采煤工作面作业规程.docx

3102综采工作面采煤技术第一章 概况2第一节 编制依据2第二节 工作面位置及井上下关系3第三节 工作面参数及煤层情况3第四节 煤层顶底板3第五节 地质构造4第六节 水文地质4第七节 瓦斯情况5第八节 影响回采的其他因素5第九节 储量及服务年限5第二章 采煤方法7第一节 巷道布置7第二节 采煤方法及采煤工艺10第三节 设备配置17第三章 顶板控制18第一节 顶板支护设计18第二节 工作面顶板控制26第三节 运输巷、回风巷及端头顶板控制30第四节 矿压观测34第四章 生产系统35第一节运输35第二节 “一通三防”与安全监控36第三节 排水49第四节 供电50第五节 照明、通信和信号59第五章 劳动组织及主要技术经济指标61第一节 劳动组织61第二节 循环作业63第三节 主要技术经济指标63第六章 煤质管理64第一节 煤质指标及要求64第二节 提高煤质的措施65第三节 提高采出率措施65第七章 安全技术措施66第一节 一般规定66第二节 顶板67第三节 爆破72第四节 防治水73第五节 机电74第六节 运输75第七节 “一通三防”及安全监控77第八节 其 他81第八章 工程质量保证措施85第一节 工程质量执行标准及目标要求85第二节 质量检验与验收85第三节 质量控制与管理措施86第九章 灾害应急措施及避灾路线86第一节 灾害应急措施86第二节 避灾路线92第一章 概况第一节 编制依据1.煤矿安全规程、煤矿岗位技术操作规程。2.集团安全质量标准及考核评级办法、质量标准化附加考核办法。3.批准的3102工作面（南）施工设计。4.批准的3102工作面（南）回采地质说明书。5.批准的生产接替计划。6.3102工作面供电设计说明书。7.3102采煤工作面（南段）顺层抽放钻孔设计。8.其他依据。第二节 工作面位置及井上下关系表3-3-2-1 工作面位置及井上下关系表水平名称+290m采区名称31采区地面标高+950+1100m井下标高+524+636m地面相对位置地面位于平岩洞、牛儿垭口、颜氏屋基、沙子堡一带回采对地面设施的影响对地面设施无大的影响，只是工作面南段邻近几处民房，地面无大的水体存在。井下位置与四邻关系位于李子垭南二井龙王洞背斜东翼+290水平以上31采区南部区域内，下以3102南机巷为界，上以3102南风巷为界，南以F22断层为界，北接3102工作面（北段）。走向长度（m）870倾斜长度142149面积（m2）126585第三节 工作面参数及煤层情况工作面参数：工作面机巷长870m，风巷长870m，倾斜长142149m，平均斜长约145.5m，斜面积126585 m2；地质储量421Kt，可采储量408Kt。表3-3-2-2 煤层情况表平均厚度（m）2.45结构0.35（0.12）1.05（0.08）0.85容重（t/m3）1.5煤层硬度12煤种瘦煤倾角4450稳定程度较稳定煤层情况描述该工作面含煤地层为二叠系龙潭组，属海陆交替相沉积，为单斜煤层，西高东低，由南向北逐渐抬高，倾向约128，倾角4450，煤层厚度为1.473.60m，有益厚度为1.123.46m第四节 煤层顶底板表3-3-2-3 煤层底板情况表 顶底板名称岩石名称厚度（m）岩性描述基本顶石灰岩、泥岩15.05深灰色，上部夹一层灰黑色泥岩，富含腕足类动物化石。直接顶泥岩14.5灰黑色，间夹沙质泥岩、灰岩条带。直接底泥岩、粘土岩6.97遇水膨胀，易泥化，偶为炭质泥岩或泥岩夹粘土岩。基本底石灰岩6.33深灰色第五节 地质构造工作面位于李子垭南井田龙王洞背斜东翼，为单斜构造，向东南倾。在3102机巷南端外。据钻孔资料推测有一条逆断层F62：22642H=5-12m，该断层未延伸至工作面内，但断层挤压力导致邻近煤层发生变化夹矸增厚或重复、煤质变软疏松等。如表3-3-2-4所示。表3-3-2-4 地质构造情况表编号构造名称性质走向（）倾向（）倾角（）落差（m）对回采影响1F62逆断层136226 42512该断层未延伸至工作面内，但断层挤压力导致邻近煤层发生变化。第六节 水文地质工作面以西（即工作面煤层上方），南段邻近马颈子煤矿（井口标高+664m）巷道及采空区，在风巷南端（312636点附近）向上的探水钻孔（终孔标高+687.2m）有少量水流出，预计对回采有一定的影响，北端邻近陈家槽煤矿（井口标高+720m）巷道及采空区，钻孔探测孔有少量水流出，回采时密切注意此段水文情况，工作面内有杜家塔煤矿（井口标高+560m），预计其巷道无积水，地面无大的河流及水体，对本工作面回采无大的影响。根据已有水文地质资料，预计回采期本工作面的涌水量为515m3/h。