工作面作业规程.doc

第一章 概 况第一节 工作面位置及井上下关系 工作面位置及井上下关系 表1-1煤层名称15#煤层水平名称600水平采区名称一采区工作面名称15101地面标高(m)950.0-1071.0工作面标高(m)590-640埋藏深度埋藏深度366-433。地面位置本工作面地表位于横梁山西北部、坨辽坡的南部山坡、山梁地带。盖山厚度366-433m，平均约400m。地表无裂隙，无建筑物。井下位置及 四 邻采掘情况15101工作面位于井田南部，其东部、西部、北部均未采动。停采线位置距切巷710m，距采区轨道巷40m回采对地面设施影响 无影响。走向长（m）750倾斜长（m）147面 积（m2）110250第二节 煤 层 煤层情况 表1-2煤层情况煤层总厚（m）5.84煤 层 结 构煤层倾角（）382.41（0.25）3.61（0.30）0.754可采指数1变异系数（%）2稳定程度稳定本工作面煤层赋存稳定，结构复杂，陷落柱发育。煤层最薄3.79m，最厚7.9m，平均煤厚5.84m，煤层中含一层夹石，分布在煤层的下部，赋存不稳定。煤质情况MadAdVdafQgr.r.dFCStdY工业牌号0.91%5.69%9.11%29.05MJ/Kg1.45%WY3本面煤质佳，主要由光亮型、半亮型及亮煤条带组成。第三节 煤层顶、底板 煤层顶底板情况 表1-3煤层顶底板情况顶板名称岩石名称厚度（m）岩 性 特 征老 顶灰色中细粒砂岩6.08以石英为主云母次之，含黑色矿物。直 接 顶灰黑色泥岩6.04致密、性脆、含植物根部化石及黄铁矿团块状河层理。直 接 底黑色泥岩3.81致密、性脆、含植物根部化石及黄铁矿，距斜坡状层理，夹细粒岩条带老 底灰色中粒砂岩9.32以石英为主，长石及云母次之，砂质胶结，中部具裂隙。第四节 地质构造（1）根据现有资料及掘进巷道实测数据，本采区为一单斜构造，呈北东向南西倾斜。煤层倾角最大8，最小3，平均倾角4。 （2）15101工作面巷道掘进中揭露陷落柱3个。 陷落柱及冲刷 表1-5陷落柱名 称距切巷距离(m)长轴(m)短轴(m)推进方向影响长度对回采的影响程度备注X128812660126m对回采有较大影响回风巷揭露X24213636m对回采有一定影响进风行揭露X35673030m对回采有一定影响回风巷揭露(3)瓦斯地质情况根据工作面在掘进期间收集的瓦斯数据、地质构造情况及坑透解释资料，建议矿井在15号煤层开采过程中加强煤层瓦斯含量测定工作，并根据补充测定结果以及采掘方案的调整情况，及时修正矿井瓦斯涌出量预测结果，掌握瓦斯赋存规律，更好地治理矿井瓦斯，保障矿井安全生产。 第五节 水文地质情况及探放水建议一、本采区水文地质条件简单，煤层冲水通道主要为煤层顶板以上岩石的裂隙、陷落柱、断层及开采后形成的导水裂隙带。不受采空积水影响。二、预计最大涌水量：10mh，预计正常涌水量：2mh三、问题及建议1、1、对于工作面上方局部裂隙含水层水，在工作面推进到低凹处时可能会有顶板淋头水及落山出水现象，要做好防排水准备工作。2、 工作面有积水时，安设潜水泵，及时排除积水。第六节 影响回采的其他因素 影响回采的其它因素 表1-6瓦斯绝对瓦斯涌出量71.17m3/min，相对涌出量37.58m3/t。煤尘无煤尘爆炸危险性煤的自燃不易再燃地温16.9-23.2C地压无冲击地压问题及建议1、 本回采工作面目前揭露了三个陷落柱，其编号为X1、X2、X3，构造附近煤层疏松，节理发育，瓦斯易于吸附、聚集，当回采至构造段附近时，应加强瓦斯检测及通风管理，并提前做好过构造准备工作，确保安全。2、 本工作面揭露三个陷落柱构造，其编号为X1、X2、X3，施工队组要提前做好过构造准备工作，确保安全生产。3、 工作面回采期间一定要做好防排水准备工作，安设排水量大于30m/h用水泵及相应防排水设施，确保安全生产。 4、工作面构造附近预计瓦斯涌出量可能增大，回采时应加强通风瓦斯管理。