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xx煤矿综采工作面作业规程

综采工作面作业规程

矿名xx煤矿

工作面编号

煤岩层及编号

编制人

队长

批准日期年月日

执行日期年月日

会审名单

综采队：

年月日

生产技术科：

年月日

通风科：

年月日

安全科：

年月日

机电科：

年月日

企业管理科：

年月日

调度室：

年月日

技术总监：

年月日

生产总监：

年月日

安全总监：

年月日

矿长：

年月日

1259工作面作业规程

第一章概况

第一节工作面位置及井上下关系

工作面名称

1259工作面

煤层名称

山西组2号煤层

采区名称

南采区东翼

地面位置

矿区南部、属森林覆盖

井下位置

东

以切眼为界，为实体煤

南

以工作面回风巷为界，与1217工作面运输巷相邻

西

与设计停采线为界，与南采区回风巷为邻

北

以工作面运输巷为界，与1213工作面回风巷相邻

地面标高

+1226—+1254

工作面标高

+858—+810

回采影响

工作面运输、回风巷有二条断层，对回采有影响

第二节煤层

工作面煤层赋存稳定，全区可采，煤层厚度在1.3—1.8之间，具体情况见表：

煤层

走向长/m

810

倾斜长/m

186

煤层结构

较简单

煤层倾角/（°）º

5—7/6

煤层厚度

1.6—2.0/1.8

稳定性

稳定

储量

工作面长度/m

186

推进长度/m

780

工业储量/t

406782

可采面积/m2

150660

回采率/%

≥90

容重/t·m-3

1.5

可采储量/t

391716

煤质

煤类

焦煤

平均灰分/%

13.75

挥发分

17

平均水分/%

0.9

粘结指数

35.38

第三节煤层顶底板

煤层顶底板情况表

类别

分顶

主要岩石

厚度/m

岩性

顶板

基本顶

砂岩、粉砂岩

13

灰、深色，表面褐黄色

直接顶

砂质泥岩

2

暗灰色、质细、性脆

节理发育f=4

伪顶

炭质泥岩

0.9

灰黑色、节理发育f=3

底板

直接底

砂质泥岩

3.31

深灰色、质细、性脆

节理发育f=3—4

基本底

细粒砂岩

灰白色

第四节地质构造

根据现掘十五顺槽、十六顺槽巷道揭露，该面共揭露两个陷落柱，一条断层落差1m。

根据1215工作面坑透结果：

其中E1异常区域内信号衰减8-12db之间，位置在皮带巷的34#到40#点之间，对应的是揭露的W1陷落柱，向工作面内延伸不多；E2异常区域较复杂，其中E2异常区可分为两部分，其中工作面的45#点到57#点之间为第一部分，衰减较大，大多衰减在12db-27db以上，该区域对应的是轨道巷揭露的陷落柱W2，该陷落柱向工作面内延伸较大，另有可能背后还有其它构造存在于工作面内，第二部分在皮带巷的54#点到轨道巷57#点连线，和皮带巷的65#点到轨道巷61#点连线的范围内，该区域对应巷内无揭露构造，区内衰减较第一部分小，在8-12db之间,表明煤层在电性横向上有不均一性,可能是该区域内存在隐伏未揭露的陷落柱和地质小构造影响所致,或煤层伪顶被冲刷和变薄等现象，这些也是影响信号衰减的原因之一。

此段对回采有影响。

第五节水文地质

该面煤层水文地质条件简单，轨道巷（十六顺槽）揭露陷落柱有滴水现象，相邻1213工作面采空区少量积水，回采前配备排水设备，完善排水系统。

第六节影响回采时的其他地质情况

预计工作面绝对瓦斯涌出量m3/min

4

煤的自燃性

不易自燃

煤尘爆炸性

有

地温危害

无

第二章采煤方法及回采工艺

第一节巷道布置

一、采煤工作面巷道布置

工作面采用走向长壁布置，回风巷、运输巷、开切眼，出煤巷皆跟顶板掘进，十五顺槽采用矩形工字钢棚架支护，巷道净高1.9m，净宽3.7m；十六、十七顺槽采用矩形锚网支护，巷道净高2.0m，净宽3.5m。

