4104高档普采工作面作业规程.doc

山西吕梁中阳付家焉煤业有限公司山西吕梁中阳付家焉煤业有限公司 回采工作面作业规程回采工作面作业规程 编号：普采编号：普采2012014 4 0 01 1 号号 煤层编号煤层编号： 4 4# # 工作面名工作面名： 41044104 高档普采工作面高档普采工作面 规程编制规程编制： 采煤队长采煤队长： 总工程师：总工程师： 矿矿 长：长： 编制时间编制时间： 2012014 4 年年 月月 日日 1 目目 录录 会 审 单 .1 第一章第一章 概概 况况 .2 2 第一节 工作面位置及井上下关系 .2 第二节 煤 层 .2 第三节 煤 层 顶 底 板.3 第四节 地 质 构 造.4 第五节 水 文 地 质.4 第六节 影响回采的其他因素.5 第七节 储量及服务年限 .5 第二章第二章 采采 煤煤 方方 法法 .6 6 第一节 巷 道 布 置.6 第二节 采 煤 工 艺.7 第三节 设 备 配 置.11 第三章第三章 顶顶 板板 控控 制制 .1212 第一节 支 护 设 计.12 第四章第四章 生生 产产 系系 统统 .1919 第一节 运 输 系 统.19 第二节 通风系统.19 第三节 监 控 系 统.25 第四节 防 尘 系 统.27 第五节 放 灭 火 系 统.29 第六节 压 风 系 统.30 第七节 排 水 .31 第八节 供 电 .31 第九节 通 讯 信 号 .33 第五章第五章 劳动组织和主要经济技术指标劳动组织和主要经济技术指标 .3333 第六章第六章 煤煤 质质 管管 理理 .3636 第七章 安全技术措施 .37 第一节 各项文明生产的管理制度 .37 第二节 顶 板 管 理.39 第三节 一通三防 .49 第四节 通风安全监控 .52 第五节 防 治 水 .53 第六节 井 下 爆 破.54 第七节 运 输 .55 第八节 电气设备管理 .56 1 第九节 其 他.63 附图： 附图一：工作面煤层综合柱状图95 附图二：回采工作面巷道布置图96 附图三：回采工作面采煤机进刀方式示意图97 附图四：回采工作面支护布置图98 附图五：回采工作面运输系统示意图99 附图六：通风系统示意图100 附图七：回采工作面监控系统布置示意图101 附图八：回采工作面防尘供水系统示意图102 附图九：回采工作面压风管路设施布置示意图103 附图十：回采工作面排水系统示意图105 附图十一：回采工作面机电设备布置图106 附图十二：回采工作面供电系统图107 附图十三：回采工作面通讯系统示意图108 附图十四：回采工作面避顶板路线示意图114 1 会 审 单 编 制 人 采 煤 队 机运工区 通风工区 调 度 室 技 术 科 生产调度中心 安全指挥中心 通风副总 地测副总 生产矿长 安全矿长 机电矿长 矿长助理 总工程师 2 第一章第一章 概概 况况 第一节第一节 工作面位置及井上下关系工作面位置及井上下关系 工作面位置及井上下关系见表 1。 表 1 工作面位置及井上下关系 工作面名 称 4104 回采工作面地质储量 106124t 地面标高 +971-+1105m 井下标高 +722-+771 m 地面相 对位置 4104工作面位于井田的东北部，地面主要为耕地、荒地， 地貌属丘陵地带，地表均被黄土覆盖。 回采对地 面设施的 影响 工作面对应地面无建筑村庄、河流、主要公路及构筑物， 回采推进会对地面造成裂隙、滑坡、塌陷等现象，对局部耕 地有一定影响。 井下位置 及与四邻 关系 其东面为 4 号煤旧采空区，西面为未开采的 4103 工作 面、北面为实体（属不可采区） 、南面为轨道上山、皮带上 山、回风下山。 走向长度平均 533m块段倾斜长度 152m 面积 81016 第二节第二节 煤煤 层层 工作面煤层情况见表 2。 3 表 2 煤 层 情 况 表 平均采高/m 1 煤层结构简单煤层倾角/（） 517 开采煤层 4# 煤种廋煤稳定程度不稳定 煤层情况 描述 该地段煤层结构简单、煤容重1.37t/m，煤层平均厚度1米，倾角 517左右。 第三节第三节 煤煤 层层 顶顶 底底 板板 4104 工作面顶、底板情况见表 3 表 3 煤 层 顶 底 板 情 况 表 顶底板煤层名称 岩石名称 厚度/m特征 基本顶 细砂岩 4 灰白色，主要成分：石英、长石，次为岩屑， 块状，硅质胶结，局部见砂岩条带，偶见黄铁 矿薄膜，硬度系数 f=6-7 直接顶 粉砂岩 0.8 浅灰色，块状，泥质胶结，具裂隙，充填方解 石，局部夹细砂岩条带，含云母碎片， f=5-6 伪顶 炭质泥岩 0.4 黑色，泥质结构，性脆，易碎，参错状断口， 偶见黄铁矿薄膜 f=3 直接底 粉砂岩 2.5 浅灰色，块状，泥质胶结，具裂隙，充填方解 石，局部夹细砂岩条带，含云母碎片，f=5-6 基本底 砂质泥岩 3 灰色，裂隙较发育，含云母碎片及植物化石， f=3 附图一：工作面煤层综合柱状图。 