最新18303综采工作面规程汇总

18303综采工作面规

程

第一章工作面概况

一、工作面状况及地质概况:

18303工作面位于973水平，三采区下组煤8#煤层中，地面标高1170m-1389m，工作面标高1007m-1044m。盖山厚度为162m-350m。地面位置:黄台峰西北。

井下位置及四邻采掘情况:该工作面东北为井田边界,东南部为已设计的18305工作面，西北为18301工作面，西南为大巷保护煤柱，上方74m有4#煤采空区（14303工作面）。回采对地面的简易小路﹑耕地有影响。

二、煤层赋存情况:

18303工作面所采煤层为石炭系上统8#煤。煤层倾角1°—6°，煤层平均倾角3°，工作面煤厚在0.60m-4.60m之间,煤层厚度平均3.15m，煤层结构复杂，属中厚煤层，稳定程度为较稳定，8#煤容重1.37t/m3，煤质为瘦煤，煤层局部夹一层或二层夹矸，局部位置有8#煤与8#上煤的分叉、8#煤变薄，普氏硬度?=2.5。

三、顶底板情况:

老顶：泥岩、砂质泥岩，灰色、富含植物根部化石。

直接顶：石灰岩﹑厚度4.60m，灰黑色含动物化石碎片，有节理，方解石脉充填。

顶板等级：稳定

伪顶：泥岩及8#上煤、平均厚度2.60m（0m—6.50m）,黑色，易垮落。当8#上煤与8#煤合并时无直接顶。

直接底：砂质泥岩﹑厚度1.30m﹑灰色富含植物根部化石。

附图1-1：工作面煤层综合柱状示意图

四、工作面内的地质构造：

该工作面掘进时共揭露2条断层和6个陷落柱。其中回采4个陷落柱对回采有影响。回采时,要加强顶板管理,并编写专门措施。

附表1-1：断层、陷落柱具体参数表。

五、水文情况:

该工作面水文地质条件相对简单,但回采将破坏煤层上方的灰岩含水层，回采时应加强排放水工作。最大涌水量73.98m3/min，正常涌水量9.48m3/min。

六、工作面瓦斯涌出量、煤尘爆炸指数、

瓦斯:瓦斯绝对涌出量1.58m3/ min。

煤尘：煤尘爆炸指数为16.29%具有爆炸性，煤的自燃倾向等级为Ⅱ级，自燃倾向为自燃。

七、巷道布置和工作面基本参数:

18303工作面由皮带顺槽、轨道顺槽、工作面切眼组成，两顺槽支护形式为全锚支护或棚子支护。该工作面轨道顺槽长1000m，皮带顺槽长1035m，高差39.7m工作面宽149m。

附：图1-2 1303工作面工程平面图

图1-3 两顺槽断面支护示意图(a、b)

工作面基本参数:

第二章采煤方法

一、采煤方法:

18303工作面采用倾斜长壁后退式综合机械化采煤法。

二、回采工艺流程:

采煤机破装煤→可弯曲运输机运煤→拉架支护顶板→推移刮板运输机→拉移转载机→清扫浮煤。

1、割煤、装煤：

采用MGCL-250/600WD无链牵引双滚筒采煤机。破煤方式为双向割煤，采高为

3.25m-4m，截深0.60m。装煤由采煤机螺旋叶片向刮板输送机随采随装。

2、进刀方式:

附图2-1：工作面斜切进刀示意图

采用斜切式割三角煤的进刀方式。进刀长度30m。

采煤机割通机头（机尾）后停机，推移刮板输送机，距采煤机后滚筒15m时停止。图2-1a

调换采煤机滚筒位置，沿刮板输送机弯曲段向机尾（机头）方向逐渐切入煤壁，使前后两滚筒均达到600mm截深后，停止牵引，推移刮板输送机使其成为一条直线。图2-1b

调换采煤机滚筒上下位置，向机头(机尾)割通三角煤。图2-1c

调换采煤机滚筒上下位置，向机尾(机头)至进刀位置，然后向机尾（机头）正常割煤，完成进刀。图2-1d

3、运煤:

由SGZ-764/630型刮板输送机(整体铸造封底式)运煤、经SZZ-764/200型转载机、PCM110破碎机、DSP1063/1000型皮带机及DGP—150型皮带机进入溜煤眼。

4、拉架：

采用ZZ5200型支架，追机移架，及时拉架支护顶板，移架滞后采煤机后滚筒3～4个架为准，拉移步距600mm ，端面距要小于340mm，支架顶梁要接顶严实。立柱初撑力要达到24Mpa以上。

5、推移：

采用液压支架的推移千斤顶推移，距采煤机后滚筒不小于15m开始推移，移溜步距0.60m。并保持成平、直、稳的运行状态，移过后，操作手把置于零位，运输机弯曲段不小于15m。

6、拉移转载机：

采用液压自移式拉移，转载机SZZ-764/200型，每循环拉移一次，步距600mm。

7、清扫浮煤：

采用人工铁锹攉煤装入刮板输送机。

8、采空区处理：

采用全部垮落法。

三、提高回采率措施:

1、采煤机司机要精力集中，高度负责，时刻注意顶底板情况，不得随意留顶留底，保证采高。严格按照规程采高要求跟顶、跟底开采，超过采高跟顶留底。

2、每个班每个循环工作面设专人将浮煤清扫干净。

3、将转载机、皮带顺槽洒下的浮煤要清理到转载机、皮带上运往煤仓。

4、工作面收尾时，必须按规定采至停采线，不得提前收尾。

四、提高煤质措施：

1、加强工作面顶底板管理，及时拉架，杜绝漏、冒顶事故发生。

2、三机司机要严格把质量关，见大块矸石及杂物（托盘、背板等）必须停机、停溜拣出。将铁篦安设在溜煤眼上方，铁篦尺寸不大于300mm×300mm，严禁物料和大块岩石进入煤仓。

3、加强工作面及各转载点喷雾管理，做到停机必须停水，杜绝常流水现象。

4、皮带顺槽低凹处要设水泵排水，严禁往皮带上攉水。

5、过断层等地质构造时，制定措施，做到煤矸分装分运。

第三章顶板管理及支护

一、顶板管理方法:

工作面采用ZZ5200型支架支护顶板，采空区采用全部垮落法管理顶板。

二﹑工作面、两端头支护及两巷超前维护方式：

1、工作面支护采用ZZ5200型支撑掩护式支架,及时支护顶板，工作面共103架。

附：图3-1 工作面及两巷超前支护示意图

2、两端头及密集支护:

⑴两端头支护：采用基本支架作端头支架进行支护顶板。端头靠保险煤帮侧打贴帮柱，采用带帽点柱维护顶板，单体液压支柱采用3.50m的单体液压支柱，柱帽为铁柱帽（铁柱帽：加工的长为600mm7#“∏”型梁）柱帽平行于顺槽巷道打设，柱距不大于

1m，距煤帮间距为0.20m。

⑵密集支护：两端头支架距煤帮小于0.30m时，不支护；两端头支架距煤帮大于

0.30m小于1.5m时，沿切顶线打设双排密集支护。密集柱采用带帽点柱维护顶板，单体液压支柱采用3.50m的单体液压支柱，柱帽为铁柱帽（铁柱帽为7#“∏”型梁,加工的长为600mm短梁）柱帽平行于顺槽巷道打设，切顶密集柱距不大于0.30m，排距为0.60m，第二排密集柱距不大于0.50m。生产过程中必须每循环回撤、打设一次。

⑶两顺槽超前维护：

两顺槽超前维护距离均不小于20m,单体液压支柱作腿，（单体液压支柱采用3.50m 的单体支柱）“∏”型梁做梁，一梁两柱棚子支护顶板，棚距1m；顶板破碎、压力大的情况下，超前支护距离不小于30m，并且距工作面10m范围内超前支护中间加打单体液压支柱，一梁三柱支护顶板。遇铁棚支护，将“∏”型梁改为板梁。

