煤矿综采工作面技术作业规程

编号CCL2010001枣庄矿业集团柴里煤矿采煤工作面技术作业规程工作面名称23上206综采工作面施工单位回收工区施工负责人编制人总工程师批准日期2010年月日执行日期2010年月日目录会审意见1第一章概况2第一节工作面位置及井上下关系2第二节煤层3第三节煤层顶底板3第四节地质构造4第五节水文地质5第六节影响回采的其它因素5第七节储量及服务年限5第二章采煤方法6第一节巷道布置6第二节采煤工艺8第三节设备配置10第三章顶板管理13第一节支护设计13第二节工作面顶板管理15第三节两巷及端头顶板管理19第四节矿压观测25第四章生产系统26第一节运输系统26第二节“一通三防”与安全监控28第三节排水41第四节供电44第五节通讯照明系统49第五章劳动组织和主要技术经济指标50第一节劳动组织50第二节主要技术经济指标53第六章煤质管理、油脂管理55第一节煤质管理55第二节油脂管理55第七章安全技术措施56第一节一般规定56第二节顶板58第三节防治水64第四节爆破管理65第五节“一通三防”及安全监控67第六节运输管理70第七节机电管理84第八节防止工作面运输机上窜下滑97第九节文明生产的要求98第十节其它98第八章灾害预防及避灾路线101第一节灾害预防与自救101第二节避灾路线105重特大顶板事故应急救援预案107水害事故应急救援预案112火灾、瓦斯煤尘爆炸事故应急救援预案116作业规程学习和考试记录122作业规程补充学习和考试记录123作业规程复查记录124会审意见一、存在主要问题二、处理意见会签单位及人员名单第一章概况第一节工作面位置及井上下关系23上206综采工作面位于232采区东南部，工作面具体位置及关系如表一所示工作面位置及井上下关系表表一水平名称二水平采区名称二三二采区地面标高36623750M井下标高4579747882M地面相对位置该工作面地面位于半阁村（旧址）西部，周边已形成塌陷区，地表无建筑物。回采对地面设施的影响工作面的回采将使地面出现塌陷。井下位置及与相邻关系井下位于232采区南部，西邻23405工作面采空区，东隔F5断层为23403工作面一分层采空区南为未开采区，北邻F2断层保护煤柱。走向长度（M）281330倾斜长度（M）40167面积M23034117附图1工作面地层综合柱状图层厚柱状层号岩石名称岩性描述2354350M841280080103901502351245678中砂岩细砂岩3上煤泥岩3下煤泥岩砂质泥岩灰白色中砂岩，以石英、长石为主，钙质胶结。色黑，性脆，似玻璃光泽，局部含一层泥岩夹矸，厚为030米。色黑，性脆，似玻璃光泽。黑色，结构致密，含植物根部化石。灰白色泥岩含砂质，泥质胶结，致密坚硬。灰白色细砂岩，以石英、长石为主，钙质胶结。3泥岩色黑，结构致密，含植物化石，遇水易软化。37052047黑色，结构致密，含植物根部化石。023015280570394第二节煤层煤层情况表表二第三节工作面顶底板煤层顶底板情况表370520210煤层厚度（M）447煤层结构简单煤层倾角3开采煤层3上煤硬度2225煤种气煤稳定程度稳定煤层情况描述本面开采二叠系山西组3上煤，煤层赋存稳定，属半亮半暗型气煤，色黑、性脆，似玻璃光泽。3煤以中矸为标志分为3上煤、3下煤，其中3上煤厚370520米，平均447米，在3上煤下部局部赋存一层泥岩夹矸厚0030米。中矸厚020330米，平均155米，为黑色泥岩，切眼附近处中矸较厚，随着工作面的开采中矸逐渐变薄。3下煤厚280570米，平均394米。顶、底板名称岩石名称厚度（M）特征备注老顶中砂岩23554350灰白色中砂岩，以石英、长石为主，钙质胶结。直接顶细砂岩8412880灰白色细砂岩，以石英、长石为主，钙质胶结。伪顶泥岩0080色黑，结构致密，含植物化石，遇水易软化。120270直接底（剩余3上煤）3煤197色黑，性脆，似玻璃光泽。本工作面直接顶为3煤顶板，直接底为剩余3上煤。表三第四节地质构造一、断层情况以及对回采的影响通过本工作面巷道掘进揭露及周边工作面开采揭露情况，本工作面轨道巷揭露4条断层、运输巷侧揭露2条断层工作面掘进过程中揭露及周边发育共8条断层，对生产的影响及断层产状详见断层情况表。断层情况表表四断层名称走向（0）倾向（0）倾角（0）断层落差断层性质对回采的影响F23206121230275正009影响较大，影响运输巷侧开采期间的顶板管理。F23206218627675正009影响较小，影响运输巷侧开采期间的顶板管理。F23206324233275正006影响较大，影响工作面停采期间的顶板管理。F232064225186135966370正13影响较小，影响轨道巷侧开采期间的顶板管理。F23206520829860正004影响较小，影响轨道巷侧开采期间的顶板管理。F232066749816418860正004影响较大，影响断层附近开采期间的顶板管理。F52111951211056580正810影响较小，影响轨道巷侧开采期间的顶板管理。F2921827075正1025无二、褶曲情况以及对回采的影响本工作面整体呈一单斜构造形态，北部倾向SE、倾角310，南部倾向SW、倾角24,平均3局部起伏明显。三、其它因素对回采的影响根据本分层掘进及周边钻孔揭露，该工作面回采范围内，没有陷落柱和火成岩侵入。