永财坡8301综采工作面作业规程.doc

同地永财坡煤业有限公司 8301综采工作面作业规程第一章 概 况第一节 工作面位置及井上下关系表1-1工作面位置及井上下关系表煤层名称3#层水平名称+1040采区名称8301采区工作面名称8301地面标高(m)1290-1314工作面标高(m)1024.81040地面位置8301工作面地面多为旱地，在矿界内基本无建筑物和民房。井下位置及 四 邻采掘情况8301工作面西面有采空区，并与5301、2301工作面相接，南面为实体煤，东面为采区边界。回采对地面设施影响回采对地面设施无影响。走向长(m)820倾向长(m)160面积(m2)131200第二节 煤 层表1-2 煤层情况表煤层情况煤层总厚(m)06.22煤层结构(m)煤层倾角(度)近水平3.55简单稳定本工作面煤层属于侏罗纪大同组3#层煤，煤层平均厚度3.55m，煤层赋存较稳定，煤层倾角平缓，与下部5#层层间距10.01-70.17m,平均为48.04m。煤质情况为低灰分、低硫分、高热值优质动力煤第三节煤 层 顶 底 板表1-3煤层顶底板情况表顶板名称岩石名称厚度（m）岩 性 特 征老 顶粗砂岩7m以上灰白色粗砂岩，上部含有少量砾岩，成分为石英，长石为主。直接顶含啥粗砂岩1灰白色粗砂岩，上部含有大小不等小砾岩，成分为石英，长石为主。伪顶粉砂岩0-0.2灰黑色，层里发育极易垮落直接底粉砂岩3灰褐色，致密成块状，性较脆。老 底（附图1:130101工作面地层综合柱状图）第四节 地 质 构 造1、工作面地质构造比较简单。2、本工作面所采掘的3#煤层为侏罗系大同组煤层，工作面内有六个落差1.8-3.0m的小断层，无其它地质构造。3、回采时需要注意顶、底板变化及淋01水情况。第五节水 文 地 质11、本盘区由于地形所致，3#层有采空区，随着煤层的开采，采空区积水现象将增多，对下覆煤层开采影响将最大，为此，对采空区积水要坚持长期监测，全面掌握采空区积水情况。本区域岩溶发育，含水层总厚度约20m，局部有强含水层段，渗透系数0.03-10.1md。2、回采前必须进行探放水工作，坚持“有采必探，先治后采”的原则。3、水文情况（1）根据掘进资料分析，该区域水文地质条件简单，在掘进揭露各含水层和遇地质构造时，可能出现淋水现象，对正常回采影响较小。（2）涌水量情况。预计最大涌水量为0.56m3min，正常涌水量为0.28m3min。4、完善矿井排水系统，按煤矿安全规程要求配备相应的45KW水泵和排水管路，预防突发水害的抢险工作，确保能正常排水。第六节影响回采的其它因素 表1-5 影响回采的其它地质情况瓦 斯绝对瓦斯涌出量2.78m3/min煤 尘最低岩粉用量36.88% 具有爆炸性煤的自燃自燃发火期为6个月地 温正常地 压正常第七节 储量及服务年限一、 储量块段号走向长(m)倾斜长(m)面 积(m) 2煤厚(m)容重(t/m3)工业储量(t)回采率(%)可采储量(t)8201601312003.551.360548895%575213参数选取：1、 容重：以地质报告，结合化验结果取1.3 t/m3。2、 面积：计算机读取。3、 厚度：取实际平均煤厚。二、工作面服务年限停采线大巷保护煤柱400m（工作面外部受断层影响不可采），本工作面8301运输顺槽790m，回风顺槽820m，设计可采走向长度410m，倾斜长度160m，实际可采储量为： Q=L L1 M R 95式中：Q实际可采储量，tL实际可采长度，mL1倾斜长度，mM工作面采高，mR煤容重，t/m3Q =4101603.551.30.95287606T可采期 =工作面实际可采长度/月设计推进进度=410/（0.8625）3.4月第二章 采煤方法一、采煤方法的选择根据煤层的赋存条件以及工作面设备选型情况， 确定本工作面采用单一长壁后退式采煤方法，由东向西倾向开采。顶板采用全部垮落法辅助人工强制放顶管理顶板。二、采高的确定根据所选液压支架的支撑高度、工作面煤层厚度以及采煤机的最大采高等主要因素综合考虑，根据煤层实际赋存状况，平均采高3.55m。三、循环进度的确定工作面8301运输顺槽长790m，回风顺槽820m，设计可采走向长度410m，倾斜长度为160m。采煤机最大截深0.8m，考虑到工作面地质构造情况及设备的配套情况，确定循环进度为0.8m。第一节 巷道布置一、采区设计、工作面巷道布置概况本工作面位于3#层8301采区。工作面采用双巷布置，其中一条运输顺槽,一条回风顺槽。二、本工作面为双巷布置，切巷与两顺槽垂直，顺槽沿东西方向布置，工作面切巷沿南北方向布置。8301运输顺槽为运煤、进风顺槽，8301回风顺槽为运料、回风顺槽。