煤矿1102工作面采煤作业规程

第一章概况第一节工作面位置及井上下关系表111工作面位置及井上下关系第二节煤层表121煤层情况表第三节煤层顶底板表131煤层顶底板情况表水平名称一水平采区名称南翼K1采区地面标高（M）2204井下标高M15901560地面相对位置地面位置位于XX煤矿工业广场北西约700M左右。回采对地面设施的影响1地面无建筑物及构筑物，回采对地面无影响。井下位置及与四邻关系2工作面北距矿区边界140米，南至K1轨道下山，沿倾斜向上为禁采区，沿倾斜向下尚无工程，上覆为三迭系下统飞仙关组，下伏煤层尚无工程。走向长度/M450倾斜长度/M160面积/72000煤层厚度/M（2535M）平均3M煤层结构简单煤层倾角/（）58开采煤层K1煤种无烟煤稳定程度稳定煤层情况描述工作面所采为K1煤层，厚度变化较小，最小25M，最大35M，平均3M，煤灰黑色至刚灰色，类型以亮煤为主，半光亮型，似金属光泽。顶、底板名称岩石名称厚度/M特征基本顶中砂岩715浅灰、灰白色，成份以长石、石英为主，暗色矿物次之，分选性中等。硅质胶结，局部夹泥岩透镜体。直接顶泥质沙岩658灰黑色，含少量砂质，底部含化石碎片及煤屑。伪顶泥岩03黑色，含植物化石碎片及墨点状黄铁矿。直接底泥岩03灰黑色，致密，局部夹薄层炭质泥岩，较软。老底细质粘土岩17浅灰、灰白色，成份以石英、长石为主，含泥质，分布不均，呈薄层状，平行层理展布，第四节地质构造一、断层情况及其对回采的影响工作面整体较为平缓，工作面里部轨道顺槽高，皮带顺槽低。受宽缓小褶曲影响两顺槽有起伏，工作面地质构成简单，两巷道末端属薄煤区。煤厚在1525M，推进距离在80米左右，对回采影响不大。二、褶曲情况及其对回采的影响工作面不存在影响回采的大褶曲。三、其它因素对回采的影响（陷落柱、火成岩等）工作面不存在影响回采的陷落柱、火成岩。第五节水文地质一、含水层（顶部和底部）分析1）水灾矿床主要以大气降水为主裂隙充水为主的裂隙充水矿床，水文地质条件较简单，该煤矿其水害主要为顶板裂隙水、老窑采空区积水和承压水。矿井应加强地下水文地质观测，避免煤层顶板裂隙水事故。2）顶底板条件K1煤层顶板为粘土质中砂岩，底板多为粘土岩。煤层顶属软质岩组类，饱和单轴抗压强度一般，稳定性中等。冒顶片帮会发生在采掘工作面。回采工作面主要是上、下端头和靠近煤壁处；上、下端头由于空顶面积大，应力较集中，支护较困难，因而易产生冒顶；靠近煤壁处因煤壁片帮，支架支护不及时，受周期来压的影响，顶板破碎而产生冒顶。底板主要为粘土岩，遇水易变软、泥化，应加强底板疏水工作。3）地震本区历史无大震，新构造运动表现明显，但活动断裂尚未查清，根据建筑抗震设计规范（GB200112001），本区设防烈度为5度，分析认为矿区属较稳定区域。4）工作面运输巷道在掘进期间局部顶板有滴淋水现象，单巷涌水量达到5M3/H，届时顶板出水将对工作面回采产生一定的影响。二、其它水源的分析1102工作面以上有部分老巷，应加强1102工作面上部防水。三、涌水量1、正常涌水量5M3/H2、最大涌水量15M3/H。第六节影响回采的其它因素一、影响回采的其它地质情况影响回采的其它因素详细情况见表161。表161影响回采的其它情况二、冲击地压和应力集中区本工作面无冲击地压的影响，但地压较大，应加强支护。第七节储量及服务年限一、储量（一）工作面工业储量工作面工业储量308万吨（二）工作面可采储量工作面可采储量32万吨。二、工作面服务年限约为6个月。瓦斯矿井为低瓦斯矿井，本区瓦斯含量较低,该面相对瓦斯涌出量为08M3/T，属低瓦斯。煤尘爆炸指数65煤的自燃倾向性不易自燃发火。地温200C地压两顺槽变形较大影响生产。第二章采煤方法采煤方法该面采用单一煤层一次采全高走向长壁后退式综合机械化采煤，顶板控制采用全部垮落法。第一节巷道布置31102综采工作面位于北翼采区,属北翼采区1煤层，地面位置位于XX煤矿工业广场北西约700M左右。4工作面北至矿界140米，南至K1轨道下山，沿倾斜向上为禁采区，沿倾斜向下尚无工程，上覆为三迭系下统飞仙关组，下伏煤层尚无工程。5该工作面距地面垂深为609M，地面无建筑物及构筑物，回采对地面无影响。6采面走向长450M，斜长160M，煤厚平均3M，倾角65。7工作面采用走向长壁后退式布置，在K1皮带下山沿K1煤层位置布置运输巷，在K1轨道下山沿K1煤层布置回风巷。从运输巷开切眼贯通回风巷构成生产系统，由北向南方向进行回采。一、1102回风巷，运输巷1、1102回风、运输巷巷道断面设计为4000MM2800MM（宽高）矩形断面。2、顶板202000高强锚杆金属平网单排锚索梁。3、两帮161800普通锚杆双抗网，帮锚杆间距为900900MM。一、采面落煤、装煤及运煤方式该面采用单一煤层一次采全高走向长壁后退式全部垮落法的综合机械化采煤。采面利用MG300/700WD采煤机左右两个带有截齿的滚筒旋转截割煤壁落煤；利用采煤机滚筒上的螺旋叶片旋转装煤，同时利用溜槽铲煤板在推溜时再进一步将落下的煤铲入溜槽。采面运用工作面刮板运输机经转载机将煤炭转入顺槽皮带运输机运走。即利用工作面及顺槽内设备实现煤炭的落、装、运的连续机械化作业。二、循环进度，进刀方式按照设备配套设计，确定该工作面循环进度为600MM,进刀方式为端头斜切进刀，割三角煤，自开缺口。