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综采综放作业规程

XX矿业有限责任公司

2006综放工作面

回采作业规程

工作面名称：

2006综采工作面

编制单位：

XX公司生产部

施工单位：

X采队

编制日期：

2011年9月25日

第一章概况4

第一节工作面位置及井上下关系4

第二节煤层4

第三节煤层顶底板5

第四节地质构造6

第五节水文地质6

第六节影响回采的其他因素7

第七节储量及服务年限7

第二章采煤方法9

第一节巷道布置9

第二节采煤方法及回采工艺13

第三节设备配置16

第三章顶板控制19

第一节支护设计19

第二节工作面顶板控制20

第三节运输巷、回风巷及端头顶板控制22

第四节矿压监测25

第四章生产系统27

第一节运输27

第二节“一通三防”与安全监控28

第二节乳化液泵站36

第三节排水系统36

第四节供水施救系统38

第五节供电38

第六节通信、照明39

第五章劳动组织及主要技术经济指标40

第一节劳动组织40

第二节主要技术经济指标43

第六章质量管理44

第七章安全技术措施46

第一节总则46

第二节试运转安全技术措施46

第三节顶板51

第四节防治水53

第五节“一通三防”及安全监控55

第六节机电运输59

第七节其他62

第八章灾害应急及避灾措施65

第一节灾害预兆及应急措施65

第二节避灾路线68

第一章概况

第一节工作面位置及井上下关系

1、工作面的位置及现状

2006采煤工作面位于二水平运输大巷的南部、20区皮带巷的西部，横跨22区和20区两个采区。

工作面东起自20区皮带巷，西至二水平西二采区，工作面上部有2004和2203工作面采空区，其下部尚未布置设工作面。

该工作面2009年设计投产，为炮采工作面，其原工作面平均走向长度950m，倾向长度140～176m。

2011年7、8月份经技术改造，2006采煤工作面变更为综放工作面，现工作面平均走向长度420m，倾向长度140m，工作面面积58800m2。

2、地面相对地面地形、地势情况

地面地形复杂，沟壑发育。

东部地势较高，属于一山梁脊部，向西地势走底，逐渐延伸到一个冲沟里。

工作面标高+173.862m～+220.140m，地面海拔标高+638m～+685m。

3、工作面范围钻孔情况：

工作面内有一个编号为12-4钻孔，钻孔揭露煤厚3.84m，煤层底板标高+210m。

第二节　煤层

1、煤层厚度与开采深度

开采煤层为二叠系山西组二1煤，煤层厚度0.5～12.2m之间，平均厚度5.8m（附煤岩层综合柱状图）。

煤层含矸1～2层，矸石厚度0～1.5m，平均0.3m；。

容重1.4t/m3，开采深度420～480m。

2、煤层产状与煤层结构

煤层走向48～60°，倾向138～150°，倾角12～25°。

煤层结构简单，偶见夹矸，含有FeS2结核，在回采过程中对煤质有一定的影响。

（附：

煤岩层综合柱状图）

第三节煤层顶底板

1、煤层顶板

伪顶：

局部发育，岩性为黑、灰黑、深灰色炭质泥岩，松软致密，厚度0.2m～2.0m，平均0.5m。

直接顶：

灰白色中厚层状中粒砂岩，以石英长石为主，次为云母及岩屑，硅质，泥质胶结，层面富含云母片。

砂岩中局部有一层灰黑色泥岩。

砂岩累计厚度为8.6m～21.5m，平均厚度为16.5m。

2、煤层底板

由黑色、灰黑、深灰色泥岩或砂质泥岩组成，泥岩中偶含黄铁矿结核，下部夹二0煤或煤线。

底板厚度12.1m～18.3m，平均13.8m。

第四节地质构造

本采面基本为一单斜构造，其走向48°～60°，倾角12°～25°,工作面上段煤层倾角较小，平均17°，下段煤层倾角较大，平均倾角25°。

在变坡地带，岩层较破碎，对工作面支护有一定影响。

根据三维勘探报告和无线电波坑透报告显示，工作面内部无大的断裂构造区，预计工作面向前推进200m和350m存在2处煤层变薄区，预计变薄区面积分别为5100m2和2400m2。