1、巷道规格及支护方式： (1)、8301运输顺槽支护方式为锚网索联合支护；顶板采用182200 mm螺纹钢、锚杆排间距9001000mm和15.24mm4200mm锚索、排间距为15003000mm。联合支护，两帮采用181700mm高分子树脂锚杆并挂高分子树脂网。断面为矩形宽高=4.32.5m。(2)、8301回风顺槽支护方式为锚网索联合支护；顶板采用182200 mm螺纹钢、锚杆排间距9001000mm和15.24mm4200mm锚索、排间距为15003000mm。联合支护，两帮采用181700mm高分子树脂锚杆并挂高分子树脂网。断面为矩形宽高=3.52.5m。 (3)、切眼顶板永久支护采用锚杆、锚索、钢梁、钢带及金属网联合支护。锚杆规格为 18mm2000mm螺纹钢，排间距800900mm。锚索规格为 15.24mm6000mm钢绞线，排间距16001300mm。断面为矩形，巷道规格：宽高=6.52.5m。2、顺槽掘进顶底板情况本工作面两顺槽沿3#层底板掘进。三、其它巷道1、回风绕道位于8301回风顺槽距风门10m处，长30m，宽3.5m，高2.5m，用于工作面回风顺槽与集中回风巷的联接通道。第二节 采 煤 工 艺一、采煤工艺该工作面选用MG500/1180-WD双滚筒采煤机割煤，采用倾斜长壁后退式采煤方法，采高3.55m，截深为0.8m，循环进度为0.8m。1、 生产工艺过程：采煤机由运输机头（尾）斜切进刀割实煤移架移溜。2、 具体工艺如下：(1) 割煤、装煤工作面割煤采用端部斜切进刀双向割煤，斜切进刀段长度为30m，进刀深度0.8m。进刀后，割透端头煤壁，把尾部溜子推出，使得刮板运输机弯曲段大于18m后，进刀，通过18m弯曲段至30m处，使得采煤机达到正常截割深度，按要求推移刮板运输机至平直状态。然后向尾部割煤、移架，割透煤壁，将2个滚筒的上下位置调换，机组开始由溜尾向溜头方向正常割煤，进入正常割煤状态，滚筒割下的煤通过滚筒旋转甩至工运机上运走。当机组割到尾时，斜切进刀方式与溜头相同。正常情况下，机组前滚筒（前进方向的滚筒）割顶煤，后滚筒割底煤，依靠后滚筒转动自动装煤，剩余的煤由铲煤板自动装入前运输机。机组割煤要严格控制好采高、顶煤、底煤。必须割平且不留底煤，将煤壁割成直线。(2) 移架 本工作面支架操作方式为手动单架依次顺序式操作，采用及时支护方式，随着采煤机割煤及时顺序移架追机作业， 移溜后及时移架。在顶板完整、压力小的情况下，移架滞后采煤机后滚筒46架，在顶板破碎、压力大的情况下，移架滞后采煤机前滚筒12架，进行超前移架，若移架速度赶不上采煤机运行时，必须降低采煤机速度或停机移架。支架初撑力为25.5Mpa。作业中，移架降柱时，支架顶梁与顶板保持150200mm距离，不得太大，移架后，支架端面距不得大于340mm，升柱时，必须保证支架与顶板接触严密，达到初撑力。(3) 推溜工作面推移刮板运输机距采煤机后滚筒不小于15m，保证刮板运输机弯曲段长度不小于18m，严禁刮板运输机出现急弯，弯曲段最大不超过3。推溜要在刮板运输机正常运转中进行，保持弯曲段圆滑，移溜子要保持一条直线。（4）移溜头、溜尾当机组割通溜头或溜尾实煤，前、后滚筒退至距溜头或溜尾30m后，方可进行移头或移尾工作，必要时用回柱绞车配合端头支架推移千斤顶将溜头、溜尾前移，使用回柱绞车拉溜头时，必须停止工运机运行。（附图3：采煤机斜切进刀示意图）二、工作面正规循环生产能力1、循环产量W=LShc式中：W工作面正规循环生产能力，t； L工作面平均长度，m； S工作面循环进尺，m； H工作面设计采高，m； 煤的容重t/m3 ,取1.3；c工作面采出率，95%。 W=1600.83.551.395%561（t/循环）2、日生产能力W1= WN=5616=3366T式中：N日正规循环次数，刀；第三节 设 备 配 置一、 工作面设备布置表编号设备名称型号功率数量备注8301工作面采煤机MG500/1180-WD1台掩护式支架ZZ9200/24/5088架ZZG12000/24/506架刮板输送机SGZ1000/14001部8301运输顺槽转载机SZZ-1000/3751部皮带输送机DSJ100/40/2551部自移机尾ZY27001部破碎机PCM2501台回柱绞车JM-202台照明综保ZBZ-4.01台移变KBSGZY-2000/10/33002台移变KBSGZY-1250/10/11401台乳化液泵BRW400/3152台1箱喷雾泵BPW315/122台1箱真空磁力起动器QJZ-260/1140/42台QBZ-120/660(380)2台QFZ-30/6601台8301回风顺槽回柱绞车JM-201台调度绞车JD-2.51台？