3301工作面作业规程

第一章概况第一节工作面位置及井上下关系3301工作面位于北一采区，其位置及井上下关系如表一所示工作面情况统计表表一煤层名称3煤水平名称650M采区名称北三采区工作面名称3301工作面标高（M）670871地面标高（M）386388地面位置工作面相应地面位于季庄以东830M、西李庄东北521M范围内，地表主要为农田，有乡村小路、高压线、安流渠等。井下位置及四邻采掘情况本工作面井下位于北三采区回风下山南侧，650南翼轨道大巷东南，沿南翼轨道大巷保护煤柱线布设。概况工作面倾斜长（M）149/229走向长（M）1211面积M2277293第二节煤层本工作面设计开采煤层为3层煤，通过地质资料分析如表二所示煤层情况表表二第三节煤层顶底板煤层直接顶细砂岩，厚1059M，浅灰色细砂岩夹深灰色粉砂岩成互层状，以波状层理为主，含植物化石，多见虫孔化石。老顶为中砂岩，厚1051M，顶部浅灰色，泥岩胶结，夹炭质纹理，具波状层理，中下部灰白色，含暗色矿物。石英含量多，粒度变细，菱铁质形成的斜层理断续出现，见有炭质纹理形成的波状层理，层理面分布有白云母片。直接底为泥岩，厚06M，深灰色，富含植物根化石，多见滑面。具体情况如表三所示2434煤层总厚（M）72煤层结构简单煤层倾角（）29可采指数1变异系数（）15稳定程度稳定3煤黑色，块状构造为主，片状及粒状相间出现，亮煤，暗煤及镜煤组成，少见丝炭，节理发育，富含黄铁矿膜，块状煤硬度稍大，属半暗半亮型煤，玻璃光泽沥青光泽。煤层中夹有一层约004M的菱铁质粉砂岩。MAD（）AD（）VDAF（）QB,AD（MJ/KG）CDAF（）ST,D（）Y（MM）工业牌号192123839082831813505011气煤煤层顶底板情况表表三顶底板名称岩石名称厚度（M岩性及物理力学性质细砂岩326浅灰色，层面见云母片，富含菱铁质，泥质胶结，偶见菱铁质薄层及结核，底部见碳质细纹。泥岩362上部灰色，中下部深灰色，局部为黑灰色，含植物根茎化石及植物碳化体，顶部含粉砂质。2煤045黑色。泥岩136深灰色，局部为黑灰色，含植物根化石及植物炭化体，顶部含粉砂质。中砂岩1051顶部浅灰色，泥岩胶结，夹碳质纹理，具波状层理，中下部灰白色，含暗色矿物。石英含量多，粒度变细，菱铁质形成的斜层理断续出现，见有碳质纹理形成的波状层理，层理面分布有白云母片。泥岩476灰色泥岩。顶板细砂岩1059浅灰色细砂岩夹深灰色粉砂岩成互层状，以波状层理为主，含植物化石，多见虫孔化石。泥岩027深灰黑灰色，含植物根化石，贝壳状断口。泥岩06深灰色，块状构造，富含植物根化石，多见滑面。细砂岩27灰色，顶部为粉砂岩厚约05M，往下粒度渐粗。泥岩68深灰色，块状，含粉砂质，局部夹粉砂岩薄层。细砂岩53灰色，夹深灰色粉砂岩薄层、纹层，波状及缓波状层理，层面含植物化石碎片。含透镜状条带状菱铁矿结核。具混浊状层理。粉砂岩14深灰色，局部夹浅灰色纹层状细砂岩，缓波状近水平层理，具生物扰动构造。煤层顶底板情况底板中砂岩43灰浅灰色，含菱铁矿结核夹泥质条带,波状层理,局部具混浊状层理。详见附图13301工作面综合地质柱状图第四节地质构造一、断层情况本工作面所处地段煤岩层整体赋存形态为走向北东,倾向南东的单斜构造，（煤）岩层倾角2434,平均29，本工作面位于三DF54断层和三DF55断层的下盘。该面地质条件较复杂，上下两顺槽在掘进过程中，共揭露落差1270M的断层13条，均会对回采工作造成一定的影响。各断层发育位置、延伸情况、产状等，详见煤层底板等高线图（附图23301工作面煤层底板等高线及工作面巷道布置示意图）及表四。二、褶曲情况及其它因素对回采的影响因距上述断层较近，巷道掘进过程中有小断层发育。无岩溶陷落柱、岩浆侵入、古河流冲刷等其它特殊地质现象。断层分布情况表表四详见附图33301工作面皮带顺槽、轨道顺槽、采面切眼素描图断层名称实测位置倾向（）倾角（）落差（M）性质对回采的影响程度备注F144点前54M434550正较大轨道顺槽F220点前128M235535正较大轨道顺槽F316点前387M2842550正较大轨道顺槽F416点前85M77650正较大轨道顺槽F514点前12M2508050正较大轨道顺槽F63点前13M947550正较小皮带顺槽F77点前63M1948012正较小皮带顺槽F811点前193M3536512正较小皮带顺槽F915点前244M1513020正较小皮带顺槽F1017点前294M3536512正较小皮带顺槽F1119点前354M1445518正较小皮带顺槽F1221点前150M3537070正较大皮带顺槽F1322点前95M2056035正较大皮带顺槽第五节水文地质一、水文地质情况1、主要充水因素对本回采工作面有影响的主要含水层为山西组3煤顶板砂岩含水层。（1）顶底板砂岩3煤顶板砂岩段是巷道掘进过程中的直接充水含水层，统计3煤层顶部80M以内的砂岩层分布，一般312层，平均6层，总厚度13804810M，平均总厚度3169M。3煤层顶板砂岩含水性弱，有一定的动储量，但补给较差，且衰减较快。通过650M开拓大巷穿过季庄大断层后，打钻探查（最大涌水量12M/H，1天后衰减为6M/H，3天后衰减至1M/H）和巷道实际揭露资料（顶板最大淋水8M/H,1个月后衰减为0M/H）得以证实，预计本工作面3煤顶板砂岩含水性较差。