4 第四节第四节 地地 质质 构构 造造 一、断层情况及其对回采的影响 该工作面整体地质构造以单斜为主。工作面见两条落差为 0.8 米走向 96倾向 186倾角 60和落差为 2.0 米走向 93倾向 3倾角 75的正 断层，局部裂隙发育处顶板将较破碎。煤层受构造应力影响，发生错段； 断层带附近围岩破碎，应加强支护。 二、其他因素对回采的影响 在本工作面范围内没有陷落柱、火成岩侵入的岩墙、岩床等构造。 第五节第五节 水水 文文 地地 质质 一、水文情况 （一）井田范围内主要含水层 1、奥陶系灰岩岩溶裂隙含水层 2、石炭系上统太原组岩溶裂隙含水岩组，属弱-中等富水含水层。 3、 （三）二叠系碎屑岩类砂岩裂隙含水层，单位涌水量 12 号孔为 0.0008L/sm，20 号孔为 0.0022 L/sm，渗透系数 12 号孔为 0.0028m/d，20 号孔为 0.012m/d，该含水层不连续，富水性弱。 4、第四系、上第三系孔隙含水层，第四系中、上更新统出露高，补 给条件差，含水层连续性差，基本属透水不含水层。 （二）井田范围内主要隔水层 1、山西组隔水层 山西组 5 号煤以下至太原组 L5灰岩之间是以泥岩为主，砂、泥岩互层 的一套地层，厚度 13.00m 左右，连续稳定，其中泥岩、粘土岩隔水性好， 5 可视为山西组与太原组之间良好的隔水层。 2、本溪组隔水层 本溪组平均厚 35.33m，岩性主要为泥岩、铝土岩、粉砂岩和砂岩， 该组有时夹薄层石灰岩或薄煤层，其中泥质岩隔水性能好，在区域内稳定， 是良好的隔水层。 二、涌水量 该工作面掘进过程中充水来源主要为顶板砂岩裂隙水，涌水量较小， 表现为淋水、滴水。预计工作面正常涌水量为 2m/h，最大涌水量约 6m/h。 第六节第六节影响回采的其他因素影响回采的其他因素 一、影响回采的其他地质情况（表 4） 表 4 影响回采的其他地质情况表 瓦斯瓦斯绝对涌出量：2.4m3/min， CO2 二氧化碳绝对涌出量：0.05m3/min， 煤尘爆炸性具有爆炸性 煤的自燃倾向性级自燃 地温危害无 冲击地压危害无 二、冲击地压和应力集中区 无冲击地压危险和应力集中区。 6 第七节第七节 储量及服务年限储量及服务年限 一、储量 （一）工作面工业储量 工作面平均走向长度为 533m，倾斜长度 152m，煤层平均厚度 1m，密 度 1.37t/m3，则工业储量为 110991t。 （二）工作面可采储量 工作面可采走向为 493m，工作面切眼长度 152m，煤层厚度 1m，密度 1.37t/m3，则可采储量为 102662t。 Q =（49315211.37）t=102662t 二、工作面服务时间 服务时间=可采长度/月设计推进长度=493/（2.428）=7.3（月） 第二章第二章采采 煤煤 方方 法法 该面采用走向长壁后退式采煤法，全部垮落法管理顶板的高档普采工 作面，采用双滚筒采煤机割煤。平均采高为 1m， （最小采高 0.7m，最大采 高 1.4m）截深 0.6m。特殊情况及时制定相应的安全技术措施。 第一节第一节 巷巷 道道 布布 置置 一、工作面设计、巷道布置概况 该工作面位于我矿运输下山、轨道上山北侧，该工作面沿走向布置。 二、工作面运输顺槽 运输顺槽：宽 4.6m，高 2.3m，净断面积 10.58m2；采用锚网索进行 支护，锚索间排距 1.6m*1.6m，锚杆间排距 0.8m*0.8m。 7 三、工作面轨道顺槽 回风顺槽：宽 3.2m，高 2m，净断面积 6.4m2；采用锚网索进行支护， 锚索间排距 1.6m*1.6m，锚杆间排距 0.8m*0.8m。 四、工作面切眼 切眼：净断面规格为 52.1 m，采用锚网索进行支护，锚索间排距 1.6m*1.6m，锚杆间排距 0.8m*0.8m。 附图二：回采工作面巷道布置图 第二节第二节 采采 煤煤 工工 艺艺 一、采煤工艺顺序： 交接班双滚筒采煤机割煤刮板输送机运煤挂顶网移梁打 临时柱清煤推移刮板输送机打正规柱回切顶排支柱放顶 二、循环工艺： 1、本工作面采煤机的进刀采用工作面端部斜切进刀的方式。 2、斜切进刀段长度为 15m，进刀深度 600mm。 3、正常割煤时，采煤机以 3m/min 的速度向上（下）割煤，直至割透 上（下）端头煤壁。 