放顶煤作业程.docx

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放顶煤作业程

第一章　概况

第一节工作面位置及井上下关系

工作面位置及井上下关系见表1

　工作面位置及井上下关系表　　　表1

水平名称

+72水平

采区

名称

南二采区

地面标高

520-560m

井下

标高

回风巷

+134m

运输巷

+89m

地面的相

对位置

该工作面井上位于风井西北约1000米

回采对地面设施的影响

无

井下位置及与四邻关系

井下位于南二皮带道北侧，南至预计采终线，北至8线，上至二段6—5工作面运输顺槽，下至本工作面运输顺槽

走向长度

700m

倾斜长度

151.5m

面积

106050m2

附图1：

工作面井上下对照图

第二节煤层

本工作面煤层为6-5煤层，该煤层为复合煤层，结构较复杂，具体情

况见表2。

工作面煤层情况见表2

　　　表2

开采

煤层

6-5煤层

煤种

褐煤

煤层

结构

复合

煤层

煤层倾角（°）

15－23°

煤层厚度（m）

5.71-7.78m/6.96m

煤硬度

f＝2-3

稳定

程度

稳定

煤层情

况描述

该煤层为复合煤层，结构较复杂，煤层厚度由南至北逐渐变薄，煤层最大厚度7.78米，最小厚度为5.71米，平均为6.96米，夹矸层数2—3层，一般为2层，夹矸累计厚度为0.47—2.03米，由南至北逐渐变厚，夹矸厚度0.16—1.0米，一般在0.16—0.4米左右，夹矸岩性多为泥岩，局部为中粒砂岩。

该煤层以亮煤为主，节理发育

第三节煤层顶底板

　工作面煤层顶底板情况见表3

煤层顶底板情况表表3

顶、底

板名称

岩石

名称

厚度

ｍ

特征

老顶

细砂岩

直接顶

粉砂岩、细砂岩

伪顶

无

直接底

泥岩、粉砂岩、细砂岩

附图2：

工作面地层综合柱状图

第四节地质构造

一、断层情况及其对回采的影响

运输顺槽见F6-1断层。

其位置、产状、展布形态见平面图,对生产不会造成较大影响。

二、褶曲情况及其对回采的影响

无

三、其他因素对回采的影响（小煤窑、变质煤、老巷等）

无

附图3、4、5：

工作面运输巷、回风巷、开切眼素描图。

第五节水文地质

一、含水层（顶部和底部）分析

本工作面主要充水因素：

本工作面有上幅6—4煤层灌浆水，断层水和煤系煤层含水

二、其它水源的分析

无

三、涌水量

1、正常涌水量10m3/h

2、最大涌水量12m3/h

第六节影响回采的其它因素

一、影响回采的其它地质情况:

影响回采的其它地质情况表　　　表4

瓦斯

低瓦斯矿井，绝对瓦斯涌出量0m3/min

CO2

低CO2矿井，绝对CO2涌出量0.27m3/min

煤尘爆炸指数

46-51%

煤的自燃倾向性

二类自燃煤层，易自燃发火

其他危害

无

二、地质部门的建议：

1、回采过程中过F6-1断层时，要加强顶板管理。

2、掘进过程中，虽对6－4采空区及二段6－5采空区进行了探放水，但采空区内可能还存在少量的积水，在回采过程中要针对顶板淋水情况进行探放，确认无安全隐患时，方准可采，总之要坚持“有疑必探，先治后采”的原则。

第七节储量及服务年限

一、储量

1、工作面工业储量：

Zc＝L走×L倾×h×γ

式中：

Zc—工作面工业储量，万ｔ；

　　　　　L走—工作面走向长，ｍ；

L倾—工作面倾向长，ｍ；

　　　　　h—煤层厚度，ｍ；

γ—煤容重，ｔ/m3；

Zc＝700×151.5×6.96×1.32＝97.4302（万ｔ）

2、工作面预计采出量：

Z＝674×151.5×6.96×1.32＝93.8114（万ｔ）

3、预计回采率：

采区79.7%工作面85%

二、服务年限：

工作面可采期＝Z/设计月产量

＝93.8114/11＝8.53（月）

第二章采煤方法

1、采煤方法：

采用走向长壁后退式综采放顶煤采煤方法。

2、使用依据：

本工作面煤层为6-5煤层，属厚煤层，煤层倾角15°—23°，平均18°。

厚度5.71-7.78米，平均6.96米。

根据煤层赋存条件确定使用综采放顶煤采煤方法。

第一节巷道布置

一、采区巷道布置概况

本工作面为SⅡN36-5工作面，位于南二皮带道北侧，运输顺槽通过＋72集运巷和＋72车场与南二轨道上山相连，回风顺槽通过＋134运输石门和南二3＃材料斜巷及＋110车场与南二轨道上山相连，工作面沿走向布置。

