规程最新版.docx
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规程最新版
编号：
-····-02
山西三元煤业股份有限公司
采煤工作面作业规程
工作面名称：
····工作面
作业单位：
编制人：
队长：
总工程师：
编制日期：
年月日
执行日期：
年月日
目录
第一章概述3
第一节工作面位置及井上下关系3
第二节煤层3
第三节煤层顶底板3
第四节地质构造4
第五节水文地质4
第六节影响回采的其它因素4
第七节储量及服务年限5
第二章采煤方法6
第一节采煤工作面巷道布置6
第二节采煤工艺6
第三节设备配置15
第三章顶板控制17
第一节支护设计与顶板控制17
第二节工作面、两巷及端头顶板控制21
第三节初次放顶、老顶初次来压及工作面初次来水27
第四节矿压观测28
第五节其它注意事项29
第四章生产系统30
第一节运输系统30
第二节“一通三防”与安全监控系统31
第三节压风自救系统35
第四节排水系统37
第五节供电系统38
第六节工作面监测、监控、人员定位系统39
第七节通讯与照明系统39
第五章劳动组织及主要经济技术指标40
第一节劳动组织与作业循环40
第二节主要经济技术指标41
第六章煤质管理42
第七章安全技术措施43
第一节总则43
第二节顶板45
第三节防治水46
第四节“一通三防”与安全监控47
第五节运输51
第六节机电54
第七节其它58
第八章 灾害应急措施及避灾路线60
第一章概述
第一节工作面位置及井上下关系
表1-1····综采工作面概况
序号
项目
内容
1
采煤工作面位置
井下东临实体煤柱,西临2301工作面保护煤柱,南临长晋高速公路保护煤柱,北接皮带巷大巷保护煤柱。
2
采煤工作面范围
该工作面沿走向布置，有效推进长度为1950米，切眼长度为198米。
3
采煤工作面与邻近煤层及采区关系
东为实体煤，西为2301工作面隔离煤柱，南为长晋高速公路保护煤柱，北为二采区皮带巷保护煤柱。
4
采煤工作面及地面相对位置
····工作面地面东临太焦路,西临2301工作面塌陷区,南临长晋高速公路,北临矿工业广场，工作面标高为+588.6—632.8米。
5
采煤工作面及地面建筑物关系
回采可能造成上秦村以东的耕地、王童砖厂和长治长子公路地表沉陷。
第二节煤层
····工作面煤层情况见表1-1。
表1-1煤层情况
煤层厚度/m
7.3
煤层结构
距煤层底板1.5-2米夹一层1-5厘米厚矸石
煤层倾角/（°）
2-14°
开采煤层
3#
煤种
高发热量，特低硫，中挥发分之瘦煤
煤层稳定程度
较稳定
煤层情况描述
该工作面所采煤层为二叠系下统山西组下部3#煤层，整体为单斜构造，煤层层理、节理发育，局部可能遇小断层构造，煤层赋存较稳定。
第三节煤层顶底板
煤层顶底板情况见表1-2，煤岩层综合柱状图见附图所示。
表1-2煤层顶底板情况表
顶板名称
岩石名称
厚度（m）
岩性特征
老顶
砂质泥岩
1.45
暗灰色，石英长石为主，含黑色条带
直接顶
泥岩
6.16
暗灰色，致密，局部夹簿层砂岩
直接底
砂质泥岩
5.63
深灰色，含植物化石
老底
粉砂岩
8.57
灰黑色，石英为主，质硬，钙质胶结
第四节地质构造
从临近2301工作面回采地质情况看，整体为单斜构造，煤层层理、斜交节理发育，局部可能遇小断裂构造，未发现陷落柱、岩浆岩等构造。
第五节水文地质
根据掘进所揭露水文地质情况表明，该面构造较简单，岩石成层性好；整个工作面回采基本属仰采；因该工作面西临2301采空区。
从2301工作面回采情况看，工作面主要受顶板砂岩弱含水层水影响，造成工作面淋水，涌水量较小。
为了防止····工作面回采过程中采空区水涌出影响生产，必须采取措施及时抽排水。
