10101综放工作面作业规程.docx

1、10101综放工作面作业规程概况煤层名称5#煤水平名称+910采区名称东5#煤一采区工作面名称东5-101地面标高(m)11701266工作面标高(m)905995地面位置东5-101工作面地面位于工业广场南部，杨家岭以北，属于高山丘林区，地表为侵蚀黄土梁峁为主，其次为黄土沟谷地貌中的冲沟，盖山厚度：265271米。井下位置及四邻采掘情况井下位于5#煤 一 采区三条上山左翼，东部是未开采的5-103工作面，西部为5-101泄水巷，南部为工业广场保安煤柱。走向长(m)副巷658倾斜长(m) 202面 积(m2)108676正巷704煤层层情况煤层总厚(m)11.8煤层结构(m)煤层倾角(度)15

2、-247（0.3）1.8（0.3）1.35（0.7）1.4119稳定程度较稳定概况: 该面所采5#煤层节理发育，煤层结构复杂，煤层中部夹三层碳质泥岩（03-0.7），煤层厚度变化不大，属较稳定煤层煤质情况MAd（%）Vdaf（%）Qgr。maf（MJ/kg）FCSt。d（%）Y（mm）工业牌号1.0017.2332.3027.18/2.16/1/3JM概况:(1) 煤质牌号:1/3焦煤。(2) 工业用途:发电炼焦。第一章：工作面概况第一节：概况煤层顶底板情况顶板名称顶底岩性厚度(m)岩 性 特 征老 顶砂岩6浅灰色厚层状，石英为主，分选中等,钙质胶结,坚硬,水平层理,具有少量裂隙.直 接 顶泥

3、质灰岩16灰色致密块状,含有较高的泥制成份,节理发育,并充有方解石脉,性坚韧伪 顶砂质泥岩0.5深灰色、致密块状，成份以石英为主,局部含少量砂质,性硬直 接 底砂质泥岩3浅黑色,薄层状,水平层理,含云母碎片,裂隙发育,含植物碎屑化石老 底砂岩5.8浅灰色,中粒结构,矿物成份以石英为主,加有碳屑和碳质条纹,钙质胶结地质构造情况概况:1、 断层：据掘进资料，该面掘进中揭露断层6条，由于5#煤层较厚,断层落差最大为H=4m，对回采不会由很大的影响，预计在回采中还将有小断层出现。2、结合物探资料，该工作面顶部有3处异常区（老空区），在回采之前必须完成对该异常区钻探。构造名称性质走 向倾 向倾 角(度)

4、落 差(米)对回采影响程度F1正断层N60W210500.6对回采没有影响F2正断层N40E130573对回采影响很大F3正断层N30E120604对回采影响较大F4正断层N5W85821对回采没有影响F5正断层18090403对回采影响很大F6正断层N5E95720.9对回采没有影响水文地质情况1、顶板含水情况石炭系上统太原组灰岩岩溶裂隙含水岩组，该含水岩组由两层相邻的灰岩组成，全区分布，位于5号煤之上，致密坚硬，块状，节理裂隙发育，上下层均厚皆为3.5m。单位涌水量0.00091.073L/sm由于太原组灰岩在矿区外围东部直接出露，接受大气降水补给，含水相对丰富，对回采影响很大，特别是初采

5、初放期间，顶板会大面积垮落，灰岩水会顺隙而下进入工作面，给生产带来一定的影响。 2、底板含水情况从施工的水文钻孔资料分析（O2水位在+828.52-+852.81m），5-101工作面最低标高为+905m，不存在底板突水危险。正常涌水量130-200m/h最大涌水量200-300m/h其它地质情况瓦 斯煤尘爆炸指数煤的自燃地温危害瓦斯浓度为0.02%绝对涌出量为0.4m/min，相对涌出量为0.8m/t煤尘具有爆炸性，爆炸指数为30.2-36.28%煤层易自然根据原庞庞塔井田以北1.5km处的ZK5-3钻孔资料，测温结果为恒温带15m，地温梯度为1.7/100m，属正常地温区。CO2二氧化碳相

