采煤作业规程.docx

1、采煤作业规程第一部分：工作面概况一、6101采煤工作面境界、范围、与相邻工作面的关系及地面情况6101工作面是吴四圪堵煤矿首采面，该采面地面位于风井井口东南456m2366m之间，距黑塔沟和刘家村东北约650m处，地面标高1177m1232m。井下位于主井、回风大巷东南侧100m2090m。其四周边界分别为：西北边界为辅助运输大巷煤柱线（预计停采线），西南边界为运输顺槽，东南边界至切眼，东北边界为回风顺槽，等高距由940m1080m。地面联通、移动公司的信号发射塔，在我矿6101工作面采动影响范围内，其位置在距东辅运输大巷东南130m，回风顺槽东北70m处。坐标为： X:4449897.984

2、 Y:19390010.056 Z:1231.3176101采煤工作面作为吴四圪堵煤矿首采工作面，其范围内未受到采动影响。第二部分：地质及水文情况一、煤层特征6号煤层属于复合煤层，结构较复杂，煤层以暗煤、丝炭为主，二者呈薄的互层，含少量亮煤，常以透镜体及线理赋存，煤岩类型为半暗及暗淡型。煤种为长焰煤，煤呈深黑色，条痕为褐黑色，光泽为暗淡光泽，沿层面丝炭集中呈丝绢光泽，参差状断口，偶见贝壳状断口，内生裂隙不发育，硬度在0.87-1.1之间，煤层中部较软，韧性较大，比重1.41（t/m3）。层状构造，层理、节理较发育，含煤2-6层，煤层最大厚度8.8 m，最小厚度3.1 m，平均厚度7.09 m，

3、夹石1-5层，厚度0.11.7 m，平均厚度0.81 m，煤层倾角-17-11度，煤层总体变化趋势为中部较厚向两侧逐渐变薄。灰分为24.67%，挥发分为38.42% ,发热量为22.07MJ/千克。瓦斯含很低的残存瓦斯，多数钻孔采样试验结果是无甲烷气，为氮气带。煤尘具有爆炸性：火焰长度170mm，岩粉填加量4070%。煤的自燃倾向本区煤层的还原样着火点和氧化样着火点之差（T）=49,为易自燃煤层。二、顶、底板特征6号煤层局部伪顶为02.1m泥岩，直接顶和老顶为砂岩，厚度为8.012m，直接顶抗压强度为5.32 Mpa，老顶抗压强度为29.36 Mpa；底板为砂质泥岩，平均厚度为6米，抗压强度为

4、5.81Mpa。三、构造煤层在B12号和W10号钻孔附近分别有一向斜构造，煤层的倾角变化较大，此外在回风顺槽揭露5个边界大断层的派生断层，位置及延展方向见平面图，对回采工作有一定影响。四、水文地质情况煤层顶板砂岩含水，主要为大气降水渗入地下补给，对回采及顶板管理有一定影响，现在两道涌水量125m3/h，预计探放水后涌水量在80m3/h左右，回采时地面塌陷区对井下回采有一定影响但影响不会太大。区内无大的地表水体，无生产小窑和老窑，不会因老窑积水带来充水隐患。五、岩浆岩侵入体本区无岩浆岩侵入体存在。 六、储量采区地质储量： 15402151.417.09=330.99万吨。采区回采率：67.3%工

5、作面地质储量：15301951.417.09=298.26万吨。工作面回采率：73.1%工作面采出储量：15301851.415.32=212.3万吨。七、存在问题和注意事项1）对F1号断层的派生构造控制不够，运输顺槽东部辅助运输大巷240m处，受冲刷煤层变薄带面积大小不能确定。2)煤层顶板砂岩含水量不能确定，回采前必须进行探放水工作。3)预计停采线为设计位置，由于初采面超前压力距离没有确定，停采线应根据实际情况再定。第三部分： 采煤方法 本首采工作面采煤方法是倾向长壁综采放顶煤采煤法，采用低位放顶煤支架，双溜子输送机，一部供采煤机落煤使用，一部座在支架底座后部的底板上供放顶煤使用。前出口采用

