综采放顶煤工作面作业规程.docx
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综采放顶煤工作面作业规程
112406综采放顶煤工作面
作业规程
批准：
总工程师：
审批：
：
机械动力部：
安全技术科：
通风科：
施工单位：
冬瓜林煤矿
施工负责人：
李东
编制人：
胡绍江
编制日期：
2013、6、1
112406综采放顶煤工作面作业规程会审意见
会审时间：
会审人员：
会审意见：
目录
第一章概况····························3
第二章采煤方法························7
第三章顶板控制························12
第四章生产系统························17
第五章劳动组织及主要技术经济指标······21
第六章工程质量要求及煤质管理··········24
第七章安全技术措施····················25
第八章灾害应急措施及避灾路线··········43
第一章概况
第一节工作面位置及井上下关系
一、井下位置及四邻采掘情况
112406采煤工作面是C24煤层的首采工作面。
位于副斜井北东侧，煤层底板标高在2027米到2037米。
地面相对位置在北阿楚克背面山头，地面标高在2130-2170米之间，煤层埋藏深度103--163米，地面无重要建筑物。
二、工作面巷道布置
工作面采用走向长壁式布置，下巷标高+2027—+2030m，上巷标高+2032～+2035m，工作面切眼长80m，工作面走向长170m，煤层倾角5-11°，进顺内铺设600㎜、轨距15Kg/m，无极绳JWB110BJ辅助运料及设备；运顺铺设皮带1m宽运煤及轨距600㎜，轨距15Kg/m轨道移送变压器、乳化泵、电缆等设备。
第二节煤层赋存情况
C24煤层位于龙潭组中下部，属于厚煤层，本采面内煤层基本稳定，煤层厚度2.8---5.9m，平均4.8米。
含夹石0---2层，夹石厚度0.1--0.5米不等，平面分布互不连续，时有时无，时薄时厚，岩性以泥岩、砂质泥岩为主。
在采面内分布一薄煤带（煤厚在0---2.2之间）。
第三节地质构造与煤层顶底板
本采面内无断裂构造。
煤层顶板直接顶以砂质泥岩、粉砂岩为主，厚度0.5---2.5米致密、质软，夹大量植物化石，“近水平层理，含黄铁矿团块二类。
老顶以石英砂岩、泥质灰岩、砂质泥岩为主，厚度2.9---9.9米，灰岩以灰黑色为致密、坚硬、垂直裂隙发育，见小渗洞为白色方解石充填好二类。
浅灰色、致密、质软、滑面发育，易风化破碎，水平层理，含黄铁矿结核，夹植物化石。
第四节水文地质
本采面内水文地质条件：
该采面无任何水害威胁，底板水待112406采面底板水电法探测报告完成后出专门的水文报告。
采面内进回巷分别以东边F1正断层为界，前边为顶板巷道后边为底板巷道。
第二章采煤方法
第一节巷道布置
112406工作面运输顺槽、回风顺槽内靠近切眼，均采用沿底板留顶煤掘进，采用梯形11
工字钢支护，从巷口上、下巷800㎜处采用矩形断面单体液压支柱配合铰接顶梁支护沿顶掘进。
巷高平均2.7m—2.8m，下宽5.0m左右。
工作面切眼采用矩形断面单体液压支柱配合铰接顶梁支护，巷道净宽5.5m，净高2.6m。
附图：
工作面平面示意图。
第二节采煤工艺
一、采煤方法
根据工作面巷道布置及机械设备配备情况,112406工作面采用走向长壁综合机械化放顶煤方法开采，一次采全高，全部垮落法控制顶板。