巷道掘进过程中，曾揭露出两个落差为1.0米的正断层，其位置与变薄区位置基本相符，工作面煤层稳定性较差，厚度可能会有所变薄。

第五节水文地质

一、工作面充水性因素分析

该工作面水文地质条件简单，主要充水水源为顶板砂岩裂隙水和2004、2203老空水，顶板砂岩裂隙水本身含水性较弱，对工作面危害不大，预计回采时正常涌水量8m3/h左右，最大涌水量为15m3/h。

具有潜在威胁的是奥灰水。

根据井下瞬变电磁勘探资料显示，工作面二1煤层底板以下80m范围内岩层富水性，对石炭系薄层灰岩和奥陶系上段灰岩的富水情况以及二者之间的水力联系进行初步分析，并圈定富水异常区。

公司委托中煤三建公司对富水异常区进行钻探验证，验证结果该工作面奥灰富水性不强，对工作面正常回采不构成威胁。

二、防治水措施

1、加强水文地质观测，做好预测预报。

2、及时淸挖环形水仓确保正常涌水量的储存，定期检查排水泵及排水管路，排水设备做到一用一备，回采时严密观察工作面水情，防止水害事故发生。

3、一旦发生突水事故，要按既定避水灾路线撤人，同时向调度室和有关领导汇报。

第六节影响回采的其他因素

影响回采的其他地质情况见表。

影响回采的其他地质情况表

瓦斯

绝对涌出量2m3/min。

煤（矿）尘

煤层爆炸指数19.87%，煤尘具有爆炸危险性。

煤的自燃

不易自燃煤层。

地温

17.9～22.6℃

第七节储量及服务年限

一、储量：

储量计算公式为：

储量=走向×倾向×煤厚×容重×回采率

2006工作面走向420m，平均倾向140m，平均煤厚5.8m，容重1.4t/m3，回采率95%

二、工作面服务年限：

2006工作面可采长度为420m（切眼距停采线的距离）

（1）按每日4个循环:

每个循环0.6m，日进尺2.4m，月进尺67.2m，月产量72573T。

（2）按每日2个循环:

每个循环0.6m，日进尺1.2m，月进尺33.6m，月产量36286T。

循环进度可根据公司采掘接替情况及2006工作面煤层变化情况进行互相调整。

第二章采煤方法

第一节巷道布置

一、采区巷道布置

2006采煤工作面位于二水平运输大巷的南部、20区皮带巷的西部，横跨22区和20区两个采区。

工作面东起自20区皮带巷，西至二水平西二采区，工作面上部有2004、2203工作面采空区，其下部尚未布置设工作面。

二、工作面上、下巷布置

1、支护形式：

上、下巷切眼口向外20m内使用4.5×2.7m坑木进行替棚支护（坑木直径不小于18cm）；距切眼20m～60m范围内使用4.5×2.7m工字钢进行支护；巷道距切眼60m向外使用U型钢支护。

