修改后30205综采工作面作业规程6.doc

30205综采工作面回采作业规程 目 录第一章 概 况第一节工作面位置及井上下关系第二节煤层第三节煤层顶板岩性第四节地质构造第五节水文地质第六节影响回采的其它因素第七节储量及服务年限第二章 采煤方法第一节巷道布置第二节采煤工艺第三节设备配套第三章 顶板控制第一节支护设计第二节工作面顶板控制第三节运输巷、回风巷及端头顶板控制第四节矿压观测第四章 工作面生产系统第一节运输系统第二节“一通三防”与安全监控第三节排水系统第四节供电系统第五节信号照明第五章 劳动组织及主要技术经济指标第一节劳动组织第二节作业循环方式第六章 安全技术措施第一节一通三防第二节顶板管理第三节防治水第四节爆破第五节机电第六节运输第七节其它第七章 灾害预防处理及避灾路线第一节灾害预防第二节井下自然灾害防治第三节避灾原则路线第一章 概 况第一节 工作面位置及井上下关系位置：30205回采工作面井下位于3煤回风巷东侧，东部以相邻矿井芍药花煤矿为界，地面位于本矿工业广场东南；回采工作面对应地面有翠微高压线电杆，出矿公路，需提前采取措施。工作面推进长度为838米，切眼倾斜长180米，采区内标高为1390米1420米之间，相对地面标高为+1621.3米+1561米之间。井上下对照：地面标高平均为+1530m，地势较平坦，地表无大的河流。30205工作面西为本矿工业广场。第二节 煤层该井田一水平及辅助主要可采煤层为3-1、3-2、4-1、4-2，其该工作面开采煤层为山西组3-2#煤层，其煤层赋存状况序述如下：1、3-2号煤层该煤层全井田稳定可采，上距3-1号煤层8.9615.16m,平均11.64m,煤层厚度变化不大，为中厚煤层.煤层厚度一般为1.404.25m，平均2.1m。厚度变化不明显。煤层结构大部较简单，含夹矸02层，局部结构复杂，含夹矸可达4层。顶板为砂岩或砂质泥岩、泥岩，底板为泥岩、砂质泥岩或细砂岩。2、煤类、煤质与煤的用途一）煤岩特征1）宏观煤岩特征根据2006年补充勘查钻孔煤芯鉴定成果，同时结合左云南普详查勘探地质报告资料，按煤的平均光泽强度、煤岩成分的含量及其组合情况将3-2煤的宏观煤岩类型为以半亮型煤为主，弱玻璃光泽，碎块状一块状，质较硬，参差状断口，光亮型煤及暗淡型煤在各煤层中含量很少，多为较薄的夹层。2）显微煤岩特征根据左云南普详查勘探区地质报告中各煤层的煤岩鉴定结果，对各煤层煤的显微煤岩特征叙述如下：3-2号煤：煤中显微组分以镜质组和惰质组为主，平均含量分别为47.9 %、39.42%，壳质组分含量较少，占8.21%，半镜质组占4.47%。煤中矿物以粘土为主，占23.92%，有少量方解石，占1.15%。黄铁矿和石英含量甚微，各占0.59%、0.39%。3-2号煤的镜质组最大反射率为0.6798%。显微煤岩类型为微三合煤。第三节、煤层顶底板岩性一)顶、底板条件井田内各可采煤层顶板条件类型根据钻孔揭露，叙述如下：3-2号煤层的直接顶板为砂岩、砂质泥岩夹薄煤层。顶板类型属类。来压比较稳定，随煤层回柱垮落，基本填满采空区。2009年12月，该矿采取3-2、4-1号煤层顶底板委托山西省煤炭工业局综合测试中心进行了岩性力学性质试验，另外，2006年补勘工作在补2号孔对3-2、4-1、6号煤层顶板进行了岩石物理力学试验，试验结果为：3-2号煤层砂岩顶板抗压强度25.164.8MPa，平均49.2MPa，抗拉强度2.84.0MPa，平均3.3MPa。砂质泥岩底板抗压强度36.040.0MPa，平均38.4MPa，抗拉强度1.62.0MPa，平均1.8MPa。岩石力学试验结果汇总表煤层顶底板岩石名称力学性质试验抗压强度（自然）MPa抗拉强度MPa抗剪强度MPa3-2顶板中砂岩25.1-64.849.21.37-4.002.62.97-4.003.41底板砂质泥岩36.0-40.038.41.6-2.01.8由上表可知：3-2号顶板为中硬坚硬，坚固中等坚固类岩石。第四节、地质构造本工作面总体构造较为简单，基本为单斜构造，局部煤岩层产状有起伏。