（2）断层破碎带水害根据已揭露的断层资料，该工作面内有正断层13条，落差均不大于70M。工作面推采至断层附近时可能出现顶板淋水加大等情况。但不会与其它含水层有水力联系，也不会构成水害威胁。（3）三灰裂隙溶隙承压水，中等偏弱富水性，含水性不均一，浅强深弱。据临近钻孔Y103资料，上距3煤层49M。其间含水层不发育。650M皮带石门过三DF55断层后对该含水层提前进行了探放，最大单孔涌水量21M/H。巷道揭露时只有少量滴水或淋水，最大涌水量2M/H。本水文地质块段现三灰水位已疏降至650M水平。而处在本水文地质块段内的3301工作面开采最低点标高为871M，三灰顶界面水压27MPA，由此计算出三灰突水系数/M06/054972MPAPAMMAPT由此可知本工作面三灰突水系数小于经验值（006MPA），工作面的开采不受底板三灰水水害影响，即使构造破碎带也不会发生底板三灰突水。2、涌水量预测本工作面生产期间涌水主要有顶板砂岩水、底板砂岩水和生产用水构成。根据本矿井已开采工作面实际最大涌水量资料（1301、1303、1305和1306工作面实际最大涌水量分别为5M/H、8M/H、5M/H和36M/H），采用比拟法计算本工作面涌水量，计算公式QQ00/SQ预测的3301工作面正常涌水量，单位M/H。Q01306工作面最大涌水量，取360M/H；S3301工作面3煤顶板砂岩水水位设计降深，取225M；S01306工作面3煤顶板砂岩水水位降深，取145M；经计算得Q36124448M/H，即根据水位降深比拟法计算的3301工作面正常涌水量为4486M/H。根据矿井近3年矿井涌水量观测资料矿井最大涌水量与正常涌水量的比值系数为12。预测本工作面最大涌水量QMAX44812538M/H。3、防水煤（岩）柱的计算与留设3301工作面北临三DF55断层，西临三DF54断层，上述两条断层均为正断层，其中三DF55断层倾角70，落差4085M三DF54断层倾角70，落差018M根据安全专篇设计要求，三DF54断层不留设保护煤柱，三DF55断层留设50M保护煤柱，我矿在开采过程中均严格按照要求留设并对其进行了保护。二、防治水措施1、本工作面回采前必须对3煤顶板砂岩水进行探查疏放。经探查，若顶板砂岩富水性强，单孔涌水量或水压较大，必须多补打探放水孔。待涌水量小于5M/H且水压降至01MPA以下时方可回采，否则工作面不得回采。2、地质人员应根据精查地质报告提供的资料及巷道掘进时实际揭露的资料进行认真分析研究，及时下达地质及水情水害预报。巷道回采期间，区队现场作业人员应加强地质构造及水情观察，发现异常立即汇报生产科，地质人员应坚持经常到工作面观察收集水文地质资料。3、在工作面皮带顺槽低洼处设置2个容量在40M的水仓，并安设排水能力不低于100M/H，扬程不低于100M,功率为75KW（扬程100M，排水量110M/H）的水泵两台，一台正常排水，一台备用，备用泵应完好，防止因顶板砂岩水瞬间大量溃入后排水不及时，导致水淹皮带顺槽事故的发生。4、回采过程中应加强皮带顺槽水沟的清挖及水仓的清淤工作，保证水沟能泄水畅通、水泵正常排水。第六节影响回采的其它因素影响回采的其它地质情况（见表五）影响回采的其它地质情况表表五瓦斯01820CM3/G,平均为0466CM3/G,属低瓦斯矿井煤尘煤尘有爆炸性危险,爆炸指数为4392，拟制煤尘爆炸最低岩粉量90。煤的自燃据650水平最新测定资料，3煤为类自燃煤层。地温梯度及地温区内地温平均梯度值186/100M,670871M地温已达28,为正常地温区。影响回采的其它地质情况地压暂无资料第七节储量及服务年限一、储量工业储量QSM（149665229546）721352178万T可采储量Q1QK2178851852万T式中S回采面积M煤厚72M煤容重135TMK回采率85二、采煤工作面服务年限工作面前期开采149M工作面，后期开采为229M工作面。前期开采每日按4个循环组织生产，每个循环进尺08M，设计割煤高度为28M，日进尺为32M，月工作日28天，正规循环率90。日产量32149721358539393T月产量283939390993万T月进尺2832908064M后期开采按每日按3个循环组织生产，每个循环进尺08M，设计割煤高度为28M，日进尺为24M，月工作日28天，正规循环率90。日产量24229721358545408T月产量2845408901144万T月进尺2824906048M综合前后期开采，可采期663/8064548/6048173月第二章采煤方法采煤方法及选择依据3301工作面煤层平均72M，在放顶煤的最佳煤层厚度（612M）范围内。相邻工作面煤层顶板均随采随垮落，直接顶有一定厚度，采空区不悬顶，冒落的松散岩石基本上充满采空区。工作面煤质较为松软具有可放性。综合煤层开采技术条件及煤层赋存特征，以及以往1301、1305、1307等工作面的顶煤冒放性的实际情况确定了采煤方法为综采放顶煤一次采全高走向长壁后退式采煤法。确定采煤高度为28M，放煤高度44M，即采放比为116，放煤方式采用一刀一放。第一节巷道布置一、采区巷道布置按照开拓设计采区划分，本区段位于北三采区回风下山南侧。由于本区段煤层底板标高位于670870M之间。二、工作面巷道布置方式1、轨道顺槽3301工作面上部顺槽为轨道顺槽,主要用于该工作面的进风和运料。沿煤层底板布置，巷道为矩形断面,净宽38M,净高32M，断面积122。