6、端头支架、过渡支架支护，后出口采用过渡支架支护。工作面采煤工艺按采煤机割煤与放煤步距的关系定为“两采一放”完成一个采煤工艺循环，其工艺流程为下行割煤-移架-推刮板运输机-上行割煤-移架-推后刮板运输机-放煤。放煤工艺采用两采一放，多轮间断分段放煤。一、采煤工艺破煤：采用MG400/930/WDQ型采煤机割煤，ZF7200/22/35型液压支架放煤。装煤：由采煤机滚筒螺旋叶片旋转装入工作面前刮板运输机。后部由放煤口直接落入后刮板运输机，工作面少量浮煤由人工装入刮板运输机。运煤：工作面前后均采用SGZ880/800型刮板运输机，顺槽采用SZZ1000/400型转载机和1.2皮带运输机。支护：风道、

7、顺槽超前支护前10米范围采用一梁四柱，后10米采用一梁三柱，单体3.5米，顶梁4.5米，前出口采用ZFT1800/22/35型端头支架配合ZFG8000/22/35型过渡支架支护，后出口由ZFG8000/22/35型过渡支架支护，工作面采用ZF7200/22/35型液压支架支护。顶板管理；采空区采用自然跨落法进行顶板管理。（一）割煤方式：采煤机往返一次割两刀，即双向穿梭割煤，一次采全高。（二）进刀方式：本首采工作面采用端部斜切割三角煤进刀方式。具体过程：1）当采煤机割至工作面端头时，其他的输送机槽已移近煤壁，采煤机机身处尚留有一段底刀煤。2）调换滚筒位置，前滚筒降下后滚筒升起，并沿输送机弯曲段

8、返回割入煤壁，直至输送机直线段为止，然后将输送机推直。3）再调换两个滚筒上下位置重新返回割煤至输送机机头处。4）将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换上下滚筒，返回正常割煤，完成一次进刀。附图：斜切进刀示意图三）工作面正规循环生产能力W=LShc=(185*0.8*3*1.41*97%)t=607.25t式中W-工作面正规循环生产能力，t;L-工作面长度,185m;S-工作面循环进度,0.8m;h-工作面采高,3.0m;-煤的视密度,1.41t/ m3c-采出率，97% 。二、放煤工艺1）放煤步距：根据鄂尔多斯其他矿井的开采经验，确定放煤步距为1.2米，即两采一放的生产方式。2）放煤方式放煤方式主

9、要包括放煤顺序和一次放煤的放煤量。采用多轮、分段、顺序放煤，放煤时根据煤流量开2-3个放煤口，两放煤口的间距不小于30米，整个放煤分三轮放空，第一轮放出煤量的三分之一停止，关闭插板给顶板煤一个下沉的时间，当第一轮全部放完时，再开始第二轮放煤，第二轮应放出剩余煤量的三分之二，第三轮放煤时见矸即关闭插板，停止本台支架的放煤工作。三）放煤方法及注意事项1、放煤时采用顺序放煤方法。即逐台放煤，但不允许一次放空见矸，这样会影响邻架的放煤工作，会造成一是含矸量增加；二是降低产量，使回采率达不到标准。2、放煤工作滞后拉架工作不少于10架。3、放煤出现大块时，要用插板挤碎，如卡住放煤口时，要反复升降尾梁来破坏

10、顶煤，减少大块数量，必须注意不得将尾梁插板伸到正在运行的后部运输机上，以防卡坏后部刮板输送机。4、放煤结束后将尾梁挑起，插板伸出关闭放煤口，不能影响后部输送机运行。5、放煤前应检查支护情况，如有空项、漏顶、歪架等，停止该处放煤。6、放煤时先观察后部输送机的位置和煤量，如输送机位置滞后或煤量过大，要调整后部刮板输送机，控制放煤量，防止煤流不畅或压住刮板输送机。7、放煤时支架后部严禁有人员作业和逗留。8、放煤时支架前后喷雾应正常使用，放煤与喷雾同步进行，提高降尘效果，防止煤尘飞扬。9、工作面上下过渡支架段禁止放煤。三、工作面设计及生产系统一）工作面设计：采煤方法倾向长壁放顶煤开采工作面长度185米