工作面走向长700米、倾向长151.5米。

巷道断面大小、支护方式及用途：

巷道名称

断面面积

支护方式

位置关系

用途

工作面回风顺槽

10.2㎡

锚网支护

+134

运料、回风

工作面运输顺槽

10.2㎡

锚网支护

+89

运煤、进风

切眼

14.5㎡

液压支架支护

回采

附图6：

工作面及巷道布置平面图。

第二节采煤工艺

一、采煤工艺

正常生产时工艺过程：

采煤机端头斜切进刀→割煤→移架→移前部输送机→放顶煤→移后部输送机

1、采煤机进刀方式：

采煤机采用端头斜切进刀割煤，不留三角煤，斜切进刀长度不小于30米，截深0.6米。

2、割煤：

采用双向割煤，采煤机前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，往返两刀，利用滚筒旋转装煤，剩余的煤由铲板在推输送机时自行装入前部输送机。

3、移架：

采用追机及时移架支护形式，移架滞后采煤机后滚筒距离不大于9米，移架步距0.6米,采用带压擦顶移架,端面距不超过340mm.操作液压支架顺序为:

机组割煤后伸伸缩梁---移架---收伸缩梁

4、推前部输送机:

在移架后顺序推前部输送机,滞后移架10-15米左右,其弯曲段长度不小于30米,推溜步距为0.6米,推输送机时不得出现急弯,以防出现断连接环、连接头或溜槽错口。

5、放顶煤：

放煤方式为两采一放，放煤步距1.2米，距上下端头各4.5米严禁放顶煤,放煤方法为两轮、间隔、顺序、等量放煤法，放煤顺序为随机放煤，第一轮按1、3、5奇数放煤口顺序放煤，第二轮按2、4、6偶数放煤口顺序放煤，每次放出煤量的二分之一，当矸石放出货量的三分之一时停止放煤。