4、采煤机正常割煤采用前滚筒割顶煤、后滚筒割底煤装余煤的方式 进行。 5、割煤后及时移 型钢梁管理顶板， 6、推溜方式采用单体支柱顶进行顶溜，正常推进时顶溜滞后割煤 1015m 进行。 7、推溜后，按柱距、排距及时打设正规柱。 8、回掉老塘侧单体支柱放顶。 8 9、工作面在推进过程中，工作面斜长增加超过 0.7m 增加一对 型 梁支柱，增加 1.5m 接长煤溜一节。 三、端部斜切进刀方式 进刀方式(图 2-1 表 2-1) 进刀方式说明：（表 2-1） 序号说明 A 下滚筒下降到底板，上滚筒上升 B 上行进入直线段停机、下滚筒上升上滚筒下降，移溜子 C 煤机下行割三角煤至顺槽 D 前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤 四、回采工艺 1、割煤准备 在割煤前，首先对工作面的支柱、顶板、煤帮、通风、瓦斯、安全出 口和采煤机进行安全检查，发现问题及时处理。 2、割煤、装煤 9 1）正常割煤时，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤。在采煤过程中，采 煤机滚筒旋转方向 10 米范围严禁无关人员进入，严禁滚筒扬起煤矸伤人。 2）采煤机割煤过程中，司机必须紧跟采煤机进行操作，并随时注意 滚筒的工作情况，严防滚筒甩出大块煤矸伤人。 3）采煤机割煤过程中，采煤机前后 10 米范围内严禁有人与采煤机割 煤无关的作业。 4）采煤机上行过程中掉落下的大炭块、大矸石等情况下要停机、封 锁开关，摘开滚筒离合器。隐患进行处理完毕后，方可开机正常进行作业。 5）采煤机割机头机尾三角煤时，除司机外其他作业人员都要站在安 全地点。 6）经常注意顶底板、煤层、煤质变化和刮板输送机载荷情况，随时 调整牵引速度和截割高度。 7）工作面要保证“三直一平两畅通” ，保证工作面的支护效果和工程 质量。 8）采煤机滚筒旋转时，煤被滚筒上的截齿破碎下来，并由螺旋叶片 装入刮板输送机，少量在推溜时被铲煤板装入溜内。 9）极少量散落在人行道的浮煤，由人工装入刮板输送机内。 3、挂顶网、移梁、推溜 1）采煤机割煤后，要及时移梁，移梁与采煤机后滚筒的距离一般为 15 m。如因顶板较差、空顶面积大、支护不到位，防止长时间空顶等情况 煤壁侧及时打设戴帽贴帮柱，防止冒顶和片帮。 10 2）移梁前必须对移梁安全情况进行全面检查，清理好退路。必须制 定有经验的专人观察顶板。 3）在 型钢梁上铺设好金属网升起单体支柱， 型钢梁与 型钢 梁之间穿勾板将金属网贴实顶板，顶网应铺平铺展，紧贴顶部，网与网搭 接紧密，每相隔 200mm 及时用细铁丝扎牢拧紧。 4）移梁后要及时打临时支柱。每个立柱都必须打足初撑力。因局部 底软不能打足初撑力时，要穿鞋。 5）工作面利用单体支柱进行移溜，移溜时要滞后采煤机后滚筒 15m， 推移要在输送机运转中进行，溜子移过后，水平弯曲不超过 3。推溜时 由班长指挥，煤帮侧机头和机尾附近的人员必须撤离，可弯曲刮板输送机 与单体支柱，二者必须固定好，严禁脱节移溜。 6）移溜前应首先检查支护情况，特别是机头、机尾的支护是否完好 整齐，如不符合规定，应先处理后移溜。 7）确定支护良好后，将溜子机头至机尾浮煤清理干净开始推溜。 8）移溜应按顺序移溜，配备至少三组同时作业，推移过程中，要保 持最小弯曲段长度不小于 15m，严禁出现急弯，严防倒柱伤人。 4、打正规柱 1）在靠近刮板输送机 100mm 侧打柱，排距 600mm。柱距 700mm，每根 柱必须达到初撑力，支柱中心距偏差不超过 100mm，排距不超过误差 50。 2）有局部底软不能打足初撑力时，单体液压支柱必须穿鞋，严格控 制支柱底量。 4）注液时，必须将注液口的脏物冲净，避免将脏物带到阀内（脏物 11 进入千斤顶、立柱和阀内是造成泄露的主要原因之一） 。要保持液压柱三 用阀垂直与煤壁，液压枪使用后挂在第二排控顶单体支柱手把上。 5、回柱放顶 1）顺序：由下向上，间距不少于 15m。 2）放顶时，回柱人员要站在完好的支柱下，使用卸载手把，不准用 其它工具代替，将单体柱卸压后回出。 3）放顶时，所回出的支柱重新打在工作面下一排切顶排对梁与对梁 （短梁）之间，打设的二颗戴帽切顶点柱与老塘侧正规柱对齐平均分配， 柱帽规格：长宽=0.40.10.15m. 4)工作面支护剩余的单体支柱全部打设在切顶排全承载。 6、运煤方式 工作面落煤工作面刮板输送机4104 运输顺槽刮板输送机4104 运输顺槽胶带输送机运输大巷皮带输送机4 号煤仓主斜井皮带输送 机地面。 