进刀方式距离机头、机尾15架处斜切进刀，进刀方式见下图。综采工作面双向进刀示意图三、最大、最小采高的确定及控制1、采高的确定考虑以下因素（1）煤层厚度本工作面范围内煤层厚度为25M35M，平均厚度3M。（2）支护设备本工作面选用ZY4000175/38型支架,支撑范围为175M38M。（3）采煤机截割高度本工作面选用MG300/700WD型采煤机，采高范围为机头ABCDEF机尾进刀B进刀完毕C割机尾三角煤D正常割煤E割机头F机头进刀机尾GHIJKG进刀完毕H割机头三角煤I正常割煤J割机尾K机尾进刀175M38M。（4）工作面设备配套要求本工作面要求支架最小支撑高度在175M左右。综合以上各项因素考虑，确定本工作面采高为25M30M。2、采高的控制根据两顺槽实测剖面图预见工作面煤厚变化，同时根据工作面情况，适时控制采高。当煤厚小于25M时，根据现场情况及时挑顶或卧底，保证采高不低于25M，以保证采煤机通过。综合1102工作面煤层赋存条件、设备配套尺寸和经济效益等考虑，确定该工作面采用端头斜切进刀双向割煤方式，1采煤机由机尾向机头行进时，正向重刀割煤，移架在机尾滚筒通过该架35架后及时移架护顶,落后采煤机1015米左右推溜，煤机割透机头后斜切返回至25支架处,移15至机头的支架同时将15至机头的运输机推过去,斜切割机头三角煤,割三角煤后空刀返回至25架左右再从25到机尾重刀割煤，跟机推溜，移架距煤机机头滚筒35架进行，推溜时弯曲段不小于12M。作业顺序为割煤移架推溜返刀至25架移架推溜推机头割机头三角煤往机尾返刀割煤,从机尾往机头割煤时,机头滚筒割顶煤,机尾滚筒割底煤；返刀时,前后滚筒均落至底板清煤。2采煤机由机头向机尾行进时，逆向重刀割煤，机头滚筒过后35架，及时移架护顶,落后采煤机1015米左右推溜，煤机割透机尾后斜切返回至98架左右,移98至机尾的支架同时将98至机尾的运输机推过去,斜切割机尾三角煤,割三角煤后空刀返回至98架左右再向机头重刀割煤，跟机推溜，移架距煤机机尾滚筒23架进行，推溜时弯曲段不小于12M。作业顺序为割煤移架推溜返刀至98架移架98机尾推溜98机尾割机尾三角煤往机头返刀割煤,从机头往机尾割煤时,机尾滚筒割顶煤,机头滚筒割底煤；返刀时,前后滚筒均落至底板清煤。第三节设备配置工作面设备（采煤、支护、运输设备名称、型号、主要技术参数和数量）1、液压支架该工作面液压支架自机头至机尾排列顺序为1107具体技术参数，见表231型号ZY4000175/38；数量107架表231ZY380016/35支架技术参数表支撑高度17538M支护宽度1500MM100MM初撑力3800KN工作阻力4000KN参数类别移动步距600MM伸缩梁行程800MM（2）工作面刮板运输机工作面刮板输送机型号为SGZ764/400，其主要技术参数为电机功率2200KW链速095M/S运输能力1000T/H（3）转载机、破碎机选用SZZ764/132型中双链顺槽转载机及与其配套的PLM1000型破碎机各一部。转载机电机功率132KW破碎机电机功率110KW转载机运输能力1000T/H破碎机破碎能力（原煤含矸量5）1000T/H破碎机长度32M转载机链速145M/S转载机连同破碎机总长度约40M转载机与皮带尾搭接长度12M（4）采煤机选用MG300/700WD型采煤机一部。其主要技术参数截深600MM采高175M38M最大牵引速度60M/MIN截割功率2200KW牵引电机功率240KW牵引力535T（5）顺槽皮带运输机选用SSJ1000/2110型顺槽皮带运输机一部带宽1000MM带速25M/S电机功率2160KW运输能力1000T/H具体设备布置见1101工作面设备布置示意图1102工作面设备布置示意图K1K11021021601022备注单位设备型号数量序号设备名称1台SZ764/1321122台台架PLM0MG30/70WDZY40175/38列辆台107台1转载机刮板机采煤机液压支架电缆车移变设备列车破碎机KBSGZY50QJZ4315KBSGZY50移变台1组合开关台1台移变SZY63011两泵一箱12套台KBD520台台台ZXB4/1271台D5402控制台组合开关馈电开关乳化液泵站皮带机照明综保皮带头配电点软启动器馈电开关WR20/315ADSJ10/2160QR40JZ63151台TK201台102SZ764/0第三章顶板控制第一节支护设计表311同煤层矿压观测选择或预计本工作面矿压参数参考表依据1101工作面序号项目单位同煤层实测本面选取或预计直接顶厚度M658315基本顶厚度M7156581顶底板条件直接底厚度M17032直接顶初次垮落步距M2020来压步距M2020最大平均支护强度KN/M2600600最大平均顶底板移近量MM100100来压显现程度矿压显现明显矿压显现明显3初次来压来压步距M810812最大平均支护强度KN/M2500500最大平均顶底板移近量MM100100来压显现程度矿压显现明显矿压显现明显4周期来压最大平均支护强度KN/M500500最大平均顶底板移近量MM1001005平时直接顶悬顶情况M215156底板容许比压MPA337直接顶类型类228基本顶级别级IIII9超前影响步距M5050一、支护形式工作面布置ZY4000175/38型液压支架107架用以支护工作面顶板。