采用ZYF4600/16/30型中间架、ZFG4800/17/32型过渡支架支护，MG180/320-1.1D型电牵引采煤机落煤、装煤（无论采煤机在工作面的上口或下口前进方向前滚筒割上部煤，后滚筒割下部煤并装煤），余煤在推溜过程中由铲煤板铲入工作面前部刮板运输机；顶煤在矿山压力的作用下，沿支架切顶线破碎冒落，并通过支架尾梁自溜自装放入后部刮板运输机；工作面前、后各安装一部SGZ-730/2×200型中双链刮板输送机分别运输采煤机落煤与放顶落煤。
采煤机斜切进刀。
设计采高2.2m—2.6m，截深0.6m，放煤步距1.2m，实行“两采一放”的作业方式。
采放比为1∶1.45。
二、采煤工艺
1、工艺流程：
前探支护、收护帮板→割煤→前探支护、支护帮板→推前溜→移架→拉后溜→收护帮板、割煤→前探支护、支护帮板→推前溜→移架→放顶煤→拉后溜。
当工作面顶煤松软时，要及时支护顶板、煤壁后再推溜、移架。
2、回采工艺说明：
①端头15m—20m斜切进刀方式：
（见进刀方式图）
工作面采用采煤机下行单向割煤方式，即采煤机开始上行斜切进刀割煤至机尾尾返回时移前部输送机到煤墙，工作面呈一条直线，采煤机下行切入煤墙割煤至机头后空机返回至离机尾，15m—20m处再度斜切进刀进行下一循环作业。
a、采煤机由端部进刀，滚筒按照前顶后底方向斜切进入。
b、调整采煤机上、下滚筒割机尾（机头）三角煤。
c、采煤机再次调整上、下滚筒，截割机身部底煤后，返程开始割机头（机尾）段煤，然后跟机移溜拉架。
②落煤方式：
工作面使用煤机双向割煤，滚筒截深0.6米，往返一次进两刀，煤机司机应随时调整滚筒，保证采高2.2米—2.6米，并且不留伞檐、不割底板。
采煤机过后及时伸出支架前伸缩梁和护帮板，支护煤壁、顶板。
③装煤方式：
采煤机螺旋滚筒割煤并将大部分煤装入前部运输机，余煤在推溜过程中由铲煤板装入运输机；顶煤通过调节放煤板自溜装入后部运输机。
④运煤方式：
工作面采用两部SGZ-730/2×200刮板运输机，运顺采用一部SZZ730/110转载机运输。
⑤推前溜：
滞后采煤机后滚筒6架（9米）开始推移，推移时一次推移到位，保证足够0.6m载深要求依次上行，距采煤机不少于5m向距。
并使溜子的水平弯曲段不小于15米，垂直弯曲度不大于3°。
移过前溜后，要将前溜与支架之间的浮煤攉入前部运输机，清理干净框架内浮煤，为拉架做好准备。
⑥移架支护：
正常情况下，煤机后滚筒割煤后距后滚筒3m—5m及时追机移架，移架滞后采煤机最大距离不少于15架，移架前，认真观察现场、支架各部及顶板状况，结合现场实行进行移架操作，移架过程坚持使用带压擦顶移架，尽量减少支架下降高度，移架后支架必须及时伸出伸缩梁，有效控制顶板，保持顶板完整和全封闭顶板，保持顶板完整和全封闭顶板管理。
前滚筒割过1～2架即伸出支架前探梁及时支护顶板，防止顶煤冒落，并及时打开护帮板，防止煤壁片帮。
机头、机尾的过渡支架必须滞后工作面支架一个循环步距（0.6m）。
⑦放顶煤：
放煤步距1.2米，即两采一放。
放煤方法：
在采煤机跑空机或停机状态下，由专职放煤工采用自下而上隔一架放一架。
多轮循环，间隔放煤。
具体操作：
自机尾向机头方向，利用支架尾梁升降及插板伸缩放煤，由专人依次分别放单号、双号支架顶煤。
具体为：
其中一人操作单数支架（11、13、15……）放煤，另一人操作双数支架（12、14、16……）。
两人间隔8～10架距离。
反复操作，直至见矸（其中由顶板过渡到底板段支架、机尾过渡架禁止放顶煤）。
确保顶板均匀缓慢下沉。
放过顶煤后，放煤工要及时将支架间的浮煤清理干净。
顶煤未放净不得进行拉后溜作业，更不能进行下一循环割煤。
⑧拉后溜：
工作面放顶煤作业见矸关闭之后，由跟班队长（或验收员）同意方可进行拉后溜工作，拉后溜应从机头顺序上行至机尾，中间停止作业时及时停止下方10架拉后溜操作手柄恢复零位。
