山西吕梁离石贾家沟煤业有限公司1002工作面回采作业规程.docx

山西吕梁离石贾家沟煤业有限公司1002工作面回采作业规程目 录第一章 概 况三第1节 工作面位置及井上下关系三第二节 煤 层三第3节 煤 层 顶 底 板三第4节 水 文 地 质三1.4.1涌水量三1.4.2水文地质情况及防治水措施三1.4.3地质构造情况三第5节 影响回采的其他因素三1.5.1影响回采的其他地质因素三1.5.2冲击地压和应力集中区三1.5.3地质部门的建议三第6节 储量及服务年限三1.6.1储量三1.6.2设计采出煤量计算三1.7.3工作面服务年限三第二章 工作面巷道布置方式三第1节 巷道布置方式三第2节 巷道支护方式三第三章 采煤方法及回采工艺三第1节 采煤方法三3.1.1工作面采用走向长壁布置，后退式开采，放顶煤的采煤方法三3.1.2工艺流程三3.1.3工艺要求三3.1.4放煤步距的确定三第2节 回采工艺的确定三3.2.1回采工艺三第四章 顶板管理及采空区处理三第1节 回采工作面顶板支护及采空区处理三4.1.1 回采工作顶板支护及管理三第2节 放顶工作三4.2.1 周期来压的处理方法三4.2.2 放顶措施三第3节 支架选型三4.3.1根据回归经验公式三4.3.2 按估算法确定支架支护强度三第4节 特殊时期的顶板管理三4.4.1 来压及停采前的顶板管理三4.4.2 过断层及顶板破碎时的顶板管理三第5节 工作面控顶距三第6节 工作面支架支护顶板的基本要求三第7节 端头和出口支护三第8节 回风顺槽、运输顺槽超前支护三4.8.1 运输顺槽、回风顺槽的超前支护三4.8.2 工作面安全出口的管理三第9节 支护材料及存放三第五章 煤质管理三第六章 工作面设备选型和技术特征三6.1.1 采煤机三6.1.2 液压支架三6.1.3 工作面前、后部刮板输送机三6.1.4 转载机三6.1.5 破碎机三6.1.6 乳化液泵站三6.1.7 喷雾灭尘泵三6.1.8 QJZ1-1600/1140V-8-400A组合开关三6.1.9 移动变压器三6.1.10 运输顺槽胶带运输机三第七章 主要系统三7.1.1 运煤系统三7.1.2 辅运系统三7.1.3通风系统三7.1.4 瓦斯防治三7.1.6 电器防爆三7.1.7 综合防尘三7.1.8 防灭火系统三7.1.9 安全监控监测系统三7.1.11 工作面停采时的防灭火措施三7.1.12隔绝瓦斯煤尘爆炸措施三7.1.13 排水系统三7.1.14 供电系统三7.1.15 通讯系统三第八章 劳动组织及循环图表及技术指标三第1节 劳动组织三第2章、主要技术经济指标三_Toc389921780第九章 安全技术措施三9.1.1 一般规定三9.1.2 移架、推前溜、放煤、拉后部输送机等支架工安全措施三9.1.3机组与运输机械(采煤机、溜子、皮带、转载机、破碎机、泵站)司机操作安全技术措施三9.1.4 使用溜子、转载机、皮带机安全技术措施三9.1.5 液压系统安全技术措施三9.1.6 井下大件起吊、搬运安全技术措施三9.1.7 顶板管理措施三9.1.8防片帮措施三9.1.9回风顺槽的运输及入井车辆管理安全技术措施三9.1.10机电设备管理三9.1.11油脂管理三9.1.12 皮带管理三9.1.13 瓦斯管理三9.1.14 防治自燃发火措施三9.1.15 设备列车管理及拉移措施三9.1.16电压使用措施三9.1.17 机头安全出口行人有关规定三9.1.18 质量标准化措施三9.1.19 矿压观测三9.1.20 其他措施三第十章 灾害预防和避灾线路三10.1.1预防火灾和瓦斯煤尘爆炸三10.1.2 预防水灾三10.1.3 救灾设施三10.1.4 避灾方法和措施三10.1.4避灾路线三附图：1、1002工作面综合柱状图2、1002工作面切眼断面图、1002运输顺槽断面图、1002回风顺槽断面图3、1002工作面控顶距示意图4、 运输顺槽素描图、回风顺槽素描图、切眼素描图5、 采煤机进刀示意图6、 工作面循环作业示意图7、 工作面生产系统图8、 防尘供水系统图9、 避灾路线图10、 综合防尘示意图11、 工作面供电系统图12、 联络巷供电系统图13、 人员定位系统图14、 通信系统图15、 工作面支护图16、 工作面通信系统图17、 工作面通风系统图35第一章 概 况第1节 工作面位置及井上下关系表1 工作面位置及井上下关系表水平名称一水平工作面名称1002工作面地面标高/m1150-1030井下标高/m840-880地面位置及建筑物情况地面位置在冯家焉村中北部，对应地表有高压线路、山地、农田，分布有小片树林等，有一小溪流流经地表，没有大型工业厂区。回采对地面设施的影响回采时地表塌陷，对冯家焉村及乡间公路、高压线路、农田、山林均有较大影响。