煤矿综放工作面回采作业规程.doc

- 1 - 3403 综放工作面回采作业规程 第一章第一章 概概 况况 第一节 工作面概况 1、工作面位置 3403工作面所处地表为山梁与山谷交界地带，有一条季节性河流长河由北向南穿越 该工作面，流入万里水库。工作面西南方向有一条宽约3m 的水泥路通往圣公寺。南部四采区 3401工作面已开采完毕，现为采空区。 （表面标高：1041-1112m）。 附图 1：3403 综放工作面井上下对照图 2、回采对地面设施的影响： 地表为山梁与山谷交界地带，有一条季节性河流长河由北向南穿越该工作面，流入万 里水库。因此在工作面回采到此河流河床范围时要高度重视地表水对安全生产构成的威胁， 尤其在雨季期间，更要加强对此河床范围裂隙带的观察及井下涌水量观测。工作面西南方向 有一条宽约3m 的水泥路通往圣公寺。 3、工作面邻区情况 ： 南部四采区 3401 工作面已开采完毕，现为采空区。 4、工作面要素 工作面走向长：1067m 工作面倾斜长：180 m 煤层平均厚度：5.71m 煤 层 倾 角：10 5、工作面开采程序及所开采煤层层号、采高、循环进度，作业方式和储量，循环产量、日产量、 回采率及放顶煤步距。 工作面采用长壁后退式综合机械化放顶煤一次采全高采煤,全部垮落法管理顶板。开采煤 层为 3#煤层，机采采高 2.6m，放顶煤厚度为 3.1m，作业方式多循环作业：即班进 2 循环、日进 6 循环，循环进度为 0.6m。放顶煤步距为 0.6m，综合回采率为 85%，其中机采回采率为 98%，放顶 煤回采率为 72%，工作面地质储量为 151 万吨，可采储量 128 万吨。 工作面煤壁净长为 180m。 - 2 - 循环产量=（工作面煤壁长机采采高循环进度容重割煤回采率）+（放顶煤长度放顶 煤高度放煤步距容重放顶煤回采率） 日产量=循环产量日循环数 循环产量=（1802.60.61.4498%）(1683.10.61.4472%)=396324=720 吨 日产量=7206=4320 吨 月产量（每月按 25 天计算）=432025=108000 吨 附图 2：3403 综放工作面布置示意图 第二节 地质及水文情况 1、工作面标高为+640-680m，地面标高为+1041-1112m。 2、煤层构造特征 本工作面煤层为煤质为黑色、灰黑色、半亮、光亮型煤，玻璃似金属光泽，为中灰、低磷、 特低硫、高发热量、高熔灰分、高强度、易选的无烟煤。煤层节理、裂隙较为发育，结构复杂， 含有夹矸23层，硬度 f=3，邻近钻孔揭露煤层厚度为5.71m，容重1.44T/m3，煤层倾角10。 3顶板岩石构造特征 老顶：灰色中砂岩，厚度平均为 8.8m,硅钙质胶结，局部含大量白云母片，有时含炭质条带。 直接顶：为灰黑色泥岩，局部有粗粉砂岩，中上部有小煤一层，平均厚度 4.3m。 伪顶：为灰黑色泥岩，厚度 00.5m 4、底板岩石构造特征 直接底：为灰黑色泥岩或细粉砂岩, 厚度平均为 9.0m 老底：灰色石英砂岩，钙质胶结，分选中等，次棱角状颗粒，平均厚度 2.25m 5、地质构造情况 根据三维地震报告显示：该工作面处于陷落柱发育地区，据掘进时揭露地质资料和三维 地震报告显示：1、工作面内发育有 2 个陷落柱，分别为陷落柱 X13 和 X15、X18，X13 控制程 度可靠，呈椭圆形，长轴*短轴55m*46m，X15 呈椭圆形，长轴*短轴78m*46m，X18 呈椭 圆形，长轴*短轴137m*82m; 2、工作面顺槽、切眼掘进过程中共揭露 6 个正断层、1 个逆断层，断层的最大落差为 4m， 最小落差为 0.5m。 陷落柱和断层导水性很弱，一般无渗水，但地表的长河河床将对工作面回采构成很大影响。 6、煤层厚度 该工作面煤层总厚度为 5.71 米，其中机采 2.6 米，放顶煤厚度 3.11 米。 - 3 - 7、水文情况 3#煤层充水条件简单，顶板砂岩含水层富水性弱，工作面在回采过程中可能会有少量淋 水，预计涌水量平均为0.25-3 m3/ h。但地表有一条季节性河流长河流经该工作面，因此 在工作面回采到此河流河床范围时要高度重视地表水对安全生产构成的威胁，尤其在雨季期 间，更要加强对此河床范围裂隙带的观察及井下涌水量观测。 根据掘进时揭露地质资料和三维地震报告显示以及坑透成果图显示工作面陷落柱、断层 构造非常发育，因此在回采时应加强支护，防止顶板事故发生。在工作面回采过程中要注意观 测构造带、工作面采空区有无导水裂隙带及淋水、涌水情况，设置可靠的防排水系统防止水害 事故的发生。 8、其它地质情况 根据临近工作面瓦斯鉴定结果，预计掘进时瓦斯绝对涌出量预计为 15.32m3/ min 。CO2 绝对涌出量预计为4-5m3/ min。煤层无自燃现象。 附图3：三号煤层综合柱状图 第二章 采煤方法 第一节 巷道布置 1、巷道布置 工作面巷道为三巷“E”型布置方式，在工作面两侧各布置一条巷道，北为运输顺槽，服务 于工作面进风、运煤，在巷道内布置有供电、照明、信号、通讯、监控、应急通讯、喷雾、防尘管 路、进、回液管路、可伸缩胶带机、转载机、破碎机、水泵及开关等设备。南侧是回风顺槽，用 于喷雾、防尘管路、回风和辅助运输物料。在回风顺槽上方以北，沿煤层顶板内错9m布置一条 辅助回风巷，用以辅助回风。 