28071综采面作业规程Word格式.docx

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2、劳动组织形式及工人出勤表………………………9

六、防治瓦斯措施…………………………………10

七、防治水措施………………………………………12

八、防治粉尘措施……………………………………13

九、防治火灾措施……………………………………14

十、提高煤质及回收率措施…………………………16

十一、一般技术措施……………………………………………17

1、转载机及其司机管理…………………………………17

2、前后部运输机及其司机管理…………………………18

3、采煤机及其司机管理…………………………………19

4、皮带运输机及其司机管理……………………………20

5、拉移皮带机尾措施……………………………………21

6、移设备车措施…………………………………………22

7、运输措施………………………………………………23

8、顶板管理措施…………………………………………25

9、巷道维修及替棚措施……………………………...26

10、防治煤墙片帮冒顶措施………………………………27

11、电器设备检修操作安全措施……………………28

12、液压支架提底座油缸使用操作安全措施………29

13、工作面浅孔爆破措施……………………………30

十二、避灾………………………………………………31

（一）避灾原则………………………………………31

（二）若发生爆炸及火灾时避灾路线………………31

（三）若发生水灾时避灾路线………………………32

十三、其它…………………………………………………32

一、工作面回采地质说明书

概

况

煤（矿）层名称

二1煤

水平名称

-150

采区名称

28

工作面名称

地面标高（m）

+236.00～+248.00

工作面标高（m）

-181.50～-113.00

地面

位置

　　该工作面垂直对应地表上部为张湾村。

井下位置及四邻采掘情况

　　该工作面北部为已回采结束的28061工作面，东邻28轨道巷和28皮带巷，南部为未开掘的28081工作面，西部为28采区排水回风巷。

回采对地面设施影响　　　

回采时将对对应地表村庄、民房等建筑物均有影响。

走向长　　　（m）

118

倾斜长　　　（m）

686～713

699.5

面积　　　　（m2）

82541

煤

层

情

煤（矿）层总厚（m）

1.5～13.3

7.3

煤（矿）层结构（m）

局部有夹矸

煤（矿）层倾角

（度）

5～14

9

可采指数

1

变异系数（%）48.1

稳定程度

不稳定

该工作面煤层为二1煤，黑色、粉末状、光亮型、半金属光泽；

煤层最小厚度为1.5m，最大厚度为13.3m，平均厚度为7.3m；

煤层变化较大，局部有夹矸，煤层底板总体产状大致为256°

～290°

∠5°

～14°

。

煤质情况

W

A

V

Q

PC

S

Y

工业牌号

1.13

14.9

11.68

6831

0.037

0.35

三号无烟煤

地

质

构

造

概况：

　　28071工作面地质构造简单，整体呈一单斜，局部煤层底起伏变化较大，工作面二1煤层底板产状大致为：

250°

，东部上付巷上3点附近存在一轴向近南北的背斜构造，切巷里下切口向上45m处存在一条小断层，产状为25°

∠62°

，落差0～5.5m。

构造名称

走向

倾向

倾角

性质

落差（m）

对回采影响程度

F1

115°

25°

62°

正断层

0～5.5m

打底、丢底煤

顶

底

板

顶底板名称

岩石名称

平均厚度m（最小～最大）

岩性特征

老顶

中粒砂岩

（4.23～10.6）

8.97

灰色、中粒，以石英、长石为主，云母次之。

直接顶

砂质泥岩

（3.55～28.09）

14.07

深灰色、含植物化石及云母片。

伪顶

炭质泥岩

（0.1～1.2）

0.5

黑灰色，含植物叶片根部化石。

直接底

（8.75～14.09）

7.7

深灰色，含植物化石及云母片。

老底

L8灰岩

（1.8～2.4）

2.2

深灰色，致密、坚硬，富含动物化石及方解石脉。

直接顶底板物理及力学性质试验

物理性质试验

比重（g/cm3）

容重（g/cm3）

孔隙率%

含水率%

2.66

2.56

1.02

4.7

力学性质试验

泊

松

比

U

抗压强度

抗拉强度

抗剪强度

强性模量

平均值mpa

偏低度%

偏低度mpa

粘聚力mpa

内摩擦角

55.8

40

5.9

26

9.68

36°

20′

1.85

55

0.16

水文地质情况及防治水措施

