3096综采工作面作业规程最新.docx
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3096综采工作面作业规程最新
3096综采工作面作业规程
一、地质概况
㈠采煤工作面位置及范围
工作面位置：
该工作面东北部为3094待设计区，东部为F3断层防水煤柱，南部靠近冲积层防水煤柱，西邻为3090轨道边眼、3090皮带边眼。
地表位置：
位于二十二冶主街道南部，原二十二冶物资管理科、材料供应科附近。
走向长度：
376~410m，平均393m。
倾向长度：
96~146m，平均134.3m。
㈡煤层赋存条件及可采储量
1、煤层赋存条件：
该工作面煤层为复杂结构煤层，含碳质泥岩夹矸数层，局部缺失，煤层属于半光亮型，玻璃光泽，粉末呈黑色，性较脆，节理发育。
2、煤层倾角：
4~20°,平均10°。
3、煤层厚度：
1.6~5.0m，平均4.3m。
4、工业储量：
326802t，可采储量：
303926t。
㈢水文情况
该工作面受9煤层顶板裂隙水和煤8~煤5砂岩裂隙承压含水层影响，且该掌东部为F3断层防水煤柱，南邻冲积层防水煤柱，水文地质条件复杂。
正常涌水量：
0.4m3/min，最大涌水量：
1.5m3/min。
㈣瓦斯、煤尘及煤层自燃情况
1、瓦斯：
预计瓦斯绝对涌出量：
QCH4=2.92m3/min；
2、煤尘爆炸指数N=42.29%；
3、煤的自燃发火期：
两个月；
4、预计CO2绝对涌出量：
QCO2=0.53m3/min；
㈤地质构造及构造分析
该工作面构造条件比较简单，但煤层产状变化较大、薄煤区范围较广。
该掌没有对回采造成影响的断层。
二、巷道布置及规格
巷道名称
规格（m2）
长度（m）
支护形式
下运
10.5
410
金属拱形支架
外风道
10.5
280
金属拱形支架
里风道
10.5
92
金属拱形支架
中运
10.5
292
金属拱形支架
三、采煤方法及回采工艺
㈠采煤方法：
采用走向长壁后退式采煤法。
㈡顶板管理及支护
1、顶板管理方法：
自然垮落法。
最大控顶距4.5m，最小控顶距3.9m。
2、顶底板分析：
⑴3096工作面顶底板自上而下为：
煤层顶底板情况
顶底板名称
岩石名称
厚度（m）
岩性特征
老顶
砂质页岩
9.94
灰色，含钙质结核和方解石脉。
。
直接顶
中~细砂岩
6.64
灰～灰白色，高岭土胶结,易风化破碎。
伪顶
泥岩
0～1.5
灰~浅黑色，水平层理，多处缺失。
直接底
泥岩
6.53
灰黑色，含铁质结核。
略显水平层理。
⑵顶、底板分析
、老顶分级（依据：
部颁试用方案老顶分级指标）
A.重要指标：
（衡量老顶对矿压显现影响程度的指标Km）
Km＝∑h/m，式中：
∑h——直接顶厚度，6.64m；
m——煤层平均采高，2.3m。
代入数据：
Km＝6.64/2.3
求得Km＝2.89，介于0.3～（3—5）之间。
B.参考指标：
（老顶初次来压步距L）
根据矿压组对同类工作面实测结果，预计老顶初跨步距为13.5±2m。
因此，确定老顶为
级，老顶来压显现明显。
（根据矿压组对同类工作面实测结果预测，该工作面老顶周期来压步距为12±2m。
）
、直接顶：
直接顶分类（依据：
部颁试用方案直接顶分类指标）
A.主要指标：
（强度指标D）
D＝δ·C1·C2，式中：
δ——直接顶单向抗压强度，30MPa；
C1——直接顶节理裂隙影响系数；（现场实测节理裂隙间距I=0.10m,对应的节理裂隙影响系数C1=0.30）
C2——直接顶分层厚度影响系数。
（分层厚度（3.65＋0.5）/2＝2.075（m），对应的分层厚度影响系数C2=0.35）
求得D＝3.15，介于3.038～6.958之间。