根据三维勘探资料情况和周边巷道实际揭露，预计该工作面内主要构造有：编号性质倾角倾 向落差延伸长度影响程度F401正断层53东 南5.5m长度180m影响回风、运输巷掘进该井田位于大同向斜南西端之东翼，受区域构造影响，该井田总体为一走向北东，向北西倾斜的单斜构造，地层比较平缓，倾角一般25。另外，根据该矿4-1煤层井下巷道揭露和地表露头资料，在井田南部还发现2条正断层，分述如下：1）F1正断层位于井田南部，根据该矿开拓巷道揭露，断层走向N80E，倾向S，倾角80，露头处落差29m，向东落差变小，为5m左右，走向延伸长度2300m。2）F2正断层位于井田南部，F1正断层南侧，与F1断层平行发育，据该矿井下巷道揭露，断层走向N80E，倾向S，倾角55，落差515m，走向延伸长度约2300m。综上所述，f401断层对30205工作面掘进、回采时带来影响。井田内发现2条较大的正断层，对30205首采工作面回采无影响。第五节、水文地质：根据地质报告对井田内水文地质分析，该井首采工作面直接充水含水层为顶板砂岩裂隙含水层，富水性不强，地表水体和大气降水及深部奥灰水均对井田煤层开采无影响，综合评价，该30205首采面井水文地质类型为简单型。第六节、影响回采的其它因素1）瓦斯根据山西省煤炭工业局综合测试中心2010年9月编制的山西朔州山阴金海洋南阳坡煤业有限公司矿井瓦斯涌出量预测报告预测：该矿以0.9Mt/a开采3号煤层时，矿井瓦斯相对涌出量为2.12m3/t，瓦斯绝对涌出量为4.01 m3min，该矿属于低瓦斯矿井。2）、煤尘爆炸性该矿2009年12月采取3-2号煤层样委托山西煤炭工业局综合测试中心进行了煤尘爆炸性试验，另外2006年补勘时在补1号钻孔采取各可采煤层煤芯煤样进行了煤尘爆炸性测试，测试结果见表2-1-10。煤尘爆炸试验成果表煤层采样地点火焰长度（mm）抑制煤尘爆炸最低岩粉用量（%）有无爆炸性试验时间3-1补1号钻孔5055有20063-2补1号钻孔12065有2006南阳坡煤矿40080有2009.12根据测试结果，本井田3-1、3-2、号煤层均有煤尘爆炸危险性。3）、煤的自燃倾向性2006年补勘时在补1号钻孔采取各可采煤层煤芯煤样进行了煤的自燃倾向性测试，测试结果见表2-1-11。2-1-11 煤的自燃倾向性试验成果表 煤层采样地点吸氧量（cm3/g）自然倾向性等级自然倾向性3-1补1号钻孔0.5149自燃3-2补1号钻孔0.6426自燃南阳坡煤矿0.67自燃根据测试结果， 3-1、3-2号煤层自燃倾向性等级为级，自燃倾向性为自燃。4）、地温、地压该井田无地温、地压测试资料，据左云南详查地质报告中两个测温孔资料，本区地温梯度为3.2/100m，属地温正常区。另据该矿和相邻煤矿开采情况，井下均未发现地温、地压异常现象，井田属地温、地压正常区。第七节 储量及服务年限： 1）储量边界的确定：东至30205工作面切眼为界，西至轨道巷煤柱保护线，上、下限分别以工作面设计机巷、风巷为界。2）储量块段平面积 S斜=808*180/cos3=145640m2 3）煤层平均厚度 M=2.1m4）煤层容重 d=1.49t/m35）工作面地质储量 Q地质=S斜Md=455706 tQ可采=Q93=423806t 6）工作面服务年限=（可采储量/设计月产量）*12=（42.4/62）*12=8.2块段级别平面积（m2）倾 角（）斜面积（m2）容 重（t/m3）煤厚（m）地质储量（t）回采率（）可采储量（t）1A14544031456401.492.145570693423806- 66 -第二章 采 煤 方 法第一节巷道布置附表：30205工作面巷道一览表巷道名称支护形式工程量m坡度掘进断面m2岩性备 注30205工作面运输顺槽锚网索838平15.1煤30205工作面回风顺槽锚网索837.3平15.1煤工作面切眼锚网索+W钢带180平21煤合 计21165第二节 采煤工艺一、采煤方法选择30205工作面采用单一走向长壁采煤法，一次采全高，顶板处理为全部垮落法。二、生产工艺流程割煤追机移架推溜清理返刀进行下一循环三、回采工艺参数一）采高30205工作面为综采工作面。设计采高为2.1m。采用MG300/701-WD双滚筒煤机破煤，自动装煤，循环进度0.6m。