11、落煤方式采煤机落煤倾角-1711一次循环进度0.8米采高3.0米作业方式三八作业制采煤机MG400/930/WDQ顶板管理自然垮落法工作面运输机SGZ880/800支护形式支撑掩护式液压支架顺槽运输机SZZ1000/400二）工作面支架计算：工作面底板比压经过现场测定、计算，认定该工作面底板抗压入强度（底板比压q）为4.03 Mpa 。考虑到水的渗透侵蚀、底板风化和工作面采煤工艺的扰动与破坏，容许比压为：qz=0.75q=0.75*4.03=3.02 Mpa。 采用经验公式计算支护强度：q=9.81hk式中 q-工作面合理的支护强度，KN/ h-采高，m;-顶板岩石重力密度，一般可取2.5t/

12、 m3 k-工作面支柱应该支护的上覆岩层厚度与采高之比，一般为4-8Pt=9.81*3*2.5*4=294.3 KN/ 液压支架工作阻力应满足顶板支护强度的要求，即支架工作阻力由支护强度和支护面积所决定： P=q*b(L+C) =574*1.5*(3.822+0.378) =3616KN式中：p-支架工作阻力，KN; q-支架支护强度，KN/ ; b -支架中心距，m; L-顶梁长度，m; C-顶梁前端到煤壁的距离，m 。本工作面选用支架型号为ZF720022/35，工作阻力为7200KN,支护强度为574 KN/ 。574 KN/ 大于294.3 KN/ ；7200KN大于3616KN。故所

13、选的支架满足要求。三）工作面循环进度的确定：根据采煤机割一刀煤的进度和液压支架推移杆的伸出量确定工作面的循环进度为0.8m。四）工作面支护方式：1、工作面基本参数：（1）工作面采高3.0m，放煤高度平均在3m（2）工作面最小空顶距为2939mm。（3）工作面最大空顶距离为3739mm。（4）工作面端面距为378mm。2、工作面支护形式：工作面采用及时支护形式，其过程是割煤移架推溜。3、前、后巷超前支护：工作面前顺槽和后风道超前支护距离不少于20m，前10m一梁四柱，后10m一梁三柱。顶梁使用4.5米型钢梁，单体为3.5米。4、端头支护：前端头采用ZFT1800022/35型端头液压支架配合ZF

14、G8000/22/35型过渡支架进行支护。 1）端头支架的拉移顺序： （1）首先将主架降下，利用推移缸将主架拉出一个循环的距离后升起主架接顶。 （2）再将后主架降下，用移架千斤顶拉出，调整后升起接顶。 （3）由于端头支架的制约，故每一个循环只能拉一个进度即0.8米。 2）后端头采用ZFG8000/22/35型过渡支架进行支护。3）超前支护的用品数量：顶梁： 4.5米 26根*2+8根（备用）=60根单体： 3.5米运输顺槽超前支护26架：10架*4+16架*3=88根进风顺槽超前支护26架：10架*4+16架*3=88根工作面备用单体需用20根合计：单体数量：88+88=176根顶梁数量：60

15、根五）矿压观测1、矿压观测内容工作面顶板动态观测，以及工作面上下巷顶板变化情况。2、矿压观测方法工作面每架立柱压力表2块，每次移架后要搞好矿压观测。压力表上要有防护罩。工作面上下巷通过安设顶板离层仪观测巷道顶板离层情况。第四部分：工作面生产系统1、运煤系统：工作面-运输顺槽-联络巷-主运输大巷-地面2、运料系统：地面-付井-东辅联络巷-东辅大巷-回风顺槽-工作面3、通风系统：主井、 付井-东辅巷-联络川- 6101运输顺槽-6101工作面-6101回风顺槽-风井-地面4、排水系统：6101工作面-运输顺槽-第五部分：风量的选择及计算一、按工作面温度与适宜风速计算Q采i=V采iS采i （m3/m