2、工作面巷道断面特征、工作面巷道断面特征 工作面三条巷道均设计为矩形断面，采用锚网联合支护，锚索补强；巷道全断面挂网。运 输顺槽净断面规格为：42.8m，净断面面积11.2m2；回风顺槽净断面规格为：42.8m，净断面面 积11.2m2；辅助回风巷断面为：32.2m,净断面面积为6.6 m2。 附图4： 锚网支护运输顺槽断面图 附图5： 锚网支护回风顺槽断面图 附图6： 锚网支护辅助回风巷断面图 - 4 - 第二节 采煤工艺 1、采煤工艺 回采工艺为采煤机采用端头斜切进刀方式，双向割煤，液压支架及时支护顶板。 2、采煤方法 采用长壁后退式综合机械化放顶煤一次采全高采煤,全部垮落法管理顶板。 3、回采工艺 3.1 回采顺序 清 煤 割煤拉架推前部溜 放顶煤 拉后部溜. 3.2 主要工艺介绍 3.2.1 割煤： 割煤采用 MG160/375-W 型双滚筒采煤机。 割煤方式：双向割煤，采高 2.6m，截深 0.6m。 进刀方式：端头斜切进刀，进刀距离不少于 30m。采煤机从工作面下端向另一端正常割煤 时，随着移架工序的完成，推移前部输送机（图 a）。 到达工作面上端割透煤壁后，立即反向， 先割剩余 15 米的底煤，而后进入斜切进刀段（图 b）。斜切进刀完成后将机尾推向煤壁，采煤 机反向将上端煤壁割透（图 c）。而后反向割透剩余 15 米的底煤，并开始向下端正常割煤，与 此同时，将机尾和机身顺序推向煤壁（图 d）。到达下端后，和在上端一样反向进入斜切进刀段， 进行斜切割煤（图 e）。完成斜切进刀后，将机头推向煤壁，采煤机反向将下端煤壁割透（f）。而 后反向割透剩余 15 米的底煤，并开始向上端正常割煤。与此同时，将机头和机身顺序推向煤 壁（图 g）。 附图 7：机组进刀方式示意图 3.2.2 拉架 割煤后，距采煤机后滚筒 4-6 架进行拉架，操作方式为本架操作，顺序拉架，拉架步距 0.6 米。 3.2.3 推前部溜 滞后拉架 4-6 架，即可推前部溜，顺序追机推溜，推溜步距 0.6m，推溜距采煤机的距离不 少于 12m，最大不超过 40m。推溜时必须保证工作面煤溜能正常运行，严禁出现急弯，煤溜弯 曲段不少于 15m。顶机头（尾）时，必须停机，推前溜中间段时，严禁停机。 3.2.4 放顶煤 放顶煤滞后拉架 3-5 架，放顶煤前应先调整后部溜，使煤溜处于有利于放煤的工作状态， - 5 - 排头排尾各三架不放顶煤。 初放顶煤：在支架顶梁末端推出切眼三个循环后放顶煤。初采时，当落山煤盖不严支架时 可局部放顶煤。 正常放煤：采煤机每割一刀煤，放顶煤一次。 放煤顺序：采用多轮顺序均匀放煤，由两人同时操作，两人间隔不少于五个支架，依次顺 序放煤，每架放煤都要均匀放出，放煤时，出现矸石就立即关闭放煤口，停止放煤。 末采放顶煤：工作面距停采线 12m 时停止放顶煤。 3.2.5 清煤 前部煤溜移过后，开始清理工作面前溜与支架底座之间，以及工作面架与架之间的浮煤，清 理后的工作面 2m2范围内的浮煤厚度不超过 30mm，后部煤溜与支架底座间的浮煤在生产过程中 不清理。 3.2.6 拉后部溜 当工作面支架放完顶煤, 清净浮煤后，滞后清煤 2-3 节溜槽。拉溜步距为 0.6m，后溜弯曲段 不小于 15m，严禁出现急弯。 第三节 设备配备 附表1：3403综放工作面设备明细表。 附表2：采煤机主要特征表。 附表3：前、后部刮板输送机主要特征表。 附表4：转载机主要特征表。 附表5：破碎机技术特征表。 附表6：可伸缩胶带机主要特征表。 附表7：乳化液泵站主要特征表。 附图8:3403工作面设备布置示意图 第四节 顶板管理 采用平阳机械厂生产的中间液压支架及其相配套的过渡支架。从工作面机头到机尾分别 布置过渡架2架，中间架117架，过渡架2架，共计121架。 1、中、中间间支架支架说说明明书书 支架型号：ZF3400/17/28 - 6 - 支架形式：四柱支撑掩护式低位放顶煤支架 高度（最低/最高）： 1700/2800mm 宽度（最小/最大）： 1430/1600mm 梁端距：300mm 支架中心距：1500mm 支护强度：0.64MPa 支护面积：4.76m2 泵站压力：30.5MPa 重量：12.835t 工作阻力：3400KN 初撑力：2850KN 底板前端比压：0-0.62MPa 底板后端比压：2.2-3.2MPa 支架移架步距：0.6m 最大控顶距：4.171m 最小控顶距: 3.541m 操作方式：采用本架操作 2、 、过过渡支架渡支架说说明明书书 支架型号：ZFG4000/18/32H 支架形式：低位放顶煤过渡支架 高度（最低/最高）： 1700/3200mm 宽度（最小/最大）： 1430/1600mm 支架中心距：1500mm 支护强度：0.63MPa 泵站压力：30.5MPa 重量：约14t 工作阻力：4000KN 初撑力：2850KN 底板前端比压：0-0.39MPa 支架移架步距：0.6m 操作方式：采用本架操作 - 7 - 3、 、对对支架支支架支护强护强度的度的验验算算 按工作面最大采高的八倍进行计算，上覆岩层所需的支护强度为： F8HRgS 82.82.751039.84.76 2873.5KN 式中：H工作面最大采高，取2.8m； R上覆岩层密度，2.75103kgm3； F计算工作阻力，KN 根据支架说明书提供的支架工作阻力为3400KN大于8倍采高验算所需的工作阻力 2873.5KN，所以该支架能够满足支护要求。