综采工作面作业规程.doc

南桐矿业公司 （采煤）作 业 规 程矿 井 名称：南桐矿业有限责任公司红岩煤矿回采工作面：3601N1工作面 总工程师： 王光全 2014年 7 月 15 日安全矿长： 段云平 2014年 7 月 11 日生产矿长： 易利荣 2014年 7 月 10 日机电矿长： 廖秀兵 2014年 7 月 7 日生产副总： 张召 2014年 7 月 4 日安全副总： 陈勇 2014年 6 月 21 日通瓦副总： 范林 2014 年 6 月 16 日机电副总： 易晓钢 2014年 6 月 12 日 调 度 室： 董道平 2014年 6 月 11 日 安 监 科： 曹优能 2014年 6 月 11 日机 运 科： 韩广斌 2014年 6 月 11 日通 瓦 科： 钟传平 2014年 6 月 11 日技 术 科： 柯军 2014年 6 月 8 日生 产 科： 吴祥文 2014年 6 月 6 日施 工 队： 廖化兵 2014年 6 月 6 日编 制： 杨科 2014年 6 月 6 日红岩煤矿生产技术科二O一四年七月十五日目 录第一章 概 况2第一节 工作面位置及井上下关系2第二节 编写依据3第三节 煤 层3第四节 地质构造4第五节 煤质4第六节 水文地质特征4第七节 影响回采的其它因素5第八节 储量及服务年限5第二章 采 煤 方 法6第一节 工作面巷道布置6第二节回采工艺7第三节 设备配置8第三章 顶板控制10第一节 支护设计10第二节 工作面顶板控制13第三节 两巷及端头顶板控制15第四节 矿压观测17第四章 生产系统18第一节 运输系统18第二节 “一通三防”与安全监控18第三节 排水系统25第四节 供电系统25第五节 通讯照明25第五章 劳动组织和主要技术经济指标26第一节 劳动组织26第二节 作业循环26第三节 主要技术经济指标26第六章 煤质管理27第七章 安全技术措施28第一节 一般规定28第二节 顶板管理30第三节 防治水39第四节 爆破安全管理39第五节 “一通三防”及安全监控43第六节 运 输48第七节 机 电51第八章 灾害应急措施及避灾路线65第九章 “六大系统”66第一章 概 况第一节 工作面位置及井上下关系一、位置及范围3601N1段工作面位于丛林向斜轴部北翼，其走向长度708m，平均倾斜长110m。地面标高在+600m+650m之间。该区域煤层平均倾角为32，可采煤层为K1（6#）煤层。表1 工作面位置及井上下关系表水平名称0m采区名称3601地面标高(m)+600+650井下标高(m)+96+180地面相对位置地面南起南平镇水丰村池井湾，北至南平镇锦绣村桂花树沿线一带。回采对地面设施的影响该工作面的回采对地表无大的影响。井下位置及与四邻关系工作面南起N1段切割上山，北止该段收尾切割上山，西起2603区放水巷，东至N2段风巷。该工作面为本采区第三个回采面，工作面范围由5个坐标点顺时针闭合而成。坐标1、x：3212927，y：45166；2、x：3213602，y：44992；3、x：3212891，y：45090；4、x：3213572，y：44869；5、x：3213000，y：44944；走向长度（m）708倾斜长度（m）110面积（）77880二、地表情况（一）地面建筑、设施该区域内对应地表有村民住宅较多，无小煤窑在此范围内进行开采活动，但因开采高度距地表较远（最小垂高为540m），故开采后对地表建筑无大的影响。（二）地形地表位于池井湾以西，桂花树以东一带，地形以落差不大的丘陵为主。（三）采掘影响及破坏程度采、掘生产过程中不会给地表带来大的采动影响。第二节 编写依据一、工程设计及批准时间红岩煤矿3601N1工作面设计，批准时间为2014年3月8日。二、地质说明书及批准时间红岩煤矿3601N1工作面回采地质说明书，批准时间为2014年5月10日。三、其它技术规范一、煤矿安全规程 （2011版）二、中华人民共和国矿山安全法 1993年三、中华人民共和国煤炭法 1996年四、中华人民共和国安全生产法 2002年五、煤炭安全监察条例 2000年六、按国家煤矿安全质量标准化标准执行。第三节 煤 层一、地层（一）区域地层该区域最老地层震旦系、寒武系及奥陶系出露于井田东南景星乡、两河口一带，较新地层侏罗系分布于八面山，第四系地层零星分布于河流两岸等低洼地区。（二）煤系地层该区域含煤地层属二叠系龙潭煤组，由南至北，煤系变化不大，含煤地层平均厚约95.5m，煤系地层主要由页岩、灰岩、砂岩及煤层组成，其中页岩占46、灰岩占33、砂岩占8.4、含煤系数5.4，各煤层分布较稳定。