609101高档工作面作业规程Word文件下载.docx
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特征
基本顶
石英砂岩
9.0
灰白色,以石英为主,长石次之
直接顶
泥质页岩
1.0-2.1
页岩及砂质泥岩呈黑色和灰白色
伪顶
泥岩
0.1-0.3
深灰色，上部常含一层煤线
直接底
粘土岩
5.23
灰黑色,含砂量小,含植物化石碎片
基本底
页岩及砂岩
13.99
灰白色,以石英为主,长石次之,夹泥质条带
第四节地质构造
一、断层情况及其对回采的影响
本工作面在顺槽掘进过程中共发现断层11处，落差0.2-0.9m，在开采过程中，可直接通过，对生产影响不大。
二、褶曲情况及其对回采的影响
该工作面范围内有一向斜构造，其轴部与工作面顺槽走向夹角为60°
，坡度为8—12°
，对回采有影响。
三、其它因素对回采的影响
该工作面距回风口866米处有一直径约30米的陷落柱，对回采有影响。
第五节水文地质
一、含水层分析
1、该工作面主要含水层为灰岩岩溶含水层和碎屑岩类裂隙含水层，在回采过程中随着工作面的不断推进，采空区冒落裂隙带可能导通上部灰岩、碎屑岩含水层，使工作面涌水量增大，顺槽积水增多，应增设排水设施，加强排水。
2、其它水源的分析
工作面顶板初次来压时要防止陈乡煤矿采空积水，工作面推进期间要采取措施加强排水。
3、建立水文观察系统
在工作面两顺槽排水沟内均建立水文观察站，由专人负责监测并记录工作面涌水情况，根据涌水情况采取相应排水措施。
二、涌水量
最大涌水量为90m3/h正常涌水量为60m3/h
第六节影响回采的其他因素
一、影响回采的其他地质情况
影响回采的其他地质情况表
瓦斯
低瓦斯矿井，瓦斯绝对涌出量为0.29m3/min
CO2
低CO2矿井
煤尘爆炸指数
煤尘具有爆炸性，爆炸指数为17%
煤的自燃倾向性
属III类不自燃煤
地温危害
无
冲击地压危害
二、冲击地压和应力集中区
无冲击地区和应力集中区
三、地质部门建议
1、加强顶板管理，防止冒顶事故发生。
2、加强排水设施建设，并在工作面两顺槽及皮带下山机尾处开凿足够容量的缓冲水仓。
第七节储量及服务年限
一、储量
1、工作面工业储量1100×
180×
4.5×
1.4＝124.74万吨
2、工作面可采储量1070×
3.2×
1.4×
93%＝80.24万吨
二、工作面服务年限
工作面的服务年限＝可采推进长度/（日进度×
月生产天数）
＝1070/（2.4×
25）＝17.8（月）
第二章采煤方法及回采工艺
第一节巷道布置
一、工作面轨道巷
1、支护形式
巷道沿煤层底板掘进，巷中铺轨，巷道采用锚网索联合支护。
2、巷道净断面
巷道净宽3.2m、净高2.2m、断面积为7.04m2。
3、管道铺设
巷道上帮铺设φ2英寸防尘管路一趟，φ4英寸的两趟排水管路和φ6英寸的一趟排水管路。
4、巷道用途
主要用于工作面回风、行人、运送物料等。
二、工作面运输巷
1、支护形式：
运输巷沿煤层底板掘进，巷中铺设SSJ1000/2×
75可伸缩皮带，支护形式为锚网索联合支护。
巷道净宽4.0m、净高2.4m、断面积为9.6m2。
3、巷道用途
主要用于进风、原煤运输。
第二节采煤方法
一、采煤方法
本工作面采用走向长壁式回采，双滚筒采煤机采煤，网格式放顶煤液压支架支护，采空区自然垮落法管理顶板。