二、工作面支架支护阻力计算根据容重计算P（Q1）10RFH式中，P支架所需支护阻力Q动载系数，取13R顶板岩石容重，取25T/M3F支架支护面积，555H采空区顶板垮落高度，按照354倍采高,本面取4倍采高,取1028M代入上式得P3280KN，即工作面合理支护阻力为3280KN，ZY4000175/38型支架工作阻力为4000KN，满足要求。三、支护强度验算根据8倍采高计算得P8RH式中，P支护强度R顶板岩石容重取25T/M3H煤层采高，取257M代入式中有P8252570514MPA即工作面合理支护强度为0514MPA,ZY4000175/38型支架支护强度为072MPA，满足要求。四、乳化液泵站（一）泵站选型、数量工作面使用GRB315/315A型乳化液泵，数量为两台，RX200/16A乳化液箱一台，泵站压力不能小于30MPA。（二）泵站设置位置乳化液泵站布置在设备列车处，距离工作面1000200M。第二节工作面顶板控制一、正常工作时期顶板支护方式根据XX煤矿井下采煤工作面顶板为级2类，确定采用全部垮落法控制顶板，采空区顶板随支架前移自行垮落充填。ZY4000175/38型支架的最大控顶距6000MM，最小控顶距为5200MM，放顶步距为600MM。工作面内采用及时移架支护，采煤机割煤后及时移架支护顶板，移架落后采煤机35架进行，超过此距离或发生冒顶时，必须停止割煤。1、移架方法工作面移架采用本架操作，当采煤机往机头重刀割煤时由机尾至机头顺序移架，当采煤机往机尾重刀割煤时由机头往机尾顺序移架。2、支护质量标准（1）工作面支架中心距保持1500MM（100MM）；（2）支架顶梁与顶板平行支设，最大仰、俯角小于7；（3）支架与运输机垂直偏斜小于5；（4）支架歪斜小于5；（5）支架顶梁不能有明显错差（不超过顶梁侧护板高的2/3）；（6）支架初撑力不小于24MPA；（7）保持支架接顶严密，受力状态良好。3、保证支架初撑力措施。（1）移架前要将底座前浮煤、浮矸及杂物清理干净，顶梁上有大量浮煤浮矸时，要及时降架人工处理；（2）升架时，在支架顶梁接顶后，要至少停留23个泵站卸载过程，再把升架手把打至中间位置。4、最大、最小控顶距，端面距最大尺寸及端面距超宽的处理方法支架最小控顶距为5200MM，最大控顶距为6000MM，端面距最大尺寸不超过340MM。端面距超宽的处理方法视煤壁片帮尺寸及移架情况而定，端面距超限时，先伸出支架伸缩梁护顶；如果伸缩梁伸出后还超宽时，要及时拉超前架护顶如果采取以上方法，端面距仍不能满足要求，则须架临时棚护顶。架棚时，每台支架架设两棚，所用梁为直径180MM以上的圆木，圆木一头搭在支架顶梁上,搭接长度不小于200MM，另一头架在煤壁侧的贴帮柱上，支护时要保证贴帮柱至溜槽挡煤板间距不小于20M，以便煤机能顺利通过；在两梁上用杂木或半圆木背顶进行支护顶板。二、回柱放顶与其它工序平行作业的安全距离1、端头回柱放顶的方法是使用手拉葫芦等工具，人工回柱放顶。2、回柱前，维护好其它支护棚，找掉顶、帮活煤、活矸，清理好退路，保证后路畅通。3、回柱方法，由里向外，由上向下，先柱后梁，回柱时设专人看护顶板。4、注意事项（1）放顶时要有专人观察顶板情况，先检查顶板状况,发现问题处理后再工作。（2）回单体时，慢放慢回，严禁快放液。（3）放顶时严禁动附近支架。（4）对埋地深的单体不能硬拉，要采用卧底法处理。（5）回柱放顶时，必须坚持“三人工作制”，即两人工作，一人监护。（6）老塘侧有窜矸危险时要设挡矸帘或支设密集柱，密集柱的柱距为300500。三、特殊时期的顶板控制（一）来压前的顶板控制1、初采期间必须保证泵站压力不小于30MPA，采取措施使支架达到额定初撑力。来压时，工作面液压支架必须达到初撑力，所有支架顶梁或伸缩梁必须挤住煤壁；保证支架完好、平直，防止架前漏矸和人为事故的发生。2、加强两顺槽的超前支护工作，单体柱的初撑力、支护棚的密度及超前支护的长度不少于20M。3、支架顶梁接顶必须严密，端面距不超过340MM。4、初次来压期间工作面及安全出口应保持畅通无阻，机头、机尾安全出口高度不低于18M，宽度不低于07M。5、工作面如果出现大面积来压时，应立即停止工作，加强支护，情况紧急时立即向调度室和值班人员汇报。6、工作面推进一段距离后，老塘顶板大面积不垮落时应结合矿生产科、安检科、采取相应的安全措施进行强制放顶。7、根据矿压观测资料推测，采面的初次来压步距为15M25M，周期来压步距为8M12M。顶板初次来压及周期来压期间，顶板压力明显增加，煤壁片帮严重，故在工作面周期来压期间，要加强对煤帮、顶板的维护,防止工作面冒顶事故的发生。8、周期来压期间,要采取措施，加快工作面推进速度。（二）停采前的顶板控制工作面临近停采线时，及时制订、审批专门的收尾措施；距离停采线12M时开始铺网、上绳、扩通道，工作面进入停采前的收尾阶段，根据具体的措施规定加强对顶板的控制，为设备拆除做好准备。（三）过断层及顶板破碎时的顶板控制1、工作面过断层时应加强支架、采煤机、转载机、运输机的检修，严禁“带病”运转。2、断层上、下两盘以不留顶、底煤、少破顶、底板为原则，将断层面附近平整过渡，防止支架错差。工作面高度严格控制，断层影响段采高要控制在20M左右，保证采煤机顺利通过。