第二节采煤工作面生产技术管理.docx

第二节采煤工作面生产技术管理 一、采煤工作面支架选型 一各类顶板使用支架架型及支护强度 采煤工作面支架形式主要依据顶板类级不同而定。表3-1为原煤炭部颁布的各类顶板使用支架的架型和支护强度。 表3-1各类顶板使用支架架型及支护强度 基本顶级别 I II III IV 直接顶类别 采高 1 2 3 1 2 3 1 2 3 4 4 单体支柱支护强度kNm-2 采高1m 150 1.3150 1.6150 按采空区处理方法确定 A 采高2m 250 1.3250 1.6250 B 采高3m 350 1.3350 1.6350 控顶区 超前梁和密背板 顶梁和背板或顶梁 顶梁或点柱 顶梁和密背板 顶梁和背板或顶梁 顶梁或点柱 顶梁和密背板 顶梁和背板或顶梁 顶梁或点柱 点柱 切顶线 无密集柱 必要时密集柱 密集柱 密集柱 采空区处理 垮落法 垮落法 垮落法 结合强制放顶的垮落法 深孔爆破或软化顶板的垮落法 二用于特定条件下外注式支柱的主要技术特征 用于特定条件下的外注式单体液压支柱，主要有炮采工作面专用的外注式单体液压支柱，型号为“PDZ”型；薄煤层工作面专用单体液压支柱，型号为“SDZ”型等。这两种型号的支柱技术特征见表3-2。 表3-2 用于特定条件下的外注式支柱的主要技术特征 型号 薄煤层工作面 炮采工作面 SDZ10 SDZ08 PDZ18 PDZ16 PDZ14 PDZ12 PDZ10 PDZ08 最大高度／mm 1000 800 1800 1600 1400 1200 1000 800 最小高度／mm 500 450 1080 980 870 770 660 550 行程／mm 500 400 720 620 530 430 340 250 中缸行程／mm 255 205 活柱行程／mm 245 195 外缸内径／mm 100 中缸内径／ 80 额定工作阻力／kN 中缸 200 240 外缸 310 泵站压力/MPa 1520 1520 初撑力／kN 75100 7095 底座面积／cm2 165 123 质量／kg 30.2 29.3 49.4 45.2 41.8 36.6 32.1 27.5 PDZ型支柱的特点是活柱表面采用硼铝共渗-镀锌磷化高防锈工艺。在有炮烟的条件下使用，活柱镀层不易锈蚀，其他结构和性能与DZ型支柱相同。 SDZ型支柱的特点是液压缸由中缸与外缸组成的双伸缩结构，使支柱的最小高度与最大高度差值较大。如SDZ10型支柱最小高度500mm,最大高度可达1000mm,行程为500mm,以适应极薄煤层工作面支护的需要。 三DZ型外注式单体液压支柱系列的技术特征 目前我国的DZ型单体液压支柱共有17种不同的规格及DZ0618-25/80、DZ1622-30/100、DZ2528-25/100、DZ2528-35/100和DZ3135-30/110等5个系列。 各种支柱的主要技术特征见表3-3。表中型号的数字代表意义是型号文字右面第一个数字代表支柱的最大高度，斜杠左方的数字代表支柱额定工作阻力，斜杠右方的数字代表支柱液压缸的内径。如DZ16-25/80,即说明这种规格的支柱最大高度是1.6m,额定工作阻力为259.8245kN,液压缸内径为80mm。DZ型支柱的活柱表面镀层，采用锡青铜打底套硬烙的工艺。这种镀层易受炮烟的侵蚀而生锈，所以只能用于机采工作面的支护。 表3-3DZ型外注式单体液压支柱系列的技术特征 序号 支柱型号 最大高度／mm 最小高度／mm 工作行程／mm 额定工作阻力／kN 工作液压／MPa 支柱质量／kg 液压缸直径／mm 1 DZ06-25/80 630 450 180 245 49 22.15 2 DZ08-25/80 800 545 255 245 49 25.10 3 DZ10-25/80 1000 655 345 245 49 28.00 4 DZ12-25/80 1200 765 435 245 49 31.51 80 5 DZ14-25/80 1400 870 530 