轨道顺槽采用锚网索梁W钢带联合支护。帮部202200MM，顶部202500MM等强度螺纹钢锚杆，锚杆间排距为800800MM。锚索顶部1786400MM，使用锚索梁，锚索间排距16001600MM，“三花”布置锚索。2、辅助轨顺新施工辅助轨道顺槽与原轨道顺槽平行布置，长663M，然后与辅助切眼相通。净高30M，净宽38M，断面积1140M2。该巷道采用锚网索梁W钢带梁做为永久支护，顶帮锚杆均采用202400MM，间排距为800800MM巷道拱部及两帮采用10铁丝编制而成的菱形网，配W钢带（36M）及锚索（梁）作永久支护。锚杆与巷帮夹角不小于75，外用木托盘、铁托盘配合标准螺母紧固，锚杆应锚杆应垂直于两帮煤壁，横向成排，纵向成线。巷道附加两排锚索加强支护,锚索的布置方式为纵向三花布置，每2根1组锚索，锚索规格1786400MM,锚索梁采用12槽钢加工，间排距为16001600MM。轨道顺槽内布置有51的供水防尘管路两路和压风管路一路、108的注浆管路一路，并在离工作面180M的地方设移动电站，在1探巷口外30M处设置乳化泵站等设备。3、皮带顺槽3301工作面下部顺槽为皮带顺槽,沿煤层底板布置，皮带顺槽采用锚网索梁支护。巷道为梯形断面,平均净宽44M,净高32M,断面积141。主要用于该工作面的回风和运煤。巷道采用锚索梁网W钢带做永久支护，顶部锚杆采用202500MM，间排距为800800MM帮部锚杆采用202200MM，锚杆间排距为800800MM。巷道拱部及两帮采用金属锚杆和10铁丝编制而成的菱形网，配W钢带梁作永久支护。锚杆与巷帮的夹角不小于75，外用木托盘、铁托盘配合标准螺母紧固，锚杆应横向成排，纵向成线。巷道附加三排锚索加强支护,锚索的布置方式为纵向五花布置，每2根1组锚索，锚索规格1786400MM,锚索梁采用12槽钢加工，间排距为12001600MM。皮带顺槽内布置有51的防尘管路两路和压风管路一路、束管监测管路等管线，并在远离工作面侧设置转载机和胶带输送机。4、工作面切眼切眼位于3301工作面的最南侧，沿煤层底板布置，采用锚网索梁12矿用工字钢架棚支护。巷道断面为矩形,净宽76M,净高30M,断面积228。辅助切眼沿煤层底板布置，采用锚网索梁12矿用工字钢架棚支护。巷道断面为矩形,净宽76M,净高30M,断面积228。巷道采用锚网索梁钢带做永久支护，顶帮部锚杆均采用202400MM的高强螺纹钢锚杆，间排距为800800MM。巷道拱部及两帮采用10铁丝编制而成的菱形网，配钢带作永久支护。锚杆与巷帮夹角不小于75，外用木托盘、铁托盘配合标准螺母紧固，锚杆应横向成排，纵向成线。巷道附加两排锚索加强支护，纵向迈步布置，每2根1组锚索，锚索规格1786400MM，锚索梁采用12槽钢加工，锚索间排距为16001600MM。5、联络巷（1）联络斜巷锚网索梁喷支护,直墙半圆拱断面,净宽36M,净高35M,墙高17M,断面积112。（2）联络平巷锚网索梁喷支护,直墙半圆拱断面,净宽42M,净高36M,墙高15M,断面积141。（3）1探巷巷道为矩形断面,净宽38M,净高32M，断面积122。6、硐室及其它巷道布置在切眼靠近轨道顺槽端布置采煤机组装硐室，深20M，长18M，高30M，采用锚网索梁工字钢单体液压支柱棚支护。在3301轨道顺槽距切眼约15M处布置一个液压支架组装硐室，宽43M，长10M，高34M。用锚网索梁支护。三、停采线3301工作面停采线位置为北三回风下山保护煤柱线。附图33301工作面皮带顺槽、轨道顺槽、采面切眼素描图第二节采煤工艺一、采煤工艺（1）采煤方法本工作面采用综采放顶煤一次采全高走向长壁后退式采煤法。（2）回采工艺过程割煤移架推前溜放煤拉后溜。（3）割煤使用MG500/1130WD双滚筒采煤机双向割煤，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，割煤高度28OLM。（4）装煤采煤机割煤与前部输送机前移配合装煤。（5）运煤刮板运输机将煤运到皮带顺槽桥式转载机，再由转载机与皮带顺槽皮带运输机搭接将煤运出。（6）工作面支护正常时期采用追机移架的方式对顶板进行及时支护，当顶板破碎时采用超前移架方式进行支护。（7）采空区处理全部垮落法处理采空区顶板。二、落煤方法及过程（1）进刀采用端部自开缺口、斜切进刀方式，斜切进刀段长度为45M，进刀深度08M。具体操作步骤如下1）采煤机向下（上）割透端头煤壁后，自上（下）而下（上）推移刮板运输机，使得刮板运输机弯曲段为20M后，将两个滚筒的上下位置调换，向上（下）进刀，通过20M的弯曲段至45M处（30支架或70支架处），使得采煤机达到正常截割深度（即08M），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，再将两个滚筒的上下位置调换，采煤机空机返回，进入正常割煤状态。附图4采煤机端部斜切进刀示意图（2）采煤机正常切割3301工作面主采3煤，煤层平均厚72M，沿工作面底板割煤，不得留底煤。根据配套的采煤机、液压支架，确定平均采高为2801M。采煤机正常割煤时，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，工作面采用双向割煤，往返两刀，正常割煤长度为105M，采煤机以35M/MIN的速度向上（下）割煤，直至割透上（下）端头煤壁。