第五节水文地质工作面北邻F2断层，西侧为23405工作面采空区，东隔F5断层为23403工作面一分层采空区，其中23405工作面3煤回采完毕，23403工作面3上煤回采完毕，工作面水文地质条件简单，周边无积水区。该工作面直接充水水源为3煤顶板砂岩水，经过周边工作面的开采受到强烈疏放，现3煤顶板砂岩水仅局部赋存少量滞水，对本工作面开采构不成水患威胁。工作面开采期间的煤体及防灭火注水，可能造成工作面局部滴淋水，水量较小，对回采的影响不明显。底板含水层对工作面的开采无影响。预计该面正常涌水量为3M3/H,最大涌水量8M3/H。第六节影响回采的其它因素一、影响回采的其他地质情况见表五二、冲击地压和应力集中区本工作面无冲击地压影响，预计局部的应力集中对正常回采影响不大。影响回采的其它地质情况表表五第七节储量及服务年限一、储量工作储量10240145吨。可采储量9523335吨。回采率93，二、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281330/90米34个月瓦斯瓦斯涌出量低，为低瓦斯矿井，CH4相对涌出量103M3/T。CO2低CO2矿井，CO2相对涌出量152M3/T。煤尘煤炸指数煤尘具有爆炸危险，爆炸指数为3856。煤的自燃倾向性煤层自燃倾向类，自燃期35天。地温危害275冲击地压危害井田内不受冲击地压的影响。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23上206工作面位于232采区南部，西邻23405工作面采空区，东隔F5断层为23403工作面一分层采空区南为未开采区，北邻F2断层保护煤柱。二、采煤工作面轨道巷1、轨道巷采用12矿用工字钢棚支护，工字钢棚棚距07M，工字钢梁长38M,腿长275M巷道采用梯形断面，一单一对支护，上净宽356M，下净宽486M，净高24M，断面积1083M2。主要用于该工作面的进风、运料和吊挂水袋棚。2、轨道巷内布置有4寸的压风管路和防尘管路各一道，每50米安设一个三通及截止阀，并在其上方布置2寸的注浆管路一道，在其下方布置一道4寸排水管路。三、采煤工作面运输巷1、运输巷采用12矿用工字钢棚支护，工字钢棚棚距07M，工字钢梁长32M,腿长275M巷道采用梯形断面，上净宽296M，下净宽42M，净高24M，断面积932M2。主要用于该工作面的回风和运煤。2、运输顺槽内布置有4寸的防尘管路注浆管路各一道，并在其下方布置一道排水管路。3、为使煤机能够割透面机头煤壁，需始终保持工作面刮板输送机机头超出煤壁不小于2M。四、采煤面切眼切眼位于23上206工作面的最下部，沿顶板布置。初掘进为梯形断面，采用12矿用工字钢棚支护，工字钢棚棚距070M。上净宽62M，下净宽732M，净高24M，断面积169M2。五、工作面位置及其它巷道布置（工作面位置及巷道布置详见附图2）附图2工作面位置及巷道布置示意图西大巷80T钢带机道副井西风井一水平井底车场三暗斜井南大巷二暗斜井轨道上山二总回回风通道通道23集轨23集运23集轨23集轨23206轨联上23206工作面上运输巷轨道巷23405北通道23集运工作面运联一暗斜井第二节采煤工艺一、采煤工艺采用综采工艺，即MG160/375W型采煤机落、装煤，工作面采用SGZ630/264、运输巷采用SGW150C型可弯曲刮板输送机运煤，割煤深度为06M，采高2401M。工作面采用ZF3700/16/26型液压支架支护顶板，采空区顶板采用全部垮落法处理。二、采煤方法走向长壁倾斜分层垮落采煤法。三、落、装、运煤方式1、落、装、运煤方式及概述采用MG160/375W型采煤机落、装煤，工作面两端头自开缺口，工作面采用SGZ630/264可弯曲刮板输送机、运输巷采用SGW150C型可弯曲刮板输送机运煤。2、落煤及开缺口说明1、采煤机进刀采用端部自开缺口、斜切进刀方式，斜切进刀段长度为30M，进刀深度06M。具体操作如下（1）、采煤机向下（上）割透端头煤壁后，向上（下）推移刮板运输机，使刮板运输机弯曲段为15M后，将两个滚筒上下位置调换，向上（下）进刀，通过20M的弯曲段至30M处，使得采煤机达到正常截割深度（即06M）。按要求推移刮板运输机至平直状态。（2）、将两个滚筒的上下位置调换，向下（上）割三角煤至割透端头煤壁。（3）、割完三角煤以后，将两个滚筒的上下位置调换，采煤机空机返回。（）、采煤机进入正常割煤状态。采煤机进刀方式示意图详见附图3四、工作面正规循环生产能力据公式式中L平均面长103MS循环进尺06MH采高24MR煤容重135T/M3C回收率93附图3采煤机进刀方式示意图WLSHRC1030624135931862T52567吨第三节设备配置一、主要机电运输设备1、采煤机型号MG160/375W采高1430M滚筒直径16M截深063M电机功率160KW电机转速1472R/MIN滚筒转速35R/MIN牵引速度057M/MIN煤机重量25T2、液压支架型号ZF3700/16/26支撑高度1626M支撑宽度143158M初撑力3196KN工作阻力3700KN支护强度072074MPA底板比压17MPA3、工作面刮板运输机（一部）型号SGZ630/264电机功率2132KW运输能力400T/H4、刮板运输机四部型号SGW150C电