28071工作面回采受水害威胁情况如下：

1、底板水：

二1煤直接充水含水层L7～8灰岩含水层经28061工作面回采疏放后，其水压降低，预计28071工作面回采过程中底板涌水影响不大。

2、顶板水：

顶板水经部分疏放，但由于该面距断层较近，顶板含水层易得到断层水的补给，预计顶板涌水量20m3/h左右。

若与断层水发生联系，涌水量远远大于此数据。

3、老空水：

28071工作面下付巷掘进时28061老空水已疏放，回采不受老空水影响。

4、断层水：

掘进揭露小断层不导水，预计回采不受断层水的威胁。

5、钻孔水：

10A—补61孔封孔质量合格，预计不受钻孔水影响。

影响回采　　　的其它地质情况

最大涌水量

0.8（m3/min）

正常涌水量

0.5（m3/min）

瓦　　斯

瓦斯绝对涌出量为3～9m3/min。

煤（矿）尘

煤尘爆炸性指数Vr=15.48%，属弱爆炸性煤尘。

煤的自燃

煤尘一般不易自燃，若发生自燃，自燃发火期最短80天。

地　　温

+20℃左右。

地　　压

正常。

普氏硬度

（f）

煤层

类矸

1.0

2.5

储　量　计　算

块段号

走向长（m）

游标值

倾斜长（m）（常数）

斜面积

（m2）

煤厚

（m）

容重

t/m3

工业

储量

（t）

回采率（%）

可采

580

68440

1.4

699456.8

85

594538.28

二、巷道布置及生产系统

（一）巷道布置

采用倾向长壁布置，下付巷采用11.3m2的U型钢支护，巷道内安设转载机、破碎机、皮带运输机和通讯电话等。

上付巷采用9.1m2的U型钢支护，巷道内安设有移动变电站、泵站、绞车等。

投入生产后，上下付巷要超前6m进行替棚，替棚后上付巷规格为3.0×

2.8m，下付巷规格为3.5×

2.8m。

巷道布置如图2-1。

（二）运输系统（如图2-2所示）

1、运煤系统

工作面→下付巷溜煤眼→28皮带巷→-150水平煤仓→21皮带下山→3号煤仓→主斜井→地面

2、设备及材料运输系统

平地→付井→东大巷→21上车场→21轨道下山→21下车场→28轨道巷→28071上车场28071上付巷→28071工作面

（三）通风系统（如图2-3所示）

1、工作面风量计算

A、按采煤工作面最多人数计算

Q=4N=4×

180=720m3/min

式中：

4—每人每分钟供风量标准，m3/人min

N—采煤工作面的最多人数，人

B、按瓦斯涌出量计算

Q=100PK=100×

9×

（1-25%）×

1.4=945m3/min

P—采煤工作面回采时预计瓦斯绝对涌出量为（3～9）m3/min，瓦斯抽出率按25%计算

K—瓦斯涌出不均衡系数，取1.4

C、按创造良好的气候条件计算

Q=60VS=60×

1×

6.99=419.4m3/min

V—工作面空气温度为20°

时的适宜风速，m/s

S—采煤工作面平均断面积，6.99m3

以上三项中最大值为945m3/min，根据集团公司通字[2001]8号文规定，综采工作面风量不大于1400m3/min，因此确定该面风量为945m3/min

D、风速计算

V=Q/60S=945/（60×

6.99）=2.25m/s

Q—工作面的风量，m3/min

S—工作面的平均断面积，6.99m2

《煤矿安全规程》第101条规定采煤工作面最低、最高允许风速分别为0.25m/s，4m/s。

经计算工作面风量945m3/min时，风速为2.25m/s，符合规定。

当工作面瓦斯涌出量增大或其他原因需要调节风量时，可适当调节风量，但是调节后的风量不得大于1400m3/min，最高风速不超过5m/s。

2、风流路线

付井→东大巷21轨道下山

新鲜风流——————＞21上车场—————＞21下主斜井21管道下山

车场→28轨道巷→28071上车场→28071上付巷→28071工作面

乏风流：

工作面→28071下付巷→28专用回风巷→张湾风井地面

（四）供水系统

15采区→21一横贯加压泵→21皮带下山→28皮带巷→28皮带巷与28071上下付巷之间的联络巷→28071）上下付巷→工作面

（五）供电系统（见图2-4）

（六）机电设备配备（见表2-1，见图2-5）

三、采煤方法及采煤工艺

（一）采煤方法：

倾向长壁后退式开采，综合机械化放顶煤一次采全高、全部垮落法处理顶板。

（二）回采工艺：

综合机械化放顶煤工艺。

采煤工艺流程：

割煤------移架------推前溜------割煤------移架------推前溜------放顶煤

1、割煤

采煤机由工作面中部向上割煤，上滚筒沿顶下滚筒沿底，当割到机尾时，采煤机停止牵引，上滚筒降下沿底，下滚筒升起沿顶翻转挡煤板，采煤机向上割煤的同时，追机拉架到机尾推移采煤机后边的溜子，然后采煤机沿着运输机弯曲段逐渐切入煤墙直到双滚筒全部进入煤墙为止，采煤机停止牵引。