B.参考指标：
（直接顶初次垮落步距L）
根据矿压组对同类工作面实测结果，预计直接顶初次垮落步距L＝16±2m，介于9～19m之间。
因此，确定直接顶为
类，属中等稳定顶板。
工作面回采后，为充满采空区所需直接顶跨落厚度为：
m
Σh＝————
Kp－1
式中：
Σh——为充满采空区所需直接顶跨落厚度
m——煤层采高
Kp——碎胀系数
2.3
Σh＝————＝6.57＜6.64m
1.35－1
故直接顶跨落后能充满采空区。
3、煤柱形成支承压力区
随着工作面的切眼向前推进，以煤柱至远方支承压力分为三个区域：
压力急增区：
0~18m
压力升高区：
18~56m
压力缓升区：
56~80m
4、采煤工作面巷道所受动压影响
顺槽所受动压影响，即为压力高出原始应力部分，根据影响程度，压力急增范围的最大变形速度为原始应力区的7~10倍。
5、采面支护强度计算
根据我国缓倾斜、倾斜煤层回采巷道围岩稳定性分类，3096综采工作面顶板分类分级为：
直接顶为Ⅱ类，老顶Ⅱ级。
选用架型为掩护式液压支架。
要求其支护强度应不小于：
P＝n.m.r×9.8×10-6
式中：
P——考虑直接顶及老顶来压时的支护强度（MPa）
n——安全系数，n=8
r——直接顶岩石容重，r=2.5t/m3
P＝8×2.3×2500×9.8×10-6＝0.45MPa
鉴于我矿煤层采用走向长臂综合机械化采煤法，工作面选用G320－13/32型掩护式支架，该支架额定工作阻力为320吨/架，支护强度为0.47~0.58MPa，所以G320－13/32型掩护式支架满足矿压要求。
6、采煤工作面上、下出口及端头支护密度计算
根据矿压要求，上、下出口及端头支护密度应不小于：
0.45MPa
——————————＝1.91棵/m2
30×103×9.8×80％
㈢回采工艺
1、割煤：
该工作面选用MG200型机组割煤、落煤，滚筒直径Ф1.6m，截深0.6m，进刀方式为端部斜切进刀，割三角煤方式，割煤方式采用双向割煤，机组滚筒相背旋转，前滚筒割底煤，采高2.2~2.3m，割煤速度3—5m/min，通过滚筒的螺旋叶片配合铲煤板装煤。
2、移架：
溜子移过后，移架滞后机组6～10m，移架步距600mm。
移架应及时，保证端面距不大于340mm，否则伸出伸缩梁。
3、移溜
采煤机割过煤后，顺序移溜。
移溜工作滞后机组10～15m，逐渐将溜子顶向煤壁，操作时支架工相互配合，从一个方向顺序移溜，弯曲段不得小于15m。
移溜步距不得少于600mm，要经常保证溜子平直，移机头、机尾时，每次推移步距保证600mm，防止溜子脱节。
㈣工作面支护
1、工作面选用99组G320－13/32掩护式液压支架对工作面进行支护。
2、工作面上下端头支护
端头支护采用1.2m双楔铰接梁和DZ25－25/100（或DZ22－30/100）单体液压支柱配套支护，梁间距450±50mm，双楔铰接梁摆平，间距调匀，机头、机尾上方控顶区域双楔梁两端铰接处保证插齐椭圆肖和扁肖，椭圆肖必须用大锤打上劲。
机头、机尾前始终保证有一排梁，双楔铰接梁一直接到老塘。
架子边至双楔铰接梁间卧3000×170×160mm3方木或1/2φ180×3000mm3半圆，方木或半圆随推采往前串，如腮部煤壁松软，易片帮、抽冒，必须用手镐刷帮，超前挂梁，上顶插严背实，煤壁侧护好帮。
为加强支护，在溜子机头双楔梁空内，加打两块π型钢梁，以维护端头，随工作面的推进往前串。
3、上、下出口支护
上、下顺槽在煤壁前方3~7m范围内提前替棚子，替棚子用1/2φ180×3000mm3半圆，用DZ25－25/100（或DZ22－30/100）单体液压支柱配合1.2m双楔铰接梁打托梁，视巷道宽度，上出口两至三趟，下出口三至四趟。
