1118上综放工作面采煤作业规程

1118上综放工作面采煤作业规程目录矿审批意见3作业规程学习和考试记录4作业规程复查记录7第一章概况8第一节工作面位置及井上下关系8第二节煤层9第三节煤层顶底板9第四节地质构造12第五节水文地质13第六节影响回采的其它因素13第七节储量及服务年限13第二章采煤方法14第一节巷道布置14第二节采煤工艺错误!未定义书签。第三节设备配置20第三章顶板管理24第一节支护设计24第二节工作面顶板管理28第三节顺槽及端头顶板管理30第四节矿压观测34第四章生产系统38第一节运输系统38第二节通防与监控系统39第三节排水系统51第四节供电系统52第五节通讯照明系统54第五章劳动组织和主要经济技术指标56第一节劳动组织56第二节主要经济技术指标表56第六章灾害预防及避灾路线57第七章安全技术措施63第一节一般措施63第二节顶板管理66第三节防治水69第四节“一通三防”69第五节运输管理70第六节机电设备76第七节其它82附图1：煤层顶底板综合柱状图附图2：1118上工作面皮带、轨道顺槽及切眼地质素描图附图3：1118上工作面位置及巷道布置图附图4：采煤机进刀示意图附图5：1118上工作面设备布置示意图附图6：1118上工作面和顺槽支护示意图附图7：1118上工作面通风系统图附图8：1118上工作面安全监测设备、通防管路系统示意图附图9：1118上工作面供电系统图附图10：1118上工作面通讯系统示意图附图11：1118上工作面照明系统示意图附图12：1118上工作面正规循环作业图表附图13：1118上工作面生产系统及避灾路线图矿审批意见会审单位及人员签字:采煤专业：年月日安监处：年月日地测专业：年月日总工程师：年月日通防专业：年月日安监处长：年月日机电专业：年月日生产矿长：年月日运输专业：年月日作业规程学习和考试记录作业规程复查记录作业规程名称1118上综放工作面作业规程施工单位采煤三工区复查时间参加复查人员签字一、存在主要问题：二、处理意见：第五节水文地质一、含水层(顶部和底部)分析本工作面水文地质条件较简单,对工作面回采有影响的含水层主要是3煤顶板砂岩含水层,根据1118回采工作面的情况，预计最大涌水量为12米3/h，正常涌水量为6米3/h。轨道顺槽准备时底板有少量出水，经电法探测，工作面西部的F6断层有含水的可能，因此要按规定留足50米防水煤柱，并严格坚持“有疑必探”的原则，加强探水。二、涌水量预计该面正常涌水量为6米3/h,最大涌水量为12米3/h。第六节影响回采的其它因素一、影响回采的其它地质情况详见表五。第七节储量及服务年限一、储量工作面可推进长度为370米，工作面长度为36.8米。工业储量：159368t;可采储量：本矿的综放工作面回采率参考值为80%，可采储量：12795t。二、采煤工作面服务年限工作面的服务年限=可采推进长度/月设计推进长度=370/(0.6×5×30)=4.1个月第二章采煤方法第一节巷道布置一、采区设计、采区巷道布置概况11采区是古城煤矿首采区，由武汉煤矿设计院1997年11月设计，山东煤炭管理局以鲁煤管规[1998]23号文批准，并于当年投入生产。该采区共分为五个区段，其中-505米、-560米、-760米水平的工作面采用伪倾斜长壁布置，-593～-650米水平及北翼采用走向长壁布置。1118上工作面在-760米水平，-760米水平布置有-760轨道运输(进风)巷和-750皮带运输(回风)巷，工作面采用俯斜开采。二、采煤工作面轨道顺槽1118上工作面南侧顺槽为轨道顺槽,沿煤层底板布置，巷道采用圆弧拱断面,净宽3.0米,净高2.8米,断面积8.4米2。巷道内铺设铁轨，主要用于该工作面的进风和运料。轨道顺槽采用锚网支护。顶部锚杆为φ20×220O米米的等强螺纹钢树脂锚杆，用1卷K2370锚固剂锚固，帮部锚杆为φ20×180O米米的等强螺纹钢树脂锚杆，用1卷K2370锚固剂锚固。锚杆排距×间距=800×80O米米。