3(13)43综采工作面作业规程5doc.doc

川煤集团广旺公司代池坝煤矿 3（13）43综采工作面作业规程第一章 概 况第一节 编制依据根据本矿采煤工作面接替安排，3（13）43综采工作面由综采队回采，为搞好该采煤工作面作业规程的编制工作，收集整理了下列资料作为本作业规程的编制依据。一、川煤集团广旺公司代池坝煤矿304采区13#煤层开采设计方案； 二、代池坝煤矿总工程师审批的3（13）43综采工作面地质说明书； 三、川煤集团广旺公司代池坝煤矿编制的采煤各工种操作技术规程和岗位责任制；四、川煤集团广旺公司安全质量标准化标准及考核评级办法；五、代池坝煤矿2011年度采掘生产接替计划表；六、批准的3（13）43综采工作面供电设计；七、2011年版煤矿安全规程。第二节 工作面位置及井上下关系 表1-1-1 工作面位置及井上下关系表 水平名称+320m采区名称304采区地面标高（m)+750+900井下标高（m)+404.97+463.2地面相对位置3（13）43综采工作面对应地面为代池坝井田的侯家寨。回采对地面设施的影响3（13）43综采工作面对应的地面为山坡林地，无民房等建筑物，回采对地面无影响。井下位置与四邻关系3（13）43综采工作面位于代池坝井田304采区+391m+458m阶段石门以西13#煤层中。上部3(13)41工作面已回采完毕第三节 工作面参数及煤层情况 表1-2-2 工作面参数及煤层情况表 工作面参 数走向长度（m)500510倾斜长度（m)6883面 积（m2)3787550575煤层情况煤层厚度（m)1.021.41结构式（m)极复杂1.25容重（t/m3）1.35硬 度3.0煤 种PS倾 角（0）3241稳定程度稳定可采指数1.0036煤 层情 况描 述 3（13）43综采工作面煤层厚度、结构较稳定，纯煤厚平均为1.25m，夹矸层数较多，且夹矸总厚大于二分之一煤分层。总厚。第四节 煤层顶底板 表1-3-3 煤层顶底板情况表顶底板名 称岩 石名 称厚 度（m）硬 度（f）岩石特征直接顶粉砂岩8.695.0灰色中厚状泥质粉砂岩伪 顶炭质泥岩0.10黑色薄层状泥岩直接底粉砂质泥岩1.104.5灰色中厚层粉砂岩质泥岩老 底石英砂岩22.42岩灰色厚层状中粗粒石英砂岩 附图1-1-1:13#煤层综合柱状图。第五节 地质构造表1-4-4 煤层地质构造情况表 地质构造情况构造名称轴 距倾伏向倾伏角倾向上影响（m）走向上影响（m）褶 曲1.51001221812.0210构造名称落差倾向倾角倾向上影响（m）走向上影响（m）F1逆断层0.20220621.030.0构造名称落差倾伏向倾伏角倾向上影响（m）走向影响（m）F2逆断层0.551032从工作面运输巷、回风巷中所揭露的煤层情况来看，煤层的倾角变化较大，3241之间。在运输巷二平巷见煤点前50m处遇一小型逆断层,断层面产状为22062(落差0.20m), 二平巷见煤点前57m处遇一褶曲产状倾伏向122倾伏角18,造成运输巷起伏坡度较大,煤层倾角变缓,对回采会有一定影响。在3（13）43工作面运输巷导线点13-6向东57m处有一逆断层，倾伏向103倾伏角2,沿走向影响约100m,对3（13）43综采工作面无影响。第六节 水文地质一、水文地质情况1、 3(13)43综采工作面及开切眼内13#煤层的直接顶为粉砂岩,底板为粉砂质泥岩。煤层的富水性弱，预计工作面正常涌水量0.1m3/h，最大涌水量2.0m3/h，对生产无影响。2、 加强作业人员的防治水知识培训，日常水沟和排水管道的疏通工作，及时清理水沟、水池内淤泥及杂物，确保排水系统畅通无阻。3、工作面及其它作业地点出现有挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气、水叫、顶板淋水加大、顶板来压、底鼓或产生裂隙、出现渗水、水色发浑、有臭味等预兆时，必须停止工作，采取措施，立即报告矿调度室。二、防治水措施1、施工队在回采中要保障运输巷与回风巷中的排水沟畅通。减小在回采时，回风巷中的积水涌入工作面，而影响安全生产。2、在回采过程中若遇工作面涌水量比平时增大时要及时向相关单位汇报，并采取相应探放水措施。第七节 瓦斯情况一、工作面及周边瓦斯地质情况3（13）43采面上阶段为304采区的458525阶段，此阶段的3（13）43工作面已停止回采。在掘进3（13）43时，根据所收集资料来看该巷道内CH4 和CO2涌出情况分别为0.16%、0.10%。 二、预计吨煤瓦斯含量根据以往的瓦斯鉴定及瓦斯地质资料分析，预计3（13）43采面的吨煤瓦斯含量为CH4：3.454.37m3/t，CO2：2.072.76m3/t。