机功率275KW运输能力150T/H5、辅助运输设备选用10吨的矿车和叉车，牵引设备选用JM14型和JH8型回柱绞车及JD114型，JD25型调度绞车，其主要技术参数如下JM14型回柱绞车技术参数型号JM14静拉力140KN绳径22MM绳速5651007M/MIN绳容量150M滚筒直径04M；宽度043M外型尺寸2655978902MM重量2570KGJH8型回柱绞车技术参数型号JH8静拉力80KN绳径155MM绳速497M/MIN绳容量80M滚筒直径280MM宽度023M外型尺寸1550530632MM重量638KGJD114型调度绞车技术参数型号JD114静拉力98KN绳速2662M/MIN平均44M/MIN绳径125MM绳容量200M滚筒直径550MM外型尺寸1100765730MMJD25型调度绞车技术参数型号JD25静拉力18KN绳速2662M/MIN平均44M/MIN绳径185MM绳容量300M滚筒直径600MM外型尺M（工作面机采设备布置详见附图五）二、钻岩设备煤体打眼时,采用ZQS45/300型手持式气动钻机打眼。具体技术参数如下型号ZQS45/300工作压力MPA04063；额定压力MPA05；空载转速R/MIN1000；最大输出功率KW18；工作转矩NM45；转速R/MIN300；最大的负荷转矩NM80；耗气量L/MIN2600；钎套尺寸（内六方）MMS19重量（KG）约75外形尺寸MM345180245附图5工作面设备布置示意图BBAACCDD泵站分站高防开关监控分站变电站隔爆开关分站23206工作面上运输巷轨道巷23405北通道232集运第三章顶板管理第一节支护设计一、支架工作阻力验算1、本面支架工作阻力为3200KN，梁端距340MM，顶梁长3050MM，架间距1500MM，煤机截深06M。最大控顶距3990MM时，支护强度为P1370010339901500106062MPA最小控顶距3390MM时，支护强度为P2370010330501500106072MPA2、参考同煤层矿压观测资料（见表七），最大平均支护强度P058MPA验算PT8981HR10389812426103049MPAH采高24MR岩石容重26吨/M33、选择工作面支护强度由计算结果知，P2P1PPT，工作面支护强度满足要求。4、支护设备选择ZF3700/16/26型液压支架支护强度为072MPA，23上206综采工作面选用基本液压支架ZF3700/16/26型液压支架112架，从运输巷到轨道巷依次编号为1113号支架。根据工作面条件与支架适应条件对照表（表七）可以看出，选用ZF3700/16/26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ZF3700/16/26型支架能满足要求。工作面条件与支架适应条件对照表（表七）名称工作面条件支架适应条件采高24M1626M倾角21020煤厚447M煤硬度2225底板比压057MPA17MPA支护强度058MPA072074MPA顶板种类二级二类二级二类预计23上206综采工作面矿压参数参考表表七二、液压泵站1、泵站及管路选型、数量乳化泵选用WRB200/315型两台和WPZ320/65喷雾泵两台。输液管路选用高压胶管，耐压45MPA以上。主要技术参数如下乳化泵序号项目单位同煤层实测本面选取或预计直接顶厚度M11261126老顶厚度M20201顶底板条件直接底厚度M3883882直接顶初次跨落步距M131818来压步距M355050最大平均支护强度KN/M239243924最大平均顶底板移近量MM1201203初次来压来压程度明显明显来压步距M2025最大平均支护强度KN/M2590600最大平均顶底板移近量MM9959954周期来压来压程度明显明显最大平均支护强度KN/M25205405平时最大平均顶底板移近量MM60606直接顶悬顶情况M10107底板容许比压MPA2672678直接定类型类二类二级二类二级9老顶级别类10巷道超前影响范围M2020型号WRB200/315公称流量200L/MIN公称压力315MPA电机功率75KW喷雾泵型号WPZ320/65公称流量320L/MIN公称压力63MPA电机功率75KW2、泵站设置位置泵站安设在23405北通道内。3、泵站使用规定泵站额定压力315MPA,保证泵站输出压力不小于30MPA，乳化液浓度35。加强支架与泵站维修，杜绝系统窜、漏液现象。第二节工作面顶板管理根据已开采的23上205工作面矿压观测资料，其煤层顶板为老顶来压明显，直接顶不稳定的二类二级顶板，本工作面开采3上煤，直接顶为细砂岩，且伴有一层泥岩伪顶，直接底为剩余3上煤。本工作面的顶板管理采用全部跨落法。工作面最短配置28架最长配置112架液压支架对工作面顶板实行全支护法管理。一、正常工作时期顶板支护方式采用追机移架方式对顶板进行及时支护采煤机割煤后，先移支架，再移运输机，即铺联网割煤移架移运输机；顶板破碎时，采用带压移架方式移架；正常移架滞后采煤机后滚筒35架，不得超过6架。顶板破碎时紧跟前滚筒移架或超前移架，即片帮严重时，采煤机割煤前，先进行移架，再进行其它操作，工艺为铺联网移架割煤移运输机，移架步距06M。