三、主要机电设备技术特征1、采煤机 ：型 号：MG500/1180-WD 采 高：3.05.0m滚筒直径：1800 mm截 深：0.63 m滚筒转速：34.84 r/min摇臂长度：2062.9 mm牵引速度：0-7.2812m/min总装机功率：600 Kw机面高度：1437.5mm电 压：1140 V降尘方式：内、外喷雾最大卧底量：380 摇臂摆角：29.5-11.5机身总长：(摇臂平直，两滚筒中心距):9.37m2、液压支架：型 号：ZZS5600/14/28 初 撑 力：4810KN工作阻力： 5600KN 支撑高度：1.42.8m立柱行程：1400（675+725）mm 支护强度：0.730.98Mpa支架重量：173003、工作面刮板运输机：型 号：SGZ1000/1400运 输 量：2200 t/h链 速：1.3m/s 传动方式：圆锥圆柱齿轮三级减速电机功率：2700 kw 电 压：3300 V4、顺槽转载机：型 号：SZZ-1000/375 运 输 量：2500 t/h链 速：1.3 m/s 传动方式：圆锥圆柱齿轮三级减速电机功率：375kw 电 压：1140 V5、皮带机：型 号：DSJ100/40/255 带 宽：1000mm带 速： 3m/s 电 压 ：660V功 率：255KW 生产能力 ：2500t/h6、乳化液泵：型 号：BRW400/315 流 量：400L/min压 力：31.5MPa 功 率：125 KW重 量：3000kg 电 压：1140 V (附图4：130101工作面设备布置图)？第三章 顶 板 管 理第一节 支 护 设 计一、支架选型1、本工作面来压强度值估算为（采用8倍采高法）：P = 9.81 M r K 式中：M工作面采高，3.55m； r顶板岩石容重,2.5 T/m3； K工作面支架应该支护的上覆岩层厚度与采高之比，8。 P = 9.813.552.58 = 696.51(KN/m2)2、支护密度N=支架数量/支护面积=94（1605.69）=0.103架/m23、支护强度=支护密度工作阻力 =0.1039200 =947.6KN/m2 根据以上计算可知：工作面最大平均支护强度为947.6KN/m2。工作面合理支护强度为696.51 KN/m2 。支架额定支护强度大于顶板来压强度，故支架能满足安全支护要求，选用ZZ9200/24/50型支架可以维护工作面顶板。本工作面倾斜长度160米，工作面布置94架液压支架，中心距1.75米。头、尾布置过渡支架3架。4、工作面支架初撑力：工作面在开采过程中，泵站压力为31.5MPa，支架初撑力为25.5 MPa，不得小于泵站压力的80%。二、巷道顶板压力估算因8301运输顺槽巷宽4.3m，8301回风顺槽巷3.5m，故以8301运输顺槽进行估算:Q=L4/3r(A/2)2/f=404/32.5(4.3/2) 2/7=88t式中：Q巷道顶板压力，t； L巷道超前支护长度，40m；r顶板岩石容重，取2.5t/m3；A巷道跨度，4.3m；F岩石坚固系数，取7。超前支护40m范围内巷道顶板压力为66t，超前支护使用DW31.5型液压单体柱支护，液压单体柱工作阻力为35t，按估算巷道应支单体柱数88/35=1.89根，所以8301运输顺槽超前支护90根，回风顺槽超前支护120根，头、尾端头各支4根，满足支护要求。三、选择合理的支护材料工作面选用ZZS9200/24/50型液压支架支护，端头选用ZZG12000/24/50型液压支架支护，8301运输顺槽超前支护采用DW31.5-350/110X型单体柱配1.0m铰接顶梁进行走向支护，倾向架圆木刹顶，一梁一柱，超前支护长度30m。8301回风顺槽超前支护采用DW31.5-350/110X型单体柱配1.0m铰接顶梁进行走向支护，倾向架圆木刹顶，一梁一柱，超前支护长度40m。若遇到压力过大或顶板破碎区域倾向架11#工字钢。三、乳化液泵站1、泵站型号：BRW400/31.5型数 量：两台（其中一台使用，一台备用）2、泵站设备位置：位于8301运输顺槽靠工作面侧轨道上的串车中。3、使用规定：严格执行“谁停泵，谁开泵”制度，泵站压力必须保持3031.5MPa。乳化液配制必须使用自动配比器，必须使用折射仪检查配比浓度使其达到规定值35。第二节 顶 板 管 理一、顶板管理本工作面采用94架ZZS9200/24/28型支撑掩护式支架，采用及时支护，自然垮落法辅以人工强制放顶的方法处理采空区，最小控顶距5.09米，最大控顶距5.69米，端面距0.34米。