二）、回采工艺过程现以煤机从机头通刀开始运行为例说明采煤工艺流程：煤机割通机头返刀到机尾，从机尾向机头割煤，右滚筒割顶煤，左滚筒扫底煤，采煤机向上割透端头煤壁后，自下而上推移刮板输送机，使刮板输送机弯曲段为15m后，将两个滚筒上下位置调换，向下进刀，通过15m弯曲段至25m处，使得采煤机达到正常截割深度（即0.6m）。按要求推移刮板输送机至平直状态。支架工在滞后煤机滚筒46架处开始移架；煤机割通机头后，煤机右滚筒降下扫底煤，向机尾返刀走空刀，在依次从机尾方向推溜至机头。煤机右滚筒升起割顶煤，左滚筒降下割底煤，向机头方向割煤；调整左右滚筒位置，割通机头后返刀；煤机左滚筒割顶煤，右滚筒割底煤，向机头方向割煤，同时滞后煤机左滚筒46架移架；拉好前、后溜机尾。重复机尾向机头工艺过程。四）工艺要求1、割煤 割煤采用MG300/701-WD型电牵引采煤机双滚筒采煤机，并自行装煤。采用端头斜切进刀方式，单向割煤，往返一次割一刀。煤机在工作面端头斜切进刀，回采时沿3-2#煤底板回采，顶、底板要割平，严禁出现台阶，煤壁要齐直，严禁出现割底板、留底煤、留伞檐超过300mm等现象，如因掘进时巷道留底煤或破底板时，要根据现场实际情况，使留底煤或破底板现象控制在最小范围内。工作面采高控制在2.10.2m。2、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，在割煤时滞后煤机后滚筒4-6架进行移架,采取分组追机移架及时支护顶板的方式。当顶板破碎或片帮时,能移超前架的提前移超前架，不能移超前架的必须及时打出支架护帮扳,并在煤机前滚筒割煤后,追机带压擦顶移架，必要时停机移架。支架要移成直线，移架步距为0.6m。支架要移到位，接顶要严实有力。3、推溜 在煤机返空刀到机尾后，开始推前溜，并依次按顺序推溜,严禁由两头向中部或由中部向两头推溜，一律在溜子运行中推溜,轨道顺槽端头斜切进刀段外严禁紧随煤机推溜或停溜时推溜。4、清理 工作面溜子推过之后，要将支架底座前方、架间、电缆槽的浮煤清理干净。五）层位控制严格沿3-2#煤底板回采，使工作面层位控制合理，避免制造人工假顶。第三节 设备配套1）工作面设备配备综采工作面设备配套应依据以下原则进行。1设备配套生产能力大于工作面设计生产能力，一般二者之比为1.5-2.0；2设备生产能力大于配套生产能力；3设备寿命大于配套设备工作寿命；4设备可靠性大于配套工作可靠性；5外围环节配套能力大于工作面配套生产能力； 根据设备运输能力和落装煤能力的大小依次排序为：胶带运输机转载破碎机刮板输送机采煤机另外，液压支架支撑高度和工作阻力必须符合工作面要求，乳化液泵站额定压力必须满足液压支架初撑力，喷雾泵站压力与流量必须满足采面设备要求；电气设备必须灵活可靠，满足各用电设备要求。皮带机布置在30205主运顺槽内，作为主要运输设备，设备列车布置在30205回风顺槽，放在轨道上，由工作面向外依次为11.4KV绞车、工具箱、泵站、开关、移变、电缆车，轨道长度为200m。2）配套设备情况其技术特征见表2-10：序号设备名称型号规格功率（kW）电压（V）台数备注1采煤机MG300/701-WD70111401截割电机2*300KW牵引电机2*45KW油泵11KW2刮板输送机SGZ-764/630231511401高速315KW低速160KW3转载机SZZ-800/160160114014破碎机PLM1500110114015喷雾泵BPW315/162*75114021台备用 75kw一台6乳化液泵BRW-400/31.52*250114021台备用 250kw一台7带式输送机DSJ-100/75/21102110114011米皮带8带式输送机DSJ-100/75/275275114011米皮带9调度绞车JD-404066029回柱绞车JSDB-1637660210调度绞车JD-2525660111照明信号综保ZXZ8-4-II4kVA12721台按3.5kW计算12清水泵BPW320/10M7511402合计：PN=2957kW 第三章 顶板控制第一节 支护设计1).