1、采高选定为2.2m，放顶煤为1.5m，采放比为1：
0.68。
2、落煤装煤
（1）工作面采用6MG200-W1型双滚筒采煤机采煤，人工剪网放顶煤，前部刮板为SGZ630/180，后部刮板为SGB630/150。
（2）装煤采用采煤机螺旋滚筒配合铲煤板装入前部刮板，放顶煤从支架尾梁之间人工剪网自由垮落到工作面后部刮板输送机上。
二、回采工艺
1、工艺流程
铺网—联网—斜切进刀—割煤—伸前探梁支护—移前溜—移架—放顶煤—清扫浮煤—移后溜
采煤机采用端头斜切进刀，进刀长度25m左右，调整滚筒，后退割通三角煤，再调整滚筒开始正常割煤，伸出前探梁及时支护暴露顶板，然后移前溜，移溜滞后采煤机后滚筒10—15m追机作业，滞后移溜3—5m进行移架，最多一次移架不得超过4组支架，以保证支架初撑力满足要求。
采煤机割机时，滞后放顶煤的距离不小于20m，以免两工序相互影响。
2、回采工艺
（1）铺网、挂网、联网
①采用10#铁丝编制菱形网。
②网片规格10m×
0.9m，长边平行工作面铺设。
③每循环网卷数：
180÷
9=20卷。
④铺联网时必须停止工作面前刮板输送机并闭锁，由机头向机尾铺设，两人协同作业，严禁开机作业。
⑤挂网时必须两人协同作业，先每隔1—1.5m联一道铁丝，待网挂好挂齐后，再进行永久联。
⑥挂网方式采用长边搭接，短边对接，搭接长度为10cm。
⑦联网采用长度35-45cm双股16#铁丝，拧2-3圈，每隔10cm联一道网，联网时要联紧、联实。
⑧铺联网时，联网工必须在支护良好的地点作业。
如有片帮、伞檐等不安全隐患时，必须先处理，在确保安全的前提下作业。
（2）斜切进刀割煤
采煤由端头斜切进刀，前滚筒升起割顶煤，后滚筒降下割底煤，采煤机从机头（机尾）斜切进刀割煤25m，使两滚筒均达到0.6m截深后停止，移机头（机尾）刮板输送机成一条直线，调整滚筒，后退割通三角煤。
（3）伸前探梁
机组割煤后及时伸出前探梁支护顶板，前探梁必须接顶严实，在顶板破碎时，必须用背板、圆木等垫实使前探梁接顶。
（4）移溜
①机组割煤10-15m后，即可移溜。
移溜要用移溜器进行，沿工作面每隔4-5m安设一台移溜器，机头、机尾回柱绞车配合移溜器移溜，移溜时需从机头（机尾）向机尾（机头）顺序移溜，移溜步距为0.6m，推移溜时要平稳，并随时调整，使溜则处于平、直、稳的状态，溜则弯曲段不大于15m。
移完溜后移溜器必须收回。
②推移运输机头、机尾：
推移运输机机头、机尾必须在运输机停机闭锁情况下用回柱绞车进行。
首先检查作业地段周围顶板、煤帮及端头维护情况，处理一切不安全隐患，并清理干净煤帮侧浮煤。
推移时要有专人指挥，作业人员必须站在安全区域。
严禁硬推、硬顶、硬拉，防止损坏过渡槽等，但推移必须到位。
（5）移架
①滞后打切顶柱3-5m开始依次移架，移架步距为0.6m，支架要接顶严实，顶板破碎时必须擦顶移架，支架初撑力必须≥25Mpa。
②移架顺序及要求
降副梁体-推移副梁支架-支撑副梁体支柱-收回前探梁-降主梁体-拉主梁-支撑主梁体支柱，即完成了支架迈步前移的一个工序。
（6）放顶煤
①初采和末采放煤工艺
采煤机以中层夹矸为顶板，采2.2m后，还剩放顶煤厚度为1.5m，根据上一工作面放顶煤经验可知，实行初采放顶煤时顶板垮落不会对采煤工作面造成威胁，若工作面破碎或压力大时，初采10m范围内不放顶煤。
初采时，必须保证联网质量，保证放煤时不会出现窜矸现象。
