采煤工作面作业规程.docx
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采煤工作面作业规程
3102综采工作面采煤技术
第一章概况2
第一节编制依据2
第二节工作面位置及井上下关系3
第三节工作面参数及煤层情况3
第四节煤层顶底板3
第五节地质构造4
第六节水文地质4
第七节瓦斯情况5
第八节影响回采的其他因素5
第九节储量及服务年限5
第二章采煤方法7
第一节巷道布置7
第二节采煤方法及采煤工艺10
第三节设备配置17
第三章顶板控制18
第一节顶板支护设计18
第二节工作面顶板控制26
第三节运输巷、回风巷及端头顶板控制30
第四节矿压观测34
第四章 生产系统35
第一节 运输35
第二节“一通三防”与安全监控36
第三节排水49
第四节供电50
第五节照明、通信和信号59
第五章劳动组织及主要技术经济指标61
第一节劳动组织61
第二节循环作业63
第三节主要技术经济指标63
第六章煤质管理64
第一节煤质指标及要求64
第二节提高煤质的措施65
第三节提高采出率措施65
第七章安全技术措施66
第一节一般规定66
第二节顶板67
第三节爆破72
第四节防治水73
第五节机电74
第六节运输75
第七节“一通三防”及安全监控77
第八节其他81
第八章工程质量保证措施85
第一节工程质量执行标准及目标要求85
第二节质量检验与验收85
第三节质量控制与管理措施86
第九章灾害应急措施及避灾路线86
第一节灾害应急措施86
第二节避灾路线92
第一章概况
第一节编制依据
1.《煤矿安全规程》、《煤矿岗位技术操作规程》。
2.《集团安全质量标准及考核评级办法》、《质量标准化附加考核办法》。
3.批准的《3102工作面（南）施工设计》。
4.批准的《3102工作面（南）回采地质说明书》。
5.批准的生产接替计划。
6.3102工作面供电设计说明书。
7.3102采煤工作面（南段）顺层抽放钻孔设计。
8.其他依据。
第二节工作面位置及井上下关系
表3-3-2-1工作面位置及井上下关系表
水平名称
+290m
采区名称
31采区
地面标高
+950～+1100m
井下标高
+524～+636m
地面相对位置
地面位于平岩洞、牛儿垭口、颜氏屋基、沙子堡一带
回采对地面设施的影响
对地面设施无大的影响，只是工作面南段邻近几处民房，地面无大的水体存在。
井下位置与四邻关系
位于李子垭南二井龙王洞背斜东翼+290水平以上31采区南部区域内，下以3102南机巷为界，上以3102南风巷为界，南以F22断层为界，北接3102工作面（北段）。
走向长度（m）
870
倾斜长度
142～149
面积（m2）
126585
第三节工作面参数及煤层情况
工作面参数：
工作面机巷长870m，风巷长870m，倾斜长142～149m，平均斜长约145.5m，斜面积126585m2；地质储量421Kt，可采储量408Kt。
表3-3-2-2煤层情况表
平均厚度（m）
2.45
结构
0.35（0.12）1.05（0.08）0.85
容重（t/m3）
1.5
煤层硬度
1～2
煤种
瘦煤
倾角
44～50°
稳定程度
较稳定
煤层情况描述
该工作面含煤地层为二叠系龙潭组，属海陆交替相沉积，为单斜煤层，西高东低，由南向北逐渐抬高，倾向约128°，倾角44～50°，煤层厚度为1.47～3.60m，有益厚度为1.12～3.46m
第四节煤层顶底板
表3-3-2-3煤层底板情况表
顶底板名称
岩石名称
厚度（m）
岩性描述
基本顶
石灰岩、泥岩
15.05
深灰色，上部夹一层灰黑色泥岩，富含腕足类动物化石。
直接顶
泥岩
14.5
