综采作业规程

1第一章概况第一节工作面位置及井上下关系概况煤层名称10#水平名称＋835采区名称西采区工作面名称D1005地面标高＋1005-＋1125工作面标高＋809—＋881地面相对位置地面位于新舍科村以西，大刘公路以北，地表大部分为黄土覆盖井下位置及四邻采掘情况井下位于井田东北部，东为实体煤田，南接回风大巷及轨道大巷，西邻D1004回采工作面，北为王家庄煤矿井田回采对地面设施的影响地表大部分被黄土覆盖，有国电220KV变电站及新舍科居民房屋，回采后会造成地表塌陷走向长度1200倾向长度160m面积(m2)192000第二节煤层煤层厚度m4.8～6.45.6煤层结构单一煤层硬度1.5可采指数1变异系数20%稳定程度稳定D1005工作面所采10#煤层，厚度为4.8～6.4m，平均5.6m。煤层结构较复杂，含3—5层夹矸，单层夹矸厚0.05—0.20m不等，煤层倾向东西，倾角3-5°左右。煤层比较稳定，煤质指标见下表：煤质指标煤质情况MadAdVdafstd发热量（MJ/kg）粘结指数0.56%14.63%14.3%1.48%36.0542.9310#煤层为特低灰，低硫—中高硫瘦煤2第三节煤层顶底板煤层顶板为细砂岩、粉砂岩，底板为泥岩，顶板属坚硬岩石，较易管理，底板强度较小，开采时应注意底鼓发生。附：煤层综合柱状图第四节地质构造地质构造：D1005工作面整体为单斜构造，构造简单。在顺槽掘进至144-232m及267-435m之间出现地质变化带，在回采推进过该地段时，要根据实际情况制定相应的过地质变化带的专项安全技术措施。第五节水文地质一、工作面涌水量正常涌水量：5m3/h最大涌水量：23m3/h二、水文地质情况根据D1004工作面回采及D1005工作面掘进时水文观测的情况，D1005回采工作面充水主要来源于两方面，一方面是10#煤顶板灰岩含水，此灰岩水具有明显的不均一性，在D1005工作面距采区回风大巷10-100m时富水性较强，回采推进至此段时会有较大淋水；另一方面是10#煤顶板为4#煤采空区,采空区积水情况不清,该工作面在回采时可能受老空水的威胁，故必须在该工作面回采前进行探放水作业，并在回风顺槽铺设两趟4寸排水管路，运输顺槽铺设一趟4寸排水管路，做好排水工作准备。3第六节影响回采的其它因素经2009年矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定，瓦斯相对涌出量为：15.84m3/t,绝对涌出量为：8.25m3/min。二氧化碳绝对涌出量为1.47m3/min，相对涌出量为2.92m3/t，属于高瓦斯矿井。10#煤层煤尘有爆炸性，煤层自燃倾向性为III级，属不易自燃煤层。第七节储量及服务年限一、本工作面走向长度为1200m，采面长160m，煤厚5.60m。则:工业储量＝面积×煤厚×煤的密度＝1200×160×5.60×1.4＝1505280t可采储量＝工业储量×80％＝1505280×80％＝1204224t服务年限＝1501184÷108696≈11.1月第二章采煤方法第一节巷道布置D1004工作面顺槽及尾巷沿煤层走向布置，开切眼沿煤层倾向布置。巷道名称巷道分类支护形式净断面运输顺槽煤巷锚杆（索）、钢带、网10.92m2回风顺槽煤巷锚杆（索）、钢带、网11.76m2切眼煤巷锚杆（索）、钢带、网13.8m2尾巷岩巷锚杆（索）、钢带、网9.88m2附：D1005工作面巷道布置图4第二节采煤工艺1、采煤方法工作面采用综合机械化走向长壁后退式放顶煤回采，选用ZF2400/16/24型支架支护顶板，采空区采用全部跨落法管理顶板。D1005工作面顺槽掘进时靠工作面一帮采用可回收锚杆进行支护，故在割煤前应先将可回收锚杆及时回收。回收时割一刀回收一排，严禁图省事多拔、超拔，防止片帮事故。3、回采工艺采用MG160/390-WD型采煤机割煤，前部刮板输送机采用SGZ-630／264型、后部刮板输送机采用SGZ-630／400型运煤，工作面每割一刀煤放一次顶煤，实行一采一放，追机放顶煤作业方式。