综采作业规程

第一章概况。

第一节工作面位置及井上下关系。

第二节煤层。

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。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**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。

第六节影响回采的其它因素。

经2024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。

#煤层煤尘有**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。

1505280t

可采储量＝工业储量×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。

附：d1005工作面巷道布置图。

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**锚杆进行支护，故在割煤前应先将可**锚杆及时**。**时割一刀**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，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**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。

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。

初次放顶距离与初次放顶。

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。

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。

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

280.9t

循环放煤量= lh2src2

365.6 t

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；

r——煤的密度 t/m3；

c1——工作面割煤**率％；

c2——工作面放煤**率％；

第三节设备配置。

d1005工作面、顺槽主要设备配置表。

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=17.6m

r—岩石平均容重取25kn/m3

k—老顶动载系数取1.2

2、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kn

wz—支架支护强度（mpa）

s—支架支护面积1.18×3.1=3.658m2

zf2400/16/24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。

d1005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30 mpa，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，销子是否安全可靠。

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