顶板管理方式根据本工作面顶板特征，工作面顶板采用液压支架支护，两顺槽采用锚杆、锚索支护，超前采用液压单体支柱支护，采空区采用全部跨落法管理顶板。3.2 液压支架选型计算1支护强度的计算采用以往的经验公式来计算：P=9.81hk式中：pt工作面合理的支护强度，KN/h 采高，m顶板岩石容重，KN/m3,一般可取2.5KN/m3;k工作面支柱应该支护的上覆岩层厚度与采高之比，48，应根据具体情况合理选取。开采煤层较薄、顶板条件好、周期来压不明显时，应选用低倍数；反之则采用高倍数.则pt=9.81*2.1*25*4=206 KN/ 2. 支架载荷根据支护强度，则验算支架支护载荷为：TP(L+C)(B+J)式中：T - 支护载荷，KN；L - 顶梁长度，3.4m；C - 顶梁前端到煤壁的距离，1.33m；B - 顶梁宽度，1.530m；J -架间距，0.22m；则 T206（3.4+1.33）（1.53+0.22）1705KN 计算结果表明，液压支架所需的工作阻力为1705KN.选取的液压支架工作阻力为6000KN完全符合工作面需要3. 支架高度a.支架最大高度HzmaxMmax+S1式中：Hzmax-支架最大支护高度，mm；Mmax-工作面最大采高，取3100mm；S1-伪顶冒落的最大厚度，取200mm。则 Hzmax3100+2003300 mm。b.支架最小高度HzminMmin-S2-g-e式中：Hzmin-支架最小支护高度，mm；Mmin-工作面最小采高，取1750mm；S2-顶板的下沉量，取200mm；g -顶梁上、底座下的浮矸厚度，取50 mm；e -移架时支架回缩量，取100 mm。 则 Hzmin1750-200-50-1001400 mm。 根据以上各参数，本工作面选用四煤维机厂液压支架工作高度14003300 mm。二、乳化液泵站（一）泵站选型、数量乳化液泵型号为DRW/400/31.5，数量为2台；乳化液箱1台，即2泵1箱；输液管路选用31.5高压胶管，耐压40MPa以上。主要技术参数如下。乳化泵型号 DRW/400/31.5公称流量 400L/min公称压力 31.5电机功率 250KW（二）泵站位置泵站安设：在30205运输顺槽，距离工作面煤壁140m左右。（三）泵站使用规定1.卸载阀整定值为31.5MPa，严禁随意调整安装阀的整定值。2.使用乳化液自动配比装置，乳化液浓度保持在3%5%之间，每天使用糖量仪检测乳化液浓度。人工配制乳化液时，使用糖量仪检测乳化液浓度每班不少于一次。3.要加强泵站设备、管路的维护与保养，保持液压系统完好，杜绝跑、冒、滴、漏、窜液现象。第二节 工作面顶板控制 工作面安装ZY6000/14/33型掩护式支架117架，ZYG6000/14/33型掩护式过渡液压支架6架,对顶板实行全支护垮落法控制。最小控顶距4010m，最大控顶距4610m。一、 正常生产时期顶板支护方式采用追机移架的方式对顶板进行及时支护。在采煤机割煤后，先移支架，再移输送机，即割煤移架移运输机；采用带压擦顶移架的方式移架，正常移架要滞后采煤机后滚筒35架，不得超过5架。顶板破碎时要紧跟前滚筒移架或人工操作超前移架，即当发现片帮煤严重时，不等采煤机割煤，就进行移架，然后再进行其他操作，工艺为移架割煤移运输机。移架步距为600mm。支护要求如下。1.工作面应达到动态的质量标准化要求，确保：“三直、二平、一净、二畅通”的质量要求。2.加强支架的支护强度，确保支护质量，支架初撑力不得小于24MPa。3.采煤机割煤后，要及时移架，移架与采煤机后滚筒的距离一般不超过5架，防止长时间空顶。4.工作面出现冒顶时，要及时用木料接顶，并升实支架。5.工作面支架严禁歪斜和咬架、挤架；否则，要及时调整。6.转载机尾距切顶线距离严格控制在1200mm以上。二、特殊时期的顶板控制（一）来压及停采前的顶板控制1.工作面基本顶初次来压前必须编制专门的安全技术措施。2.工作面基本顶初次来压和周期来压期间，应加强来压的预测预报。3.工作面支架初撑力不低于24MPa，轨道巷、运输巷所有单体支柱不低于12MPa；特别注意工作面中部、两端头支架的初撑力及支架状态，确保整体支护强度，预防冒顶。