灰黑色，间夹沙质泥岩、灰岩条带。
直接底
泥岩、粘土岩
6.97
遇水膨胀，易泥化，偶为炭质泥岩或泥岩夹粘土岩。
基本底
石灰岩
6.33
深灰色
第五节地质构造
工作面位于李子垭南井田龙王洞背斜东翼，为单斜构造，向东南倾。
在3102机巷南端外。
据钻孔资料推测有一条逆断层F62：
226°∠42°H=5-12m，该断层未延伸至工作面内，但断层挤压力导致邻近煤层发生变化夹矸增厚或重复、煤质变软疏松等。
如表3-3-2-4所示。
表3-3-2-4地质构造情况表
编号
构造名称
性质
走向（°）
倾向（°）
倾角（°）
落差（m）
对回采影响
1
F62
逆断层
136
226
42
5～12
该断层未延伸至工作面内，但断层挤压力导致邻近煤层发生变化。
第六节水文地质
工作面以西（即工作面煤层上方），南段邻近马颈子煤矿（井口标高+664m）巷道及采空区，在风巷南端（312636点附近）向上的探水钻孔（终孔标高+687.2m）有少量水流出，预计对回采有一定的影响，北端邻近陈家槽煤矿（井口标高+720m）巷道及采空区，钻孔探测孔有少量水流出，回采时密切注意此段水文情况，工作面内有杜家塔煤矿（井口标高+560m），预计其巷道无积水，地面无大的河流及水体，对本工作面回采无大的影响。
根据已有水文地质资料，预计回采期本工作面的涌水量为5～15m3/h。
第七节瓦斯情况
根据地质资料，相邻的小煤矿在采掘过程中发生过突出事故，李子垭南二井K1煤层煤与瓦斯突出综合防治技术研究报告中的结论，南二井+530m标高的K1煤层瓦斯压力为3.4Mpa、瓦斯含量为12～18m3/t,经施工顺层钻孔抽排煤层瓦斯后，测定瓦斯含量下降至6.2m3/t。
第8节影响回采的其他因素
表3-3-2-5影响回采的其它地质因素情况表
其他因素
对回采工作面的影响
CH4
有煤与瓦斯突出危险
CO2
无CO2危险
煤尘爆炸指数
具有爆炸性，爆炸指数14.5～16.5%
煤层自燃倾向性
自燃发火等级为Ⅲ类，属不易自燃发火煤层
地温危害
无危害
冲击地压危害
无冲击地压危害
第九节储量及服务年限
一、工作面储量
由开切巷计算至机巷312302A点，3102工作面（南段）地质储量421Kt，可采储量408Kt。
二、工作面生产能力
1.工作面日产量
机组往返一次割煤一刀，每班割煤1.5刀，两班生产割煤共3刀。
A=NLSMɣC
=3×145.5×0.6×2.25×1.5×0.95
=839.7（t）
式中：
A—工作面日产量，t；
L—工作面平均长度，145.5m；
S—截深，0.6m；
M—有益煤层平均厚度，2.25m；
ɣ—煤的容重，1.5t/m3；
C—工作面回采率，95%；
N—采煤机日进刀数，3刀。
2.工作面月产量
An=nAk1
=30×839.7×0.87
=21.92（kt）
式中：
An—工作面月产量，kt；
N—月生产天数，按30天计算；
K1—月正规循环率，取0.87。
3.服务年限
T=Z/An
=408/21.92
=18.6（月）
式中：
T—服务年限，月；
Z—可采储量，kt。
第二章采煤方法
第一节巷道布置
一、3102南机巷、风巷及开切眼
（一）巷道布置、断面及支护设计方式
（1）3102南机巷沿煤层走向布置，为异形断面，净断面面积为9.93m2，顶板采用Ф20×2500mm树脂锚杆配合金属网、锚索联合支护，西帮采用异性金属支架及锚网支护，并用锚梁加强支护，东帮采用Ф16×1500mm胀壳式锚杆配合金属网联合支护。
（2）3102南风巷沿煤层走向布置，为异性断面，巷道断面及支护形式与机巷相同，净断面面积为9.93m2，防崩倒金属支架支护顶板，采用芭片、排柴进行背顶、背帮，支架间距为800mm。