井下位置及与四邻采掘情况1002工作面北部为1001工作面，南部为实体煤层，西部延伸到矿井边界，东部到大巷煤柱，上方有4#采空区。走向长度/m1300倾斜长度/m137面积/m2178100 第二节 煤 层表2 煤层情况表煤层情况煤层厚6.42煤层结构复杂煤层倾角23可采指数1稳定程度稳 定1002回采工作面煤层赋存稳定，煤厚平均6.42米，煤层结构复杂，含夹矸24层，夹矸厚度0.05m0.71m，工作面内有一宽缓的背斜斜穿而过，受其影响，煤层起伏较大，煤层倾角23，在背斜轴部附近瓦斯涌出有增大的可能，望引起足够重视，煤质情况MadAdVdafSt,dQgr,dFcdY工业牌号0.4319.8418.862.3928.4867.104.60SM10#煤为低灰中灰，中硫高硫，特低低磷，高特高热值的瘦煤及贫瘦煤第3节 煤 层 顶 底 板表3 煤层底板情况表顶、底板名称岩石名称厚度/m特征直接顶石灰岩14.1灰深灰色石灰岩，性硬，裂隙有方解石脉充填上部含动物化石及碎片，灰岩中部一般夹一层14m厚的黑色泥岩、砂质泥岩或钙质泥岩。老顶泥岩4.5深灰色块状泥岩，其上为L3灰岩，灰岩下为一层不稳定煤层（01.75m）直接底泥岩7.7黑灰色泥岩，局部含砂质，靠近10#煤直接底板有一层0.15m左右的薄层泥岩，胶结差遇水变成软泥附图1：工作面地层综合柱状图第4节 水 文 地 质1.4.1涌水量 工作面正常涌水量20m3h，若遇见断层将含水层导引下来，涌水量会加大，最大涌水量为36m3h。1.4.2水文地质情况及防治水措施1002回采工作面水文地质条件复杂。10#煤直接顶板为太原组岩溶裂隙含水层、属弱含水层，局部岩石裂隙发育地段有滴淋水现象，对回采影响不大。主要影响回采的为工作面上部4#、6#采空区积水，虽已进行了探放，但由于采煤方法及采煤资料不尽详细详，局部和相对低洼处仍有积水，对回采安全有一定影响，回采时要在工作面两顺槽各安装排水量不小于36m/h的排水设施各两台，一台使用，一台备用，确保回采安全。1.4.3地质构造情况1002回采工作面地质构造简单，掘进过程中回风顺槽、运输顺槽均揭露1条断层，落差均为1.5m左右，为正断层，对回采略有影响。由于工作面内有一条宽缓的背斜斜穿工作面，受其影响，煤层有起伏褶曲现象，且在背斜轴部附近瓦斯涌出较大。附图2：工作面运输顺槽、回风顺槽、开切眼素描图第5节 影响回采的其他因素1.5.1影响回采的其他地质因素表4 影响回采的其他地质情况表瓦斯涌出量绝对11.25m3/min相对4.58m3/t瓦斯等级高瓦斯矿井煤尘爆性10号煤尘最大火焰长度60mm,煤尘具有爆炸性煤的自燃倾向性煤层为类自燃煤层地温危害本区地温梯度为1.07/100m，属于地温正常区。地压无危害普氏硬度231.5.2冲击地压和应力集中区无。1.5.3地质部门的建议 1、1002工作面回采导水裂隙带高度7670m，4#、6#老空积水对回采均有影响，回采过程中一定要加强水文观测，发现异常及时撤人汇报有关领导，采取安全措施。2、1002回采工作面直接顶板为石灰岩弱含水，局部岩石裂隙发育地段有淋水现象，对回采有一定影响。3、1002回采工作面由于受褶曲影响煤层起伏变化大，低洼处易积水，回采过程中应配备水泵及排水管路及时排除积水。4、1002回采工作面有断层，在回采过程中要加强顶板的管理。5、回采时严格按照按1002回采工作面专项防治水措施要求执行。第6节 储量及服务年限1.6.1储量 工业储量=面积煤厚煤的密度 Q工=（1400-100）1376.421.40 =160万吨。1.6.2设计采出煤量计算开采时，采止线保护煤柱留30m，工作面推进前12m不放顶煤，距停采线前15m不放顶煤，工作面机头处前3架支架不放顶煤，工作面机尾处后3架支架不放顶煤。 割煤回采率95%，放煤回采率85%计算：割煤采出量：（1400-100）1372.21.4095%=5211206t=52万吨。放煤采出量: (1400-100)137(6.42-2.2)1.4085%=894382t=89万吨计划出煤量：52+89=141万吨。工作面设计回采率：141万吨/160万吨=88.12%。1.7.3工作面服务年限工作面总服务年限为T=14190=1.56年回采工作面服务年限按年产量90万吨计算大约为19个月。第二章 采 煤 方 式第1节 巷道布置2.1.1巷道布置方式1、1002工作面运输顺槽、回风顺槽及开切眼均沿煤层底板布置，回风顺槽、运输顺槽相互平行；回风顺槽与南回风大巷相联，再与总回风立井相连；运输顺槽与南运输大巷再与主井转载煤仓相连，井底煤仓放煤后经主井皮带运到地面，构成工作面的运输系统。