245 49 34.55 6 DZ16-25/80 1600 980 620 245 49 37.55 7 DZ18-25/80 1800 1080 720 245 49 40.70 8 DZ16-30/100 1600 980 620 294 37.45 41.50 9 DZ18-30/100 1800 1080 720 294 37.45 45.20 10 DZ20-30/100 2000 1240 760 294 37.45 49.00 100 11 DZ22-30/100 2240 1440 800 294 37.45 55.00 12 DZ25-25/100 2500 1700 800 245 31. 16 58.00 13 DZ28-25/100 2800 2000 800 245 31. 16 64.00 14 DZ25-35/110 2500 1700 800 245 36. 16 64.80 15 DZ28-35/110 2800 2000 800 245 36. 16 16 DZ31-30/110 3150 2350 800 294 31 110 17 DZ35-30/110 3500 2700 800 294 31 二、采煤工艺方式的选择 我国煤田地质条件的复杂性，决定了煤矿采煤工艺方式的多样性，在一个相当长的时期内，必将是综采、普采、炮采3种工艺方式并存。 一适于采用综采工艺的条件 就目前煤矿地下开采技术发展趋势看，综采是采煤工艺的重要发展方向，它具有高产、高效、安全、低耗以及劳动条件好、劳动强度小的优点。 但是，综采设备价格昂贵，综采生产优势的发挥有赖于全矿井良好的生产系统、较好的煤层赋存条件以及较高的操作和管理水平。根据我国综采生产的经验和目前的技术水平，综采适用于以下条件煤层地质条件较好、构造少，采用综采后能很快获得高产、高效的矿井，见表3-4;某些地质条件特殊、但采用综采后仍有把握取得好的经济效益的矿井，见表3-5。综采工艺方式有缓斜中厚、薄煤层、单一长壁综采，缓斜厚煤层倾斜分层综采，缓斜厚煤层一次采全高综采，缓斜厚煤层放顶煤综采。因此，应根据不同的条件和其他因素合理选择综采工艺方式。 表3-4 优先装备综采的条件 序号 使用条件 井型Mta-1 煤层厚度／m 煤层倾角／a 地质构造 基本顶（级别） 直接顶（类型） 备注 1 中厚煤层 1.20 1.33.5 1. 20 5 1. 20 3.54.0 0.60 3.0以下 1.20 4.0 4.5 1.20 中厚煤层 0.60 1.1 1.3 0.45 15 45 简单 I、II、III 1、2、3 二适合采用普采工艺的条件 普采设备价格便宜，一套普采设备的投资只相当于一套综采设备的1/4,而产量可达到综采产量的1/31/2。普采对地质变化的适应性比综采强，工作面搬家容易。对推进距离短、形状不规则、小断层和褶曲较发育的工作面，综采的优势难以发挥，而采用普采则可取得较好的效果。与综采相比，普采操作技术较易掌握，组织生产比较容易。 三炮采工艺的主要优点 炮采工艺技术装备投资少，适应性强，操作技术容易掌握，生产技术管理比较简单，是我国目前采用仍然较多的一种采煤工艺。但是，由于炮采单产和效率低、劳动条件差，根据我国的技术政策，凡条件适于机采的炮采工作面，特别在国有重点煤矿都要逐步改造成为普采面。在炮采工艺方式上，应积极推广使用新技术、新设备、新材料，尽量提高采煤机械化水平，减小劳动强度。 三、顶板状态参数 1.顶底板移近量只对单体支柱工作面 顶底板移近量的计算方法见后文所述。 生产实践表明，在工作面控顶范围内，顶底板移近量每米采高不超过100mm时，该工作面顶板状态是好的，也容易控制。 2.端面冒高 端面冒高既与直接顶岩性有关，也与支护强度、支护方式有关。 生产实践表明，单体支柱工作面当端面冒高超过200mm时，如果不进行构顶，顶板就难于控制。 当前，对端面冒高的问题研究得很不够，为保持顶板处于良好状态，其控制值只能按我国的实践经验来确定，即综采工作面冒高不超过300mm,单体支柱工作面冒高不超过200mm。 