在距停采线10m左右必须停止放顶煤，铺双层网，保证联网质量，有效防止工作面后方矸石、煤窜入工作面。
②放煤步距
工作面实行一采一放，即放煤步距为0.6m。
③放煤方式
放煤实行剪口单轮、间隔、多口放煤，如先放1#、3#、5#等单号支架上的煤，见一定的矸石后用撬棍插住后用1-1.2m铁丝将放煤孔联住，再放双号支架上的煤。
放煤一般剪Ф30-50cm孔口。
剪口高度、大小可根据经验适当调整，既要保证多放，又要保证矸石不进入工作面。
④端头放煤
为了维护工作面两端安全出口顶煤的稳定性能，工作面两端头4对8梁支护范围内不放顶煤。
（7）清浮煤
移后溜完毕开始清浮煤，清煤工必须把后溜至尾梁处浮煤清理干净、彻底，保证2m2范围内浮煤平均厚度不超过30mm。
（8）拉后溜
放顶煤完毕后开始拉后溜，拉后溜必须用移溜器配合O型链进行，移溜工要密切注意后溜运行情况，移溜后保证后溜平、直、稳的状态。
（9）拉移转载机
拉移前，先清理干净拉移段的浮煤杂物，戗柱的支设必须牢固可靠，拉移时，必须停机闭锁，无关人员远离作业地段，作业人员必须进入安全区域后，方可拉移。
拉移时，要设专人指挥，专人观察，随时注意拉移情况，以防拉脱和拉不到位。
转载机每隔两班拉移一次。
（10）拉移皮带输送机机尾
拉移前，首先把皮带开空，通知皮带司机停机。
并将开关打至零位。
坚守岗位，没有得到专人的信号通知，严禁开机。
然后回收皮带架的中连杆、H架等，再清理干净拉移段的浮煤、杂物。
皮带机尾拉到位后，通知皮带机司机拉紧皮带并试运转，皮带跑偏时，及时调整皮带上、下托辊和机尾滚筒至皮带运行正常为止。
（11）拉移系列车
系列车包括泵站、移变、开关、电缆车等平板车
A、拉移前的准备：
①拉移用回柱绞车，绳径不小于φ16.5mm，回柱绞车的开关按扭灵活可靠，闸把完好，刹车可靠，钢丝绳钩头完好，回柱绞车用两戗两压支柱打牢。
②拉移前，先清除系列车前后及周围的杂物，把所有电缆理顺，轨道有问题时要及时处理，防止掉道。
③检查各设备之间、设备与车之间的连接及车与车之间的软、硬连接是否可靠，有问题及时处理。
④拉移前，将移变停电，开关手把置于零位，无关人员要撤离到安全地点，严禁带电拉移。
⑤绞车信号要灵敏可靠。
B、拉移：
①信号联系准确无误后，方可启动绞车，慢慢张紧钢丝绳，停止绞车，取掉挡在系列车中的戗木、挡车器等，并在拉移后系列车预停位置前，放好挡车器。
②在拉移过程中，要有专人站在运输机机尾安全区域观察，随时用信号与绞车司机联系，拉移过程中，严禁人在拉移范围内通过或停留，严格执行“行车不行人，行人不行车”制度。
③拉移过程中，绞车司机要精力集中，随时注意系列车的拉移情况，发现异常立即停车。
拉移要平稳，严禁猛拉猛放。
④当系列车拉到位后，应及时发出信号，停止并刹紧绞车，严禁拉脱电缆。
⑤当系列车停止后，重新把挡车器搬至指定位置，将系列车挡刹牢靠，严防跑车。
⑥最后松开绞车钢丝绳，并摘勾，将绞车开关手把打至零位。
（12）采煤工作面刮板输送机必须安设能发出停止和启动的信号装置。
发出信号点间距不得超过15m，刮板输送机的液力偶合器必须按所传递的功率大小，注入规定量的阻燃液体，并经常检查有无漏油。
易熔金属塞必须符合标准，严禁用不符合标准的物品代替。
刮板输送机严禁乘人，用刮板输送机运送物料时，必须有防止顶人和顶倒支架的安全措施，必须打牢刮板输送机机头、机尾压柱。
每班工作结束后或采煤机司机离开机组时，必须切断电源，并打开离合器。