第六节影响回采的其它因素
㈠根据2009年公司矿井瓦斯等级鉴定结果，全矿井瓦斯绝对涌出量为16.48m3/min，相对涌出量4.50m3/T，其中采煤工作面绝对涌出量3.12m3/min，属于低瓦斯矿井。
本面所采3#煤层自然倾向性为不易自燃，其吸氧量为1.0086m3/g，自燃等级Ⅲ级，有爆炸性。
地温低于26°，地压在向倾向发生急剧变化时会明显。
㈡煤的自燃发火倾向性：
根据煤的自燃发火倾向性鉴定,煤的自燃发火倾向性等级为三级，不易自燃;火焰长度30mm,扑灭火焰的岩粉量65％，煤尘有爆炸性。
第七节储量及服务年限
㈠工作面工业储量计算
工业储量：
1950×198×7.3×1.46=432.6万T，其中工作面长度198m，有效推进长度1950m，煤层平均厚度为7.3m，容重1.46t/m3。
㈡工作面可采储量计算
工作面回采率按93%计算可采储量为
1950×198×7.3×1.46×93%=3827000.034吨
㈢可采期计算
工作面割放煤步距为0.6m，一个循环进度为0.6m，以每班完成1.5个循环，日循环个数约为4.5个，推进2.7米，则可采期为1950/2.7=722天。
第二章采煤方法
第一节采煤工作面巷道布置
采煤工作面巷道布置见附图。
····工作面切眼长度198米（沿倾向布置），有效推进长度1950米，风、运两巷及切眼均为锚--网支护，锚索补强，断面呈矩形，支护见下表：
··
表2-1风、运支护表
巷道名称
支护形式
支护规格
棚距
（m）
用途
巷宽
净高
运巷
锚-网、锚索补强
4.5m
3m
1.0
进风、运煤
风巷
锚-网、锚索补强
4.5m
3m
0.8米
回风、运料
切眼
锚-网、锚索补强
7m
3m
1.0
第二节采煤工艺
㈠工艺过程
1、工艺流程
机组割煤-跟机移架-推前溜-放煤-拉后溜-清煤
2、进刀方式
工作面采用端部斜切进刀方式,以机头进刀为例。
⑴采煤机割透机头时，采煤机后30米处，大溜推向煤墙，做好采煤机进刀和推移机头的工作。
⑵让采煤机反向牵引，沿溜方面弯曲段切入煤墙，使采煤机进入下刀工艺，同时将机头顶向煤墙，使大溜成一条直线。
⑶让采煤机反向牵引，再次割透机头，割掉三角煤，开始进入下一循环。
⑷机组割煤时，采用前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤的方式。
3、割煤顺序
采煤机在工作面由机头-机尾，机尾-机头往复运行，逐架顺序割煤。
4、移架方式
工作面移架时，采取及时支护方式，本架手动操作，从端头或端尾跟机移架。
5、推前溜及拉后溜的方式
工作面推前溜，拉后溜，采用从一端顺序推拉溜的方式，保证推拉前后溜弯曲段不少于30米，逐步将前后溜推拉成一条直线。
6、放煤方式
在机组割完一刀煤,将支架移出后,采用2--3人分段单轮间隔放煤方式,通过收尾梁使顶煤落入后溜中,直到见矸后,伸出尾梁,打彻插板。
㈡、工艺详细说明及要求
1、割煤
工作面采用MGTY300/730-1.1D电牵引采煤机，随着采煤机螺旋滚筒不断旋转割煤（前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤），完成割煤工序，采煤机滚筒直径1.8m，割煤高度2.8±0.1m，采煤机割煤时，应遵循以下规定：
⑴严格执行采煤机司机技术操作规程。
⑵严格控制采高在2.8±0.1m范围内，不准有飘刀、啃底、超高现象发生。
⑶采煤机司机割煤时，必须精力集中，相互配合，严防割前梁、片帮板，尤其在斜切进刀时，司机要时刻注意。
⑷机组司机在操作采煤机割煤时，应随时注意煤墙的软硬变化及机组的运行状态，若出现异常，立即停止急停，闭锁大溜，进行检查，处理后方可重新开机。