第七节 储量及服务年限一、储量：工业储量 W1=LQh=7101475.841.42=865519.54t可采储量 W2=W1c=865519.5488=761657.2t式中：W1工业储量：tW2可采储量：tL工作面采长：mQ工作面可采推进长度：mh煤层厚度：mc工作面回采率：c=0.88容重：=1.42 t/m3二、服务期限：可采推进长度710m，设计日推进度为3m工作面服务期限可采推进长度/日设计推进长度 710/3236(天） 服务期限约7.8个月 第二章 采煤方法本工作面采用走向长壁后退式开采，综采放顶煤工艺。采用MG300/700.WD型电牵引双滚筒采煤机割煤、装煤。使用94架ZF40001.7/2.8型支架和4架ZFG48001.8/2.9型支撑掩护式低位放顶煤支架管理顶板，用SGZ-764/400(Q)型溜做生产溜，SGZ764/400(H)型溜做后溜完成运煤工作。顶板管理采用全部垮落法，即随着工作面向前推进，拉移液压支架，机头（尾）落山回柱放顶，使顶板自行垮落。第一节 巷道布置工作面分别布置运输顺槽、回风顺槽巷、内错尾巷、走向高抽巷和切巷，其中运输顺槽、回风顺槽和切巷均沿15#煤层底板布置；内错尾巷沿15#煤层顶板布置，距回风巷24米；走向高抽巷沿12#煤层底板布置，距回风巷的水平距离为50米。综观本面，纵观本面工作面煤层整体北高南低，煤层倾角38平均为4左右。进风巷兼作行人、出煤、运料，回风巷兼作行人、运料巷，内错尾巷为专用排放瓦斯巷，走向高抽巷用于回采期间抽放瓦斯。附图2-1：15101工作面平面布置示意图 巷道断面特征表 表2-1巷道名称断面形状支护形式毛宽（mm）净宽（mm）毛高（mm）净高（mm）毛断面（）净断面（）进风巷矩形锚索、网、W钢带钢带、加强锚索520050003200300016.6415.00回风巷矩形锚索、网、W钢带钢带、加强锚索460044003200300015.0413.50 内错尾巷矩形锚杆、锚索、网、钢带40003800240022009.608.36走向高抽巷矩形锚杆+钢筋钢带+锚索加强锚索280026002400220076.24切 巷矩形锚索、网、W钢带加强锚索750072002800270021.7519.44图：15101综采工作面巷道支护图第二节 采煤工艺一、采煤工艺工作面采用综合机械化低位放顶煤采煤工艺，工作面每割一刀煤放一茬顶煤，实行“一采一放,多轮顺序”的作业方式。二、回采工艺过程采煤机机头（尾）斜切进刀割三角煤正常割煤铺网移架移前工作溜调整后工作溜放顶煤。1、割煤：采煤机采用割三角煤,端头斜切进刀方式。采煤机自开缺口,双向割煤，往返一次割两刀，割煤同时完成装煤。采高严格控制在2.4m, 循环进度为0.6m，运行速度不超过3m/min，正常情况下采煤机必须沿底板割煤，特殊情况下,如局部煤层起伏变化较大时,可适当掩底或卧底推进,但机组严禁截割坚硬岩石，以免产生火花或损坏机组。附：采煤机斜切进刀示意图2、放顶煤：6#93#架采用顺序多轮放煤工艺，机头5架机尾5架不放煤并进行铺设双网工艺。（1）采放比 煤厚5.84m,机组截割2.4m，放煤3.44m，采放比为1：1.43（2）初次放煤：工作面初采走完切巷时，开始放煤。（3）正常放煤：放煤步距参考同类型工作面数据选用0.6m，采用单轮顺序放煤作业方式，即：采煤机割煤移架结束后，滞后移架5架以外，开始放顶煤，利用尾梁上下摆动，插板来回伸缩等方式进行放煤。后部刮板运输机装运放落的顶煤，将煤运到转载机和带式输送机。放煤工要反复多次操作将煤放净，在放煤同时，打开支架喷雾进行降尘。（4）末采放煤：工作面采帮距停采线15m时开始铺金属网，当金属网遮盖后尾梁时，停止放煤。（5）放煤顺序除工作面机头（尾）20架范围外，工作面其它地段割煤、放煤可以平行作业。放煤必须逐架进行，严禁相邻两架同时放煤。放煤由机头（尾）向机尾（头）放煤，每架支架上的顶煤分三轮均匀放出，每一轮放煤间隔为68架。每架直至放出1/3的矸石为止，严禁放大块矸石。当大块煤矸卡在溜内时，人员进行处理必须要停电闭锁开关，将煤矸处理后方可恢复放煤。工作面部分地段顶板破碎，片帮严重影响工作面推进时，可视情况少放煤或暂停放煤。