3.顶板台阶下沉量 生产实践表明，工作面内不出现顶板台阶下沉或台阶下沉量不超过100mm，则该工作面顶板状态是好的，也容易控制。 顶板台阶下沉量与支护强度有关，支护强度足够大时，一般不会出现顶板台阶下沉或台阶下沉量超过100mm。因此，如果工作面内出现过大的顶板台阶下沉，就应提高采场支护强度。 4.网兜高度 在金属网人工顶板下采煤时，过大的网兜是造成金属网下推垮落型冒顶的原因之一。此外，网兜高度大于150mm的网兜数目过多时，也会影响工作面的正常生产。 为保持顶板处于良好状态，建议一个循环内，网兜高度超过150mm的网兜数目不超过2个。 四、采煤工作面支护参数的确定 为了实现回采工作面的安全生产，必须对矿山压力进行控制。回采工作面矿山压力控制的主要内容是支护工作空间。 回采工作面上覆岩层的重量主要是由工作面前方煤壁、回采工作面支架以及采空区已垮落的矸石支撑。采煤工作面的支架与顶板岩层构成了顶板－支架－底板力学系统，直接顶以及未能参与平衡的裂隙带岩层的重量通过直接顶作用于支架。 一顶板下沉与支架规格的确定 回采工作面顶板下沉是直接顶及上覆岩层重力作用的结果，直接顶悬梁本身的自重作用是产生顶板下沉的直接原因。 顶板下沉可以用顶板下沉量及顶板下沉速度等指标表示。顶板下沉量是顶板岩层稳定性的重要标志，可以大体上反映顶板岩层移动的状况。 顶板下沉量包括顶板绝对下沉量和顶底板相对移近量。顶板的绝对下沉量必须是在远离测量地点的静止基点测得，实际测量比较困难。同时，由于缓斜煤层工作面内底鼓量一般远小于顶板下沉量，因此在实际工作中，常以顶底板相对移近量S表示顶板下沉量。 顶板下沉速度是指单位时间内顶板的移近量。顶板下沉速度可以反映顶板岩层移动的剧烈程度。 影响顶板下沉的因素很多，与生产技术有关的主要影响因素是采高、控顶距、时间因素、工作面推进速度等。 1.采高、控顶距等因素对顶板下沉的影响 裂缝带岩层的弯曲下沉可以用开滦煤炭科学研究所的经验公式表示 若以工作面前方岩层开始移动点为原点，则横坐标x处的顶板下沉量为 SxS0e-azn zL-xL 式中L－最终下沉点到开始移动点的距离； n、a待定系数，根据实测资料求得，主要取决于采动情况。 根据我国大量岩层移动的观测结果，此曲线的方程虽然各不相同，但其共同点是＂砌体梁＂各段的下沉置SX与其最大下沉量S0直接有关，而且成正比。 已知S0mK-K1K-13-2 式中，K、K1与顶板岩性有关。 将式3-2代人式3-1，则有 SxmK-K1K-1e-aL-xLn 从上式可知，在一定岩石性质条件下，K、K1、a、L等均为定值，Sx主要与m有关。因此可得出如下结论在岩石性质一定的条件下，采高是影响顶板下沉量的决定因素。 图3-10顶板下沉量与岩层移动图形 由于L远大于S0，因此岩层移动曲线可以近似按直线处理图3-10。于是控顶距为R处的顶板下沉量SR与S0的关系为 SRRS0L 即 SRS0LRmK-K1K-11LR 令 K-K1K-11Lη 则 SRmηR 式中，η与岩体的整体力学性质有关，根据国外及国内实际测定的结果，在缓斜及倾斜煤层中，η值最大的平均值是0.040.05,急倾斜煤层的回采工作面可取0.02。η的含义为每米采高、每米控顶距的顶板下沉量。从上式可知，顶板下沉量除取决于采高外，还取决于控顶距R的大小。 必须指出，上述顶板下沉量是指直接顶与上覆岩层不产生离层的数值，当直接顶与上覆岩层出现离层现象后，其顶板下沉量显然要大于上述数值。 2.工序及工作面推进速度等因素对顶板下沉的影响 图3-11所示为某煤矿在一工作面中部观测得到的顶板下沉与时间的关系曲线。从曲线可知，在整个生产循环内，顶板不断下沉，即顶板下沉是时间的连续函数；但顶板下沉的剧烈程度，在不同时间和工序范围内是变化的，落煤与放顶等工序对顶板下沉的影响较为明显，无工序时顶板下沉曲线比较平缓。 1-采煤机距测点15m;2-采煤机距测点10m；3-放顶过测点5m;4-放顶过测点15m；5-放震动炮后；6-采煤机距测点6m 图3-11 某矿工作面中部测定顶板下沉曲线 图3-12所示为我国某煤矿1572工作面爆破对顶板下沉的影响。