二、放顶工作1、初次放顶（1）初次放顶步距的确定初次放顶步距计算公式：Lmax=HC式中：Lmax直接顶初次跨落步距，单位（米）H直接顶冒落高度，单位（米） C直接顶分层影响系数，取C=1 f岩石的抗拉强度粉砂岩取140t/m2 P单位面积上的岩层载荷t/m2冒落高度H=M/K-1式中：工作面采高取3.55mK采空区矸石碎胀系数取1.3H=3.55/(1.3-1)=11.8mP=Hd (d岩层容重取2.6T/m2)P=11.82.6=30.68T/m2 则：Lmax=11.81 13.858.30.68/1402=35.4m根据计算和经验类比分析，确定8301工作面初次放顶步距为35.4m。（2）炮眼布置A、当工作面老塘区悬顶距达到35.4m时，工作面停止割煤，由综采队在工作面布置初次放顶炮孔（运输顺槽5个，回风顺槽5个），详见放顶安全技术措施。（附图5：放顶炮孔布置图）B、要求长孔装药不少于7Kg，短孔装药不少于5 Kg，其余部分均用水炮泥和黄土充填，并在孔外留有0.5米的空穴，炸药使用高威力炸药，安全导爆索导爆，启爆时，要领取瞬发电雷管和硝铵炸药，装配后与导爆索捆绑填入炮孔，封泥后启爆。装药时采用正向装药。C、启爆时，每组炮孔、雷管、脚线均要求串联，并一次启爆。（3）初次放顶炮孔布置完毕后，工作面向前推进，炮孔距支架切顶线1.21.5m时，开始放顶作业。初次放顶时，每班都要有安全管理小组人员跟班指挥，检查初次放顶措施的执行情况，发现问题及时处理。初次放顶前由队长通知有关部门参加，初次放顶时工作面支护数量、质量必须保证100。只有在初次放顶安全管理小组确认为古塘顶板冒落高度达到采高的1.5倍时，工作面方可进行正常回采。（4）放顶要求为保证放顶效果，工作面两顺槽内的锚杆托板及锚索在进入放顶线前必须拆除，具体规定为端头裸露的锚杆和锚索在进入切顶线前拆除，进入支架的托板、锚索在进入前探梁前拆除。若顶板破碎，压力增大的情况下可以不拆。初次放顶后，要求在古塘侧顶板拉开34m的槽，顶板的冒落高度普遍大于采高的2倍以上，以破坏古塘顶板的完整性。（5）放顶作业开始前，必须对放炮地点进行瓦斯检查，如爆破地点20米范围内瓦斯浓度达到1%时，严禁放炮。通风区必须制定专门措施，采取措施，确认无任何隐患方可放炮作业。2、循环放顶初次放顶完成后，随工作面推进，循环放顶眼布置在皮带、回风两顺槽顶板上，循环放顶步距15m。当炮孔距切顶线1.21.5米时，进行放炮作业。3、局部放顶工作面在正常开采当中，落三角悬板不得超过510m2，工作面悬板不得超过210m2，否则，工作面必须停止推进，进行局部放顶作业后，方可恢复正常生产。4、放顶方法工作面初次放顶要求从工作面老塘区悬顶距达到35.4m开始放顶。循环放顶采用自然冒落与人工强制放顶的方法进行。放顶工作由矿综采队采用ZYJ280/150型钻机在上下两巷提前打深孔、装药。综采队在工作面推进到将顶眼让到古塘距切顶线1米处进行联线启爆，以破断工作面古塘悬板在两巷煤柱支撑处的整体性和连续性。 5、放顶组织放顶工作由综采队执行，在警戒线处布控，监督进入工作面的所有人员，放顶后，由瓦斯员、安监员、放顶领导组成员，详细检查放炮地点及工作面的安全情况，发现问题及时处理。第三节 运输巷、回风巷及超前、端头顶板管理一、 工作面运输巷、回风巷的顶板管理1、8301运输顺槽支护方式为锚网索联合支护；顶板采用182200 mm螺纹钢、锚杆排间距9001000mm和15.24mm4200mm锚索、排间距为15003000mm。联合支护，两帮采用181700mm高分子树脂锚杆并挂高分子树脂网。断面为矩形宽高=4.32.5m。2、8301回风顺槽支护方式为锚网索联合支护；顶板采用182200 mm螺纹钢、锚杆排间距9001000mm和15.24mm4200mm锚索、排间距为15003000mm。联合支护，两帮采用181700mm高分子树脂锚杆并挂高分子树脂网。断面为矩形宽高=3.52.5m。3、两顺槽超前支护（1）8301运输顺槽: 使用采用DW31.5-350/110X型单体柱配1.0m铰接顶梁进行走向支护，倾向架圆木刹顶，一梁一柱，超前支护长度30m。支柱防倒、钢梁防掉装置齐全有效，初撑力为11.5Mpa。从工作面煤壁起30m范围内支设，共支设90根，柱距、排距见超前支护图。若遇到压力过大或顶板破碎区域倾向架11#工字钢。（2）8301回风顺槽: 使用采用DW31.5-350/110X型单体柱配1.0m铰接顶梁进行走向支护，倾向架圆木刹顶，一梁一柱，超前支护长度40m。支柱防倒、钢梁防掉装置齐全有效，初撑力为11.5Mpa。从工作面煤壁起40m范围内支设，共支设120根，柱距、排距见超前支护图。若遇到压力过大或顶板破碎区域倾向架11#工字钢。二、工作面安全出口的管理及要求1、端头支护工作面头、尾端头分别支设液压单体柱，单体柱分别与支架前后柱对齐，柱距1.0m，排距0.7m，端头小于0.7m不支护，0.7m1.0m支设一根，1.0m1.5m支设两根，大于1.5米可适当增大排距或增加一排单体柱。