切正常后发出开机信号。
试运转几分钟后发出开机警告再进行割煤。
2、坚持开机先开水，无水不割煤的制度。
机组司机必须带好瓦斯报警仪，如果瓦斯浓度超过1％，立即停止割煤。
3、司机在割煤时要精神集中，随时注意顶底板情况，及时上漂或下刹。
要与支架工密切配合，将煤壁割直，顶底板割平，不留伞檐。
4、工作面信号规定：
一停、二开、三倒车、四找开泵、乱灯关泵。
5、机组运行到机头、机尾前，机头、机尾附近，所有人员撤至距机头、机尾以外5m远地方（老塘不许有人），机组慢行，机组司机精神集中，防止割出煤块伤人或割坏单体液压支柱、电缆等，同时防止滚筒割支架前梁产生火花而引起瓦斯爆炸
6、机组电缆必须入槽，电缆槽内不许存放煤矸、杂物，副插帮联接装置要齐全，防止挤、刮坏电缆。
7、检修机组或有人在机组附近工作时，必须把滚筒的离合手把摘开、并拉掉闭锁，管制器回零。
更换刀齿时，必须靠人力转动滚筒，严禁点动开机转动滚筒。
8、换班时，必须将机组停放在距顺槽不少于10米、顶板完好的地方，同时必须将离合手把摘开，打开离合开关，管制器回零，切断电源，关闭供水管路。
9、在工作面工作的人员，需进入副插帮以内工作时，必须拉闭锁。
10、工作面原则上沿底回采及时探煤厚找底，追顺槽在适当范围内下刹到底板，下刹坡度均匀。
11、易劈帮、冒顶处机组只许割底煤或停止使用，用手镐找煤、落煤，手镐作业期间，溜子拉闭锁，坚持敲帮问顶，并有专人观山。
12、如煤壁劈帮、冒顶严重时，机组停止割煤，等待处理，以防压溜子，损坏设备。
13、当工作面瓦斯涌出量较大时，机组坚持慢速牵引的原则，防止割煤过快，瓦斯
释放量过大，而导致工作面瓦斯超限。
㈡支护及顶板管理安全技术措施
1、支架的液压系统要经常保持完好，密封良好，无漏液、串液现象，所有管路吊挂整齐，不得挤压、折扭，架箱无浮煤，架间喷雾齐全，管子不敞口、不插单腿销，不允许用铁丝代替插销。
各种千斤顶和阀要保持动作灵活可靠。
更换管子、阀件及管子接头时，必须先停止供液并保持清洁，不得将煤尘等脏物混入液压系统，换下的旧件及时上井并封堵，不得丢失。
液压系统要按设计安装，不得随意倒装。
严禁乱拆管子和各种销子，工作面坚持质量与顶板动态检测工作。
2、支架要排列整齐，架间中心距在1.5m±
100mm之间，相邻支架侧护板必须伸出紧靠。
支架间不许出现台阶，降架时不许超过侧护板的2/3，相邻支架无明显错茬，并且保证支架垂直于顶底板，歪倒＜±
5°
，保证支架垂直溜子＜±
处理倒架时要有现场工长或班长指挥。
支架拉不动，用单体液压支柱帮架子时，要支在稳定可靠地点，并采用远方操作的方法，柱头垫好木料，人员躲到安全地点。
3、拉架时要带压移架，在顶板破碎，压力大、片帮严重的地点，要及时拉超前并伸伸缩梁顶煤壁。
有冒顶危险时，提前做超前板。
支架要有足够初撑力，与上顶接触严密，无空顶。
4、拉架时要保证推移步距0.6m，防止工作面落后出弯。
支架成线，偏差不得超过±
50mm。
5、支架工在工作面上漂时，及时抬好脚，下刹时卧顺架脚。
用单体液压支柱柱芯时，柱头要撑在安全可靠的地方，防止崩人和损坏设备。
上漂下刹时注意顶底板变化，使顶梁仰俯角<
±
6、要使用好侧护板及时调架，防止发生挤架、掐架现象。
7、工作面不开溜时，不得移架（机头、尾除外），以防冒顶压溜子。
移架过程中发生冒顶时，要及时拉闭锁停溜子，待冒顶处理好后再开溜。
8、开工前和收工后都必须检查好支架的各种手把是否打在零位，以免自动降架发生冒顶事故。
架箱内及架间浮煤、浮矸清理干净，并且保证支架活柱，柱缸上端平台和阀体无煤尘。
9、架子更换立柱时，首先要打好临时支柱。
用千不拉吊大柱时，要挂在牢固可靠的地点，附近不得有人作业，换下的立柱要及时外运。
10、机头、机尾拉架子时，支架工要打好招呼，所有人员躲到端头5m以外或架箱内，老塘不许有人。
11、支架有漏液以及千斤顶和支架存在问题，必须当班处理；
处理不了时，及时向队里汇报交检修班处理。
12、工作面片帮、冒顶、落煤较多时，停止移架，以防压住溜子，损坏大链及设备。
13、在工作面回采过程中，当由于液压备件供应不及时而导致支架的完好状况比较差时，坚持各班之间在工作面现场交接班制度，同时在易发生支架下降的支架顶梁下方打1～2棵单体液压支柱，柱头垫好木料，并用铁丝与支架的相应部位栓牢。
㈢移溜安全技术措施
1、溜子不运转时，不得移溜。
移机头、机尾时，可采用回柱绞车配合，绳头与机头架采用φ30×
108mm的链环勾子联接，绳道要顺线，人员躲开绳道及三角区，以防断绳脱勾伤人。
2、顶、拉溜要三组以上同时进行，配合作业，保证弯曲段长度不得小于15m，以免顶坏溜子，移溜子要成一直线。
3、移溜子必须从一个方向向另一个方向顺序移动，禁止两端向中间移。
4、机头移过后，转载机要用盖板盖好，并及时补齐柱子。
5、工作面运输机与转载搭接在200～400mm之间，保证底链不拉回头煤。
过转载机后单体液压支柱补齐补正，人员正对机头、机尾进行工作时，不准开溜。
6、发现刮板出槽时要先拉闭锁处理好后再开刮板输送机。
㈣两端头支护安全
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