6、对涌出量为0.46m3/t, 绝对涌出量为2.43m3/min。普氏硬度（f）煤 层夹 矸直接顶直接底1.5352储量情况块段号走向长(m)倾斜长(m)面积()煤厚(m)容重(t/ m)地质储量111b(T)回采率()可采储量111(T)168120210867611.81.511988966931849738备注：面积中已扣除保安煤柱。问题及建议 1、在探放水之前必须完善5#煤水仓排水系统，并在付巷铺设6存排水管路及安装配套泵型。2、在回采之前必须对老空区积水及灰岩水疏放完后，方可正常回采，确保万无一失。3、该面回采中会有淋水出现，局部淋水较大，对回采有一定影响，确保泄水联巷及泄水巷畅通无杂

7、物，水能通过泄水巷内自流5#煤水仓内，顺利排出地面。4、加强过构造期间顶板及煤质管理，并制定专门的过构造安全技术措施。5、加强对瓦斯的监测力度。第二节：巷道布置一、采区设计、采区巷道布置情况5#煤一采区采用双翼布置，在采区南部布置轨道上山、回风上山、运输上山。二、副巷副巷为异形断面，巷道毛宽4.2m，净宽4.0m，巷中毛高2.8m，净高2.7m。采用锚网梁锚索支护，顶部选用202000mm高强左旋螺纹钢锚杆，帮部选用14.61600mm普通锚杆，锚杆间距850mm、排距900mm；顶部每5m布置一组15.24mm的8.3m锚索，一组两根。三、正巷正巷为异形断面，巷道毛宽5.2m，净宽5.0m，

8、巷中毛高2.8m，净高2.7m。采用锚网梁锚索支护，顶部选用202000mm高强左旋螺纹钢锚杆，帮部选用14.61600mm普通锚杆，锚杆间距850mm、排距900mm；顶部每5m布置一组15.24mm的8.3m长锚索，一组两根。四、切巷切巷为矩形断面，巷道毛宽7.8m，净宽7.8m，毛高2.6m，净高2.5m。采用锚网梁锚索支护，顶部选用202000mm高强左旋螺纹钢锚杆，帮部选用14.61600mm普通锚杆，锚杆间排距800800mm；顶部每5m布置一组12.5m长锚索，一组4根，每两组中间布置一组珩架锚索，一组4根，锚索长度10.4m。第二章：采煤方法及回采工艺第一节：采煤方法一、名称:

9、东5-101综放工作面采用一次采全高综采放顶煤走向长壁采煤法。二、采高及层位控制：根据煤层赋存情况、巷道掘进高度及采煤机与支架的配套关系，确定工作面采高为2.72.8m。回采时，以2矸标志层作为工作面顶板，一方面在保证采高的前提下留设一定厚度的底煤(200400)，防止割破沙质泥岩，造成底鼓或支架钻底给生产带来不利影响；另一方面保证有足够的顶煤厚度，使采放比合理，减少丢煤。机采高度2.72.8m，放顶煤厚度9m，单向割煤，一采一放，采用单轮顺序放煤方式，采放比1：3.21，割煤步距0.8m，放煤步距0.8m。第二节：回采工艺一、工艺流程：上行割煤移架放顶煤拉后部输送机采煤机返向下行清浮下端头斜

10、切进刀推前部输送机推前部输送机机头斜切进刀段上行割煤二、工艺说明1、采煤机进刀方式采用端部斜切进刀单向割煤方式，如图所示。其工序如下：采煤机完成端部斜切进刀后，将前部输送机全部推向煤壁，采煤机向另一端正常割煤（图a）；采煤机到达工作面另一端割透煤壁后，立即反向向斜切进刀端跑空刀清理浮煤（图b）；在采煤机到达斜切进刀段以前，输送机机头已推向煤壁，此时采煤机即可顺势进行斜切进刀（图c）；采煤机斜切进刀完成后，反向向另一端割煤，开始下一个割煤循环（图d）。(a) 采煤机向上割煤（b）采煤机向下跑空刀清浮煤，下机头推向煤壁（c）采煤机向下端斜切进刀d）采煤机反向割下一刀煤，输送机全长推向煤壁 采煤机端