正常移架顺序为1、采煤机向下（上）端正常割煤时,滞后煤机后滚筒4架拉超前架顶板破碎时可紧跟前滚筒移架，然后推工作面运输机，保持弯曲段不低于15M，再正常移架。2、采煤机割煤并移架后，及时将支架护帮板打开。3、采煤机进刀，向上（下）正常割煤时，自下（上）而上（下）滞后煤机后滚筒4架移架顶板破碎时可紧跟前滚筒移架。4、机头处两架端头支架的移架的顺序为先移2架，后移1架。5、采煤机割煤时，超前采煤机前滚筒3架将护帮板收回，滞后采煤机后滚筒3架,顺序将护帮板挑起。支护质量要求1、工作面达到动态质量标准化要求,确保符合“三直、二平、一净、两畅通”质量要求。2、加强支架支护强度,确保支护质量,支架初撑力不得小于24MPA。3、采煤机割煤后，及时移架，防止长时间空顶。4、工作面出现冒顶时，及时用木料接顶，支好支架。5、工作面生产以前编制初次放顶和过断层的专项措施。二、特殊时期顶板管理一、来压及初采、停采前顶板管理1、工作面开采前编制初采安全技术措施，提前做好一切生产准备。2、工作面老顶初次来压和周期来压期间,加强来压预测预报工作,由矿压部门在轨道、运输巷挂牌标明来压位置。3、工作面支架以及轨道、运输巷所有单体支柱必须达到初撑力。4、加强上、下端头顶板管理,提高支护质量,适当加大支护强度。5、工作面停采时及时编制停采措施,加强顶板管理。6、工作面过特殊地带应编制专门安全技术措施。（二）、过断层及顶板破碎时的顶板管理1、过断层时，根据断层产状提前调整开采层位，分段刹底，尽量不破坏顶板过断层，保持顶板的完整性，防止漏垮型冒顶。断层下盘可适当破底矸，过断层后调整沿正常层位推进。2、断层面附近飘、刹底过渡适宜，不得出现台阶。采高控制在2325M，严禁工作面超高或采高过低。3、断层面附近移超前架支护，割煤后，及时伸出支架护帮板护住煤帮，防止折帮、漏炭、漏矸，坚持“带压移架”、“擦顶移架”，少降快拉，减少顶板暴露时间，防止诱发顶板事故。4、泵站压力不少于30MPA，断层处移架期间，暂停其它支架的操作，以保证有足够的移架压力，能够“擦顶移架”。5、断层附近顶板破碎时，要调整支架状态，逐步逮住顶板，先使前梁略低头逮煤壁伞檐，再移架护顶，若支架前梁刚逮住顶板，初撑力可适当低于标准值，待支架顶梁进入煤壁实体后，必须升实升牢支架，保证初撑力达到要求。6、若折帮严重，须用穿梁护顶法处理，用30M圆木扶走向棚装顶，坚持敲帮问顶制度，首先处理冒落矸石，然后将工作面运输机停电闭锁，支设好临时支护，维护好退路，站在支架前梁下往相邻架上穿圆木，在煤壁侧圆木端头处支设单体，木棚上方用半圆装顶。操作支架、支设单体、割煤、清理浮煤或浮矸时，人员必须在有掩护的空间下进行，防止折帮炭或漏矸伤人。7、扶棚装顶不得少于4人，一人装顶，一人观察顶板，二人上料，发现异常声响、掉渣、来压时立即撤至安全地点。8、装顶前首先要敲帮问顶，人员站在安全地点用长把工具处理完悬矸危岩，并设专人监护，确定无掉顶危险后方可作业。9、采取临时支护措施，严禁空顶、空帮作业。10、装顶前应提前打好扶手，留好退路，装顶时要从冒顶的一端向另一端依次装顶，并派有顶板管理经验的工人监护顶板。11、装顶时不得操作或维修装顶的支架及相邻支架，人员不得在冒顶区下的刮板输送机内行走或逗留。12、装顶时要停止工作面运输机工作拉下闭锁，并设专人看管，装顶工作由班长统一指挥。13、装顶用单体液压支柱时，要用千不拉、麻绳、绳链牢固生根，以防歪倒，并采取米外远距离方式供液。14、处理片帮冒顶期间，严禁操作片帮冒顶区两侧以外15M范围内的支架，并设专人指挥。15、工作时专人操作支架，与装顶人员协调一致，不得随意或误操作支架，完毕后关闭装顶区截止阀，防止误操作或物料等碰撞操作把手。16、人员攉煤时必须相互照应，躲开煤块或铲、镐可能飞出地点，运输巷攉煤时必须在输送机停止时进行。17、顶板破碎时加快工作面推进速度，适当控制放煤，保持顶板的完整性。18、工作面顶板破碎，发生倒架、歪架及时用单体调架，并在移架过程中用侧护板调架。19、机械设备加强检修，严格“四检”制度，保证设备完好率100。支架必须完好，杜绝“跑、漏、渗、窜”现象，保证过断层期间对顶板有效支护。20、煤层厚度小于18M时，破底板推进，尽量不破坏工作面顶板。21、生产过程中每采一刀在冒顶架前方扶一棚倾斜木棚，棚规格2003200MM圆木作梁上端头下用单体作腿，下端头伸至邻架前梁200300MM木棚靠上方挂一排双楔抬棚。22、移架时先移邻架托起木棚，在移冒顶架，木棚梁下头伸入邻架200300MM左右，上端用单体作腿支护。23、靠煤壁侧用竹笆、半圆等腰实帮，上方联半片长边沿倾斜方向金属网，金属网与正巷网相联。24、工作面机尾犄角及轨道巷两犄角折帮时沿走向扶2003200MM圆木作梁单体作腿，一梁不少于两柱抬棚。25、生产中坚持跟机移架，或提前拉超前架，保证支架的初撑力。26、采平采直工作面，严格控制采高。27、工作面局部片帮掉顶时及时拉超前架，打齐护帮板。28、犄角折帮及时接料支护，保证端头与正巷网联网质量。、29、单体支设必须牢固、初撑力符合要求支在实底上，拴牢安全绳；木料下单体支柱以接实木料稍微变形为准，严禁猛升单体支柱，以防损坏木料失去支护效果。30、工作中坚持先支后回，站在支护完好地点进行，严禁任何人员在支护不完好或空顶区作业。31、维护时，人员躲开有可能崩单体方向，严禁用镐、锤等直接敲打单体支柱，以防损坏支柱，损坏、卸荷、支设不正规单体支柱必须及时更换处理。