工作面供液由2台WRB 200/31.5A型乳化液泵提供， 使用过滤水，自动配比乳化液，浓度3%-5%，乳化液泵工作压力30MPa。 本工作面泵站压力为 31.5MPa。 4、乳化液、乳化液泵泵站站 4.1 泵站型号、数量 乳化液泵型号为 WRB200/31.5A，两台。 4.2 泵站设置位置及供液系统 乳化液泵站安装于四采区轨道巷与 3403 运输顺槽联络巷内，由 2 台 WRB200/31.5 型乳 化液泵供液，从 3403 运输顺槽通过无缝钢管连接输送乳化液，从工作面端头到工作面各支架 采用高压胶管供回液。 4.3 泵站使用规定 4.3.1 启动泵站前，应首先检查各部件有无损伤，各连接螺栓是否紧固，润滑油要正常，液 位要适当，乳化液浓度 3-5%，各种保护齐全可靠，运行方向为正向。 4.3.2 泵启动后，要注意监听泵的运转声音及状况，如有异常情况要立即停泵处理，严禁 带病运转，严禁反向运转。 4.3.3 非正常停泵后再启动时，必须得到停泵人的命令后方可开泵。开泵前必须向工作面 发出开泵信号再等 5s 后再启动。 4.3.4 检修泵时必须把开关停电闭锁。 4.3.5 泵的卸载整定值不超过 31.5MPa，供液压力不低于 30MPa，严禁随意调整安全阀的 整定值。 4.3.6 泵的放置要稳妥牢靠，始终让泵处于水平状态。 4.3.7加强液压系统的清洁卫生，泵箱过滤器要定期清洗，乳化泵箱每半个月清洗一次。各 - 8 - 种胶管和液压元件应保持清洁，严禁泵箱随意敞口，严禁不经过滤网直接向泵箱加入乳化油。 附图9：3403工作面支护示意图 附图10：3403综放工作面支架最大、最小控顶距示意图 5、机头、机尾及进、回风巷超前支护布置方式 5.1 机头支架布置方式 机头采用两架ZFG4000/18/32H端头架和液压单体柱相结合方式进行支护，靠端头架布置 两架ZFG4000/18/32H型排头支架（工作面1架、2架）。机组割透端头煤壁后，沿煤溜返回， 先将工作面普通支架拉到位，煤溜及其机头顶至煤壁，拉过工作面端头架，然后拉端头架，拉 端头架时，先拉靠工作面侧端头架，再拉另一个端头架，最后前移转载机。前移转载机时，自 移系统的一个推移千斤同时作用前移。 5.2 进风巷超前支护布置方式 5.2.1 套棚支护方式 机头压力大时：运输顺槽采用在两排钢筋梯子梁中间套设木棚支护。架棚方式要求：架棚 时顶板不平，必须采用打木垛接顶支护，棚梁规格为 R100mm3600mm 长的红松圆木梁带小 平面，棚腿根据巷道高度使用 DW31.5 型单体柱，紧靠巷帮支设两排单体柱，另一排在人行侧 距转载机 100mm-200mm 处打一排单体柱组成一梁三柱，保证行人侧距离不小于 700mm。支 护距离从工作面煤壁算起保证三个生产班超前支护距离班班不少于 20 米；距工作面煤壁 10m 范围内，在工作面侧距转载机 100mm-200mm 处打一排单体柱，组成一梁四柱，转载机两侧的 柱不得影响转载机的推拉。所有单体柱要用联柱绳联好，单体柱初撑力不小于 90kN。 随循环推进，将影响割煤的工作面侧单体柱逐根回掉，单体柱回收距前溜机头大架不超 过 2.4 米。拉端头架前将影响拉架的单体柱回掉，煤柱侧一排单体柱一直延伸到端头架顶梁尾 部。最后一排切顶柱柱距不大于 400mm，端头架和煤帮距离超过 1200mm 时，要靠端头架增 加一排单体柱，但是必须保证安全出口不小于 700mm，顶板压力大时，要在切顶线处及时加 密补打点柱。 5.2.2 型梁与单体柱配合支护方式 运输顺槽巷道支护为全锚，在顶板压力正常情况下，从煤壁线向前20m超前支护，采用单 体支柱配合型梁， “一梁三柱”支护方法。单体柱根据巷道高度使用DW31.5型单体柱，3800mm 的型梁，排距为0.9m。 第一根单体柱打在靠近工作面煤壁0.5m处，第二根单体柱距离第一根单体柱间距0.9m， 第三根距非采工作面煤壁0.5m。第一根与第二根单体柱之间是安全行人通道，距离不小于 700mm 。 。支护距离从工作面煤壁算起保证三个生产班，每班割煤后超前支护距离不少于20米； - 9 - 转载机两侧的柱不得影响转载机的推拉。柱要用联柱绳联好，工作面两顺槽内锚索必须加防 坠器。单体柱初撑力不小于90kN。两巷道超前支护单体柱必须成一直线，偏差不超过 100mm。 破碎机处安全出口不够或顶板破碎压力大时，可在该处架抬棚支护，棚梁使用规格为 R1003600mm 长的红松园木梁带一小平面，棚腿根据巷道高度使用 DW31.5 型单体柱，一梁 3 柱，并用联柱绳联好。移转载机前将破碎机前方回掉一根，移过转载机后及时补上空缺的单 体柱。 2.3 机尾支架布置方式 机尾采用两架ZFG4000/18/32H型排尾架和单体柱相结合方式进行支护。靠排尾架外侧从 前溜机尾打两排单体柱延伸至后溜机尾最后两排单体柱，单体柱必须离开煤溜机尾和支架 100-200mm。支护强度不够时，应及时加密点柱或架抬棚支护，但必须保证安全出口宽度大于 700mm。 