煤系顶部属二叠系长兴灰岩，下部为二叠系阳新统茅口灰岩。煤系含煤6层，其中6#(K1)煤层为可采层,4#(K3)煤层局部可采；其余煤层均不可采。 表1-1 各煤层煤厚及层间距表：煤 层代 号煤 层编 号煤 厚(m)煤 层 间 距(m)最 大最 小平 均K6一号层煤线211920K5二号层0.17.56.06.75K4三号层0.210.56.88.65K3四号层0.30.5252123K2五号层0.2191215.5K1六号层1.22.2第四节 地质构造3601采区位于丛林向斜北翼，向北逐步远离向斜构造影响。该区大、中型构造不发育，次生小构造较发育，以压扭性，张扭性为主，小断层分布广，但落差不大，一般在2.5m左右。第五节 煤质本区煤为烟煤，煤种以瘦煤为主，局部地方有肥煤、贫煤。煤质特征及指标见下表：表1-2 煤质特征表煤层煤 种容重AgSgVgQ卡/克6#肥煤1.4113.9831.952.288.9416.4722.6765336685第六节 水文地质特征(一)水文地质特征根据3601 N2段开采情况分析：该段回采区域内水文地质条件属简单，顶板长兴灰岩溶水不发育，而煤层底板的茅口灰岩溶水仅以裂隙状态存在，且流量小补给不明显。（二）主要充水因素根据上水平对应的采区开采过程中收集的水文资料分析，涌水量主要随大气降雨而变化，同时与开采面积、开采深度、开采煤层的厚度也有一定的关系，该采区发生灾害性顶板突水的可能性不大。煤系顶板长兴石灰岩含水层距主采6#(K1)煤层平均间距100m左右，据岩移资料证实：采厚裂隙高度为采厚的1620倍，因而受采动影响，长兴灰岩内岩溶水将会沿采动裂隙渗入工作面，这是充水主要水源之一。另外，因本段工作面上部紧邻+180m水平2601南北五段采空区，其采空区老塘水必将成为重要的补给源。煤系底部阳新含茅口灰岩水层岩溶水基本不受采动的影响。第七节 影响回采的其它因素一、影响回采的其它地质情况（表4） 表4 影响回采的其它地质情况 瓦斯绝对瓦斯涌出量约为6.45m3/min CO2低CO2矿井，涌出量极小煤尘爆炸指数K1煤层具有爆炸危险性，煤尘爆炸指数15.135.2%煤的自然倾向性煤层具有自燃发火倾向，但采区内目前未发生过煤层自燃现象。属类自然发火煤层。地温危险23（无地温危险）冲击地压危害无二、冲击地压和应力集中区3601N1工作面无冲击地压影响，应力主要集中在巷道十字交岔口、工作面上隅角至超前距10m范围。第八节 储量及服务年限一、生产储量根据3601N1段工作面的实际情况，该工作面生产能力计算如下。工作面工业储量按下式计算：工作面储量=Q储=工作面倾斜长度走向长度平均采高煤容重 =1107081.71.4 =18.5吨工作面年产量Q=Lbmrc式中：Q采煤工作面年产量，t/d L采煤工作面平均长度，mb采煤工作面年推进度，m（年工作天数按330天，工作面推进度按2.4m/天）m煤层平均开采厚度，m（煤层按1.7m计算）r煤的容重，1.4t/m3c工作面回采率，95%工作面设计年产量为：Q=1102.43301.71.40.95=19.7万吨二、服务年限工作面的服务期限=工作面储量/设计年产=18.5吨/19.7万吨=11.3（月）第二章 采 煤 方 法该工作面采用单一走向长壁采煤法，全部垮落法处理采空区。第一节 工作面巷道布置一、采区巷道布置 工作面采用走向长壁后退式布置，风巷、机巷均沿煤层走向布置，切割沿煤层倾向布置。附图2:3601N1工作面平面图二、巷道概况（一）N1机巷（1）支护形式：采用金属锚网支护、工字钢支护；（2）金属锚网支护巷道设计断面：下宽2.8m、左帮高2.4m、右帮高1.8m；（3）架厢支护巷道设计断面：下宽2.8m、上宽2.4m、高1.8m；（4）管线敷设：附图3:3601N1工作面巷道断面图。（5）巷道用途：工作面的进风、行人、运煤。（二）N1风巷（1）支护形式：采用金属锚网支护；（2）巷道设计断面：下宽3.0m、左帮高2.5m、右帮高2.0m；（3）管线敷设：附图3:3601N1工作面巷道断面图。（4）巷道用途：工作面的回风、行人、运料。（三）工作面切割沿煤层布置，上下分别与风巷、机巷联接，长110m。巷道净断面9.9m2，其中巷道高度1.8m，宽度5.5m。附图3：3601 N1工作面巷道断面图第二节 回采工艺一、回采工艺（一）采用综合机械化采煤工艺。