三、顶网敷设及联网要求1）全面敷设单层8金属网，规格为5115M菱形网，沿倾向敷设，长短边搭茬不小于150MM，搭茬处用12扎丝双股联接网边第二扣，扣距200MM，每扣拧3圈以上。长边搭茬时应用新铺的网边压老塘侧网边，以防移架时撕网。2）由于切眼在掘进期间已经铺设金属顶网，故工作面正常生产时不再铺设生根网。3）正巷顶网与面里顶网搭茬处扣扣相联。4）上网、联网前，首先观察好顶板、煤帮情况，进行敲帮问顶，无问题后人员方可工作，工作时必须设专人监护，统一指挥协调。5）人员进入机道上网，联网时，必须停止三机运转、拉下急停闭锁，观察好顶、帮。人员在距煤机滚筒5M范围内联网时，煤机必须摘下滚筒离合或在开关停电。6）人员上网、联网时，严禁操作10M范围内支架，人员严禁站在机道煤壁侧上网、联网。7）生产过程中，人员严禁站在机头、尾电机减速箱、机尾护板，挡煤板及运输机内联网。8）人工运网时必须拉开5M以上距离，行走时随时观察顶帮及脚下，以防崩棚、片帮掉顶和滑倒。9）往运输机内放网时，人员必须站在挡煤板外侧，戴手套先放网的前端，网间距不小于3M，逮网时，人员站在挡煤板外侧用联网勾逮网的后端，放、逮网时设专人监护。10）下、逮网时必须停止采煤机运行，以防煤机挤网，人员严禁在运行中煤机滚筒上、下方5M范围放、逮网。11）煤机本身处理挤刮网时必须停止采煤机运行，摘掉滚筒离合或煤机停电并在煤机上方和就近急停处设专人监护。12）处理煤机挤网时，首先停止工作面运输机运转，然后退机至距网5M外，拉下闭锁，将网重新放好或逮出。13）工作面每3架安装1台千不拉吊网，千不拉直接生根在顶梁下耳座内，煤机运行前及时将网吊好，拉架前及时将金属网松开，不得硬拉支架，以免戳网、撕网，拉架与解网、吊网距离不得小于5M。14）工作完成后全面支架前梁下必须保持不低于15M金属网，对于漏联、损坏、不符合联网要求的金属网必须及时补联好，确保联网质量。第三节两巷及端头顶板管理一、工作面轨道、运输巷超前支护1、支护要求轨道巷超前支护在原掘进使用的工字钢棚档内套扶主梁为小头直径不小于200、长度不小于3600MM优质圆木作梁，DZ2830/100型单体液压支柱作腿一梁四柱进行支护，棚距800MM，原巷道支护工字钢将棚腿更换为单体支柱，并保证一梁四柱，工字钢梁在煤壁前10M处开始替出。即煤壁前10M为木棚支护，1020M为木棚和工字钢共同棚支护。运输巷超前支护采用主梁为HDJB1000600MM型十字梁、副梁为HDJB1000型金属铰接顶梁相互铰接构成网状顶梁，顶梁之间插紧圆销连成一体，在“十“字顶梁中心点和两副梁的靠帮侧支设三排DZ2830/100型单体液压支柱支护顶板，运输巷靠外帮梁子头隔一棚支设一颗腰帮柱。两巷支护距离不少于20M，初采不小于24米。超前支护外巷道出现工字钢棚梁变形、棚腿损坏时及时补打点柱或扶抬棚支护,两巷硐室或超宽段靠煤帮或外帮侧扶走向抬棚支护,抬棚规格2003200MM优质圆木作梁，单体支柱作腿，一梁三柱，顶板铺设8金属网，网边搭茬不少于150MM。2、支护质量控制标准1）支柱纵横成线,偏差小于L00MM。2）支柱支到实底上,做到迎山有力。3）单体液压支柱初撑力不小于90KN。4）十字顶梁之间用圆柱销联好,并保持平直。5）所有单体液压支柱三用阀方向一致,卸液口朝向老塘。6）两巷的支撑高度不得低于18M,行人道宽度不得小于07M,单体支柱活柱行程不得小于200MM。7）两巷单体支柱下陷大于100MM时,穿铁鞋支护。3、安全技术措施两巷维护替棚采用临时棚，临时棚为2002800MM，3800MM宽巷道为2003200MM，单体支柱作腿；临时棚架设在掘进棚的外侧，保证一梁两柱牢固有力，临时棚与网状顶梁的距离不大于08M，不小于06M。由于轨道巷是在原掘进棚裆内套扶木棚，可不另支临时棚。施工时，应先先扶木棚再对工字钢棚进行操作。2、架好临时棚后，用两台千不拉分别拴住两工字钢棚腿的上肩窝，千不拉生根要牢固可靠，然后在掘进棚梁两侧支齐一梁两柱，带足劲使棚腿与棚梁脱离后用千不拉将棚腿拉出，当千不拉拉不动时，撤除生根千不拉，用回柱绞车将棚腿回出。如轨巷大断面工字钢腿难回时，可直接用回柱铰车回出，使用回柱绞车回料时，严格按“回柱绞车的使用与管理“的规定执行。3、棚腿回完后，运巷用阀把（系上长不小于2M的绳子）远距离操作，将两棵支柱逐渐卸液落下工字钢梁，然后再挂十字梁，并打紧水平销。在十字梁两侧各挂一个副梁，打紧水平销，在两副梁梁下各升起一棵单体液压支柱，组合成网状顶梁棚，最后将临时棚外挪。轨巷在支设两颗单体支柱，确保一梁四柱。4、两巷维护要把顶接实接平，回出的枇子撑棍要在规定的地点码放整齐。二、工作面端头管理1、工作面机头采用“十”字顶梁、金属铰接顶梁、双楔梁配合单体液压支柱支护。2、靠端头架外侧架设一棚跨工作面机头双楔梁抬棚，双楔梁规格为1M，一梁一柱，单体作腿，一棚不少于7棵双楔顶梁。3、双楔梁按要求相互交接并上齐打紧二块弧形销，跨机头（尾）上方各允许2个双楔梁下无腿。4、运输巷维护顶梁在面前回撤时，每次只准回一个梁子，回梁时可用护帮板临时护顶，轨道巷双楔棚梁最大滞后支架尾梁10M回撤；运输巷“十”字顶梁、双楔棚梁在架后依次回撤，最大滞后支架尾梁18M回撤；5、运输巷生产中回撤十字梁后支架前梁与“十”字梁间距最大不得超过06M，否则面前必须用01830M圆木作梁、单体作腿一梁三柱扶倾斜棚支护。