（3）开切眼沿煤层倾角布置，矩形断面，净断面面积为16.32m2，顶板采用Ф20×2500mm树脂锚杆配合金属网、锚梁联合支护，并采用单体液压支柱配合长度为3500mm的长钢梁一梁三柱加强支护。
（二）巷道用途
机巷主要用于回采期间进风、原煤及材料的运输；风巷主要用于采面回采期间回风及材料运输；开切眼主要用于采煤工作面设备安装。
二、溜煤眼
（一）巷道布置、断面及支护方式
（1）3102溜煤眼立眼；3102机巷通过溜煤眼与中部转运巷连接，3102溜煤立眼断面积为1.54m2，上口软岩部分采用混凝土进行浇筑，岩巷部分为裸体支护。
（2）中部溜煤斜眼：
中部转运巷通过中部溜煤斜眼与中部煤仓连接，断面积为1.54m2，倾角为80°，为裸体支护。
（二）巷道用途
3102溜煤立眼与中部溜煤斜眼均作为3102工作面煤炭运输用。
三、底板抽放巷布置、断面、支护形式及用途
（一）巷道布置、断面、支护形式
（1）+630南底板抽放巷布置在煤层底板岩层中，高程为+600m，断面积为7.8m2，支护形式为裸体支护。
（2）+520南底板抽放巷布置在煤层底板岩层中，高程+520m，断面积为7.8m2，支护形式为裸体支护。
（二）巷道用途
+630底板抽放巷、+520底板抽放巷主要用于3102风巷、3102机巷掘进期间局部防突措施预抽煤层瓦斯用，回采期间设置尾排抽放采空区瓦斯。
表3-3-2-6主要巷道基本情况表
巷道名称
长度（m）
支护形式
用途
3102南机巷
870
锚喷
运输通风行人设备
3102南风巷
870
锚喷
运输行人通风
+630南底板抽放巷
426
裸体
抽采瓦斯
+520南底板抽放巷
1088
裸体
抽采瓦斯
3102中材料上山
20
裸体
运输行人通风
3012中回风上山
262
裸体
运输行人通风
3012北回风上山
243
裸体
运输行人通风
中部转运巷
401
裸体
运输行人通风
3102溜煤立眼
32
裸体
煤炭运输
中部溜煤斜眼
82
裸体
煤炭运输
第二节采煤方法及采煤工艺
一、采煤方法
（一）采煤方法选择
根据现有开采技术条件及大倾角综采生产技术经验，本工作面采用单一煤层走向长壁采煤法。
（二）采煤机械选型
使用MG-300/722-JWD型交流电牵引采煤机单向割煤，其功率为：
割煤电机300×2=600（KW），牵引电机50×2=100（KW），调高泵电机11×2=22（kw）。
二、采煤工艺
（一）采煤工艺选择
3102工作面采用综合机械化开采工艺进行开采。
（二）采煤工艺流程
本工作面采煤工艺流程为：
安全检查、割煤准备→收支架探梁伸缩梁、守护帮板→机尾进刀、下行割煤→伸支架探梁伸缩梁、撑支架护帮板→移架→收支架探梁伸缩梁、收护帮板→上行返空刀→伸支架探梁伸缩梁、撑支架护帮板→推溜。
（三）进刀方式与进刀段长度确定
（1）进刀方式：
采用工作面机尾割三角煤斜切进刀方式。
采煤机在工作面机尾进刀位置处斜切进刀（进刀位置为68～75#支架处），其后的刮板运输机已移近煤壁，调整好滚筒的位置（右滚刀升起切割上部煤炭，左滚筒降下切割下部煤炭），沿运输机弯曲段向下牵引斜切煤壁，直至刮板运输机直线段为止（割煤机完全切入煤壁），停机推移机尾段液压支架和刮板运输机机头架，推移完成后启动采煤机并调整滚筒位置，向上牵引切割工作面上端部三角煤，割穿工作面上端部后再次调整采煤机滚筒位置，向下牵引正常割煤。
（2）进刀段长度确定
D=2L采+L运弯
式中：
D—进刀距离，m；
L采—采煤机机身长，最大长度为13.69m；
L运弯—工作面刮板运输机弯曲段的长度，取15m；
把以上数据带入式中，得
D=2×13.69+15=42.38（m）
进刀距离取42m。
（四）采高确定