3、如果顶板破碎，必须立即进行支护，即在采煤机割煤后，及时带压移架，并伸出伸缩梁、护帮板。4、坚持一步三调，相邻支架错差不大于顶梁侧护板高的2/3，支架不挤、不咬、不倒。保持良好支护状态。第三节运输巷、回风巷及端头顶板控制一、工作面运输巷、回风巷的顶板控制（一）回风巷的超前支护回风巷超前采用架棚支护，支护长度不小于20M，采用合适高度单体液压支柱配合DJB1200/300型铰接梁进行支护，一梁一柱，沿工作面走向支设。支柱支设在铰接梁中间。巷道架三排棚进行超前支护，中间一排沿巷道中心打设，里帮（煤墙侧）单体柱距离中间一排单体柱的距离为1200，外帮（实体煤侧）距离中间一排单体柱的距离为1200。两边的两排支护棚各距煤墙（巷道两帮）800MM。超前支护单体液压支柱的初撑力不小于12MPA。巷道变宽处，要及时增加一排临时支护，支护采用4M半圆木配合合适高度的单体柱进行支护，一梁三柱；钻机窝也要提前进行支护，支护采用4M半圆木配合合适高度的单体柱进行支护，一梁三柱。（二）运输巷的超前支护运输巷超前支护长度不小于20M，采用合适高度单体液压支柱配合40M型梁，根据巷帮位移情况，应及时更换合适长度的型梁，棚距为600MM，一梁三柱，中间柱靠运输巷外帮打设，离里帮（工作面帮）距离为3000MM，离外帮（实体煤）为1000MM，两边柱柱头距离梁端头100MM。架棚段，单体支柱直接打在工字钢梁上，所有的单体严禁超高使用或出现死柱，否则，必须及时更换。超前支护单体液压支柱的初撑力不小于12MPA（当回采至巷道超宽时，仍采用40M型梁,单体两边柱柱头距离梁端头100MM，靠近煤墙帮的单体柱距离煤帮200，上帮（实体煤）单体柱距离帮200，钻机窝也要提前进行支护，支护采用4M半圆木配合合适高度的单体柱进行支护，一梁三柱。二、工作面安全出口的管理（一）支护形式机头支护采用端头液压支架配合抬棚的支护形式端头内打交错对棚支护顶板，梁用4M型梁，腿用液压单体柱，一梁三柱，错差600700MM；交错对棚的两梁间距不大于300MM；对棚与对棚间棚距为700MM，当对棚和1架外帮距离大于700MM时要及时补加抬棚。在对棚中间与靠老塘侧梁头柱齐支设带帽点柱以挡矸和增强切顶能力，柱距400500MM，端头支护要求单体柱初撑力不低于115MPA。机尾支护采用端头液压支架配合抬棚的支护形式端头内打对棚支护顶板，梁用12M铰接梁，腿用液压单体柱，一梁一柱，对棚与对棚间距为700MM。当对棚距离上帮（实体煤帮）大于700MM时要及时补打一棚，随着宽度增加，支护方式以此类推。在对棚中间与靠老塘侧梁头柱齐支设带帽点柱用来挡矸和增强切顶能力，柱距400500MM，端头支护单体柱初撑力不低于115MPA。（二）质量要求1、上下安全出口净高度不低于20M，人行侧宽度不少于07M；否则，必须进行卧底、扩帮，每班有专人维护。2、端头支柱的初撑力不得小于12MPA。3、所用单体柱和梁必须完好，支柱的直线偏差不超过100。4、两端头切顶线处支柱的支设，其标准要与支架立柱齐，不得滞后立柱回柱。5、单体柱钻底量小于100，否则，必须穿柱鞋。6、防倒绳上齐，三用阀顺巷道。（三）与其它工序之间的衔接关系工作面机头、机尾抬棚要在推过机头、机尾后及时窜棚，不得超前或滞后。三、支护材料的存放管理1、顺槽支护用的单体柱、型梁、铰接梁等必须全部回收。2、端头回出的单体柱、金属棚梁要运到超前以外（距工作面30M以外）的地点分类码放整齐，且挂牌标明。3、单体柱要做到不漏液、密封良好、无外观缺损。不自动卸载，并有专人管理。4、支柱全部编号管理，严格进行交接班。5、单体支柱不得受侧压，发现受侧压时应及时处理。使用机械回撤时，要首先人工挖出柱根，然后顺着支柱方向用手拉葫芦或千斤顶回出（拉出），严禁使用绞车和转载机等硬拉硬拽损坏缸体。单体柱放置时要缸体向上，降完活柱，站立存放。6、回风巷距工作面50150M范围内备有4M圆木、半圆木各50根，圆杂木100根和与采高相适应的单体液压支柱各10根，并分类码放整齐。7、备用支护用品要放在顶板良好、通风良好、无淋水的地方，达到整齐、清洁，不得影响通风、运输和行人。8、使用中损坏的支护用品，要及时外运升井检修。9、验收员为兼职支护用品管理员，搞好支护用品的管理工作。四、支护材料的使用数量和存放管理支护材料的使用数量和存放管理详细情况见表331表331支护材料的使用数量种类规格使用量备用量复用率备注铰接梁12M6010100型梁40M406根100单体DW315350/110160（共计）30根100圆木180MM2M20根10圆木180MM4M50根10半圆木180MM4M50根10每万吨消耗支护木材4M3。第四节矿压观测一、矿压观测内容工作面支架工作阻力以及顺槽顶板下沉量（下沉速度）。二、矿压观测方法1、工作面支架从4支架开始，每逢十在支架的左、右大立柱和平衡千斤顶上各安装一个压力表。生产过程中由中、夜班验收员记录压力情况，区队技术人员做出计算分析并每月上报生产科。2、在运输巷和回风巷每50M设置一个顶板离层仪。在距离工作面100M范围内每天读一次数，100M以外每一个月读一次数。