6、拉后部输送机

后部输送机在放完顶煤后拉移，拉移步距为0.6米，必须依次顺序拉移，严禁相向操作，杜绝误操作，并确保弯曲段不小于30米，确保拉移到位。

附图7：

采煤机进刀方式示意图。

二、工作面正规循环生产能力

　　　W＝LSMγｃ＝151.5×0.6×6.96×0.85×1.32＝709.85（ｔ）

式中：

W－正规循环生产能力，ｔ；

　L-工作面长度，ｍ；

S-工作面循环进度，ｍ；

　　M－采高，ｍ；

　γ—煤容重，ｔ/m3；

ｃ－工作面回采率，％。

第三节设备配置

一、采煤机

选用MXG250/600DA型交流电牵引采煤机1台，主要技术参数如下：

采高1.8-3.6m

电机功率2×300KW＋2×40KW＋7.5KW

截深0.83m

牵引速度0-8.3-13.9m/min

牵引方式交流变频调速，电机驱动齿轮销轨式牵引

二、运输设备

1、工作面刮板运输机

选用SGZ764/630型双中链可弯曲刮板输送机一台，主要技术参数如下：

电机功率2×315KW

运输能力1000t/h

中间槽尺寸1500×724×290mm

2、转载机

选用SZZ764/160转载机1台，主要技术参数如下：

电机功率160KW

运输能力1000t/h

链速1.33m/s

中间槽尺寸1500×764×800mm

3、顺槽皮带

选用SDJ-1000/2×75皮带机2台，主要技术参数如下：

电机功率2×75KW

运输能力1000t/h

带宽1000mm

带速2.5m/s

刮板输送机SGW-150

4、辅助运输设备

SQ-80（75B）无极绳绞车1台，主要技术参数如下：

最大拉力80KN

绳径φ22mm

绳速0.67m/s（慢）1.12m/s（快）

JD11.4型调度绞车4台，主要技术参数如下：

静拉力10KN

绳径φ12.5mm

绳速最大1.033m/s最小0.433m/s平均0.433m/s

容绳量400m

滚筒直径φ224mm

外型尺寸1100×765×730mm

JHMB-14型回柱绞车2台，主要技术参数如下：

拉力（平均）14KN

绳径φ22mm

滚筒直径φ400mm

外型尺寸2730×984×1172mm

三、液压支架

1、选用ZF4O00/14/28型液压支架95部，主要技术参数如下：

架宽1430mm-1590mm

支撑高度1400mm-2800mm

初撑力31.5Mpa

工作阻力4000KN

支护强度0.63Mpa

底板比压1.28Mpa

2、选用ZFG4400/17/29型支架6部，主要技术参数如下：

架宽1430mm-1590mm

支撑高度1700mm-2900mm

初撑力31.5Mpa

工作阻力40.6Mpa

支护强度0.68Mpa

底板比压1.4Mpa

附图8：

工作面设备布置示意图。

第三章顶板管理

第一节　工作面支护设计

一、综放工作面

1、液压支架合理的支护强度：

（1）采用经验公式计算：

　　　ｐｔ＝9.81｛（4～8）Mγ＋Hγ煤｝

ｐｔ=9.81｛5×2.6×2.5＋7.78×1.32｝=419.57（KN/㎡）

式中：

ｐｔ—支架合理的支护强度，KN/㎡；

H—顶煤最大厚度，ｍ；

γ煤—煤容重，KN/ｍ3。

4～8—应该支护的上覆岩层厚度与采高之比，本工作面取5。

通过以上计算可知工作面支护强度应大于419.57KN/㎡

　　2、验算选用的支架支护强度的合理性：

（1）验算基本架：

　　　　比较P1＝F1/S1与Pｔ

P1＝F1/S1=（4000/6.56）KN/㎡=701.22

式中：

ｐ1　－基本架支护强度，KN/㎡；

F1-基本支架设计工作阻力,KN;

S1－基本支架支护面积，㎡；

ｐｔ—合理的支护强度，KN/㎡；

（2）验算过渡架：

比较P2＝F2/S2与Pｔ

P2＝F2/S2=（4400/7.41）KN/㎡=674.76

式中：

ｐ2　－过渡架支护强度，KN/㎡；

　　　F2-过渡支架设计工作阻力，KN;

S2－过渡支架支护面积，㎡；

3、支架对工作面条件适应条件比较

工作面上下端头选用ZFG4400/17/29型过渡支架,其它选用ZF4000/14/28型支撑掩护式低位放顶煤液压支架,工作面支架由下向上依次编号分别为1#-101#。

根据工作面条件与支架适应条件对照表可以看出,本工作面所选的支架型号完全能够满足支护要求。

参考表5内容进行适应性比较

支架参数对照表　　表5

项　目

工作面

实际条件

支架参数

比较结果

采高（ｍ）

2.5

1.7-3.8

1.7＜2.8＜3.8

倾角（°）

18°

＜15°

6°＜15°

煤厚（ｍ）

6.96

1.7-3.8

1.7＜2.92＜3.8

煤硬度（f）

1-2

2-2.5

1-2＜2-2.5

底板比压（ｋN/㎡）

）

4.5

1.28;1.4

4.5＞1.28;1.4

支护强度（ｋN/㎡）

419.57

701.22;674.76

343.35＜701.22;674.76

顶板类（级）别

Ⅱ

Ⅱ

Ⅱ=Ⅱ

二、乳化液泵站

1、泵站及管路选型

乳化液泵型号为BRW315/31.5型，数量2台（一台使用一台备用）；乳化液泵箱一台（即两泵一箱）；输液管路选用φ25高压胶管，耐压34Mpa以上。

2、泵站设置位置

泵站安设在回风巷，距工作面60米左右车上，随工作面向前推进随时移动。

3、泵站使用规定：

（1）卸载阀整定值为31.5Mpa，严禁随意调整安全阀的整定值。

（2）使用乳化液自动配比装置，乳化液浓度保持在3%-5%之间，并经常用折射仪检查配比浓度。

（3）要加强泵站设备、管路的维修和保养，保持液压系统完好，杜绝跑、冒、滴、漏液现象。

第二节工作面顶板控制

一、顶板支护方式

工作面布置95部ZF4000-14/28型液压支架，6部ZFG4400—17/29型过渡支架，共计101部支架支护工作面顶板，支护方式采用及时移架方式，过渡支架最大控顶距为5.108m，最小控顶距4.508m;中部支架最大控顶距为4.852m,最小控顶距4.252m;