根据煤层赋存条件及工作面安装的支架、采煤机参数，工作面平均采高定为2.5m。
（五）循环进度
根据采煤机技术参数确定循环进度为0.6m。
（六）伸（缩）支架伸缩梁、护帮板及移架推溜工序
（1）伸（缩）支架伸缩梁、护帮板
采煤机在工作面机尾进刀下行割煤，超前割煤机右滚筒2～3架缩支架护帮板，采煤机无法正常切割顶煤时，缩回支架伸缩梁；滞后采煤机左滚筒1～2架伸缩支架伸缩梁至煤壁，撑支架护帮板，使之紧抵煤壁、护帮严实。
（2）移架
移架工作滞后采煤机后滚筒8～10架由上向下进行移架，移架步距0.6m，移架时将支架伸缩梁缩回，打开护帮板紧抵煤壁进行护帮，为便于采煤机正常割煤，支架伸缩梁留有200mm～300mm的支撑长度。
（3）推移
采煤机上行返空刀后，滞后采煤机后滚筒15～20m开始推溜，弯曲段长度不小于15m，推溜要做到平、稳、直。
推工作面溜子机头、机尾时，顶板要支护好，采煤机溜子均应停机，应使用好调推千斤顶，防止溜子上下窜动。
三、采煤机工艺煤柱留设要求
（一）落煤方式
采用MG-300/722-JWD型采煤机螺旋滚筒单向截割落煤，机尾斜切进刀，进刀深度0.6m，采煤机向上割透断头顶煤后以2～3m/min的速度向下割煤。
（二）割煤方式
采用MG-300/722-JWD型采煤机螺旋滚筒选转配合SGZ-764/315型刮板运输机铲煤板装煤。
（三）运煤方式
煤炭运输经工作面SGZ-764/315型刮板运输机→机巷SZZ-730/200型转载机→机巷DSJ-100/80/2×160型皮带机→3102溜煤立眼→中部转运巷DTII-100/80/2×160型皮带机→中部溜煤斜眼→中部煤仓。
（四）支护方式
工作面采用ZJY5000/15/36D型液压支架支护，支架中心距1.75m，移架步距0.6m。
（五）采空区处理
采区全部垮落法管理采空区顶板，顶板来压垮落后能有效充填采空区。
（六）煤柱留设要求
本工作面为综合机械化采煤，采煤时工作面不留设煤柱。
四、采煤工艺要求
（一）采煤机割煤及工作面运煤技术要求
（1）机尾斜切进刀时，必须将端头割透，保证顺槽底板到工作面底板平缓过渡，防止刮板运输机机尾架上翘损坏过渡槽连接装置。
（2）煤壁要割直，顶底板要割平，不能留有台阶，保证刮板输送机在推移后呈一条直线，避免工作面刮板输送机抬底和支架接顶不良等事故发生。
（3）必须保证采煤机截齿完好无缺，割煤时如发现截齿丢失，严重磨损等现象时，应及时更换截齿。
（4）工作面遇有哽夹矸时，如能采区降低采高的方式通过时则必须降采高通过，否则必须对夹矸进行松动爆破，严禁采用割煤机强行截割。
（5）刮板输送机机头、中部、机尾推进度保持一致，退一步距为0.6m，确保截深和工程质量，同时应注意采煤机不切割支架顶梁、护帮板。
（6）工作面应尽量保持真倾斜回采，如有液压支架、工作面刮板输送机下窜现象，机巷机巷超前风巷不得超过3m，同时应做好支架倒架、压架防护工作。
（7）控制好工作面采高，采高不得超过3.4m，不低于2.2m，便于采煤机正常通行和完好支护顶板。
（8）采煤机右滚筒牵至机头段（2#支架以下）时，应停止采煤机后方的拉架作业，防止飞矸窜入人行间砸伤作业人员。
（9）在采煤机检修前，必须将（煤机停至工作面机尾段指定位置（左滚筒处于80#支架以上），并将采煤机左右滚筒降至底板，便于检修人员安全检修采煤机。
（二）移架的基本要求
（1）移架工必须经过培训，掌握支架工作原理及性能等操作知识，严格按移架程序执行。
（2）移架前要将支架内、支架间的浮煤（矸）及杂物清理干净，并检查管、缆、线有无卡挂现象，出现故障要及时处理，待处理好后方能进行移架工作。
（3）移架工作滞后采煤机左滚筒8～10支架进行，移架作业时，使用好支架调架千斤顶将支架调正，并通知作业地点下方人员撤离至安全地点。