16、in）式中 Q采i-第i个采煤工作面实际需要的风量, m3/s；V采i -第i个采煤工作面风速, m/s，取1.5m/s；S采i-第i个采煤工作面的平均断面积11.22 m2 Q采i=1.511.2260=1009.8 m3min二、按人数计算实际需要风量Q采i=4Ni m3/min式中 Ni-第i个采煤工作面同时工作的最多人数,人；Q采i=435=140 m3/min。三、按瓦斯涌出量计算Q100qk1式中 q采煤工作面瓦斯绝对涌出量，m3min；由于本矿井瓦斯含量极低，故按瓦斯涌出量为零计算。四、按二氧化碳涌出量计算：（K取1.2）Q采=K*100*Qco2（K取1.2） =1.2*100

17、*1.39 =166.8 m3min五、按防爆无轨胶轮车尾气排放量计算Q=CNP式中 C-无轨胶轮车每千瓦需风量，取C=4m3/min.kWN-巷道内同时工作的无轨胶轮车数量，辆；取 N=2P-无轨胶轮车最大工作功率，kw；取P=112kWQ=42112=896m3/min,即14.93m3/s根据以上计算结果可知，工作面风量值按温度、风速计算值最大，为1009.8m3 /min，现综采工作面实际风量值为1080m3 /min，满足各项指标。第六部分：工作面防火、防尘、监测系统一、防灭火方法为保证综采工作面安全生产防止采空区自燃发火，对采空区采取以下管理手段：方法一：喷洒阻化剂防火，在综采工作

18、面从切眼开采30米内对工作面采空区遗煤进行喷洒阻化剂，在距离工作面停采线50米时对工作面上、下隅角等地点进行喷洒阻化剂，在采至距离停采线30米时对采空区遗煤进行喷洒阻化剂以降低采空区遗煤的氧化程度。方法二：向采空区注氮防止自燃发火1、 建立注氮防灭火系统。2、 在6101工作面切眼预埋管35米，与进风顺槽的注氮管路连接，当工作面采过预埋管时，打开注氮机产生的高压氮气通过注氮管路向采空区注氮。3、 注氮的安全措施：1）注氮泵站司机和采空区人员必须经过培训合格后方可上岗作业。2）注氮司机在注氮工作中，必须观察和记录各种仪表的书籍、运行情况，发现问题必须及时处理，处理不了的要及时汇报。3）注氮时对注

19、氮管路要先进行检查，发现问题及时处理。4）注氮时必须检查工作面及运输顺槽中的氧气浓度，氧气浓度不低于20%，如果注氮过程中，发现氧气浓度低于20%时，必须撤出工作面及其运输顺槽中的所有作业人员，采取措施进行处理。5）注氮时必须保证工作面风量m3 /min，如果发现风量不足，必须采取措施处理，保证工作面正常风量。6）必须保证有充足的氮气来源，。氮气浓度不低于97%。7）做好每次注氮记录以及注氮机检修记录。遇到问题及时向生产技术部反映情况，以便及时处理。二、防尘系统1、建立井下防尘系统，防尘管路铺设到位，并按规定标准安设三通和阀门（进风顺槽1个/100米、运输顺槽1个/50米）。2、在进风顺槽和运

20、输顺槽内距工作面600米-200米设有一足隔爆水槽。3、在进风顺槽内距工作面100米安装净化水幕净化风流，要求喷嘴可靠，喷雾雾化效果好。4、采煤机装有内外喷雾装置，割煤时内外喷雾同时打开，喷雾降尘。5、工作面放煤时，架子上的喷雾要正常开启，喷雾与放煤工作同步进行。6、转载机头、破碎机上设有两道喷雾装置，在工作时两道喷雾同时打开，正常使用。7、皮带巷各装载点都设有喷雾装置，并且灵敏可靠。8、定期对液压支架和工作面进行洗尘，每10天进行一次。9、个体防护，下井人员必须佩戴防尘口罩。三、6101工作面安全监测系统：1、在工作面采煤机上安设一台瓦斯报警便携仪，在工作面上隅角安设一台一氧化碳和一台甲烷传