爆破工作是由上向下进行的。观测证明爆破影响波及范围为距离爆破处上下各1517m,剧烈影响发生在离爆破处上下57m处。 1-爆破经过测点；2-测点下4m处爆破；3-测点下10m处爆破 图3-12 爆破对工作面顶板下沉的影响 在机械落煤的工作面内，随着采煤机割煤，在采煤机后马上悬挂铰接顶梁，但因其支撑力较低，顶板下沉速度同样也会加快。 回柱放顶工作对顶板下沉的影响表现在工作面回柱以后，直接顶尚未垮落时，直接顶悬梁将部分压力转加到未撤除的支架上。顶板垮落以后，在采空区上方的裂缝带岩层进入新的平衡过程，使放顶处沿工作面倾斜方向上方20m、下方10m内的顶板下沉速度加快，在放顶处沿工作面倾斜方向上方10m、下方5m范围内的顶板下沉速度最大，如图3-13所示。 A-倾斜向上；B-倾斜向下 图3-13放顶对顶板下沉的影响 由上述可知，落煤与放顶对顶板下沉的影响都比较剧烈。因此，实际生产中，对于炮采及机采工作面，当落煤与放顶平行作业时，应使落煤与放顶地点错开1015m以上的安全距离。 无工序时间对顶板下沉的影响表现在在无工序时间内，顶板压力与支架支撑力处于相对平衡状态，顶板下沉均匀缓慢。 工作面推进速度对顶板下沉的影响表现在落煤、移架、放顶及无工序时间都不同程度地影响着顶板的下沉。加快工作面推进速度、缩短循环时间，可以缩短无工序时间，从而减少无工序时期内顶板下沉量，即减少了整个循环的最终顶板下沉量，但是工作面落煤、推移刮板输送机、放顶对顶板下沉董的影响并不因工作面推进速度加快而减弱，因此加快工作面推进速度并不能将矿压“甩掉”。采用木支架或摩擦式金属支柱时，工作面推进速度对顶板下沉量影响很大，因此，加快工作面推进速度，能相对减少工作面的下沉量。 加快工作面推进速度可以减少一个循环内总顶板下沉量，但却加快了工作面顶板下沉速度。 3.支架工作阻力对顶板下沉的影响 根据国内外试验，支架工作阻力与顶板下沉量有如图3-14所示的双曲线关系。图中横坐标为支架工作阻力，纵坐标为顶板下沉量，D为曲线拐点。沿曲线过拐点D向右，支架阻力变化速度大，而顶板下沉变化速度慢。曲线越向右延伸，提高支架阻力对降低顶板下沉的作用越不明显，过拐点向左，则情况相反，阻力稍有降低，但顶板下沉却迅速增加。 图3-14支架工作阻力p与顶板下沉量s的关系 可见，为了使顶板下沉保持在一合理限度内，支架，工作阻力应选在拐点右侧。但鉴于增大工作阻力超过一定范围，并不能减弱顶板的下沉，因此，支架工作阻力也不宜过于增大。 4.顶板岩性及倾角对顶板下沉的影响 在地质条件方面影响顶板下沉的因素主要是顶板岩性及倾角，顶板岩性对顶板下沉有着决定性意义。若直接位于煤层之上的是厚而坚硬的岩层，则顶板下沉量一般很小，顶板也较平整；若煤层直接顶为厚的、中等坚固的岩层，其上方是厚而坚固的基本顶岩层，则顶板下沉量较大且有明显变形；若工作面顶板是由软弱岩层组成，则顶板下沉量往往很大，顶板断裂、岩块错动，有时甚至形成明显的台阶状下沉。 倾角对顶板下沉的影响也很明显。从图3-15中可知，影响顶板下沉的力是Qcosα，其中，Q为上覆岩层的重力，α为岩层倾角。可见倾角愈大，影响顶板下沉的力愈小，所以急斜工作面顶板下沉量远比缓斜工作面顶板下沉量小。 图3-15 不同倾角时顶板受力 二单体支柱规格的选择 选定单体支柱规格，必须根据工作面采高及 图3-15不同倾角时顶板受力其变化情况，使煤层采高的变化在支柱的可调高度范围以内，其次还必须根据顶板的下沉量，使支柱的可缩量与顶板下沉量相适应。 煤层采高及其变化情况，一般可根据钻孔资料或已掘出的工作面回风巷、工作面运输巷实测数据取得。顶板下沉量可以通过实测或估算求得。 计算单体支柱最大、最小高度的公式如下 L大M大-b L小M小-S-b-a 式中L大、L小-支柱的最大高度、最小高度，mm; M大-工作面最大采高，mm; M小-工作面最小采高，mm; b-顶梁厚度，mm; s-顶板在最大控顶距处的平均最大下沉量，mm; a-回柱时必要的卸载高度，一般为3050mm。 