第七节 瓦斯情况根据地质资料，相邻的小煤矿在采掘过程中发生过突出事故，李子垭南二井K1煤层煤与瓦斯突出综合防治技术研究报告中的结论，南二井+530m标高的K1煤层瓦斯压力为3.4Mpa、瓦斯含量为1218m3/t,经施工顺层钻孔抽排煤层瓦斯后，测定瓦斯含量下降至6.2 m3/t。第8节 影响回采的其他因素表3-3-2-5 影响回采的其它地质因素情况表其他因素对回采工作面的影响CH4有煤与瓦斯突出危险CO2无CO2危险煤尘爆炸指数具有爆炸性，爆炸指数14.516.5%煤层自燃倾向性自燃发火等级为类，属不易自燃发火煤层地温危害无危害冲击地压危害无冲击地压危害第九节 储量及服务年限一、工作面储量由开切巷计算至机巷312302A点，3102工作面（南段）地质储量421Kt，可采储量408Kt。二、工作面生产能力1.工作面日产量机组往返一次割煤一刀，每班割煤1.5刀，两班生产割煤共3刀。A=NLSMC =3145.50.62.251.50.95 =839.7（t）式中：A工作面日产量，t； L工作面平均长度，145.5m； S截深，0.6m； M有益煤层平均厚度，2.25m； 煤的容重，1.5t/m3； C工作面回采率，95%； N采煤机日进刀数，3刀。2.工作面月产量An=nAk1=30839.70.87=21.92（kt）式中：An工作面月产量，kt； N月生产天数，按30天计算； K1月正规循环率，取0.87。3.服务年限T=Z/An =408/21.92 =18.6(月)式中：T服务年限，月； Z可采储量，kt。第二章 采煤方法第一节 巷道布置一、3102南机巷、风巷及开切眼（一）巷道布置、断面及支护设计方式（1）3102南机巷沿煤层走向布置，为异形断面，净断面面积为9.93m2，顶板采用202500mm树脂锚杆配合金属网、锚索联合支护，西帮采用异性金属支架及锚网支护，并用锚梁加强支护，东帮采用161500mm胀壳式锚杆配合金属网联合支护。（2）3102南风巷沿煤层走向布置，为异性断面，巷道断面及支护形式与机巷相同，净断面面积为9.93 m2，防崩倒金属支架支护顶板，采用芭片、排柴进行背顶、背帮，支架间距为800mm。（3）开切眼沿煤层倾角布置，矩形断面，净断面面积为16.32m2，顶板采用202500mm树脂锚杆配合金属网、锚梁联合支护，并采用单体液压支柱配合长度为3500mm的长钢梁一梁三柱加强支护。（二）巷道用途机巷主要用于回采期间进风、原煤及材料的运输；风巷主要用于采面回采期间回风及材料运输；开切眼主要用于采煤工作面设备安装。二、溜煤眼（一）巷道布置、断面及支护方式（1）3102溜煤眼立眼；3102机巷通过溜煤眼与中部转运巷连接，3102溜煤立眼断面积为1.54m2，上口软岩部分采用混凝土进行浇筑，岩巷部分为裸体支护。（2）中部溜煤斜眼：中部转运巷通过中部溜煤斜眼与中部煤仓连接，断面积为1.54m2，倾角为80，为裸体支护。（二）巷道用途3102溜煤立眼与中部溜煤斜眼均作为3102工作面煤炭运输用。三、底板抽放巷布置、断面、支护形式及用途（一）巷道布置、断面、支护形式（1）+630南底板抽放巷布置在煤层底板岩层中，高程为+600m，断面积为7.8m2，支护形式为裸体支护。（2）+520南底板抽放巷布置在煤层底板岩层中，高程+520m，断面积为7.8m2，支护形式为裸体支护。（二）巷道用途+630底板抽放巷、+520底板抽放巷主要用于3102风巷、3102机巷掘进期间局部防突措施预抽煤层瓦斯用，回采期间设置尾排抽放采空区瓦斯。表3-3-2-6 主要巷道基本情况表巷道名称长度（m）支护形式用途3102南机巷870锚喷运输通风行人设备3102南风巷870锚喷运输行人通风+630南底板抽放巷426裸体抽采瓦斯+520南底板抽放巷1088裸体抽采瓦斯3102中材料上山20裸体运输行人通风3012中回风上山262裸体运输行人通风3012北回风上山243裸体运输行人通风中部转运巷401裸体运输行人通风3102溜煤立眼32裸体煤炭运输中部溜煤斜眼82裸体煤炭运输第二节 采煤方法及采煤工艺一、采煤方法（一）采煤方法选择根据现有开采技术条件及大倾角综采生产技术经验，本工作面采用单一煤层走向长壁采煤法。（二）采煤机械选型使用MG-300/722-JWD型交流电牵引采煤机单向割煤，其功率为：割煤电机3002=600（KW），牵引电机502=100（KW），调高泵电机112=22（kw）。 二、采煤工艺（一）采煤工艺选择3102工作面采用综合机械化开采工艺进行开采。（二）采煤工艺流程本工作面采煤工艺流程为：安全检查、割煤准备收支架探梁伸缩梁、守护帮板机尾进刀、下行割煤伸支架探梁伸缩梁、撑支架护帮板移架收支架探梁伸缩梁、收护帮板上行返空刀伸支架探梁伸缩梁、撑支架护帮板推溜。