6、轨道巷支柱需在面内液压支架靠面外侧回出，轨道巷所使用的圆木顶梁在工作面支架托起时起，在圆木靠外帮侧拴好长绳（长度不小于10M），待圆木在老塘侧掉落后，对有复用价值的圆木尽可能的进行回收。7、顶板破碎时，双楔顶梁棚上方用长3000MM、直径不小于200MM的优质圆木穿顶，木料倾向使用，并用道木、枇子衬平，联好金属网。每采两刀穿一颗圆木，顶板严重破碎时，每推进一刀穿一棵圆木。8、工作面支架上窜下滑空出的无支护区，均采用长不小于3200MM、直径不小于200MM圆木或“”型钢配合单体液压支柱支护，棚距不大于06M，每增减05M，增减一棚双楔梁棚或一棚“”型钢支护。9、当支架伸入巷道，支架顶梁托十字顶梁05M宽时，打带帽点柱在支架前将十字顶梁提前回出，防止升断十字顶梁；并确保留有不低于07M的出口，否则要刷帮，为确保出口宽度，单体支柱可支设在“十”字梁臂上。10、煤机割到运输机头、尾返机，伸出护帮板护顶，人员站在支护完好地点一人监护一人挂梁支护。11、工作面机头、尾用风镐卧底、挑顶、撕帮增加机头、尾的高度和宽度。风镐及风管联接必须牢固完好，供风时由小到大，完活后关紧阀门，将风镐及风管回收到轨道巷指定地点摆放好。12、风镐只能用作撕帮、挑顶、卧底，不得它用，工作过程中风镐必须放置牢固可靠，煤机必须退至距工作地点15M外，一人工作一人监护，清理好退路。13、每班工作完成后两端头顶板破碎或折帮时，及时用半圆或圆木作梁，单体作腿一梁两柱，扶贴帮抬棚。14、回料时严格坚持先支后回的原则，回柱前在待回柱梁后一排柱梁下打好三棵戗柱，视顶板情况，一般控制在7585，要求稳固有力，严禁超前回料。15、回柱时，人员站在顶板完好，支架完整，后路畅通的地方，任何人不得进入老塘空顶区内，运输机运行时人员严禁跨越运输机进、出工作面，如需通过必须停机拉下闭锁。16、回柱时，放液人员必须站在安全地点，用长不小于12M的长柄工具操作，回梁时，站在支架完整的斜上方，用专用尖锤打脱圆销，使该梁脱离连接后取出。17、若出现死柱，维护好退路，用卧底法处理，处理前必须打好戗柱和护身柱，然后一人扶柱观察顶板，一人在压死柱下掏窝，待柱子松动后，用千不拉回出，严禁强拉硬拽。18、回出的单体、“十”字梁、铰接顶梁、铁鞋及时外运至超前维护外，上架码放整齐，单体靠帮正放，严禁平放或倒放。19、操作端头支架不得和回料、犄角维护、清理、扶棚等工作平行作业。三、支护材料使用数量、备用数量轨道巷超前支护2M，需要两排计60棵单体支柱，长不小于3600MM、小头直径不小于200MM的优质圆木30棵，端头支护需要28棵单体支柱，圆木6棵，合计需要88棵单体支柱，长不小于3600MM、直径不小于200MM的优质圆木36棵。运输巷超前支护2M，需要三排计160棵单体支柱，两排10M“一”字顶梁80个，一排06M700MM300MM“十”字顶梁40个。端头支护需要40棵单体支柱，两排10M“一”字顶梁16个，一排06M700MM300MM“十”字顶梁8个，合计需要200棵单体支柱，10M“一”字顶梁96个，06M700MM300MM“十”字顶梁48个。两端头双楔梁支护共需单体16棵，双楔梁14个。工作面正常需要单体液压支柱317棵，铁鞋317个，“一”字顶梁106个，06M700MM300MM“十”字顶梁53个，双楔梁16个。备用材料存放地点，保持距工作面50100M之间，在轨道巷中外侧煤壁处,材料分类摆放整齐，实行挂牌管理，标明材料名称、型号、数量、责任人等内容，由专人负责。材料存放地点必须保证有1M以上宽度的人行道和必需的运输通道。坏柱、梁、工字钢等及时运出工作面，坏支柱存放不超过30棵，并及时回收上井。四、添加支架、溜槽段机尾顶板管理安全技术要求。由于工作面添加支架和运输机频繁，工序复杂，工作面每推进3M，工作面将加一架支架，在安添支架等时，需要及时改撤影响范围内的单体。牵轨道巷备用支架前，应先在在面机尾第一架支架外侧加架控顶区内不小于20M处平行支架扶一架32M“”型钢抬棚，打齐一梁三柱，在牵架过程中及时改出加架所需的空间。待加完支架后将抬棚撤除，放至超前维护外码放整齐。牵移支架过程中要坚持好先支后回，并始终保持在轨道巷内一梁三柱。当支架进入工作面范围内后，由于木梁被面内支架托起，可根据空间只在靠外帮侧支设12棵支柱，柱距800MM，以方便支架调整为准。当圆木超出支架长度小于08M时，可以不再支设支柱。当工作面两端头顶板破碎时，每推进12M，均在端头两支架上穿一根圆木料。沿倾向方向使用，必要时每循环一根。圆木料规格为长度不小于3米，直径不小于200MM。联网、上料时工作面必须闭锁，专人观察好煤帮和顶板，找掉伞沿、悬矸后方可工作。如因工作面推进速度快造成支架缩进面内时，应在机尾第一个支架的顶梁上沿走向方向穿一大圆料（压力大时上工字钢），大圆料一头在支架上，另一头伸出第一个支架斜向轨道巷外帮，并跟齐贴帮柱，严禁三角区空顶作业。附图61工作面两巷及端头支护示意图平剖面图BB剖面AA剖面工作面最大控顶距工作面最小控顶距CC剖面DD剖面24024030503050940100M100M100M90M380M150M80M30M340运输巷轨道巷BBAACCDD20米20米双楔梁十字梁10米第四节矿压观测一、矿压观测内容23上206综采工作面矿压观测研究内容主要有支架阻力观测、巷超前支护范围内单体液压支柱阻力观测以及支护质量动态监测。