（二）工艺流程：班前准备检查设备端部斜切进刀割煤移架、推输送机清架间前浮煤一个循环端部斜切进刀割煤移架、推输送机清架间前浮煤下一个循环。（三）落煤：1、采用MG200/468-WD型采煤机螺旋滚筒割落煤。2、采高及循环进度：采高为1.6m2.2m，平均1.7m；循环进度0.6m。3、采煤机进刀方式：采用割三角煤斜切进刀方式。4、工作面正常情况下采用双向往返割煤，即割煤机组从距机尾或机头20-50m位置斜切进刀下行或上行割至机巷或风巷后，再反向上行或下行割煤，直至进入下一循环进刀位置。采煤机割煤时最大牵引速度：3.0m/min（割矸时1.0m/min）。5、割煤司机在架间保护下用遥控器操控割煤机：主司机操作并负责观察前滚筒割顶煤及顶板情况、割净顶煤，副司机操作并负责观察后滚筒割底板情况、控制采高，发现问题及时处理。6、原则上采煤层全高；如煤厚较厚，不能割全高时，则摸顶开采；遇到煤层厚度低于1.3m或起伏较大的地段采用打眼爆破方式破顶底板开采，保持采高达到要求。（四）装煤：利用采煤机滚筒螺旋叶片，输送机上的铲煤板配合装煤。（五）运煤：工作面采用SGZ630/2160型刮板运输机，机巷采用二台SGW-150C刮板输送机和一台DTS80/40型皮带输送机，运煤上山采用一台DTS80/40/240型皮带输送机。（六）工作面支护：采用ZQY2800/10/24型液压支架。附图6：采煤机进刀方式示意图二、工作面正规循环生产能力W=Lshrc=1100.61.71.495=149.2（t）式中： W工作面正规循环生产能力，t ； S工作面正规循环进度，0.6mL工作面平均长度，110m； h工作面设计采高，1.70m； r煤的视密度，1.4t/m； c工作面采出率，95%第三节 设备配置一、采煤机选型为MG200/468-WD型采煤机-主要技术参数序号项目名称单位技术指标备注1采高范围mm160022002适应煤层倾角0-453适应煤层硬度F44过煤空间mm4805滚筒截深mm6006卧底量mm200-3007滚筒直径mm12508牵引速度m/min0-8.09牵引力kN30010牵引调速方式交流电变频调速牵引11牵引行走形式摆线轮、销轨12喷雾灭尘方式:内外喷雾13操纵方式手控、遥控14整机重量t33二、工作面刮板输送机（1）型号： SGZ-630/2160（2）电动机功率：2160KW 、电压：1140V；（3）链速： 0.92m/s；（4）运输能力：450t/h。三、N1机巷刮板输送机（1）型号：SGW-150C型（2）电动机功率：275KW 、电压：1140V;（3）运输能力：250t/h、链速： 0.868m/s；（4）中部槽规格：1500630190mm四、N1机巷皮带运输机（1）型号：DTS80/40型（2）电动机功率：40kw;电压：1140/660V;（3）运输能力：400t/h;带速：2m/s;（4）带宽:800mm五、3601运煤上山皮带运输机（1）型号：DTS80/40/240；（2）电动机功率：240kw，电压：1140/660V（3）运输能力：400t/h；带速：2m/s,（4）带宽:800mm;六、液压支架（1）型号：ZQY2800/10/24（2）采高1000-2400mm；（3）工作阻力2800KN；不设伸缩梁和护帮板；七、乳化泵（1）型号：BRW200/31.5型（2）电动机功率125KW，电压等级1140/660V;（3）转速：1480/min;（4）压力：31.5Mpa;（5）流量：125L/min八、喷雾泵（1）型号： BPWJ315/6.3型（2）电动机功率:45KW、电压：1140/660V;（3）转速：1480r/min;（4）压力：6.3Mpa;（5）流量:315L/min九、移动变电站选为KBSG2-1250/ 6型1台，KBSGZY-500/6型一台。附图7：3601N1工作面设备布置示意图。附图10：3601N1工作面供电系统图。第三章 顶板控制第一节 支护设计一、液压支架支护强度验算（一）经验计算支护强度Pt=79.81h=79.811.72.5=291.8KN/m2；h平均采高；容重。（二）支护设备选择：工作面选用ZQY2800/10/24型支架，基本支架做端头支架使用。