（三）进刀方式与进刀段长度确定（1）进刀方式：采用工作面机尾割三角煤斜切进刀方式。采煤机在工作面机尾进刀位置处斜切进刀（进刀位置为6875#支架处），其后的刮板运输机已移近煤壁，调整好滚筒的位置（右滚刀升起切割上部煤炭，左滚筒降下切割下部煤炭），沿运输机弯曲段向下牵引斜切煤壁，直至刮板运输机直线段为止（割煤机完全切入煤壁），停机推移机尾段液压支架和刮板运输机机头架，推移完成后启动采煤机并调整滚筒位置，向上牵引切割工作面上端部三角煤，割穿工作面上端部后再次调整采煤机滚筒位置，向下牵引正常割煤。（2）进刀段长度确定D=2L采+L运弯式中：D进刀距离，m； L采采煤机机身长，最大长度为13.69m； L运弯工作面刮板运输机弯曲段的长度，取15m；把以上数据带入式中，得D=213.69+15=42.38(m)进刀距离取42m。（四）采高确定根据煤层赋存条件及工作面安装的支架、采煤机参数，工作面平均采高定为2.5m。（五）循环进度根据采煤机技术参数确定循环进度为0.6m。（六）伸（缩）支架伸缩梁、护帮板及移架推溜工序（1）伸（缩）支架伸缩梁、护帮板采煤机在工作面机尾进刀下行割煤，超前割煤机右滚筒23架缩支架护帮板，采煤机无法正常切割顶煤时，缩回支架伸缩梁；滞后采煤机左滚筒12架伸缩支架伸缩梁至煤壁，撑支架护帮板，使之紧抵煤壁、护帮严实。 （2）移架移架工作滞后采煤机后滚筒810架由上向下进行移架，移架步距0.6m，移架时将支架伸缩梁缩回，打开护帮板紧抵煤壁进行护帮，为便于采煤机正常割煤，支架伸缩梁留有200mm300mm的支撑长度。（3）推移采煤机上行返空刀后，滞后采煤机后滚筒1520m开始推溜，弯曲段长度不小于15m，推溜要做到平、稳、直。推工作面溜子机头、机尾时，顶板要支护好，采煤机溜子均应停机，应使用好调推千斤顶，防止溜子上下窜动。三、采煤机工艺煤柱留设要求（一）落煤方式采用MG-300/722-JWD型采煤机螺旋滚筒单向截割落煤，机尾斜切进刀，进刀深度0.6m，采煤机向上割透断头顶煤后以23m/min的速度向下割煤。（二）割煤方式采用MG-300/722-JWD型采煤机螺旋滚筒选转配合SGZ-764/315型刮板运输机铲煤板装煤。（三）运煤方式煤炭运输经工作面SGZ-764/315型刮板运输机机巷SZZ-730/200型转载机机巷DSJ-100/80/2160型皮带机3102溜煤立眼中部转运巷DTII-100/80/2160型皮带机中部溜煤斜眼中部煤仓。（四）支护方式工作面采用ZJY5000/15/36D型液压支架支护，支架中心距1.75m，移架步距0.6m。（五）采空区处理采区全部垮落法管理采空区顶板，顶板来压垮落后能有效充填采空区。（六）煤柱留设要求本工作面为综合机械化采煤，采煤时工作面不留设煤柱。四、采煤工艺要求(一)采煤机割煤及工作面运煤技术要求（1）机尾斜切进刀时，必须将端头割透，保证顺槽底板到工作面底板平缓过渡，防止刮板运输机机尾架上翘损坏过渡槽连接装置。（2）煤壁要割直，顶底板要割平，不能留有台阶，保证刮板输送机在推移后呈一条直线，避免工作面刮板输送机抬底和支架接顶不良等事故发生。（3）必须保证采煤机截齿完好无缺，割煤时如发现截齿丢失，严重磨损等现象时，应及时更换截齿。（4）工作面遇有哽夹矸时，如能采区降低采高的方式通过时则必须降采高通过，否则必须对夹矸进行松动爆破，严禁采用割煤机强行截割。（5）刮板输送机机头、中部、机尾推进度保持一致，退一步距为0.6m，确保截深和工程质量，同时应注意采煤机不切割支架顶梁、护帮板。（6）工作面应尽量保持真倾斜回采，如有液压支架、工作面刮板输送机下窜现象，机巷机巷超前风巷不得超过3m，同时应做好支架倒架、压架防护工作。（7）控制好工作面采高，采高不得超过3.4m，不低于2.2m，便于采煤机正常通行和完好支护顶板。（8）采煤机右滚筒牵至机头段（2#支架以下）时，应停止采煤机后方的拉架作业，防止飞矸窜入人行间砸伤作业人员。（9）在采煤机检修前，必须将（煤机停至工作面机尾段指定位置（左滚筒处于80#支架以上），并将采煤机左右滚筒降至底板，便于检修人员安全检修采煤机。（二）移架的基本要求(1)移架工必须经过培训，掌握支架工作原理及性能等操作知识，严格按移架程序执行。（2）移架前要将支架内、支架间的浮煤（矸）及杂物清理干净，并检查管、缆、线有无卡挂现象，出现故障要及时处理，待处理好后方能进行移架工作。（3）移架工作滞后采煤机左滚筒810支架进行，移架作业时，使用好支架调架千斤顶将支架调正，并通知作业地点下方人员撤离至安全地点。（4）移架时降柱必须小于100mm，特殊情况下以不超过相邻支架的顶梁为准，若遇工作面顶板破碎，压力增大等情况应采区带压移架。