，开始拉移后溜，一次拉移溜长度不得少于15m。
⑨转载机的拉移：
工作面每割两刀，运顺的转载机必须用推移大油缸拉移一次，拉移进度每次1.2米。
⑩移工作面运输机机头、机尾：
煤机割透端头煤壁后，退出机头（机尾）25～30米，待拉完架，清理机头（机尾）和过渡槽的浮煤，用过渡架推移千斤推移机头（机尾），推移点5米范围里不得有无关人员。
⑾生产推进后，随顶板及煤体的自行垮落即可进行正常的放顶煤作业，工作面收尾阶段距停采线30m处开始进行抬溜工作，15m结束放顶煤作业，沿顶板推进。
三、工作面正规循环生产能力
W=LSHRC=80×1.2×4.8×1.38×85％＝540吨
式中：
W——工作面正规生产能力，t；
L——工作面长度，80米；
S——工作面循环进尺，1.2米
H——工作面采高加放顶煤厚度4.8米
R——煤的视密度，1.38t/m3
C——采出率，85％
第三节设备配置
一、设备配备情况（见设备布置示意图）
序号
设备名称
型号
功率（KW）
数量
1
采煤机
MG180/420-1.1D
600
1台
2
液压支架
ZYF4600/16/30
56架
3
过渡支架
ZFG4800/17/32
6架
4
刮板输送机
SGZ-730/2×200
2×200
2部
5
转载机
SZZ730/110
110
1部
6
破碎机
PLM1000
110
1部
7
乳化液泵
BRW-315/31.5
2×200
2台
8
胶带运输机
DSJ100/80/2×200
200
1部
9
喷雾泵
BPW320/10M
75
2台
二、主要设备技术参数
1、MG180/420-WD型采煤机
序号
设备名称
单位
参数
1
采煤机
MG180／420-1.1D
2
滚筒直径
mm
1600强力滚筒
3
滚筒截深
mm
630/686
4
机身高度
mm
1441
5
适用煤层倾角
0～16°
6
牵引电机功率
KW
2×40
7
截割电机功率
KW
2×250
8
泵站电机功率
KW
20
9
摇臂回转中心距
mm
7630
10
牵引力
KN
580～350
11
牵引速度
M/min
0～7.7～12.8
12
牵引方式
电牵引
13
卧底量
mm
300
14
过煤高度
mm
630
2、SGZ-730/2×200型中双链刮板输送机
类别
单位
参数
类别
单位
参数
电机功率
KW
2×200
输送能力
T/h
700
链速
m/s
0.94
电压
V
660/1140
中部槽尺寸
mm
1500×688×275铸焊式封底溜槽
3、SZZ730/110型转载机
类别
单位
参数
类别
单位
参数
电机功率
KW
110
输送能力
T/h
900
链速
m/s
1.2
电压
V
660/1140
刮板间距
mm
864
爬坡角度
中部槽尺寸
mm
688宽
4、PLM1000轮式破碎机
类别
单位
参数
类别
单位
参数
输入功率
KW
110
破碎能力
T/h
1000
入料粒度
mm
≤700×700
出料粒度
mm
≤300
5、液压支架主要技术参数
序号
设备名称
参数
备注
1
液压支架
ZYF4600/16/30
56架
2
过渡支架
ZFG4800/17/32
6架
3
初撑力P=31.5MPa
3877KN
4
工作阻力P=35.75MPa
4600KN
5
支护强度（2.0~2.8m）
≥0.66MPa
6
底板比压2.0-3.0m
2.0MPa
7
适应倾角
1—15°
8
尾梁最大摆转角度
50°
9
支架高度
1600~3000mm1700~3200mm
10
支架宽度
1430~1600mm
6、ERW315/31.5乳化液泵
类别
单位
参数
类别
单位
参数
安全阀压力
MPa