第三节第三节 设设 备备 配配 置置 工作面使用 MG100/245-BW 型采煤机割煤，选用单体液压支柱配合 型梁网支护，使用 SGB630/220 型刮板输送机运煤。 表 5 回采工作面主要机械配备 序 号 设备名称设备型号主要技术参数数量备注 1 采煤机 MG100/245-BW 液压传动 截深 0.6m 1 电压 1140v 2 工作面刮板 SGZ-630/220 两台 110kw 电机 1 12 机 3 超前刮板机 SGW-620/40T 40kw 电机 1 4 运输皮带 SPJ-800 40kw 电机 1 钢管皮带 5 乳化液泵 BRW200/31.5 压力 31.5MPa 2 配 X10RX 水箱 6 绞车 11.4kw6 附图四：4104 回采工作面设备布置图 第三章第三章 顶顶 板板 控控 制制 第一节第一节 支支 护护 设设 计计 一、支护设备选型 (1)采用经验公式计算：Pt=9.8hk9.81.42.58274 KN/m2 式中 P工作面合理的支护强度，kNm2； h最大采高，1.4m； 顶板岩石重力密度，2.5tm3； k工作面支柱应支护的上覆的上覆岩层厚度与采高之比，一般 为48，该处取8 选取274KN/m2，即为工作面合理支护强度。 3支柱实际支撑能力计算： Rt=kgkzkbkhkaR=212kN 式中 Rt单体液压支柱实际支撑力，kN； Kg工作系数，099； 13 Kz增阻系数，095； kb支柱不均匀数，090； kh采高系数，10； ka 倾角系数，1.0； R支柱额定工作阻力，250kN。 4工作面合理的支柱密度计算： n=PtRt=1/a*b=274212=1.3根m2 5根据合理的支柱密度，确定柱距。 a=1/n*b 式中 a工作面柱距， n支柱密度，1.3根/ m2； b工作面排距，0.6 m。 经计算得 a=1.3m。 结合实际情况，a取0.7m。 6选择合理的控顶距。取最大控顶距 4 米,最小控顶距 3.4 米 二、选择支护材料 根据以上计算的支护强度，工作面间距、排距确定工作面选用 1.8m、1.6m单体液压支柱金属网（规格10米1米）和2.6m的梁支护 顶板。 三、乳化液泵站设计 (一)泵站 泵站选在运输下山内安装一台PRW200/31.5型乳化泵，必须安放平稳， 固定牢固，停放在顶板完整，无片帮、无淋水处。 14 (二)泵站使用规定 (1)坚持使用乳化液浓度配比仪，乳化液浓度必须保证23，曲 轴箱内润滑油合格，油位在油位线之间，油槽内润滑合格，油绳放置合理， 并有合格的过滤网。 (2)泵站压力表动作灵活，压力达到额定值，必须保证不低于18MPa。 (3)泵件、泵箱、液压管路无漏、串液现象。 (4) 曲轴箱内温度不得高于50度不低于5度。 第二节第二节工作面顶板控制工作面顶板控制 一、正常工作时期顶板支护方式 1、普通支护： （1）支护材料：1.6米、1.8米单体液压支柱、2.6m梁配12菱形铁 丝网。 （2）支护形式及梁柱相对位置：采用一梁二柱、错梁齐柱走向棚， 支柱位置：梁头距煤帮200mm,单体支柱距梁头为 1200mm，距梁尾 200mm。 （3）支柱排柱距及密度：工作面支护排距 0.6 米，柱距 0.7 米，一 梁二柱成对布置，同步梁间距 0.7m，对梁间距 0.35m,梁头相错 0.6m，工 作中交替逐步前移，移梁步距 0.6 米，三、四排柱管理顶板。靠采空区侧 在超前梁后 0.6 米处加点柱，与滞后同步梁形成间距 0.35 米的一排切顶 密集柱，放顶步距 0.6m，全部垮落法处理采空区。 最大控顶距 4m 最小控顶距 3.4m （4）工作面回采时顶板要铺金属网，联网时长边对接0.2米，短边搭 接0.3米,用扎丝顺网边联一道，回料时支设切顶柱，防止窜矸入面。 (5)工作面伞檐长度大于1m时，其最大突出部分不大于150mm, 伞檐 15 长度在1m以下时，其最大突出部分不大于200mm, 2、备用材料：料场设置在距工作面30-100米左右材料道一侧，必须 做到所有材料上架管理，分类码放整齐，坑木塘材必须做到不变质不损坏。 表 210 备用支护材料 序 号名 称规格（型号）单 位 数 量 1单体支柱工作面使用的根10 2 型梁根10 3背板块300 5木垛料 1.60.20.15m 1.20.20.15m 根各 30 根 6半圆木厚12cm根不低于 2 方 3、工作面支护布置平面图（附图5） （1）支护顺序 支护顺序：割煤挂网移梁移溜支设支护移设支 护回料（打切顶柱.全承载） （2）支护要求： A、煤机割煤前必须备齐支护材料,并先检查工作地点的支架,发现问 题及时处理，当片帮超过0.2米时，要及时超前挂梁打临时支柱。 