（5）移架时速度要快，一次拉到位，并随时调整支架，不得歪斜；拉线移架，确保移架的支架成一条直线，其偏差不得超过50mm；支架应垂直与顶底板，且顶梁与顶板呈面接触。（6）相邻支架间不能有明显错差（上下错位不得超过150mm），支架不挤、不咬、架间空隙不得超过150mm。（7）正常情况下支架立柱液压行程在缸体外不小于200mm，以防压死支架，更换修理液压元件时，只能在截止阀并泄压的情况下进行。（8）若支架移不动或升不起时，必须将手把打到零位，详细检查分析原因，不能强行推移，以免损坏设备。（9）移排头支架顺序：前6架为排头支架，先移2#、4#、6#架，然后移第1#、3#、5#架，要使用好排头支架的防倒、防滑和调架千斤顶进行调架，防止支架下滑、倒架摆角等现象发生，移2#，3#架时先对1#架注一次液，以防滑到。（10）移动工作面机头段（110#）支架时待采煤机在机头返刀向上迁移至20#支架处、停止采煤机和工作面刮板运输机后进行，由下向上进行移架。（三）挤架、压架的防护和处理（1）工作面煤层倾角4450，为防止支架挤架、压架等事故发生，移架时应使用好防倒防滑装置和支架调架装置。（2）遇有压架时，可使用支架顶调、底调千斤顶配合单体液压支柱将支架抵开调架，调整支架前应清收净架间、底座箱上的障碍物，并对顶底板加强支护，防止漏矸、窜矸伤人。(3)使用单体液压支柱抵提支架时，支柱上下必须加垫木块，以防支柱滑脱。升降支架立柱、单体液压支柱时，作业人员必须站在安全的地点远距离操作，且设专人观察顶板、煤帮变化情况，发现问题及时处理。（4）加强支架管路、片阀、单向阀及支架立柱的日常维护检修工作，防止因窜液、漏液造成卸压倒架。五、工作面循环生产能力 W=LSMC =145.50.62.251.50.95 =279.9(t)式中：W工作面正规循环生产能力； L工作面平均长度，145.5m； S截深，0.6m； M有益煤层平均厚度，2.25m； 煤的容重，1.5t/m3； C工作面回采率，95%。第三节 设备配置一、设备配置的原则和要求（1）考虑各设备在生产能力必须适应。（2）设备的连接必须配套。（3）设备的强度必须足够。（4）设备的用电电压必须满足生产能力的要求。2.设备配置根据矿现有的设备，3102工作面设备配置如表3-3-2-7。表3-3-2-7 工作面主要设备配置表序号设备名称型号单位数量备注1采煤机MG300/722-JWD台12刮板运输机SGZ-764/315台13液压支架ZJY5000/15/36D架 844转载机SZZ-730/200台15破碎机PCM-110台16皮带运输机DSJ-100/80/2160台17 转运巷皮带机DTII-100/80/2160台1第三章 顶板控制第一节 顶板支护设计一、采煤工作面支护设计（一）顶板管理方式该工作面直接顶平均厚度为14.5m，平均采高为2.5m，h（k-1）=14.5(1.3-1)=4.35m2.5m；（h直接顶厚度，k岩石碎胀系数1.251.5取1.3）。直接顶在冒落后，能有效的充填采空区，因此采用全部垮落法管理顶板。（二）支护强度计算.煤层顶板岩性参数表3.3.2.8 煤层顶板岩性参数表岩性厚度（m)密度（g/cm3)抗压强度（Mpa)弹性模量（Mpa)直接顶 灰黑色泥岩6.692.65925深灰色石灰岩3.262.612877.26褐灰色粉砂岩4.552.5243.440.4基本顶深灰色石灰岩15.052.612877.26.直接顶跨落步距直接顶的分类指标及参考要素：分类指标：直接顶为灰黑色、黑色泥岩、节理裂隙发育、松软，属一类顶板。参考要素:单向抗压强度9Mpa，分层厚度，南二井直接顶分层厚度小于0.27m。直接顶初次垮落步距：直接顶初次跨栏步距取决于直接顶岩层强度，分层度和直接顶内节理裂隙的发育程度等，一般为715m。 基本顶垮落步距及支架载荷计算基本顶载荷岩梁厚度：基本顶载荷岩梁厚度为15.05m，采高为2.5m，则载荷梁厚度为6倍采高。基本顶初次垮落步距：式中：Rt-岩梁岩石的 抗拉强度极限，灰岩为7.6Mpa； q1基本顶岩梁均布载荷。周期来压步距：L周=L初/H=3.75m式中：L周-周期来压步距m；L初-基本顶初次来压步距m；H-工作面采高2.5m。支架载荷计算：F=（48）H=（48）2.52.6=0.260.52（Mpa）式中： F-工作面支护强度Mpa；H-工作面采高2.5m；-基本顶容重2.6。根据以上基本顶初次跨落步距的计算，其值为9.38m，给综采支架的附加工作阻力较小，因此考虑综采支架的工作阻力取下限值，支护强度为0.26 Mpa。 