11、部斜切进刀单向割煤2、移架1)移架顺序由于工作面前后输送机机头、机尾均采用平行布置方式，因而在工作面过渡支架不能做到及时移架支护，即采煤机割煤后，过渡架必须在前部输送机机头推移后才能移架，因而造成工作面的基本支架和过渡架不能顺序前移，使得移架工序变得复杂，现将移架顺序描述如下：（1）采用自下而上顺序移架（3131#架）；（2）输送机机头、机尾推向煤壁后，将机头12#架、机尾132#135#前移；2）移架方式手工进行、本架操作，每个支架完成降、移、升动作后，应将支架的升柱手把打在升的位置上保持一定的时间（35s），以保证支架的初撑力。在正常割煤的情况下，滞后采煤机前滚筒两架将支架的护帮板挑起，临

12、时支护顶板，滞后采煤机后滚筒两架进行移架；在顶板不好的情况下，采煤机滚筒扫底刀通过，滞后采煤机前滚筒两架移架。 移架的动作如下：收回护帮板同时降支架立柱（100mm200mm）以前输送机为支点，用移架千斤顶移架0.8m的距离升起支架立柱，并在升柱手把位置保持35秒，使支架达到规定初撑力。3、放煤工艺放煤工序滞后工作面移架工序进行，滞后距离为4架。1）放煤工艺规程 放煤工序为：采煤机割煤时，滞后移架工序4架的距离，开始放顶煤工序。以上行割煤为例：第一人先从机头4#支架开始放煤，第二人滞后第一人30s进行5#架放煤，第一人在4#架放煤口放煤量明显减小的情况下，关闭4#支架放煤口，进行6#支架的放煤

13、工作；当5#架放煤口放煤量明显减小并关闭后，放煤工进行7#支架放煤工作。如此往复，直至放到机尾剩余4架为止。 单轮放煤：东5-101综放面的顶煤厚9.0m，采用单轮放煤。顺序放煤：在工作面全长上应从工作面一端开始，顺序打开支架放煤口进行放煤，并和移架的顺序相一致。一次最多同时开两个相邻支架放煤口。 均匀放煤：在每个轮次放煤时，每个放煤口的放煤量，应近似相等。一般情况下，以放煤时间来控制，严禁降架放煤。 大块破碎：放煤过程中如遇见大块煤，应及时用支架放煤机构的破煤装置将大块破碎。对低位放顶煤支架而言，应用尾梁将大块挤碎或用插板将大块煤捣碎。见矸关门：放煤口出现冒落的直接顶矸石时，应及时关闭放煤窗

14、口。通常情况下，不一定是刚见一块矸石就关门，这样会丢失煤炭。根据煤质要求，在有洗煤厂的情况下，可允许放出一部分矸石，以便放出更多的煤。通常情况下，可在放煤口出现30%的含矸量时，关闭放煤口。 采放比确定：设计割煤高度2.8m，放煤高度9m，故该面的采放比为：采放比9/2.81:3.2(2) 放煤口数量确定：按后部输送机能力确定放煤口数目。单口放煤量：qf1.50.891.5172%11.74t其中：1.5单组支架宽度；0.8放煤步距；9顶煤厚度；72%顶煤回采率。单口纯放煤时间：单口纯放煤周期设计为95s，连续放煤周期105s/架，为便于顶煤充分放出，提高回采率，取tf120s。每分钟放煤量：