运输巷中皮带铺设靠近下帮，皮带中心线与巷道中心线相距1m；运输巷中轨道铺设靠近上帮，轨道中心线与巷道中心线相距0.9m。

2、支护参数：

2006工作面上巷分别采用三种支护形式：

①替棚段支护参数：

梁长4.5m（净口长4.0m），腿长2.7m，扎角80°，巷道毛断面积13.6㎡，净断面积10.5㎡；②超前支护段支护参数：

工字钢梁长4.5m，巷净高2.5m，巷道毛断面11.9㎡，净断面10.5㎡；③36U型钢棚段支护参数：

5.5×3.7mU型棚；巷道毛断面积17.9㎡，净断面积13㎡。

2006工作面下巷分别采用三种支护形式：

支护参数为①替棚段支护参数：

梁长4.5m（净口长4.0m），腿长2.7m，扎角80°，巷道毛断面积13.6㎡，净断面积10.5㎡；②超前支护段支护参数：

2.8m单体柱，工字钢梁长4.5m，巷高2.5m，巷道毛断面11.9㎡，净断面10.5㎡；③U型钢棚段支护参数：

净断面积7.5㎡。

3、巷道用途：

工作面的进风、行人、运煤、运料等。

（附：

2006工作面上巷断面图、端头支护图、超前支护图）

三、采煤工作面切眼布置

工作面切眼长度140m，采用6架ZFG5000/19/28H型端头支架和86架ZF4400/16/25B型液压支架支护。

（附：

2006工作面平面布置图）

第二节采煤方法及回采工艺

一、采煤方法

该工作面采用走向长壁综采放顶煤采煤法，一次采全高，自然垮落法管理顶板。

二、回采工艺：

该工作面煤层平均厚度5.8m，煤质松软，顶板较破碎，随采随落，采用综采放顶煤采煤法，采放比为1:

0～3。

1、回采工艺顺序：

割煤→伸伸缩顶梁→移架→放顶煤→推前溜→拉后溜。

2、落煤：

采用采煤机螺旋滚筒截割煤，滚筒截深600mm。

回采开始，首先采取压架措施，保证采煤机沿底割煤，尽量不留或少留底煤，提高回采率。

3、装煤：

采煤机螺旋滚筒配合SGZ764/500刮板输送机铲煤板装煤。

4、运煤：

工作面采用两部SGZ764/500刮板输送机，运煤到运输巷SZZ630/132型转载机和DTL/63/2×125吊挂型可伸缩胶带输送机。

5、放顶煤：

①放煤工艺采用多轮间隔顺序等量放煤，放煤顺序按：

1、3、5…号放煤口顺序放煤，一次放出煤量的1/3～1/2，然后按2、4、6号放煤口顺序放煤，这样反复进行2～3轮将煤放完，尽量使顶煤保持均匀下降，以减少混矸，提高回采率。