（3）放煤放煤高度44M,采放比为116。放煤采用一刀一放,分段顺序放煤工艺,放煤步距08M。从工作面开切眼推进至顶板初次来压期间不放煤，后部全部跨落后开始放煤，中间架放煤，上、下两端各有2架端头架不放煤，距停采线15M时停止放煤，在支架顶部铺设双层金属网并在网外加钢丝绳为撤面创造条件。放煤采用一刀一放,分段顺序放煤工艺。即割完一刀后，5199架，350架两段分别安排人员进行放煤。具体步骤两段先进行第一轮放煤，放煤从上（下）往下（上）依次进行。首先打开放煤口，放出数量大约为2030M厚度的煤，关闭放煤口；再进行下一架的放煤，直至第一轮结束。然后进行第二轮放煤，同样按照第一轮放煤的顺序，从上（下）往下（上）依次进行，打开放煤口，目测矸石超过1/3时，关闭放煤口，再进行下一架的放煤，直至第二轮结束。三、移溜方式采用推移前部运输机和拉移后部输送机的方式，推拉溜步距08M，弯曲段长度不小于20M，推拉方向为自下（上）而上（下）。（1）推移前部运输机1）采煤机向下（上）端正常割煤时,按照自上（下）而下（上）的顺序，依次推拉刮板运输机，至距离采煤机后滚筒30M处。2）在采煤机向上（下）斜切进刀切入煤壁规定截深后，将前部运输机按自下（上）而上（下）的顺序推向煤壁,成一条直线。（2）拉移后部输送机工作面后部输送机在支架前移后处于放煤位置，待循环放煤工序结束后,将后部运输机滞后放煤口510架拉移一个步距。四、工艺要求（见表六综采工序质量标准）综采工序质量标准表六工艺名称质量特征技术要求端头进刀斜切进刀长度为45M，每刀截深08M煤壁平直煤壁平直，与顶底板垂直无伞檐采高均匀根据煤厚特征及时调整采高一般情况下，采高控制在2801M割煤顶底板平无台阶不留顶煤支架前梁端至煤壁顶板冒落高度不大于300MM支架直支架排成一条直线，偏差不得超过50MM支架正与顶底板垂直，歪斜度5前后立柱活柱差100MM顶梁平支架顶梁与顶板平行支设，最大角度50OMM底板比压24MPA架间中心距1500MM中间架重量205T15（2）端头支架型号ZFG650020/32支撑高度20003200MM支撑宽度14901660MM初撑力5212KN工作阻力650OKN支护强度07360752MPA架间中心距1600MM端头支架重量265T15三、运输设备（1）刮板运输机（两部）前部运输机型号SGZ830/630双中链电机功率2315KW电压3300V运输能力1200T/H中间槽尺寸长内宽高1500780335MM后部运输机型号SGZ830/630双中链电机功率2315KW电压3300V运输能力1200T/H中间槽尺寸长内宽高1500780335MM（2）桥式转载机（一部）型号SZZ1000/400电机功率40OKW电压3300V运输能力2500T/H链速183M/S设计长度60M中间槽尺寸长内宽150O1000MM（3）破碎机（一部）型号PCM200破碎能力2200T/H电机功率20OKW电压3300V（4）可伸缩带式输送机（两部）型号SSJ1200/2250电机功率2250KW运输能力1200T/H带宽1200MM带速315M/S（5）辅助运输设备本工作面的材料运输选用15T的矿车和平板车,轨道顺槽使用一部无极绳绞车运输，其主要技术参数如下型号KWGP90/600J静拉力90KN绳径26MM绳速2672M/MIN,平均44M/MIN绳容量1300M滚筒直径550MM外形尺寸1100765730MM辅助轨道顺槽材料运输选用15T的矿车和平板车,采用25KW对拉绞车运输，其主要参数如下型号JD1625静拉力16KN绳径155MM绳速0612M/S绳容量400M滚筒直径300MM外形尺寸134011401190MM附图51、523301工作面前（后）期设备布置示意图第三章顶板管理第一节支护设计一、工作面支护设计1、工作阻力验算根据容重法计算PHSYQ110式中P支架所需工作阻力KNH采空区顶板垮落高度取13MY顶板岩石容重取24TMQ动载系数取13S支护面积取72M2经计算得P516672KN，即工作面合理工作阻力为516672KN，该面选用的支架工作阻力最小为6200KN，满足要求。2、支护强度验算根据8倍采高计算T8981HR8981282410053MPA0825MPA式中T工作面合理的支护强度（MPA）；H采高（M）R顶板岩石容重（T/M）经以上验算可知，所选支架满足要求。3、支护设备选择3301工作面前期选用基本液压支架ZF620018/32型低位放顶煤支架95架,上端头选用ZFG650020/32型放顶煤端头支架3架，下端头3架；从皮带顺槽到轨道顺槽依次编号为前期1101；后期选用基本液压支架ZF620018/32型低位放顶煤支架138架,上端头选用ZFG650020/32型放顶煤端头支架13架，下端头3架。编号依次为1154支架。根据工作面条件与支架适应条件对照表六以及1301、1303、1305、1306、1307工作面和邻近矿区的支护经验证明，选用ZF620018/32型支架能满足顶板管理支护强度要求。工作面条件与支架适应条件对照表表七项目工作面条件ZF620018/32支架适应条件采高28M1832M倾角240340035煤厚72M512M煤硬度15中硬以下底板比压22MPA25MPA支护强度053MPA08250857MPA顶板种类中等稳定的顶板中等稳定的顶板二、两端头及超前范围支护设计1、支护密度计算由于3301工作面直接顶为粉砂岩，属中等稳定顶板，随着工作面推进按一定步距周期性的断裂，且下顺槽部分巷道煤层顶板施工，所以对超前支护进行顶板控制设计时，主要考虑对直接顶支柱的压力。