1101工作面支护示意图40单体柱102MG30/70WDSGZ764/0ZY40175/3840ABBA2110510610770M30MA10270M70M3120M60M2012M铰接梁B4米型梁10120808012010102020102第四章生产系统第一节运输一、运输设备及运输方式（一）运煤设备及装、转载方式工作面采用采煤机滚筒落煤，利用工作面刮板运输机、顺槽转载机、顺槽胶带运输机实现原煤外运。（二）辅助运输设备及运输方式辅助运输设备采用矿车、花车或平板车，主要采用轨道运输。二、运输路线（一）运煤路线1102工作面1102顺槽K1皮带巷煤仓主平硐地面。（二）辅助运输路线运料路线1、地面副斜井K1轨道下山1102回风巷1102工作面。105M5MT2T110工作面102102K1K1北102工作面T35M102水火第二节“一通三防”与安全监控一、风量计算1、按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算Q1100QK采通式中Q1采煤工作面实际需要风量Q工作面的瓦斯绝对涌出量，M3/MINQ（Q日Q相瓦）/1440,M3/MINQ日工作面平均日产量，2000T。Q相瓦工作面相对瓦斯涌出量，08M3/T。1440表示2460MIN。Q（Q日Q相瓦）/14402000T08M3/T/1440MIN11M3/MINK采通工作面通风系数，主要为瓦斯涌出的不均衡系数取16Q1100QK采通10011M3/MIN16176M3/MIN2、按良好气象条件计算需要风量。即公式Q2Q基本K采高K采面长K温式中Q2采煤工作面需要风量，M3/MINQ基本不同采煤方式工作面所需的基本风量，M3/MINQ基本工作面控顶距工作面实际采高工作面有效断面70适宜风速（取10M/S）。工作面平均控顶距（652）/256M，平均采高3M。Q基本56300710607056M3/MINK采高回采工作面采高调整系数。综采工作面平均煤层厚度3M，K采高取15；K采面长回采工作面长度调整系数。K采面长取11；K温回采工作面温度系数。工作面温度2325，K温取125。将以上数据代入公式Q2Q基本K采高K采面长K温得Q27056151112514553M3/MIN3、按工作面每班工作最多人数计算Q34N式中Q3采煤工作面实际需要风量N工作面每班最多工作人数取1004每人每分钟需要的最小空气量Q34N4M3/MIN45400M3/MIN比较Q1、Q2、Q3选取工作面所需风量为1455M3/MIN。二、按风速进行验算1、按最低风速验算，工作面的最小风速风量QMIN15S式中QMIN最小风速风量S工作面的平均断面取17M2QMIN15S1517M2255M3/MIN2、按最高风速演算，工作面的最大风速风量QMAX240S式中QMAX最大风速风量S工作面的平均断面取17M2QMAX240S24017M24080M3/MIN经过以上验算Q21455M3/MIN满足最大、最小风速要求，确定工作面的供风量为Q采1455M3/MIN三、通风路线（1）进风路线副斜井、人行平硐K1轨道下山1102工作面运输巷1102工作面（2）回风路线1102工作面1102回风巷K1600石门回风巷采区回风巷风井地面FT21T15M105MT210工作面5MT2102102KK1北102工作面T35M102水水火水水火水火火水火火水水火四、工作面压风在工作面运输、回风巷各铺设一趟2寸压风管。（1）1102运输巷供风路线副斜井K1运输下山1102运输巷。（2）1102回风巷供风路线副斜井K1轨道下山1102回风巷。回风、运输巷每隔50M安设一个三通阀门，并设一组压风自救装置每组可供10人使用。三通及阀门压风管压风机102102工作面北K1K110210210工作面五、瓦斯防治（一）瓦斯检查1、瓦斯检查工作必须由通风队瓦斯检查员对工作面进行巡回检查。2、1102工作面设4块瓦斯检查牌，分别在回风巷超前距工作面10M内一块，工作面距回风口5M一块，运输巷超前距工作面10M一块，回风隅角一块。3、瓦斯检查牌板设置在回风巷距工作面50M附近，通风队瓦检员负责填写并上报。二）瓦斯检查（设点、次数）瓦斯检查点共有采煤工作面进风、采煤工作面、采煤工作面回风隅角、采煤工作面回风，每班检查次数不得少于3次，两次间隔时间不得小于25小时。（三）瓦斯监测1、工作面甲烷传感器共设置3台，在回风巷设置2台一台吊挂在距南翼回风口1015M以内，距帮不小于200MM，距顶板不大于300MM处，一台设置在距工作面10米处，距帮不小于200MM，距顶板不大于300MM处；一台设置在运输巷往工作面方向10M处，距帮不小于200MM，距顶板不大于300MM处，悬挂地点要求顶板完好、无淋水。选用KGJ16型瓦斯传感器，KDG15型瓦斯断电远动开关，KJF16A型分站，KDW16型电源。其中电源取自1101工作面的KBSGZY500/660移变电源侧，瓦斯超限后能切断工作面及运输巷所有非本质安全电气设备的电源。其中T0、T1、T2瓦斯报警浓度10，断电点15，复电点10，T2瓦斯报警浓度10，断电点10，复电点10，断电范围为工作面及其回风巷内全部非本质安全型电器设备。2、全队职工要爱护通风设施及瓦斯监测仪表，遵守矿上的有关制度规定，1101运输巷瓦斯传感器、断电控制器及分站每天由检修班电工负责检修，确保其正常良好使用。