三、工作面正规循环生产能力
W＝Lshrc
＝180×
0.6×
93%＝450t
式中：
W—正规循环生产能力，t
L—工作面长度，m
S—正规循环推进长度，m
h—采高，m
r—煤的密度，t/m3
c—工作面采出率，93%
第三节、设备配置
一、机械设备配置表
序号
设备名称
规格型号
数量
主要技术参数
安置地点
备注
1
双滚筒
采煤机
6MG-200Wl
采高1.4-2.5m滚筒直径Φ1.4m截深0.63m电机功率200KW
工作面
2
网格式放顶煤液压支架
ZWMX2200/17/
24JF
160
支架高度1.7-2.4m支架初撑力1545KN、工作阻力2200KN
3
刮板
SGZ-630/180
中部槽规格590×
264×
1250
双中链Φ22×
86、电机功率
2×
110KW
4
后部刮板
SGB-630/150
中部槽规格630×
190×
1250双边链环形规格Φ18×
64-C电机功率2×
75KW
5
单体液压支柱
DW1700/2500
360
最低高度1.7m最高支撑高度2.5m行程0.8m
端头两顺槽超前支护
6
π型钢梁
DFCC-4000
16
端头
7
转载机
SZB-730/75
双边链Φ18×
64C-C2与SSJ-100皮带配套
电机功率75KW
运输巷
8
顺槽皮带
SSJ1000/2×
75
带宽1.0m带速1.9m/s
电机功率2×
9
乳化液泵
MRB-125/31.5
流量125L/min
压力31.5Mpa
功率75KW
9101皮顺
10
绞车
JD-11.4
功率为11.4KW
9101轨顺
运料绞车
11
JM-14
功率11.4KW
回柱绞车
二、工作面电器设备配备表：
名称
型号
数量
用途
移动变电站
KBSGZY-1000/10
采煤工作面
馈电开关
KJZ5—400/660
总控
真空开关
QBZ-200/1140（660）
皮带
拉紧绞车
信号综保
ZBZ—4.0M
隔爆兼本质安全型组合开关
KJZ5-1500/660（1140）-6
乳化泵
前刮板机
后刮板机
机组分控
分控
第三章顶板控制
第一节支护设计
合理支护强度的计算，工作面支架需要承受的荷载为8倍采高的岩石重。
顶板压力Q=8×
采高×
岩石容重×
工作面长度×
支架最大控顶距
=8×
2.2×
2.5×
9.81×
3.6
=279702KN
工作面共有160架ZMWX200/17/24PJF支架，再加上两端头特殊支护，支护量满足要求。
工作阻力F=2200×
160＋48×
250
=364000KN
F＞Q所选支架的工作阻力满足要求。
乳化液泵站
1、泵站选型数量
型号：
MRB-125/31.5（3泵1箱）
2、乳化泵设置在9101皮带顺槽设备平板车上。
3、泵站使用规定
（1）泵站必须安放平稳，固定牢靠，停放在顶板完好无片帮，无淋水处。
（2）乳化液泵站司机必须经培训，考试合格后方可上岗。
（3）无论开停泵都要发出信号。
（4）坚持使用乳化液浓度配比仪，乳化液浓度必须保证3％—5％（曲轴箱内润滑合格），油绳放置合理，并有合格的过滤网。
（5）泵站压力表动作灵活，压力达到额定值，必须保证不低于30MPa。
（6）泵件、泵箱、液压管路无漏窜液现象。
正常情况下严禁关闭截止阀。
（7）曲轴箱内温度不得高于50℃，不低于5℃。
第二节工作面顶板控制