支护防倒、防坠齐全有效，并挂尼龙网遮挡，挂严禁入内明示牌，避免人员误入古塘。工作面两顺槽的安全出口必须经常保持畅通无阻，严禁堆放任何设备或杂物。当煤机距头或尾20m，停止采煤机将超前首柱回去，首柱回去后，单体柱距工作面不能大于1.2m。工作面必须按实际支护材料数量的20准备备用支护材料,并在运料巷码放整齐。2、端头支柱防倒、钢梁防坠装置必须齐全有效，支柱支到实底，并做到迎山有力，纵横成线，偏差小于10CM，初撑力为11.5Mpa。当端头顶板严重破碎时，由本班上岗干部根据现场情况增加支护。3、所有单体支柱三用阀方向一致，阀端指向古塘。4、工作面安全出口的要求：工作面安全出口每班必须设专人清理维护,行人道宽度不小于0.7m，支护齐全，安全畅通且不影响通风行人。5、超前支护不能提前回收，每循环只回收一个循环距离的单体支柱。每巷最多两根，靠煤柱侧超前单体支柱在进入切顶线前进行回收。6、端头支架前移与回端头单体液压支柱严禁平行作业，应先回出单体液压支柱再进行端头支架前移作业。回单体液压支柱必须在机组割通头尾前20米后回出。7、不得使用失效的单体支柱。8、单体支柱防倒、钢梁防掉装置的使用要求（1）单体支柱防倒装置安装在柱体统一位置，整齐成线。支柱卸载时，先将支柱防倒装置固定盒上的紧固螺栓松开，然后将防倒杆抽出，卸柱后人工抬出工作面。升柱后，将防倒杆插入固定盒用螺栓紧固好，即完成支柱作业。（2）钢梁防坠装置统一安装在单体支柱的柱头处。支柱卸载时，先将钢梁防坠装置松开，取下防坠装置，然后卸支柱。支柱时，先将支柱升紧，然后紧固防坠装置。三、支护材料的使用数量和备用材料的存放管理1、工作面端头、超前使用的单体柱规格为DW31.5-350/110X型260根， 1.0m铰接顶梁260根，3.0m半圆木40根，3.6m半圆木30根。2、工作面备用材料：道木200根， 3.0m半圆木10根，3.0m半圆木10根，整齐码放在距工作面200m范围内的回风巷内，备用DW31.5-350/110X型单体支柱40根，1.0m铰接顶梁40根。整齐码放在距工作面100m范围内的运料巷中。3、备用支护材料必须整齐码放在运料巷内，不得影响通风，行人、运料。随着工作面的推进，备用支护材料应及时前移，并挂有标志牌，标明备用支护材料的数量规格。4、备用支护材料仅作为工作面有异常情况时使用，不得另做它用。(附图6：130101工作面、运输巷、回风巷及朝前、端头支护示意图)第四节 矿 压 观 测一、观测对象1、分析顶板活动规律来压状况2、分析支架与围岩的相互作用状态，调整该支架对本工作面及类似条件下的适应能力。二、观测内容支架初撑力、支架工作阻力、片帮深度、工作面顶板、采空区顶板冒落状况。三、矿压观测使用仪器1、矿用YHY-60型数字压力计2、矿用活动测量尺，钢直尺，钢卷尺四、观测点设置沿工作面方向，安装矿用数字压力计，所有94个支架每架安装1块数字测压仪，对工作面进行顶板动态连续监测。五、矿压观测要求及数据处理矿压观测由队组负责实施，从开始回采起，分班连续观测工作面矿压基本参数，并分析整理观测数据，预报矿压情况。1、工作面压力表的安装、数据的采集、压力表的正常运转，由生产队组统一负责并按时上报技术部。当班支架工应随时观测测压仪的运行情况，保证初撑力必须达到泵站压力的80%。2、矿压监测工将数字采集器及时交回矿压组，经过适配器，由计算机数据分析，打印出支架工作阻力数据曲线，填写矿压日报表。3、在矿压分析中，应有矿压组长，技术部部长，采煤副总签写整改措施，并能及时反馈到队。4、由队技术员根据日报表及压力曲线图，每班向干部工人贯彻，以便采取预防措施并能处理问题。第四章 生 产 系 统第一节 运 输一、运输设备运煤设备：SGZ-1000/1400型刮板输送机一部；SZZ-1000/375型转载机一部；DSJ100/40/255型皮带机一部。二、移溜方式移溜方式：采用支架的推移千斤顶以支架为支点推移工运机，当采煤机割煤时，距采煤机后滚筒1018米开始移溜，溜子弯曲段长度不得小于18米，禁止出现急弯。用回柱绞车配合支架推移千斤顶拉溜头、溜尾。推溜工作除溜头、溜尾在溜子停止运转时移动。其余都必须在刮板输送机运行中进行。拉顺槽输送机：工作面每推进3个循环，拉转载机一次，机头、机尾要固定好，转载机保持平、直，运输环境清洁。皮带尾前移：每3个循环自移机尾一次，与拉转载机同步进行。 三、运输系统1、运煤：工作面煤由SGZ-1000/1400型刮板输送机SZZ-1000/375型转载机DSJ100/40/255型皮带机集中运输巷皮带主煤仓主斜井地面煤场。2、运料：地面副斜井井底车场集中轨道巷8301回风顺槽工作面。