2.4 回风顺槽超前支护布置方式 2.4.1套棚支护方式 回风顺槽压力大时：回风顺槽采用在两排钢筋梯子梁中间套设套棚，一梁三柱的支护方 法。架棚时顶板不平，必须木垛接顶支护，棚梁规格为R100mm3600mm长的红松圆木梁带小 平面，棚腿根据巷道高度使用DW31.5型单体柱，紧靠巷帮支设两排单体柱，靠煤柱侧单体柱 一直延伸至后溜机尾最后两排单体柱。支护距离从工作面煤壁算起保证三个生产班超前支护 距离不少于20米；所有单体柱要用联柱绳联好，单体柱初撑力不小于90kN。 随循环推进，将影响割煤的工作面侧单体柱逐根回掉，单体柱回收距前溜机头大架不超 过 2.4 米。拉端头架前将影响拉架的单体柱回掉，煤柱侧一排单体柱一直延伸到端头架顶梁尾 部。最后一排切顶柱柱距不大于 400mm，端头架和煤帮距离超过 1200mm 时，要靠端头架增 加一排单体柱，但是必须保证安全出口不小于 700mm，顶板压力大时，要在切顶线处及时加 密补打点柱。 2.4.2“一梁三柱”支护方式 回风巷道支护为全锚，在顶板压力正常情况下，从煤壁线向前20m超前支护，采用单体支 护配合型梁， “一梁三柱”支护方法。单体柱根据巷道高度使用DW31.5型单体柱，3800mm的型 梁，排距为0.9m。 第一根单体柱打在靠近工作面煤壁0.5m处，第二根单体柱距离第一根单体柱间距0.9m， 第三根距非采工作面煤壁0.5m。第一根与第二根单体柱之间是安全行人通道，距离不小于 700mm 。 。支护距离从工作面煤壁算起保证三个生产班每班生产后，超前支护距离不少于20米； - 10 - 转载机两侧的柱不得影响转载机的推拉。柱要用联柱绳联好，工作面两顺槽巷道内锚索必须 加防坠器。单体柱初撑力不小于90kN。两巷道超前支护单体柱必须成一直线，偏差不超过 100mm。 2.5 回风端头两排单体柱的布置方式 回风巷最后两排单体柱均匀布置，柱距 800 mm100 mm；顶板压力大时，要及时加密集 点柱，但必须保证回柱时安全出口大于 700mm。瓦斯探头悬挂在距最后一排单体柱不大于 0.8 米处。 拉过后溜机尾后，开始回最后一排单体柱，由排尾架侧向煤柱侧逐根回收，并补全最后两 排单体柱，然后将回出多余的单体柱运出，码放好。 2.6 机头、机尾联网情况 工作面两端头，为防止架间漏煤、漏矸，保证设备检修安全，采用在排头、排尾架上铺金 属网，金属网平行支架铺设，根据顶板情况选用金属网规格为1000mm6000 mm，网长边搭接 100200mm，联双排，上排每米不少于7扣，下排每米不少于3扣，每扣扭结不少于两圈半，金 属网铺设要超出排头、排尾架200300mm，金属网长边下垂必须超出排头、排尾架护帮板， 否则必须进行联网。 2.7 超前支护管理 两巷道只回收工作面煤帮的锚杆，回收前要先检查煤帮情况，发现煤帮不完好时，必须在 梯子梁两侧打贴帮柱再回收锚杆。 当机组行至工作面两头距巷道15m以内时，严禁在两端头作业，以防甩出大炭伤人。当在 拉动过渡架、转载机时严禁在两端头作业，以防撞倒柱伤人或其它意外伤人，超前支护工作不 能与同一地点其它工作平行作业。 材料必须提前工作面20m回收,备品备件码放必须距工作面20m以外。 3.超前支超前支护强护强度度验验算算 根据“超前支护强度加上原支护形式的支护强度在回采期间对巷道的残余支护强度必须 大于巷道回采期间围岩对巷道的顶压”进行验算。 即：PtPn=（MyRy+MmRm）LWK Pt-巷内原支护及超前支护对顶板的支护强度，T; Pn-单位排距所需的支护顶板强度，T； My-直接顶厚度，4.3m； Ry-直接顶容重，2.75T/m3； Mm-顶煤厚度，3m； - 11 - Rm-煤的容重，1.44T/ m3； L-巷道宽度，运输顺槽4m，回风顺槽4m； W-单位排距，0.9m； K-动压系数，即来压期间与正常回采期间顶板给予巷道的压力比值，一般在1.1-1.2之间， 取1.2. 即：运输顺槽Pn=（4.32.75+31.44）40.91.2=69.75T; 回风顺槽Pn=（4.32.75+31.44）40.91.2=69.75T; 18mm的高强度螺纹钢锚杆的锚固力大于14T，运输顺槽布置5根，回风顺槽布置5根，其有 效系数取0.7，DZ3.15型单体柱的额定工作阻力为18T，得： 运输顺槽Pt=5140.7+218=85T运巷Pn=69.75T; 回风顺槽Pt=5140.7+218=75.2T运巷Pn=69.75T; 故超前支护强度保持在20m的液压单体柱配合型梁支护能满足超前支护的要求。 全锚巷道顶板移近量一般在100-300mm之间，单体柱的可缩量在0-600mm之间，因此，单 体柱能满足顶板下沉量的要求。 4工作面进、回风顺槽巷道变形严重，影响生产时，采取扩帮、起底方式，以保证生产： 4.1 每天检修班或生产班进行扩帮，扩帮每次扩 400800mm,支护方式为煤帮打贴帮柱， 支护完毕后再进行下一循环。 敲帮问顶解开帮网用风镐扩帮清煤联帮网将失效锚杆打弯打贴帮带帽点柱 背帮 扩帮净宽不小于 1.7 米（煤帮皮带架），保证超前支护满足行人安全距离为不小于 0.7 米。 将失效锚杆打弯时，要尽量贴紧煤壁，不能影响行人。 打好贴帮柱后，用板皮或小板梁进行背帮。 每天检修班在开关架前对皮带巷底鼓处进行起底，起底采用人工用风镐钻底的方式进行， 起底净高不低于 2.6 米。 