金属网采用网孔为60×60米米的8#冷拔丝编织的金属网。采煤机用水、工作面两部运输机变速箱冷却水通过轨道顺槽Φ50防尘管路供给。三、采煤工作面运输顺槽1118上工作面北侧顺槽为运输顺槽,沿煤层底板布置。巷道断面与轨道顺槽断面一样。主要用于该工作面的回风和运煤。运输顺槽内布置有φ50的防尘管路一趟，并设置刮板输送机和胶带输送机,靠工作面侧设人行道。四、采煤工作面切眼切眼位于1118上综放工作面的最上部，沿煤层底板布置。矩形断面,净宽5.4米,净高2.5米,断面积13.5米2。采用锚网和锚索梁联合支护，锚杆采用φ20×220O米米的树脂锚杆，K2370锚固剂2卷，金属网采用网孔为60×60米米的8#冷拔丝编织的金属网。锚索使用φ18×800O米米的锚索，12#矿用工字钢制作的2.1米长的工字钢梁。锚杆排距×间距=800×80O米米，锚索梁间距3.2米。五、硐室及其它巷道布置在切眼靠近皮带顺槽端布置采煤机组装硐室，深1.5米，长12米，高2.5米，采用锚网支护。在切眼靠近轨道顺槽、皮带顺槽端各布置一个液压支架调架硐室，宽3米，长5米，高2.8米。锚网梯支护，锚杆规格：φ20×180O米米，排距×间距=800×80O米米，K2370锚固剂1卷，金属网采用网孔为60×60米米的8#冷拔丝编织的金属网。附图3：1118上工作面位置及巷道布置示意图。第二节采煤工艺一、采煤方法和回采工艺1、采煤方法1118上工作面采用倾斜长壁放顶煤技术，一次采全高全部垮落采煤方法。2、回采工艺炮采放顶煤，爆破落煤，人工装煤，刮板输送机运煤，KC-II悬移支架加金属网支护顶板。(1)、采高和采放比的确定采高：根据支架工作高度，确定采高为2.2米。放煤高度：采放比：(2)放顶煤步距初次放顶煤步距：工作面正常推进，待顶煤自然冒落充满采空区后即开始放顶煤。循环放顶煤步距：采用一刀一放，即循环放顶煤步距为0.8米。(3)、放煤方式：采用单轮顺序放煤方式。(4)、工作面炮眼布置、爆破图表炮眼布置图(5)工艺流程打眼­—装药—放炮—铺顶网、升前挑梁—硬帮出煤—移运输机—移架—放顶煤1爆破落煤：工作面采用煤电钻、Ø42×1.2米麻花钎子湿式打眼，采用煤矿安全许用乳胶炸药，Ⅰ～Ⅴ段毫秒延期电雷管，米SB-100型发爆器起爆，正向装药，串联起爆，工作面推进时采用五花眼爆破。工作面采用“一推一放”，每次推进度0.8米。三、采煤工作面正规循环生产能力工作面每天5个循环，每循环进尺0.6米，割煤高度2.3米，放煤高度6.3米，割煤时回收率97%，放煤时回收率78%，工作面回采率为80%，则日割煤量=36.8×2.3×0.6×5×0.97×1.35=333吨日放煤量=33.8×6.37×0.6×5×0.78×1.35=680吨日产量=333+680=1013吨月产量=1013×30=30394吨第三节设备配置一、运输设备1.工作面共安设刮板输送机两部，型号为SGD-620/40T可弯曲刮板输送机，设计长度23米，其它技术参数为电机功率:110KW运输能力:400t/h中间槽尺寸:1500×630×270米米2.顺槽安设刮板输送机一部，其型号为SGB630/40T，设计长度120米，安设长度65米，其它技术参数为电机功率:55KW运输能力:150t/h链速:0.86米/s中间槽尺寸:150O×620×200米米3.顺槽安设可伸缩带式输送机1部，与刮板输送机搭接。其技术参数为型号：SSJ800/90电机功率:90KW运输能力:400t/h带宽:800米米带速:2.0米/s4.辅助运输设备选用1吨的矿车和平板车,牵引设备选用JD-11.4和JD-25型绞车。四、乳化液泵型号:RB-80/200公称流量:200L/米in公称压力:31.5米Pa电机功率:125kW电压：660V附图5：1118上工作面设备布置示意图第三章顶板管理第一节支护设计一、液压支架支护强度验算1、参考本矿或邻矿同煤层矿压观测资料，选择本工作面矿压参数。