在上、下出口20m范围内加强支护，在原有支护下方打托梁，10m以内打双趟，10~20m范围内打单趟。
4、在做工作面上下端头支护和上下出口支护时，单体液压支柱必须穿好柱鞋。
㈤采面支柱回撤
1、机头、机尾要及时掏窝，控顶距最大不超过大柱后6m，最小控顶距为支架大柱后0.6m。
2、回柱采用JH－8绞车与人工配合作业，首先用带刹勾螺丝齐全的40T溜子链或绳爪栓牢梁或柱子，将柱子卸载后拉出。
3、回柱顺序：
上出口为先上帮后下帮，下出口为先下帮后上帮，全部为由老塘往外回。
四、生产系统
1、运煤系统
3096工作面→3096下运→3090皮带边眼→3062溜煤斜井→3062给煤机→3049→3061给煤机→2049→1049→主井→地面
2、辅助运输系统
上井：
3096风道→3090轨道边眼→3032斜井→3048→2048→1048→副（风）井→地面
下井：
地面→副井→1048→2048→3048→3032斜井→3090轨道边眼→3096风道
3、供、排水系统
⑴供水系统：
主井→－246→0038→0040→1040→2020E→3031斜井→3090轨道边眼→3096风道、下运
⑵排水系统：
3096下运集中排水站（标高-458.84）→3090轨道边眼→3032斜井→3049→三水平水仓
4、供电详见《供电设计系统图》和《瓦斯断电监测系统图》
5、通风系统
⑴通风线路：
新风：
副井→1048→2048→3048→3032斜井→3090轨道边眼→3096下运→3096工作面
乏风：
3096工作面→3096风道（3096中运）→3090专用回风巷→3031斜井→2020E→1040→0040→主井→地面
⑵工作面风量计算
①低瓦斯矿井的采煤工作面按气象条件或瓦斯涌出量确定需要风量，其计算公式为：
Q采=Q基本×K采高×K采面长×K温
Q采=7.5×1×1.1×1.2×1=9.9m3/s
式中：
Q采——采煤工作面需要风量，m3/s；
Q基本——工作面有效断面（取7.5m2）×适宜风速（取1m/s）；
K采高——回采工作面采高调整系数（取1.1m/s）；
K采面长——回采工作面长度调整系数（取1.2m/s）；
K温——回采工作面温度调整系数（取1m/s）；
②按稀释有害气体计算
3096工作面瓦斯绝对涌出量为2.92m3/min，大于CO2绝对涌出量0.53m3/min，所以按瓦斯绝对涌出量计算：
Q=1.7*Kw*qw/（C-C0）
式中：
qw——工作面CH4绝对涌出量（m3/min）；
C——回风流CH4允许浓度（取1）；
C0——进风流CH4含量（取0）；
Kw——CH4涌出不均衡系数（取2.0）；
Q=1.7×2.0×2.92÷（1－0）=1.16m3/s
③按调节气候条件计算
Q=S*V（m3/s）
式中：
V——工作面温度对应的风速，按规程规定工作空气温度保持在18～20℃，风速应取0.8～1m/s。
S——有效通风断面积，（取7.5m2）
计算得：
Q=1×7.5=7.5m3/s
④按排除煤尘需要风量计算
3096综采工作面易产生煤尘，应有效排放煤尘，排放煤尘最佳风速是1m/s，S为有效通风断面积，（取7.5m2×70%）。
可按调节气候条件公式Q=S*V（m3/s）代入数据得Q=1×7.5×0.7=5.25m3/s
⑤按人数计算
Q=4Na
式中：
4——每人每分钟供给4m3的规定风量。
Na——工作面同时工作的最多人数。
Q=4×65=260m3/min＝4.33m3/s
根据上述计算，本工作面风量取Q=9.9m3/s
⑥风速验算
根据《煤矿安全规程》规定：