4.2 起底采用人工用风镐钻底的方式进行。 5工作面初次开采、初次来压及周期来压、初次放顶、末次放顶的支护形式 工作面初次开采、初次来压及周期来压、初次放顶、末次放顶的支架支护形式不变。 根据临近已采工作面的观察资料，老顶周期来压步距为8.8m。在回采中一定要加强顶板 观测工作。遇周期来压时必须加强工程质量管理及两巷超前支护管理。初次来压、周期来压期 间，要将工作面支架升紧，顶梁升平，护帮板打出。保证支架对顶板支承均匀，接顶严密、护帮 - 12 - 有力，两端头超前支护齐全，保证质量，防止压死支架等情况，同时随时注意观察顶板情况及 支架安全阀开启情况，有异常情况及时采取措施，要充分利用好工作面监测，监护数据，做到 超前防范。 末次放顶届时制定专门措施。 6过断层、顶压、陷落柱、冲刷、褶曲、老空等破碎区段时的支架布置形式及安全措施 6.1 本工作面在过断层、顶压、陷落柱、褶曲、老空等破碎区段时的支架布置形式不变，主要 是通过采取以下措施来加强顶板管理，防止片帮，冒顶事故发生。 6.1.1 保证支架完好，使支架处于良好的工作状态，升架时初撑力达到规定要求。 6.1.2 将顶底板割平，保证支架有良好的接顶性能和支护状态。 6.1.3 割煤后，及时拉架护顶，片帮严重处要超前拉架，超前拉架时要保证机组能顺利通 过，不得相互干涉，以免损坏设备。 6.1.4 割煤后，若出现片帮，当支架已拉过超前架，但护帮板仍不能护顶时，在煤帮挑走向 棚支护顶板，所用棚梁规格为不小于100mm厚的板梁，其板梁一头搭在支架前梁上不少于 300mm，另一头直顶煤帮，且由两端向中间逐架进行。 6.1.5 拉架严格执行“少降快拉”带压拉架的原则，支架拉到位后，将支架升紧接顶严密，护 帮板及时打出，保证支架的初撑力达到要求。 6.1.6 片帮严重处和顶板破碎处要超前拉架，防止冒顶、漏矸，当超前拉架后，端面距仍超 过标准时，则在前梁上挑板梁支护。 6.1.7 机组停机必须将支架拉到最小控顶距。 6.1.8 在进回风顺槽全锚地段支护处，若顶板压力大顶板破碎时，要采取套棚支护。 7、采空区处理办法 采空区采用全部垮落法处理采空区。若机头、机尾端头老塘悬顶面积大于25m2而不垮落， 必须在端头支护好顶板的前提下，将端头支护中的锚索、顶锚杆退出，全断面剪断金属网，以 保证两上隅角能及时跨落。 8、顶板支护质量监测 3403 工作面安装 Kj327 矿山压力监测系统（U 盘）：五个分站，一个可以监测三架；其余支 架安装 ZYJ-2 综采压力检测仪或 YHY60 耐震式压力表。 为了使该系统能更好地应用，数据得到完整保存，便于日后的数据处理分析，必须要有专 人负责管理，要做到以下几点： 1.仪器要保护好，不能被压、挤、敲等，严禁用水冲洗，经常检查液压管的完好性，做到有 损坏及时更换。仪器配套的电源要保护好，经常查看与照明电缆三通处是否有损坏，工作面的 停电时间不得超过六个小时，保证仪器电源的正常供电和数据的采集完整性。 - 13 - 2.地测科采煤技术员每周采集两次矿压数据，根据数据曲线分析周期来压步距，确定下次 周期来压时间，做出超前预测预报，发放到相关单位，每月初对上月的矿压监测情况进行分析 总结，编制矿压分析总结报告。 3.综放队组在放煤拉架完毕后，检查支架接顶是否严实，升架时观察压力表，确保每个支 架都达到初撑力，防止发生漏顶和冒顶事故，同时对支架的安全阀要进行检查维护，确保每个 支架在支护阻力增大时都能正常泄液。平日要加强上隅角管理，严格执行退锚制度，保证工作 面上隅角及时垮落，防止上隅角受来压影响，突然跨落，大量瓦斯涌出后，发生瓦斯报警事故。 第三章 生产系统 第一节 通风系统 1、 通风系统： 本工作面为一进两回“E”型通风方式。即：工作面两侧沿底板各有一条巷道，北侧为运输顺 槽，南侧为回风顺槽，在回风顺槽上方以北，沿煤层顶板内错回风巷9m有一条辅助回风巷。 1.1 工作面风量计算： 1、按瓦斯涌出量计算 Q 采= Q 采回+ Q 采辅 （m3/min） Q 采回=100q 采回KCH4 （m3/min） Q 采辅=100q 采辅KCH4（m3/min） 式中：Q 采 采煤工作面实际需要风量, m3/min； Q 采回采煤工作面回风巷需要风量, m3/min； Q 采辅采煤工作面辅助回风巷需要风量, m3/min； q 采回采煤工作面回风巷的排瓦斯量（依据 2010 年 9 月 25 日 3401 综放工作面回风巷瓦 斯绝对涌出量为 7.86 m3/min）； q 采辅采煤工作面辅助回风巷的风排瓦斯量(依据 2010 年 9 月 25 日 3401 综放工作面辅 助回风巷瓦斯绝对涌出量为 1.62 m3/min)； K CH4瓦斯涌出不均衡系数（取 1.5）。 