34.7~36.2
电机功率
KW
2×200
转速
r/min
650
电压
V
1140
公称压力
MPa
31.5
公称流量
L/min
315
第三章顶板管理
第一节支护设计
一、液压支架支护强度验算
支架支护强度验算：
采用经验公式计算：
Pt=9.81hγk＝9.81×2.2×2.5×6
＝323.73KN/m2
≈0.32MPa
式中：
Pt--工作面合理的支护强度，KN/m2；
h--采高，m；
γ--顶板岩石容重，T/m3，一般取2.5T/m3；
k--工作面支架支护的上覆岩层厚度与采高之比，一般为4～8。
支架实际支护强度计算：
P0＝Z/s＝4000/7.66＝522.19KN/m2
式中：
Z－支架工作阻力，KN；
S－支架有效支护面积，m2。
本支架支护强度为0.5～0.61MPa，完全满足工作面的支护要求。
二、乳化液泵站
㈠泵站选型、数量
工作面采用两台BRW315/31.5型乳化液泵（其中一台工作，一台备用），配备一台RX1500型乳化泵箱，供液管均采用Φ32K的高压胶管，回液管采用Φ38K的高压胶管，电机功率2×250KW，泵压30Mpa，流量315L/min。
㈡泵站设置位置
泵站安设：
在运顺距离工作面150米左右。
㈢泵站使用规定
1、泵站司机持证上岗，严格执行操作规程及交接班制度。
2、乳化液泵部件完好，系统各管路不漏液，有专人负责检修。
3、泵站压力30Mpa，乳化液浓度达3%～5%，乳化液泵站司机必须坚持使用RQ-25型乳化液自动配比装置，且泵站周围不得有积水、杂物。
4、严禁开空泵，油箱必须有过滤网，正常情况下油箱盖必须盖好。
5、开泵前检查泵站和液压系统各部件，达不到完好标准不准开泵。
6、乳化泵的工作位置要保持水平且基础实在。
7、检查电机与泵的同轴情况，两联轴间应有2㎜—4㎜的间隙。
8、交接班期间检查泵体润滑油位是否正常，柱塞箱上渗油槽内是否有足够的润滑油。
9、注液枪及管线设专人管理维护，管线吊挂整齐，注液枪使用后应悬挂在人行道两侧，不得放在地上。
10、液压管路无跑、冒、滴、漏现象，密封圈和油管损坏后及时更换。
11、泵压由检修工调定，其它人员不得调整，正常情况下只准开一台泵，另一台泵备用，若有损坏应及时修复。
12、更换液压管或液压管密封，必须停泵卸压后方可进行。
第二节工作面顶板控制
一、顶板支护
㈠工作面支护
根据工作面长度布置ZYF4600/16/30型放顶煤液压支架（基本架）56架，ZFG4800/17/32型过渡支架6架（机头3架，机尾3架），共计62架支架，支护工作面顶板。
支架中心距为1.5m。
工作面最大控顶距为7.6m，最小控顶距为6.5m，移架推溜步距0.6m。
工作面开始回采时，支架由切眼逐渐过渡到煤层底板，由地质资料得知平均煤厚4.8m，工作面采高2.2m，煤机每前进0.6m卧底200mm，倾角不得大于10°，预计工作面向前推进10m后支架沿底推采。
端头支架伸出运回顺，支架不接顶时，必须圆木绞顶支护。
相邻支架间侧护高度落差不大于100mm。
见：
工作面支护示意图Ⅲ—Ⅲ剖面图
㈡端头支护：
采面两端头采用ZFG4800/17/32型过渡支架支护。
机尾最后一架过渡支架与回风顺槽正帮齐，机头第一架过渡支架中心距巷道中心1.12m的位置。
当端头支架距两顺副帮间距过大时，采用加长4.5m长钢梁配合单体支护，长钢梁必须成对使用，一梁四柱，迈步前进。
二、特殊支护：
㈠工作面长度变化，支架距两顺槽巷帮距离增大时，及时采用单体支柱配合圆木或2.6m∏型钢梁接顶进行支护，一梁三柱。
顺槽巷道超高支架不接顶时，必须使用圆木接顶并另行制定安全措施。
㈡过断层、顶板破碎、初采、初放应力集中区以及停采前的顶板管理另行编制专项措施。