2.1.2巷道支护方式1、回风顺槽：采用锚杆、锚索联合支护，矩形断面，净宽4500mm，净高2800mm，采用181800mm金属锚杆支护，锚杆间、排距800800mm。采用17.88000mm的钢绞线锚索支护，锚索间排距为20002000 mm。2、运输顺槽：采用锚杆、锚索联合支护，矩形断面，净宽4500mm,净高2600mm，采用181800mm金属锚杆支护,锚杆间、排距800800mm。采用17.88000mm钢绞线锚索，锚索间排距为20002000 mm。3、工作面开切眼采用锚杆、锚索与钢带联合支护，矩形断面，开切眼净宽6000mm,净高2200mm,采用182200mm金属锚杆支护,锚杆间、排距800800mm；采用17.88000mm钢绞线锚索，锚索间、排距为20002000mm/15002000mm。顶板、左帮采用园钢锚杆和钢筋网片支护，右帮（回采面）采用树脂锚杆和刚塑性网支护。因开切眼断面较大,为增强支护强度,在中间打一排木点柱，间距1500mm。2.1.3钻场及硐室在1002运输顺槽两帮打钻场63个，在1002回风顺槽打钻场18个，在1002运输顺槽机头打1个绞车硐室。2.1.4移动救生舱 在1002运输顺槽608米处非工作面一侧安装1个移动救生舱，在1002回风顺槽距离停采线100米处工作面一侧安装1个移动救生舱，救生舱额定避险人数为12人。附图3：运输顺槽、回风顺槽、切眼的巷道支护图附图4：工作面布置图第2节 采煤工艺2.2.1工艺1、主要工序：采煤机割煤装煤运煤液压支架支护顶板推移刮板输送机采空区处理。2、割煤：利用MG160/390-WD型双滚筒采煤机割煤，斜切进刀后，采煤机前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤。3、装煤、运煤方式：采煤机通过滚筒螺旋叶片转动配合刮板输送机移动装煤，最后由刮板输送机运出工作面，实现装煤、运煤过程；放顶煤由后部输送机运出；浮煤人工清理。4、运输：1)工作面运输设备：SGZ630/400型刮板输送机两台；2)运输顺槽运输采用SZZ764/160型转载机一台、PLM1000型破碎机一台、DSJ100/90/2*200可伸缩带式输送机一台，进行运煤。5、工作面支护情况：1）ZFG2400/16/24型过渡液压支架6架；2）ZF2400/16/24型液压支架107架。3）运输顺槽、回风顺槽采用L=4.0m型梁与DZ28单体液压支柱配合支护。6、放煤方式：采用“三轮连续放煤法”。即：先采后放，由前至后依次逐架进行放煤，分三轮放完。要求：1）、放煤步距为1.2m,即“两采一放”。2）、必须在最小控顶距时放煤，放煤时升出支架前梁，端面距缩为零。3）、第一轮：收回尾梁插板，煤放净后升高尾梁，伸出尾梁插板。4）、第二轮：收回尾梁插板，降下尾梁，煤放净后升高尾梁，伸出尾梁插板。5）、第三轮：反复升降支架尾梁进行放煤，直至见到顶板矸石(粉砂质泥岩)停止，伸出尾梁插板（插严）。6）、以上“三轮”放煤工序每一轮间隔30架支架以上。2.2.2工艺流程采煤机下行割煤-追机移架、升前梁、拉后溜、支前溜、清浮煤-采煤机前头斜切进刀、移排头支架、拉后溜、支前溜-采煤机下行割三角煤-移排头支架、拉后溜、支前溜、拉转载机、撤密集支护-采煤机上行割煤-追机移架、升前梁、支前溜、清浮煤-放顶煤、拉后溜-采煤机后端部斜切进刀-移排尾支架、拉后溜、支前溜-采煤机上行割三角煤-拉排尾支架、拉后溜、支前溜、撤密集支护采煤机下行割煤。斜切进刀时采煤机运行速度不得超过4m/min，正常割煤时采煤机的运行速度不得超过6m/min。2.2.3工艺要求1、割煤：割煤高度为2.2m，割平顶底板，不留伞檐。割煤时要控制好上滚筒的位置，防止采煤机滚筒损坏支架的伸缩梁。（1）、在生产过程中工作面压力较大、顶板破碎、煤壁片帮严重时及时升前梁，与采煤机的距离不能小于6m，不大于12m，由移架工负责将前梁伸到位。（2）、在生产过程中工作面压力较小、顶板完整、煤壁无片帮时伸缩梁与采煤机的距离可扩大到2m，割煤后移架工及时支护好前梁，严防采煤机割煤时损坏支架。2、进刀方式 ：采煤机进刀采取端部斜切进刀的方式，斜切进刀段长度为2535m，进刀深度0.6m，采煤机往返一次进两刀。1）、采煤机运行至工作面端头后，调整采煤机前后滚筒上下位置，改变采煤机运行方向，采煤机沿输送机反向运行，经过输送机的弯曲段进入输送机的直线段，滚筒切入煤壁。2）、推移输送机弯曲段和机头（机尾），将输送机推直，同时调整前后滚筒上下位置，向工作面端头运行割三角煤。3）、调整采煤机滚筒上下位置，改变采煤机运行方向。4）、采煤机正常割煤，在采煤机割煤后15m以外移溜。 5）、工作面后端头进刀方式采取同法。