二、溜煤眼

在运输巷对口距大巷28m布置1215小溜煤眼，梯形水泥砌块支护，长：

上口3.0m，下口0.8m；宽：

上、下口0.8m，深4m。

第二节采煤方法

一、采煤方法

       1、采用走向长壁一次采全高综合机械化采煤方法。

后退式回采，全部垮落法管理顶板。

       2、根据地质资料，本面的煤层厚度为1.6-2.0m，平均1.8m,回采时严格跟煤层顶板。

        二、落、装、运煤方式的选择

        工作面落煤和装煤采用MG150/375-W型双滚筒采煤机输送机,顺槽采用SZB-730/75型转载机和一部SDJ-80/2*75胶带输送机、SGB-630/75刮板输送机，作为运输设备。

         三、进刀方式

        采用采煤机端头斜切进刀割三角煤自开缺口，反向割三角煤，返刀距离不小于25m; 采煤机割通机头（机尾）后，推移刮板输送机至采煤机后滚筒15m时停止; 调换采煤机滚筒上、下位置，沿刮板输送机弯曲段向机尾（机头）方向切入煤壁，直至前后滚筒切入煤壁达0.6m，采煤机完全进入输送机直段后停止采煤机;推移刮板输送机机头（机尾）段，使刮板输送机成直线；调换采煤机滚筒上、下位置，向机头（机尾）割通三角煤；调换采煤机滚筒上、下位置，向机尾（机头）正常割煤，完成进刀。

附：

端头斜切进刀示意图

第三节采煤工艺

一、工作面回采工艺流程

采煤机自下端头斜切进刀后--下行割三角煤—上行割煤—运煤—移架—推溜—清煤--上端头斜切进刀—移机尾架—上行割三角煤—下行割煤—运煤—移架—推溜—清煤。

二、各工序施工工艺

1、割煤

采用MG150/375-W型双滚筒采煤机割煤，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤。

2、运煤

工作面选用SGZ—730/400型刮板输送机，顺槽采用SZB—730/75转载机—SDJ—80/2*75胶带输送机，SGB—630/75刮板输送机经溜煤眼至东南皮带。

3、拉架

拉架采用本架操作顺序移架，距采煤机后滚筒三架距离开始降架拉架，到位后及时搬动升柱手把，使支架接顶严实，顶板不平时调整千斤顶。

拉架支护必须符合下列要求：

①ZZ3000/12/24型支架初撑力不低于规定值（2849KN）的80%，即2279KN（22MPa）.

②移过的支架必须成直线，其偏差不超过±50mm，中心距1.5m其偏差不超±100mm。

③支架要垂直顶、底板，不歪斜（<±50）与顶板接触严密，迎山有劲。

④支架顶梁平行于顶板，其最大仰、俯角小于70。

⑤相邻支架间的错茬不得超过顶梁侧护板的2/3，支架不挤不咬，架间间隙小于200mm。

⑥支架端面距不大于325mm。

⑦支架垂直工作面刮板输送机不吊斜≤50。

⑧移架距采煤机后滚筒不得大于10m，否则必须停机跟上，如果顶板破碎时，必须停机拉架或带压移架，片帮严重时采取超前支护方式即先拉架后割煤再推溜。

4、推溜

割煤与推溜间距大于15m，即可顺序推溜，推溜时必须多架支架同时操作，以防溜则出现急弯或脱节，并符合下列要求。

①推溜时必须是同一方向，严禁从两头往中间推溜。

②推过的溜子必须成直线，最大弯曲不超过30弯曲段长度不少于15m，并保证平移。

5、清煤

推溜后及时将架间及推溜千斤顶槽内浮煤、浮矸清理干净上溜运走，保证2m2浮煤厚度小于30mm，且无大块煤矸。

6、推移转载机

回采溜子拉走后，及时推移转载机，转载机与皮带机尾10m时，缩皮带延伸转载机。

7、打眼开炮

当两端头煤壁采煤机割不透或遇地质构造时，采用打眼开炮时，必须遵守《煤矿安全规程》中有关规定。

第三章顶板管理及支护

第一节工作面顶板管理及支护

工作面采用全部垮落法管理顶板，移架后顶板自行垮落，工作面支护采用ZZ3000/12/24型四柱支撑掩护式支架进行支护，安设支架125架，顺序移架及时支护，移架步距0.6m。

第二节综采支架工作阻力

一、综采支架工作阻力验算

Q=M*K*R

式中：

Q---预计顶板压力（KN/m2）

K---增载系数，一般取6—11.老顶级别越高K值越大，取8。

R---顶板岩石容重，取2.5。

M---采高.取1.8

Q=1.8*8*2.5*9.8=352.8KN/m2=0.3528Mpa.