B、煤机割煤后，距煤机15米及时找顶挂梁，当顶板破碎时，要用半 圆木接实顶板。相邻支架梁头错距0.6米。 C、挂梁后，及时将输送机移至煤壁。支设支柱当顶板松软支柱初撑 力达不到90KN或支柱钻底量超过100mm时，支柱要穿鞋。 （3）支护标准 A、工作面要拉线任柱，任柱前必须仔细检查支柱的完好状况,坏梁坏 16 柱严禁使用,单体三用阀（防飞阀）必须上紧,任柱注液时施工人员必须避 开三用阀轴心方向,柱、排距均匀，其偏差不超过正负100mm，三用阀注液 口一律沿工作面倾斜方向向下，支柱迎山有劲，迎山角23度。 B、支护现场组，煤机落煤后，要及时降柱挂好梁，在梁上铺好金 属网、支柱升足劲后清理浮煤。 煤帮侧第一排支柱应防倒。其它严格按煤矿安全规程执行 二、回柱放顶与其他工序平行作业的安全距离 回柱放顶方法及回柱工艺：采用全部垮落法处理采空区，人工回柱放 顶。回柱放顶顺序严格执行由下而上、由里向外的原则，回柱时采用由下 而上依次分段作业，分段长度不小于15m，在分段交接处必须提前沿走向 打好挡矸支柱，坚持先支后回，回柱时必须超前回柱67棚，并保持后路 5.0M内畅通，放顶处用铁丝网挡在新打好的支柱处，防止大块矸石垮落后 滚下伤人。 三、特殊时期的顶板控制 (一)来压及停采前的顶板控制措施 (1)在采煤过程中，必须检查并注意顶板及周围情况,若发现明显来压 现象必须停止采煤工作，加强工作面支架的维护，适当加密工作面支架。 (2)回柱采空区顶板不垮落，其悬顶沿走向大于5m，要在该处及其上 下各3 m的范围内加打密集支柱。当其悬顶长度大于l0m时，则在工作面悬 顶段沿倾斜方向每5m架设一组密柱，每丛柱不得少于5根支柱；当悬顶段 达15m时，每5m架设一个木垛，并及时报矿领导研究采取强制放顶措施， 强制放顶时另行制定安全措施。 第三节第三节 运输顺槽、回风顺槽、及两端头顶板控制运输顺槽、回风顺槽、及两端头顶板控制 17 一、工作面运输顺槽、回风顺槽的顶板控制 (一)超前支护 工作面运输、回风巷超前距不小于 20m，对回风顺槽胶带顺槽至工作 面 10 米范围内用三排单体液压支柱进行超前维护，在工作面 10-20 米范 围内用两排单体液压支柱进行超前支护，在靠煤壁 350mm 处，沿顺两帮走 向两边进行超前支护，回风顺槽采用 2.6 的型梁和 2.5m 单体液压支柱， 胶带顺槽采用 2.6 的型梁和 2.8m 单体液压支柱，一梁三柱梁头对接超 前支护，超前支柱梁柱必须成直线，超前支护巷道内支架要完整无损，其 高度不得低于 l.8m，宽度不小于 0.8 米。超前支护段的顶锚杆一次卸压不 得超过一天的推进米数。在两顺槽靠采空区测打一排密柱，排距中-中 200mm。 (二)运输巷、回风巷要加强支护与维修 若原巷道内顶板破碎，则在顶梁上每棚加放2根工字钢梁加强支护， 工字钢梁长度与巷道宽度一致，如有局部冒顶处先打木垛接顶，然后进行 超前支护，保证巷道内无空顶，假顶现象。 二、工作面端头支护 (一)支护形式 采煤工作面端头是指采煤工作面与工作面运输巷和工作面回风巷接合 的部位，它包括工作面机头和机尾的设备区。巷道端头区即巷道与工作面 交叉部位，工作面前方支承压力影响区。煤壁后方支承压力影响区。 工作面端头采用“四对八梁”支护， “四对八梁”主要支设于机头、 机尾电机、减速机段，3.2米梁，一梁四柱交错迈步支护，同步梁间距 700mm,对梁间距200mm,对梁交错迈步距为600mm。 18 注：1、机头、机尾“四对八梁”支护根据实际情况，梁间距可均匀 布置。 2、端头切顶采用密集柱维护顶板。密集柱靠落山，柱距300mm。 (二)质量要求 端头的特殊支护：工作面机头、机尾开岔处使用4米的梁两根， “一 梁四柱”作为抬棚锁口梁。托在刮板机头(尾)的电机上方，两钢梁间距 0.2m，一梁4柱交替迈步前进，确保该处对顶板的有效支护，移工作面输 送机机头时，撤除靠工作面侧的支柱，输送机移完后，及时补打单体液压 支柱。 三、支护材料的使用数量和存放管理 备用支护材料数量及存放地点:回风巷距工作面30100m范围内必须 经常存放有备用材料，备用数量见表2-10，以备抢险时急用，此材料不得 随意使用，特殊情况经调度室同意后可以使用，但随用随补，严禁短缺。 工作面每日所需的材料等应根据工作面需用量每班运到。并在回风巷内码 放整齐，不得影响行人和运料。 运输巷、回风巷支柱的回撤：工作面支柱均随工作面放顶进行回撤。 要求该支柱后方与工作面切顶线整齐。