表5 工作面矿压显现资料及预计本工作面矿压参数参考表序号项目单位同煤层实测本面预计或选取1顶底板条件直接顶厚度m8.5811老顶厚度m9710直接底厚度m552直接顶初次来压步距m172215253初次来压步距来压步距m20252025最大平均支护强度KN/m2400400最大平均顶底板移近量mm100100来压显现程度明显明显4周期来压步距来压步距m15191221最大平均支护强度KN/m2336.32340最大平均顶底板移近量m8080来压显现程度明显明显5平时最大平均支护强度KN/m2291.8300最大平均顶底板移近量mm50506直接顶悬顶情况m1.51.57底板允许比压MPa448直接顶类型类9老顶类型类10巷道超前影响范围m1010表6 工作面条件与支架适应条件对照表项目工作面条件支架适应性采高1.7m1.32.4m倾角3245煤厚0.52.4m1.32.4m支护强度300KN/m2610KN/m2顶板种类二级二类通过对比、验算，证明选用ZQY2800/10/24型支架能满足要求。二、乳化泵站（一）乳化泵站选型、数量1、理论计算通过对比可知，自切割初采时泵站压力损失最大，此时走向长L1=520m，倾斜长L2=110m，本站至工作面高差h1=12m；上下巷高差h2=70m，泵站流量200L/min，瞬时经济流速v=2.56m/s。沿程阻力系数 =0.01式中，d为管径，取d=50mm。沿程阻力损失 hw=0.01=9.78mmH2O局部阻力损失 hs= =3.67mmH2O式中，G为局部阻力损失系数，取18。泵站压力损失：H=hW+hS+h1+h2=(9.78+3.67+67)=80.45 mmH2O=0.80MPa支架工作压力：hj=14.9 MPa泵站压力： Pb=（h+hj）K=（0.80+14.9）1.18=18.5MPa2、总结通过理论计算和相邻矿井实测分析，确定3601N1工作面泵站最小值为30MPa，额定值为31.5MPa。通过计算设计，选用BRW200/31.5型液压泵站，一台泵站满足工作面需要，但是为保证工作面正常运转，因此在备用一台液压泵站以供使用乳化泵型号为BRW200/31.5，数量2台，主要技术参数如下：乳化泵型号 BRW200/31.5公称流量 200L/min公称压力 31.5Mpa（二）乳化泵站位置及线路1、乳化泵位置：+110m抽放巷变电所；2、管路敷设路线：2606区防尘消防水池+180m运输大巷0m提升暗斜井+110m抽放巷3601N1工作面面泵站乳化液泵箱乳化液泵3601N1机巷3#石门3601N1机巷3601N1工作面；3、回液管路敷设路线：3601N1工作面3601N1机巷3601N1机巷3#石门乳化液泵箱。第二节 工作面顶板控制一、正常工作时期的顶板支护方式工作面采用全部垮落法控制顶板，采空区随支架前移自行垮落充填。最大控顶距为5.7m，最小控顶距为5.1m，移架步距为0.6m。工作面采用跟机移架的方式对顶板进行及时支护，采空区顶板随液压支架前移自行垮落充填。即采煤机割煤过后，为防止空顶时间过长，发生顶板冒落，上行割煤时采用分段跟机移架或停机移架、推溜，其距离不超过50m；下行割煤时应跟机移架，其移架点滞后割煤机上滚筒保持在35架。割煤期间，割煤机下方严禁有人。二、正常工作时期的特殊支护形式1、如果顶板破碎及断层，必须及时带压移架，即采煤机后滚筒割煤过后，最多滞后割煤机后滚筒不大于3架，否则必须停止割煤，移好架后方能继续割煤。2、如果工作面片帮达到600mm，必须超前支护，即移架在割煤之前进行。三、回柱放顶与其他工序平行作业的安全距离采用人工配回柱机的方式进行回柱放顶。1、回柱前，维护好附近支护，找掉顶板活煤矸，清理好退路，保证后路畅通。2、回柱方法，采用单体卸液手把远方操作，先老塘后煤壁，由下向上，先柱后梁。四、特殊时期的顶板管理（一）来压及停采前的顶板控制1、周期来压及工作面过拐点时的顶板管理工作面周期来压时，采取以下方法加强工作面顶板管理：（1）割煤后及时带压擦顶移架，及时伸出前探梁支护顶板。（2）移架时少降快拉、步距够，支架升起后有足够的初撑力。（3）片帮严重地段，在保证有足够采高的情况下，及时超前移架，严防架前冒顶。（4）上下出口及时支护、移端头，尽量减少空顶面积，严防冒落、片帮及破坏原支护。（5）工作面上下端头支护质量好。（6）超前支柱必须达到规定，对卸载柱必须及时更换或补打。（7）顶煤裂隙发育、压力大，易片帮、冒顶时，加快推进度，减少空顶距。（8）严禁空顶作业，处理冒落区时，人员站在支架完整的安全地点，并有安全出口。（9）冒顶区，顶板破碎区尽可能减少支架反复升降次数。（10）工作面冒顶时必须及时停止刮板输送机处理，不得使其进一步扩大。（11）巷道冒顶抽条处加强超前支护，并加快推进度。（12）及时检修处理支架漏窜液，保证支架高度，严防支架压低放不出顶煤或被压死。