21、感器，来监测工作面瓦斯、一氧化碳变化情况及时预报工作面各种情况。2、在工作面顺槽每道风门安设风门开关传感器，监测风门开关状态，保证工作面通风系统的稳定。3、在运输顺槽开关列车上，安装远程继电器，如果工作面瓦斯或一氧化碳超限，远程开关可以立即启动，见工作面所有电源切断，进一步增加安全保护。第七部分:机电设备布置一、设备名称、型号、数量见机电设备表：序号设备名称规格型号数量备注1端头支架ZFT18000/22/3512过渡支架ZFG8000/22/35H6前后各三台3基本支架ZFS7200/22/351214刮板运输机SGZ880/8002前后各一台5采煤机MG400/930/WDQ16转载机SZ

22、Z-1000/40017破碎机PCM-200A18智能真空组合开关KJZ2-1500/1140Z19智能真空组合开关KJZ-1500/1140Z110智能真空组合开关KJZ3-1500/3300Z1111213141516移动变电站KBSGZY-1600/10117移动变电站KBSGZY-2000/10118移动变电站KBSGZY-1600/10119移动变电站KBSGZY-1250/10120移动变电站KBSGZY-630/10121移动变电站KBSGZY-315/10122高压防爆开关23乳化液泵24乳化液泵25乳化液泵箱综合保护器第八部份：初次放顶及其安全技术措施一、初次放顶组织机构：组

23、长：综采队长成员：生产队长 技术队长 机电队长 生产班正副班长 技术员二、安全技术措施1、初次回采时，首先按规程要求将上下顺槽中的超前支护打牢打齐，行人侧宽度不小于0.7米，并保证上下安全出口无浮煤、无杂物、行人畅通。2、放顶前进入工作面支护、备用的单体和顶梁必须合格，数量齐全。3、本工作面倾角为-1711。4、如果支架在开采过程中需要调整，可用支架侧护板配合液压缸制成底座即可调整支架，来解决支架的偏移问题。5、采煤机割煤后要及时追机移架，使新暴露出来的顶板得到及时支护。6、工作面端面距不大于378mm。7、液压支架必须有足够的初撑力，初撑力不低于规定值的80%，支架应安设一定数量的压力表，来

24、观测支架的受力及支撑情况。8、采取进度多循环方式，加快工作面推进度，以保持煤壁的完整性，使之具有良好的支撑作用。9、支架前梁必须接顶严密，护帮板护帮有效，保证顶板完整、避免煤壁偏帮。10、放顶期间工作面禁止放煤。11、工作面机道梁段至煤壁顶板冒落高度不大于300mm，当煤壁间出现掉顶或局部冒顶时，要及时采取超前拉架子的措施护住顶板。如果出现严重冒顶时，执行处理冒顶的安全技术措施。12、当顶板破碎时，工作面拉架要采用带压擦顶移架的方式进行。13、初次放顶期间工作面上下顺槽要备有足够的单体、坑木等支护用品。14、初次放顶期间带班领导必须带班作业。第九部分：安全技术措施一、一般规定1、坚持“安全第一

25、，预防为主”的方针；坚持做到“不安全不生产、措施不落实不生产、隐患不排除不生产”。2、职工未经培训，没有取得资格证的，不得上岗作业。3、各特殊工种人员必须经过专业技术培训、取得合格证后方可持证上岗，严禁无证操作。4、各工种必须遵守“三大规程”规定，按要求正确作业。5、加强自主保安、自我防范意识，做到“三不伤害”。6、正确处理安全与生产、安全与质量的关系，做到安全文明生产。7、各班必须按照作业规程规定的工艺及工序文明作业，严禁盲目蛮干。8、各作业人员要做好设备的检查、使用、维护和保养工作。9、检修班各工种人员必须检修好各台设备，保证检修质量，定期定量进行各种润滑，使设备完好率达到90%以上。二、