根据L小值与L大值即可选定支柱规格。举例如下 【例1】已知回采工作面采高最大为2.3m,最小为2.0m,根据工艺需要最大控顶距为4m,顶板为中等稳定，支柱无插人底板现象，使用HDJA型悬臂顶梁及摩擦式金属支柱。解第一步确定顶板下沉量。由于无邻近工作面顶板下沉量数据借鉴，因此采用估算法。其估算法采用的公式为 SηMR 式中，η的范围为0.04-0.05,这里取0.04,M2.3m,R4m,则 S0.04x2.3x40.368m 根据已知条件，因顶板下沉量较大，故选择HZWA型支柱。第二步确定支柱规格。采用上述公式 L大M大-b L小M小-S-b-a 顶梁厚度b为96mm,则 L大2300-962204 卸载高度a取50mm,则 L小2000-368-96-501486 第三步查表。选用HZWA-2300型支柱，其最大高度为2300mm,最小高度为1316mm,可缩量为400mm。 由上例可知，选择单体支柱规格时，首先应根据顶板下沉量及采高选择单体支柱的规格；在布置工作面支架时，尚需根据选定支柱的工作阻力及工作面要求的支护强度确定工作面支架密度。 三支架载荷与支架工作阻力的确定 1.支架载荷 支架载荷是支架对顶底板压力的反力，又称支架的实际工作阻力。其值主要取决于回采工作面上覆岩层性质和围岩运动的特点，也取决于支架的结构性能及采高等回采参数的影响。 支架结构特性对支架载荷有明显影响。例如，回采工作面采用完全刚性的支架支撑顶板，由于支架没有可缩性，支架将直接承受上覆岩层的压力，这显然是不合理的。当采用掩护式支架，基本顶呈砌体梁式的平衡状态时，掩护板仅仅承受垮落带内岩石的部分重力，较上述刚性支架载荷要小很多。 支架载荷取决于支架本身的工作特性。支柱受力分布情况还与支柱架设过程中是否打木楔、用木梁、穿“木鞋”等因素有关。支柱打了木楔等物后，增加了支柱的可缩性，改变了支柱的工作特性。 当工作面顶板比较破碎或者底板比较松软时，可能出现支柱插入顶底板的现象，甚至使靠采空区一侧支柱的载荷变小。此外，还应考虑支设质量等因素的影响。 2.支架工作阻力的确定 支架工作阻力P是指支架对顶板压力的额定支撑力，其值又等于支架支撑顶板的面积A与顶板单位面积所需的支撑力p的乘积。P又称为支护强度，即PAp。 确定支护强度的方法，目前主要采用估算法及实测法。 1估算法 此法按回采工作面支架处于受力最大的状态进行估算，包括控顶范围内直接顶的全部重力Q1，及基本顶周期来压通过直接顶传递给支架的作用力Q2，如图3-16所示。 图3-16支架受力图 直接顶沿煤壁处破断时，整个直接顶的全部重力Q1为 Q1hL1γ10 式中h-直接顶厚度，m; L1-悬顶长度，从工作面煤壁到顶板垮落处的长度，m; γ-直接顶岩层重力密度，t/m3; 由于L1RR为控顶距，单位为m，因此底面积为1m2的直接顶岩柱重为 q1h∙L1∙γ∙10R10h∙γ 当忽略顶板下沉量时 hMKp-1 此时 q110MKp-1γ 基本顶载荷Q2难以精确地计算，在一般情况下可以按直接顶载荷的倍数估算。根据多数矿井测定的结果，以载荷Q1为基数，周期来压时形成的载荷不超过平时载荷的2倍，因此有 p10nh∙γ pnMKp-1γ10 式中p－考虑基本顶来压时的支护强度； M一采高，m; n动载系数，取n2。 由于Kp一般取刚破碎时的松散系数，其值为1.25-1.5,因此 p224Mγ48Mγ 即取相当于采高4080倍岩柱的重力为设计支架的支护强度。 2实测法 实测法是以实际测定的支架所受载荷作为确定支架工作阻力的依据。将所测到的数据，应用数理统计法进行分析。但是，实际测得的支架载荷与支架性能、支架支设条件 如顶板冒空，底板松软及支设质量等有关。因此，实际测定的支架载荷，不一定就是支架“应该支撑的顶板压力”。 我国煤炭科学研究总院等机构，在研究我国顶板分级问题时，即采用了实测法来确定单体支架的工作阻力，见表3-6。 