加强瓦斯监测线的维护并按标准吊挂、严格遵守设定的瓦斯断电范围。3、由信息中心每周对探头调校一次，同时对瓦斯超限断电系统进行试验，发现问题及时处理。4、生产班跟班电工每班对工作面供电系统检查一次，认真填写检查记录，以保证电气设备完好，杜绝电气设备失爆。采煤机司机、班组长、跟班电工、跟班队长、兼职安检员必须携带便携式瓦斯检测仪，报警浓度为10。五、综合防尘系统（一）防尘管路系统在供水管上工作面回风巷每100M安装一个防尘三通，工作面运输巷每50M安装一个防尘三通，工作面运输巷安装两道防尘水幕墙,回风、运输巷在距离工作面30M和80M处各设两道净化水幕，工作面每5架安设一架间喷雾用来降尘，各转载点设置喷雾，破碎机出料口设一道防尘喷雾，采煤机设内、外喷雾。（二）防尘措施1、两顺槽各设水幕两道，位置是两顺槽中离工作面30M以内及离工作面80M各设一道，水幕必须能封闭整个巷道断面，喷嘴迎风流与顶板夹角3045安设，实现风流净化。2、进、回风巷每三天进行人工循环洒水灭尘，冲刷巷帮，防止煤尘堆积。3、工作面坚持使用好采煤机内、外喷雾，保持采煤机内、外喷雾装置及喷嘴齐全，喷水雾化良好可靠。4、工作人员一律佩带防尘口罩进行个体防尘。5、各转载点均安设喷雾装置，随设备开停喷雾，做到开机开水，停机停水，正常使用，检修班设备检修工负责每天对转载点喷雾进行检查维修。6、工作面支架每5架安设一架间喷雾装置用来喷雾降尘，检修班要每天清理各设备及电缆、管线的煤尘。7、工作面运输巷设置两道水幕墙。（三）防灭火要求本工作面煤层不易自燃发火，故井下只可能发生外因火灾。针对此情况，制订如下防火措施1、严格杜绝火源，严禁携带烟火及点火用具入井。2、井下从事电气焊作业时要制定专门的措施，并严格按照措施施工。3、工作面需放炮时，必须编制专门的安全技术措施，并严格按照措施施工。4、防止电气火花引起火灾，机电设备选用合格的熔断丝（片），电器整定值要合适，正确使用好检漏继电器，在电流短路、过载或接地时能及时迅速切断电源；杜绝出现电器失爆，严禁出现鸡爪子、羊尾巴、明接头。5、移动变电站、油库、皮带头供电点分别设置两个干粉灭火器，并均设置一个沙箱（容积大于02M3），沙箱内不得少于20个不易燃的沙袋，同时每个消防点配备消防锨2把，消防桶2个，以备防灭火使用。6、在供水管上皮顺每隔50M，轨顺每隔100M设一个三通及阀门，以备消防、除尘用。2120M，且在采面上出口往外5范围安设两组净化水幕，割煤时打开水幕进行喷雾降尘。2、风、运巷每隔50M安设一个三通阀门，并设一根20M长的软管以便洗尘。K1K1102102102102第三节供、排水一、供水路线1102回风顺槽副斜井K1轨道下山1102回风顺槽1102工作面。1102运输顺槽副斜井K1轨道下山1102运输顺槽1102工作面。二、供水管路1102工作面回风巷采用一趟2寸管。1102运输巷采用一趟2寸管。三、排水路线1、1102运输巷排水（1）排水路线1102运输巷共设置1个排水点，进行二级排水外。排水路线为1102皮顺K1轨道下山井底车场井底水仓。（2）1102运输巷排水管路铺设两趟排水管路，一趟为2寸管，一趟3寸管（3）水泵选型根据现有设备，选用BQS10035185N型排沙泵，BQS10035185N型排沙泵额定扬程为35米，额定流量为100M3/H，额定功率185KW。正常开一台，最大涌水开二台,现场一台75千瓦的备用。表431BQS10035185N基本情况表2、1102回风巷排水（1）排水路线1102轨顺共设置1个排水点进行二级排水。排水路线为1102轨顺K1轨道下山井底车场井底水仓。（2）1102轨顺排水管路铺设两趟排水管路，一趟为2寸管，一趟3寸管。（3）水泵选型选用BQS10035185N型潜水排沙泵BQS10035185N型潜水泵额定扬程为35米，额定流量为100M3/H，额定功率185KW。选用2台水泵，1台接入系统，另一台75千瓦现场备用。5水泵主要参数表4317排水点BQS10035185N基本情况表序号设备名称设备型号扬程M流量M3/H电机功率KW排水管直径MM数量1排沙泵BQS10035185N35100185803序号设备名称设备型号扬程M流量M3/H电机功率KW排水管直径MM数量1排沙泵BQS10035185N35100185803水池75KW183寸排水管，总长30米2寸排水管，总长30米2寸排水管，总长30米3寸排水管，总长30米75KW18三通及阀门排水管10北排水泵10310工作面102102K1K1102工作面2第四节供电皮带机和供电列车6（KV）高压电源分别来自北十变电所18高爆和8高爆。皮顺5移变（KBSGZY500/660）设在21201工作面皮顺的车场口处，高压电缆从变电所南门至北轨经皮顺车场至5移变。去设备列车的电缆从变电所走压风机房经西翼皮带巷至轨顺车场的4（KBSGZY315/660）移变，再从4移变并出经轨顺至设备列车。5移动变电站主要供顺槽皮带机、皮顺排水和轨顺的排水备用电源；4移动变电站主要供轨顺绞车、轨顺排水和皮顺的排水备用电源。供电列车1KBSGZY630/1140移动变电站主要供采煤机和1乳化液泵，2（KBSGZY500/1140）移动变电站供转载机、破碎机、2乳化液泵，3（KBSGZY500/1140）移动变电站供工作面运输机。