（附图7：8301工作面运输系统图）第二节 一通三防与安全监控一、3#层8301综采工作面风量计算采煤工作面实际需风量，应按工作面气象条件、瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、人员等规定分别进行计算，然后取最大值。1、根据煤矿行业标准AQ10562008，关于煤矿通风能力核定标准和集团公司“一通三防”管理规定中回采工作面的配风要求，本工作面风量计算如下：（1）、按气象条件计算：Qcf6070%VcfScfKchKcl式中：Qcf-采煤工作面需要风量，m3/minVcf-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，m/s；Scf-采煤工作面的平均有效断面积，按最大和最小控顶有效断面的平均值计算，m2；Kch-采煤工作面采高调整系数，具体取值见表2；Kcl-采煤工作面长度调整系数，具体取值见表3；70%- 有效通风断面系数；60- 为单位换算产生的系数。表4-1 采煤工作面进风流气温与对应风速采煤工作进风流气温采煤工作面风速（m.s-1）201.020231.01.523261.51.8表4-2 Kch-回采工作面采高调整系数采 高m2.02.02.52.5及放顶煤面系数(Kch)1.01.11.2表4-3 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kcl15800.80.9801201.01201501.1根据本工作面实际情况及配风标准规定，本工作面各系数取值如下表：表4-4 130101工作面各参数取值温度Vcf采高mKch长度mKcl最大控顶距m最小控顶距m平均控顶距m 2013.551.11601.15.695.095.39Qcf6070%VcfS cfKchKcl 6070%13.555.391.11.21016.6（m3/min），取1017（m3/min）（2）、 按照瓦斯涌出量计算风量：Qcf125qcgKcg式中：Qcf采煤工作面实际需要风量，m3/min；qcg采煤工作面回风巷风流中平均瓦斯绝对涌出量，0.22m3/min；Kcg采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系统，正常生产时连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量和月平均日绝对瓦斯涌出量的比值，2.5；100按采煤工作面回风流中瓦斯浓度不应超过1%的换算系数。Qcf1000.222.555（m3/min）（3）、 按照二氧化碳涌出量计算：Qcf67qccKcc式中：Qcf采煤工作面实际需要风量，m3/min；qcc采煤工作面回风巷风流中平均二氧化碳绝对涌出量，m3/min；Kcc采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系统，正常生产时连续观测1个月，日最大绝对CO2涌出量和月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值，2.5；67按采煤工作面回风流中二氧化碳浓度不应超过1.5%的换算系数。Qcf670.152.525.125（m3/min）（4）、按炸药量计算因该工作面为综采采煤，因此该项不计算。（5）、按工作人员数量计算Qcf4Ncf式中：Ncf采煤工作面同时工作的最多人数，25人；4每人需风量，m3/minQcf425100（m3/min）（6）、按工作面温度选择适宜的风速进行计算：Qcf60VcfScf式中：Vcf采煤工作面适宜风速，取1m/s；Scf采煤工作面平均控顶距的断面，5.39m2。Qcf6015.392.3743.82，取744m3/min3.2.1.7 按风速进行验算 a）验算最小风量Qcf600.25Scb Scb =Lcbhcf70%744600.255.693.550.7=212.09b）验算最大风量Qcf604.0Scs Scs =LcsHcf70%1017604.05.093.550.7=3035.67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，5.69m；Hcf采煤工作面实际采高，3.55m；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，5.09m；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；（8）、确定风量：根据上述计算取最大值得知：8301综采工作面的实际需风量为1017m3/min。