PTMZYZFZ105924198249（KN/0249MPA式中PT直接顶给支架的作用力；MZ直接顶厚度；YZ上覆岩层的平均容重；FZ直接顶悬顶系数，无悬顶取1。上、下顺槽锚索的补强支护强度P上P索/H上1503/16/38740KN/0074MPAP下P索/H下1503/16/44639KN/0064MPA式中P上、P下上、下顺槽锚索的补强支护强度P索锚索的补强支护强度,取150KN/支柱实际的支撑能力为RTKBKZRB0809250180KN/棵式中RT支柱实际支撑能力；KB不同列支柱承载不均恒系数，取08；KZ增阻系数，取09；RB支柱回撤时的阻力，即单体液压支柱的额定工作阻力。所以，上下顺槽的支护密度N上PT/RTPTP上/RT02490074/180097棵/M2310N下PT/RTPTP下/RT02490064/180103棵/M22、支护材料及支护密度验算上顺槽两帮分别使用一排06M的一字铰接顶梁与DY315、DY28单体液压支柱配套支护，柱距06M，支护距离为30M中间一路使用1M08M的十字顶梁与DY315、DY35单体液压支柱配套支护，加密距离（一梁两柱）为20M。下顺槽超前采用架棚支护，一棚至少三腿，棚距05M,两帮各使用一路DY315、DY28单体液压支柱，支护距离不小于20M中间一路DY315、DY28单体液压支柱支护紧跟转载机自移，当顶板压力大时，在转载机下帮或中间一路单体与上帮单体之间增加一路单体，加密距离为10M。为加强顶板管理，需要在转载机外100M范围之内加强支护，棚距10M，一棚至少两腿。进入超前范围之后，补齐棚腿，改为一棚三腿。支护密度验算上顺槽153/（3830）134棵/M2097棵/M2下顺槽120/（4420）137棵/M2103棵/M2因此，设计支护密度符合计算要求。三、乳化液泵站设备配置1、泵站及管路选型、数量乳化泵选用BRW400/315型两台，装备两泵一箱，供液管路采用51回液管路和32供液管路。乳化泵主要技术参数如下电机功率250KW电压等级1140/660V流量400L/MIN压力315MPA2、泵站设置位置泵站安设在13导线点处开门口外10M20M的位置，其余电站设备安装在辅助轨顺距回采煤壁180200M的位置。3、泵站使用规定要保证泵站压力不小于30MPA，采用自动配液装置使乳化液浓度达到35，每班由泵工使用乳化液浓度测比仪进行浓度观测。加强支架与泵站的维修,杜绝系统的窜漏液。第二节工作面顶板管理本工作面的顶板管理采用全部垮落法。工作面前期开采布置101组支架，上下端头各3架端头支架，中间布置95架。后期开采布置154组支架，上端头安设13架端头支架，下端头安设3架端头支架共16架，中间架138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的方式对顶板进行及时支护。在采煤机割煤后，先移支架，再移运输机，即割煤移架移运输机；采用带压移架的方式移架。正常移架要滞后采煤机滚筒35架，不得超过6架。顶板破碎时要紧跟前滚筒移架或超前移架，即当发现片帮严重时，不等采煤机割煤，就进行移架，再进行其它操作，工艺为移架割煤移运输机。移架步距08M。移架顺序为1、采煤机向下端正常割煤时,滞后煤机后滚筒35架移架顶板破碎时可紧跟前滚筒移架。2、采煤机割煤并移架后，及时将支架的伸缩梁伸出护顶。3、采煤机进刀，向下正常割煤时，自上而下滞后煤机后滚筒35架移架顶板破碎时可紧跟前滚筒移架。4、机头处三架排头架的移架的顺序为前期先移2架，后移1架,再移3架；机尾处三架排头架的移架的顺序为先移100架，后移99架，再移101架；后期先移2架，后移1架,再移3架；机尾处三架排头架的移架的顺序为先移153架，后移152架，再移154架。5、在采煤机割煤时，正常条件下超前采煤机前滚筒3架将护帮板收回，并滞后采煤机后滚筒3架,顺序将护帮板挑起。6、工作面支护要求（1）工作面应达到动态的质量标准化要求,确保“三直、两平、一净、两畅通”的质量要求。（2）加强支架的支护强度,确保支护质量,支架初撑力不得小于24MPA。（3）采煤机割煤后，要及时移架，移架与采煤机后滚筒的距离一般不超过10M，防止长时间空顶。二、特殊时期的顶板管理一来压及停采前的顶板管理1、工作面基本顶初次来压前必须编制专门安全技术措施。2、初次来压及周期来压的顶板管理，坚持支护质量监测和来压预测预报工作。视来压强度和来压步距及时增大支护强度，工作面支架必须达到初撑力，减少顶板下沉量，所有护帮板必须全部伸出护住煤帮，加强两顺槽的超前维护工作和超前顶板管理工作，防止端头冒顶，确保两顺槽安全出口高度不小于18M，宽度不小于07M，对失效的单体液压支柱及时更换，确保安全。3、在老顶初次来压和周期来压期间，应加强来压的预测预报工作。由生产科在轨道、皮带顺槽挂牌标明来压位置，对上下端头加强支护，增加支护密度，顺槽内失效支柱及时更换。在工作面内前梁要挑起，伸缩梁伸到位，顶梁与顶板接实，泵站压力不低于30MPA，支架初撑力达到24MPA以上，片帮严重时必须及时拉超前架支护，确保安全生产。4、采面推进至20M时，加强顶板动态监测，严格控制采高，支架活柱体长度不得低于400MM，否则必须缩加长杆，防止大面积来压压死支架。