4.加强上、下端头顶板控制，打好双排关门柱，柱距为0.5m，排距1.2m，并穿齐防倒绳。5.工作面停采时要编制停采措施，加强顶板控制。（二）过断层及顶板破碎时的顶板控制根据地质资料分析，本工作面共揭露大小断层1处，必须加强过断层回采时的顶板控制工作，要控制好采高，断层处的支架要确保达到初撑力（不小于24MPa），届时必须编写有针对性补充措施。当工作面局部地段片帮超过0.6m时，可超前采煤机移架，及时支护顶板；在顶板破碎的地段，为了有效的防止顶板冒落、控制煤壁片帮，要带压移架。具体参数详见过断层安全技术措施。附：工作面支架支护示意图第三节 运输巷、回风巷及端头顶板控制3.1工作面轨道巷、运输巷的顶板控制1）支护要求：工作面回风巷、运输巷的超前支护均采用单体液压支柱配合1.2m铰接顶梁支护，支护距离不少于21m。超前支护以外的巷道出现煤壁片帮时应及时打点柱支护，顶板破碎时扶棚铺网支护。2）支护材料及支柱密度：回风巷使用三排3.5m单体单体液压支柱与1.2m铰接梁配套支护，柱距1.2m，排距上帮1.5m，人行道1.4m，排距下帮0.7m。运输顺槽使用两排3.5m单体单体液压支柱与1.2m铰接梁配套支护，柱距1.2m，排距转载机间为1.9m，人行道为1.7m。型 号DZ35-25/100DZ28-25/100最高高度/m3.52.8最低高度/mm27002000额定工作阻力/KN2502503)支护质量标准：（1）两巷单体液压支柱要打成一条直线，其偏差不得超过100mm。采用防倒绳或防倒杆，以防伤人。（2）支柱应支到实底上，并做到迎山有力（迎山角度为2左右），支柱初撑力不小于90KN。（3）铰接顶梁之间要用水平楔连好，并保持平直，顶梁上方起伏不平处用木料接实顶板。所有单体液压支柱三用阀方向一致，朝向采空区。（4）两巷的高度不得低于1.8m，行人道宽度不得小于1.0m，单体支柱活柱行程不得小于200mm。（5）两巷单体支柱腿体深入底板超过100mm时必须穿铁鞋。（6）超前支护范围内严禁堆放闲置设备及杂物。附：两端头支护平面示意图3.2工作面端头及安全出口的管理1）正常工作面生产期间两端头支护形式端头采用4.2m长的形钢大棚与单体支柱配合走向支设一梁三柱维护端头顶板，大棚与正巷超前支护支架间隙不大于0.5m，大棚架间距不得大于300mm，对间距不得大于800mm，上、下端头应在切顶排的顶梁末端处支设一排密集支柱，柱距不大于0.5m。2）与其它工序之间的间接关系端头支护的前移、支设应在端头支架移架完成并达到初撑力后方可进行。运输巷转载机机尾到切顶排之间采取单体支柱与铰接顶梁配合支护，与端头支护形钢大棚（排头支架）及正巷维护单体支柱的间距不大于0.5m。两顺槽出口悬顶面积超过5米需退锚杆锚索使直接顶垮落，如工作面压力过大无法退锚悬顶面积超过5m时需爆破强制放顶。将成功退下的锚杆、托盘回收二次利用。3.3支护材料的使用数量和存放管理工作面回风巷超前支护21m，共3排，每排18根，需要54根单体支柱，54根1.2m铰接梁，端头支护需10根单体支柱，2根1.2m铰接梁，两根形钢。合计需要64根单体支柱，54根1.2m铰接梁，2根形钢。工作面运输巷超前支护21m，38组计38棵单体支柱，38根1.2m铰接梁；端头支护需要11棵单体支柱，6根1.2m铰接梁2根形钢。合计需要49根单体支柱，44根1.2m铰接梁，2根形钢。（1）支柱、顶梁要建账统一管理，现场牌板与实物相符。（2）支柱、顶梁码放整齐，损坏的柱、梁不得使用，及时更换上井。（3）按工作面正常使用量的10准备备用支护材料，支护材料存放于回风巷距工作面50-80m位置靠帮码放整齐，有1.0m以上的行人道和运输道路，专人负责并挂好标志牌。3.4两顺槽超前支护两顺槽端口各打设两排超前支护单体，超前支护距离为21m。单体的间距为1.2m,排距到两帮为1.0米，机头机尾各采用两排4.2m形梁采用迈步方式支护。要求单体必须牢靠且成一条直线,打好的单体要上好保险绳，挂在手把处防止倒柱伤人。三向阀一律和巷道方向一致，卸液口向外。在单体的柱帽处用10#铁丝双股绑扎牢固与顶部的金属网联好。