二、监测装置的安装监测监控设备由监控中心严格按煤矿安全规程和监控行业标准AQ1029-2007规定进行安装稳设，在上隅角安装一台甲烷传感器、一台一氧化碳传感器；在工作面安装一台甲烷传感器和一台氧气传感器；在回风巷安装一台甲烷传感器、一台一氧化碳传感器、一台温度传感器；在风门上安装一组风门传感器；在带式输送机下风侧10m15m处安设一台一氧化碳传感器，一台烟雾传感器。上隅角传感器安设在工作面切顶线与回风巷上帮的交汇处，甲烷传感器的报警浓度为0.8%，断电浓度为1.2%，复电浓度为0.8%；工作面的传感器安设在回风流距工作面割煤线不大于10m处，甲烷传感器的报警浓度为0.8%，断电浓度为1.2%，复电浓度为0.8%；回风巷传感器安设在距回风绕道口10-15米的回风流中，甲烷传感器的报警浓度为0.8%，断电浓度为0.8%，复电浓度为0.8%。甲烷传感器的断电范围是工作面及回风中全部非本质安全型电气设备。一氧化碳传感器的报警浓度为24ppm，温度传感器的报警温度为30度。各传感器垂直悬挂在距顶不大于300毫米，距帮不小于200毫米处。断电后必须将巷内所有人员撤至盘区大巷新鲜风流中，并在巷口设岗拦人，以防人员误入，瓦斯传感器必须垂直悬挂在距顶不大于300毫米，距帮不小于200毫米处的非风筒帮一侧。3、8301工作面通风系统：新风：由副井、行人斜井集中轨道巷8301运输顺槽工作面 由主井集中运输巷8301运输顺槽工作面乏风：工作面8301回风顺槽回风绕道集中回风巷风井地面（附图8：8301工作面通风系统图）三、防治瓦斯（一）、瓦斯检查严格执行瓦斯检查制度，工作面必须配备专职瓦检工，瓦检工必须每班按规定要求对工作面头、中、尾、上隅角、回风5个测点进行三次瓦斯检查，坚持手拉手交接班，严格按煤矿安全规程规定执行。（二）、瓦斯监测1、安全监测仪器的安装及维护由监控中心负责，看管由本队负责。2、监测仪器：甲烷传感器型号GJC4，CO传感器型号GYH1000，温度传感器型号GWD50，烟雾传感器型号GQL0.1，风门传感器型号GFK30。 3、传感器布置位置：在8301回风顺槽布置三组传感器。其中8301回风顺槽工作面上隅角布置两个移动传感器（甲烷传感器和CO传感器）；8301回风顺槽在距工作面煤壁不大于10米范围内布置两个移动传感器（甲烷传感器和氧气传感器）；距8301回风绕道1015米安设三个固定传感器甲烷、温度、CO传感器）。悬挂要求，距顶板不大于300mm，距巷帮不小于200mm，监控线吊挂合乎标准。 4、监控中心对监测仪定期进行调试、校正，符合报警规定：工作面传感器瓦斯报警点为0.8%，断电点为1.2%，复电点0.8%。上隅角传感器和回风传感器瓦斯报警点0.8%，断电点1.2%，复电点0.8%；断电范围为：工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备，发现问题及时解决。 5、信号电缆和电源电缆应分别整齐地吊挂在巷道两侧，若吊挂在同一侧时信号电缆必须位于动力电缆上方0.1米的地方。 (附图9：8301监控布置图)四、综合防尘系统（一）防尘管路系统8301运输顺槽内铺设1趟2寸消防洒水管路，每隔50米支出一个三通，定期冲洗煤尘、洒水之用。8301回风顺槽内铺设1趟2寸消防洒水管路，每隔100米支出一个三通，定期冲洗巷道煤尘、洒水之用。 （二）防尘措施 1、采煤机必须有可靠的内外喷雾装置，机组必须在洒水的情况下割煤，各转载点必须设置喷雾洒水装置，并坚持正常使用，内外喷雾同时使用时，外喷雾出口压力不得小于1.5Mpa，内喷雾出口压力不得小于2Mpa。 2、要每周至少冲洗巷道一次。机电设备上的煤尘，应保持班班清理，尤其是电气设备，经常保持设备清洁，无煤尘积聚。 3、工作面支架间，设自动架间喷雾装置，防止煤尘积聚，每架顶梁设一个喷嘴，喷嘴方向必须与风流方向逆向，移架时，喷雾洒水。8301回风顺槽回风口安设一道捕尘网，捕尘网往里0.5米处安设一道水幕。 4、按照通风质量标准化，安设水幕的要求在两顺槽距巷口50米处各安设一道固定水幕，运料巷距工作面30米处安设一道移动水幕，皮带巷距工作面150米处安设一道移动水幕，回风绕道口安设一道水幕，要求水幕雾化效果好，覆盖整个断面，且移动水幕与工作面煤壁始终保持30米和150米的距离。 5、机组司机、移架工、推溜工应佩戴防尘口罩。 6、煤层注水（1）注水方式：采用超前长钻孔注水，即超前回采工作面开采时间20天左右从回风巷煤层走向打钻孔注水。（2）钻孔施工及钻孔参数A、钻孔施工：钻孔的开孔位置距底板1米，而且大致平行于顶底板，打钻孔时，根据钻孔参数一览表中钻孔角度，先将钻机放好，开钻后在进入煤层10米左右，采用高转速慢推进的方法进行钻孔。