㈢周期来压支护：
两顺的超前支护必须严格按规定执行，拉架时要带压擦顶移架。
煤机速度不得大于3m/min，以便能够及时拉架。
第三节运输顺槽、回风顺槽及端头控制
一、工作面运顺、回顺的顶板控制
㈠两顺超前支护：
运顺超前支护及回顺超前支护长度均为30m。
回顺自煤壁向外0～20米范围内,采用平行切眼巷道架设Φ180×2400mm圆木梁，顺巷道方向2.6mπ型钢梁配合DW35-250/100单体柱支护，一梁三柱，柱距1.0m打两道（顶板破碎时，保证一梁四柱，柱距0.8m）。
运顺架设二道2.6m∏型钢梁配合单体支护，其中，靠运顺正、副帮0.3m各架设一道，在巷道中心距转载机0.3m处架设一道。
回顺工字钢棚段超前煤壁0m—20m范围内支护采用架设单排圆木梁支护，并替换金属棚，圆木与工作面切眼平行，一梁四柱，支柱使用DW35-250/100型单体支柱，所有超前支柱必须柱梁联锁。
若超前支护压力增大时双排支护可多打10～15m。
圆木替换金属棚时，先架设木梁单体棚，后回收金属支架，由里向外，逐架进行，架一架木梁单体，回一架金属支架，在原金属棚梁下，支二根单体柱，人工挖出棚腿，然后缓慢卸载单体，取出棚梁。
作业时三人一组，配合操作，其中必须指定一专人监护安全，遇金属支架变形严重难回，使用14T绞车时，其操作严格按《回柱绞车司机操作规程》进行操作。
所回金属支架必须人工扛到指定位置，码放整齐。
超前煤壁20～30m范围内在金属棚梁下支设单体柱一排。
运顺单体柱打在转载机旁，靠人行道侧，回顺靠煤壁侧。
两顺超前支护未见煤层底板的地段，单体必须穿柱鞋。
（见支护示意图）
㈡两顺的落山角回柱放顶：
运顺落山放顶线滞后转载机机尾0.6米；回顺落山角与过渡支架尾梁齐。
回撤落山角单体必须在停电闭锁转载机及工作面前、后溜子后进行，并坚持先支后回之原则，切顶线处打上足够的单体点柱，点柱间距0.3米，排距0.8米，放顶步距不得超过0.6m。
㈢支、回柱工艺
支设单体支柱时，必须3人配合完成，超高处必须先稳固操作平台后，操作人员方可站在平台上进行升柱作业，由1人扶柱并观察顶板变化，1人扶住梁子一端，将另一端搭在支柱的顶部，1人操作注液枪，将支柱缓慢升起，且升柱时要将三用阀注液口统一调整到指向老塘侧。
当梁子接触到顶板时，由操作注液枪的人继续操作，另2人撤至3m以外的安全地点，使支柱逐渐达到初撑力。
严禁将支柱快速升起，以防倒柱伤人，所有支柱必须柱梁联锁。
采煤机端头进刀时，严禁支、回单体支柱。
回撤顶板压力较大地段的支柱时，必须采用远距离回柱法，具体为：
使用3m长柄工具，一端插入支柱三用阀后，人员站在3m外的安全地点，将支柱降下，并钩至支柱完整的安全地点，然后人工将其抬出。
回撤支柱时，必须停电闭锁前、后部运输机和转载机。
二、工作面安全出口的管理
两顺安全出口，每班设专人对其清理维护，工作面与顺槽落差大于0.5m时，必须提前对顺槽巷道进行拉底。
确保巷道高度不低于1.8m，人行道宽度不小于0.7m。
超前支护范围内的巷道高度保证不低于2.4m。
超前支柱穿齐柱鞋，支柱初撑力不小于50KN。
因回顺与工作面有落差，回顺超前支护应根据煤层厚度情况，可在支柱下穿底梁，防止支柱钻底、滚落。
工作面所备用（更换）的支护用品和机电设备配件或其它杂物等必须及时运出工作面煤壁30m之外，并分类码放整齐，定期回收升井。
第四章生产系统
第一节运输
一、运煤系统
工作面各转载点洒水消尘系统必须正常使用，严禁煤尘堆积。
运煤路线：
112406采面→112406运输顺槽→2号皮带→主皮带斜井→地面。
二、运料系统
地面→副井→材料下山→112406进风巷→112406工作面
工作面设备回收沿上述路线逆行返回。
第二节 通风