顶板单位面积来压强度计算基本顶初次来压时，每个架间距宽度范围内的顶板岩石重量为G=（基本顶载荷梁厚度基本顶来压步距+直接顶厚度支架顶梁长度）支架中心距顶板容重=（15.0519.38+14.54.1）1.752.6=912.8（t）式中：直接顶、基本顶的容重按2.6t/m3计算。则单位面积顶板来压强度=G/S =912.8/(9.381.75) =55.6(t/m2)(三)支护强度取值根据以上计算结果，本工作面的合理支护强度确定为55.6 t/m2。 （四）支护设备、材料选型及有关数量（包括备用数量）（1）工作面支护设备、材料选型根据工作面煤层及顶底板的情况、采高、煤层倾角等情况，工作面顶板支护选取ZJY5000/15/36D型支撑掩护式支架；下端头取ZTHJ11400/15.5/25端头支架进行支护；工作面上下出口及两巷超前支护选用DZ28-35/110型外注式单体液压支柱长钢梁进行支护（1）支架支护强度的计算： 支架支撑力的规定支架要有足够的支护强度，其初撑力应达到泵站压力的80%以上，保证支架接顶严密，乳化泵站压力不得低于30Mpa。支架支护强度计算根据ZJY5000/15/36D型支撑掩护式支架使用说明书查得 最小工作阻力为4607KN，计算最小支护强度。（3）支架支护强度验算：根据以上计算结果ZJY5000/15/36D型支撑掩护式支架的最小支护强度大于工作面的顶板来压强度，因此能有效的支护本工作面的顶板。（4）支柱支护强度计算：Rt=KgKzKbKhKaR =0.990.950.90.950.9300 =217KN/根式中：R支柱额定工作阻力，300 KN/根； K支柱阻力影响系数，可以从表3-3-2-9中查得。表 3-3-2-9 支柱阻力影响系数表项目液压支柱微增阻支柱急增阻支柱工作系数Kg0.990.910.5增阻系数Kz0.950.850.7不均衡系数Kb0.90.80.7采高系数Kh1.4m1.5-2.2m1.5-2.2m10.950.95倾角系数Ka1011-2526-4510.950.9（5）两巷支柱支护密度根据支柱实际支撑能力，则两巷所需最大的支护密度。N=Pt/Rt =556217 =2.56（根/m2）式中：N支柱密度根/m2； Pt工作面支护强度，KN/m2； Rt支柱实际支撑能力，KN/根。根据以上计算，两巷所需最大支护密度为2.56根/m2，而实际支护为在原有锚索网支护的基础上加强了支护，因此超前单体液压支柱支护区，柱距取0.8m，排距取0.8m，可完全满足工作面生产控制顶板的需要。（6）支护设备材料、材料数量 支架数量计算根据支护设计计算，工作面采用ZJY5000/15/36D型支撑掩护式支架，根据地址说明书提供的本工作面的倾角长度142149m，根据ZJY5000/15/36D型支撑掩护式支架说明书所有支架宽度为1.75m，根据计算回采初期本工作面使用84架支架，随工作面倾角长度的增减在确定加、撤支架。 支柱数量计算根据上下出口以及超前范围的最大控顶面积和支护密度，确定使用支护数量共计200根。表3-3-2-10 支护设备、材料统计表材料名称规格型号数量单位用途液压支架ZJY5000/15/36D84架工作面顶板支护端头支架ZTHJ11400/15.5/253架下端头支护单体液压支柱DZ28-35/110200(20)根超前、端头、切顶线、机风巷加强支护交接顶梁HDJA-120050根备用长钢梁9号矿用工字钢52(10)根端头、机风巷加强支护（五）工作面回采巷道支护工作面在回采时，不破坏机、风巷原有的锚网索联合支护，只是在工作面超前动压影响范围内进行加强支护，以控制顶、帮、帮助工作面正常生产。在实际应用支护过程中，对局部巷道压力大、顶煤破碎支护已做了合理加强，完全能满足矿井安全生产的需要，因此超前支护距离设计为20m。机、风巷子啊超前工作面20m范围内进行支护，在原有的锚网索支护的基础上，距工作面煤壁20m范围内用单体液压支柱和半圆木加强支护，前10m打双排，超前支柱的间距为0.8m。二、支护配套设备选型及相关要求（一）乳化泵及管路选型 选用无锡煤矿机械厂有限公司制造的BRW315/31.5型乳化液泵，额定工作压力为31.5Mpa。供液管路选用6SP-32-42 Mpa的高压钢丝缠绕胶管作为工作面主进液管；选用型号为4SP-51-24Mpa的高压钢丝缠绕胶管作为工作面主回液管。（二）乳化泵站位置设置回采3102风巷绕道以南段，乳化泵站安设在3102中回风上山上车场泵站硐室内；后期回采期间，乳化泵站安设在3102北回风上山绕道与630北底板抽放巷岔口处。（三）乳化泵站使用规定1.乳化泵站应配备两泵一箱，乳化泵和乳化液箱均应水平安装，乳化液箱位置应高于泵体100mm以上，在正常情况下，一台泵工作，一台备用或检修。2.