B、钻孔参数钻孔长度：按下式计算：135-20115m钻孔间距：按30米考虑，不过由于地质的复杂性，按实际情况而定，具体的钻孔间距见钻孔参数表。钻孔直径：42mm钻孔注水量：Q= LBMRQ式中：Q-一个钻孔的注水量，M3；K-备用系数，取1.5；L-钻孔长度，115；S-钻孔间距，30；M-煤层厚度，2.3；R-煤的容重， 1.3；Q煤体需注水水分含量，取0.04-0.0132M3/T故：Q=115302.31.3（4%-1.32%）206M3注水时间：由注水单位具体掌握。（3）封孔深度及封孔方法A、封孔深取1.7mB、封孔方法：采用3.5米长的管，封孔直径：108mm（4）、注水效果及要求a、每一钻孔在封好孔后即可进行煤层注水，要求按照注水时间不间断地进行注水，直到煤壁挂汗。b、随着工作面的推进，在工作面的煤壁上采取煤样，分析水份，使水份增加率达4%以上。（5）、注意事项及安全措施a、每次开工前必须进行“四位一体”安全检查，若发现隐患后要及时处理。确认无危险后，方可开工。b、打钻孔时，上岗干部必须带便携仪，每班开工前，在施工地点吊挂便携仪，以便随时掌握煤壁前瓦斯浓度。c、回风巷风流中瓦斯浓度达到1%时，必须停止打眼。d、本规程在开工前由技术员贯彻一次，以后每周由队长贯彻一次。e、灯房严禁发放失爆矿灯。f、安监站负责监督本措施的执行情况。g、其它未提及的严格按照煤矿安全规程中的有关规定执行。（三）、隔绝瓦斯煤尘爆炸措施按照通风质量标准化，吊挂隔爆水袋，吊挂标志牌，具体位置为两顺槽距巷口及工作面60200米之间，要求数量足够，水量充足，吊挂整齐，合乎规范，如发现水袋损坏或水量不足，必须及时更换、充水。吊挂要求：吊钩朝里，水槽间距1.5米，槽距0.15米，槽区长度30米。五、防治煤层自燃发火技术措施1、内因火源防治措施工作面的煤层厚度为3.55米左右，回采过程中工作面可能留有浮煤，为工作面古塘遗煤自燃造成隐患，对此采用阻化剂防止煤炭自燃。（1）、汽雾阻化原理设计采用的是机械雾化喷嘴，它具有喷雾量大、耐高压、耐腐蚀等优点。喷嘴内部有切向槽及旋流室，液体经由切向槽进入旋流室，一边旋转，一边流向旋流室的中心。切向槽进入旋流室时，液体的流速是比较低的，因此它具有的动能较小，但内能较高。随着液体向旋流室的中心流动，它的内能减小，而动能增加，因而液体的旋转速度增加。而当液体接近旋流中心时，它的内能到低于外部大气压。此时外部空气就会被吸入喷嘴，在喷嘴中心产生一个气体旋涡。由于液体具有了动能，同时还受到气体旋涡的作用，所以在离开喷嘴的瞬时便成为汽雾。目前，抚顺分院生产的雾化器有三种类型，即型、型、型，流量(雾化量)分别为0.3m3/h、0.4m3/h、0.5m3/h。选择时主要依据采空区漏风的大小以及处理煤量等因素确定。130101综采工作面目前选择QWF-型雾化器为宜，其雾化量0.5m3/h，供液压力为6MPa。 雾化率可达85以上。 雾化泵的选择参数主要有两个，即流量和压力。流量以雾化器达到良好的雾化效果为准则，同时应考虑到沿程阻力损失等因素，一般应达到6MPa以上。（2）、汽雾阻化防火工艺 、设立雾化点： 设置三个固定雾化点。在工作面下隅角漏风通道入口设置一个雾化点，在工作面中间和上隅角各设一个雾化点。 设置五个临时雾化点。沿工作面每隔10米设置五个临时雾化点，每当支架之间出现明显漏风通道，就可随时在漏风通道入口设立临时雾化点。 、阻化剂浓度及雾化量阻化剂浓度的确定以实验室阻化率分析为依据，根据现有条件，选择MgCI2(氯化镁)溶液为阻化剂，浓度为 15。 喷雾量的大小与采空区丢煤量成正比。其计算公式如下： V=KADLHS/R 式中：V-日喷雾量，吨； R-雾化率，； k-吨煤用液量； D-实体煤容重； L-工作面长度； H-工作面采高； S-日进尺，米； A-丢煤率，； 、雾化防火系统的安装及调试 喷雾泵站设立在回风巷内。自喷雾泵站出口至工作面下隅角，沿途布置25mm高压胶管。沿回采工作面布置16mm高压胶管,并且从下隅角开始每隔30米设一个三通， 直至上隅角。三通的另一接口应可以与16mm球阀相连接。自三通出口接高压球阀，再连接15米长的16mm高压胶管与雾化器相连接。当汽雾阻化防火系统安装完毕后，应进行调试。在开泵调试之前，打开所有管路阀门,包括喷雾泵的进排水阀门，泄压系统调节阀门。应该注意的是，此时不应安装雾化器。启动喷雾泵，清洗整个管路系统后，再安装雾化器, 启动喷雾泵，调节系统压力6Mpa。（3）、汽雾阻化防火作业规程 1、喷雾泵站工作人员责任及注意事项 、负责配制阻化液。将氯化镁放入储液箱内，然后按比例