两道的锚杆、锚索均要进行拆除， 拆除锚杆、锚索进尺要与日进尺相符，回收的锚杆、锚索要码放整齐，回 切顶支柱时，必须在护身支柱保护下远距离卸载，顶板垮落稳定后用长把 钩取出棚柱。为防止瓦斯积聚，工作面回风巷超前切顶线一排进行回撤， 回撤后回风巷上帮以下4m范围的切顶线要加特殊支柱，以确保上出口行人 安全。 第四节第四节 矿矿 压压 观观 测测 19 一、矿压观测内容 矿压观测主要内容有：工作面支柱初撑力、工作阻力、顶板正常和来 压期间的工作阻力、工作面上下两道内单体支柱工作阻力、工作面顶底板 移近量、顶板下沉量、两道顶底板移近量等。 二、矿压观测方法 加强矿压观测，成立矿压观测小组，组长为采煤队长，成员：三班跟 班副队长。 观测小组必须做到以下要求： (1)要求人员组织到位，培训到位，观测仪器落实到位。 (2)矿压观测人员每班测出的数据，由组长负责收集、整理，要及时 将工作面情况向生产矿长、安全矿长、总工、技术科汇报，采取应急措施。 (3)观测人员要不定期对支柱抽查，发现支柱初撑力低，有权让现场 作业人员进行二次补液，否则不准作业。 (4)观测人员发现支柱工作阻力达到额定阻力或有相当一部分支柱安 全阀开启现象，提醒作业人员采取措施或撤离工作面，并向井长和调度室 汇报。 第四章第四章 生生 产产 系系 统统 第一节第一节 运运 输输 系系 统统 一、工作面运煤系统： 工作面 SGB630/220 煤溜4104 运输顺槽（SGB-620/40T 刮板输送机） 4104 运输顺槽（DTL-80/40 胶带输送机）运输下山（DTL-80/40 胶带 20 输送机）集中运输巷（DTL-80/40 胶带输送机） ）4 号煤仓主斜井 （胶带输送机）地面。 二、工作面运料系统： 地面材料设备主斜井（JK-32.2Z 型双滚筒绞车）4 号煤井底车 场集中运输巷（JD-11.4 型调度绞车）轨道上山（JD-11.4 型调度绞 车）4104 胶带顺槽（JD-11.4 型调度绞车）工作面。 附图五：运输系统示意图 第二节第二节 通风系统通风系统 一、通风系统 新鲜风流：主斜井4 号煤车场4 号煤集中运输巷轨道上山（皮 带下山）4104 运输顺槽工作面 乏风：工作面4104 回风顺槽回风下山集中总回风回风立井 排出地面 二、风量计算： 1、4104 采煤工作面实际需要风量的计算： 按气象条件计算 Qcf=6070%VcfScfKchKcl 式中： Qcf采煤工作面实际需风量，m3/min； Vcf采煤工作面的风速，按采煤工作面进风流的温度从表 1 中选取， 取 1.5，m/s； Scf采煤工作面的平均有效断面积，按最大和最小控顶距有效断面 21 的平均值计算,7m2； Kch采煤工作面采高调整系数，具体取值见表 2，取 1.0； Kcl采煤工作面长度调整系数，具体取值见表 3，取 1.1； 70%有效通风断面系数； 60单位换算产生的系数； 则 Qcf6070%1.571.01.1485.1m3/min 表 1 采煤工作面进风流气温与对应风速 采煤工作面进风流气温/采煤工作面风速/（ms-1） 201.0 20-231.0-1.5 23-261.5-1.8 表 2 Kch采煤工作面采高调整系数 采高/m 2.02.0-2.5 2.5 及放顶煤 面 系数（Kch） 1.01.11.2 表 3 Kcl采煤工作面长度调整系数 采煤工作面长度/m长度风量调整系数（Kcl） 150.8 15-800.8-0.9 80-1201.0 120-1501.1 150-1801.2 22 1801.30-1.40 按照瓦斯涌出量计算 Qcf=125qcgkcg 式中： qcg采煤工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量，根据实测，取 2.4，m3/min； kcg采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取 1.2； 125按采煤工作面回风流中瓦斯浓度不应超过 0.8%的换算系数。 则 Qcf=1252.41.2=360m3/min 按照二氧化碳涌出量计算 Qcf=67qcckcc 式中： qcc采煤工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量，根据实测，取 0.05，m3/min； kcc采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，取 1.2。 