二、工作面所选液压支架及乳化液泵站主要性能参数。

1、液压支架ZZ3000/12/24支撑掩护式

最大支撑高度：

2400mm最小支撑高度1200mm

中心距：

1500mm移架步距：

600mm

初撑力：

2849KN（28MPa）工作阻力：

3000KN（29.47MPa）

支护强度：

0.51---0.53Mpa系统供液压力31.5Mpa

支架数量：

125架底座比压1.3Mpa

2、乳化液泵站

设置二泵一箱，进回液管各一路。

型号：

BRW200/31.5泵二台.公称压力:

31.5MPa

公称流量：

200L/min.液压容积：

1.6m3³

3、验算结论

所选支架支护强度0.51-0.53Mpa，而顶板预计来压强有力0.35Mpa,由于P>Q,所以选支架支护强度满足顶板压力的要求。

第三节工作面及顺槽顶板控制

一、工作面支护

1、工作面支架的布置及其规格

沿工作面倾向布置ZZ3000/12/24型支架125架，其中中间架121架，过渡架4架。

（机头1#-2#）和机尾（124#-125#架）支架间距1.5m。

2、工作面控顶距及移架步距

最小控顶距：

3832mm、最大控顶距：

4432mm、移架步距：

600mm。

二、端头支护及顺槽超前支护

1、工作面上、下端支架架边200mm处л型钢梁长4.5m或矿用11#工字钢配DZ-25型单体支柱各挑两排走向棚，并随支架的前移而交替迈步前移，4.5m挑棚始终横跨机头、机尾、保证“一梁四柱”遇压力过大，顶板破碎，一般支护难以控制顶板时可采用在上下端头加木垛，木垛随工作面的推进而前移。

2、16顺槽为锚网支护，在锚索网支护距20m范围内，前10米用л型钢梁或长4.5m矿用11#工字钢挑两排走向挑棚管理顶板，距煤巷帮400mm各架一排，后10米单排走向棚中间架一排。

回采过程中要根据本面矿压对挑棚距离进行适当的调整，20m范围人行侧锚索及锚杆托盘必须用10#铁丝拴牢在金属网上，防止断裂脱落伤人。

3、工作面上、下三角煤体松软破碎时，应架三角斜跨棚管理顶板，梁子用ф160mm×3000mm的圆木，一端搭在支架架头上，搭接长度不少于200mm，另一端用DZ—25或DZ—28型单体支柱做腿子一梁两柱。