②在放煤厚度小于3米时，采用单轮顺序放煤，一次放完。

③当顶煤厚度过高时，可采用分段放煤方法进行放顶煤，严格控制放煤量，保证设备运输畅通，均衡生产。

检修班做好设备检修、质量标准化、清净底煤等工作后，在时间富裕的情况下，可利用1～2个小时对采煤班没放完的顶煤进行放煤，确保放净顶煤。

放顶煤过程中要见矸封口，严防矸石流入影响煤质。

6、工作面回采中遇薄煤带及渣包需要放炮处理时，根据实际情况另行编制专项放炮安全技术措施。

7、工作面回采过程中，如遇特殊地段必须人工回采，严防损坏采煤机。

三、采煤机割煤方法

1、采煤机的进刀方式：

采煤机采用端头单向斜切式进刀，进刀长度15m，采煤机截割深度600mm。

1）当采煤机从工作面上端头割煤时，其后的前刮板输送机槽已移近煤壁，采煤机机身尚留有一段上部煤，见图2-4（A）所示；

2）调换滚筒位置，前滚筒降下、后滚筒升起沿输送机弯曲段返向割入煤壁，直至输送机直线段为止，然后将机尾处输送机移直，见图2-4（B）所示；

3）再调换两个滚筒的上下位置，重新返回割煤至输送机机尾处，见图2-2（C）；

4）将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换上下滚筒，返程正常向下割煤，见图2-2（D）

5）割煤机上行时，利用采煤机滚筒清理底煤，铲煤板装煤，移至到机尾。

（附：

2006工作面采煤机进刀方式图）

A—开始B—下行进刀，移机尾C—上行采煤D—移机尾，下行割煤

2006工作面采煤机进刀方式示意图

2、采煤机正常切割：

正常切割长度为140m，采煤机机以0～7.0m/min的速度向下割煤，采煤机正常割煤采用前滚筒在上部、后滚筒在下部的方式。

3、工作面割煤及采煤机牵引方式：

工作面采用单向割煤，下行割煤，上行清底煤；采煤机牵引方式为无链电牵引。

第三节设备配置

一、设备配备情况

1、采煤机型号及主要技术参数

型号：

MG160/390--WD

生产能力：

1400t/h

采高：

1300—2500mm

截深：

0.6m

滚筒直径：

Φ1600mm

最大牵引力：

408KN

牵引速度：

0～7m/min

滚筒转速：

46r/min

机面高度；

1100mm

适应煤层倾角：

≤35°

最大采高：

2920mm

卧底量：

最小167mm

过煤高度：

410mm

截割电动机功率：

2×160KW

牵引电动机功率：

2×30KW

油泵电机功率：

11KW

喷雾方式：

内、外喷雾

额定工作电压：

1140V

额定电流

105A

牵引方式：

交流变频调速，无链牵引

总重

25T

生产厂家

鸡西煤矿机械有限公司

2、刮板输送机（前、后两部）型号及主要技术参数

型号

SGZ764/500

输送能力：

1000t/h

中部槽尺寸：

1500×764×300mm

刮板链型及规格：

中双链2-Φ30×108-C

刮板间距：

1080mm

最大输送长度：

180m

减速机型号：

MS3H90DC

传动比：

35.957

电动机型号：

YBSD-500/25－4/8Y级

转速：

1482/738r/min

冷却方式：

水冷

3、胶带输送机型号及参数

型号：

DTL/63/2×125

输送能力：

500t/h

运输距离：

450m

带宽：

1000mm

电动机功率：

2×160Kw

4、转载机型号及主要技术参数

型号：

SZZ-630/132中双链刮板转载机

铺设长度：

60m

输送量：

600t/h

刮板链速：

≮1.3m/s

爬坡角度：

10°

减速机型号：

MS3H70DC（SEW）

传动比：

1：

25.528Z

刮板链形式及规格：

中心双链Z-Φ26×92-C

刮板间距：

736mm

紧链方式：

伸缩机头和闸盘紧链

电动机型号：

YBSD-65/132-8/4

转速：

735/1485y/min

冷却方式：

水冷

额定电压：

1140V

5、液压支架型号、参数及数量

（1）、基本支架型号参数及数量

型号：

ZF4400/16/25B

架数：

86架

型式：

四柱支撑掩护式

高度：

1600/2500mm

宽度：

1430~1600mm

中心距：

1500mm

初撑力：

3915--3957KN

工作阻力：

4357--4381KN

支护强度：

0.734—0.747MPa

前端底板比压：

0.29—0.72Mpa

泵站压力：

31.5MPa

操纵方式：

本架操作

重量：

13.45t

（2）、排头支架型号参数及数量：

型号：

ZFG5000／19／28H

架数：

6架

型式：

四柱支撑掩护式顶煤过渡支架

高度：