(见表六)2、合理支护强度的计算采用经验公式计算：Pt=8×9.81×h×r=8×9.81×2.3×2.6=469.310(kN/米2)3、选择工作面支护强度参考同煤层矿压观测资料(见表六)，最大平均支护强度=380(kN/米2)。380(kN/米2)469.31(kN/米2),因此工作面支护强度应大于469.31(kN/米2)。4、支护设备选择1118上工作面选用基本液压支架ZF2400/16/24BH型低位放顶煤支架，共41架，下端头选用ZFG2800/18/26B型过渡支架两架。从运输顺槽到轨道顺槽依次编号为1～43号支架。根据工作面条件与支架适应条件对照表可以看出，选用ZF2400/16/24BH型支架，在满足顶板管理支护强度需要的同时，也能满足底板比压值要求。通过对比、验算，证明选用ZF2400/16/24BH型支架能满足要求。二、乳化液泵站(一)泵站及管路选型、数量乳化泵选用RB-80/200型两台，输液管路选用高压胶管，耐压30米Pa以上。主要技术参数如下:型号:DRB-200/31.5公称流量:200L/米in公称压力:31.5米Pa电机功率:125kW(二)泵站设置位置泵站安设在原1118轨道顺槽下车场。(三)泵站使用规定要保证泵站压力大于20米Pa，乳化液浓度3%～5%。要加强支架与泵站的维修,杜绝系统的串漏液。第二节工作面顶板管理根据已开采的工作面矿压观测资料，其煤层顶板为老顶来压不明显,直接顶为不稳定的二类顶板,本工作面的顶板管理采用全部垮落法。1、控顶距、放顶步距工作面最大控顶距为4.0米，最小控顶距为3.2米，放顶步距为0.8米，详见工作面支护布置图。2、工作面上下端头的顶板管理工作面下端头支护采用单体液压支柱配合双楔铰接顶梁(1米)进行支护，双楔铰接顶梁距1号架顶梁边缘不得大于0.5米，距离超过0.5米时，必须加打一排双楔铰接顶梁支护顶板，双楔铰接顶梁间距为0.6米，除移架要滞后采煤机滚筒3～5架，不得超过6架。顶板破碎时要紧跟前滚筒移架或超前移架，即：当发现片帮严重时，不等采煤机割煤，就进行移架，再进行其它操作，工艺为移架—割煤—移运输机。移架步距0.6米。采煤机割煤并移架后，及时将支架的伸缩梁伸出护顶。移架顺序为：1、采煤机向下(上)端正常割煤时,滞后煤机后滚筒3～5架移架(顶板破碎时可紧跟前滚筒移架)。2、采煤机割煤并移架后，及时将支架的前探梁伸出护顶。3、机头处排头架的移架顺序为:先移2#架，后移1#架,再移3#架。4、采煤机割煤时，超前采煤机前滚筒3架将前探梁收回，并滞后采煤机后滚筒3架将前探梁伸出，再将前梁升起。支护要求：1、工作面应达到动态质量标准化要求,确保“三直、两平、一净、两畅通”的质量要求。①三直：支架排成一条直线，偏差不超过±50米米;运输机一条直线，偏差不超过±50米米，弯曲段不小于15米;工作面煤壁一条直线。②两平：顶板平无伞檐，底板平无台阶和落差。③一净：机电设备及支架阀组、缸体和甲板上无浮煤杂物，底板上无浮煤杂物。④两畅通：工作面上下出口要保证有0.7米宽，1.8米高的人行通道，端头无材料及杂物堆积，顶板支护良好。2、加强支架的支护强度,确保支护质量,支架初撑力不得小于24米Pa。3、采煤机割煤后，要及时移架，移架与采煤机后滚筒的距离一般不超过10米，防止长时间空顶。4、工作面出现冒顶时，要及时用木料接顶，并支设好支架。5、工作面生产以前要编制初次放顶和初次放顶煤的专项措施。二、特殊时期的顶板管理(一)来压及停采前的顶板管理:1、工作面基本顶初次来压前必须编制专门安全技术措施。2、工作面基本顶初次来压和周期来压期间,应加强来压的预测预报工作,由矿压小组在轨道、运输顺槽挂牌标明来压位置。3、工作面支架以及轨道、运输顺槽所有单体支柱必须达到规定初撑力,特别注意工作面中部支架的初撑力及支架状态,及时采取措施预防冒顶。4、要控制好采高，严禁超高。5、加强上、下端头顶板管理,要提高支护质量,适当加大支护密度,确保端头连网与巷道搭接0.5米以上,防止出现端头冒顶。6、工作面停采时