推移弯曲段及机尾溜子，拉机尾处过渡支架，要求所推移部分和采煤机处溜子成一条直线。

推溜的同时采煤机下滚筒下降沿底，上滚筒升起沿顶，翻转挡煤板向机尾割三角煤。

采煤机上行割煤同时，追机拉架，当采煤机割煤到机尾时，上滚筒下降沿底、下滚筒上升沿顶，翻转挡煤板。

当支架由下而上拉移到过渡支架时，采煤机向下返，推移机尾及采煤机后边溜子拉移过渡支架。

当采煤机再次行到上机窝开始向下割煤时，支架和溜子相应前移。

采煤机由中部向机头割煤的情况与此类同。

工作面端部斜切进刀示意图如图3-1。

2、移架

移架前，支架前方及支架内的煤、矸、杂物等要清理干净，放煤口必须关闭。

移架前打好抬底座千斤顶，邻架打上推溜手把，本架打上拉架手把，然后缓慢降架待支架前移时，立即停止降架，手握拉架手把，防止支架拉移超前。

移架工操作时，必须站在支架架箱内，禁止脚蹬在底座前，严防拉架时抬底座千斤顶伤人或支架与前部运输机之间挤伤人员。

支架前方、下方不得有任何人作业或停留。

因过渡支架是先推溜后拉架，所以过渡支架和基本架架尾齐为拉到位，即过渡支架应超前基本架一个拉架步距。

拉第一架和最后一架前，必须升紧端头抬棚，防止降架时木棚梁下落。

支架到位后要及时升起前后立柱，顶梁接顶后，必须稳定供液3-5秒钟，使支架初撑力达到额定值的80%以上。

3、推前溜

要遵循顺序推溜原则，不准任意分段或由两端向中间挤推，推溜工作应在运输机运行中进行，推溜应在采煤机后15-20m处进行，弯曲长度不得小于25m，采取分次推溜。

严禁出现陡弯，推移后溜子要求成一条直线。

当有煤、矸或台阶等障碍物推不动时，应人工清理或进行返刀。

人工清理障碍物时采煤机必须停止牵引，闭锁住前部运输机，并执行敲帮问顶制度，要设专人监护煤墙变化做好临时支护，推机头（包括机尾）前，必须将机头和过渡槽处的浮煤杂物清理干净，以防机头飘起，损坏过渡槽。

机头机尾允许在停机时推移。

4、放煤

采用多轮顺序放煤，见矸关门的方式，机头机尾处过渡支架也应放煤，最大限度提高顶煤回收率。

采煤和放煤平行作业，即采煤机割上半部时，放下半部顶煤，采煤机割下半部时，放上半部顶煤，放煤时，每轮放出顶煤量的1/2--1/3，反复进行将煤放完，尽量使顶煤保持均匀下降，以减少混矸提高回收率。

放煤步距1.2m，拉两次架放一次顶煤。

顶煤放不下来时，用长钎捣动，捣煤人员要位于安全地点，不得处于钎子反弹位置和大块煤矸可能波及的范围，当大块煤（矸）堵住放煤口时，严禁爆破处理，各工序质量控制标准如表3-1。