超前支撑压力影响范围和分布特点，顶板、煤层稳定性，工作面支护质量等进行定期分析，并进一步了解煤、岩体力学参数等基础数据。二、观测方法1、工作面矿压观测沿工作面采煤机移动方向每隔10架作为一观测剖面,矿压部门每天班统计一次端面顶板破碎及煤壁片帮情况包括梁端距、片帮、冒高超过05M以上的区域及顶板破碎情况,顶煤冒落状况。2、巷道矿压观测巷道超前支护范围内单体液压支柱阻力观测。三、支护质量监测每旬不定期对工作面和巷支护质量动态检查两次,存在问题,立即整改。监测内容主要包括支架初撑力、煤壁片帮情况、梁端距、采高及端面顶板冒落情况、两巷单体支柱初撑力、超前支护质量等。四、观测时间要求整个生产期间。第四章生产系统第一节运输系统一、运输设备及运输方式（一）运煤设备及装、转载方式采用MG160/375W型采煤机和SGB630/264刮板输送机落、装煤，工作面两端头自开缺口，运输巷采用SGW150C型可弯曲刮板输送机运煤（二）辅助运输设备及运输方式工作面需用的材料、设备等物资，采用10T矿车或叉车、JD25绞车，经轨道巷运进工作面二、移溜方式采用推移工作面运输机的方式，推移运输机步距06M，弯曲段长度不小于15M，推拉方向为自下（上）而上（下）顺序进行。1、采煤机向下（上）端正常割煤时,按照自上（下）而下（上）的顺序，依次推移刮板运输机，至距离采煤机后滚筒15M处。2、在采煤机向上（下）斜切进刀切入煤壁规定截深后，将运输机按自下（上）而上（下）的顺序推向煤壁,成一条直线。三、运煤路线工作面运输巷运联232集运北罐仓皮带机道800吨煤仓钢带机主井煤仓地面。四、辅助运输路线地面料场南副井井底车场三斜井南大巷232集轨23上206轨联轨道巷工作面。工作面运输系统图详见附图7附图7工作面运输系统示意图通道23集轨23集运23集轨23集轨23206轨联上23206工作面上运输巷轨道巷23405北通道23集运工作面运联西大巷80T钢带机道副井西风井一水平井底车场三暗斜井南大巷二暗斜井轨道上山二总回回风通道一暗斜井第二节“一通三防”与安全监控一、通风系统（一）风量计算1、气象条件计算Q采Q基本K采高K采面长K温4091111010450M3/MIN式中Q采工作面需要风量，M3/MIN；Q基本工作面所需的基本风量，M3/MIN；Q基本60工作面控顶距工作面实际采高70适宜风速（不小于10M/S）6039933922470114091M3/MIN；K采高工作面采高24M,调整系数取11；K采面长工作面长度167M，调整系数取10；K温回采工作面温度22，调整系数取10；K采高回采工作面采高调整系数采高2020252520及放顶煤面系数（K采高）10111115K采面长回采工作面长度调整系数回采工作面长度（M）150150200200长度调整系数（K采高）1010131315K温回采工作面温度与对应风速调整系数2、按照瓦斯（二氧化碳）涌出量计算根据煤矿安全规程规定，按回采工作面回风回风流中瓦斯的浓度不超过1的要求计算Q采100Q采KCH410012316720541M3/MIN式中Q采工作面实际需要风量，M3/MIN；回采工作面空气温度（）采煤工作面风速（M/S）配风调整系数（K温）201010020231015100110232615181101252628182512514028302530140160Q采工作面回风巷风流中瓦斯的平均绝对涌出量，123M3/MIN；KCH4采面瓦斯涌出不均衡通风系数167。（正常生产时连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量为457M3，月平均日瓦斯绝对涌出量为2736M3二者比值为167）。根据煤矿安全规程规定，按回采工作面回风回风流中二氧化碳的浓度不超过15的要求计算Q采100Q采KCO210015218227664M3/MIN式中Q采工作面实际需要风量，M3/MIN；Q采工作面回风巷风流中二氧化碳的平均绝对涌出量，152M3/T；KCO2采面二氧化碳涌出不均衡通风系数182。（正常生产时连续观测1个月，日最大绝对二氧化碳涌出量为457M3，月平均日二氧化碳绝对涌出量为25109M3二者比值为182）。3、按工作面温度选择适宜的风速进行计算Q采60V采S采K面601189095287M3/MIN式中V采采煤工作面风速，根据工作面温度22取11M/S（见表）S采采煤工作面的平均断面积，（339399）22489M2。K面采煤工作面的断面系数；一般取0810，本工作面取09。4、按回采工作面同时作业人数计算每人供风4M3/MINQ采4N480320M3/MIN式中N工作面最多人数，80人5、按风速进行计算60025SQ采604SM3/MIN60025851275Q采604852040M3/MIN式中S工作面平均断面积，85M2。6、确定工作面实际需要风量根据上述计算，1275205412766432045052872040，故确定工作面实际需要风量为529M3/MIN。