三、预计工作面CH4 、CO2：涌出情况及瓦斯二氧化碳的相对、绝对涌出量根据掘进时的瓦斯检测及上阶段、同阶段工作面的历史检测、瓦斯鉴定情况和瓦斯地质情况分析，3（13）43运输巷的CH4 、CO2涌出有一定的规律性，沿工作面倾斜方向和工作面走向的瓦斯变化不大，预计3（13）43工作面CH4：绝对涌出量为0.41m3/min（150T/日），相对涌出量为3.396m3/t，CO2：绝对涌出量为0.24m3/min，相对涌出量为2.304m3/t。四、瓦斯、二氧化碳对本工作面的影响程度预计由历年瓦斯检测与鉴定瓦斯数据反应，瓦斯、二氧化碳对工作面的生产影响较小。因此预计瓦斯、二氧化碳对3（13）43工作面的安全生产影响较小。但该工作面的通风瓦斯必须严格管理，上下缺口及尾巷的瓦斯管理工作要作为该面瓦斯管理的重点进行。第八节 影响回采的其他地质因素 一、影响回采的其他地质因素情况 表1-5-5 影响回采的其他地质因素情况表其他因素对回采工作面的影响CH4 3（13）43综采面13#煤层ch4绝对涌出量为1.50m3/minCO2 CO2绝对涌出量为0.24m3/min煤层爆炸指数 煤尘无爆炸性煤层自燃倾向性 煤层不易自燃地温危害 地温无异常，对回采无影响冲击地压危害 无冲击地压，对回采无影响二、地质部门建议1、由于3(13)43综采工作面直接顶、底板为粉砂岩及粉砂质泥岩，岩性较硬，裂隙较发育，局部顶板较破碎，因此必须加顶、底板管理；2、在3(13)43综采工作面构造带瓦斯涌出量相对增高，回采中必须加强通风瓦斯理。3、3(13)43综采工作面运输巷坡度变化较大,必须加强斜坡运输安全管理,确保运输安全。第九节 储量及服务年限一、工作面储量工作面13#煤层工业储量63914.6吨，回采率97%，可采储量61996.6吨。 二、工作面生产能力 （一）工作面日产量工作面推进一次割煤1刀，每班割煤3刀，两班生产割煤共6刀。 =6750.62.11.350.97 742.49t式中： A：工作面日产量，t；N：采煤机日进刀数，6刀。L：工作面平均长度，75m；S：截深，0.6m；M：煤层平均厚度，2.1m；：煤的容重，1.35t/m3； C：工作面回采率，取0.97；（二）工作面月产量 An=nAk1=30742.490.85=18933.50t式中：n：月生产天数，按30天计算；An：工作面月产量，t；k1：月正规循环率，取0.85。 三、工作面服务年限T=Z/An=61996.6/18933.503.3月式中： T：工作面服务年限，月；Z：工作面可采储量，t。第二章 采煤方法第一节 巷道布置一、工作面运输巷3（13）43工作面回风巷是顺13#煤层掘进的半煤巷，梯形断面，采用金属支架架厢支护，巷道毛断面积6.49 m2、净断面积5.35m2，该巷道主要用于回风、运料和行人等。附图2-1-2：3（13）43综采工作面回风巷断面图二、工作面回风巷3（13）43工作面进风巷是顺13#煤层掘进的半煤巷，为异形断面，采用树脂锚杆和金属网支护；巷道毛断面积8.75 m2、净断面积8.34m2。 图2-2-3：3（13）43综采工作面进风巷断面图三、工作面开切眼3（13）43综采工作面开切眼规格为：（上段沿真倾斜长度30m宽度7.5m、下段宽度为6.5m），采用单体液压支柱、等强螺纹树脂锚杆、钢塑复合防护网和锚索进行联合支护。图2-3-4：3（13）43综采工作面开切眼上段断面支护图图2-4-5：3（13）43综采工作面开切眼下段断面支护图第二节 采煤方法及采煤工艺一、采煤方法根据矿装备水平、煤层倾角、厚度、顶底板特性、瓦斯含量等，3（13）43回采工作面采用走向长壁后退式综合机械化采煤方法，使用MG250/600-AWD2型交流电牵引割煤机落煤。左滚筒割上部煤，右滚筒割下部煤，滚筒自旋使其截齿将煤破碎。根据煤层赋存情况及工作面安装的支架、割煤机参数，确定工作面采高为采全高（低于2.8m时采全高，超过2.8m时留底煤）。二、设备配备工作面设备的配套原则和要求：1.所选设备应与生产能力相适应；2.设备的选型必须配套；3.设备的强度必须足够；4.用电电压必须满足设备的要求。三、采煤工艺3（13）43综采工作面煤层为倾斜煤层，煤层倾角为3241，平均为36。采用MG250/600-AWD2型采煤机从机尾向机头单向上行割煤，左滚筒割上部煤，右滚筒割下部煤，利用滚筒自旋将煤破碎，并装入SGZ-730/320型刮板输送机（本规程以下简称为320刮板输送机）。（一）割煤工序1.采煤机进刀方式：从工作面中部斜切进刀，进刀过程具体如下：从进刀位置往上行割煤，左滚筒割上部煤，右滚筒割下部煤至上出口；然后往下牵引采煤机，左、右滚筒下行收浮煤，同时从上往下跟机移溜、拉架。当采煤机牵引至原进刀位置时，调整滚筒，右滚筒割上部煤，左滚筒割下部煤至割穿下出口后，返回上行收浮煤至进刀位置，恢复采煤机进刀状态，准备下一刀循环作业。