所有铰接顶梁必须用10#铁丝双股绑扎牢固与顶部的锚网梁联好。两道超前50m范围内严禁存放备用材料配件或设备。（根据两顺槽的矿压显现情况，及时对超前支护形式进行修改补充）。超前支护采用人工回柱，严禁提前回柱。并严格执行三人工作制度（两人工作、一人监护）。回柱时要观察好顶板、煤帮和周围安全情况，发现有片帮和鳞皮及时处理，加防护网。运输顺槽采用DWT3500型单体液压支柱配合长度1200mm铰接顶梁，沿工作面方向平行布置，一梁一柱，支柱初撑力90KN。铰接顶梁销子、防倒绳要安装齐全牢固。顶板来压或破碎时要加长加密支护。人行道高度不低于1.8m，行人宽度不小于0.7m运输巷右帮的超前支护距转载机右侧相距0.2m，运输巷左帮的超前支护距运输巷左帮0.7m。若破碎机处顶板破碎时，必须使用4m长梁和单体及4m半圆木架设抬棚进行支护，一梁三柱，保证破碎机处作业人员安全。轨道巷超前支护采用DWT3500型单体液压支柱，配合1200mm铰接顶梁，一梁一柱，沿工作面平行布置，轨道巷左帮的超前支护、轨道巷右帮的分别距两帮为1米。（详情见第七章8.4节安全技术措施）。3.5工作面端头支护控制措施工作面上下端头各采用3台过渡支架，其滞后工作面支架800mm，又因端头至超前20m是压力集中区，特制订如下管理措施：1）过渡支架必须达到初撑力。2）过渡支架大脚严禁钻底，以防压住推移框架使转载机推移困难，从而损坏机头扁哑铃销。3）根据顶板情况，过渡架应超前拉出。4）在端头上下两巷隅角处设置栅栏，栅栏跟随工作面的推进迁移，并在栅栏上悬挂禁止入内字样的禁告牌，防止人员进入老巷避免隐患。第四节 矿 压 观 测4.1矿压观测内容工作面矿压观测内容主要有：支架工作阻力监测，顺槽超前支架工作状态的监测，巷道顶板离层监测，根据观测结果对揭露采场顶板运动规律，矿压显现规律，超前支撑压力分布规律及巷道变形破坏规律，工作面支护质量进行定期分析，进一步了解煤、岩体力学参数等基础数据。4.2矿压观测方法（一）工作面的矿压观测工作面每4架安装一部矿压观测表，监测支架立柱的阻力情况。每班工人在操作支架时都必须将支架升实，保证支架的初撑力不小于24MP。每班由技术人员对支架的初撑力情况进行监测并记录。（二）巷道的矿压 两巷的单体液压支柱的阻力观测单体测力计进行监测，检修班打完超前支护技术员对单体的初撑力进行测量，支柱初撑力90KN，生产班验收员对端头及超前维护的单体初撑力进行测量并记录。巷道顶板离层仪记录需每日由区队技术员监测并记录。4.3支护质量监测每日由采煤技术员对工作面和两巷支护质量进行检查，对检查的问题由当班负责人立即整改。监测内容包括支架初撑力、煤壁片帮情况、采高及顶板冒落情况、两巷单体支护质量等。4.4矿压观测时间要求1.对工作面，整个生产期间都要进行矿压观测。2.对两巷，整个生产期间都要进行矿压观测。3.支护质量观测，整个生产期间都要进行检测。第四章 工作面生产系统第一节 运输系统南阳坡煤业为低瓦斯矿井，故井下煤炭运输时，采用皮带、溜子运输。其具体运输系统如下：（1）、工作面出煤系统： 30205工作面30205运输顺槽3#层盘区皮带（南）巷3#层溜煤眼4#层煤仓主斜井1200mm皮带地面煤仓。（2）、进料系统路线：地面无轨胶轮车副斜井中部车场联络巷3煤主运大巷3煤集中辅运大巷30205运输顺槽工作面。第二节 “一通三防”与安全监控1通风系统 （详见附图） 新鲜风：地面无轨胶轮车副斜井中部车场联络巷3煤主运大巷3煤集中辅运大巷30205运输顺槽工作面。 乏 风：30205工作面30205回风巷回风绕道3煤采区回风大巷3#煤回风巷矿井总回风巷东回风井。2.风量计算【1】回采工作面实际需要风量（1）按CH4涌出量计算Q采=125qk式中:Q采回采工作面实际需要风量，m3/min；q回采工作面的CH4绝对涌出量，根据矿井瓦斯涌出量预测报告提供的数据，相对CH4涌出量为0.5m3/t，相对二氧化碳涌出量未1.12m3/t计算矿井达到400万吨产量是，矿井绝对瓦斯涌出量为4.63m3/min，回采工作面的绝对CH4涌出量按70%计算，取3.24m3/min。 