一、通风系统（见通风系统图）
进风路线：
新鲜风流由地面→副斜井→112406运输顺槽→112406工作面。
回风路线：
污风流经112406工作面→112406回风顺槽→112406回风上山→风井→地面
二、风量计算
（1）按瓦斯涌出量计算
Q=100qK=100×8.75×1.5=1312m3/min
式中：
q-－预计回采期间的平均涌出量m3/min
K-－瓦斯涌出不均衡系数，取1.5。
（2）按工作面适宜的气候条件计算：
Q=60×V×S=60×1.5×5=450m3/min
式中V-风速取（1.5m/s）S-平均断面m2（取5）
（3）按人数计算
Q=4N=4×40=160m3/min
式中：
N--工作面同时工作的最多人数，取90人。
（4）风速验算
Vmax=4m/sVmin=0.25m/s
Qmax=60Vmax×S=60×4×5=1200m3/min
Qmin=60Vmin×S=60×0.25×5=75m3/min
根据验算可知Q采必须小于Qmax，大于Qmin。
因此采面可按1312m3/min进行配风，在开采过程中，通风部门必须根据采面瓦斯实际涌出量的大小，随时调整配风量。
三、综合防尘
①工作面各转载点洒水消尘系统必须正常使用，当回风顺槽瓦斯浓度达到1％时，必须切断工作面及回风顺槽一切电源，并每班有专人在回风巷消尘，严禁煤尘堆积。
②严格控制风速
0.25＜V＜4m/s，通风设施完好，无瓦斯积聚，无煤尘堆积、无煤尘飞扬。
③各运输转载点设置灵敏、可靠、有效的喷雾设施，做到开机开水、停机停水。
④在进、回风顺槽距工作面30m各设一道净化水幕，在进、回风顺槽距工作面60～100m范围内各安设一道隔爆水棚。
⑤割煤前后要派专人洒水消尘。
⑥采面消尘、泵站用水，由供水管引至使用地点，由通风部门定期对两顺煤帮冲洗消尘。
⑦工作面作业人员必须戴防尘口罩。
⑶工作面煤体浅孔注水措施:
、工作面每天检修期间对煤壁进行一次煤体注水。
、注水眼距底板0.9～1.2m。
注水眼的角度与煤壁方向垂直。
眼距6m，眼深5m，泵压保持在不大于5Mpa，每孔注水时间不少于5min，以相邻注水孔出水为止。
、注水人员必须每班填写好注水台帐。
、工作面注水采用喷雾泵，通过对封孔器供液进行煤体注水。
、采用风煤钻由工作面两端向中部打眼，钻头直径41mm。
封孔器直径φ38mm，长度1.5m。
、打眼前，先执行敲帮问顶工作，清除煤壁伞檐、活石。
、作业人员进入煤墙作业时，要求专人在现场监护，。
、打眼时，应闭锁工作面溜子。
、领钎工不准戴手套。
⑩、封孔器要全部放入孔内，严禁露在孔外注水，以防拉坏封孔器及伤人。
、注水时，管路压力要与封孔器匹配，防止水压过大，损坏封孔器。
、注水时，严禁进行支护作业，严禁运行煤机和工作面溜子。
、打眼使用的风煤钻应保证两台正常工作，一台备用。
工作面进回风巷各布置一趟供压风管路。
四、瓦斯管理
①建立可靠的通风系统，进回风不得有阻碍风流的障碍物；
②两道风门严禁同时打开，防止风流短路，禁止用矿车等直接撞击风门，以免撞坏风门，引起漏风，风门落实班组管理。
③工作面必须有专职瓦检员进行巡回检查，严禁空班漏检；
④在工作面上隅角处、回风巷距安全出口不大于10m处、距回风流与全风压混合处10～15m处，分别距顶板不大于300mm，距煤帮不大于200mm处安设瓦斯监测探头T1、T2、T3，断电装置灵敏可靠；
⑤若工作面上隅角积聚瓦斯，必须采取措施进行处理；
⑥工作面回风中瓦斯浓度不超过1%，CO2浓度不超过1.5%，否则必须停止作业，撤出人员，切断电源，进行处理；
⑦班组
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