乳化泵站和液压系统完好，不漏液，泵站压力不得小于30Mpa。3.采用乳化液自动配比器进行乳化液配制，乳化液浓度在3%5%之间。4.泵箱液面应位于液箱的三分之二高度以上，并保证乳化油没有析油，沉淀、色变等现象。5.搞好乳化泵站清洁卫生，每15天清洗一次过滤器；每月清洗一次乳化液箱，并做好记录。6.泵站司机应随时检查乳化泵给部件运行情况，发现问题必须停机进行处理。第二节 工作面顶板控制一、控顶距确定（一）最小控顶距最小控顶距=支架控顶距+支架伸缩梁最小收缩距 =4.1+0.2 =4.3m式中：支架伸缩梁最下收缩距m，即为支架端面距，因本工作面属于急倾斜三软煤层，不留支架端面距，采用支架伸缩梁支护，为保证采煤机正常割煤时滚筒不碰支架探梁，支架收缩距最小为0.2m，便于采煤机通过时缩回保证正常割煤。（二）最大控顶距最大控顶距=最小控顶距+循环进度 =4.3+0.6 =4.9m二、端面距和伞檐规定（一）端面距规定3102工作面煤层倾角4445，为急倾斜煤层，支架顶梁配置有伸缩梁，其行程为600800mm，采煤机下行割煤后滞后采煤机做滚筒12追架机伸缩梁至煤壁支护顶板，顾不留端面距。（二）伞檐规定本工作面平均煤层厚度为2.45m，属于中厚煤层开采，根据国家煤矿安全检查局制定的煤矿安全质量标准化标考核评级办法规定：伞檐长度超过1m时，其最大突出部分不超过150mm，伞檐长度在1m以下时，其最大突出部分不超过200mm。三、正常工作时期顶板控制本工作面采用全部垮落法管理顶板，采空区顶板随支架前移自行垮落充填，采煤机下行割煤后追机伸支架顶梁伸缩梁至煤壁，撑紧支架互帮板，滞后采煤机左滚筒810架由上向下进行移架。四、特殊时期的顶板控制（一）工作面初次来压的顶板控制（1）工作面初采及初次来压，支架要有足够的支护强度，其初撑力应达到泵站压力的80%以上，保证支架严密接顶，无明显错差；工作面上出口及两巷超前段应打斜撑支柱或丛柱加强支护，保证出口畅通；顶板破碎或台阶下沉时应采取带压移架。（2）工作面初采必须另行编制安全技术措施（二）过断层及顶板破碎时的顶板控制（1）割煤时，必须放慢切割速度，追机伸支架顶梁伸缩梁至煤壁、撑紧支架护帮板，收右滚筒下方侧护帮板作业不得超过2架支架距离。（2）煤层顶、底板必须割平割直，保证顶板平整度，支架接顶严实，与顶板成面接触，无明显差错，移架作业必须带压移架。（3）工作面过断层必须另行编制专门的安全技术措施。（三）工作面末采的顶板控制（1）工作面末采期间必须加强矿压观测工作，加强工作面及两巷顶板支护，避开工作面周期来压。（2）工作面末采必须另行编制专门的安全技术措施。五、采空区处理该工作面顶板属于中等稳定顶板，采空区顶板随支架前移自行垮落充填，因此该采煤工作面采用全部垮落法管理采空区，工作面上下隅角悬顶面积超过10m2时，必须采取人工强制放顶，并制定安全技术措施。六、平行作业的安全距离及相关要求（1）作业人员应于工作面旋转设备必须保持一定的安全距离，不得接触它的旋转部位。（2）割煤、移架作业时采煤司机与工作的采煤机滚筒必须保持5m的安全距离，下方侧割煤司机必须位于有滚筒上方23m处，割煤司机行走必须走支架立柱内侧，严禁位于支架立柱外侧通行或站立，防止上方测移架作业掉矸伤人，如因支架支撑高度降低，立柱内侧无法通行，必须通知上方侧移架作业人员停止作业方可从支架立柱外侧通行，通行后应立即位于支架间档矸板或立柱内侧进行躲避。（3）割煤时，割煤机下方严禁有人作业或逗留，现场人员必须撤离至机巷断头支架外、作业地点上方或支架架间档杆板内进行躲避。（4）工作面机头、机尾及上下出口进行前移断头支架，打回柱作业时，严禁推移机头、机尾支架，移工作面刮板输送机机头架和排头架支架，必须将采煤机停靠子啊1520#支架处，停止采煤机和工作面刮板输送机运转。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）工作面运输巷、回风巷的超前支护机、风巷距工作面煤壁20m范围内必须用单体液压支柱和半圆木加强支护，前10m打双排，后10m打单排，超前支柱间距0.8m，半圆木顺工作面走向架设，并保证搭接完好，支柱应用8#铁丝或油丝绳分段连接成整体，固定在帮锚或顶锚上，防止卸压，歪倒伤人。巷道高度（中心线处）不低于1.8m，有0.7m宽行人巷道。发生支架断梁折柱，巷道底鼓变形时，必须及时更换支架，清挖巷道。（二）金属支架的回撤滞后距离（1）金属支架的回撤必须采用机械回撤，风巷金属支架采用JH-14回柱绞车回撤，金属支架需回至切顶排。绞车安设在距回撤点15m以外顶板完好及支护可靠处，打好戗柱和压柱；回撤时绞车钢丝绳手里范围内不得有人，附近不得有其他工序平行作业。