（4）移架时降柱必须小于100mm，特殊情况下以不超过相邻支架的顶梁为准，若遇工作面顶板破碎，压力增大等情况应采区带压移架。
（5）移架时速度要快，一次拉到位，并随时调整支架，不得歪斜；拉线移架，确保移架的支架成一条直线，其偏差不得超过±50mm；支架应垂直与顶底板，且顶梁与顶板呈面接触。
（6）相邻支架间不能有明显错差（上下错位不得超过150mm），支架不挤、不咬、架间空隙不得超过150mm。
（7）正常情况下支架立柱液压行程在缸体外不小于200mm，以防压死支架，更换修理液压元件时，只能在截止阀并泄压的情况下进行。
（8）若支架移不动或升不起时，必须将手把打到零位，详细检查分析原因，不能强行推移，以免损坏设备。
（9）移排头支架顺序：
前6架为排头支架，先移2#、4#、6#架，然后移第1#、3#、5#架，要使用好排头支架的防倒、防滑和调架千斤顶进行调架，防止支架下滑、倒架摆角等现象发生，移2#，3#架时先对1#架注一次液，以防滑到。
（10）移动工作面机头段（1～10#）支架时待采煤机在机头返刀向上迁移至20#支架处、停止采煤机和工作面刮板运输机后进行，由下向上进行移架。
（三）挤架、压架的防护和处理
（1）工作面煤层倾角44～50°，为防止支架挤架、压架等事故发生，移架时应使用好防倒防滑装置和支架调架装置。
（2）遇有压架时，可使用支架顶调、底调千斤顶配合单体液压支柱将支架抵开调架，调整支架前应清收净架间、底座箱上的障碍物，并对顶底板加强支护，防止漏矸、窜矸伤人。
（3）使用单体液压支柱抵提支架时，支柱上下必须加垫木块，以防支柱滑脱。
升降支架立柱、单体液压支柱时，作业人员必须站在安全的地点远距离操作，且设专人观察顶板、煤帮变化情况，发现问题及时处理。
（4）加强支架管路、片阀、单向阀及支架立柱的日常维护检修工作，防止因窜液、漏液造成卸压倒架。
五、工作面循环生产能力
W=LSMɣC
=145.5×0.6×2.25×1.5×0.95
=279.9（t）
式中：
W—工作面正规循环生产能力；
L—工作面平均长度，145.5m；
S—截深，0.6m；
M—有益煤层平均厚度，2.25m；
ɣ—煤的容重，1.5t/m3；
C—工作面回采率，95%。
第三节设备配置
一、设备配置的原则和要求
（1）考虑各设备在生产能力必须适应。
（2）设备的连接必须配套。
（3）设备的强度必须足够。
（4）设备的用电电压必须满足生产能力的要求。
2.设备配置
根据矿现有的设备，3102工作面设备配置如表3-3-2-7。
表3-3-2-7工作面主要设备配置表
序号
设备名称
型号
单位
数量
备注
1
采煤机
MG300/722-JWD
台
1
2
刮板运输机
SGZ-764/315
台
1
3
液压支架
ZJY5000/15/36D
架
84
4
转载机
SZZ-730/200
台
1
5
破碎机
PCM-110
台
1
6
皮带运输机
DSJ-100/80/2×160
台
1
7
转运巷皮带机
DTII-100/80/2×160
台
1
第三章顶板控制
第一节顶板支护设计
一、采煤工作面支护设计
（一）顶板管理方式
该工作面直接顶平均厚度为14.5m，平均采高为2.5m，Σh（k-1）=14.5×（1.3-1）=4.35m>2.5m；（∑h—直接顶厚度，k—岩石碎胀系数1.25～1.5取1.3）。
直接顶在冒落后，能有效的充填采空区，因此采用全部垮落法管理顶板。
（二）支护强度计算
①.煤层顶板岩性参数
表3.3.2.8煤层顶板岩性参数表
岩性
厚度（m）
密度（g/cm3）
抗压强度（Mpa）
弹性模量（Mpa）
直接顶
灰黑色泥岩