所以 Q 采 3403= Q 采回+ Q 采辅 =100q 采回KCH4+100q 采辅KCH4 =1007.861.5+1001.621.5 =1179+243 =1422 (m3/min) - 14 - 2、按工作面气象条件计算 Q 采=6070%V 采S 采K 采高K 采长 (m3/min) 式中 Q 采采煤工作面实际需要风量，m3/min； V 采采煤工作面的风速， （取 1.3 m/s） S 采采煤工作面的平均有效断面积， （取 7.02 m2） K 采高采煤工作面采高调整系数， （取 1.2） K 采长采煤工作面长度调整系数， （取 1.2） 70%有效通风断面系数； 所以 Q 采 3403 =6070%1.37.021.21.2=551.94 m3/min 3、按二氧化碳涌出量计算 Q 采=67qccKcc qcc采煤工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量，依据 2010 年瓦斯及二氧化碳涌 出量鉴定结果批复，取 3401 综放工作面二氧化碳涌出量 0.69 m3/min； Kcc采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，取 1.1； 67采煤工作面回风流中二氧化碳浓度不应超过 1.5%的换算系数。 所以 Q 采=670.691.1=50.853 m3/min 4、按炸药量计算 Q 采25A（m3/min) 式中：Q 采采煤工作面所需风量 25每千克许用炸药需风量 A采煤工作面一次爆破所用的最大炸药量，参考 3302 过断层一次爆破最大炸药量， 取 1.9kg。 Q 采251.9 47.5 （m3/min) 5、按同时作业人数计算需要风量 Q 采4N (m3/min) 464 256 （m3/min） 式中 N工作面同时工作的最多人数，取 64 人。 4每人需风量，m3/min 6、按风速进行验算 600.25S 采最大控顶有效断面Q 采604S 采最小控顶有效断面 S 采最大控顶有效断面=采煤面最大控顶距采煤面实际采高70% - 15 - =4.1712.670% =7.59 m2 S 采最小控顶有效断面=采煤面最小控顶距采煤面实际采高70% =3.5412.670% =6.44 m2 70%有效通风断面系数 即 113.85 m3/min Q 采 34031545.6 m3/min； 7、通过以上计算及风速验算，3403 采煤工作面需风量取值为 1422 m3/min。 1.2 风流路线 新鲜风流：主（副）斜井+750水平轨道大巷西翼胶带大巷四采区胶带大巷3403运 输顺槽工作面 3403回风顺槽 浊风风流：工作面 四采区回风大巷西风井 3403辅助回风巷 井底回风联络巷西风井地面 1.3 通风监测监控系统 1.3.1 甲烷传感器 在3403运输顺槽设置14#监测监控分站。 在运输顺槽设有不间断电源传感器；采煤机、前/后刮板输送机、胶带输送机开停传感器； 远动开关、馈电传感器、风门传感器、风速传感器。 正常安设KGJ16B型瓦斯探头5个，T1、T2、T3、T4、T5从14#分站引出，瓦斯探头全部与监 测监控中心联网。 T1:3403工作面瓦斯传感器；安装位置：距回风上隅角10m，报警点0.8% ；断电点1.2%；复电点0.8%； T2：3403上隅角瓦斯传感器；安装位置：回风上隅角处， 报警点0.8% ；断电点1.2%；复电点 0.8%； T3：3403回风巷瓦斯传感器；安装位置：距回风巷回风口10-15m处， 报警点0.8% ；断电点0.8%； 复电点0.8%； T4：3403辅助回风巷瓦斯传感器；安装位置：距辅助回风巷回风口10-15m处， 报警点0.8% ； 断电点0.8%；复电点0.8%； T5：混合风流处瓦斯传感器；安装位置：距辅助回风巷回风口10-15m处， 报警点0.8% ；断电 点0.8%；复电点0.8%； - 16 - 绞车瓦斯传感器：安装位置：距绞车上风侧10-15m处，报警点：0.5；断电点0.5；复电 点0.5； 断电范围：3403工作面及其回风巷内全部非本质安全型电器设备的电源。 采煤机瓦斯检测仪（便携式瓦斯检测仪），当机组附近瓦斯浓度达到0.8时，发出报警， 当达到0.8时，必须手动切断采煤机电源。 回风顺槽机电设备上风侧10-15m处，安设KGJ16B型瓦斯探头，当瓦斯浓度达到0.5%时， 能自动切断回风顺槽所有机电设备电源。 1.3.2 甲烷传感器悬挂标准及要求：甲烷传感器应垂直悬挂在顶板上，距巷道侧壁不小于 200mm，距顶板（顶梁）不大于 300mm。悬挂点前后 5m 内支护良好，顶板、两帮无片帮、淋水。 附图 11：3403 综放工作面通风系统示意图 附图 12：3403 综放工作面避灾路线示意图 附图 13：3403 综放工作面监测监控系统示意图 第二节 运输系统 1、运煤路线 煤由工作面前、后刮板输送机转载机3403运输顺槽可伸缩胶带输送机四采区胶带 大巷胶带输送机西翼胶带大巷胶带输送机北翼胶带巷胶带输送机井底煤仓主斜井胶 带输送机地面。 2、运料及设备路线 工作面材料运输采用1t矿车、平板车、材料车，从井底车场到6#中部车场采用电机车牵引， 西翼轨道大巷采用无极绳绞车运输，3403回风顺槽采用调度绞车运输，运输路线为： 地面副斜井+750水平轨道大巷西翼轨道大巷四采区轨道大巷3403回风顺槽 工作面 附图14：运输系统图。 第三节 供电系统 供供电电系系统统 地面35KV变电站井下中央变电所西翼采区变电所开拓队配电点各用电点 （1140V和660V） 附图15：供电系统图。 - 17 - 第四节 防尘系统 四采区胶带巷 地面主斜井+750水平轨道大巷西翼胶带大巷 3403运输顺槽 四采区回风巷 各用水地点 3403回风顺槽 4.1采煤机降尘由采煤机内外喷雾完成，其水源由静压水提供。 4.2支架放煤降尘由支架自动完成，架间喷雾在生产过程中自动打开，其水源由静压水管 提供。 4.3各转载点安设喷雾洒水装置，其水源由自身冷却水提供。 4.4巷道降尘：运输顺槽距工作面50m内安装两道防尘水幕，其水源来自巷道静压水管，另 外，巷道静压水管每隔50m安装一个静压水管三通接头用于防尘，回风巷距煤壁50m内安设一 道防尘水幕和抑尘网，200m内不少于4道防尘水幕，能有效降低煤尘。 附图16：防尘系统图 第五节 压风自救系统 压风由地面的空压机提供风源，经无缝管路输送，在运输顺槽安装15个，回风顺槽安装15个自 救袋。泵站、 皮带机头每处不少于3个，且在压风自救袋下方必须安设一个供水施救设施。 西翼胶带大巷 压风自救系统：地面副斜井+750m轨道大巷 西翼轨道大巷 3403回风顺槽距工作面50m 3403泵站 3403运输顺槽 距工作面50m 附图17：压风系统图 第六节 排水系统 1、根据 3403 工作面回采地质说明书，我矿 3#煤层充水条件简单，顶板砂岩含水层富 水性弱，预计该工作面涌水量平均为 0.25-3m3/h。但地表有一条季节性河流长河流经该工 作面，因此在工作面回采到此河流河床范围时要高度重视地表水对安全生产构成的威胁，尤 - 18 - 其在雨季期间，更要加强对此河床范围裂隙带的观察及井下涌水量观测。 2、为保证工作面顺利排水，在进风巷安设 BQS20-100-18.5 三个水泵，回风巷安设 BQS20-100-18.5 两个水泵。 3403 工作面排水泵型号及参数 数量型号流量 m3/h扬程 m功率 KW安装位置 3BQS20-100-18.52010018.53403 运输顺槽 2BQS20-100-18.52010018.53403 回风顺槽 3、排水路线 在工作面两巷道各敷设一趟 2 寸管路，并在低洼处各建一水池，水由工作面排到水池，再 由水池通过排水管排出。 排水路线： 工作面运输顺槽四采区胶带巷西翼轨道大巷水仓+750 水平轨道大巷水沟主 （副）水仓地面 工作面回风顺槽四采区轨道巷西翼轨道大巷 3 号水仓+750 水平轨道大巷水沟 主（副）水仓地面 附图18：排水系统图 第七节 上隅角瓦斯管理 工作面上隅角采用 ZWY110/160-G 型移动抽放泵站进行抽放瓦斯，配套电机功率为 160KW。在工作面后溜机尾至巷帮设置挡风帘，然后将抽放管路伸入后上隅角切顶线以里 1- 1.5m 处进行抽放。以下为抽放瓦斯泵站安装及管路敷设情况： 、瓦斯抽放管路敷设路线 负压管路：3403 工作面后上隅角3403 工作面回风顺槽四采区回风巷西翼回风巷 井下移动瓦斯抽放泵站负压管接口抽放泵。 正压管路：抽放泵正压管西翼回风巷四采区回风巷抽放管路末端 二、瓦斯抽放管路的材质与连接方式 3403 工作面后上隅角安设抽放立管（普通钢管）钢制变径管路（355mm/250mm）瓦斯 抽放管路（355mm 聚乙烯管），均使用法兰盘螺栓紧固连接，中间夹橡胶密封圈。 三、瓦斯抽放管路安装技术要求 （1）距上隅角抽放立管的回风巷内每隔 6 米串一个三通，其余三通均用堵盖封死，随着工 作面推进，抽放立管逐步向采空区靠近，在进入采空区之前，卸掉堵盖，安装抽放立管。 （2）为了防止在瓦斯抽放管路发生堵塞现象，用铁砂网把风筒负压风筒吸入口靠近后上 - 19 - 隅角未冒落空间的顶部及上帮煤壁（瓦斯浓度较高地点），这样有利于提高瓦斯抽放浓度，更 能增强工作面的安全性 （3）瓦斯抽放管路在巷道内吊挂时，吊挂高度不得低于 1.8m，其上方严禁悬挂任何物件； 管路与巷帮要保持不小于 0.3m 的距离。 （4）瓦斯抽放管路伸入上隅角切顶线以里 1-1.5m 并用铁丝吊挂在巷帮，使吸入口尽可能 贴近上隅角未冒落空间的顶部及上帮煤壁，并在切顶线处用煤渣装的编织袋封堵上隅角，以 提高抽放瓦斯的浓度及上隅角瓦斯积聚的空间。 （5）在水平巷道接设瓦斯抽放管路时，要保持流水坡度，并用 8 号铁丝和皮带条固定牢固， 每节瓦斯抽放管吊挂点至少不少于三处，倾斜巷道内的瓦斯抽放管路，要用卡兰将瓦斯管路 固定在锚网上防止下滑，15以下的巷道每 20 米至少设一个防滑卡兰。 （6）在移动瓦斯抽放泵站负压吸气端设置负压放水器、正压排气端设置正压放水器，巷道 内每 300 米应安设一个放水器，巷道低洼处必须安设放水器。 （7）管路接设好后，应进行气密性实验，实验压力不小于 0.15Mpa. 四、瓦斯抽放管路安装注意事项 （1）人工抬运管路时，要保证道路畅通、步调一致、轻抬轻放，严禁随意碰撞瓦斯管路。 （2）起吊管路时，必须指定专人统一指挥，所用的锚链、钩环等用具必须细致检查，其强度 必须安全可靠，除操作人员外，其他人员要远离起吊地点 5m 以外。 （3）瓦斯抽放管路全部沿巷帮一侧敷设，架设要求平直，坡度尽量一致。对于坡度较大的 巷道，要用卡兰固定管路，以防止管路滑动。对于坡度较大的巷道，要用卡兰固定管路，以防 止管路滑动。对于管路需抬高或过龙门等特殊地点，需采用弯头平稳过渡，尽量避免急弯出现， 过龙门时，要根据巷道的实际尺寸和安全要求进行管路的安装。 （4）瓦斯抽放管路不得与通讯、高压电缆等敷设在巷道的同一侧。 五、日常使用和保养 1、综放队接抽放钢管和拆除聚乙烯管时，要事先与抽放泵站司机取得联系，瓦斯员检查 瓦斯浓度后，控制好抽放管路的阀门，方可进行作业。 2、瓦斯抽放泵停泵期间或瓦斯偏高（达 0.6%以上）时，综放队安全带班长负责拉好警戒线， 并挂两个便携，当班瓦斯员负责监督。 3、除渣器综放队要指定专人每天负责排渣一次。 4、抽放管路内的积水，综放队要指定专人负责每天放空一次，完毕后要重新关好阀门，避 免漏气。 5、综放工作面的专职瓦斯员对后上隅角瓦斯要严密防控，每隔 1 小时检查一次瓦斯浓度， 控制在 0.8%以下，否则必须立即停止工作面一切工作，并向调度室、通风科汇报，查明原因， 进行处理。 - 20 - 6、综放采煤面在回采过程中尽可能减少采空区丢煤，以降低回风隅角处的瓦斯涌出。工 作面机尾段割煤应保持匀速，控制割煤机速度，不得超过 2m/min. 7、采煤工作面瓦斯检查员在工作面移架时，必须及时检查上隅角瓦斯浓度，只有当瓦斯 浓度低于 0.8%以下时，方可工作，否则必须采取措施，进行处理。 8、综放队必须及时对上隅角后部退锚、回柱、剪网放顶，控顶不得超过后部溜 1000mm。 9、综放队指定专人负责每隔半小时对后上隅角空间洒水一次，每半小时压风管（气压枪） 冲一次，拉端头架时，必须先洒水后拉架。 10、工作面严禁与瓦斯巷割透，若割透必须用风筒布堵严，并悬挂挡风帘后上隅角引导风 流。 第八节 通信照明及应急广播系统 1.通信系通信系统统 1.1 工作面安装有一套 KTC5 型综采工作面通讯控制装置，每 15 米设扩音电话一部，具 有报警、控制功能。 1.2在3403工作面皮带机头、工作面控制台、回风巷、乳化液泵站和配电点处分别安装有 可通井上、下的防爆电话一部。 2. 照明系照明系统统 运输顺槽每25m安装1根灯管，工作面每10架安装1根。照明由运输顺槽内和控制台上的照 明综保控制。 3.应急广播系统 运输顺槽安装4部KTK125-DH型应急扩播系统，回风顺槽安装5部KTK125-DH型应急扩播系 统。 附图 19：3403 综放工作面通讯设备布置图 第四章 劳动组织及主要技术经济指标 劳动组织以采煤机割煤工序为中心来组织拉架、移溜、清煤、放煤等工作，即采用分工种 追机平行作业。 劳动组织劳动组织形式：形式： 采用“四六”制作业，即三个班生产，一个班检修，均执行现场交接班制，每班有效工时为6 小时。 附表9：劳动组织配备表。 - 21 - 附表10：经济技术指标表。 附图20：3403工作面正规循环作业图表。 第五章 煤质管理 提高煤提高煤质质的措施的措施 1、各工程必须按照“6S”要求管理，并认真执行 ISO9000 标准、 综采工作面工程质量验收 标准的有关规定，严格工程质量管理，保证“三直两平两畅通”工业卫生合格，材料定点整齐 码放，分类挂牌且牌物必须相符。 2、狠抓产品质量，工作面生产原煤必须满足内控指标以适应市场需要，满足顾客要求。工 作面炭块率要达到 36%以上，含矸率不超过 8%。 3、割煤时不能割底，放顶煤要坚持多轮顺序，见矸封口，工作面及顺槽中杂物严禁混入煤 中，要拣出直接送到老空。 4、工作面过构造时，保证煤矸分装分运，并制定分装分运措施。 5、工作面冒落的矸石要尽量拣出。 6、各转载点设置缓冲装置，减小块炭损失，保证块率。 7、各转载点根据煤的干湿程度适当喷雾，洒水降尘，做到停机停水,保证毛煤水分不超标。 8、破碎机锤头高度要适宜，保证块率。 9、工作面低凹处的积水应设法排出，不得排入运煤系统中。 10、采煤机内外喷雾必须做到开机开雾，停机停雾，降低毛煤水份。 11、若出现特殊条件下的水文地质情况，应按有关制度执行，改变生产工艺，实行分装分运。 第六章第六章 各工序主要安全技术措施各工序主要安全技术措施 第一节 总 则 1、各工种都要严格执行本工种岗位责任制、操作规程、 煤矿安全规程、 煤矿综采工作面 安全技术规定、 岗位作业标准和本工作面规程及集团公司、矿有关规定。 2、各工种作业前，必须对作业地点的环境仔细检查，进行敲帮问顶，发现隐患及时报告班 长进行处理，确认无危险后，再进行作业。 3、严禁任何人乘坐工作面各种运输设备，严禁任何人横跨工作面各种运输设备，否则必 须闭锁。严禁跨越皮带。进出工作面要走行人过桥，在工作面煤溜机头、破碎机区段作业时， 严禁正对煤溜机头作业。进入转载机里作业必须闭锁且有效闭锁键不少于 2 个。 - 22 - 4、进入煤壁和煤溜内作业时，首先要将支架护帮板打出，闭锁工作面煤溜，其有效闭锁键 不少于 2 个，同时进行敲帮问顶，敲掉活炭活矸，敲掉时，必须清理好退路，确认无危险后，方 可作业。作业时不准操作相邻支架，设专人观山，顶板不好，先维护好顶板，并在煤帮打柱护 帮，每架两柱，并用背板背好帮，护帮柱使用 DW31.5 型单体柱。 5、各运输机司机要站在错开机头的位置操作，不准正对机头，时刻密切注意设备的运行 状况，发现问题要及时停机处理。 6、拉架时，其它人员不准从正在移架的支架下通过，移机组附近支架时，必须停机，机组 司机要远离被移支架 5 米以外，机组附近 10 米不得放煤，严禁在支架和后部煤溜间行走、休息。 7、所有设备停止使用及检修时，开关手把必须打