附图5：采煤机进刀方式示意图3、移架：工作面移架必须配备专职人员，由技术熟练的工人操作，追机移架依次顺序移架作业，在割煤时距离采煤机后滚筒不得小于4部支架，不大于6部支架，特殊情况可采取超前移架；赶不上采煤机时，必须停止割煤。移架极为困难时可使用单体液压支柱辅助移架。液压支护必须达到足够的初撑力。移架做到快（移架速度快）、够（推移步距够）、正（操作正确无误）、匀（平衡操作）、直（支架成线）、紧（及时支护、紧跟采煤机）、净（及时清除架前架内浮煤）。移架后，支架要呈一条直线，并控制最小端面距不得大于340mm。4、推移前部刮板输送机：前部刮板输送机滞后正在割煤的采煤机后滚筒15m以外推入。按照从机头向机尾或从机尾向机头的顺序推移，严禁从中间向两端推移或任意分段推移，推移后保证输送机平直，机头、机尾不滞后，弯曲段长度不得低于15m。5、放顶煤：放煤由专职放煤工负责，先采后放平行作业、“两采一放”放煤方式；工作面机头3架、机尾3架不放煤，初采前12m不放顶煤，末采最后15m不放顶煤，只进行割煤。放煤工作必须在每循环中采煤机割完第二刀煤、移架后进行；放煤时，先收支架尾梁插板，并操作尾梁千斤顶，使尾梁摆到适当位置，以便能使顶煤直接进入后部刮板输送机。尾梁与插板升起的高度必须保持一致。由于工作面较长，先放偶数，后方奇数，放煤工必须根据后溜中的煤量控制放煤速度，掌握好放煤情况，控制好后部刮板输送机煤量情况，防止后部刮板输送机过载、压住。当有大块煤卡在放煤口影响放煤时，则反复动作摆梁，使大块煤破碎；当发现矸石时，及时将后插板伸出，防止矸石混入煤中。放煤遵循由前向后，三轮间隔，等量顺序均匀，大块破碎，“见矸即止”的原则。6、清理浮煤：工作面前部溜子推过之后，要将支架底座前方、架间、电缆槽的浮煤清理干净。、清煤时，清煤工站在支架与工作面刮板输送机挡煤板之间，与采煤机后滚筒的距离不小于25m。清煤时，要随时观察煤帮和支架情况，以防滚帮煤和架间掉碴伤人。7、拉后溜：放煤后按照从机头向机尾或从机尾向机头的顺序交替拉移。拉移前仔细检查有无障碍物，发现问题及时处理，以减少拉移后部刮板输送机阻力，严禁拉成急弯。拉移要到位并保持平直，严禁由两头向中部或由中部向两头拉移后溜，后溜停止运转时不得拉后溜。8、拉移转载机：工作面每推进一个循环,必须及时拉移转载机，不得滞后，以避免造成转载机尾伸入运输顺槽采空区侧过多，而造成转载机尾处顶板难以维护的现象。2.2.4放煤步距的确定放煤步距由割煤步距、采高、煤层厚度、架型来共同确定:该面割煤步距为0.6m, 每割煤两刀放煤一次,确定放煤步距1.2m。第三节 提高回采率措施1、保证回采时，不任意丢失顶煤和底煤，并及时清理浮煤，将浮煤全部装入刮板输送机运出。2、回采期间不随意留设煤柱，做到能采尽采。3、由地测科每月底对下月生产范围内的地质构造进行一次预报，生产队组提前采取措施。第三章 顶板管理及采空区处理第1节 回采工作面顶板支护及采空区处理3.1.1 回采工作顶板支护及管理回采工作面采用放顶煤液压支架支护顶板，采空区用全部垮落法管理顶板。 1、工作面顶板随工作面起伏要过渡平缓，严禁出现“台阶”（落差大于100mm）。2、工作面顶板不出现台阶下沉现象，工作面液压支架前梁接顶严密，无浮矸、浮煤。3、机道梁端至煤壁的顶板冒落高度不大于300mm。第2节 放顶工作3.2.1 周期来压的处理方法1）、做好工作面矿山压力观察工作，对工作面周期来压作出准确预报，根据周期来压步距，指导工作面正常生产。2）、加强工作面各设备的检修工作，确保设备的完好和正常运行。3）、在外应力的许可，工作面设备运行状况良好的前提下，适当加快工作面的推进速度。4）、液压支架的支护状态良好，接顶严密，初撑力和工作阻力不低于设计值的80。3.2.2 放顶措施回采工作面推进以后，采空区悬顶距离超过规定，应采取强制放顶措施。具体措施另行制定。局部放顶：在开采过程中，如工作面局部采空区内悬顶面积超过210m2或跨落高度不充分时，工作面必须进行强制放顶。第3节 支护计算ZF2400/16/24液压支架的初撑力为1932（P=31.5MPa）kN，工作阻力为2400（P=39.8MPa）kN 。3.3.1工作面支护计算1、支架计算：按采煤工作面质量标准规定，1002工作面支架需要承受的荷载为6倍采高的岩石重加最大厚度的顶煤重。顶板压力Q=6采高岩石重力密度工作面长支架最大控顶距 =（62.2261374）kN =188073kN工作面共有106架中间支架ZF2400/16/24；有6架过渡支架ZFG2400/16/24。工作阻力F=(2400106+24006)=268800 kN可见FQ，所选支架的工作阻力符合要求。 