采煤工作面的最高风速≤4m/s，最低风速≥0.25m/s，因选定风速V=Q/S=9.9/7.5=1.32m/s，符合规程要求。
五、工作面发生灾害时避灾路线
1、发生水灾时具体路线：
3096工作面→3096风道→3090轨道边眼→3031斜井→2020E→1040→副（风）井→地面
2、发生瓦斯、煤尘爆炸及火灾时，人员要逆风尽快撤出，具体路线：
3096工作面→3096下运→3090轨道边眼→3032斜井→3048→2048→1048→副（风）井→地面
3、工作面发生冒顶事故时，如果威胁人员安全或因冒顶堵塞通风时，人员要撤到安全地点，待恢复好通风及其它安全措施落实好后才可进入事故地点处理。
现场须有工、班长以上干部盯岗。
如果发生上述灾害时，现场管理人员要亲自指挥按避灾路线撤人，点清人数，并向调度室和队里及时准确汇报。
如果发生伤亡事故必须先向调度室和队值班汇报，同时现场组织积极抢救。
六、作业形式及循环方式
㈠作业形式
采用三八工作制，两采一准，即八、四点班完成割煤、移架、移溜、做机头机尾、替上下出口超前、上出口掏窝、拉转载过程；夜班完成电气设备检修、下运猫窝掏窝；队另设一个大修班负责外围运料、文明生产等工作。
㈡工作面循环方式
沿工作面采煤机每割一刀煤，即完成割煤、移架、移溜等工序为一个循环，其生产能力为：
①小面：
每刀进尺：
0.6米，班进4刀，日进4.8米，
生产能力＝日进尺×面长×采高×容重×回采率
＝4.8×96×2.3×1.44×93％＝1419.3吨
预计可采期：
92
T1＝—————＝0.64（月）
4.8×30
②大面：
每刀进尺：
0.6米，班进2.5刀，日进3.0米，
生产能力＝日进尺×面长×采高×容重×回采率
＝3.0×146×2.3×1.44×93％＝1349.1吨
预计可采期：
280
T2＝——————＝3.11（月）
3.0×30
故工作面预计的可采期为T=T1+T2=0.64+3.11=3.75（月）
㈢劳动组织（见表1）
㈣正规循环作业图表（见图）
七、设备装备情况（见表2）
八、工作面技术经济指标（见表3）
九、工作面初次放顶安全技术措施及组织管理措施
1、工作面在老顶初次来压期间采煤技术人员、现场工、班组长要和矿压组配合，对顶板进行观测，保证支护质量。
2、初次放顶期间，架子充分接顶，并升足劲，架子顶梁仰俯角＜±7°，架子带压移架。
3、工作面片帮严重或顶空时，支架拉超前，如有抽冒危险提前做板。
4、出口20m范围内加强支护，不少于两趟托梁，支柱要迎山有劲，及时改正不合格柱子。
5、加快推采进度。
6、采高控制在2.1～2.2m之间，严格控制冒顶。
7、在矿初次放顶领导小组的统一指挥下进行回采。
十、提高煤质技术管理措施
1、工作面过断层时要及时调整工作面上漂或下刹，减少工作面割矸。
2、采面过断层时，割出的矸石要安排人力拣出，或分装分运。
3、在巷道高度不足时，不见底的地方要下卧。
4、加强巷道维修，减少冒高。
5、加强工作面质量管理，发现有空顶危险时提前做超前板，以防冒顶矸石混入。
6、工作面过断层时，降低工作面采高，以减少采矸量。
7、及时移架,控制冒高,不破底板。
表1：
劳动组织表
序号
工种
班次
合计
备注
八
四
夜
1
采煤机司机
2
2
2
6
2
支架工
6
6
3
15
3
泵站司机
1
1
1
3
4
做机头、机尾工
6
6
12
5
替上、下出口工
6
6
12
6
运输机司机
5
5
5
15
7
运料工
10
6
16
8
采掘电钳工
2
2
6
10
9
搬运工
10
10
10
缩皮带工
5
5
11
巷修工
10
10
12
背水工
2
1
1
4
13
给煤机司机
1
1
1
5
14
挖机尾砸大块工
1
1
2
15
杂活
10
5
15