一、正常工作时期顶板支护方式
依据本矿顶板类型，确定采用全部垮落法管理顶板，采空区顶板随支架及尾梁前移自行垮落充填，最大控顶距为3.6m，最小控顶距为3m。
工作面采用伸前探梁及时支护。
支架顶梁与煤壁的距离不得超过300mm，其伞檐最大不得超过250mm，在每组支架间沿切顶线加打带帽单体液压支柱，形成一排切顶柱，柱帽规格为300mm长的π型钢梁，支柱需支架前移回撤，回撤步距与支架前移步距相同。
二、工作面工程质量要求
工作面保证三直、三平、两畅通、一净、无漏液。
即三直：
工作面刮板输送机直、支柱直、煤壁直。
三平：
顶、底板平，溜子平。
两畅通：
进、回风巷两端头安全出口畅通无阻。
一净：
所有设备干净卫生，无浮煤、杂物。
无漏液：
所有设备无漏液、串液现象。
三、特殊时期的顶板控制
当工作面过断层或顶板破碎时，必须带压移架，严格控制工作面空顶距，前探梁及时伸出并接顶严实，底板松软时立柱要穿木鞋，加快循环进度，摆脱压力区。
四、支护监测及周期来压安全措施
１、周期来压步距为16m左右，初次来压步距为18m左右。
２、周期来压明显时，在支架顶梁下加打单体液压支柱。
严格检查支架和端头支护的可靠性，接顶严实，达到初撑力要求。
３、工作面底板松软时，采取给支柱下穿铁靴或木靴，视压力情况而定。
４、及时移架，如果不能及时移架，必须在煤帮支护贴邦点柱，柱距不大于１.5米。
5、加快工作面推进速度，尽快摆脱压力影响区。
6、采煤机如果停机时间过长时，在采煤机停留处煤帮附近加单体点柱，柱距不大于１.5米。
7、两巷内必须存放一定数量的坑木，并备有足够数量的单体液压支柱。
第三节运输巷、回风巷及端头顶板控制
一、工作面运输巷、回风巷的顶板控制
1、9101运输巷与9101回风巷超前支护
（1）两巷超前支护距离均不小于20m。
（2）超前支护形式：
对运输巷、回风巷距工作面20m范围内超前支护。
回风巷内打两排超前柱，柱与两帮间距900mm，中间留1200mm的人行通道，保证一梁三柱，初撑力≥18Mpa。
运输巷内打三排超前柱，柱与两帮间距600mm，中间留800mm的人行通道，保证一梁三柱，初撑力≥18Mpa，两巷均采用2.6m的π型梁配合DW1700/2500型单体液压支柱，梁与梁交错搭接不小于10cm进行支护，局部冒顶处应先打木垛接顶，然后进行超前支护保证巷道内没有空顶、假顶情况。
（3）工程质量和安全技术要求：
①超前支护支柱必须成排成行，支柱必须打在实底上。
②支柱的初撑力必须≥18Mpa，底板松软的地带必须穿铁鞋。
③攉煤前必须执行“敲帮问顶”制度。
④顶板不平，倾斜或冒顶，必须用棚板或木垛接顶，保证梁接顶严实。
⑤支柱手把方向与工作面推进方向一致。
⑥支柱编号管理，巷道无浮煤浮矸，管线吊挂整齐，专人负责。
⑦支柱无漏液、失效，兀型钢梁无严重变形，否则必须及时更换。
⑧兀型钢梁按要求支护，杜绝反打梁。
⑨支柱严禁超高或超低使用，不得使用不同型号的支柱。
⑩初次放顶使用单体液压支柱，必须先进行排气，注液时先清洗注液咀，如发现缸体弯曲、漏液等现象时，不得使用，需及时更换。
⑾注液完毕后，注液枪必须挂好，不得随意丢弃在底板上。
⑿超前20m范围内巷道高度不低于1.8m，行人侧宽度不小于0.7m。
二、端头顶板控制
1、端头4对8梁支护说明
为了保证9101回采工作面上下两端头安全出口的畅通和输送机的正常迈步前移，上下端头应正确使用好4对8梁支护。