2、超前支护计算：依据下列公式对超前20米的顶板压力进行估算：Q=4/32/f 式中：岩石重力密度，取26Kn/m3； 巷道跨度的1/2； f岩石坚固性系数，取2Q=（4/3262.252.252）KN/m=87.75 KN/m20m的超前压力为Q采=Q*20 Q采=1755KN选用最大支撑力250KN的单体支柱应支护单体柱数为：N= Q采/F支=1755/250=7.02根在作业规程中超前支护单体支柱的排距为1.2m，按规定巷道支护51根单体支柱。选用DZ28型，最大支撑力250KN的单体液压支柱，远远超过理论数值，故单体液压支柱满足支护要求。第4节 特殊时期的顶板管理3.4.1 来压及停采前的顶板管理 加强顶板来压的预测预报工作，准确判断来压的时间和位置。工作面要提前做好来压预防支护工作。提高支架检修质量，杜绝“跑、冒、滴、漏、窜”，严格支架工操作，确保泵站压力及支架初撑力合格，同时必须保证超前支护的数量和质量、提高开机率，保证工作面正常推进速度。停采前要编制收尾专项措施，并按本作业规程严格管理顶板，以确保工作面实现安全顺利停产。3.4.2 过断层及顶板破碎时的顶板管理1）、过断层前，应根据工作面与断层走向的交角，调整开采工艺，使断层调至与工作面斜交或正交，以减少断层在工作面的揭露面积。2）、顶板破碎时，采用擦顶带压移架。移架滞后采煤机后滚筒不得超过1架，此条件下仍不好管理时，提前采用架棚打顶杆的措施；操作支架时，支架工要进入支架座箱里操作，以防后滚筒甩出煤块伤人。3）、应力集中区的顶板管理：对于应力集中区必须保证支架初撑力及泵站压力达到规程规定要求。提高开机率，加快推进速度，并严禁进入机道作业，若必须进入作业时，必须严格按措施执行。第5节 工作面控顶距工作面液压支架最大控顶距为4000mm，最小控顶距为3400mm，端面距不大于340mm。附图5：液压支架的最大控顶距、最小控顶距第6节 工作面支架支护顶板的基本要求支护方式：及时支护。要求割煤后，及时移架支护新暴露出的顶板，缩小顶板暴露面积，支架接顶要实要平，以防造成片帮、漏顶、冒顶事故。所用支架为本架操作，在移架时两相邻支架首先支撑有效，再移本架。端面距大时要及时升起前梁和打开护帮板。降架时，掌握好降架高度，做到少降快移，严禁大降慢移。端面距不得大于340mm，确保支护质量和控顶效果。第7节 端头和出口支护3.7.1端头与超前支护1、工作面上下端头采用ZFG2400/16/24型放顶煤过渡液压支架支护顶板，机头安设3架，机尾3架。2、回风顺槽、运输顺槽超前支护距离不少于20m，并采用一梁三柱支护。超前支护使用型梁L=4.0m配合单体液压支柱DZ28进行支护。支柱初撑力不低于90kN，单体要拴好防倒绳，底软时再穿鞋，并用钢性连接，单体压力低时及时补压。3、运输顺槽单体液压支柱工作面下煤帮支柱与中间支柱的间距为2000mm；工作面上煤帮支柱与中间支柱的间距为1200mm。单体液压支柱排距为1200mm；工作面内排头支架与运输顺槽单体液压支柱距离不应大于50mm。4、回风顺槽单体液压支柱的间排距为12001200mm，中间一排支柱打在巷道的中间；工作面内排头支架与运输顺槽单体液压支柱距离不3.7.2 工作面安全出口的管理1）、支护形式。采用型梁配合单体“一梁三柱”支护。2）、质量要求（1）、支柱排成一条线，支柱柱距、排距允许偏差100mm；（2）、支柱应支到实底，并做到迎山有力；单体液压支柱初撑力不小于11.5MPa；（3）、所有单体液压支柱系好防倒绳，防倒绳需为同一水平，并用钢线连接保持牢固。（4）、所有单体液压支柱手把、阀体方向相一致；阀体平行于巷道，注液侧朝向同一侧。（5）、工作面安全出口必须保证宽度不小于0.8m，高度不小于1.8m； 保证无杂物，行人运输畅通。单体液压支柱活柱行程不得小于200mm。（6）、工作面端头的浮煤、浮矸要清理干净，供排水管路和电缆要吊挂整齐。（7）、严禁人员跨越运转中的设备，人员需通过的地方必须设置过桥。3）、与其它工序之间的衔接关系。（1）、在运输顺槽、回风顺槽替换单体液压支架时，必须将前溜、后溜、采煤机停机闭锁并有专人监护作业地点及周围安全情况，方准作业。（2）、架设超前支护的工作结束后由专人视顶板完整情况对已架设完毕的超前支护范围内对顶板的锚杆垫片及锚索铁托盘尽力回收，以保证放顶工作的顺利进行。当顶板破碎时可不对顶板铁垫片和锚索铁托盘进行回收。附图6：工作面支护图第八节 矿压观测3.8.1矿压观测内容（一）、巷道观测1、观测目的：掌握工作面顺槽在初采期间，巷道压力变化情况及超前影响范围。2、观测内容：顶板移近量。3、观测位置：在工作面运输顺槽和回风顺槽开口处开始至工作面每50m安装一组顶板离层仪，对两巷顶板进行观测。顶板离层仪实行在线监测，并每隔10天对井下数据进行实时收集，并整理分析。