开关编号型号控制容量（KW）最大电机容量（KW）整定计算整定值（A）末端短路电流（A）灵敏度1KKBD200103840IE1038/173066077118（A）IQD540/173066077227（A）227118345IE120（A）ID400（A2612652K3KKBD200340345IE340048/173066077185（A）IQD640/173066077272（A）272185457（A）IE200（A）ID500（A770154KKBZ400510160IE510059/173066077342（A）IQD6160/1730660771091（A）IE400（A）ID1400（A）4763345KKBD2002611负荷小，计算略。IE120（A）63931表441区域过流保护（馈电开关）整定参见供电系统图表442启动器整定（参见供电系统图）ID200A6KKBD200158KW45KWIE158048A）IQD645/173066077307（A）IE120（A）ID400A770197K8KKBD200100KW185负荷小，计算略。IE120（A）ID200A528264启动器编号型号保护器类型控制设备控制容量（KW）额定电流（A）整定值（A）1、2QBR400综合保护（DSJ1000/2160）皮带16018418019、BQD1080NJDB张紧车11121220、BQD1080NJDB卷带机7586821BQD1080JDB液力推动器0354、11、22ZXB4/127熔体照明、信号5/2029BQD1080NJDB（DSJ14）双速绞车18521203、9BQD1080NJDB（JD40）绞车4046446、7BQD1080NJDB（JD114）绞车11412125、8、13、17BQD1080NJDB（SDJ28）双速绞车37424414BQD1080NJDB（SDJ32）双速绞车45505010BQD1080JDB55KW潜水泵55661、16、18、23、24、30BQD1080JDB（BQW75/20）潜水泵7586812、25、26、27、28BQD1080JDB（BQW80/80185）排沙泵1852020第五章劳动组织及主要技术经济指标第一节劳动组织工种八点班四点班零点班合计班长2226采煤机司机2226运输机司机1113转载机司机1113皮带司机44412端头工3339支架工55515乳化泵工1113验收员1113电工4228送饭工1113管理人员3227杂工55515合计33303093作业方式全队采用“三八制”作业方式，即每天两班生产，一班检修，每班工作时间为8小时。第二节作业循环5034121678920145130253109786412467890352306说明本工作面前端100米局部有地质构造，顶板不太良好，所以采用及时支护。1、采煤机由机尾向机头行进时，正向重刀割煤，移架在机尾滚筒通过该架35架后及时移架护顶,落后采煤机1015米左右推溜，煤机割透机头后斜切返回至25支架处,移15至机头的支架同时将15至机头的运输机推过去,斜切割机头三角煤,割三角煤后空刀返回至25架左右再从25到机尾重刀割煤，跟机推溜，移架距煤机机头滚筒35架进行，推溜时弯曲段不小于12M。作业顺序为割煤移架推溜返刀至25架移架推溜推机头割机头三角煤往机尾返刀割煤,从机尾往机头割煤时,机头滚筒割顶煤,机尾滚筒割底煤；返刀时,前后滚筒均落至底板清煤。2、采煤机由机头向机尾行进时，逆向重刀割煤，机头滚筒过后35架，及时移架护顶,落后采煤机1015米左右推溜，煤机割透机尾后斜切返回至98架左右,移98至机尾的支架同时将98至机尾的运输机推过去,斜切割机尾三角煤,割三角煤后空刀返回至98架左右再向机头重刀割煤，跟机推溜，移架距煤机机尾滚筒23架进行，推溜时弯曲段不小于12M。作业顺序为割煤移架推溜返刀至98架移架98机尾推溜98机尾割机尾三角煤往机头返刀割煤,从机头往机尾割煤时,机尾滚筒割顶煤,机头滚筒割底煤；返刀时,前后滚筒均落至底板清煤。第三节主要技术经济指标主要技术经济指标表序号项目单位数据1工作面倾斜长度M1602工作面走向长度M4303采高M3354煤层生产能力T/M2425循环进度M066循环产量T8007月循环数（循环率）个858月进度M1409日产量T2000300010月产量T68万T11工作面可采期A0512在册人数人18713出勤人数人17614出勤率9415回采工效T/工2416支护木料定额M/万吨417乳化油消耗KG/万吨50018采煤机截齿消耗个/万吨619装机容量KW2240采煤机KW600工作面运输机KW2200转载机KW160破碎机KW110乳化泵KW2125皮带机KW2160第六章煤质管理一、煤质控制（一）水份控制1、开机前，必须将两端头、工作面积水排净后，方可开机；2、各转载点喷雾、煤机内外喷雾、架间喷雾，做到停机停水，开机喷雾，以减少外在水份；3、工作面输送机、转载机、胶带输送机设备冷却水严禁进入煤流；4、检修时间，必须将各设备冷却水关闭（检查冷却系统时除外）；5、保证喷雾头的正常使用，出现柱状喷雾时必须及时更换喷雾头；6、打扫卫生时不得用水冲刷转载机和胶带运输机，如需冲刷时必须加盖保护，防止水进煤流。