⑸割煤过程中，机组司机应随时注意煤墙片帮及顶板变化情况，如发现问题及时采取措施，采煤机前滚筒割过后，及时打出片帮板，对工作面所暴露的顶板进行临时支护，如片帮宽，则必须打出伸缩梁来维护顶板。
⑹机组在割煤过程中，司机一定要掌握好负荷与速度的关系，严禁开快车，应将机组的运行速度控制在3m/min范围内。
⑺机组在运行状态中，严禁机组司机搬运机身与电缆槽之间的炭块等物，在机组附近进行破炭工作时，必须切断机组电源，闭锁大溜，将片帮板逼紧煤墙，专人监护顶板，方可作业。
⑻严禁机组在无冷却水、喷雾不完好的情况下开机。
⑼机组割煤时，应注意机组履带的张紧及拖拉情况，防止损坏电缆、水管事故的发生。
⑽机组司机要随时注意机载瓦检仪显示的瓦斯浓度，当瓦斯浓度超过0.8%，瓦检仪发出报警信号时，则立即停止采煤机，及时通知班组长，待瓦斯浓度降至0.8%以下后，方可开机。
⑾机组开机时，必须由班组长询问转载机司机，外界是否具备开机条件，如可以开机，则通过工作面的语音传话器传话开机。
机组司机听到喊话后，在运输机正常运转的情况下，喊话，再开机的作业程序，严禁随意开机。
⑿机组在斜切进刀时，机组司机必须放慢牵引速度，控制牵引速度在1m/min以内。
⒀当机组经中部槽往机尾割煤时，由于工作面长，前溜负荷大，要放慢牵引速度，控制好煤量，避免因负荷大造成压死溜。
⒁因本面机组为电牵引机组，采煤机司机要熟记操作规程，严禁过快操作。
2、装煤
⑴机组滚筒旋转时，煤体被截齿破落，并由螺旋叶片装入运输机，少量煤在顶溜时由铲煤板装入大溜中。
⑵支架与大溜之间的浮煤及支架与支架间的浮煤，由清煤工清入大溜中，其操作注意事项：
①清煤工必须等大溜推出去、支架停止动作以后开始清煤。
②清煤工作业时，必须随时注意煤墙及顶板情况，保证支架片帮板全部背紧煤墙，确认支护可靠下方可作业。
③清煤工必须面向机组运行方向，随时注意大溜的运行状况，以防止大溜涌出大炭或其它物件伤人。
④清煤工作业时，与支架动作地点距离不少于10m。
3、运煤
工作面采煤机割下的煤由刮板输送机运至端头卸载，经转载机由皮带运出。
因工作面设备选型：
皮带为800T/小时，两部前后溜运输机分别为900T/小时，为了保证设备正常运行，实行均衡生产，严禁两部溜运输货量之和大于皮带最大运输量。
4、移架
本工作面采用ZF5400/17/32型支架，操作方式为手动本架操作，追机作业，顺序移架，移架步距0.6m，移架滞后采煤机后滚筒5m进行，及时支护顶板，如顶煤破碎或片帮严重时，可打出伸缩梁来维护顶板，如伸缩梁打撤后不能支护暴露顶板，可采取超前移架，及时打出逼帮板等支护方式管理顶板，严防冒顶。
移出的支架要符合以下规定：
⑴工作面支架前梁接顶严密。
⑵移出的支架要排成一条直线，其偏差不得超过±50mm，中心距1.5m，偏差不超过±100mm。
⑶支架顶梁与顶板平行支设，其最大仰俯角<±7°。
⑷相邻支架间不得有明显错差（不超过顶梁侧护板高的2/3），支架不挤、不咬，架间空隙不超过200mm。
⑸支架工在操作支架时，除注意顶板、煤墙状况外，还必须注意支架尾梁与后溜的相对位置，以免移出架后，插板绊后溜刮板及链。
⑹移架时，必须保证后溜不随支架前移。
⑺移架前，必须检查后溜是否拉出，否则不予移架。
5、推前溜
推移前溜滞后采煤机后滚筒20m进行，推移时要过渡平稳、自然，不得出现急弯，严禁停机推溜，推溜时要顺序作业，推移时必须将溜推成一条直线，同时符合以下规定：
⑴大溜要移成一条直线。
⑵工作面必须有3-4组的支架推移顶同时动作来完成顶溜的推移工作。
⑶弯曲段溜槽不少于12节。
⑷推前溜到位后，支架工将支架推移手把复零位，以免发生高压管崩破伤人或顶坏前溜的事故。