（二）工作面支架支护阻力观测1、观测目的：通过观测了解工作面顶板运动规律及顶板对支架产生的压力特征，由此可确定顶板初次来压和周期来压，掌握工作面的矿压显现规律。2、观测内容：主要对支架支护阻力进行观测，包括初撑力、工作阻力的测定及支架伸缩量的变化。3、观测位置：工作面支架液压载荷工作阻力测定，在工作面内每4架液压支架安设一台矿压观测压力表，共计29块压力表，记录工作面推进过程中支架前柱和后插板的压力变化情况。（三）工作面超前支护观测1、观测目的：掌握工作面顺槽在回采时，顶板压力变化情况，随时掌握单体液压支柱是否符合支护要求。2、观测内容：主要对单体液压支柱的工作阻力进行观测，包括初撑力的测定和支柱伸缩量的变化。3、观测位置：对工作面超前支护的单体液压支柱用增压检测仪进行人工测定，并做好记录。3.8.2数据处理1、工作面压力监测数据和顺槽顶板离层仪数据在线监测，每10天对井下数据进行实时收集，并整理分析。2、超前支护由人工观测进行计算，并整理分析。第9节 支护材料及存放为维持工作面正常生产，运输顺槽及回风顺槽必须备有一定数量的常用支护材料：表5：备用支护材料名称规格数量名称规格数量型梁L=4.0m10（根）单体DZ2825根枕木150mm150mm1200mm50（块）铁丝网1000mm10000mm25卷 材料存放在两巷的安全地带，靠一帮码放整齐且不超过巷道宽度的三分之一，不得影响通风、行人和运输。备用材料的数量在特殊需要时可适当增加。备用材料放置地点与通风设施距离大于5m。 第四章 煤质管理1、煤炭的含矸率和灰分应控制在有关部门要求以下。2、加强顶板管理，提高工程质量，防止漏、冒顶事故。3、放煤时，顶煤必须放干净，要注意观察放煤的情况，见矸后就及时关闭插板，做到“见矸即止”严禁大量矸石流入煤流系统，减少含矸量。4、严禁随意割底板矸石，减少含矸率。5、工作面遇断层时编制专项管理措施。6、采煤机、运输机停止运转后及时关闭电机冷却水和喷雾防尘水，采煤过程中的其它水流不得进入煤流系统。7、煤流运行中严禁杂物混入煤流，当混入杂物时及时拣出。8、工作面煤壁片帮时，及时超前拉架以减小端面距，防止顶板掉碴。9、未尽事宜严格遵守公司、矿的有关规定执行。 第五章 工作面设备选型和技术特征5.1.1 采煤机采煤机选用MG160/390-WD型采煤机，该煤机总体结构为多电机横向布置，牵引方式为机载式交流变频无极调速的强力销轨式无链牵引，电源电压为1140V，以计算机操作、控制，并能中文显示运行状态、故障检测。表1：采煤机技术特征表序号技术指标技术参数1采高1.32.92m2生产能力600t/h3牵引速度0-7m/min4装机功率411kw5滚筒水平中心距9213mm6过煤高度410mm7有效截深600mm8电压1140V5.1.2液压支架液压支架ZF2400/16/24型四柱支撑掩护式放顶煤液压支架。技术特征表如下：表2：基本架技术特征表序号技术指标技术参数1支架型号ZF2400/16/242支护高度16002400mm3支架中心距1250mm4初撑力1932kN5工作阻力2400kN6支护强度0.52-0.55MPa7对底板的平均比压0.53-0.8MPa8适应煤层倾角259操作方式本架手动操作10自移步距600mm5.1.3工作面前、后部刮板输送机刮板输送机选用SGZ630/400型前部输送机、SGZ630/400型后部输送机，该机采用双中链布置，电机可高低速转换，水冷却；可正反转，链条强度大寿命长等特点，其技术特征表如下：表3：前、后刮板输送机技术特征表序号技术特征技术参数1刮板机功率机头200KW 机尾200KW2链条（中双链）2-2692-C3链速1.m/s4运输能力600t/h5形式中链双速6电压1140V5.1.4转载机转载机选用SZZ764/160型转载机，该机采用自移系统与皮带机尾连接,其技术特征表如下：表4：转载机技术特征表序号技术指标技术参数1功率160KW2运输能力1000t/h3链速1.44m/s4链类型2-30108-C中双链5冷却方式水冷却6电压1140V7长度55m8转载机移动方式转载机自移9紧链方式伸缩机紧链10电压等级1140/660V5.1.5破碎机破碎机选用甘肃容和集团煤矿机械有限公司生产的PLM1000型破碎机，其技术特征表如下：表5：破碎机技术特征表序号技术指标技术参数1型号PLM10002功率110KW3破碎能力1000t/h4电压等级1140/660V5破碎形式锤式6破碎传动方式电机+偶合器+减速器+锤轴总成7可破碎物料硬度f4.58最大入料尺寸700700mm（长度不限）9最大出料粒度300mm5.1.6乳化液泵站选用江苏省无锡煤矿机械厂有限公司生产的BRW315/31.5型乳化液泵。