四、支护设计

（一）松动椭球体高度

由于放顶煤工作面采高较大，待顶板完全陷落后，弯曲下沉带将波及到地面，正常放煤时，工作面最大煤厚13.3m，平均煤厚7.3m，根据放煤理论，松动椭球体高度为：

H=（2.2-2.6）×

（7.3-2.5）=10.56--12.48m

（二）支架工作阻力验算

工作面割煤高度2.5m，放煤高度4.8m，放煤后形成10.56--12.48m高的松动椭球体。

放出椭球体形成的空间由松动椭球体内松动膨胀后的煤岩所充填。

松动椭球体高度以上的岩层，暂不会发生离层和断裂。

支架顶梁承受工作空间控顶面积以上的12.48m高度的煤岩重量，则每平方米控顶面积的平均载荷为：

P=（h-h1）r1+[H-（h-h1）]r2

=（7.3-2.5）×

1.4+[12.48-（7.3-2.5）]×

2.6

=6.72+19.97

=26.69t/m2=261.56KN/m2

h—煤层平均厚度，7.3m

h1—机采底层厚度，2.5m

H—松动球体高度，12.48m

r1—煤层容重1.4t/m3

r2—岩石容量2.6t/m3

支架顶梁长度4.48m，控制宽度1.5m，则支架承受的载重为P=261.56×

4.48×

1.5=1757.68KN

考虑顶板来压时的不均匀性，载荷不稳定系数Kα取1.25，则支架所承受的载重为PH：

PH=KαP=1.25×

1757.68=2197.1KN

本工作面过渡支架的工作阻力为4000KN，基本支架的工作阻力为3600KN，均大于PH，满足要求。

五、作业形式及劳动组织

（一）作业形式及循环作业图

采用“三班采煤，一班准备”的形式，即四六工作制，每班工作6个小时，割两刀煤放一次顶煤为一个循环，循环进度1.2m，昼夜完成3个循环。

工作面分成上下两部分，采放平行作业，详见图5-1工作面循环作业图。

循环产量：

118×

7.3×

1.2×

1.4×

85%=1230吨

（二）劳动组织形式

劳动组织形式为分段作业即将工作面长度划分为若干段，每段由一个采煤小组负责，小组内的工人共同完成该段内所有工作。

附综采放顶煤工作面工人出勤表（表5-1）和技术经济指标表（表5-2）

六、防治瓦斯措施（附图6-1通风安全监控仪器布置图）

1、加强通风管理，保证正常风量945m3/min，若煤厚超过8m必须作瓦斯抽放巷排放瓦斯，确保工作面安全生产。

2、工作面上下安全出口、上下付巷必须畅通无阻，保证有足够的通风断面，与工作面有关的通风设施必须完好，使工作面供风稳定。

3、在生产过程中，若发现工作面风量突然减少或停风，应立即停止工作，报告调度室，工作面全部人员均撤到28大巷。

严禁在停风或瓦斯超限的区域内作业。

4、瓦斯检查工负责本工作面瓦斯检查工作，每班至少检查三次，检查重点是工作面下隅角、采煤机切割机构附近、工作面风流及回风流。

工作面下隅角按要求必须悬挂便携式甲烷检测报警仪，采煤机司机要携带瓦斯便携仪。

5、上付巷不准留尾巷，下付巷尾巷滞后过渡支架尾部不大于0.6m，防止瓦斯局部积聚，若下隅角瓦斯超限时，应采取打风障等措施引导风流稀释瓦斯浓度。

6、瓦斯检查工检查瓦斯后，必须把检查结果填写在工作面瓦斯记录牌上，并及时向安质科和通风调度汇报。

若瓦斯浓度超过《煤矿安全规程》有关规定时，有权责令现场人员停止工作，并撤到安全地点。

7、工作面下付巷按要求安装两个瓦斯传感器，其报警、断电、复电浓度和断电范围必须符合《煤矿安全规程》第168条的规定。

当工作面、风流中瓦斯浓度达到1.0%时，必须停止用电钻打眼；

当工作面风流中的瓦斯浓度达1.5%或回风流中风的瓦斯浓度达到1%时，必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理；

当电动机或其开关附近20米范围内瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止运转，切断电源，撤出人员，进行处理；

当工作面出现局部瓦斯聚积时，附近20米范围内必须停止工作，撤出人员，切断电源进行处理。

8、跟班队长、班长、流动电钳工下井时，必须携带便携式甲烷检测仪，随时掌握瓦斯浓度变化情况，发现瓦斯超限及时汇报处理。

9、严禁携带不合格矿灯入井，工作面严禁拆开、敲打、撞击矿灯。

10、必须保证综采工作面电气设备的隔爆性能良好，供电网络必须有完善的检漏电功能，以防电火花引爆瓦斯。

11、严防产生机械磨擦岩石与金属撞击火花。

12、在工作面上下付巷中均安设一组隔爆水袋，隔爆水袋到切巷距离在60米到200米之间，每平方米的水不少于200㎏，隔爆水袋的总长度不小于20米。

13、高瓦斯区域瓦斯抽放巷要提前施工，不能影响正常抽放。

七、防治水措施

1、工作面贯通后，集团公司防治水中心在上下付巷进行了直流电法物探工作，查出切巷内从上切口至60米处，下付巷内距切巷140～200米段，视电阻率出现异常，且导深较大，所以要在这两处进行打钻验证L7～8灰岩含水层富水性，若富水性较强，且钻孔涌水量大时，必须采取注浆，增加隔水层抗水压能力，防止底板水涌出。