4、超前支护做到“一穿、两拴、三齐、一达标”穿即穿鞋；两拴，即拴梁拴柱；三齐，即支柱支设整齐，电缆悬挂整齐，管线吊挂整齐；一达标，即柱子初撑力达标。

三、安全出口管理规定

1、工作面上、下顺槽距工作面煤帮20m范围内必须加强支护，

保证巷道出口高度不得低于1.8m，并有不少于0.7m宽的人行道。

2、安全出口必须设专人进行维护，安全出口范围内支柱完整无缺，无断梁折柱，无浮煤、积水、无杂物、废料堆积，保证足够的通风、行人、运输断面。

3、“人员进出工作面必须走安全出口，并在转载机落地段设置一个行人过桥，人员跨越转载机时必须行人过桥。

4、上、下顺槽挑棚及点柱单体必须穿铁鞋，单体初撑力不得低于50KN。

第四节矿压监测

一、监测仪表的设置

工作面机头、机尾每架安设一组压力表，中间部每十架安设一组压力表，安设在支架的操作阀组上共十六组，以监测支架的初撑力和工作阻力。

二、测点的选取与观测方法

1、采用自动记录与人工观察相结合的方式，人工观察频率要求初放期间每班不少于2次，正常回采每班不少于1次，人工巡回观察，自动记录数据由质检员定期回收。

2、当压力表读数明显增大，安全阀部分或普遍开启时，表明处于来压期间，应加强观察与记录。

三、管理规定

1、监测仪表应妥善保管，任何人不得随意拆卸损坏。

2、保证压力表的完好，对测量数据不准的压力表应及时更换。

3、所测取数据应及时进行处理，以便及时提出切实有效措施指导生产。

第四章生产系统

第一节运输系统

一、运煤系统

1、运煤路线

工作面→运输巷→溜煤眼→东南皮带巷→煤仓→皮带斜井→地面

2、、运输设备型号、运输能力、台数、安装位置

运煤设备

型号

运输能力

台数

安装位置

刮板机

SGZ-730/400

800T/h

1

工作面

转载机

SZB-730/75

630T/h

1

运输顺槽

皮带机

SDJ-80/2×75

600T/h

1

运输顺槽

刮板机

SZB-630/75

600T/h

1

运输顺槽

3、运煤系统安全技术规定

（1）运煤系统各巷道要加强顶板维护，危棚及时加强好，运煤系统内撒落的煤及时清理，保持良好的安全环境；

（2）机电检修工、运输设备司机要经过专业技术培训，并持证上岗；司机开车时要集中注意力，发现问题要及时停车，问题处理好后再开车，确保设备安全运转；

（3）出煤系统内机电设备要及时检修维护，保持设备完好，皮带机、刮板机保护装置要齐全，皮带机上、下托辊运转正常，托辊齐全；刮板机刮板、螺栓齐全、紧固；

（4）运煤系统内防尘管路齐全，各转载点必须有喷雾装置，并能成雾状，做到开机开水，停机停水；

（5）工作面及运煤系统内照明、通讯信号装置齐全；

（6）系统内每周至少全面洒水灭尘一次，防止煤尘堆积；

（7）严禁人员乘坐皮带机、刮板机；

（8）出煤系统的运转，开机须由外向里进行，停机须由里向外进行；

（9）各部设备之间有合理的搭接长度和卸载高度；

（10）运输设备司机若发现有木料、杂物或大块矸石等进入出煤系统时，必须及时停车将其取出，防止卡眼或损坏设备。

（11）各部设备完好情况必须达到行业级质量标准化要求。

二、运料系统

1、运料路线

进料：

地面→副井→东南运输巷→轨道巷（十六顺槽）→工作面

出料：

反向进行。

附：

运输系统图

2、设备及运输方式

工作面所需材料、设备等物资，采用JWB-55J单轨无极绳、矿车等通过轨道巷运至工作面。

3、材料管理

（1）工作面所需的各种材料必须按照规定，按时、按量运送到指定位置；

（2）材料运送过程中，不得丢失，不得随意随地卸车，以免浪费；

（3）工作面上、下风巷各种材料必须堆放整齐，并有标志牌；

（4）取料时应按顺序取料，取料后要将材料码放整齐；

4、上、下端头及工作面运料安全措施

（1）运料前，必须先检查运料路线内的顶板、支架、底板的杂物和积水情况，发现问题及时处理，确保运料路线畅通；

（2）运料时，前后运料人员要至少间距5m，二人以上共同运料时，要相互配合协调一致，防止运料时材料碰伤人；

（3）装运材料的车辆，严禁超过车辆宽度，高度不得超过车辆高度300mm，且必须捆绑牢固。

第二节通风

一、通风路线

新鲜风流：

主井→井底车场→东南运输巷→十五（十六）顺槽→工作面

污风：

工作面→十七顺槽→东南回风巷→副井→地面

二、通风系统

因该工作面为我矿第一个综采工作面，瓦斯涌出量无参照依据，按照瓦斯涌出来源预计。

工作面瓦斯来源主要由开采层瓦斯涌出、临近层和围岩瓦斯涌出组成。

三、工作面本煤层瓦斯涌出量预计

开采煤层瓦斯涌出量主要由工作面煤壁和采落煤块两部分组成，综采工作面生产能力按2700t/d计算。