表6：技术特征表序号技术指标技术参数1公称流量315L/in2公称压力31.5Mpa3进水压力常压4电机功率20KW5电机电压1140v5.1.7喷雾灭尘泵喷雾泵选用江苏无锡泵站公司生产的BPW320/10型。技术特征如下：表7：喷雾泵站技术特征表序号技术指标技术参数1公称压力10Mpa 2公称流量320L/in 3电机转速1470r/min4电机功率45KW5电机电压11405.1.8组合开关 组合开关选用 QJZ1-1600/1140V-8-400A型号2台，选用QJZ-4*400A/1140型号2台。表8： QJZ1-1600/1140V-8-400A、QJZ-4*400A/1140开关技术特征表序号技术指标技术参数1工作电压1140V2额定电流400A3隔离开关额定电流1600A4主接触器额定电流400A5.1.9移动变压器a、设备列车处选用移动变压器型号KBSGZY-1600/10KV/1.2KV两台，将其中一台的10KV变为1140V高压电供给前刮板输送机、后刮板输送机、1台喷雾泵站、乳化液泵；另一台将10KV变为1140V供给采煤机、乳化液泵、转载机、喷雾泵、破碎机。变压器两侧配备高、低压开关。b、顺槽选用一台型号为KBSGZY-630/10/0.69KV移变和一台型号为KBSGZY-400/10/0.69KV移变。5.1.10运输顺槽胶带运输机选用的型号为DSJ100/90/2*200可伸缩带式输送机一部,其技术特征表如下：表9:胶带运输机技术特征表序号技术指标技术参数1总功率2200KW2运输能力900t/h3运输长度1400m4带速2.5m/s5带宽1.0m6电压660/1140V附图6：工作面设备布置平面图。第六章 主要系统第1节 运 输 系 统6.1.1 运煤系统 工作面生产的煤炭由工作面前后部溜子、运输顺槽转载机、运输顺槽胶带输送机、经主斜井胶带输送机运出，线路如下：1002工作面1002运输顺槽南运输大巷10#原煤仓主斜井地面。6.1.2 辅运系统采用防爆胶轮车进行材料设备的运输，运输线路如下：1、主斜井南辅运大巷1002回风顺槽1002工作面。2、副斜井换装硐室南辅运大巷1002回风顺槽-1002工作面。附图7：工作面生产系统图第2节 通 风 系 统6.2.1通风系统（一）工作面风量计算预计矿井10号煤层1002回采工作面绝对瓦斯涌出量为11.25m/min，其中抽排瓦斯量为3m3 /min，风排瓦斯量约为8.25 m/min。1、按瓦斯涌出量计算Q=125qK=1258.251.4=1444m3min式中 Q采煤工作面需风量，m3minq采煤工作面绝对瓦斯涌出量，取8.25m3minK采煤工作面瓦斯涌出量不均匀的备用风量系数，正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对瓦斯出与月平均日绝对瓦斯涌出量的比值，取1.4125按采煤工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过0.8%的换算系数。2、按照二氧化碳涌出量计算Q=67q采K采 =671.6381.8 =197.5m3/minQ采单个采面工作面实际需风量 m3minQ采采煤工作面回风流中二氧化碳的绝对涌出量1.638m3minK采采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对二氧化碳出量与月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值，取1.8；67按采煤工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5的换算系数。3、按工作面人数计算Q=4n=460=240 m3min式中 4每人每分钟的最低供风量，m3min N采煤工作面同时工作的最多人数，个4、按工作面气温与风速的关系计算采煤工作面应有良好的气候条件，其气温与风速的关系对应表表13 采煤工作面空气温度与风速对应表采煤工作面的空气温度/采煤工作面的风速 ms201.020231.01.523261.51.8采煤工作面需风量计算Q=60VS70K长K采=601.08.14701.21.2=492m3min式中 V采煤工作面的风速，按表2-1中的值选取，1.0ms S采煤工作面的通风断面，取最大和最小控顶时断面的平均值，8.14m270有效通风断面系数 K长采煤工作面长度系数，按表2-2选取，取1.2K采采煤工作面采高调整系数，按表取1.2表14 采煤工作面长度系数表采煤工作面长度/m采煤工作面长度系数150.850800.9801201.01201501.11501801.21801.31.45、按风速进行验算根据上述计算，工作面取其最大值进行风速验算；按采煤工作面最高、低风速验算 15S采 Q采240S采 m3min1516.75 Q采24016.75 m3min25214444020 m3min根据上述计算该风量能满足1002回采工作面风量要求，且风速符合煤矿安全规程规定，能够有效的减少煤尘飞扬。