工艺顺序：采煤机从机尾（头）斜切进刀自开切口，切入煤壁推移滞后溜至煤壁，上下调换滚筒位置反向牵引截割三角煤后停止采煤机调换上下滚筒位置，正向牵引截割工作面全长煤壁，推移滞后采煤机溜槽。（1）进刀方式：机组斜切进刀自开切口a、正向牵引采煤从机头（尾）向机尾（头）15m处斜切进刀。b、采煤机斜切进刀25-30m切入煤体后，停止采煤机牵引，调换采煤机滚筒上、下位置，推移滞后溜至煤壁。c、反向牵引采煤机截割三角煤体，至机头（尾）煤壁。d、切割完成三角煤体后，停止采煤机牵引，调换上下滚筒位置。e、正向牵引采煤机空转至开切口处正常割煤，以正常工序推移工作溜至煤壁，完成进刀。附：采煤机斜切进刀示意图（2）落煤方式该工作面使用MG160/390-WD型双滚筒采煤机双向割煤，滚筒截深0.6m，5往返一次进两刀，采煤机司机应随时调整滚筒高度，保证采高2.1-2.3m，保证不超高、不割底。（3）装煤方式采煤机在割煤时将大部分煤装入前工作溜,剩余浮煤在推移工作溜过程中铲煤板将煤装入工作溜。（4）运煤方式工作面煤装入SGZ-630／264型刮板输送机（前溜），顶煤放入SGZ-630／400型后部刮板输送机输送到转载机→破碎机→顺槽皮带→采区皮带→井底煤仓→主斜井皮带→栈桥皮带→地面煤场。（5）移溜正常情况下距采煤机后滚筒10m左右开始顶溜,溜子弯曲度不能大于3°，弯曲段长度不得小于15m，顶溜时分三次顶至煤壁,杜绝一次顶到位，严禁把溜子顶成急弯。（6）移架支护采煤机后滚筒割煤后，滞后移溜工3-5架开始移架，顶板破碎时，前滚筒割过2-3架时即伸出支架前探梁或提前移架。（7）清浮煤机组割过后，要将工作面前溜至支架之间的浮煤攉入溜内，清理干净，为下次拉架作好准备，放过顶煤后，架间的浮煤也要清理干净。（8）移后溜移架后开始逐架分段移架放顶煤，防止煤压住输送机。顶煤放净后，由放顶煤工负责移后溜，一次移溜长度不得少于3-5架。（9）放顶煤①放顶步距的确定根据经验公式，放煤步距d=（0.15～0.2）h，h为放煤高度，则放顶煤步距L=0.51～0.68m取L=0.6m即一刀一放。②初次放顶距离与初次放顶6根据工作面已揭露的地质情况，在工作面正常推进30m后开始初次放顶及放顶煤。③正常放煤采用分段多轮循环追机放顶煤方法进行，每轮间隔等量放煤，使顶煤均匀下降，减少矸石混入量。放煤时，先放奇数架，每架放出1/3，然后放偶数架如此反复，直到顶煤放净，见矸石为止。在尾巷到机尾过渡架之间的顶煤必须放干净，以防尾巷堵塞造成上隅角瓦斯超限。工作面采放比为1:3。④特殊条件下的放煤遇煤壁严重片帮或冒顶区域禁止放煤。（5）移工作面机头、机尾采煤机割透端头煤壁后，退出机头（尾）25-30m，待拉完架，清理完机头（尾）和过渡槽的煤矸，由端头（尾）架的移溜千斤顶进行推移。3、工作面正规循环产量循环割煤量=LH1Src1=160×2.2×0.6×1.4×95%=280.9t循环放煤量=LH2Src2=160×3.4×0.6×1.4×80%=365.6t循环煤量=280.9t+365.6t=646.5t式中：L——工作面倾斜长度m；H1——工作面采高m；H2——工作面放煤高度m；S——工作面循环进尺m；7r——煤的密度t/m3；c1——工作面割煤回收率％；c2——工作面放煤回收率％；第三节设备配置D1005工作面、顺槽主要设备配置表序号设备名称型号数量单机容量（kw）备注1液压支架ZF2400/16/241232过渡架ZF2400/16/2483前部刮板输送机SGZ—630/26411324后部刮板输送机SGZ—630/40012005转载机SZZ－73011326胶带输送机DSJ1000/2*20012007破碎机PCM11011108馈电开关KBZ16-630/1140Y49组合开关QJZ1－880/1140310干变KBSGZ－T-6304630KVA11移动变压器KBSGZ－Y4001400KVA12乳化液泵BRW200