附图2-5-6：3（13）43综采工作面采煤机进刀及割煤示意图（二）进刀距离的确定D=2L+L运弯式中：D进刀距离，m； L采采煤机机身长，最大长度为12.784m； L运弯320刮板输送机弯曲段长度，取15m；把以上数据带入式中，得D=212.784+15=40.568m进刀距离取41m。（三）移架工序采用追机移架的方式，在采煤机割煤后，先移刮板输送机，再移支架。即割煤移刮板输送机移架。正常移架要滞后采煤机后滚筒35架，移架步距为0.6m。四、回采工艺说明及要求（一）落煤方式采用MG250/600-AWD2型采煤机螺旋滚筒截割落煤。采用斜切进刀方式，进刀深度为0.6m，斜切进刀段长度不小于41m。采煤机正常割煤时采用左滚筒在上部割顶煤（包括伪顶），右滚筒在下部割底煤的方式割煤。采煤机牵引方式为电牵引。采煤机以03.0m/min的速度向上割煤（下行收浮煤），割穿风、机巷煤帮。当采煤机无法割穿风、机巷煤帮时，采用煤电钻打眼、放炮落煤，人工攉煤。附图2-6-7：3（13）43综采工作面缺口炮眼布置图及爆破参数表（二）装煤方式采用MG250/600-AWD2型采煤机螺旋滚筒配合SGB-730/320型刮板输送机铲煤板装煤。（三）运煤方式采用SGB-730/320型刮板输送机运煤，机巷采用一台SZZ-730/160型桥式转载机和一台DSJ-80/60/2110型胶带输送机运至3（13）43采面溜煤上山，3（13）43采面溜煤上山与304采区煤仓相连接，煤炭直接运至304采区煤仓，在+320m水平东大巷煤仓采用2台JD-11.4型绞车牵引1t矿车装车运输，再由10t架线机车牵引1t矿车运输至主斜井下车场，再经2m绞车提升到地面主斜井工业广场，最后由10t架线机车运至外煤仓。（四）采煤机割煤以及工作面运煤技术要求1.割机头、机尾三角煤时，必须保证将三角煤割透，保证机、风巷底板到工作面底板平缓过渡，防止发生机头、机尾过渡槽翘起事故。2.采高最大不超过2.8m，最小不小于1.4m。煤层厚度低于1.4m时破底板保证采高达到1.4m，大于2.8m时，留底煤开采。3.顶底板要割平，避免顶底板留有台阶或不平，出现拉架困难、采煤机滚筒割支架探梁或啃底及支架接顶不严、支架拉不到位造成端面距过大等情况。4.必须保证采煤机滚筒截齿完好无缺，割煤时若发现截齿丢失、严重磨损等现象时，应及时停机更换截齿。5.工作面遇分岔矸较厚时，另行补充技术安全措施。6.刮板输送机在推移后保证一条直线。7.刮板输送机机头、中部、机尾推进度保持一致，推移步距为0.6m，确保截深、产量和工程质量。8.推移工作面320刮板输送机时，320刮板输送机弯曲度不得超过3，推移320刮板输送机时最小弯曲段不得小于15m。9.除进刀位置和煤壁片帮外，要保证端面距，严禁采煤机碰、割顶梁。（五）支护方式工作面采用ZQY3400-12-28型急倾斜支撑掩护式液压支架对顶板进行支护，移架步距应保持在0.6m。移架时，保证支架到位、端面距应保持在100340mm之间，避免端面距过小造成采煤机滚筒割支架前探梁或将机组挤下道，端面距过大出现冒顶现象。移架的基本要求：1.拉架工必须经过培训，掌握支架工作原理及性能等操作知识，严格按拉架程序执行。2.拉架前要将支架内，支架间的浮煤、浮矸及杂物清理干净，并检查电缆，液压管有无挂、卡、挤、压现象，如果发现有损坏现象要及时处理，待处理好后才能进行拉架工作。3.支架采用上架控制下架支架进行邻架操作。4.拉架时，要通知附近人员撤到安全地点。5.如果顶板破碎时，带压拉架，必须跟至采煤机后滚筒，以防止顶板冒落。6.拉工作面机头段支架时要停止采煤机和320刮板输送机运行后才能拉架，工作面只能随采煤机割煤从机尾向机头进行拉架。7.移架降柱一般在50100mm之间，特殊情况下以不超过相邻支架侧护板的三分之二为准，严禁相邻两架支架同时降架。8.移架时速度要快，一次拉到位，并随时调整支架，不得歪斜。移架前应拉线移架，确保移架后的支架、320刮板输送机成一条直线，其偏差不得超过50mm。使支架垂直于顶底板，且顶梁与顶板呈面接触，严禁顶梁前端与顶板呈线接触。9.相邻支架间不能有明显错差（上、下错位不超过侧护板的三分之二为准），支架不挤、不咬、架间空隙不超过200mm。10.若煤壁出现冒顶时，先把支架推移缸收完，安排专人看好安全，操作人员站在安全地点，找尽悬矸活石，并把木料放在顶梁上面使木料接顶，发现问题及时撤到安全地点。出现支架背架、刹帮、钻底撬脚等现象必须及时处理。11.及时调整支架加长节、加长帽，正常情况下支架立柱液压行程在缸体外不大于700mm，不小于200mm，以防受力不好和压死支架。更换修理液压元件时，只能在钢编管不带压的情况下进行。12.