（13）支架降低或压低时，及时适量挑顶或卧底，升高支架，严防压成死架。（14）安全阀漏液或失效时及时更换检修。（15）工作面过拐点期间，必须按过拐点方案认真组织生产，不得盲目转向，以防止前后部刮板机上下窜而影响正常生产，具体过的方式另行编制安全技术措施。2、停采前的顶板管理工作面回采至距停采线20米时要降低采高，距停采线15米时准备铺网打锚杆支护，具体规定届时另行补充安全技术措施。（二）、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、机组、输送机检修，严禁带病作业。2、断层面上下两盘以不留顶板、破底为原则，将断层面附近平整过渡，工作面严格控制采高。3、采用带压移架超前支护。4、相邻支架错差不大于顶梁侧护板2/3,不挤不咬不倒，保持良好的支护状态。（三）、应力集中区的顶板控制工作面内原有老巷属于应力集中区域，通过该区域时另行编制安全技术措施。 第三节 两巷及端头顶板控制一、工作面两巷的顶板控制(一)支护规定：1、N1机巷及N1风巷超前支护（1）支护形式：工作面机巷采用单体液压支柱配合1.2m铰接梁，一梁一柱超前托梁支护，梁与梁间必须铰接。工作面风巷采用单体液压支柱配合0.8m铰接梁，一梁一柱超前托梁支护，梁与梁间必须铰接。（2）两巷超前支护距离双排不少于20m：工作面煤壁前方20m范围和煤壁至老塘最后一架支架或锚梁都必须实行双排托梁支护。（3）双排托梁支护段，严禁将两排支柱靠巷道一侧支设，两排支柱尽可能均匀支设，使支架受力均等，两排支柱间距不得低于巷道宽度的1/2，支柱顶部距两帮的距离不得低于300mm（特殊地段可根据现场实际条件而定），并保证行人通道宽度不得低于800mm。（4）超前支护托梁必须紧贴金属支架顶梁（锚梁），如支架顶梁与超前托梁不能接触时，必须用开块料等垫实。两架金属支架间，必须用半圆木跨过两排托梁，接顶背实（即采煤工作面机巷超前抬厢掺块料，托梁和巷道架厢的顶梁之间需垫排花或开块料）。（5）如超前支护以外的巷道出现锚网破裂、锚杆脱落、片帮、漏顶要及时维护，确保两巷支护完整，无空帮空顶。（二）其他支护质量标准1、两巷单体液压支柱要打成一直线，且必须打紧打牢拴好防倒绳，其偏差不超过50mm；（2）支柱严禁打在浮煤浮矸上，支柱确保迎山有力，支柱打紧，所有单体液压支柱注液口方向一直朝向采空区；（3）两巷高度不低于1.8m，人行道宽度不小于0.8m；（4）超前范围内严禁堆放闲置设备及杂物。（5）风巷支柱上、下帮距煤帮均为0.3m；机巷上帮支柱距煤帮0.3m，下帮支柱紧靠刮板运输机挡板的外侧；要求超前支柱成排成行。使用水平楔时，上帮：水平楔大头朝上；下帮：水平楔大头朝下。防倒绳沿煤层走向将单体柱拴好。二、工作面端头管理（一）工作面上端头支护：1、上端头采用单体液压支柱配合0.8m铰接梁进行支护，一梁一柱，柱距700mm，排距800mm。2、最后一架支架与上端头第一棚支柱的高低差不大于300mm。3、最后一架支架与上端头第一棚支柱的间距不大于300mm。4、上端头支护最大控顶距为7.2m，最小为4m。（二）工作面下端头、超前1、采用单体支柱配1.2m铰接顶梁，排距800mm，和单体支柱配3.6m梁，一梁四柱错梁齐柱并棚支护，错距0.6-1.2m，并棚柱距200mm,棚距铰梁对铰梁1100mm。2、如采煤机不能直接割穿机巷时可预割超前。工作面下端头预割超前：倾斜长为2.0-5.0m，走向长为3.6m-7.2m；超前支护沿巷道走向进行平行布置，以保证超前支护的强度。超前支护方式与下端头支护方式一致。3、下端头支护最大控顶距为7.2m，最小为4m。预割超前时，最大控顶距为14.4m，最小为7.6m。4、第一架支架与下端头第一棚支柱的间距不大于300mm。（三）、整个上、下端头包括液压支架与液压支柱间的间隙都必须用排花、竹笆背护严实，支护必须迎山有力，并栓好防倒绳。端头悬挂端头支护管理牌板，明确管理职责；在上、下端头加打一窝单体丛桩（三根一窝）平衡单体液压支柱与支架间顶板受力。（四）、与其它工序间的衔接关系（1）上端头由生产班人员负责，施工时，割煤机距上端头不小于15架，割煤割至机尾15架时，必须停止上端头作业。（2）下端头由生产班人员负责，施工时，割煤机距下端头不小于15架，割煤割至机头15架时，必须停止下端头作业。（3）回上端头由两巷班人员负责，施工时，割煤机距上端头不小于15架，割煤割至机尾15架时，必须停止回撤上端头作业。