15、Q11.7460/957.40t同时放煤口数目的确定：考虑2.0不均衡系数，同时应满足后部输送机2000t/h的能力要求。同时放煤口数目最大值为：Nf2000/（7.40602.0）2.25(个)由于移架后漏煤，因此取Nf2（个）放煤循环时间：Tf120/60126/2126min(3) 采煤机割煤速度的确定：根据采放平行作业的要求，割煤循环时间和放煤循环时间应相等，放煤工序循环时间为167分钟。单向割煤时，采煤机割煤速度按Vg13.04.0m/min计，清煤速度按Vg25.06.0m/min计，由下式：Tg1202/Vg157.71 取Vg13.5m/minTg2202/Vg236.73 取

16、Vg25.5m/min割煤周期TgTg1Tg257.7136.7394.44min同时考虑推溜和辅助时间大约45min，整个循环周期应为139min，和放煤周期大致相符，因此，本工作面采用一采一放单轮顺序放煤方式是可行的。(1) 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：A、放煤时，先收回支架放煤插板，并操作尾梁千斤顶，使尾梁摆到适当位置，以便能使顶煤直接流入后部输送机；放煤时，可多次反复摆动尾梁使大块煤破碎，便于放尽；放煤时如遇大块煤，应用尾梁、插板进行破碎；见矸(出矸量大于1/3)时，升起尾梁、伸出插板停止放煤，完成放煤工作。

17、B、反复升降支架，迫使顶煤与直接顶离层，使顶煤破碎，从而通过后尾梁流入后溜中。C、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。(2)正常放煤： 放煤操作：操作尾梁千斤顶，使尾梁收到适当位置，保证放出的煤流入后溜中，若大碳堵住，则可多次反复伸收尾梁使大碳破碎，放煤结束后，升起尾梁、伸出插板。(3) 放煤要求及注意事项：A、工作面移架后，后部大溜正常运转（投入高速后），方可进行放煤工作。B、放煤范围：除机头、机尾及其相邻的一组中间架外，其余中间架全部放煤。C、工作面采用割放平行作业的工艺，放煤时，同时放煤的架数不得超过2

18、架。D、放煤工放煤时，必须密切注意放煤口涌出煤流及矸石的状况，严防大块矸石入溜。E、放煤结束后，必须及时升起尾梁、插板伸出进行挡矸，以免大块矸石进入后溜，损坏后溜设备。F、放煤工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，严禁出现插板拌链的事故发生。G、放煤工操作时必须站在支架踏板上操作。H、严禁多段同时放煤，严禁留顶煤不放。I、放煤工见到放煤流中有矸石出现时，则及时升起尾梁、伸出插板，以保证煤质。J、后溜司机必须观察后溜煤量和电机负荷状况，防止压溜的事故发生。K、工作面语音报警系统发出后溜过载预警时，放煤工要立即停止放煤。L、放煤工责任心要强，严格控制每组支架的放煤时间及放煤

19、量，严禁过量放煤或局部矸石提前窜入而影响回收率及煤质。M、放煤期间，派专人对放煤点以上510组支架及顶板状况进行观察，若支架松动下滑时要及时补液升紧。若顶煤垮落边缘超过支架顶梁切顶线时，要立即停止放煤，关闭放煤口。每付支架放煤后及时重新补压升紧，然后再在其它支架位置重新开启放煤口放煤N、放煤要在支架处于最小控顶距状态下进行，煤质松软段，必须及时进行支护后方可开始放顶煤或尽量控制放煤量。放煤前要检查支架防尘装置并及时洒水降尘。O、放煤时，严禁在放煤支架附近进行其它作业P、放煤结束后，将支架尾梁升起，然后伸出插板，且保证有足够的过煤高度。4、推移前后输送机1）推移前部输送机 工作面前部输送机的推移

20、，根据采煤机割煤方式的要求，分两个阶段进行：（1）采煤机进刀后，向机尾割煤前，将前部输送机推向煤壁；（2）反向向工作面另一端正常割煤以前，将前部输送机机头推向煤壁，溜子弯曲长度不少于15架。2)清煤前部运输机移过后，开始清理工作面前溜与支架底座之间，以及工作面架与架之间的浮煤，后部溜子与支架底座间的浮煤在生产过程中不清理。3)拉后部输送机工作面后部输送机在支架前移后处于放煤位置。滞后放煤支架10个支架拉后部输送机，拉移步距为0.8m。同时要求相邻5组支架顺序逐步动作，输送机弯曲段不小于15架，严禁出现急弯。5、转载机、端头支架的移设转载机的移设在后部输送机前移后，由转载机自移机构自动前移。机身