（二）通风路线新风地面南北付井一暗斜井南大巷一号通道232集轨23上206轨联轨道巷工作面乏风工作面运输巷运联232集运232集运回风通道二总回西风井地面附图8工作面通风系统示意图通道23集轨23集运23集轨23集轨23206轨联上23206工作面上运输巷轨道巷23405北通道23集运工作面运联西大巷80T钢带机道副井西风井一水平井底车场三暗斜井南大巷二暗斜井轨道上山二总回回风通道一暗斜井（三）通风管理1、确保通风系统可靠，风流稳定，通防科通风队每旬对工作面通风系统全面排查，加强通风设施管理，发现问题，由通风队及时采取措施进行处理。2、爱护风门设施，严禁同时打开两道风门。3、工作面两巷的材料、设备要及时回收，确保有效通风断面，最小通风断面不少于5M2。4、通风队要确保工作面风量不低于529M3/MIN，至少每10天测风一次，发现问题及时采取措施，并将测风结果填写在测风牌板上。5、工作面进风流中，按体积计算，氧气浓度不低于20，二氧化碳浓度不超过05。6、工作面空气温度不得超过26,否则必须采取降温措施。7、初次放顶前，确保工作面风速不低于1M/S。二、瓦斯防治（一）瓦斯检查（设点、次数）工作面设瓦斯检查员巡回检查，每隔35小时检查一次，每班至少检查两次。瓦斯检查点设在回风侧距工作面20M范围内，检查结果要及时填写，并及时向有关人员汇报。（二）便携式甲烷报警仪的配备和使用区长、技术员下井时必须携带便携式甲烷报警仪，对其分管范围内的甲烷进行不间断的监测，如有报警现象（甲烷报警点为05）必须进行处理。爆破工下井担任爆破工作时，必须携带便携式甲烷报警仪，在爆破地点每次爆破时进行“一炮三检”工作，并做好记录，上井后由发放人员填制“一炮三检”报表。当班的班组长下井时必须携带便携式甲烷报警仪，并把常开的报警仪悬挂在回风隅角，当报警时，停止工作，进行处理。机电流动电钳工下井担负机电维修工作时，必须携带便携式甲烷报警仪，在检修工作地点20M范围内检查甲烷气体浓度，有报警现象时，不得通电或检修。（三）安全监测监控设备设置1、甲烷传感器设置规定（1）采煤工作面回风侧距工作面煤壁不大于10米的位置必须设置甲烷传感器一台；采煤工作面出风口1015米处必须设置甲烷传感器一台；瓦斯报警浓度05，瓦斯断电浓度08,瓦斯复电浓度05。（2）甲烷传感器应垂直悬挂在无滴淋水顶板完好的地方，距顶板顶梁不得大于300毫米，距巷道侧壁不小于200毫米，断电范围为工作面及回风流中所有电气设备，监测线型号为PUYVR14052。2、一氧化碳传感器设置规定（1）开采容易自燃、自燃煤层的采煤工作面回风巷必须至少设置一个一氧化碳传感器，本工作面在工作面出风口1015米设置一台，CO报警浓度为00024CO，监测线型号为PUYVR14052。（2）一氧化碳传感器应垂直悬挂，距顶板（顶梁）不得大于300MM，距巷壁不得小于200MM，并应安装维护方便，不影响行人和行车。3、温度传感器设置规定（1）开采容易自燃，自燃煤层及地温高的矿井采煤工作面应设置温度传感器。温度传感器的报警值为26。（2）本工作面在工作面出风口1015米设置一台温度传感器。温度传感器应垂直悬挂，距顶板（顶梁）不得大于300MM，距巷壁不得小于200MM，并应不影响行人和行车，安装维护方便,监测线型号为PUYVR14052。4、馈电传感器设置规定为监测被控设备瓦斯超限是否断电，被控开关的负荷侧必须设置馈电传感器。5、束管监测系统设置（1）采煤工作面回风侧设置一路束管监测系统，采用8半芯型束管，由工作面回风隅角通至地面通防科监测站。（2）监测点设置的一般原则是布置在可能自燃区（或需要监测区）的回风风流侧，定期采集气样进行分析。（3）当回采工作面回风隅角人工检测到大于24PPMCO时，在工作面回风隅角设置自动监测点。（4）束管监测点必须安装采样器。（5）束管安装好后，通防科必须与采煤单位进行交接，由采煤单位对束管进行后撤管理。（四）安全监控系统管理规定1、矿井安全监控系统的安装使用和维护必须符合煤矿安全规程的规定要求。各类传感器安装地点（增减）由通防科每月根据作业计划制订，报总工程师签批，月度内变更的必须经总工程师批准后方可变更。安全监控系统的运行必须实现安全、可靠、稳定、正常地运行。2、通防科必须配备至少一名专职在岗管理人员，负责系统的维护工作，管理人员必须熟练操作计算机，熟悉监控系统的各种功能，定期对监控系统进行维护。3、接入煤矿安全监控系统的各类传感器应符合AQ62012006的规定，稳定性应不小于15D。4、煤矿必须按矿用产品安全标志证书规定的型号选择监控系统的传感器、断电控制器等关联设备，严禁对不同系统间的设备进行置换。5、监控中心站设在矿调度室，通防值班室设监控终端并配备专职人员（即值班员）24小时值班。调度中心室安全监控值班员和通防科值班员必须熟悉安全监控业务，必须做到24小时全天侯监视安全监测数据，发现异常按有关预案处理，并认真填写监测监控台帐。严禁空岗、脱岗、睡岗现象。6、监控中心站应24小时连续正常工作，设备性能符合规定，安全监控主机不得兼作它用，必须配置一主一备（热备用状态），必须加强日常维护，确保正常运行。7、安全监控系统的管理由通防科负责监督、管理。各采掘使用单位负责监测分站（包括监测分站）以里所有监测线、线盒、断电器、各类传感器的管理工作，各类传感器分站要挂牌管理，并做到牌板字迹清晰、工整、无灰尘。8、通防科行政管理人员、技术员、