1.8～2.7m

宽度：

1.43～1.60m

中心距：

1500mm

初撑力：

3946KN

工作阻力：

5000KN

支护强度：

0.77-0.80Mpa

前端底板比压：

0.01---0.2MPa

泵站压力：

31.5Mpa

重量：

19.88t

操纵方式：

本架操作

6、乳化液泵站（两泵一箱）

型号：

BRW400/31.5

公称流量：

200L/min

公称压力：

31.5MPa

电动机功率：

125KW

电动机转速

1478r/min

泵箱：

RX-2500

二、工作面机械设备配备表

序号

名称

型号

单位

数量

使用

地点

采煤机

MG160/390—WD

台

工作面

前运输机

SGZ—764/500

台

工作面

液压支架

ZF4400/16/25B

架

工作面

排头支架

ZFG5000／19／28H

架

工作面

乳化液泵

泵BRW400/31.5

箱RX-2500

台

两泵

一箱

下　巷

转载机

SZZ630/132

部

下　巷

皮带机

DTL/63/2×125

部

下　巷

后运输机

SGZ—764/500

部

工作面

喷雾泵

BPW320/10

台

上巷

喷雾泵箱

DW315/6.3

台

上巷

序号

名　称

型　　号

单位

数量

安装

地点

用　　途

移动变电站

KBSGZY-1250/6/1.2

台

06下巷

移动变电站

KBSGZY-800/6/1.2

台

06下巷

移动变电站

KBSGZY-500/6/0.69

台

06下巷

开关

QJZ-4×400/660（1140）

台

06下巷

开关

QJZ-2×400/660（1140）

台

06下巷

开关

QJZ-315/660（1140）

台

06下巷

开关

QBZ-200/660（1140）

台

06下巷

三、工作面电器设备配备表

第三章顶板控制

第一节支护设计

一、工作面的支护设计

（一）使用顶底板控制设计专家系统

1、合理支护强度的计算。

按采煤工作面质量标准规定，2006工作面支架需要承受的负荷为8倍采高的岩石重量。

顶板压力Q=8×采高×岩石重力密度×工作面长×支架最大控顶距。

顶板压力=（8×2.3×25×140×4.4）KN

=283360KN

工作面使用ZF4400-16/25B型中间架86架，ZFG5000/19/28型排头架6架；

工作面工作阻力F=（4357×86＋5000×6）KN

=404702KN

可见F＞Q，所选ZF4400-16/25B型中间架和ZFG5000/19/28型排头架的工作阻力符合要求

2、超前支护计算。

依据下列公式对超前60米的顶板压力进行计算：

q=4/3×γ×a2/f

式中γ—顶板岩石的重力密度取25KN/m3

a—巷道跨度的1/2

f—岩石的坚固系数，取5。

q=4/3γa2/f=（4/3×25×2.75²÷5）KN/m3=50.43KN/m3

60米的超前压力为Q采=q×60

Q采=50.43KN×60=3025.8KN

选用工作阻力为90KN的单体支柱应支单体柱数为

N=Q采/F支=3025.8/90=33.62根

根据本规程设计，选用工作阻力为90KN的单体支柱360根，足以满足支护要求。

二、乳化液泵站

1、泵站选型、数量

乳化液泵型号为BRW400/31.5，数量为2台，一台工作，一台备用；乳化液箱1台（即两泵一箱）；进液管路选用φ32mm高压胶管，回液管路选用φ38mm高压胶管，此高压胶管耐压40Mpa以上，能满足使用要求。

2、泵站安装位置：

泵站安装在2006工作面下巷环形水仓外约30m。

3、泵站使用规定

1）泵站安全阀整定值为31.5Mpa，严禁随意调整安全阀的整定值。

2）乳化液浓度保持在3%～5%之间，并经常用折射仪检查配比浓度。

3）要加强泵站设备、管路的维修和保养，保持液压系统完好，杜绝跑、冒、滴、漏、窜液现象。

4、泵站压力不小于30Mpa，不大于31.5Mpa，始终控制在这个范围内。

第二节工作面顶板控制

工作面选用ZF4400/16/25B型液压支架86架和ZFG5000/19/28H型端头支架6架，对顶板实行全支护垮落法控制。

液压支架最小控顶距为3867mm,最大控顶距为4367mm。

（回采过程中，如工作面长度增加需要添加支架及输送机时，需制定专项技术措施。

）

一、正常生产时期顶板支护方式

采用追机移架的方式对顶板进行及时支护，一般情况下在采煤机割煤后，先伸伸缩梁护顶板，再移支架，然后移输送机，即割煤→伸伸缩梁→移架→移输送机；采用带压擦顶移架的方式移架，伸伸缩顶梁滞后采煤机前滚筒不得超过2架，移架滞后采煤机后滚筒不得超过8架。