支护要求如下：

1、工作面应达到动态的质量标准化要求，确保“三直、二平、一净、两畅通”的质量要求。

2、加强支架的支护强度，确保支护质量，支架初撑力不得小于31.5Mpa。

3、工作面支架严禁歪斜和咬架、挤架，否则要及时调整。

一、特殊支护形式

1、如果顶板破碎必须采用立即支护，即采煤机后滚筒割过后，带压擦顶及时移架，并伸出伸缩梁。

2、如果工作面片帮达800mm，必须超前支护，即移架在割煤之前进行。

3、工作面出现冒顶时，要及时用木料接顶，并升实支架。

两巷回柱放顶

回柱放顶的方法是使用绞车、配合滑轮，严禁人工放顶。

1、回柱前，维护好附近支护，找掉顶板活煤矸，清理好退路，保证退路畅通。

2、回柱方法，是用单体卸液手把远方操作，由里向外，先柱后梁。

3、注意事项：

（1）放顶时要有专人观察顶板情况，先检查后工作。

（2）放顶时严禁操纵端头支架。

（3）回单体时慢试慢回，严禁猛回。

（4）对埋得深的单体不能硬拉，采用卧底法处理。

（5）绞车要支设牢固，绳和绞车要符合规定，放顶时人员躲到不能发生崩绳、崩柱、甩勾、断绳伤人的安全地点。

（6）放顶线有窜矸危险时要设挡矸帘。

二、特殊时期的顶板控制

初次或周期来压及停采前的顶板控制

1、工作面基本顶初次来压和周期来压期间，应加强工作面的支护，采取超前带压擦顶移架，对顶板进行支护

2、工作面支架初撑力不低于31.5Mpa，回风巷、运输巷所有单体支柱初撑力不低于90KN，特别注意工作面中部及端头支架的初撑力及支架状态，确保整体支护强度，预防发生冒顶事故。

3、加强上端头顶板控制，打好关门柱，并上齐防倒绳。

附图9：

工作面平面示意图、剖面图。

第三节运输巷、回风巷的顶板控制

一、工作面运输巷、回风巷的超前支护

1、本工作面运输巷、回风巷均采用锚网支护，巷道断面较大，打超前支护时需在顶部先架设木垛接顶，在木垛下用1.2m铰接梁配3.15m单体液压支柱支护，一梁一柱，不得间隔。