若支架推移无动作或升降无动作时，必须将阀片打到零位，详细检查、分析原因，不能强行推移，以免损坏设备。13.推移320刮板输送机时保证320刮板输送机弯曲度不得超过3，160刮板输送机必须平、稳、直，做到机头不拉回煤，严禁从两头（即机头、机尾）往中间移160刮板输送机，只能从机头向机尾依次移溜。14.打了防滑支柱的支架，待刮板输送机移拢时，才卸支柱拉架，必须是下面第一组打好后才卸第二组。15.移排头支架顺序，前十架为排头支架（必须安齐防倒，前后防滑缸体，随时保证完好），移架时若发生倒架摆角等，要使用好排头支架的防倒、防滑和调架千斤顶进行调架，确保排头支架起到排头作用，移第二、三架时先对第一架支架注一次液，以防倾倒。拉架时使用好侧护、底调，防止支架下滑。咬架与歪架处理措施：（1）正常生产时，严格控制采高，找平顶、底板，按规定程序拉架。（2）若咬架、歪架不严重时，可通过防滑、防倒千斤顶，侧护板千斤顶进行调整。（3）若支架歪斜严重，可用单体液压支柱配合调架装置进行调架，调、扶液压支架时，作业点下方禁止人员行走和停留。除操作人员外其他人员应离作业地点5m以外。调整支架前应先清理好架间、底座箱上的障碍物并对顶板进行加强维护，防止漏矸、窜矸伤人。（4）利用单体液压支柱调架，单体液压支柱生根要安全、牢固、可靠。升降支架、单体液压支柱人员要紧密配合好，并站在安全地点远程操作，且设专人观察顶板、煤帮变化情况，发现问题及时处理。（5）支架出现故障需检修时，必须关闭本架截止阀并与泵站司机联系，停泵后方可进行处理。四、工作面正规循环生产能力工作面平均采高为2.1m，工作面推进一次为一个循环，循环进度为0.6m。W=LShrc=750.62.11.350.97=124t式中：W工作面正规循环生产能力，t； L工作面平均长度，75m； S工作面循环进尺，0.6m； h工作面平均采高（含伪顶），2.1m； r煤的容重，1.35t/m3； c工作面采出率，97%。第三章 顶板控制第一节 顶板支护设计一、采煤工作面的支护设计1.工作面顶板采用ZQY3400-12-28型急倾斜支撑掩护式液压支架支护。2.工作面上出口顶板采用上端头支架对顶板进行支护，端头区内上端头支架未支护到区域采用DZ2540/100单体液压支柱配钢梁（L=1.82.2m的11#工字钢）或半圆木（L=1.82.2m、160mm的半圆木）沿煤层倾向一梁二柱架设进行支护，柱距0.8m，棚距1.0m。上端头支架与工作面最末一架支架架间间隙超过超过0.6m时，则在中间加打带帽点柱，当顶板破碎时则在上端头支架与工作面最末架支架间，采用DZ2540/100单体液压支柱配HDJA-1000型铰接顶梁呈正悬臂走向架设进行支护，柱距根据现场确定，排距1.0m。工作面下出口顶板采用ZTHJ11400/15.5/23型横式急倾斜端头液压支架支护，3#、2#、1#按由采空区向煤壁方向横向并排在机巷支护该区域顶板，确保下出口安全畅通。端头液压支架前探梁端与1#液压支架探梁下侧间距不超过0.6m，否则在中间加打带帽点柱；端头液压支架前探梁端与1#液压支架探梁下侧允许间距差不超过0.3m。严禁用端头液压支架作为工作面支架的防滑基架。切顶密集支柱布置1排，柱距0.4m。3.回风巷超前支护段顶板：自工作面煤壁起010m双排超前支柱采用DZ2540/100单体液压支柱配L=2.03.0m、160mm半圆木沿煤层倾向一梁二柱架设进行支护，棚距1.0m，自工作面煤壁起1020m单排超前支柱采用戴帽点柱沿走向进行支护，柱距1.0m。运输巷超前支护：自工作面煤壁起010m采用双排单体支柱戴帽点柱沿走向进行支护，柱距1.0m；自工作面煤壁起1020m采用单排单体支柱戴帽点柱沿走向进行支护，柱距1.0m。二、支护强度验算Pt=9.81HRk=（9.812.12.54.14）KN/m2=213.22（KN/m2）=0.21322MPa式中：Pt工作面合理支护强度 KN/m2； H采高，取最大值 2.1m； R直接顶岩石容重，取2.5t/m3； k上覆岩层厚度和采高之比，取4.14（一般取48）。本工作面选用ZQY3400-12-28型急倾斜支撑掩护式液压支架，最大支护强度0.55 MPa0.56Mpa，ZTHJ11400/15.5/23型急倾斜横式端头液压支架提供的支护强度为0.88 MPa0.95MPa，故支架选型合理。表3-1-6 ZQY3400-12-28型液压支架参数表支架高度1200-2800mm工作阻力3600KN初撑力1410-1537KN支护强度0.55-0.56MPa支架中心距1500mm工作面上、下出口选用DZ2525/100型外注式单体液压支柱，额定工作阻力为350KN。