⑸若工作面坡度较大，或机头、尾长度不合适时，采取单向顶溜或进行采斜调整机头（尾）伸入巷道内长度。
6、放煤
根据本面支护的特点，及切眼尺寸支护情况，在支架的尾梁全部离开锚网支护顶板处，开始放煤。
放煤和割煤同时进行作业并要控制好两者之间的速度。
⑴步距及放煤顺序
本面采用2-3人分段单轮间隔放煤法，按架号隔架进行，一架放完后，隔一架再进行下一架放煤，直到顶煤放完为止。
⑵初次放顶煤
工作面回采初期顶煤比较完整，放煤困难，为提高初次放煤回收率及尽快达到放煤标准采取以下措施：
①放慢割煤速度，增加顶煤空顶时间。
②反复升降支架，迫使顶煤与直接顶离层，使顶煤破碎，从而通过后尾梁滚入后溜中。
③在反复升降支架时，必须密切注意支架前梁上部顶板状况，升起架后必须保证支架前梁接顶严密，初撑力达到要求，防止出现冒顶事故。
⑶正常放煤
放煤操作：
收回插板，操作尾梁片阀手把，使尾梁收到适当位置，保证放出的煤流入后溜中，若大炭堵住，则可多次反复升降尾梁使大炭破碎，放煤结束后，升起尾梁，伸出插板。
⑷放煤要求及注意事项
①每班由固定支架工分段作业。
②工作面移架后，后溜正常运转，方可进行放煤工作。
③放煤范围除去排头架、排尾架共6架外所有的低位放顶煤支架。
④放煤时，必须密切注意放煤口涌出的煤流及矸石状况，严防大块矸石入溜。
⑤放煤结束后，必须及时将插板伸出进行挡矸，以免大块矸石进入后溜损坏后溜设备。
⑥放煤人员进行伸出插板的作业，必须注意插板伸出状况与后溜相对位置关系，严禁出现插板绊后溜刮板或链。
⑦放煤人员操作应站在架间支护完整处操作手把。
⑧严禁留顶煤不放。
⑨后溜司机要随时观察后溜煤量和电机负荷，及时发出"放"、"停"信号，防止后溜断链或压溜。
⑩正常放煤应架架见矸，达到见矸停放，既要保证煤质，同时保证顶煤回收率。
加强现场监督检查，最大限度提高顶煤回收率。
7、拉后溜
⑴拉后溜必须滞后放煤点后进行。
⑵拉后溜时，其弯曲过渡段不得小于12节，不能出现急弯。
⑶拉溜完毕，手把复零位，后溜成一条直线。
⑷严禁停机时进行拉后溜作业。
㈢有关要求
1、防止大溜上串下滑的措施和处理方法
⑴由于工作面，端头（尾）支护方式为无端头（尾）架支护，在回采过程中，必须严格控制大溜及排头（尾）架在巷道中的位置，确保安全出口达标。
⑵在正常回采前，必须在风运巷找好基准点，随时测量大溜机头（尾）的长短，根据测量结果通过单向顶溜的方式进行调整。
⑶若上述调整未能凑效，则采取机头（尾）甩刀的方式，使工作面成伪斜（角度控制在2°-6°），配合单向顶溜来调整大溜机头（尾）的长度。
2、割煤期间各转载点，机组内、外喷雾要正常使用且保证喷嘴完好，水压及喷洒效果正常。
机组割过煤后，其回风侧跟机必须保证5组支架间喷雾正常使用，以降低落煤过程中产生的粉尘。
3、正确使用好工作面的风障及回风巷抽放瓦斯系统，并按公司要求进行日常管理，保证正常使用，以降低机尾及上隅角瓦斯浓度。
当上隅角瓦斯浓度超过0.8%时，停止作业，待瓦斯浓度降至0.8%以下时方可作业。
㈣采煤方法
····工作面采用倾斜长壁方式布置，使用低位放顶煤一次采全高综合机械化采煤方法，顶板管理为全部跨落法。
工作面煤层平均厚度7.3米，其中采煤机滚筒割煤2.8±0.1米，放煤厚度4.5米，滚筒截深0.6米，采煤机割煤一刀，放煤一轮为一正规循环，其循环进度0.6米，工作面长度198米，放煤区段长189米，底煤回收率97%，顶煤回收率91%。
循环割煤产量：
Q1=L1×m1×b×r×R1=198×2.8×0.6×1.46×0.97=471.08t
循环放煤产量：
Q2=L2×m2×b×r×R2=189×4.5×0.6×1.46×0.91=677.98t
循环产量：