6.69
2.65
9
25
深灰色石灰岩
3.26
2.6
128
77.26
褐灰色粉砂岩
4.55
2.52
43.4
40.4
基本顶
深灰色石灰岩
15.05
2.6
128
77.26
②.直接顶跨落步距
直接顶的分类指标及参考要素：
分类指标：
直接顶为灰黑色、黑色泥岩、节理裂隙发育、松软，属一类顶板。
参考要素:
单向抗压强度9Mpa，分层厚度，南二井直接顶分层厚度小于0.27m。
直接顶初次垮落步距：
直接顶初次跨栏步距取决于直接顶岩层强度，分层度和直接顶内节理裂隙的发育程度等，一般为7～15m。
③基本顶垮落步距及支架载荷计算
基本顶载荷岩梁厚度：
基本顶载荷岩梁厚度为15.05m，采高为2.5m，则载荷梁厚度为6倍采高。
基本顶初次垮落步距：
式中：
Rt---岩梁岩石的抗拉强度极限，灰岩为7.6Mpa；
q1—基本顶岩梁均布载荷。
周期来压步距：
L周=L初/H=3.75m
式中：
L周----周期来压步距m；
L初----基本顶初次来压步距m；
H---工作面采高2.5m。
支架载荷计算：
F=（4～8）Hλ
=（4～8）×2.5×2.6
=0.26～0.52（Mpa）
式中：
F---工作面支护强度Mpa；
H----工作面采高2.5m；
λ---基本顶容重2.6。
根据以上基本顶初次跨落步距的计算，其值为9.38m，给综采支架的附加工作阻力较小，因此考虑综采支架的工作阻力取下限值，支护强度为0.26Mpa。
④顶板单位面积来压强度计算
基本顶初次来压时，每个架间距宽度范围内的顶板岩石重量为G=（基本顶载荷梁厚度×基本顶来压步距+直接顶厚度×支架顶梁长度）×支架中心距×顶板容重
=（15.05×19.38+14.5×4.1）×1.75×2.6
=912.8（t）
式中：
直接顶、基本顶的容重按2.6t/m3计算。
则单位面积顶板来压强度=G/S
=912.8/（9.38×1.75）
=55.6（t/m2）
（三）支护强度取值
根据以上计算结果，本工作面的合理支护强度确定为55.6t/m2。
（四）支护设备、材料选型及有关数量（包括备用数量）
（1）工作面支护设备、材料选型
根据工作面煤层及顶底板的情况、采高、煤层倾角等情况，工作面顶板支护选取ZJY5000/15/36D型支撑掩护式支架；下端头取ZTHJ11400/15.5/25端头支架进行支护；工作面上下出口及两巷超前支护选用DZ28-35/110型外注式单体液压支柱长钢梁进行支护
（1）支架支护强度的计算：
①支架支撑力的规定
支架要有足够的支护强度，其初撑力应达到泵站压力的80%以上，保证支架接顶严密，乳化泵站压力不得低于30Mpa。
②支架支护强度计算
根据ZJY5000/15/36D型支撑掩护式支架使用说明书查得最小工作阻力为4607KN，计算最小支护强度。
（3）支架支护强度验算：
根据以上计算结果ZJY5000/15/36D型支撑掩护式支架的最小支护强度大于工作面的顶板来压强度，因此能有效的支护本工作面的顶板。
（4）支柱支护强度计算：
Rt=KgKzKbKhKaR
=0.99×0.95×0.9×0.95×0.9×300
=217KN/根
式中：
R—支柱额定工作阻力，300KN/根；
K—支柱阻力影响系数，可以从表3-3-2-9中查得。
表3-3-2-9支柱阻力影响系数表
项目
液压支柱
微增阻支柱
急增阻支柱
工作系数Kg
0.99
0.91
0.5
增阻系数Kz
0.95
0.85
0.7
不均衡系数Kb
0.9
0.8
0.7
采高系数Kh
＜1.4m
1.5-
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