表3-6我国煤炭科学研究总院等机构建议的支架工作阻力 采高／m基本顶分类 I II III IV 1 150 1.3150 1.6150 2 250 1.3250 1.6250 按采空区处理方案确定 3 350 1.3350 1.6350 1按经验数选择下列支柱的实际承载能力微增阻摩擦式金属支柱为150kN／根，单体液压支柱为180kN／根。 2支柱密度预计 ρWP 式中ρ一支柱密度，根／m2; W支护强度，kN/m2; P支柱实际承载能力，kN／根。 3确定柱排距。单体支柱工作面的排距受金属顶梁的限制，一般为600mm、800mm、1000mm及1200mm共4种，可以根据顶板状况和采煤工艺确定柱距。 Rlρ 式中R-柱距，根／m; l-排距，m。 五、支护参数与顶板状态参数的关系 应当指出，顶底板移近量、端面冒高、顶板台阶下沉量、网兜高度等顶板状态参数都与采场支护强度有关。实践表明，支护强度愈大，这些参数的数值就愈小；支护强度愈小，这些参数的数值就愈大。也就是如果控制顶板处于良好状态，就要提高支护强度到一定的水平。从理论上讲，提高支架或支柱初撑力、支柱密度、支护系统刚度这3个支护参数，都可能提高支护强度。因此，在生产过程中，如果出现顶板状态参数不理想，就要调整某一个或某几个支护参数，从而使采场顶板处于良好的状态。但是，生产实践中，基本上都是靠调整支架或支柱初撑力来保证顶板处于良好状态，也就是，如果按防压、防推计算出的初撑力还不足以保持顶板处于良好状态时，就要进行专门的调压试验或日常监测，以求出既能保证不发生顶板事故、又能保持顶板处于良好状态的初撑力。 当煤层直接顶很薄甚至没有直接顶时，基本顶活动可能导致较大的顶底板移近量，而且无法用提高初撑力来解决。这时，为保持顶板处于良好状态，必须在采空区进行系统的挑顶。 六、采煤工作面的循环作业 采煤工作面的“循环”就是完成工作面落煤、装煤、运煤、支护和放顶或放顶煤等工序的全过程，并且周而复始地进行下去。炮采、普采工作面多以工作面放顶工序作为完成一个循环的标志，综采工作面一般是以进刀或移架工序作为完成一个循环的标志，放顶煤采煤工作面则是按完成一次放煤工序过程作为循环的标志。 采煤工作面循环作业的主要内容包括循环方式、作业形式、工序安排及劳动组织等。 一循环方式 循环方式是循环进度和昼夜循环次数的组合。采煤工作面的循环方式主要分为单循环与多循环。 1.循环进度 采煤工作面每完成一个循环向前推进的距离，是每次落煤的深度截深和循环落煤次数的乘积。炮采工作面的落煤进度，是根据工作面顶板的稳定状态和所选顶梁的长度确定的，一般取值为0.81.0m。综采、普采工作面采煤机截深，应根据工作面顶板岩石性质、煤层特征、采煤机械设备性能以及支架结构、参数和工作面生产工序等特点合理确定，一般取值为0.50.8m,最大取值可达1.0m。 2.昼夜循环次数 主要根据采煤工作面的顶板条件、采煤工艺方式、操作管理水平、工作面的基本参数和作业方式合理确定。高产高效工作面可达10次以上。 3.正规循环作业 按照作业规程中循环作业图表安排的工序顺序和劳动定员，在规定的时间内保质、保董、安全地完成循环作业的全部工作量，并周而复始地进行采煤工作的一种作业方法。符合规定的循环时间、循环进度、工作质量和劳动定员等是正规循环作业的4项基本要求，按照循环图表作业是正规循环的基本特点。因此，根据工作面的地质条件和生产技术设备制定出切实可行的正规循环作业图表，是工作面组织正规循环作业的前提。 4.正规循环率 为了加强采煤工作面现场规范化、科学化、标准化管理，生产现场多采用正规循环率来评价工作面生产组织管理水平。 月正规循环率＝全月实际正规循环个数 全月工作日数x作业规程规定的日循环个数 x100 在一般情况下日进单循环和双循环作业，采煤工作面正规循环率不能低于80；日完成3个以上循环的，正规循环率不能低于75。对于加班加点、挤占和取消设备检修及生产准备时间进行的循环作业，一律视为无效循环。 5.采煤工作面正规循环作业的标准 1有一个科学的切实可行的作业规程和循环作业图表，完成规定的正规循环率。 2完成月份作业计划规定的产量、进度、效率、煤质、主要材料消耗、工作面煤炭采出率等技术经济指标。 