Q=Q1+Q2=1149.06t
其中：
L1、L2：
分别为工作面长度，放煤区段长度。
m1、m2：
分别为割煤高度，放煤高度。
R1、R2：
分别为底煤回收率，顶煤回收率。
r:
煤体容量，取1.46。
b:
滚筒截深。
第三节设备配置
表2-2工作面设备配备表
设备名称
规格型号
单位
数量
主要技术特征
采煤机
MGTY300/730-1.1D
台
1
截深0.6m,电机功率730KW,牵引速度0-7.7-12.8m/min,卧底量280mm
支架
ZF5400/17/32
组
128
工作阻力5400KN,支护高度1.7-3.2m,支护强度0.78MPa
过渡架
ZFG5600/20/33
组
6
工作阻力5600KN,支护高度2.0--3.3，支护强度0.74-0.8MPa
皮带输送机
SSJ-1000/800/160
部
1
运输能力800t/h,带宽1000mm,电机功率160KW
皮带输送机
DS100/80/2*160
运输能力800t/h,带宽1000mm,电机功率160KWX2
转载机
SZZ-764/200
部
1
运输能力1000t/h,电机功率200KW,链速1.48m/s
破碎机
PLM1000/110
部
1
破碎能力1000t/h,功率110KW
前溜
SGZ-764/500
部
1
电机功率2×250KW,链速1.1m/s,运输900t/h
后溜
SGZ-764/500
部
1
电机功率2×250KW,链速0.95m/s,运输900t/h
乳化液泵
WRB200/31.5
台
2
公称压力31.5A,公称流量200L/min，电机功率125KW
乳化液泵供液箱
BZRK-200/31.5Mpa
台
1
公称压力31.5Mpa,公称流量200L/min,容量2000L
乳化液泵配液箱
BZRK-200/31.5Mpa
台
1
公称压力31.5Mpa,公称流量200L/min,容量2500L
乳化液泵供油箱
BZRK--1500
台
1
容量1500L
移变
KBSGZY-1250
台
2
1140/660V；容量1250KVA
移变
KBSGZY-630
台
1
容量630KVA
移变
KBSGZY-500
台
1
容量500KVA
软起动开关
QJZ-400R
台
6
组合开关
QBZ-6*400
台
2
6组合单回路400A
软起动开关
BQD15-400R/660
台
1
额定工作电压660V；1140V、额定工作电流400A、
变频调速开关
KT11095-ZJT1
台
2
喷雾泵
BPW320/10M
台
2
公程压力为10MPa,公称流量320L/min；电机功率75KW
变频调速装置
ZGT-125/1140
台
1
额定电压为1140v,电机的额定功率为125KW
清水箱
QX320/20A
台
1
公称压力16MPa,公称流量320L/min工作介质为清水
通讯、控制一体化系统
KTC101
套
1
无极绳绞车
JW-950
台
4
离心泵
台
4
第三章顶板控制
第一节支护设计与顶板控制
㈠顶板岩性分析
按顶板分类，我公司直接顶属中等稳定顶板，直接顶初次跨落步距为9-18米，属Ⅱ级。
老顶来压不太明显，初次来压有显现，根据公司近年来一采区工作面老顶来压显现特征，取来压步距20-30米，选用支撑掩护式液压支架。
工作面煤厚7.3米，采高2.8米，放煤4.5米。
㈡设备选型及验算
根据公司多个工作面回采经验及现有设备进行····工作面设备配套选型。
预选ZF5400/17/32支撑掩护式放顶煤液压支架，支撑高度1.7-3.2米，支护强度0.78MPa。
工作面支护强度计算
q=n×m×γ
=6×2.8×2.72=45.7T/M2=0.457Mpa