（4）回下端头由两巷班人员负责，施工时，割煤机距下端头不小于15架，割煤割至机头15架时，必须停止回撤下端头作业。五、支护材料管理（1）支护材料要建账统一管理，现场牌板要与实物相符。（2）材料要码放整齐，不得影响通风断面积，损坏的支柱、梁不能使用，要及时更换上井。（3）按工作面正常使用量的不少于10%准备备用支护材料，支护材料放两巷距工作面不大于50m处，有0.8m以上宽度的人行道和必要的运输通道，专人负责挂好标志牌。附图7：3601N1工作面支护示意图。第四节 矿压观测一、矿压观测内容矿压观测内容包括工作面顶板动态监测以及工作面机巷、风巷顶板变化情况等。二、矿压观测方法工作面设5条测线，每条测线立柱安设压力表1块，每次移架后要观测初撑力及工作阻力值。工作面机巷、风巷通过断面收缩观测站，观测巷道围岩变化状况，并通过安设顶板离层仪观测巷道顶板离层情况。第四章 生产系统第一节 运输系统一、运煤设备：3601N1工作面：SGZ630/2160型刮板输送机；N1机巷：SGW-150C刮板输送机、DTS80/40型皮带输送机；溜煤上山：DTS80/40型皮带输送机；运煤上山： DTS80/40/240型皮带输送机，二、煤炭运输路线：3601N1工作面N1机巷3601溜煤上山3601运煤上山0m煤仓0m皮带暗斜井+180m煤仓+180m主井+360m主平硐地面煤仓三、运料运输路线：机巷：+360m主平硐+180m副井+180m北大巷0m提升暗斜井+110m抽放巷 N1机巷联络巷3601N1机巷风巷：+360m主平硐+180m副井+180m北大巷支架运输联络巷N1风巷 N1工作面。 附图5：3601N1工作面运输系统图第二节 “一通三防”与安全监控一、通风系统进风：0m 提升暗斜井+110m抽放巷N1机巷联络巷N1机巷3601N1工作面；回风：3601N1工作面N1风巷2603回风上山+360m北回风巷+360-+540回风上山+540回风大巷风井主扇地面。附图7：3601N1工作面通风系统图 风量计算表单位：m3/min 项 目公式计算结果Q工作面实际需要风量，533m/minq工作面平均瓦斯绝对涌出量，3.55m/mink瓦斯涌出不均匀的备用风量系数1.5v工作面平均风速，1.5m/sS工作面的平均断面积，3n工作面同时工作的最多人数，29人按瓦斯涌出量计算Q100qkQ=1003.551.5=533m/min按工作面温度计算Q60VcScKi=601.530.9=243m/min按工作面每班工作最多人数计算Qn429=116m/min根据计算本工作面配风533m/min。按风速验算根据煤矿安全规程第101条风速规定，回采工作面风量Q采应满足：15ScQ采240ScSc回采工作面平均有效断面，取3.0m245Q采720根据上述算得知，按瓦斯涌出量计算风量最大，故工作面实际配风量不低于533m/min，具体风量以实测数据分析后，按每月需要进行配备风量。二、瓦斯防治(一)瓦斯检查工作面瓦斯检查应符合下列要求：1、瓦检员按瓦斯巡回检查计划图表规定的地点、次数、检查方式进行检查，严禁空班漏检和假检。2、瓦斯检查员准确填报瓦检报表和各种记录，报表和记录数据必须“三对口”。4、瓦斯检查时，要严格按规定操作，发现不安全隐患，要先消除隐患在进行检查。5、瓦斯局部积聚地点附近20m内必须停止作业，撤出人员，切断电源进行处理。6、瓦斯浓度出现下列任何一种情况时，必须停止工作，撤出人员，切断电源、揭示警标并标志“严禁入内”字样，立即向矿调度室、通瓦部、通风队汇报，采取措施进行处理后，方可恢复工作，严禁瓦斯超限作业：回风流中瓦斯浓度超过1.0%；工作面风流中瓦斯浓度达到1.5%；进风流中瓦斯浓度超过0.5%。7、工作人员进入工作地点前，应先观看瓦检牌，当工作地点瓦斯超限时，不得进入工作地点。8、对因瓦斯浓度超过规定被切断的电源的电气设备，必须在瓦斯浓度降到规定浓度以下时（工作面和回风为1.5%，进风为0.5%），方可人工通电启动。9、瓦斯检查员严格按规定进行交接班，所有情况必须交接清楚。（二）瓦斯监测（1）瓦斯监测传感器安装机巷安设一台CH4传感器：距工作面下出口不大于10m；工作面回风巷安设三台CH4传感器：上安全出口外10范围内安设一台，上隅角安设一台，距回风口1015m范围安设一台。回风巷10-15m内安设CO传感器、温度传感器各1台，CO浓度超过0.0024%时报警，温度超过26时报警。机巷转运设备、工作面割煤机和刮板输送机馈电开关上安设远程断电器；被控电气设备开关负方安设馈电传感器。