16
班长
2
2
2
6
17
工长
1
1
1
3
18
合计
65
34
48
147
19
在册
227
表2：
设备装备情况表
序号
名称
型号
功率
数量
安装地点
1
采煤机
MG200
200kw
1
工作面
2
刮板输送机
SGZ－730/320
160kw×2
1
工作面
3
液压支架
G320－13/32
99
工作面
4
转载机
SQZ－40
40kw×2
1
下运
5
皮带运输机
SDJ－150
75kw×2
1
下运
6
组合开关
QJZ－4×315/1140D
1
风道
7
馈电开关
BKD－630/1140
1
风道
8
变压器
THEB－5893
630KVA
1
风道
9
绞车
JH－8
13kw
3
上、下出口及中运
10
绞车
JD－25
25kw
4
风道
11
绞车
JH－14
17kw
1
下运
12
乳化液泵
MRB－110/31.5
75kw
4
下运横管
表3：
主要经济技术指标表
序号
项目
单位
数量
备注
1
采煤方法
走向长壁后退式
2
顶板管理
自然垮落法
3
工作面长度
米
96
小面
146
大面
4
走向长度
米
393
平均
5
采高
米
2.3
平均
6
煤层倾角
度
10
平均
7
循环进度
米
0.6
8
循环产量
吨
331.7
小面
505.5
大面
9
日循环进尺
米
4.8
小面
3.0
大面
10
日循环个数
个
8
小面
5
大面
11
日生产能力
吨
1419.3
小面
1349.1
大面
12
日出勤工数
个
147
13
全员效率
吨/人
18.1
小面
20.6
大面
14
可采期
月
3.75
15
油脂消耗
千克/万吨
250
16
乳化液消耗
千克/万吨
200
17
刀齿
个/万吨
100
18
坑木消耗
立方米/万吨
10
十一、安全技术管理措施
在严格执行《煤矿安全规程》、《各工种安全技术操作规程》和集团公司、矿业公司有关规定的基础上，施工中执行如下措施：
㈠采煤和割煤安全技术措施
1、开工前，机组司机必须先检查机组的油位、内外喷雾、各种按钮情况、截齿是否齐全、电缆拖拽是否正常，若发现问题要及时处理。
另外还要检查机组前后是否有人和其它东西，一切正常后发出开机信号。
试运转几分钟后发出开机警告再进行割煤。
2、坚持开机先开水，无水不割煤的制度。
机组司机必须带好瓦斯报警仪，如果瓦斯浓度超过1％，立即停止割煤。
3、司机在割煤时要精神集中，随时注意顶底板情况，及时上漂或下刹。
要与支架工密切配合，将煤壁割直，顶底板割平，不留伞檐。
4、工作面信号规定：
一停、二开、三倒车、四找开泵、乱灯关泵。
5、机组运行到机头、机尾前，机头、机尾附近，所有人员撤至距机头、机尾以外5m远地方（老塘不许有人），机组慢行，机组司机精神集中，防止割出煤块伤人或割坏单体液压支柱、电缆等，同时防止滚筒割支架前梁产生火花而引起瓦斯爆炸
6、机组电缆必须入槽，电缆槽内不许存放煤矸、杂物，副插帮联接装置要齐全，防止挤、刮坏电缆。
7、检修机组或有人在机组附近工作时，必须把滚筒的离合手把摘开、并拉掉闭锁，管制器回零。
更换刀齿时，必须靠人力转动滚筒，严禁点动开机转动滚筒。
8、换班时，必须将机组停放在距顺槽不少于10米、顶板完好的地方，同时必须将离合手把摘开，打开离合开关，管制器回零，切断电源，关闭供水管路。
9、在工作面工作的人员，需进入副插帮以内工作时，必须拉闭锁。
10、工作面原则上沿底回采及时探煤厚找底，追顺槽在适当范围内下刹到底板，下刹坡度均匀。
11、易劈帮、冒顶处机组只许割底煤或停止使用，用手镐找煤、落煤，手镐作业期间，溜子拉闭锁，坚持敲帮问顶，并有专人观山。