5、工作面支架以及轨道、皮带顺槽所有单体支柱必须达到初撑力,特别注意工作面中部支架的初撑力及支架状态,及时采取措施预防冒顶。6、加强上、下端头顶板管理,要提高支护质量,适当加大支护密度,确保排头支架联网与巷道搭接05M以上,防止出现端头冒顶。7、工作面停采时要另外编制停采措施,加强顶板管理。二过断层及顶板破碎时的顶板管理该面地质条件较复杂，上下两顺槽在掘进过程中，共揭露落差1270M的断层13条，均对回采造成一定的影响。过断层前，必须及时编制补充措施，并严格按措施施工；当工作面局部地段片帮较严重时,可超前采煤机移架,及时支护顶板；在顶板破碎的地段,为了有效地防止顶板冒落、控制煤壁片帮,应采取及时拉超前架的方法维护顶板。三、支架防滑、防倒技术措施1、严格控制采高，提高支架自身稳定性，工作面采高必须严格控制在2801M以内，工作面支架活柱留不少于400MM余量，工作面必须沿巷道底板推采。2、严格执行“少降快移”、“带压移架”和从上向下的移架原则。移架时，侧护板始终处于打开状态。立柱降移量不能大于100MM，并保证支架主顶梁、前梁等充分接顶，支架初撑力达到24MPA，有效的防止倒架。3、若工作面顶板破碎或局部片帮，要及时拉超前架，加强控制顶板。4、上下端头支架，在拉架之前要随时起架，保持支架底座与工作面底板一致。5、工作面下端头排头支架的稳定是中间支架的稳定关键之一。因此，工作面端头架初撑力不得低于24MPA。6、液压支架顶梁、底座必须平行于顶底板，严禁悬空。7、液压支架的防滑、防倒。（1）液压支架防滑采用单体液压支柱辅助单向推溜方式，即从溜头推向溜尾，防止运输机、支架下滑。（2）液压支架防倒其防倒装置有在两支架间的顶梁上设置双作用防倒千斤顶,间隔10架安设一放到千斤顶。前期54架与55架、64架与65架、74架与75架、84架与85架、94架与95架；后期54架与55架、64架与65架、74架与75架、84架与85架、94架与95架、104架与105架、114架与115架、124架与125架、134架与135架、144架与145架。分别用防倒千斤顶连为一体，拉架时由下向上以下方支架为支撑向前移架，支架间距超过规定时，先调底座间距，然后调倾斜度，保持支架平稳，杜绝前倾后仰，调整以后再拉支架，防止个别支架下倾造成中部倒架。8、在顶板破碎地段易产生架前、架间漏煤，必须及时将架前碎煤、碎矸清理干净，防止拉移支架时悬空。9、将工作面调成伪倾斜，减小煤层倾角。对于有倾倒趋势的支架必须当班进行调整。第三节顺槽及端头顶板管理一、工作面轨道、皮带顺槽顶板管理（一）支护要求轨道顺槽超前支护采用单体液压支柱配合一字顶梁和十字顶梁支护,支护距离为30M下顺槽超前采用架棚支护，一棚至少三腿，棚距05M,两帮各使用一路DY315、DY28单体液压支柱，支护距离不小于20M中间一路DY315、DY28单体液压支柱支护紧跟转载机自移，当顶板压力大时，在转载机下帮或中间一路单体与上帮单体之间增加一路单体，加密距离为10M。为加强顶板管理，需要在转载机外100M范围之内加强支护，棚距10M，一棚至少两腿。进入超前范围之后，补齐棚腿，改为一棚三腿；超前支护以外的巷道出现顶板破碎时应及时架棚或打点柱支护。（二）支护质量控制标准（1）单体支柱在做到迎山有力的情况下同时保持同路支柱成一直线,偏差小于L00MM。（2）支柱应支到实底,并做到迎山有力（迎山角度2左右）。单体液压支柱初撑力不小于9OKN（115MPA）。（3）铰接顶梁之间要用圆柱销联好,接顶密实，并保持平直。（4）所有单体液压支柱三用阀方向一致,朝向老塘。（5）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。（6）两巷单体支柱均穿铁鞋（45号钢，方形400400MM,400MM）支护。（7）所有单体支柱均拴好双股防倒绳。（8）单体顶端刚性接触面需垫木板。（9）超前支护以外的点柱一律穿鞋用顶梁，顶梁用8铁丝固定两头。二、上下端头的顶板管理工作面上下端头维护是保证安全出口畅通的关键。由于该区域顶板压力大，设备多，围岩情况复杂，人员相对集中，因此该区域必须由跟班区长或班组长统一指挥，并安排有经验的工人进行作业。工作面上下端头包括三个区域1区为工作面煤壁线以外受超前压力影响最集中、最明显的一段巷道。根据采面条件，为了安全，将该段定为10M，轨顺此区域主要采用一字梁和十字梁进行支护即在原超前支护的基础上，在中间一路十字梁和下帮一路一字梁之间再增加一路一字梁支护，一梁一柱，柱距1M，加密距离为10M，且该路支护距离中间一路十字梁不小于07M；顶板压力大时，皮顺此区域主要采用加密一路单体来加强支护，加密距离为10M，即在原超前支护基础上，在中间一路与上帮一路单体之间或转载机下帮支设一路单体。且保证转载机上帮人行道宽度不小于07M。在矿压显现剧烈的局部区域可加密支护，该段巷道高度不低于18M。2区为正对工作面切眼的一段巷道。上端头该区主要利用端头支架配合单体液压支柱和一字梁加强支护，柱距06M，即上端头上帮挂一路铰接顶梁，配合单体支柱支护顶板。如果超前支护采取架棚支护，待工作面推到此处时，工字钢一端置于1（前期101、后期154）架顶，其余在转载机下方（前期101架、后期154架上帮）用单体液压支柱支设一路或两路棚腿，确保足够的支护质量。