支柱的实际支撑能力Rt=KgKzKbKhKaRRt=（0.990.950.90.950.9350）KN/根=253.3KN/根式中：Rt支柱实际支撑力，KN/m2； Kg液压支柱工作系数，取0.99；Kz液压支柱增阻系数，取0.95；Kb液压支柱不均衡系数，取0.9；Kh液压支柱采高系数，取0.95；Ka液压支柱倾角系数，取0.9。工作面合理的支护密度N=Pt/Rt=（343.35253.3）根/m2=1.35根/m2根据以上计算，单体液压支柱支护区柱距取0.8m，排距取1.0m。三、支护配套设备选型及有关要求3（13）43综采工作面支护配套设备有乳化泵站及泵管。1.乳化泵及管路选型ZQY3400-12-28型急倾斜支撑掩护式液压支架说明书规定的泵站压力为31.5MPa，确定乳化泵站额定压力为31.5MPa。根据绿水洞现有的乳化泵设备，选用无锡煤矿机械厂有限公司制造的BRW315/31.5型乳化液泵，该型号乳化泵站额定压力为31.5MPa，符合支架所需要求。选取由浙江巨隆集团生产的高压钢丝缠绕胶管作为主进、回液管，型号为4SP3249-32。该泵管额定承受力为32MPa，满足所需要求。选取4SP3249-32O钢丝缠绕胶管为工作面的进液管，38的钢丝缠绕胶管为工作面的回液管，16的钢丝缠绕胶管为支架的进回液管，13的钢丝缠绕胶管为支架的推溜、升柱进液管，10的钢丝缠绕胶管为支架的降柱、平衡等进回液管。2.乳化泵站位置设置3（13）43工作面回采期间，乳化泵站安设3（13）43回风巷内。3.乳化泵站使用规定（1）乳化泵站压力调整要求乳化泵站和液压系统完好，不漏液，泵站压力大于等于30MPa。（2）乳化液配制方式及乳化液浓度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。（3）乳化泵站检查方式通过观测乳化泵站的水位情况是否达到要求、压力表读数是否大于等于30MPa、乳化液颜色是否呈乳白色；通过折射仪检查乳化液浓度是否达到规定值，乳化液配比浓度每班必须检测2次。第二节 工作面顶板控制一、正常工作时期的顶板控制方式采空区顶板采用全部垮落法处理，即采空区顶板随支架前移自行垮落充填。工作面内顶板采用跟机拉架支护，即滞后采煤机后滚筒35架进行移架，最大控顶距为4.94m，最小控顶距为4.34m，端面距340mm。控顶距确定 =4.0+0.34 =4.34 =4.34+0.6 =4.94二、正常回采时期的特殊支护方式详见上、下端头区顶板管理。三、平行作业的安全距离及有关要求 由于本工作面倾角较大，不允许平行作业，工作面拉架时拉架工只能在操控架（即工作架的上一架）内进行，拉架时拉架点下方严禁人员进行清收浮煤等架前作业，人员在支架内躲避、以避免掉矸或支架挤伤人员；拉架滞后采煤机后滚筒35架，且采煤机司机要在支架内；割煤时，采煤机下方严禁有人作业，并将人员撤至机、风巷及采煤机上方。四、特殊时期的顶板控制措施另行编制。第三节 机巷、回风巷及端头顶板控制一、工作面上、下安全出口及端头区的支护管理（一）上出口及端头区支护末架支架上侧护板至回风巷上帮为上出口及端头控顶区。采用上端头支架进行有效支护，上端头支护区内端头支架未支护到的区域采DZ2540/100单体液压支柱配钢梁（L=1.8m2.2m的11#工字钢）或半圆木（L=1.8m2.2 m，160mm的半圆木）沿煤层倾向一梁二柱架设进行支护，柱距0.8m，棚距1.0m。但钢梁与半圆木不得混支。上端头支架与工作面最末一架支架架间间隙超过超过0.6m时，则在中间加打带帽点柱，且布置一排切顶密集支柱柱距0.4m，当顶板破碎时则在上端头支架与工作面最末架支架间采用单体支柱配半圆木打一梁二柱，排距为0.6m。（二）下出口端头支护使用ZTHJ11400/15.5/23型横式急倾斜端头液压支架，3#、2#、1#按由采空区向煤壁方向横向并排在机巷支护该区域顶板,确保下出口安全畅通。端头液压支架前探梁端与1#液压支架探梁下侧间距不超过0.6m，否则在中间加打带帽点柱；端头液压支架前探梁端与1#液压支架探梁下侧允许间距差不超过0.3m。严禁用端头液压支架作为工作面支架的防滑基架。（三）上、下出口、端头支护区、超前支护区使用铰接顶梁、钢梁时每根铰接顶梁和钢梁上必须背排柴35根，铰接顶梁必须铰接。（4） 单体液压支柱必须迎山有力，严禁“和尚头”支护。单体液压支柱漏液时必须立即更换或处理，软底时必须“穿鞋（即垫木掌子）”。二、机、回风巷超前支护的范围及支护形式（一）支护要求回风巷超前支护段顶板，煤层倾角小于35时自工作面煤壁起010m双排超前支柱采用DZ2540/100单体液压支柱配L=2.03.0m、160mm半圆木沿煤层倾向一梁二柱架设进行支护，棚距1.0m，自工作面煤壁起1020m单排超前支柱采用戴帽点柱沿走向进行支护，柱距1.0m。煤层倾角大于35时矮帮采用戴帽点柱沿走向进行支护，柱距1.0m，高帮采用单体液压支柱打在巷道内原有的钢梁上进行支护，柱距不大于1.0m。