2、工作面回风巷、运输巷的超前支护均采用DW-35-250/100X单体液压支柱配合SZ07铰接顶梁支护，支护距离单排不少于20m，双排不少于10m。

3、超前支护范围和长度可以根据动压情况适量增加，但不得少于20m。

4、超前支护范围以外的巷道也必须对锚杆紧固状态、受力状态、巷道变形情况经常检查，发现问题立即处理。

5、超前支护以外出现失修巷道时，应及时打点柱支护，顶板破碎时加密支护。

6、单体液压支柱参数：

型号DW-35-250/100X

最高高度3500mm最低高度1980mm

活柱行程1520mm额定工作阻力250KN

工作压力34.6Mpa

6、支护质量要求：

（1）两巷单体液压支柱要打成一条直线，其偏差不得超过+100mm。

采用防倒绳或防倒杆，以防倒柱伤人。

（2）支柱应支到实底上，垂直于顶底板，支柱初撑力不小于90KN。

（3）铰接顶梁之间要用圆柱销联好，并保持平直，顶梁上方起伏不平处用木料接实顶板。

（4）两巷的高度不得低于1.8m，行人宽度不得小于0.7m，单体支柱活柱行程不小于200mm。

（5）超前支护范围内严禁堆放闲置设备及杂物。

二、工作面端头及安全出口的管理

1、每班安排专人对两安全出口维护，清理浮货，确保巷道高度不低于1.8m，人行道宽度不小于0.7m。

否则，需要卧底、扩帮。

2、必须经常捋顺吊挂安全出口处的管路缆线，严禁在安全出口堆积杂物影响行人。

3、在上下两巷切顶线处及时打好关门柱，关门柱不少于4棵，并要拌子拉严，防止老塘窜货。

4、超前支护严禁超前或滞后放顶线回收。

5、单体液压支柱与铰接顶梁要确保完好，严禁使用不完好的单体。

6、当上、下端头压力较大，顶板下沉严重时，在上、下端头延走向架设4m∏型钢梁配单体液压支柱加强支护端头顶板。

7、钢梁必须成对使用，迈步前移；对梁间距0.2m,一梁三柱；对梁密度及超前工作面煤壁距离视动压情况而定。

8、当切顶线以后出现悬顶时，必须打切顶支柱进行切顶。

三、支护材料的使用数量和存放管理

工作面回风巷需备用4车松木刹杆、4车大拌子、2车3米松木料，维持正常生产需DW-35-250/100X单体液压支柱60棵，SZ07铰接顶梁60根，有条件可对两巷的超前支护适当加长。

（1）支柱、顶梁要建帐统一管理，现场牌板与实物相符。

（2）支柱、顶梁码放整齐，损坏的柱、梁不得使用，及时更换升井。

（3）支护材料存放于距工作面60m左右，设专人负责并挂牌管理。

附图10：

工作面运输巷、回风巷及超前支护平剖面图。

第四节矿压观测

一、矿压观测内容

工作面的矿压观测主要内容有：

支架阻力观测、两巷超前支护范围内单体液压支柱的压力观测，以及支护质量动态监测。

根据监测结果对工作面顶板活动规律、来压特征，工作面支架受力特点，超前支承压力影响范围和特点，顶板、煤层稳定性，工作面支护质量等进行定期分析，并进一步了解煤、岩体力学参数等基础数据。

二、矿压观测方法

工作面每5部支架安装一组压力表，监测支架立柱的阻力情况。

每班工人在操作支架时，必须将支架升实，保证支架的初撑力。

由专人对支架的初撑力情况进行监测并记录。

三、支护质量监测

每旬由生产部门不定期对工作面和两巷支护质量动态检查2次，对检查中存在的问题，由队里负责立即整改。

监测内容主要包括支架初撑力、煤壁片帮情况、端面距、采高及端面顶板冒落情况，单体支柱初撑力、超前支护质量等。

第四章生产系统

第一节运输

一、煤炭运、装、转载方式及路线

1、煤炭运、装、转载方式

工作面采用双滚筒采煤机落煤和架后放顶煤，采煤机滚筒叶片和输送机铲煤板配合将煤自行装入运输机，割落的煤及自行跨落的顶煤，由工作面前后运输机输送到SZZ764/160转载机，经二部DSJ100/800型带式输送机后

2、运煤路线：

工作面——＋89运输顺槽——＋72集运巷——＋72溜煤眼——南二皮带道——南二采区煤仓——±0运输大巷——主井——地面选煤厂

二、辅助运输方式及路线

1、工作面运送物料，采用无极绳牵引车和绞车运输方式。

2、运料路线：

地面——副井——±0运输大巷——南二采区下车场——南二轨道上山——＋110车场——南二3＃材料斜巷——＋134运输石门——回风巷

附图11：

运输系统示意图

第二节“一通三防”与安全监控

一、通风系统

1、风量计算：

（1）、工作面实际需要风量：

（按工作面温度计算）

Q＝60·V·S

＝60×1.0×12.6＝756（m3/min）

工作面温度为20-23℃，则V：

回采面适宜风速为1.0-1.5m/s，取1.0m/s；S：

回采面的有效面积，S＝S荒-2S溜子-S柱体＝12.6m3；

（2）、按沼气涌出量计算：

Q＝100·q·K＝100×6.4×1.2＝768（m3/min）

q:

取已采过综采工作面沼气绝对涌出量的2倍，q＝3.2×2＝6.4m3/min;K:

回采工作面的通风系数，取K＝1.2

（3）、按工作面最多工作人员计算：

Q＝4·N＝4×50＝200（m3/min）；N：

回采面最多同时工作人员，取N＝50

（4）、按炸药量计算：

Q＝25A＝25×0.45＝11.25m3/min;A:

一次爆破最大的炸药量，A＝0.45kg

（5）、按风速进行验算：

按最低风速进行验算：

Q＞15×S＝15×13.8＝207m3/min

按最高风速进行验算：

Q＜240×S＝240×13.8＝3312m3/min

根据上述计算，取综放工作面配风为Q＝？

756m3/min

2、通风路线

地面——副井——±0运输大巷——南二皮带道——＋72入风石门——＋89运输顺槽——工作面——回风顺槽——＋134运输石门——南二3＃材料斜巷——＋110车场——南二轨道上山——＋200车场——风井——地面

二、防治瓦斯

1、瓦斯检查：

工作面设一名专职瓦检员，检查点与要求如下：

工作面设瓦检点5个：

（1）工作面运输、回风巷（上下出口10m以外）；

（2）上隅角；

（3）工作面前部刮板输送机上空间风流中；

（4）工作面后部刮板输送机上空间风流中；

（5）运输、回风巷的各配电点。

每班至少检查2次将检查情况向矿调度室和通风区汇报，当发现瓦斯超限时，必须按《煤矿安全规程》第135条和136条规定处理，并立即向调度室汇报。

2、瓦斯监测

（1）、加强对工作面瓦斯的监测，在工作面上隅角、回风巷10m之内回风流中、距回风巷回风口15m内回风流中分别安设瓦斯监测探头。

探头布置在巷道的上方，垂直悬挂，距顶板不得大于300mm，距巷道上帮不小于200mm。

瓦斯报警浓度大于等于1%、断电浓度大于等于1.5%、、复电浓度1%，断电范围为工作面及回风巷的全部非本质安全型电气设备。

（2）、每周至少对各探头维护调校一次，同时对闭锁断电系统进行试验，每班用瓦斯检定器对瓦斯探头数据进行校对，发现问题及时分析处理。

（3）瓦斯监测系统必须由专人进行维护，确保系统的灵敏可靠。

三、综合防尘系统

1、防尘管路系统：

本工作面防尘用水由地面蓄水池通过管路供给，上、下顺槽两路水管铺设的管径分别为：

（1）、回风顺槽：

铺设2寸供水管路一路，每隔100m设一个三通阀门，供给采煤机内外喷雾，架前喷雾，放煤口喷雾，工作面洒尘及泵站用水。

（2）、运输顺槽铺设1寸供水管一路，每隔50m设一个三通阀门，供给巷道洒尘用水，各转载点喷雾用水。

2、防尘措施

（1）、采煤机内外喷雾：

要求喷雾端完好不堵塞，内喷雾压力不小于2Mpa，外喷雾压力不小于1.5Mpa；喷雾程度高，特别是外喷雾要能够封闭截割产尘部位。

（2）、转载点喷雾：

工作面各部输送机及转载机头各设一组喷雾设施，并有专人负责管理，水压不小于0.4Mpa。

（3）、全断面防尘水幕：

上、下两道距工作面出口60m范围内必须各设一道封闭全断面的净化水幕，每道水幕的喷雾头不少于3个，且雾化良好。

两巷水幕均随工作面的推进而向外移动。

（4）、煤尘清洗：

定期对上、下两道巷帮进行冲洗，保证不得有煤尘堆积。

（厚度不超过2mm，连续长度不超过5m）

（5）、工作面采煤机司机、放煤工、移架工及在工作面回风顺槽工作的其他人员必须佩带防尘口罩。

四、防治煤层自然发火技术措施

1、监测系统

（1）、充分利用矿井瓦斯监测系统监测一氧化碳的变化情况，在工作面上隅角距回风巷10m之内回风流中安设一氧化碳传感器，实时检测巷道内一氧化碳气体变化情况，以掌握可靠的数据。

（2）、利用埋设的束管监测系统进行监测采空区的各种气体变化情况，通过采样泵将12个采样点的气样分别采集到12个球胆内，然后带到地面，送公司通风管理部化验室进行分析。

每周至少测定一组数据。

2、综合防灭火