机巷金属支架使用SGB-730/320型刮板输送机链条、链环配合SZZ-730/200型转载机进行回撤，作业前必须对煤壁进行加强支护，必要时增设钢带进行锚固支护，推移端头支架前，方能回撤前方金属支架，以金属支架不影响端头支架前移为准。（2）如因顶板破碎，帮压较大，煤层结构变化地带，回撤作业人员具有较大的安全威胁时，可书面申请矿生产地测科，有生产地测科组织相关人员现场确认对于风巷金属支架不予回收。（三）工作面运输巷、回风巷加强支护对于工作面运输巷、回风巷的锚杆支护失效地段，煤层结构变化地段采用9#矿用工字钢配合单体液压支柱沿巷道倾向假设抬棚一梁两柱加强支护，所有单体液压支柱和钢梁应用8#铁丝或油丝绳链接固定在顶锚或帮锚上。机巷超前段加强支护：开车过程中，现因超前压力，将机巷靠近下端头40m范围内巷道挤压，顶板下沉，底板鼓起，巷道高帮易推底。断头支架前移困难。先采用二次支护和沉巷方式。顶板使用钢带配合锚索沿机巷走向进行支护，锚索间距为1m；地板采用人工卧底方式沉巷，平均深度800mm,宽度为3800mm。二、工作面上下端安全出口的支护管理（一）支护形式（1）下端头支护下端头选取ZTHJ11400/15.5/25型横式急倾斜端头液压支架，3#2#1#按由次采空区向煤壁方向并排在机巷支护该区或顶板，确保下端头安全畅通。1#液压支架下侧与端头液压支架前探梁端间距不得超过0.6m，伸端头支架顶梁伸缩梁支护该段顶板，确保下端头安全畅通。若1#液压支架下侧护与端头液压支架前探梁端间距大于0.6m时，则采用9#矿用工资刚配合单体液压支柱成对架设，走向迈步抬棚支护。(2)上端头支护若84#液压支架与风巷靠工作面侧第一排树脂锚杆(金属架料)间距大于0.5m.则采用9#矿用工字钢配合单体液压支柱成对架设，走向迈步抬棚支护。（3）风巷切顶支护风巷的切顶线支护采用半圆木配合单体液压支柱沿末架支架切顶线支设，支柱间距（中对中）为300mm，确保有效支护和档矸。（二）支护质量要求（1）端头支护长钢梁必须成对使用，间距不大于100mm，交替迈步前移，钢梁支护一梁三柱，每对间距0.6m（相邻钢梁中对中），钢梁厂3.3m，工字钢制成花边，严禁将工资刚侧向使用或不成对使用，如果距离大于或小于四对八梁的支护空间是，可根据现场情况按规定间距成对增加或减少。（2）切顶支护布置三排，靠采空区侧切顶排柱距（中对中）300mm，其余两排柱距（中对中）600mm，切顶排距为600mm（中对中）。（3）上出口及风巷切顶线支护支柱和钢梁必须使用8#铁丝或油丝绳分段连接成整体并固定在顶（帮）锚或支架顶梁上，防止支柱因卸压，歪倒等情况倒塌伤人。（三）与其他工序间的衔接关系工作面下出口断头支架超前工作面支架向前推进，循环进度为1.2m，3#端头支架后挡矸板不得滞后于1#支架立柱；工作面上出口滞后回撤前移不得超前工作面液压支架，切顶排支护不得滞后支架掩护梁。工作面机头面尾架移架后，方可进行上下出口端头和切顶排支护。三、安全出口的高度、宽度根据煤矿安全规程及相关规定，本工作面安全出口的高度1.8m，人性宽度不小于0.7m，安排专人进行维护。四、支护设备、材料的使用管理(1)工作面液压支架按顺序编号管理，建立专门台账，做到情况清、状态明。(2)每天检修时，必须派专人对支架进行检查维护，并做好检修记录。(3)每季对支架故障进行分析总结，找出故障原因、规律，定出预防措施。（4）支柱、顶梁要建立台账统一管理，现场排版与实际相符。（5）支柱、顶梁码放整齐，损坏的支柱、顶梁不得继续使用并及时更换。（6）按工作么正常使用量的10%准备备用支护材料，支护材料存放于机、风巷距工作面5080m处，堆放材料时必须保证0.8m以上宽度的人性巷道和必要的运输巷道，并分类码放整齐，挂好标志牌。第四节 矿压观测一、矿压观测的内容及目的主要观测工作面液压支架的初撑力和工作阻力，两巷超前单体液压支柱的初撑力、两巷顶底板移近量，及时掌握工作面初次及周期来压规律，并根据顶板来压规律及时改变支护形式和支护间距，确保工作面支护安全可靠。二、矿压观测方法（一）观测站点的设置（1)电液控装置带有支架工作阻力和初撑力等工作状况数据连续记录功能。（2）在两巷内距工作面30m和60m处开始设置巷道收敛观测站。（二）观测方法（1）通过电脑自动对综采支架电液控装置进行数据收集、分析工作面顶板压力变化情况并绘制曲线。（2）采用单体支柱压力检测仪检测两巷超前新支护的支柱初撑力，并填写记录表。（3）定期观测两巷的 巷道收敛变形状况，并做好记录。第四章 生产系统第一节运输一、煤炭运输设备及运输方式（一）工作面运煤方式（1）工作面使用SGZ-764/315型刮板运输机运输。（2）机巷使用SZZ-730/200转载机和DSJ-100/80/2160型皮带机运输。