2、工作面投产前在下付巷下9点之下10点之间做一环形水仓，在水仓内安装两台排水泵，单泵排水能力不小于每小时80m3，下付巷安装一趟6寸排水管路，做水仓前必须向采空区打钻进行验证其内积水情况，并打钻验证底板L7～8灰岩含水层富水性，若钻孔涌水量大时，必须采取注浆。

3、工作面生产前必须在28061流水巷及28回风排水下山铺设水沟，要经常清挖水沟，保证水流畅通，以便涌水量增大工作面无法及时排出时从水沟内流入28采区水仓。

4、经常清挖28采区水仓和-150水仓，保证有充足的有效容量；

经常检修28采区水仓和-150水平水仓内的排水泵，确保排水泵的正常开启。

5、工作面在回采过程中应尽量减少打底，防止因破坏底板隔水层隔水能力，而引发底板水的涌出。

6、在上付巷的探构造钻窝内，打钻探测张湾断层附近的地质构造，根据钻探情况分析28071工作面附近地质构造以及构造与含水层的水力联系，若存在导水构造，必须采取注浆加固措施，防止水害影响工作面的正常回采。

7、采面推进过程中，随时注意涌水情况，若有异常情况应立即采取有效措施现场处理，并向调度室汇报。

如果涌水量大无法处理时，要在当班带班队长的带领下，按水灾避灾路线撤退。

8、电气设备上方有淋水时，必须用风筒或雨布盖住，防止电气设备受潮使绝缘程度下降。

9、工作面所用的水泵电机必须采用双回路供电，防止因停电造成水淹工作面，排水必须设专职固定人员

八、防治粉尘措施

1、工作面煤墙采用浅孔注水降尘

（1）工作面注水孔采用上仰单排孔，即在工作面煤墙顶部布置一排注水孔，注水孔上仰角0--20度，与煤墙夹角90度，孔深6-8m，孔间距6m，孔眼距支架顶梁0.4—1m，要求间隔循环打眼，新眼与老眼间隔不少于1.0m。

（2）打眼用MZ-1.2型煤电钻，钻头钻杆直径均为42mm，打眼时，把稳钻体防止钻杆摆动，防止孔口扩大而无法封孔。

（3）封孔采用直径为42mm、长1600mm的膨胀式封孔器封孔。

（4）注水压力和注水时间。

注水压力控制在8Mpa以内，注水时间以煤墙挂汗外鼓或相邻孔出水为止。

（5）注意事项：

A.打眼工必须严格按要求和操作规程操作；

B.打眼前应把煤电钻电缆设备放在电缆槽内，避免运输机运转时拉坏电缆设备；

C.打眼前应检查该地点煤墙情况，确认安全后方可打钻；

D.注水时要配备压力表，以便随时掌握注水压力，防止损坏封孔器；

E.注水时，封孔器必须全部插入钻孔中，并把封孔器尾端管子固定在支架顶梁上，严禁人员正对注水孔注水。

（6）通风部门要及时测定工作面各工序煤尘含量，以便于监测注水效果。

（7）注水人员要固定专人，班班注水，确保注水质量。

2、条件许可时沿上付巷实行煤体超前注水，特别是对煤体破碎带要严格保证注水质量，确保破碎煤体锈结。

3、采煤机内外喷雾嘴齐全不堵塞，内喷雾压力不得小于2Mpa，外喷雾压力不得小于1.5Mpa，如果内喷雾装置不能正常喷雾，外喷雾压力不得小于4Mpa，无水或喷雾装置损坏时必须停机。

4、机电设备上的煤尘，应保持班班清理，尤其是电气设备，经常保持设备清洁、无煤尘堆积。

5、支架上必须装备在移架、放煤时可人工操作的喷雾装置，不喷雾严禁移架或放煤。

6、工作面前、后部运输机机头、转载机、皮带机头处安设喷雾降尘装置，保持出煤喷雾。

7、在上下付巷各设两道风流净化水幕，保持出煤洒水，对上下付巷定期进行打扫，冲洗煤尘工作。

8、个体防护要求全体人员必须佩带防尘口罩。

九，防治火灾措施

1、任何人发现井下火灾时，应视火灾性质、灾区通风和瓦斯