其计算公式为：

Q本=Q壁＋Q落=K1K2MLυγ·（W含-W残）/1440

式中：

Q本——工作面瓦斯涌出量，m3/min

Q壁——煤壁瓦斯涌出量，m3/min

Q落——采落煤炭瓦斯涌出量，m3/min

K1——瓦斯涌出不均匀系数，取1.2

K2——巷道排放系数K2=（L-2L1）/L，K2=1.1

M——采高，1.45m

L——工作面采长200m；

υ——工作面推进速度6.5m/d；

γ——煤的容重，1.41/m3

W含——煤层瓦斯含量，6.08m3/t

W残——残存瓦斯含量，1.01m3/t

计算得出，综采工作面开采煤层瓦斯涌出量：

Q本=13.38m3/min

四、工作面邻近层瓦斯涌出量预计

n

n

邻近层瓦斯涌出量预测可用以下公式计算：

i=1

i=1

Q邻=∑LVMrWη/1440＋∑QJ

式中：

Q邻——邻近煤层瓦斯涌出量，m3/min

M——邻近层的煤层厚度，m

L——工作面采长，200m；

  V——工作面推进速度，6.5m/d；

 γ——邻近层的煤的容重，1.41t/m3

W——邻近层的原始瓦斯含量，m3/t

m邻——邻近层的厚度，m

η——邻近层瓦斯排放率，η=1-0.0047Hi/M-0.8404Hi/L

QJ——邻近层局部瓦斯涌出量m3/min

采动影响范围内上邻近层主要有1#煤和下邻近层3#煤。

通过以上计算得出，上邻近层各煤层瓦斯涌出量为：

1#煤：

Q=5.01m3/min；3#煤：

Q=3.97m3/min；

围岩瓦斯涌出量：

Q=4.5m3/min；

Q邻：

Q邻=13.48m3/min；

五、2#煤工作面瓦斯涌出量为

Q工=Q邻＋Q本

综采工作面：

Q工=Q邻＋Q本=26.86m3/min

根据以上计算综采工作面预计瓦斯涌出量为26.86m3/min，按设计实行打顶板穿层钻孔抽放上临近层及采空区瓦斯。

根据瓦斯抽放改造设计，结合2212工作面现瓦斯抽放情况，工作面抽放率达40%以上，本工作面经抽放后剩余瓦斯量为16.12m3/min。

风量分配

采煤工作面的需要风量

高瓦斯矿井按照瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算。

本工作面采用“两进一回”即15、16顺槽进风，17顺槽回风（胶带顺槽、轨道顺槽进风，尾巷回风）的通风方式。

根据《煤矿安全规程》规定，按回采工作面专用排瓦斯巷中瓦斯（或二氧化碳）的浓度不超过2.5％的要求计算：

工作面布置有专用排瓦斯巷（俗称尾巷,且符合《煤矿安全规程》第一百三十七条的规定）的回采工作面风量计算:

式中：

qCH4尾——采煤工作面尾巷的风排瓦斯量，m3/min。

KCH4——采面瓦斯涌出不均衡通风系数，取1.5。

Q采尾=（16.5÷2.5%）×1.5

Q采尾=990m3/min

按二氧化碳的涌出量计算风量时，可参照瓦斯涌出量计算方法进行。

（因我矿二氧化碳含量极低且变化不大，所以按二氧化碳涌出量不予计算）

按工作面温度选择适宜的风速进行计算:

（m3/min）

式中：

V采——采煤工作面风速，m/s；

S采——采煤工作面的平均断面积，m2。

Q采=60×1.0×7.48

Q采=448.8m3/min

按回采工作面同时作业人数计算需要风量：

每人供风≮4m3/min：

Q采>4N（m3/min）

式中：

N——工作面最多人数，

每人供风≮4m3/min：

Q采>4N（m3/min）

999>4×20

990>80m3/min

按风速进行验算：

15S

式中：

　　S——工作面平均断面积，m2

15S

15×7.48<990<240×7.48

112.2<990<1795.2

通过验算满足这一要求，结合1215综采工作面为“两进一回”，尾巷回风的实际情况，采煤工作面需要风量为990m3/min。

根据主要进风巷服务工作面稀释本煤层瓦斯、工作面排尘，辅助进风巷只服务行人、运料，风量按4/1进行配比。

即主要进风巷792m3/min，辅助进风巷198m3/min。

为保证尾巷内瓦斯浓度控制在2.5%以下，在17顺槽联络巷风门墙体内安装FBD5/2×5.5kW局部通风机，风筒贯穿整个尾巷内，根据尾巷瓦斯浓度确定是否开启。

为最大限度保证综采工作面生产，根据矿井实际，南采区有效风量为4160m3/min，除满足一个炮采工作面1000—1200m3/min、两个双巷掘进工作面1200m3/min、两个开拓工作面400m3/min，两个变电室120m3/min、一条通风行人巷140m3/min外，综采工作面配风可达1100—1300m3/min。