12、如煤壁劈帮、冒顶严重时，机组停止割煤，等待处理，以防压溜子，损坏设备。
13、当工作面瓦斯涌出量较大时，机组坚持慢速牵引的原则，防止割煤过快，瓦斯
释放量过大，而导致工作面瓦斯超限。
㈡支护及顶板管理安全技术措施
1、支架的液压系统要经常保持完好，密封良好，无漏液、串液现象，所有管路吊挂整齐，不得挤压、折扭，架箱无浮煤，架间喷雾齐全，管子不敞口、不插单腿销，不允许用铁丝代替插销。
各种千斤顶和阀要保持动作灵活可靠。
更换管子、阀件及管子接头时，必须先停止供液并保持清洁，不得将煤尘等脏物混入液压系统，换下的旧件及时上井并封堵，不得丢失。
液压系统要按设计安装，不得随意倒装。
严禁乱拆管子和各种销子，工作面坚持质量与顶板动态检测工作。
2、支架要排列整齐，架间中心距在1.5m±100mm之间，相邻支架侧护板必须伸出紧靠。
支架间不许出现台阶，降架时不许超过侧护板的2/3，相邻支架无明显错茬，并且保证支架垂直于顶底板，歪倒＜±5°，保证支架垂直溜子＜±5°。
处理倒架时要有现场工长或班长指挥。
支架拉不动，用单体液压支柱帮架子时，要支在稳定可靠地点，并采用远方操作的方法，柱头垫好木料，人员躲到安全地点。
3、拉架时要带压移架，在顶板破碎，压力大、片帮严重的地点，要及时拉超前并伸伸缩梁顶煤壁。
有冒顶危险时，提前做超前板。
支架要有足够初撑力，与上顶接触严密，无空顶。
4、拉架时要保证推移步距0.6m，防止工作面落后出弯。
支架成线，偏差不得超过±50mm。
5、支架工在工作面上漂时，及时抬好脚，下刹时卧顺架脚。
用单体液压支柱柱芯时，柱头要撑在安全可靠的地方，防止崩人和损坏设备。
上漂下刹时注意顶底板变化，使顶梁仰俯角<±7°。
6、要使用好侧护板及时调架，防止发生挤架、掐架现象。
7、工作面不开溜时，不得移架（机头、尾除外），以防冒顶压溜子。
移架过程中发生冒顶时，要及时拉闭锁停溜子，待冒顶处理好后再开溜。
8、开工前和收工后都必须检查好支架的各种手把是否打在零位，以免自动降架发生冒顶事故。
架箱内及架间浮煤、浮矸清理干净，并且保证支架活柱，柱缸上端平台和阀体无煤尘。
9、架子更换立柱时，首先要打好临时支柱。
用千不拉吊大柱时，要挂在牢固可靠的地点，附近不得有人作业，换下的立柱要及时外运。
10、机头、机尾拉架子时，支架工要打好招呼，所有人员躲到端头5m以外或架箱内，老塘不许有人。
11、支架有漏液以及千斤顶和支架存在问题，必须当班处理；处理不了时，及时向队里汇报交检修班处理。
12、工作面片帮、冒顶、落煤较多时，停止移架，以防压住溜子，损坏大链及设备。
13、在工作面回采过程中，当由于液压备件供应不及时而导致支架的完好状况比较差时，坚持各班之间在工作面现场交接班制度，同时在易发生支架下降的支架顶梁下方打1～2棵单体液压支柱，柱头垫好木料，并用铁丝与支架的相应部位栓牢。
㈢移溜安全技术措施
1、溜子不运转时，不得移溜。
移机头、机尾时，可采用回柱绞车配合，绳头与机头架采用φ30×108mm的链环勾子联接，绳道要顺线，人员躲开绳道及三角区，以防断绳脱勾伤人。
2、顶、拉溜要三组以上同时进行，配合作业，保证弯曲段长度不得小于15m，以免顶坏溜子，移溜子要成一直线。
3、移溜子必须从一个方向向另一个方向顺序移动，禁止两端向中间移。
4、机头移过后，转载机要用盖板盖好，并及时补齐柱子。
5、工作面运输机与转载搭接在200～400mm之间，保证底链不拉回头煤。
过转载机后单体液压支柱补齐补正，人员正对机头、机尾进行工作时，不准开溜。
6、发现刮板出槽时要先拉闭锁处理好后再开刮板输送机。
㈣两端头支护安全
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