26、使用采煤机的措施：1、机组司机必须经过培训持证上岗，其他人员严禁操作。2、严格执行岗位责任制、操作规程、现场交接班制度。3、开机前要预先喊话并发出相应信号，注意观察周围的情况，确认安全后方可开机。4、采煤机无喷雾冷却水或水的压力流量达不到要求时不准开机。5、除紧急情况外，一般不允许在停止牵引前使用急停开关来直接停止采煤机。6、禁止带负荷启动和频繁点动开机。7、采煤机在割煤过程中要注意割直割平煤壁和顶底板，严格控制采高，防止工作面出现弯曲或顶底板出现台阶状况。8、采煤机停止时应先听前引机构再停电动机。9、在检修采煤机时，按顺序停电动机后，必须断开隔离开关，离合器手把打到零位。10、更换滚筒截齿时

27、，要在煤壁、顶板完好的情况下进行，必要时需打临时支护。首先应断开截割部离合器和隔离开关，让滚筒在适宜的高度上用手转动滚筒，检查和更换截齿。11、随时注意采煤机各部位的温度压力、声音和运行情况，发现异常情况及时停机检查。12、采煤机运行时应随时注意电缆、水管的拖移情况，以防损坏。13、发现采煤机牵引部不正常时，要仔细观察液压系统压力温度及齿轨齿条情况。14、工作面输送机停止运行时，采煤机不得开动割煤。15、采煤机司机要认真填写运行日志和事故记录，并详细告诉接班司机以便下一班司机在操作时注意观察。16、采煤机司机在开机时要时刻注意煤壁情况，发现煤壁爆帮或片帮地段时应及时躲避在液压支架行人过道。当采

28、煤机上落大块煤时进行处理，防止突然掉下砸伤人。17、采煤机在开动时，采煤机滚筒附近5米范围内严禁有闲杂人员通过或作业。18、每班结束后和司机离开机组时，必须立即切断电源，并打开离合器。19、采煤机司机操作时，严格执行采煤机操作规程规定。三、使用刮板输送机的安全措施：1、刮板输送机司机必须经过培训持证上岗，其他人员严禁操作。2、启动运输机时应在采煤机割煤之前进行。3、开机时要发出开机信号，并且先试运一下，确认正常后再开机。4、严禁用刮板输送机运送电机、单体、减速器等物件，严禁乘人。5、遇到片帮、冒顶刮板输送机超载时，要立即停机。6、刮板输送机司机在未听清楚启动信号时，不准启动溜子。7、若停机时间

29、较长，必须将磁力启动器的隔离开关拿掉切断电源。8、处理大块煤时必须停溜子，并选择煤帮较好地段进行处理。9、必须打牢刮板输送机的机头、机尾的锚固装置。四、液压支架安全措施及日常维护与检查：1、液压支架工必须经过培训持证上岗。2、架前、架间和架箱里的浮煤杂物必须清理干净。3、所有支架必须架设牢固，并有防倒柱措施。4、移架前检查支架的完好状态，发现问题及时处理。5、移架程序（正常移架）：1）将护帮板收回。 2）降架：使顶梁略离开顶板，支架可移动立即停止。 3）移架：将支架拉到规定的位置。 4）调架：将支架调到支护标准要求。 5）升架：达到初撑力要求。 6）将护帮板打向煤壁。 7）将操作把手恢复到零位。 当顶板破碎、顶板压力大时，移架程序： 1）当采煤机前滚筒割过煤后，立即打出护帮板湖带压移架，以便及时支护新暴露的顶板，避免局部冒顶。 2）液压支架工必须与采煤机司机密切配合，防止发生挤拉伤人，或采煤机滚筒割支架前梁的不安全因素。 3）液压支架工要注意推移杆的受力情况，如果移架阻力过大，要找出原因及时处理且不可强拉硬移。6、移架时被移支架上下5米范围内不得有人作业或逗留。7、移架时支柱下缩量不易过大，以