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； 则 Qcf=670.051.2=4.02m3/min 按工作人员数量验算 Qcf4Ncf 式中： Ncf采煤工作面同时工作的最多人数，为 70 人； 4每人需风量，m3/min。 23 则 Qcf=470=280m3/min 按风速进行验算 a）验算最小风量 Qcf600.25Scb Scb=Lcbhcf70% 则 Qcf600.2541.070%=42m3/min b）验算最大风量 Qcf604.0Scs Scs=Lcshcf70% 则 Qcf604.031.070%=504m3/min 式中： Scb采煤工作面最大控顶有效断面积，m2； Lcb采煤工作面最大控顶距,m； Hcf采煤工作面实际采高,m； Scs采煤工作面最小控顶有效断面积，m2； Lcs采煤工作面最小控顶距,m； 0.25采煤工作面允许的最小风速，m/s； 70%有效通风断面系数； 4.0采煤工作面允许的最大风速，m/s； 根据计算，4#煤层采煤工作面的需要风量计算值为 485.1m3/min，取 486m3/min。 二、瓦斯防治 (一)瓦斯检查 24 1、瓦斯检查地点：工作面进风巷、回风巷、工作面的风流中、工作 面上隅角和顶板冒落空洞、电动机及采煤机附近等固定点，每班检查次数 不少于三次，并向通风值班室汇报；采煤机处、上隅角处要加强瓦斯检查。 2、瓦斯检查记录本上必须有本班瓦斯员、班组长签字，检查地点的 瓦斯记录，做到班报、牌报、日报三对照，不得空班漏检、假检。 3、采煤机上机载甲烷传感器显示瓦斯达到 1%时，停止采煤机作业； 爆破地点附近 20 以内风流中瓦斯浓度达到 1%时，严禁爆破。 工作面及其进、回风巷道内，体积大于 0.5m3的空间内积聚的瓦斯浓 度达到 2%时，附近 20 米内必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处 理。 4、工作面风流中电动机或其开关安设地点附近 20 米以内风流中的瓦 斯达到 1.2%时，必须停止工作，切断电源，撤出人员进行处理。 工作面回风巷风流中瓦斯浓度超过 0.8%（或二氧化碳浓度超过 1.5% 时） ，必须停止工作、撤出人员，采取措施进行处理。 因瓦斯浓度超过规定被切断电源的电气设备，必须在瓦斯浓度降到 1%以 下时，方可通电启动。 5、在胶带、轨道顺槽内设置隔爆水棚，水棚首架棚设置在距工作面 切眼 60200m 处，随工作面推进及时前移；水棚长度不小于 20m，水棚总 水量不少于 200L/m2水棚给水由静压洒水管路供给。 6、加强上隅角瓦斯的检测和处理，上隅角瓦斯超限时，要立即采取 风障导风或抽放的方式进行处理。 三、通风管理 25 1、本工作面系统内的通风设施由采煤队负责看管，要严加爱护一切 通风设施，并保持完好；未经总工、通风工区许可不得乱动。 2、风门打开后要立即关好，防止风流短路，严禁任何人将风门同时 打开，风门之间必须联锁。 3、通风设施的安置、迁移和拆除等工作均由通风队负责。 4、必须经常检查、维修所有通风设施，确保风流正常，风量稳定。 5、工作面压风自救设施必须每班检查，阀门手柄齐全，确保能够正 常使用。 6、各巷道要保持足够的断面，并且保持畅通无阻。 7、密闭处及其附近不得堆放煤矸、杂物，更不得随意扒开闭墙。 8、通风设施如有损坏，工作面通风不能正常时，应立即停止工作， 撤出人员并采取措施进行处理。 9、对系统中的通风设施必须按要求管理好，严防瓦斯积聚。 10、加强工作面系统的整治，确保通风断面符合设计要求。 附图六：通风系统示意图 第三节第三节 监监 控控 系系 统统 一、监控系统 我矿现安装监控系统型号为 KJ70N；井下分站型号为：KJ70N F；甲烷传感器型号为：KGF2；一氧化碳传感器型号为：GTH1000，温 度传感器型号为：KGW5；风速传感器型号为：KGF2。 二、监控设施的安装 瓦斯传感器应垂直悬挂在顶板下不大于 300mm，距巷帮不小于 26 200mm 处。 （传感器安装位置见附图 7） 三、有关数据的规定 、监测装置的种类为甲烷传感器 3 台，便携式甲烷检测报警仪 2 台， 温度传感器 1 台，一氧传感器 2 台,烟雾传感器 1 台，堆煤传感器 1 台， 各类传感器安装位置如附图所示。 