21、两侧安装十个支撑千斤顶（千斤顶下安有滑轮装置），在转载机过渡段凹槽处安设有两个伸缩千斤顶。在转载机机身两侧，安装有跑道装置。当推转载机时，端头工必须站在转载机上操纵手把，把支撑千斤顶全部伸出，保证转载机机尾段及破碎机架空。然后利用伸缩千斤顶缓慢打出。从而带动转载机前进。转载机推到位后，缓慢收回支撑千斤顶，转载机落在底板上，跑道离开底板，将伸缩千斤顶收回，将跑道前移。待跑道移出后，将支撑千斤顶打出，将跑道落地。从而完成推移转载机的全部过程。推移转载机时，必须专人操作转载机液压系统，专人监护。在推移转载机过程中，转载机司机必须看护好小跑车运行状态，一旦发现问题，停止推移转载机，待处理好后再继续作业

22、。转载机前移后，进行移设端头支架。7、设备列车的移设1）移设备列车必须由跟班队长统一指挥，班长给每个职工分工明确，责任到人。2）移设设备列车前，所有设备必须停止供电。安排专人检查列车前方及两侧情况，清除影响拉移的各种障碍物，处理各种隐患，理顺电缆、高压管路等，挖出接地极。3）绞车拉移时，必须慢慢拉移，要先检查好绞车的稳固情况以及绳、绳卡、车与车之间的连接情况，确保无隐患时方可拉移。4）移设列车人员站在行人过道内，严禁人员站在连接板上或列车上，以防意外事故。5）列车移设尽可能以每次长余的二次缆线长度60米为宜。尽可能停靠在无淋水、无片帮支护完好的地段。6）列车设好后，要采用木楔垫好车轮，并用40

23、T溜子大链将每节列车锁好在轨上，以防列车活动。三、工作面正规循环生产能力Q=LSHrC式中：Q-割煤产量； L-工作面长度；S采煤机截深； H-煤层厚度； -煤的密度; C-工作面煤炭回收率；1、循环产量1）工作面机采产量 2020.82.81.510.95=649t2）放顶煤产量 2020.891.510.72=1581t2、日循环产量（循环个数5个） （649+1581）5=22865=11150t3、月产量（按25天计算） 1115025=278750t第三节：提高回采率措施综放工作面的顶煤损失由初采损失、末采损失、端头损失、工艺损失和底煤损失组成，提高顶煤回收率的措施均是围绕减少这几方

24、面的损失进行的。初采损失为顶煤初次垮落以前顶煤无法回收以及直接顶垮落前顶煤只能回收一部分所造成的损失，无法回收；因此，提高回采率的措施是减少综放工作面的底煤损失、工艺损失和末采损失。1、减少底煤损失 根据工作煤层赋存条件，合理调整层位，尽可能不留底煤。2、减少工艺损失的措施放顶煤工艺损失发生在放顶煤过程中，合理的放顶煤程序，即按照冒落顶煤的移动规律进行放煤，就可以把工艺损失减少到最低限度。当顶煤不能一次垮落时，采用多轮放煤可以给上位顶煤提供足够的垮落空间和时间，从而可以保证顶煤充分垮落，不至于造成部分顶煤丢失在采空区。顺序放煤则要求放顶煤工作应从工作面一端或中部按顺序依次放煤，当单孔放煤量不能