（二）灰份控制1、采煤机司机要掌握滚筒升降幅度，减少割顶、底板岩石量；2、当遇到断层时，必须制定相应的煤质专项措施并严格按照过断层专项措施控制好煤质；3、支架检修工保持支架完好以便于维护顶板；4、移架到位后及时伸出伸缩梁、护帮板；5、各转载点应严格把关，出现大块矸石或其它杂物必须停机处理；6、要设置煤矸分流系统，并且完好可用；7、遇到断层，割底超过300MM,割顶超过400MM，岩石比较硬时，必须打眼放松动炮，严禁平推硬拉，并坚持工作面人工拣矸。（三）煤流杂物控制1、两端头提前剪网，并将碎网及时扔到老塘；2、煤机在两端头割通后，维护人员及时将割出来的煤壁以外的锚杆、网片、托盘清理干净、不得进入煤流；3、每班交接班时“三机”司机必须检查刮板紧固情况，螺丝松动的应及时紧固，损坏、变形的刮板应及时更换；4、检修班加强检查设备检修，防止设备零部件松动掉入煤流；5、检修班检修后的棉纱、废油、旧件、损坏件按指定地点存放；6、包装纸、塑料袋等垃圾袋必须清理干净，严禁进入煤流；7、检修时必须将输送带两边较长的边毛割下并装车上井，以防进入煤流；8、工作面的物料、设备配件、工具要分类码放整齐，固定作业场所必须设置垃圾箱，并正常使用，定期处理。（四）提高块煤率措施1、顺槽皮带和北部西翼辅助皮带搭接必须使用螺旋溜槽；2、正常情况下，破碎机应保持最大过煤高度；3、各卸载点高度超过500MM时必须有防破碎装置，同时防破碎装置必须有3层以上的完好皮子，以保证块煤率。二、提高采出率措施1、工作面沿顶、沿底开采，严禁随意留顶、底煤，如需要留顶、底煤时要有专项批准措施；2、工作面过断层时，要制定措施严格按照措施执行；3、工作面安排专人清煤，端头工将两顺槽端头处的浮煤清净，以清到底板为准。第七章安全技术措施第一节一般规定一、工作面安全制度所有上岗人员上岗前必须认真学习1102工作面采煤作业规程，并经过考试合格后方可上岗作业，否则不得上岗，在作业时必须严格执行1102工作面采煤作业规程和煤矿安全技术操作规程等。严禁违章指挥、违章作业、违反劳动纪律。二、安全技术措施1、所有上岗人员都必须持证上岗，严格执行岗位责任制，现场交接班制度、设备维修制度、质量验收制度、事故分析制度。各岗位要认真填写设备运转日志；2、工作面回采工程质量和顶板控制，要按照国家生产矿井质量标准化的各项要求严格执行，做到动态达标、安全生产、文明生产；3、加强工作面综采设备的管理，要按照设备完好标准进行检修和保养，保证设备处于完好状态；4、工作面的各监测系统、通风系统、防尘系统、通信系统，应保持完好，并坚持正常使用；5、人员经常跨越的运输设备上方，要安装牢固的人行过桥；6、严禁在刮板输送机运行时进入输送机，如确需进入，则刮板输送机必须停电闭锁。同时打开支架的护帮板抵住煤壁，作业过程中要设专人看护煤帮和顶板，严格执行“敲帮问顶”制度，捣掉危岩悬矸；7、所有人员在处理各种管路前必须关闭截止阀或停乳化泵，并在卸压后作业，严禁带压作业；8、工作面两端头的注液枪要悬挂在单体柱的手把上、枪管盘好，严紧注液枪落地；9、跟班管理人员要认真填写安全专盯，值班人员安排的工作项目、工作标准、安全措施要认真落实；10、所有人员入井必须穿戴好劳动防护用品，佩戴好安全帽、自救器和矿灯，并将随身携带的锋利工具套上防护套，避免碰伤自己和他人；11、下井前必须休息好，入井前严禁饮酒，不准携带烟草及点火用具，不准穿化纤衣服，不准戴电子表下井；12、不蹬车、扒车、跳车；严禁乘坐皮带；13、大巷行走，严禁扛钎子等长物品，防止触电；机车或列车通过时，人员要靠帮站立，待列车通过后再走；14、各工作岗位人员必须做到先检查，后工作，先排除安全隐患，后开工，做到隐患不排除不生产，不安全不生产；15、坚持一事故一分析制度，做到小事故不过班，大事故不过天，按照“四不放过”原则和要求，分清责任，接受教训，订出措施，杜绝同类事故的发生。三、交接班安全检查内容和有关规定1、交接班时，上班跟班队长、班长必须向下一班跟班队长、班长交清工作面存在的安全隐患及本班的处理方法、进展程度，两班的质量验收员要根据1102工作面质量验收标准对工作面质量进行验收，特别是支架的直线度、刮板输送机的直线度、两端头的维护质量、工作面的卫生清理等。各岗位工交接时要对设备的运转情况、存在的隐患、处理方法、工具的数量等进行交接。下班接班后对上班存在的安全隐患要立即处理，否则不得生产。2、开工前，跟班队长、班长必须对工作面安全情况进行全面检查，确认无危险后，方准人员进入工作面工作。所有工作人员必须认真检查工作地点的顶板、煤壁、支架等的安全情况，发现问题及时处理。隐患未排除前，班组长和跟班队长不得离开现场。第二节采煤安全技术措施一、采煤机割煤1、采煤机割煤时必须执行煤矿安全规程第六十九条中有关规定；2、根据采高要求，将工作面顶、底板割平，煤壁割直；3、采煤机停机时，采煤机操作位置必须至少保留一名司机，以防止采煤机误动作时能及时停止采煤机和停输送机；4、每班配3名采煤机司机，割煤时不得少于2名，割煤时，司机要集中精力，经常注意顶、底板、煤层情况；支架的伸缩梁、护帮板情况；煤质以及输送机的负荷情况；5、采面遇构造需抬刀时，抬高的幅度要适当，防止猛抬猛落，造成推移输送机困难和支架仰俯角过大；6、