机巷超前支护段顶板：自工作面煤壁起010m双排超前支柱采用戴帽点柱沿走向进行支护，柱距1.0m，高帮采用单体液压支柱打在巷道内原有的钢梁上进行支护，柱距不大于1.0m；自工作面煤壁起1020m单排超前支柱采用戴帽点柱沿走向进行支护，柱距1.0m。（二）支护质量及标准：1.两巷单体液压支柱要打成一条直线，并系好防倒绳，以防倒柱伤人。2.支柱应打在实底上，并做到迎山有力（迎山角35），=100mm的单体液压支柱，支柱初撑力不小于90KN。3.铰接顶梁必须铰接，并保证平直，顶梁上方起伏不平处用木料接实顶板。4.上下巷道的高度不低于1.8m，行人道宽度不得小于0.8m。5.超前支护范围内严禁堆放闲置设备及杂物。6.超前支护以外的巷道出现煤壁片帮时应及时打戴帽点柱支护，要求被帮严实，并根据煤矿安全规程的规定安排专人进行维护。三、支护材料的使用和存放管理1.支柱、顶梁要建台帐统一管理，现场材料挂牌与实际相符。2.支柱、顶梁堆码整齐，损坏的支柱、顶梁不得使用，并及时更换。3.按工作面正常使用量的10%准备齐备用支护材料，支护材料存放于3（13）43工作面风巷，距轨道的安全距离不少于0.5m，堆码上架并挂好挂牌。附图3-1-8：3（13）43综采工作面、运输巷、回风巷及端头支护示意图。第四节 矿压观测工作面每10架安装一个DYJ-B型综采支架压力连续记录仪，安装在每10架支架的中间两架其中一架支架上，根据现场情况确定并统一安装。DYJ-B型综采支架压力连续记录仪，对顶板压力进行观测。定期收集一次数据由生产技术科进行分析，根据双测点综采支护压力变化曲线直方图及时调整泵压，确保支护强度。第四章 生产系统第一节 运 输一、运输设备及运输方式（一）运煤设备及装载方式工作面采用双滚筒采煤机落煤后，利用其机组螺旋滚筒与工作面320刮板输送机铲煤板配合装煤，由工作面SGB-730/320型刮板输送机输送至机巷SZZ-730/160桥式转载机，至一部DSJ-80/60/2110型胶带输送机至3（13）43溜煤眼至304煤仓。工作面机头、机尾及工作面溢出的浮煤通过人工将其装入320刮板输送机内。（二）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矿车或平板车、JD-40绞车、JSD-20回柱机，经过3（13）43工作面运输、回风巷运进工作面。二、移160刮板运输机的方式 采用支架推移缸推移工作面320刮板输送机，推移步距为0.6m，推移320刮板输送机只能从机头向机尾依次推移。320刮板输送机弯曲度不得超过3，推移320刮板输送机时最小弯曲段不得小于15m，推移方向按自下而上顺序进行，严禁从两头向中间推320刮板输送机。三、运煤路线3（13）43工作面3（13）43工作面运输巷3（13）43溜煤上山304采区煤仓+320m水平东大巷煤仓304采区下部车场再由10t架线机车经+320m水平东运输大巷+320m水平主石门运至主斜井下车场，采用2m绞车提升经主斜井出地面，最后由10t线机车运至外煤仓。四、辅助运输路线该工作面的材料从地面经+320m水平下车场+320m水平东大巷304采区下部车场304采区轨道上山下放至+458m甩道车场，最后再由人工运输到3（13）43工作面回风巷存放地点。附图4-1-9：3（13）43综采工作面运输系统示意图第二节 “一通三防”与安全监控一、通风系统（一）通风方式、通风系统及工作面通风设施安设位置和质量要求1.通风方式3（13）43综采工作面采用3（13）43运输巷进风，3（13）43综采面回风巷回风，为上行式通风。通风路线：管子斜井+320m主石门+320m东大巷+304采区轨道上山+391m阶段集中运输巷3（13）43运输巷3（13）43工作面3（13）43回风巷304采区通风上山+535m水平东大巷风井（地面）。2.通风系统见附图4-2-10：3（13）43综采工作面通风系统示意图3.通风设施安设位置和质量要求本工作面通风设施有风门和调节风窗，风门安设在+458m、+391阶段集运巷与联络巷内。风门的安设质量严格按标准化要求进行。（二）风量计算根据通风瓦斯科提供的资料，预计该工作面绝对瓦斯涌出量为0.41m3/min，绝对CO2涌出量为0.24m3/min。1.按工作面每班工作的最多人数计算风量Q=4N=450=200（m3/min）式中：N工作面同时工作最多人数取50人。2.按工作面绝对瓦斯涌出量计算风量Q=100qK2=1000.411.35=55（m3/min）式中：q工作面绝对瓦斯涌出量为0.41m3/min（该工作面绝对瓦斯涌出量为0.41 m3/min，绝对CO2涌出量为0.24m3/min，计算时取绝对瓦斯涌出量进行计算）；K2瓦斯涌出不均衡系数，取1.35。