25、满足放煤速度要求时，可以采用多孔同时放煤，如相邻的23架同时打开放煤口进行放煤。合理的放煤工艺是减少工艺损失的基础，但要真正达到减小工艺损失的目的，还必须对放煤工进行专门培训，加强放煤管理。3、减少末采损失末采期间，为保证采场空间围岩稳定性及安全撤架，一般有两种收尾方式。一种是爬顶板回收方法，另一种是留顶煤收尾方法。爬顶板回收方法要求工作面在离停采线约50m时由煤层底板向顶板爬高，不放煤，工作面顶板为真顶板时再回收设备。留顶煤收尾法，根据顶煤稳定性，距停采线1020m开始不放顶煤，以顶煤为顶板进行设备回撤。当前国内综放工作面为提高顶煤回收率，一般均采用后一种工作面收尾方式。第四节：提高煤质措施

26、加强放煤工的责任心，发现出矸多时必须马上关闭放煤口，以防止大量矸石涌入后部输送机。(一)、水分控制1、开机前，必须将工作面积水排净，否则严禁开机。2、各转载点喷雾、采煤机内外喷雾、架间喷雾做到停机停水，开机开喷雾，以减少外在水分。3、前、后部输送机、转载机、破碎机等设备的冷却水，采用4寸软管集中回收至材料巷水仓,再转载排出,严禁进入煤流。4、检修时间，必须将各设备冷却水关闭（检查冷却水系统除外）。5、若采空区涌水量大，煤质水分指标超标时，各转载点及架间喷雾停开。(二)、灰分控制1、采煤机司机要掌握好采高，禁止割破底板岩石，当工作面遇断层时，严格按照过断层专项措施控制好割岩量。2、放煤工要严格岗

27、位责任，严格按操作规程操作，见矸关闭插板，避免矸石流入煤流。3、支架检修工要检修好支架，杜绝支架尾梁自降，使矸石滑落入后部输送机。4、放煤工放完煤后，及时升起尾梁，关闭插板。5、各转载点应严格把关，出现大块矸石或其它杂物必须停机处理。（三）、煤流杂物控制1、切眼煤帮锚杆、金属网，在回采前应全部回收后方可割煤。2、两端头提前两排剪网取锚杆。3、采煤机在两端头割通后，端头作业人员必须在停机状态下及时将割出来的锚杆、垫片等清理干净，放到指定地点派专人将回收材料出井，不得进入煤流。4、每班交接班时“三机”司机必须检查刮板紧固情况，螺丝松动时及时紧固，变型损坏的E型螺栓及刮板及时更换。5、检修班加强设备

28、检修，防止设备零部件松动掉入煤流。6、两巷废旧钢丝绳、网、棉纱、废旧零件、包装纸、班中餐食品袋、塑料袋等杂物垃圾必须清理干净，严禁进入煤流。7、检修时必须将输送带两边较长的边毛割下放置于垃圾袋中，以防进入煤流。8、工作面的物料、设备配件、工具要分类码放整齐，固定作业场所必须设置垃圾箱，并正常使用，定期处理。第五节：设备配置一、设备配备情况序号名 称型号数量1端头架ZFT15000/21/35一组（下端头）2放顶煤液压支架ZFG6400/18/355架3ZF6400/18/35131架4双滚筒采煤机MG400/930-WD1台5前部刮板输送机SGZ800/7501部6后部刮板输送机SGZ800/

29、7501部7桥式转载机SZZ1200/5251部8破碎机PCM2001部9可伸缩带式输送机SSJ1200/23151部10乳化液泵站BRW400/31.52套11通信控制系统1套12双速多用绞车SDJ-283部（正巷2部、副巷1部）13调度绞车JD-40型6部（副巷）14552（副巷）1514t1部168t1部第三章：顶板控制第一节：顶板管理方法 东5-101综放工作面采用全部跨落法管理顶板。第二节：工作面顶板控制 工作面采用ZF6400/18/35型低位放顶煤液压支架和ZFG6400/18/35型过渡支架进行顶板支护。工作面共布置五架过渡支架（机头两架、机尾三架）和131架中间架。支架顶梁长度4.4m，端面距366mm，移架步距0.8m，工作面最小控顶距4.766m，最大控顶距5.566m