K回采工作面通风系数,取1.6。则：Q采=1253.241.6=648m3/min（2）按气象条件计算以采煤工作面所需基本风量计算，且应低于最高风速4m/s。Q采=60V S70%K采高K采面长式中：Q采回采工作面实际需要风量，m3/ min；K采高回采工作面采高调整系数；K采面长回采工作面长度调整系数；V 回采工作面适宜风速，m/s；取1.2m/s。S 回采工作面平均有效断面积m2Q采=601.29.670%12=967.68m3/min（3）按人数计算：Q采=4N式中：N回采工作面同时工作的最多人数，N=40人。Q采=160m3/min取上述计算的最大值Q采=967.68m3/min（4）按风速验算按煤矿安全规程规定煤巷、半煤岩巷回采工作面风量应满足:15S大Q采240S小式中:S回采工作面有效断面积，m2S大=13.7170%=9.6m2 15S大=1512=180m3/min240S小=2409.6=2304m3/min根据计算结果，Q采=967.68m3/min，符合风速要求。最后确定工作面选取风量为967.68m3/min4.按风速进行验算：967.68/9.6/60=1.68/s符合规程要求。3.综合防尘系统 综采工作面生产集中，产尘点多，产尘量大，而且该工作面的煤尘爆炸指数高，因此需特别加强综合防尘工作。 (一) 、明确防尘供水系统，应包括防尘供水管路系统设置、供水参数、防尘设施设置位置。 1、管线布置运输巷：铺设4寸进水钢管一路，每隔50m设一个三通阀门，外接10mm高压胶管用于消防和巷道防尘。同时供给皮带、供给乳化液泵、喷雾泵用水、前后部刮板运输机及转载机冷却用水，以及各卸煤转载点喷雾、水幕、隔爆水袋用水。轨道巷：铺设4寸进水钢管一路，每隔50m设一个三通阀门，外接长25m19高压胶管巷道防尘。同时供给前后部刮板运输机冷却用水，以及水幕、隔爆水袋用水。2、 供水参数：由地面泵加压后，然后供井下压力水，压力水压力为3Mpa。3、 防尘设施在轨道巷、运输巷距工作面30m及50m处，各设一道风流净化水幕，要求能覆盖巷道全断面，雾化效果好，并必须坚持正常使用。要求：运输顺槽的水幕为自动喷雾，回风顺槽为手动喷雾。 （二）、 防尘方式，包括工作面综合降尘的各类方式（煤层注水、采煤机内外喷雾、架间喷雾、转载点喷雾、湿式打眼、装煤洒水、个体防护、工作面运输巷、回风巷净化水幕和冲刷工作面运输巷、回风巷等方式）。降尘措施1、 煤层注水：根据煤样分析煤层含水量低于4%时进行煤层注水，由通安科编制具体详细的安全技术措施 。 2、采煤机内外喷雾降尘：要求采煤机内外喷雾完好，雾化程度高，特别是喷雾能够封闭产尘全部位。故必须做到以下几点：、加强采煤机内外喷雾系统的管理，每天检修维护，保证喷嘴完好不堵塞；、采煤机内外喷雾安装过滤装置；、采煤机内外喷雾由38mm的高压胶管开关列车的喷雾泵供水，外喷雾压力不低于1.5MPa，内喷雾压力不低于2MPa。喷雾泵布置在进风巷开关车附近靠工作面的一端，随开关车一起移动。3、架下与放煤口降尘、供水方式：采用38mm高压胶管从开关列车的喷雾泵向支架前后喷雾供水； 、动作方式：移架和放煤采用自动控制方式，每架实现放煤自动喷雾；每架架下安装自动喷雾装置。、喷嘴布置：每架设四通阀门，前探梁下布置一组两个串联喷嘴，放煤口布置一组四个串联喷嘴。、安设要求：架下喷雾顺风流方向喷雾，放煤口喷雾呈半包围形式，罩住产尘部位。4、破碎机处降尘封闭破碎机，在封闭空间与出口处各设一组（两个喷嘴）喷雾装置，通过球阀手动喷雾，并加强破碎机50m范围内的洒水工作。5、转载点喷雾各转载点喷雾均设手动喷雾装置，要求灵敏可靠，雾化程度高，能覆盖产尘全部位。6、洒水降尘工作面回风巷每天冲刷一次，进风巷每周冲刷一至二次，工作面两道出口50m以内、皮带机头尾及转载机段生产班每班冲刷一次。7、个体防护工作面及回风侧所有作业人员均应佩戴复式防尘口罩。8、粉尘测定按规定要求布置测点，每周测尘一次，每半月向有关单位和领导汇报测尘结果一次。游离SiO2浓度每半年测定1次。9、自动喷雾系统的维护加强对自动喷雾系统的维修，控制器、传感器、管路系统、磁铁块等必须齐全、完好，确保有效。