q-支护强度T/m2
n-采高倍数
m-煤层采高m
γ-顶板岩层密度T/m3
Q=q×L1×L2
=45.7×1.5×4.925=337.6T
Q-支架支承力T
L1-支架支承宽度m
L2-最大控顶距m
p=Q/4×3.14×R2
=329/4×3.14×1102x10-6=22.2Mpa
P-支架立柱支承力Mpa
4-立柱个数
R-立柱半径mm
支架初承力P1=P×0.80=17.78Mpa
在回采过程中支架初撑力不得小于18Mpa
由以上计算可知，工作面支架所需初承力最小值取17.28Mpa，确定工作面支架最小初承力不得小于24Mpa。
如果选用ZF5400/17/32型支撑掩护式液压支架，支承力为
5400*0.8/（4*3.14*110*110）*10-6=28.4Mpa>24Mpa
支架支护强度0.78Mpa>工作面所需支护强度0.457Mpa
经选型计算ZF5400/17/32支撑掩护式放顶煤液压支架工作阻力5400KN，支护强度0.78Mpa，最小支承高度1.7m，最大支承高度3.2m，符合我公司综采工作面支护强度要求。
ZF5400/17/32支架参数见表3-1。
····工作面所需支架及性能：
端头尾架采用ZFG5600/20/33型液压支架，共6组，其主要性能如下：
工作阻力（KN）5600
支架强度：
0.74-0.8Mpa
中间架采用ZF5400/17/32型液压支架，共128组，其主要性能如下：
工作阻力5400KN
支护强度：
0.78Mpa
支护高度：
1.7-3.2m
㈢空顶距
ZF5400/17/33型，液压支架的最大、最小控顶距
1）最大控顶距H大=4065+600+260=4925mm
2）最小控顶距H小=4065+260=4325mm
式中：
4065：
顶梁及前梁长
600：
滚筒截深
260：
梁端距
项目
参数
项目
参数
架数（架）
128
掩护梁长（mm）
2055
支撑高度（m）
1.7-3.2
初撑力（KN）
4985（p=31.5Mpa）
质量（t）
18.8
工作阻力（KN）
5400（p=35.9Mpa）
底座长（mm）
2935
底板比压（Mpa）
1.8
顶梁长（mm）
3015
支护强度（Mpa）
0.78
表3-1支架技术参数
㈣采煤工作面所需材料及备用物料的位置、数量及管理方法见表3-2、。
㈤备用材料位置正常回采时设在回风巷距采煤工作面300m以外物料配件堆放处。
备用物料管理的方法按下列执行：
1、所有单体柱液压支柱、π型钢、大板梁在备用地点分别码放整齐，且迎风方向摆放整齐，分别按类悬标示牌，不准混淆。
2、其它物料按质量标准化要求分类码放，并悬挂标示牌。
表3-2采煤工作面所需支护材料
名称
规格
数量
名称
规格
数量
单体液压支柱
DW35-180/100X
205根（含10％备用）
π型钢
3.2m
28（含10％备用
π型钢
4.0m
28（含10％备用
半圆木
1.5m
50根
大板
3.2m
40根
大板
4.0m
40根
㈢泵站及管路选型、数量
1、乳化泵选用WRB200/31.5型，数量为2台，乳化液箱1台，输液管路选用高压胶管，耐压32MPa以上。
喷雾泵选用PBW320/10M清水泵，数量为1台，清水箱1台，输液管路选用高压胶管，耐压10MPa以上。
2、泵站设置位置
泵站安设在运巷电气设备列车上，随工作面的推进而前移。
3、泵站使用规定
⑴开泵前，检查各部件有无损坏，螺丝是否紧固，润滑油是否正常。
⑵检查乳化液箱的液量大于箱体1/2，使用乳化液自动配比装置，乳化液浓度保持在3%-
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