3工作面工程质量合格。 4实现安全生产，消灭死亡和重大生产事故。 二作业形式 作业形式是采煤工作面在一昼夜内生产班与准备班的相互配合关系。工作面的作业形式应与矿井的工作制度相适应。 常用的作业形式有以下5种 1.两采一准作业形式 这种作业形式是昼夜3个作业班中，2个班生产、1个班准备。有专门的准备检修班，准备时间比较充分，可保证工作面支护、机械、电气等设备的正常检修时间，有利于保障支架和机械、电气设备的完好性。准备班还可进行工作面的安全施工，确保生产班安全顺利地进行生产。这种形式经常应用在机械化采煤工作面或开采有煤与瓦斯突出危险的工作面。 2.边采边准作业形式 这种作业形式是昼夜3个作业班中3个班都边生产边准备。其特点是生产的时间相对较长，可实现日进多循环；工作面推进速度比较快，有利于顶板控制。但这种作业形式没有专门的准备检修班，不能保障机械设备的正常维护、保养和检修，对设备的正常使用有一定的影响，必须23d安排一班进行设备的集中检修。这种作业形式在机械设备比较简单的炮采工作面应用较多。 3.两班半采煤半班准备作业形式 针对边采边准作业形式无法保障每天正常的检修时间的缺陷，该作业形式在2个班采煤的基础上，另一班则采用半班准备半班生产。这样既增加工作面的生产时间又保证有固定的机械设备检修时间，可较好地保障工作面开采设备的可靠性和完好性。该作业形式主要在一些设备比较先进、检修工作量较少的机采和炮采工作面采用。 4.三采一准作业形式 三采一准作业形式是“四六”工作制时经常采用的作业形式。每天3个生产班工作时间18h,和两采一准作业形式相比增加有效生产时间2h,可较好地发挥设备效益，又保证设备的检修时间，并有效地改善井下工人工作条件，对保障工人身心健康与矿井的安全生产非常有利。在工作地点较远的综采工作面多采用该作业形式。 5.四班交叉三采一准作业形式 四班交叉三采一准作业形式是在“四六”工作制三采一准的基础上，为使工人每天有效的工作时间达到8h采用的一种作业形式。该作业形式每次交接班时两班工人在工作地点交叉2h,进行生产准备工作。该作业形式保证工人有效的工作时间和提高设备利用率，可提高工作面的生产能力。但这种作业形式交接班时在工作面的较长时间内有两班工作人员，组织管理比较复杂，不利于工作面安全管理。因此该作业形式只在一些中小型矿井中工作地点距离井口较近或有时为赶任务、抢循环等情况下采用，是一种临时性的作业形式。 三工序安排 确定工作面的循环方式和作业形式时，应合理安排采煤工作面的生产工序。工序安排的基本要求是充分利用工作面的空间和作业时间，避免各工序的相互影响，提高工时利用率，保持工作面的均衡生产，最大限度地提高工作面的生产能力。 1.安排工序时应注意的问题 1保证主要工序的顺利进行 工作面的主要工序是落煤、装煤、推移输送机、支设支架和放顶，主要工序的安排，直接影响着采煤工作面的安全生产和效率，因此，在安排工序时，必须保证主要工序在时间和空间能顺利进行。 2处理好主要工序和辅助工序的关系 辅助工序与基本工序的作业关系有平行作业或顺序作业。工序的顺序安排，一定要符合工艺要求，确保前一工序按时转入后一工序，各工序之间有机配合，互不影响。如工作面的两端头作业，不能按时完成准备工作，采煤机就无法进刀；单体支护的工作面，放顶工序不能按时完成，就不能进行下一循环落煤工序作业。 3采用平行作业，提高工作效率 在保证安全的前提下，工作面的工序应尽可能采用平行作业。充分利用工作面的有限空间和工作时间，缩短循环周期。安排平行作业，各工序在空间上要保持一定的距离。推移输送机要滞后采煤机10-15m;工作面落煤工序与放顶工序之间的距离要在15m以上；单体支护分段作业时，放顶工序分段距离必须大于15m。这样可避免工序之间的相互干扰，影响安全生产。 2.工序流线图 利用统筹法原理，按各工序所占用的时间和他们的相互关系如顺序作业、平行作业等关系确定主要工序线路和辅助工序线路。主要工序线路用粗实线表示，辅助工序线路用细实线表示。顺序作业画在一条线上，用箭头表示先后关系。