各传感器的安装位置见附图9：3601N1工作面监测系统示意图（2）技术要求传感器设定参数详见表，监测人员每10天对该装置进行全面检查和调校，确保该装置报警断电功能灵敏可靠。传感器设置参数名称报警浓度断电浓度复电浓度断电范围瓦斯传感器机巷0.50.50.5进风巷内全部非本质安全型电气设备工作面1.01.51.0工作面及进、回风巷全部非本质安全型电气设备回风巷1.01.01.0工作面及回风巷内全部非本质安全型电气设备上隅角1.01.51.0一氧化碳传感器一氧化碳浓度超过0.0024报警。温度传感器温度超过26时报警。馈电被断电的电气设备开关负方电缆有电流时报警三、综合防尘系统（一）防尘管路系统 工作面冷却、喷雾、防灭火系统如下：2606消防水池、+360m防尘水池+180m防尘管路3601区防尘管路+110m抽放巷防尘管路N1机巷联络巷N1机巷、N1工作面。2606消防水池、+360m防尘水池+180m防尘管路N1风巷联络巷N1风巷。（二）防尘措施1、机巷57供水管路上，每隔50m安设19的三通及阀门，并在距工作面煤壁2540m范围内安设一组净化水幕，以净化进风流，管路末端在工作面循环机头处。2、回风巷52供水管路上，每隔50m安设19的三通及阀门，供灭火、洒水用，在回风巷距工作面煤壁回风口50m范围内安设一组净化水幕，以净化回风流，管路末端距尾巷不少于5m。3、皮带运输巷57供水管路上，每隔50m安设19的三通及阀门。4、运煤转载点各设一组防尘喷雾装置。司机必须在运煤时开启，停运时关闭。5、工作面及两巷内煤尘、浮煤采煤队必须每班及时清扫和冲洗，通风队定期冲洗。6、净化水幕生产时打开，停止生产时关闭；采煤机防尘水开机时开启，停机时关闭，防尘水压不得低于2MPa。7、防尘设施由通风队安装维护，采煤队正确使用及负责日常管理。附图15：3601N1工作面压风、防尘系统示意图（三）隔绝瓦斯、煤尘爆炸措施1、严格执行瓦斯巡回检查制度和请示汇报制度。严禁瓦斯超限作业。2、通风队专职瓦斯检查员应加强瓦斯检查，发现瓦斯超限或涌出异常时必须立即停止作业、撤出人员、切断电源、设立禁区并标志“严禁入内”字样，立即向矿调度室和通风队汇报，待处理后方可恢复作业。割煤机必须使用机载瓦斯检测仪，司机必须带便携式瓦斯检测仪，随时加强对割煤机附近的瓦斯检查。3、机运部和采煤队加强对3601N1工作面范围内的所有电气设备的检查和管理，落实人员每天必须进行一次防爆检查，认真做好记录备查，严禁电气失爆。4、通风队分别在工作面机巷、回风巷内距工作面60200m各安设一组隔爆水袋（每组32个、水量40升/个），之后各巷内每隔200m安设一组隔爆水袋。5、通风队在3601N1回风巷距工作面50m范围内，在3601N1机巷距工作面和回风口50m范围内各安设一组净化水幕，生产班长负责在生产时开启、停止生产时关闭；割煤机割煤时必须使用内外喷雾装置，压力大于2Mpa，割煤机司机负责开关，采煤队负责维修；所有转载点必须安设防尘设施。通风队负责安设、维护防尘设施，采煤队负责使用、日常管理，严禁损坏防尘设施。6、爆破作业时必须严格执行综合防尘措施，使用水炮泥和防尘喷雾，爆破前后必须对采煤工作面爆破点20m范围内进行洒水降尘。7、巷道净断面不得小于原设计的80%。四、瓦斯治理 （一）抽采系统机巷：地面抽采泵站矸石斜井主平硐管子井+180m北运输大巷0m提升暗斜井+110m抽采巷机巷钻孔。风巷：地面抽采泵站矸石斜井主平硐管子井+180m北运输大巷风巷钻孔。（二）抽采瓦斯方法根据3601煤层赋存状况，结合现有的抽采方法、特点以及开采顺序，为提高瓦斯抽采率，确定该工作面选用穿层、本层预抽和邻近层卸压瓦斯抽采、采空区抽采相结合的综合抽采方法，瓦斯抽采率40%。1、 本层预抽煤层瓦斯在煤巷形成后，采用中风压钻进工艺分别在机巷向工作面中部（风巷及机巷条带范围之间的空白带）施工本层钻孔，钻孔间距510m；钻孔直径90mm，钻孔方位为煤层倾向，钻孔倾角为煤层倾角，孔深以覆盖全工作面。2、邻近层卸压瓦斯抽采采用ZDY-1200S型钻机、水力排渣工艺在工作面风巷向工作面采空区方向施工煤层顶板钻孔，钻孔间距每57m施工一组，每组13个，钻孔终孔间距510m；钻孔开孔孔径90mm，终孔直径75mm，钻孔方位与工作面走向呈530度夹角，钻孔倾角1030度（具体参数届时依据现场实际确定）。3、采空区抽采工作面回采830m后，根据瓦斯变化情况来确定采空区抽采方式。