巷道高度不低于18M，切顶线处支双排密集支柱并戴一字梁，柱距不大于05M。3区为端头至工作面正常支架的一段回采面，长度为三组支架宽即为45M。此区以工作面端头架配合双层金属网护顶，高度不低于22M，金属网规格为1260M经纬网，网格距0101M，联网丝采用06M长12镀锌铁丝。新老网、新网与新网搭接长度不小于02M，网扣距不大于03M。附图63301工作面两巷超前及端头支护前（后）期示意图（平、剖面图）三、支护材料使用数量和存放管理（见表八）备用材料的存放地点，应保持距工作面50100M之间，在轨道顺槽中靠近工作面处。材料分类摆放整齐，实行挂牌管理，标明材料名称、型号、数量等内容，并由专人负责。材料存放地点必须保证有07M以上宽度的人行道和必需的运输通道。工作面支护材料用量表表八序号材料名称型号及规格使用数量备用数量1铰接顶梁十字梁（108M），一字梁（06M）220302单体支柱DY型35M、315M、28M、25M310503钢梁11工字钢37M、4M50104金属网126M经纬网60105铁鞋铁鞋400MM，配40T铁链、14MMS钩310506木板200020050MM70207坑木满足要求6M33M38防倒绳满足要求480M100M9型钢满足要求163根20根第四节矿压观测一、回采工作面矿压观测内容回采工作面观测的内容有顶底板移近量观测；活柱下缩量观测；支柱载荷量观测；顶板状况统计观测；上覆岩层移动状况观测；围岩支承压力观测等。1、采煤工作面矿压观测支架阻力观测1）利用电子压力计（YHY60型）观测统计支架前、后柱工作阻力的变化情况。2）电子压力计安装布置工作面自端头架每隔10架安装一个，按规定将两通道分别接于前后立柱。3）观测方法由工区技术员每隔两天利用PCH型红外数据采集器采集一次数据，上井后将数据汇报至生产技术科，由生产技术科负责将数据传输至专用电脑进行数据整理与分析。4）仪器维护本仪器安装之后由生产技术科和工区矿压技术员负责验收，确保每台仪器安装正常交由工区维护，若损坏必须在24小时内将其更换，损坏压力计上井后交由生产技术科负责与厂家联系维修。工作面支架压力表监测工作面支架每架安设机械压力表，前立柱、后立柱各使用一块表，在确保安全阀的正常使用下，定点（间隔5架）由跟班技术员每班统计两次压力表数据，开展正常的班检工作；在初采期间，每隔三小时统计一次压力表数据，数据由工区矿压技术员整理后每两天报生产技术科，由生产技术科对动态检测指标认真做好分析研究，摸索顶板与支架的关系。工作面顶板动态统计观测沿工作面采煤机移动方向每隔10架（顶板破碎、片帮严重处特别标明）作为一观测剖面,工区跟班技术员或验收员每天统计一次采高、端面顶板的破碎及煤壁的片帮情况包括采高、端面距、片帮深度、冒高超过05M以上的区域及顶板破碎情况,同时统计支架安全阀开启量率、顶煤冒落状况和支架因顶板压力损坏的部件等，每天将以上数据由工区矿压技术员整理后报生产技术科。支架几何参数观测采用目测普查，超标明显处用专用工具进行测记，包括顶梁走向角及倾向角、立柱走向角及倾向角、顶梁错茬。2两巷压力监测（1）超前支护压力观测支柱压力观测1）利用电子压力计（YHY60B1Z型）观测统计超前支护液压支柱工作阻力的变化情况。2）电子压力计安装布置自煤壁向外8M安设第一台仪器，依次在15M、30M处各安设一台；超前以外的顺槽内根据架棚位置平均200300M安设一台，该电子压力计均安装在中间一路单体支柱上。3）观测方法由工区技术员每隔三天利用PCH型红外数据采集器采集一次数据，上井后将数据汇报至生产技术科，由生产技术科负责将数据传输至专用电脑进行数据整理与分析。4）仪器维护本仪器安装之后由生产技术科和工区矿压技术员负责验收，确保每台仪器安装正常交由工区维护如损坏必须在24小时内将其更换，损坏压力计上井后交由生产技术科负责与厂家联系维修。支柱活柱下缩量观测用标记法在超前范围内每隔6M（最里一点距煤壁3M）在上中下三路单体支柱活柱体上做一观测线,观测线距活柱体低端300MM（不足300MM的根据实际情况标记，并做好初始值的记录），并以上中下三路单体为一组自工作面方向向外依次进行编号，号码组成为“巷道名称顺序号”，如3301轨顺DT1，在备注里面标明是哪路单体支柱活柱下缩量，随工作面回采，编号往外延续，并注明编号的标记日期与消除日期。在正常回采时每天由工区跟班技术员测量活柱下缩量一次，将数据汇总交由工区矿压技术员，由矿压技术员将数据整理后每周报生产技术科，生产科对数据进行分析。顶底板移近量观测1）观测仪器的安装位置在工作面上下顺槽（为便于读数均在上帮）各设三个，由切眼起布设，每10M一个且在一条直线上，工作面回采至最靠近工作面的一个时，将其移至最前面。安设底板找平或加设木墩，使其垂直顶底板，并用防倒绳固定在顶板上。2）观测方法每班由工区跟班技术员每隔2个小时观测统计一次，每班将数据汇总交由工区矿压技术员，由矿压技术员每周整理一次数据报生产技术科。3）仪器维护本仪器安装之后由生产技术科和工区矿压技术员负责验收，确保每个仪器安装正常交由工区维护,如有损坏的当班由验收员负责将其更换。（2）超前以外压力观测顶板下沉量观测1）观测仪器顶板下沉量观测采用顶板离层仪观测顶板离层仪每50M安设一个，地质构造复杂、顶板破碎地段按现场情况加设。