(三) 隔绝瓦斯煤尘爆炸方式，包括隔爆设施的设置、水量、管理等要求。1、隔爆设施的设置：在轨道、运输巷距工作面60200m范围内各设一组隔爆水槽，排距:1.2m3.0m，间距:0.1m，高度:距底板2.8m，2、水量:运输巷43200=2400L，轨道巷4.83200=2880L，棚区长度20m。3、隔爆水槽吊挂要求： 水袋吊挂要整齐。吊挂时每排4个； 注水量要充足，达到水槽的设计容量； 水袋应设在巷道的直线段内，与巷道的交叉口、转弯处距离不小于50m 水袋挂钩位置要对正，相对布置（钩尖与钩尖相对），钩尖角度60度左右。 根据巷道断面每平方米水量不少于200L. 上下顺槽隔爆水袋吊挂地点距离工作面60-200m，挂牌管理设专人检查维护，每周一次，并有记录。 八、 防治煤层自然发火所选用的措施。 （一)、综合防灭火方式（注浆、阻化剂、均压等），相关的工艺和参数。 1、在回采过程中，为了防止风流进入采空区，造成采空区残留煤氧化自燃，特采取采空区喷洒阻化剂溶液抑制煤自燃，从上下巷上下隅角及工作面向采空区采用专用液压泵喷洒阻化溶剂。2、喷洒阻化溶剂工艺参数及安全技术措施从上下巷上下隅角及工作面向采空区喷洒阻化溶剂前，首先由专职瓦斯检测员对施工范围的CH4进行检测, 发现瓦斯浓度达到1.0%时，必须撤出人员，待瓦斯浓度降到0.8%以下，瓦斯检查员认为气体正常后方可继续作业，超限时立即矿调度室汇报，并立即停产处理。 、施工前，先由有经验的老工人观察施工地点的顶板、帮的支护，严格执行敲帮问顶制度，先用长把工具找掉活矸活煤，并派专人观察顶板和煤壁，清理好退路。 、施工前先检查液压泵及各管路，确保设备完好，液压管路连接必须使用专用“U”型卡，严禁使用铁丝或其他代替。 、使用液压泵喷洒阻化溶剂时，施工人员必须站在支护良好条件下操作。 、使用液压泵喷洒阻化溶剂时，要保证液压泵及泵箱平稳，保证人员出入通畅。 、使用液压泵喷洒阻化溶剂时，液压泵压力不超过3MP。 、喷洒阻化溶剂时，必须保证泵箱溶液充足，防止泵喝空，损坏设备。 、喷洒阻化溶剂浓度为15%。 、喷洒阻化溶剂时，喷头严禁对着人员。 、选用的阻化溶剂不的污染井下空气和危害人体健康，阻化溶剂不的腐蚀机电设备。 （二）、监测系统，描述束管监测系统安设、传感器的设置地点、监测要求、自然发火标志气体、预报制度以及气体超限撤人等内容。1、监测系统及传感器的设置地点30205综采工作面安全监控系统采用KJ95N（天地常州生产），监控分站和电源箱设置在盘区皮带巷，分别在上隅角、工作面及回风流布置甲烷传感器3台；一氧化碳传感器3台；温度传感器2台； 风速传感器1台；馈电传感器1台和断电执行器2台，其中甲烷报警及断电浓度设置为0.8。断电执行工作面采煤机、刮板输送机及工作面所有非本质安全型电气设备。甲烷传感器和一氧化碳传感器每十天进行一次检验，其它传感器每周进行一次现场调试，确保数据可靠并上传市、县煤管局。2、 监测要求 每班的跟班对干必须携带便携式CO、O2检测仪，报警浓度分别为24PPm，18。 当班瓦检员必须对工作面上隅角、回风顺槽进行CH4、CO、O2检查并填写瓦斯管理牌，每班检查两次，轨顺瓦斯牌板距工作面不超过20米。3、 自然发火标志气体 自然发火标志性气体为CO,由于煤自燃，不完全燃烧，产生CO，所以把CO为自然发火的标志性气体。4、 预报制度以及气体超限撤人 建立气体监测预报制度，根据日常监测工作，提前预测气体情况，防患未然 CO、甲烷浓度、温度异常时，立即停止作业，撤出人员，及时报告调度室，调度室及时通知通风服务队，迅速查明原因，采取紧急措施进行处理，同时向矿长总工汇报。 (三)特殊时期的防灭火要求 1、工作面临近结束、停止正常生产防灭火要求 工作面临近结束、停止正常生产期间两道的消防供水管路必须保证供水系统稳定、可靠。 皮带机皮带下的积煤要及时清理干净，不得磨皮带，不转的皮带滚筒要及时处理。 液压泵、油脂库、皮带机机头、机尾等地点按规定配备灭器材，防尘管有专用防火三通阀并有25米消防软管。皮带必须使用阻燃皮带及阻燃风筒包胶，机头不得堆放任何易燃物。砂箱储