工作面上下两端头安全出口高度不得低于1.8m，行人侧宽度不小于0.7m。
工作面上下两端头均采用8根长钢梁配合DW1700/2500型单体液压支柱进行支护，梁要成对使用，梁间距不大于100mm，对梁间距不大于350mm。
单体支柱应保证1梁3柱，打成错梁直线柱，在每根超前梁末端的切顶处应补打一根单体点柱，沿切顶线形成一排密集支柱。
根据工作面前后两输送机机头的尺寸，机头抬棚梁应选用4.0m长的钢梁，前刮板机头抬棚柱间距为1.7m，后刮板机头抬棚柱间距为1.4m。
正常情况下必须保证一梁三柱，移输送机时可一梁二柱，移完输送机后必须及时补齐。
两端头抬棚与两巷道超前支架间隙不大于0.5m。
具体位置为两端头抬棚均应在两端头丁字口支设，四对八梁必须支设在电机与减速器上方。
2、端头支护安全措施
（1）端头支护工应熟悉工作面顶、底板情况、端头支护形式，掌握支柱与顶梁的特性和使用方法，经培训考试合格后方可上岗操作。
（2）在进行支护前，必须在已有的完好支护保护下，用长把工具敲帮问顶，摘掉悬矸危岩和松动的煤帮。
随时观察工作面动态，发现异常现象（如巨大的震顶声、大量支柱卸荷或钻底严重、顶板来压显现强烈或出现台阶下沉的现象），必须立即发出警报，撤离所有人员，待顶板稳定后，由带班长采取措施处理。
（3）不准将支柱打在浮煤（矸）上，底板松软时，支柱应穿鞋，坚硬底板需刨柱窝，见麻面。
（4）不得使用不同类型和不同性能的支柱。
（5）不准站在输送机上或跨着输送机进行支护。
（6）端头支护至少要有3人协同操作。
（7）柱爪必须卡住梁牙。
（8）顶梁与顶板应紧密接触，若顶板不平或局部冒顶时，必须用木料穿实。
（9）严禁在支柱上打重楔，严禁给支柱打双柱帽。
（10）调整顶梁、架设支柱时，其下方5m内不得有人。
（11）支柱与回柱之间的间隔距离不得小于15m，当支护工序与其它工序发生脱节时，支护工有权要求暂停或减缓其它工序，优先进行支护。
（12）长梁要交替前移，不得齐头并进。
（13）支设工作完成后，必须对支柱进行二次注液。
（14）支柱升紧后，必须拴好防倒链。
支护材料配备表
项目
规格
单位
根
300
含备用
л型梁
2.6m
50
3.2m
13
4.0m
25
棚板
1.5×
0.18×
0.08m
块
柱帽
0.9×
0.15×
0.12m
200
圆木
Ф0.12-0.16×
2.2m
支架
ZWMX2200/17/24JF
架
63
ZWMX2200/17/24JF型网格式液压支架技术特征表
项目
数值说明
架型
两梁四柱网格式机采放顶煤液压迈步支架
支架高度
1700——2400mm
支架宽度
670mm
支架最大运输长度
≤2800mm
支架中心距
1100mm
支架初撑力
1545KN
支架工作阻力
2200KN
泵站压力
31.5Mpa
操作方法
手动操作
支架重量
2580kg
支架最大件重量（主副梁体）400kg
支架强度
0.63Mpa
即64.2T/m2
12
支撑立柱
4根/每架
缸径Ф125mm，柱径Ф105mm，初撑力386.4KN,工作阻力550KN,行程840mm
前探梁千斤顶
1根/架
缸径Ф80mm,柱径Ф45mm,推力
158.3KN,工作阻力201KN
14
迈步千斤
缸径Ф80mm,柱径Ф45mm,推力158.3KN,
拉力108.2KN,行程700mm可造当调整
15
推架千
升级会员 