/31.52125813喷雾泵BPW400/102125附：D1005工作面设备布置图第三章顶板控制第一节支护设计一、D1005工作面支护设计验算1、依岩石重量法推算综采工作面支架设计支护强度Wz：Wz=H岩×r×K=17.6×25×1.2＝528KN/m3＝0.528MPa取Wz=0.53MPa式中：H岩—上覆岩层厚度（m）按8倍采高考虑即：2.2×8=17.6mr—岩石平均容重取25KN/m3K—老顶动载系数取1.22、底板比压验算泥岩底板允许比压为8.35MPa,而中间架和过渡架设计底板比压平均值为0.85MPa，显然工作面底板允许比压大于支架设计底板比压，故支架不会发生钻底现象。3、依综采工作面支架支护强度确定支架工作阻力F=Wz×S=0.53×3.658=1940KN式中：F—支架工作阻力KNWz—支架支护强度（MPa）S—支架支护面积1.18×3.1=3.658m2ZF2400/16/24型液压支架工作阻力F=2400KN∵2400KN＞1940KN∴所选支架的工作阻力符合要求。9D1005工作面液压支架主要技术参数二、乳化液泵站1、泵站及管路选用BRW—200/31.5乳化液两台，输出高压液管路选Φ25mm高压胶管，回液管路选Φ32mm高压胶管。2、泵站位置：运输顺槽（十二顺）距工作面100m处。3、泵站使用规定，泵站压力调整要求，乳化液配制方式，乳化液浓度必须有现场检查手段。（1）泵站使用规定泵站要设专人维修和操作，泵站工要经常检查和保持泵站系统的完好状况，随时注意泵的温度、声音、油位、液位及表头的压力状况，泵站压力要保持在30Mpa，对压力不足的必须查明原因处理，严禁开双泵。维修时必须停泵释放压力后，确认无安全隐患后方可进行维修。液箱进回液口要设置防尘盖，避免煤及矸石落入液箱，每月要清洗一次。管路要悬挂整齐，不得盘圈打弯，必须认真检查接头、管路是否存在跑、漏、渗液现象，序号设备名称单位参数1放顶煤支架ZF/2400/16/242最大高度mm24003最小高度mm16004支架中心距mm12505支架宽度mm1180/13506泵站压力Mpa31.57初撑力KN19408工作阻力KN24009平均支护强度Mpa0.55-0.6010对底板比压Mpa0.8511推移步距mm60012适应煤层倾角°≤15°10销子是否安全可靠。（2）压力调整要求调整卸载装置，观察压力表使其达到30Mpa.（3）乳化液浓度乳化液必须按3%—5%乳化油和95%—97%的中性水配制。第二节工作面顶板控制1、顶板管理方式液压支架全封闭支护顶板，自移支架放顶煤，采空区采用全部跨落法处理，移架步距为0.6m,该工作面使用123架ZF2400/16/24型四柱支撑掩护式放顶煤支架及机头机尾各4架ZF2400/16/24型过渡支架来管理顶板。2、支架的基本形式液压支架为支撑掩护式，最小控顶距2.8m,最大控顶距3.4m,放煤步距0.6m,支架中心距1.25m,端面距340mm,支架顶梁与顶板接顶严密,架间不能有明显错茬，不挤不咬。3、在工作面推进时，提前在上下两端头三架过渡支架控顶范围的顶板上铺设金属网，铺设金属网时金属网之间搭接部分采用双股14#铁丝按300mm进行扭结，以防止后溜机头、机尾上方顶煤自然跨落，保证作业人员的安全。4、特殊条件下顶板支护工作面顶板破碎或过地质构造时，采煤机司机必须与拉架工密切配合，减慢截割速度，割煤与拉架间距不得超过5m，拉架时采取带压擦顶前移支架的方法。工作面出现断层时，若其落差小于1.0m，采取调低支架留设顶底煤的方法通过，工作面支架形式不变。若落差大于1.0m，采取放震动炮配合机组截割的方法通过,并另编制专项安全技术措施。115、支护材料的管理：工作面支架全部编号管理，距工作面70—100m回风顺槽段为支护材料堆放点，支护材料要求分类码放整齐并且进行挂牌管理，堆放时不得超巷道断面的1/3，不得影响行人、运输和通风，备用材料不够时，必须及时补充。第三节运输顺槽、回风顺槽超前支护及端头顶