（3）中部转运巷使用DT-100/80/2160型皮带机运输。（一）大巷运输大巷采用CCG8.0/600E机车进行运输。煤炭经中部煤仓人工放煤、矿车装运+290南运输大巷机车运输+281主平硐机车运输地面煤仓。二、装载方式及储存转运系统（一）煤炭装载方式工作面采用双滚筒采煤机落煤，其滚筒螺旋配合工作面SGZ-764/315型刮板运输机铲煤板装煤，工作面机头、机尾及运输途中溢出的浮煤通过人工将其装入运输设备内。（二）储存转运系统工作面煤炭可储存在煤仓中部，然后通过机车运输的方式转运到地面煤仓。三、辅助运输设备及运输方式工作面所需材料、设备等物资，采用1T矿车、花车或平板车进行装运，大巷采用机车运输，斜坡和平巷使用DJ-25绞车、JSDB-19回柱机进行提升，经3102工作面机、风运入工作面指定地点。四、运煤路线煤炭运输经工作面刮板运输机3102机巷转载机、皮带机3102溜煤立眼中部转运巷皮带机中部溜煤斜眼中部煤仓+290南运输大巷机车运输+281主平硐机车运输地面煤仓。五、辅助运输线路地面料场+281主平硐+290南运输大巷中部材料上山+520回风大巷3102中部材料上山3102机巷3102工作面。第二节 “一通三防”与安全监控一、通风系统（一）配风量确定（1）通风方式本工作面采用“U”型通风方式，风流在工作面内的流向为上行通风。（2）瓦斯基本情况根据地质资料介绍，相邻的小煤矿在采掘过程中发生过突出事故，李子垭南二井K1煤层煤与瓦斯突出综合防治技术研究报告中的结果，南二井+630m标高K1煤层瓦斯压力为3.4MPa、瓦斯含量为1218m3/t 。（3）瓦斯抽采情况根据李子垭南二井3102采煤工作面（南段）顺层抽放钻孔设计要求，3102工作面（南段）顺层抽放钻孔于2010年3月开始施工，至2011年4月底结束，采取边施钻、边接抽方式，于2010年3月开始预抽，至2011年8月底，3102工作面（南段）共抽采煤层瓦斯255700m3，抽放率达到52.9%，煤层瓦斯含量下降至8m3/t以下，符合抽采要求，为6.2m3/t。（1）抽采后绝对瓦斯涌出量、相对瓦斯涌出量计算抽采后瓦斯绝对涌出量计算q绝=K（q残余-q残存）Amin =0.7（6.2-2.8）2.799 =6.7（m3/min）式中：q绝抽采后绝对瓦斯涌出量，m3/min; K可解析瓦斯涌出量系数，取0.7； q残余残余瓦斯涌出量，m3/t; q残存残存瓦斯涌出量，m3/t，经测定为2.8m3/t; Amin工作面每分钟出煤量，t/min,3102工作面割煤一刀产煤279.9t，耗时约为100min，经计算每分钟出煤量为2.799t抽采后相对瓦斯涌出量计算Q相=6.7100/279.9=2.39（m3/t）1.2风量计算（1）按工作面抽采后绝对瓦斯涌出量计算 Q=100ck =1006.71.2 =804（m3/min）式中：Q工作面所需的风量（下同），m3/min； c工作面瓦斯绝对涌出量，m3/min； k瓦斯涌出不均衡系数，取1.2。(2)按工作面每班工作最多人数计算 Q=4N=440=160（m3/min）式中：N工作面同时工作的人数，考虑到部分短时检查人员，人。（3）按工作面温度计算 Q采=60V采S采 =6018 =480（m3/min）式中：Q采采煤工作面实际需风量，m3/min; V采采煤工作面风速，m/s； S采采煤工作面平均断面积，根据3102采面具体情况，工作面除去支架立柱及刮板输送机所占空间净断面取8m2。 表3-3-4-11 采煤工作面温度与对应风速调整系数K温采煤工作面空气温度（）采煤工作面风速（m/s）配风调整系数（K温）201.01.0020-231.0-1.51.00-1.1023-261.5-1.81.10-1.2526-281.8-2.51.25-1.4028-302.5-3.01.40-1.60（4）风速验算根据煤矿安全规程第101条规定：回采工作面的最高风速不得大于4m/s，最低风速不得小于0.25m/s，验算风量取804m3/min。按最小断面计算最大风速 式中：h采高（下同），m； Lmin最小控顶距。按最大断面计算最小风速式中：Lmin最大控顶距，m。根据以上计算结果，3102工作面配风量确定为804m3/min，最大风速Vmax=1.25m/s4m/s.最小风速Vmin=1.1m/s0.25m/s。符合煤矿安全规程的规定。（5）工作面通风生产能力核算通过配风风量核算日生产能力：由Q=100qkA， =2691（t）式中：q工作面瓦斯相对涌出量，m3/t； k瓦斯涌出不均衡系数，取1.2； A产量，t。通过核算，配风量804m3/min能满足日生产能力839.7t的配风要求，符合煤