顶板较破碎时超前移架，工艺为移架→割煤→移输送机，移架步距为0.6m。

支护要求如下：

1、工作面应达到质量标准化要求，要求“三直、两平、一净、两畅通”。

2、保证液压支架支护强度，支架初撑力不得小于3915KN。

3、采煤机割煤后，要及时伸伸缩梁，及时移架，移架与采煤机后滚筒的距离一般不超过8架，防止长时间空顶。

4、若工作面出现片帮、冒顶时，必须制定专项补充措施。

5、工作面支架严禁歪斜、咬架和挤架；否则，要及时按本规程后面的安全措施调架。

二、特殊时期的顶板控制

1）来压及停采前的顶板控制

2）工作面基本顶周期来压期间，应加强来压的预测预报。

3）工作面液压支架初撑力不得低于3915KN，上、下巷所有单体液压支柱初撑力不低于50KN；特别注意工作面中部、两端头支架的初撑力及支架状态，确保整体支护强度，预防冒顶。

4）加强上、下端头顶板控制，打好双抬棚，确保一梁三柱，并挂好防倒绳。

5）工作面回撤前要编制《回撤安全技术措施》。

三、顶板控制的其他要求

1、上拐头用回柱绞车或人工放顶，上拐头滞后端头支架尾梁不超过2m。

2、推前溜要滞后采煤机12m进行，且只能单向进行，严禁停机时移溜；拉机头时必须停止溜子运转；移溜时必须操作两个以上前溜千斤顶，溜子弯曲段长度不小于12m。

第三节运输巷、回风巷及端头顶板控制

一、工作面轨道巷、运输巷的顶板控制

1、支护要求

工作面上下巷距煤墙60m范围内为巷道超前加固段，工作面下巷切眼向外20m范围内使用4.5×2.7m坑木棚支护（坑木直接不小于18cm）；20m～60m范围内使用4.5×2.7m工字钢支护。

超前支护段上巷上帮打单抬棚，下帮打双抬棚；下巷上帮打双抬棚，下帮靠转载机下侧打单抬棚；抬棚用单体液压柱和π形梁，要求一梁三柱，单体柱要垫道板，穿柱鞋。

2、支护质量标准

1）两巷单体柱要打成一条直线，其偏差不得超过±100mm。

采用防倒绳装置，把每根单体柱连接起来，以防倒柱伤人。

2）单体柱应打在π型梁与工字钢梁的交叉处，并做到迎山有力，单体柱的初撑力不小于50KN。

3）超前支护段巷道的高度不得低于2.5m，行人巷道宽度不得小于0.7m。

4）两巷单体液压支柱必须穿柱鞋或垫方木。

5）超前支护范围内严禁乱放闲置设备及杂物。

二、工作面端头的管理

1、上下端头支护形式

1）工作面机头（机尾）与下巷（上巷）搭接处，下巷上帮（上巷下帮）打双抬棚，靠平巷转载机两帮打单抬棚加固，下帮打单抬棚加固，抬棚为一梁三柱，抬棚必须架设牢固，与棚梁接触严密、迎山有力，单体液压支柱初撑力不小于90KN。

2）机头（机尾）抬棚与下巷（上巷）棚梁头距离不大于0.3m，与端头支架顶梁间距不大于0.5m，单体柱初撑力不小于90KN。

3）在上巷距切眼50～200m合适位置，选择料场并配备足够的支护材料：

单体液压支柱50根、π梁10根、荆芭200块、串杆200根，1.5m、2m、2.6m坑木各10根，1.2m长坑木20根，2.8m长坑木20根。

2寸、4寸带头管子各两根，用后要及时补充。

（附：

2006工作面支护平剖面图）

2006工作面支护平剖面图

第四节矿压监测

一、矿压观测内容

2006综放工作面的矿压观测内容主要有：

支架阻力观测、两巷超前支护范围内单体液压支柱阻力观测，以及支护质量动态监测。

根据观测结果对工作面顶板活动规律、来压特征、工作面支架受力特点，超前支撑压力影响范围和分布特点，顶板、煤层稳定性，工作面支护质量等进行定期分析，并进一步了解煤、岩体力学参数等基础数据。

二、矿压观测方法

（1）工作面的矿压观测

工作面综采段顶板动态监测：

每1

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