采煤工作面各类传感器报警、断电、复电浓度及断电范围 甲烷传感器活便携式甲烷 检测报警仪设置地点 报警 浓度 %CH4 报警 浓度 %CH4 报警 浓度 %CH4 断电范围 采煤工作面 0.81.20.8 工作面及其回风巷内全部非本质 安全型电气设备 采煤工作面上隅角设置的 便携式甲烷检测报警仪 0.8 采煤工作面上隅角 0.81.20.8 工作面及其回风巷内全部非本质 安全型电气设备 采煤工作面回风巷 0.80.80.8 工作面及其回风巷内全部非本质 安全型电气设备 采煤机设置的便携式甲烷 检测报警仪 0.8 采煤工作面回风巷温度传 感器 30 运输顺槽皮带机头一氧化 0.00 27 碳传感器 24 、由各班班长负责甲烷传感器的日常移动，移动的位置应符合附图 所示位置，并能保证传感器不被破坏。 、所有人员都有责任保护好传感器不被损坏，一旦发现传感器损坏 应及时向调度室汇报；任何人故意破坏传感器，要报矿有关部门处理；任 何人都有权制止，检举揭发任何破坏传感器的行为。 四、安全监测系统安装用使用时应注意事项： 1、仪器下井时必须有“产品合格证” 、 “防爆合格证” 、 “煤矿矿用产 品安全标志”及其安全性能经机电专管部门验收合格后准予下井方可下井。 2、仪器必须在地面通电试运行，调校合格后，方可下井使用。 3、仪器在井下安装必须当场充气调试，调校合格后，交由施工单位 使用。 4、维护人员每隔7天应携标准瓦斯气样和空气至少调校一次，保证其 断电功能灵敏可靠，并记录。每天应携便携仪对校一次，发现问题及时处 理。 5、通风工区及施工单位人员洒水防尘时，严禁将水洒到探头上，以 免损坏探头。 6、当瓦斯浓度超过断电浓度时自动切断电源后，严禁送电，只有经 现场瓦斯检查员检查其浓度降到规定浓度以下时方可送电。 7、当监测监控设备出现故障时必须具备故障闭锁功能，井下值班人 员应在2小时内处理完毕，在故障处理期间必须在瓦斯传感器位置悬挂便 携仪以监测该地点的瓦斯情况。 28 8、工作面传感器的位置、数量、断电浓度及范围等由监测监控科按 瓦斯监控管理细则安装、设定及调校。 9、任何人不得随意挪动、堵塞传感器，影响其正常工作。随工作面的 推进，传感器必须在瓦斯检查员或专职监控工的监督下由班组长负责挪动； 工作面的传感器自始至终保持与切眼煤帮的距离10 米。 10、瓦斯超限断电后，只有待其浓度至复电浓度后方可人工复电。瓦 斯断电仪发生故障后，必须及时进行处理。处理故障期间工作面必须停止 作业，撤出人员。 附图七：回采工作面监控设施的安装位置示意图 第四节第四节 防防 尘尘 系系 统统 一、防尘管路系统 工作面防尘、喷雾（指喷雾装置，下同） 、防灭火系统如下： 1、地面水池主斜井4 号煤车场皮带下山（轨道上山）回 4104 轨道顺槽喷雾。 2、地面水池主斜井4 号煤车场皮带下山（材料下山）4104 胶带顺槽内沿途各转载点 二、灭尘方法 1、运输顺槽 2 寸供水管路上，每隔 50 米间隔安设一个支管和喷雾， 并在运输巷端头安设一组喷雾和净化水幕，以净化风流。 2、轨道顺槽 2 寸供水管路上，每隔 50 米安设一个支管，并在距工作 面 3050 米处安设两组净化水幕，以净化风流。 三、隔爆水棚安设要求 1、隔爆水棚的排间距为 1.23.0 米，工作面运输、轨道顺槽内隔爆 水棚的棚区长度不小于 20 米，根据巷道断面计算，每平方米不少于 200 升。 29 2、安设时要避开电气设备，首排水棚距工作面的距离，必须保持 60-200 米范围内。 3、水袋外边缘距巷道两帮、顶梁之间的垂直距离100mm，水袋底部 至顶板（梁）的垂直距离1.0 米，水袋底部至巷道轨面的垂直距离，不 得低于巷道高度的 1/2，且不得小于 1.6 米。 4、棚区内的各排水棚的安设高度必须保持一致；棚区处的巷道需要 挑顶时，其断面和形状应与其前后各 20 米长度的巷道保持一致。 5、水棚应设置在巷道的直线段内；悬挂隔爆水袋的挂钩，其角度要 大于 75，以便受爆炸冲击波作用时能够顺利脱钩，使水倾洒弥漫于巷道 中。 6、每周对水棚检查一次,发现损坏要及时更换,发现水量不足要及时 加水,袋内积有杂物 5%时要及时清理。 四、综合防尘措施 1、防尘设施要按设计要求安装齐全、可靠，并坚持正常使用，损坏 失效的要及时维修更换。 2、坚持综合防尘制度，工作面运输、轨道顺槽每班必须洒水灭尘一 次，工作面必须每班洒水灭尘二次，局部煤尘要有人清扫，保证整个工作 面系统无煤尘堆积。 3、工作面运输巷各机头处和回风巷距切眼 3050 米处必须设置喷雾 装置。所有喷雾必须达到雾化效果，并覆盖全断面。否则由采煤队及时联 系通风队及时更换。运输系统内各转载点喷雾装置由刮板输送机司机在开 启时打开，停止时关闭。 4、工作面风速要控制在规定值内，且作业人员必须戴好防尘口罩， 搞好自我保护。 30 5、工作面进、回风巷内必须按规程规定安设好隔爆水袋，并经常检 查，如有缺水及