3.按工作面温度计算Q=60VS=601.09.46=567.6（m3/min）式中：S工作面平均断面积，取9.46m2；S=（L1H1+L2H2S12）/2=（3.972.1+3.371.23.2772）/2=9.46 m2L1最大控顶距；L2最小控顶距；H1工作面最大采高；H2工作面最小采高；S1工作面支架、320刮板输送机、架前挡矸门断面积；V工作面温度与对应风速调整系数，取1.0。取最大值567.6m3/min，实际风量按600m3/min配风。4.风速验算 按最低、最高风速验算工作面的风量Vmin=600/5.06/60=1.97m/s工作面最大断面积最大控顶距最大采高工作面支架、320刮板输送机、架前挡矸门断面积3.972.13.2775.06。1.97m/s大于煤矿安全规程规定的最低风速0.25m/s。Vmax=600/5.06/60=1.97m/s 工作面最小断面积最小控顶距最小采高工作面支架、160刮板输送机、架前挡矸门断面积3.372.13.2773.80m2。1.97m/s小于煤矿安全规程规定的最高风速4.0m/s。通过验算可得最低、最高风速均符合煤矿安全规程的规定。5.确定工作面实际需要风量根据上述原则，确定取工作面实际需要风量为600m3/min。通风瓦斯科在开采期间根据工作面实际情况进行风量调配，但必须报矿总工程师批准，确保工作面的正常通风。（三）通风路线：管子斜井+320m主石门+320m东大巷+304采区轨道上山+458m阶段集中运输巷3（13）43运输巷3（13）43工作面3（13）43回风巷304采区通风上山+535m水平东大巷风井（地面）。二、瓦斯防治1.工作面上隅角易发生甲烷积聚或超限，根据工作面实际情况若工作面上隅角出现甲烷积聚或超限，采用风帐进行导风处理。当甲烷积聚或超限（甲烷浓度大于或等于1.0）时必须停止作业并检查风帐导风效果是否良好。2.进入该工作面的矿长、矿技术负责人、采掘队长、通风队长、工程技术员、班长、流动电钳工、安全监测工，必须携带便携式甲烷检测报警仪。瓦斯检查工必须携带便携式甲烷检测报警仪和光学甲烷检测仪。3.该工作面使用2个KG9701A甲烷传感器T1、T2，其中T1传感器安设在距工作面煤壁10m范围内，报警浓度为1.0，断电浓度1.5，复电浓度小于1.0，断电范围：工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备；T2安设在距工作面回风1015m范围内，报警浓度为1.0，断电浓度1.0，复电浓度小于1.0，断电范围：工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备。当T1传感器达到报警浓度时必须停止作业检查风帐，T1、T2传感器达到断电浓度时必须将人员撤出，当T1、T2甲烷传感器浓度低于1.0方可进入工作区域作业。4.在工作面上隅角设置甲烷传感器或便携式甲烷检测报警仪，采煤机设置机载式甲烷断电仪或便携式甲烷检测报警仪。5.甲烷传感器应垂直悬挂，距顶板（顶梁）不得大于300mm，距巷道侧壁不得小于200mm，并应安装维护方便，不影响行人。6.在工作面回风1015m安设一氧化碳传感器，一氧化碳传感器应垂直悬挂，距顶板（顶梁）不得大于300mm，距巷壁不得小于200mm，并应安装维护方便，不影响行人和行车；报警浓度0.0024。工作面采煤机安设一个设备开停传感器，安装在能正确反映被监测状态的位置。回风石门风门设置风门开关传感器，当两道风门同时打开时，发出声光报警信号。机巷胶带输送机滚筒下风侧10m15m处安设烟雾传感器。321变电所安装2台断电控制器，当瓦斯超限时能分别切断工作面及回风巷的高压和低压电源。7.每班由瓦斯检查员负责甲烷传感器T1的移展以及甲烷传感器每天的除尘，移展时应避免摔打、碰撞。使用连队负责监测电缆的整齐悬挂，安全监测工负责监测电缆的回撤。8.安全监测工每隔10天使用校准气体和空气样调校一次。调校时，应先在新鲜空气中或使用空气样调校零点，使仪器显示值为零，再通入浓度为1.0的甲烷校准气体，调整仪器的显示值与校准气体浓度一致，气样流量200ml/min；每隔10天必须对甲烷超限断电闭锁和甲烷风电闭锁功能进行测试；分站、传感器等装置在井下连续运行612个月，必须升井检修。9.与安全监控设备关联的电气设备、电源线和控制线在改线或拆除时，必须与安全监控管理部门共同处理。检修与安全监控设备关联的电气设备，需要监控设备停止运行时，必须经总工程师或通风安全副总工同意，以及在监控设备发生故障时必须采用人工监测。10.瓦斯检查：工作面设瓦斯检查员沿途检查，瓦检员按规定次数检测瓦斯，每班三次，严禁空班漏检、假检等责任不到位现象出现。