单体液压支柱要打成直线,初撑力要达到要求，柱径为100mm不低于90KN（初撑力不小于12MPa）。若底板松软时，钻底量大于100mm，支柱要穿柱鞋，柱鞋尺寸为直径360mm圆柱鞋。

工作面所有单体必须使用硬连接，且连接成一条直线，固定位置在单体液压支柱2/3处（距底板）。

3、备用支护材料：

工作面必须存有10%的备用支护材料。

备用支护材料堆放在轨道顺槽超前外50m-100m处，随着工作面回采进行搬移。具体规格数量：

⑴单体DZ3.50m单体20根；

⑵板梁20块，板梁规格:1/2φ200×L3600mm；

⑶∏型梁10根，规格：7#∏型梁；

⑷柱帽40块，柱帽规格：1/2φ200×600mm。

⑸圆木20根，圆木规格：φ200×L2600mm。

三、特殊条件下的顶板支护:

在过断层，顶板破碎及压力大滚帮严重时，超前支护加打板梁棚子，超前维护距离要加长到顶板完整、不滚帮地段。工作面支架要超前带压移架。

工作面若局部冒顶时,冒顶高度在1米以下进行勾顶处理。待顶板稳定后派有经验的老工人站在有支护的顶板下，用长柄工具将四周的活石、片帮等不安全隐患处理后，及时加固漏顶四周的支护，然后由跟班队长现场指挥，由经验丰富的老工人敲帮问顶，并经安全员检查许可后方可进行勾顶工作。勾顶由三名有经验老工人进行，一人观顶，一人递料，另一人勾顶，勾顶前要备齐物料，选择好退路，停止输送机和采煤机的运转将开关打到零位，并闭锁。

勾顶方法: 首先在临时支护下紧靠煤帮架顺帮抬棚，作为煤帮支点，然后在支架顶梁上与木棚间架设“#”字形木垛将顶勾严。勾好顶后，先拉出中间的一架支架，升紧前梁将顺帮棚子挑起，然后回撤掉棚腿，再拉出左右两架支架同时升架，并升紧。

顶板冒落高度在1m以上时要进行蓬顶处理。

蓬顶方法:

安全员必须在场,待顶板稳定后派有经验的老工人用长柄工具将四周的活石、片帮等不安全隐患处理后，及时加固漏顶四周的支护，然后由跟班队长现场指挥，由经验丰富的老工人敲帮问顶，由瓦检员检查冒落空洞内瓦斯情况后，经安全员检查许可后方可进行蓬顶工作。

蓬顶前要备齐物料，选择好退路，停止输送机和采煤机的运转并闭锁后进行作业。

首先在临时支护下紧靠煤帮架顺帮抬棚，作为煤帮支点，然后用板梁蓬顶，顶部打设“井”字型木垛，木垛高1m，并用板梁将木垛顶部蓬严。

蓬好顶后，先拉出中间支架，升紧前梁将顺帮棚子挑住，然后回撤掉棚腿，再拉左右支架同时升紧。

四、支架设计选型计算：

根据地测资料：老顶：砂质泥岩﹑直接顶：石灰岩﹑伪顶：泥岩及8#上煤、直接底：泥岩﹑老底：细沙岩，属中等稳定，工作面回采有周期来压现象，且来压明显，煤层厚度0.60m-4.60m之间,煤层厚度平均4m。

1、顶板压力计算:

Po=9.8 KγH =9.8×8×2.3×4=721.28 kN/㎡

式中 Po—顶板压力，kN/㎡

γ—上履岩层平均容量，2.3t/m3

K—支架上方岩石厚度系数，取8；

H—最大采高，取4m.

2、支架高度

Hmax ＞ Mmax +0.2

Hmin ＜Mmin -0.3

式中：Hmax Hmin分别支架的最大结构高度，最小结构高度。