平行作业的工序，用上下平行的线段表示。超前或滞后一定时间依次开工的工序，用斜线表示。图3-17为某矿普采工作面的循环工艺流程图。虚线方框内表示由综合工种完成的工作。该循环工艺流线图的主要工序是采煤机割煤准备割煤端头斜切进刀等；辅助工序线有两条，做缺口线和支护线，随采煤机割煤滞后进行挂梁、移输送机、支柱和放顶作业。次要工序与主要工序平行作业。 图3-17某矿普采工作面的循环工艺流线图 根据循环工艺流线图各工序的相互关系和所需占用的时间，结合企业管理网络管理知识，确定工艺流线图中的关键线路，计算出完成循环作业所需的时间。对关键线路进行优化，减少循环作业时间，可增加工作面的日循环次数。 四回采工作面正规循环作业应达到的要求 1.循环时间要求 即完成一个正规循环所需要的时间，不得超过所规定的时间，也就是在24h内要周而复始地不断地完成整数个循环。边打边回的高档普采工作面，一昼夜超过规定的循环次数后，可以不间断地增加非整数个循环。 1循环工作量要求 即必须是按作业规程的规定，完成一个循环内所包括的全部工序和工作量。由于采煤方法、回采工艺和循环方式不同，完成一个循环的全部工序和工作量也有所不同。一般完成一个循环全部工序和工作量的标志工序如下 1炮采和普采的长壁式全部冒落采煤法回采工作面，以完成一个循环过程的最后一道回柱放顶工序为完成一个循环。 2水砂充填工作面，以完成一个循环的最后一道充填工序为完成一个循环。如有几个工作面采、充轮作，则各工作面充填一次就是一个循环。 3急倾斜掩护支架工作面，以进一次帮、落一次架为完成一个循环。 4急倾斜水平或斜切分层工作面，同采各分层工作面各完成最后一道放顶工序，且达到循环进度要求的为一个循环。 5巷道长壁、长炮眼水封爆破及仓储式采煤工作面，按沿工作面全长，完成一次打眼爆破工序的为一个循环。 6水采工作面每台水枪移动一次为一个循环。 7其他采煤方法的回采工作面，完成一个循环全部工序和工作量的标志工序，由矿务局公司根据正规循环的基本概念，结合自己的情况自行规定。 2循环进度要求 即要达到作业规程中规定的一个循环的工作面进度。这个进度必须是沿工作面全长，在完成一个循环的全部工序和工作量后的工作面进度。循环进度一般不低于以下要求 1使用机械化采煤的长壁工作面，循环进度不小于滚筒截深的90。 2使用爆破采煤的长壁工作面，循环进度不小于0.8m。 3巷道长壁和仓储式采煤的工作面，循环进度不小于1m。4水平及斜切分层采煤工作面，循环进度不小于1m。 5急倾斜柔性掩护支架采煤工作面，循环进度不小于0.8m。 6长炮眼水封爆破采煤工作面，循环进度不小于0.8m。 上述工作面，如遇夹石变厚、分采分运、顶板破碎、过断层、过老巷、工作面过长、煤层极薄、采高过大，或V型水砂充填工作面第一次开帮时，经矿总工程师批准，可以减少循环进度，但不应小于0.8m。 4.循环工序安排要求 即要求按照作业规程中规定的循环图表进行。实际上要求每个工序在时间、进度和空间位置上都按照预先编制好的循环图表进行作业。这个要求，一时往往不易做到。因此在开始组织推行正规循环作业时，可以只要求在规定时间内完成一个循环的全部工序和工作量就算完成一个正规循环。 5.循环定员要求 即在工种和工数上要求不得超过作业规程规定的完成一个正规循环的定员配备。 6规格质量要求 即要求按作业规程的规定，保证符合工程规格质量标准、巷道维修质量标准和机电设备维修质量标准，避免发生伤亡事故。 五劳动组织 劳动组织是工作班中劳动力定员与各工种的相互配合关系。采煤工作面劳动组织对提高工作面的产量和劳动效率有很大影响。劳动组织应根据循环方式、作业形式和工序安排确定。根据循环方式确定一昼夜内工作面总的工作量及各工种的工作量定额，计算各工种所需定员，依据作业形式分配生产班与准备班的工作时间，然后按工种确定每个生产班的工作量、劳动定员及占据的时间与空间。 采煤工作面劳动组织形式主要分为以下几种 1.追机作业 这种劳动组织形式一般和专业工种相配合。特点是依照普采工作面的生产过程，组织挂梁、推移输送机、支柱和回柱放顶等专业工作组，在采煤