（瓦检员的管理由通风防突队统一管理）。11.各跟班队长、班长、管理人员及流动作业人员必须携带便携式瓦斯检测报警仪，并在工作面上口回风隅角悬挂一台便携式瓦斯检测报警仪，对工作面瓦斯进行监测。12.各跟班队长必须及时掌握工作面CH4、CO2浓度的变化情况，必要时按要求组织人员撤离。三、综合防尘1.防尘措施（1）各运煤转载点必须设置喷雾装置，运煤时必须开启。（2）风巷、机巷距工作面50m处设置防尘水幕，工作面割煤时洒水降尘净化空气。（3）风巷、机巷每50m安设一个三通闸阀，每小班冲洗一次巷道顶、帮，严禁冲洗电机、开关（只能进行清扫），做到无煤尘堆积。 （4）装药时，必须使用水炮泥并按规定填足黄泥（工作面需要爆破时）。（5）佩带防尘口罩。（6）使用好采煤机的内外喷雾，要求喷嘴完好不堵塞，压力符合要求（内喷雾不小于2Mpa，外喷雾不小于1.5MPa）。（7）使用好各种防尘、降尘设施，不得撤除或损坏，保证防尘用水的水量和水压符合要求。2.隔绝瓦斯、煤尘爆炸措施（1）在工作面风巷、机巷距采面煤壁60m200m之间安装齐全隔爆水袋，水量充足。（2）隔爆水袋水量设计风巷隔爆水袋水量设计V风=SV1 =6.49200 =1298LS风巷断面积为6.49；V1风、机巷断面每平方200L水。机巷隔爆水袋水量设计V机=SV1 =8.75200 =1750LS机巷断面积为8.75；V1风、机巷断面每平方200L水。根据以上计算,风、机巷采用每袋装水40L的隔爆水袋，风、机巷隔爆水袋各布置45个，风、机巷隔爆水袋总水量各为1800L。隔爆水袋由通风防突队负责安装，并标明安装负责人，安装好后的隔爆水袋由采煤一队队长负责管理，安装质量符合要求。（3）每处隔爆水袋必须经常清刷，保证水量。四、防止煤层自燃1.加强通风管理，因巷道冒顶或其它原因导致风量达不到要求的，应立即整改，整改完毕后再恢复生产。2.确保工作面区域空气成分满足要求，正常情况下氧气浓度不得低于20%，二氧化碳不得超过0.5%，其它气体符合煤矿安全规程的规定。3.该煤层属不易自燃发火煤层。4.调整通风系统，确保通风系统合理、稳定可靠。5.严格执行矿防治煤层自燃发火的有关规定。五、监控系统该工作面使用2个KG9701A甲烷传感器T1、T2，其中T1传感器安设在距工作面煤壁10m范围内，报警浓度为1.0，断电浓度1.5，复电浓度小于1.0，断电范围：工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备；T2安设在距工作面回风1015m范围内，报警浓度为1.0，断电浓度1.0，复电浓度小于1.0，断电范围：工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备。表4-1-7 甲烷传感器设置地点报警浓度断电浓度复电浓度断电范围距工作面不大于10m处1.0%CH41.5%CH41.0%CH4采煤工作面回风巷内全部非本质安全型电气备距汇风点1015m处1.0%CH41.0%CH41.0%CH4采煤工作面回风巷内全部非本质安全型电气备采煤机1.0%CH41.5%CH41.0%CH4采煤机电源在工作面回风1015m安设一氧化碳传感器，一氧化碳传感器应垂直悬挂，距顶板（顶梁）不得大于300mm，距巷壁不得小于200mm，并应安装维护方便，不影响行人和行车；报警浓度0.0024。工作面采煤机安设一个设备开停传感器，安装在能正确反映被监测状态的位置。回风石门风门设置风门开关传感器，当两道风门同时打开 时，发出声光报警信号。机巷胶带输送机滚筒下风侧10m15m处安设烟雾传感器。304变电所安装2台断电控制器，当瓦斯超限时能分别切断工作面及回风巷的高压和低压电源。附图4-3-11：3（13）43综采工作面防尘与安全监控系统示意图第三节 排 水工作面涌水经3（13）43工作面运输巷+391m阶段联络巷+304采区通风上山+320m水平东三石门东运输大巷+320m主石门自流至中央水泵房，然后管子斜井排出地面。附图4-4-12：3（13）43综采工作面排水系统示意图第四节 供电系统设计一、3（13）43综采工作面供电设计概况该煤层为倾斜煤层，厚度为1.02m1.41m，煤层硬度3.0。采煤工作面平均倾斜长度75m，走向长度为505m。采用后退式采煤方式，采用大倾角综合机械化采煤和掩护式液压支架支护。两班采煤，一班检修。供电方式拟定为：采用2台移动变电站供电，其中高压6KV电源引自304采区变电所PJG43-6/100高压配电装置，移动变电站设在3（13）43回风巷、运输巷各一台。二、供电负荷统计：表4-2-8： 3（13)43综采工作面供电负荷统计表序号名 称型 号功率(KW)台数合计(KW)电压（V）使 用地 点1采煤机MG250/600-