瓦斯抽放：

我矿已建立矿井瓦斯抽放系统。

本工作面采取在尾巷内间隔一定距离，按设计角度向上临近层打钻，封孔后通过连接装置与抽放系统连接，待临近层卸压后开始进行抽放。

四、抽放瓦斯管路敷设

1、瓦斯抽放管路从立风井2BEC520泵站至1215工作面。

工作面采用Φ325螺旋焊管沿17顺槽敷设与东南副巷系统主管路连接。

管路与系统主管路连接处应设置控制阀门，每隔20米预留一个Φ325变Φ219三通加控制阀门。

2、管路沿巷道上帮敷设，底部安装支架，支架高度不低于30cm。

敷设时应考虑流水坡度，要求坡度尽量一致，避免高低起伏，低洼处安装放水器。

五、瓦斯抽放钻孔布置参数

钻孔数量：

41个

钻孔间距：

20m；（初采30m内间距为5m）

开孔直径：

Φ153mm；

终孔直径：

Φ113mm；

钻孔角度：

20°—35°（详见附表）

钻孔夹角：

垂直尾巷巷道中心线；

钻孔长度：

50—58m；

封孔方式：

聚氨脂封孔；

封孔长度：

3—5m。

六、打钻设备、封孔与连接

1、打钻采用煤科总院西安分院生产的ZDY4000S型全液压坑道钻机。

钻杆直径73mm，配Φ113mm的PDC胎体复合片钻头一次性成孔，Φ153mm钻头扩孔3M用作封孔。

2、封孔选用聚氨脂封孔。

封孔前要将顶端焊有铁挡盘的封孔管准备好，根据封孔段长度确定聚氨脂用量，然后将配制好的主、辅两种药液混合并快速搅拌均匀，当药液由黄褐色稍变为乳白色时，停止搅拌，将药液均匀倒在编织袋或麻袋布上，边倒液边向封孔管上卷缠，并将卷缠好的封孔管迅速插入孔内。

封孔完毕后用木楔将封孔管楔紧，以免封孔管晃动影响封孔质量。

3、钻孔与管路连接时，应设置软连接、孔板流量计、观测嘴、阀门及放水器。

封孔装置与抽放管路之间一般用柔性埋线胶管连接，便于连接装置的拆装。

粉尘防治：

1、采煤机配套PB250/5.5～6.3（37KW/1480R/min660/1140V）喷雾泵站，实现采煤机运转时的内外喷雾，保证采煤机截割时的灭尘效果；另外工作面安装移架自动同步喷雾。

2、工作面进回风顺槽均铺设静压防尘洒水管路和设置隔爆水棚，进风运输顺槽每各50米安设三通阀门；辅助进风顺槽每隔100米留三通阀门安装全断面喷雾；工作面上下出口30米处安装全断面喷雾；每个运煤转载点安装喷雾。

3、工作面设专职防尘员，每五天进行一次清扫和冲刷巷道积尘，工作面作业人员配戴防尘口罩。

监测监控：

1、我矿采用KJF2000监控系统，井下使用KJFT—2型基本分站，KG3019沼气传感器、KGT—20馈电传感器进行监测。

2、传感器安设位置，报警、断电浓度及断电范围。

①工作面甲烷传感器T1设置在回风巷距工作面煤壁≤10米处，其报警浓度为≥1%，断电浓度为≥1.5%，复电浓度为<1%，断电范围为工作面及回风巷中全部非本质安全型电气设备。

②回风巷甲烷传感器T2设置在距回风联络贯口10—15米处，其报警浓度为≥1%，断电浓度为≥1%，复电浓度为<1%，断电范围为工作面和回风巷全部非本质安全型电气设备。

③尾巷甲烷传感器T3设置在距尾巷口10—15米处，其报警浓度为≥2.5%，断电浓度为≥2.5%，复电浓度为<