需要进行埋管抽采时将PVC抽采管路埋入报废的巷道内，管路伸入采空区5m以上，确保进气口处于冒顶区上部，严密封闭安全出口。4、因该工作面在进行中风压本层孔施工过程中，煤层内留有钻杆，为防止事故发生：采面机、风巷对应钻孔内有遗留钻杆的须挂“孔内有钻杆”的警示牌。采面距各遗留钻杆点20m前，另行编制专门措施进行处理。附图16：3601N1工作面本层孔施工示意图五、综合防突措施（一）、区域综合防突措施1、区域突出危险性预测根据3601回风上山0m标高处，实测煤层原始瓦斯压力为4.3MPa，通过计算该点煤层原始瓦斯含量为15.05m3/t，具有原始突出性。3601N1工作面最低标高+44.4m，依据红岩煤矿0m水平北翼瓦斯含量梯度0.027459m3/mt，故该工作面瓦斯含量为13.8m3/t。2、区域防突措施该工作面采用中风压钻机，由风巷向下、机巷向上施工本层钻孔，在工作面中部相交，相交长度大于2m；具体实施参数及竣工资料详见3601N1回采工作面综合防突措施。3、区域措施效果检验该工作面采用直接测定法测定煤层残余瓦斯含量，当煤层残余瓦斯含量小于8m3/t时，该面区域防突措施有效。工作面效果检验孔采用顺层钻孔取样，沿工作面回采方向每40m左右布置1组区域效果检验孔，每组沿工作面倾斜方向布置2个，钻孔布置在钻孔间距较大、抽放时间较短的地点，测定煤层残余瓦斯含量。4、区域验证初次进入回采工作面时，采用钻屑指标法连续至少2次执行区域验证，测定钻屑瓦斯解吸指标（h2200Pa）和钻屑量（Smax6/m）。验证钻孔布置在煤层软分层中，无软分层则布置在较软的煤分层中，沿工作面倾斜方向布置，沿回采方向施工，钻孔孔深810m，孔径42mm，倾角0，孔间距1015m。机巷向上57m布置第一个孔，距风巷68m布置最后一个钻孔。工作面回采前300m范围进行连续区域验证，在测试指标不超标且无任何异常情况下，保留回采方向层面上2m最小投影超前距，采取安全防护措施进行回采。回采300m之后测试指标不超标，无任何异常情况下，回采30m连续2次区域验证。第一次区域验证指标未超标，保留回采方向层面上2m最小投影超前距，并采取安全防护措施进行回采；第二次区域验证指标未超标且无任何动力现象时，则可回采距离为24m。只要有一次区域验证指标超标或验证钻孔发现了突出预兆，则该区域100m范围内的回采作业则执行局部综合防突措施。工作面防突措施指标不超标且无任何突出预兆，必须连续两个循环采取局部防突措施，经检验指标不超标且无任何突出预兆，判定无突出危险后，才能恢复工作面验证措施。施工区域验证孔时，当验证钻孔出现指标超标或发现突出预兆，则在超标孔上下两个未超标的验证孔之间、或无突出预兆（指标不超标）的验证孔之间实施排放孔。整个工作面区域验证孔出现突出预兆或指标超标，则全工作面实施排放孔（小直径排放），执行局部防突措施。（二）、局部防突措施按照3601N1回采工作面综合防突措施执行。防突钻孔无法施工或验证孔超前距不够时，必须立即停止作业，并向矿总工程师汇报，矿总工程师组织专业人员探明构造情况后，组织生产、安监、地质、通瓦专业人员对防突措施进行修改补充，严格按修改补充后的防突措施实施，经效果检验无突出危险后方可恢复作业。第三节 排水系统工作面涌水通过N1机巷采用风泵排水至N1机巷联络巷，经+110m抽放巷至3601材料上山，至0m运输大巷汇入0m水仓，经0m中央水泵房排至+180m北大巷，流入+180m水仓，经+180m中央水泵房排至+360m放水平硐流入孝子河。第四节 供电系统根据各变电所到此工作面的距离，考虑该工作面临时配电点及泵站安设在+110m抽放巷（如图所示），高压系统由3603区变电所供出；高压电缆铺设线路为：3603区变电所-+110m抽放巷-N1工作面临时配电点（详见3601N1工作面供电设计说明书）附图10: 3601N1工作面供电系统示意图。第五节 通讯照明一、通信系统1、工作面安设一套KT113型无线通讯系统，供工作面使用。2、工作面机巷630型刮板输送机机头、第一台150型刮板输送机机头处各安设一部通信电话，地面主机为MTD-958，通过交换箱连接。电话及线路保持完好，不得随意拆移电话。二、照明系统各输送机转载点及硐室安装防爆型照明灯一个。第五章 劳动组织和主要技术经济指标第一节 劳动组织一、作业方式实行“两采两准”的作业形式，中班、下夜班采煤，早班及上夜班检修、打眼爆破。二、劳动组织表12 劳动组织表工种准备一班生产一班准备二班生产二班合计跟班队长11114班长11114采煤司机224拉架工224送转司机5510端头