2）观测方法对测点进行编号，号码组成为“巷道名称顺序号”，如3301轨顺DD1，观测时间为第一个月每2天一次，以后每周监测一次，由工区矿压技术员负责，验收员具体执行，现场设记录牌板，观测记录由矿压技术员整理按月报生产技术科，由生产技术科负责数据分析。两帮移近量观测1）基准点布设两顺槽内均以巷道偏中线为准（由测量在巷道掘进时放线），以导线点处为观测点，对测点进行编号，号码组成为“巷道名称顺序号”，如3301轨顺LB1。2）观测方法工作面安装完成之后由生产科和工区矿压技术员以偏中线为起点分别向巷道两帮测量两帮距偏中线距离，并在两帮喷涂红漆作为标点，以此数据作为起始数据，每旬由工区跟班技术员测量一次，由工区矿压技术员整理数据并报生产技术科，由生产科负责数据分析。二、矿压观测数据的分析整理矿压观测数据由工区矿压技术员整理后按规定时间报生产科，由生产科、地测科和工区矿压技术员对数据进行分析，总结矿压显现规律，摸索防治规律。三、矿压观测资料的收集、保管和存档矿压观测数据由工区跟班技术员或验收员现场收集，收集后报工区矿压技术员，矿压技术员将原始资料存档，并将复印件交至生产技术科，由生产技术科根据原始资料填写电子表格，并将其存档。通防科、地测科分别将各自矿压资料存档，承办人员需借用技术文件资料时，应积极地提供利用，做好服务工作，并办理临时借用记录。档案各级分类应赋予统一名称，其名称应简明扼要，以充分标示档案内容性质为原则，并且要有一定的范畴，不能笼统含糊。四、观测时间要求1、工作面观测到老顶初次来压和六次周期来压。2、顺槽观测整个生产期间。3、支护质量监测整个生产期间。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、转载方式采煤机组割装底煤和前部运输机前移配合装运底煤；破碎并垮落到支架掩护梁和后插板上方的顶煤，在插板缩回后利用自重自动溜入后部输送机的溜槽中运出,插板完成大块煤的破碎并通过上下摆动破坏掩护梁上方由大块煤形成的临时拱式结构。前后两部运输机平行运煤,集中到桥式转载机、破碎机和胶带输送机上通过溜煤眼运出。（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15T矿车或平板车、无极绳绞车，通过轨道顺槽运进工作面。二、煤炭的运输煤炭运输路线工作面运输机转载机（破碎机）3301面顺槽皮带机3301工作面溜煤眼北三皮带下山650皮带石门皮带650水平煤仓皮带暗斜井皮带312水平井底煤仓主井地面。三、辅助运输路线（1）轨顺及工作面副井312水平轨道石门轨道暗斜井650水平轨道下部车场650轨道石门3301面轨道顺槽1探巷辅助轨道顺槽工作面。（2）皮带顺槽副井312水平轨道石门轨道暗斜井650水平轨道下部车场650水平轨道石门北三轨道下山3301皮顺联络巷3301面皮带顺槽工作面。附图73301工作面生产系统示意图第二节“一通三防”与安全监控系统一、风量计算（一）按气象条件或按瓦斯涌出量计算低瓦斯矿井的采煤工作面按气象条件或瓦斯涌出量确定需要风量，其计算公式为QCF6070VCFSCFKCHKCL式中QCF采煤工作面需要风量，M3/MIN；VCF采煤工作面的风速，按采煤工作面进风流的温度选取（见表3），M/S。SCF采煤工作面的平均有效断面积，按最大和最小控顶有效断面的平均值计算，M2；70有效通风断面系数；KCH采煤工作面采高调整系数（见表1）。KCL采煤工作面长度调整系数（见表2）。表1KCH回采工作面采高调整系数采高（M）2020252550及放顶煤面系数（KCH）101112表2KCL回采工作面长度调整系数采煤工作面长度（M）长度调整系数（KCL）150815800809801201012015011150180121801314表3采煤工作面进风流气温与对应风速采煤工作面进风流的温度（）采煤工作面风速（M/S）20102023101523261518QCF607012（5046）/22813151321M3/MIN；（二）按瓦斯涌出量计算QCF100QCGKCG式中QCG采煤工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量，M3/MIN，抽放矿井的瓦斯涌出量，应扣除瓦斯抽放量计算；QCG取057M3/MIN。KCG采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，正常生产时连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量和月平均日瓦斯绝对涌出量的比值）。KCG057/049104100按回采工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1的换算系数。QCF100057104593M3/MIN（三）按二氧化碳涌出量计算QCF67QCCKCC式中QCC采煤工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量，M3/MIN；QCC取214M3/MIN。KCC采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，正常生产时连续观测1个月，日最大绝对二氧化碳涌出量和月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值）。KCC253/23910667按