（二）通风路线地面主、副斜井南运输大巷1002运输顺槽1002工作面1002回风顺槽南回风大巷总回风回风立井地面。地面主、副斜井南辅运输大巷1002运输顺槽联络巷1002运输顺槽1002工作面1002回风顺槽南回风大巷总回风回风立井地面。附图8：通风系统图6.2.2 瓦斯防治一、瓦斯检查 1、工作面设专职瓦斯检查员检查瓦斯,每隔3小时检查一次,每班检查三次,并及时向矿调度汇报。2、瓦斯检查点分别设在:1002综采工作面回风上隅角；1002综采工作面回风顺槽距离工作面10m范围内；1002综采工作面中部；1002综采工作面回风联络巷以里15m处。二、瓦斯监测1、加强对1002回采工作面瓦斯的监测监控管理。在1002回风顺槽上隅角安装瓦斯传感器，报警瓦斯浓度为0.8%，断电瓦斯浓度1.2%，复电瓦斯浓度0.8%。在回风顺槽距工作面煤壁10m范围内，安装瓦斯传感器，报警瓦斯浓度为0.8%，断电瓦斯浓度1.2%，复电瓦斯浓度0.8%。在回风顺槽中部安装瓦斯传感器，报警瓦斯浓度为0.8%，断电瓦斯浓度0.8%，复电瓦斯浓度0.8%。在回风顺槽联络巷以里15m处安装瓦斯传感仪报警瓦斯浓度为0.8%，断电瓦斯浓度0.8%，复电瓦斯浓度0.8%，。 2、队长（包括副职）、技术人员、班长、安全员、电钳工、采煤机司机必须携带便携式瓦斯检测报警仪,安全员将所携带的便携仪悬挂于1002综采工作面回风上隅角处，采煤机司机将瓦斯便携仪放在采煤机上对1002综采工作面瓦斯进行监测。3、 出现瓦斯超限时，应立即停止生产，切断电源，撤出人员，及时汇报矿调度室，由通风科制定措施，报矿总工程师同意后执行。 4、监测监控安装线路1002运输顺槽、1002回风顺槽南辅运大巷主斜井地面调度室。附图9：监测监控示意图三、瓦斯抽采按照贾家沟煤业瓦斯抽采初步设计的要求，1002工作面在回采前，需采用本煤层抽采的方法对煤层进行预抽，并且抽采时间不低于6个月，之后按照瓦斯抽采达标暂行规定的相关规定，进行瓦斯抽采达标鉴定，合理划分达标区域，对不达标的区域分析原因，指定措施继续进行抽采，确保整个回采区域的煤层抽采达标。在回采期间，为降低回风顺槽和上隅角风流中的瓦斯浓度，采用邻近层抽采的方法对上邻近层进行瓦斯抽采，并根据抽采效果及时调整抽采钻孔的参数。其中本煤层钻孔：在1002工作面回风顺槽上帮距切眼10m处开始施工顺层抽放钻孔，钻孔间距3m，共计442个；高位钻孔：在1002工作面回风顺槽上帮距切眼40m处施工1个高位钻场（钻场规格为长4m*宽4m*高3.5m），并每隔40m施工1个高位钻场，共计35个钻场。每个钻场中施工8个高位抽放钻孔，各类钻孔参数具体如下表： 表17： 高位抽放钻孔布置参数表孔号钻孔斜长（m）仰角()夹角()沿巷道方向水平投影长度(m)终孔点高度(m)160272532726027653273602711532746027155327567243612766724761277672411612786724176127表18 顺层抽放钻孔钻孔技术参数表钻孔类别与巷道夹角（）钻孔倾角（）孔深（m）钻孔直径（mm）孔间距（m）开孔高度（m）顺层平行钻孔90同煤层倾角1259431.5附图11：瓦斯抽采示意图。6.2.3 综合防尘一、防尘管路系统1002运输顺槽防尘供水系统：1002运输顺槽安设89mm防尘供水管1002综采工作面设备列车处安设的喷雾泵，供工作面采煤机内外喷雾、工作面架间喷雾、转载点喷雾、电机冷却水等。（同时1002运输顺槽由89mm防尘供水管供乳化液泵箱、三机转载喷雾、运输顺槽防尘水幕、洒水降尘等）。1002回风顺槽防尘供水系统：1002回风顺槽89mm供水管1002综采工作面（该管路负责回风顺槽防尘水幕、电机冷却水、回风顺槽冲尘等）。二、防尘措施根据规定,采取以下综合防尘措施:1、过滤器及闸阀的安设为保证防尘用水的水量、水质及管路维护方便,两顺槽水管均在进入顺槽处和供水管路末端安装过滤器、闸阀。2、三通闸阀的安设在运输顺槽内89mm供水管每隔50m和回风顺槽内89mm的供水管每隔50m设一个三通闸阀。3、采煤机内外喷雾采煤机要求内喷雾齐全可靠，喷雾嘴完好不堵塞,内喷雾水压不小于2MPa，外喷雾水压不小于1.5MPa，雾化程度高，特别是外喷雾要能够封闭截割产尘部位。无水或喷雾装置损坏时必须停机。4、 喷嘴布置每