放煤前，要将后工作溜拉至紧靠支架底座后端。工作面必须以放顶煤为主，严禁割放相交或因撵进度而少放或不放煤。放煤工必须保证3人，并要固定专人放煤，必须保证放煤轮数。（6）工艺要求严禁每架一次性放完，最后放至矸占1/3时停止放煤开始放另一架。放煤工不得一人同时操作2架或2架以上，要根据煤量大小适当控制放煤口，防止压住后部溜。放煤时必须先收小插板，待放煤量小或有大块卡堵时再摆动尾梁，严禁不收小插板先摆动尾梁。放煤时严格控制大矸，以防损坏千斤顶、管路等，一旦有大矸必须人工打碎（小于30cm）后方可继续开溜放煤。顶煤放不下时可反复升降支架，反复放煤直至放完。每割一刀煤必须放一次顶煤，放不完顶煤不得开机。3、装运煤机组割下的煤由机组滚筒和前部溜铲煤板相配合自动装入前部溜内，落山放下的煤流入后部溜内，支架架脚前及架间浮煤由人工用铁锹攉入煤溜内，然后经转载溜、运输顺槽皮带、采区皮带巷运至主斜井到地面。4、移架（1）操作方式：采用本架操作，顺序移架。（2）移架遵循及时支护原则，采煤机上滚筒割过13架后，开始伸出伸缩梁挤严煤帮。 （3）移架距离滞后机组后滚筒35架，降架幅度0.10.15m，顶板破碎地段采取带压擦顶移架，移架同时要收伸缩梁。（4）移架后的端面距不大于0.34m，若出现大于0.34m时，需及时拉超前架，支架要成直线，顶梁必须伸平，仰俯角小于7必须严密接顶并达到初撑力，操作完毕，将各种手把打回零位。（5）工作面顶板不好时，可采用带压拉架的方式，工作面顶板严重破碎时，必须割一架，停机伸出伸缩梁或拉架管理好顶板，然后开机割另一架。5、移溜移溜包括推前部溜和拉后部溜，利用前后推移千斤顶来完成。（1）移溜与移架平行作业，移溜可滞后移架35架，且弯曲段长度不小于15m，推移前部溜的同时，要拉后部溜，移溜分三步进行，每次操作35根千斤推拉0.2m，严禁一次顶到位，把溜子顶成急弯。移溜完毕，必须将前部溜与支架前立柱间的浮煤、浮矸清理干净。（2）推拉前后工作溜必须沿同一方向逐渐均匀推拉，严禁从两边向中间推拉。停溜期间，严禁顶溜。（3）移后溜滞后放顶煤不少于20架，弯曲段不小于15m，煤放净后，由放顶煤工负责移后溜，一次收溜长度不得少于15架。（4）移前部溜机头（尾）时，待各组支架移出升起后，用支架的顶溜千斤顶移出机头（尾）。移过前部溜机头（尾）后，利用拉后溜机头（尾）的连接千斤顶拉过后部溜机头（尾）。（5）所有被移动的物体周围2m以内不得有人（在架内移架人员除外）。（6）推移工作溜机头（尾）时，工作溜必须停止运行，推移机头时，转载机要停止运行，落山侧不准有人，其他无关人员撤到端头5米以外的安全地点。三、正规循环生产能力的计算根据公式：W=LShc =1470.65.841.4288% =643.65t式中：W工作面正规循环生产能力，t；L工作面采长，m； S工作面循环进度，m； h煤层厚度，m； 煤层密度，t/m3 ，=1.42 t/m3； c工作面回采率， c=0.88。第三章 设备配备1、工作面主要设备及技术参数见表3-1 工作面主要设备技术参数 表3-1序号设备名称设备型号设备功率数量1采煤机MG300-700/WD700KW1台2前刮板输送机SGZ-764/400（Q)400KW1部3后刮板输送机SGZ-764/400(H)400KW1部4转载机SZZ-764200200KW1部5破碎机PCM-110110KW1部6皮带运输机DSJ-10002*1602160KW47液压支架ZF40001.7/2.8948过渡支架ZFG48001.8/2.94架9乳化液泵MRB315/31.52台10回柱机JM142台11注水泵5D-215012、MG300/700-WD型采煤机主要技术参数见表3-2 采煤机主要技术参数 表3-2序号参数名称单位参数1型号MG300/700WD2滚筒直径M1.83滚筒截深M0.64适用采高M1.83.65机面高度M1.4386适应煤层倾角=167适应煤层硬度f=48装机总共功率KW7009截割电机功率KW230010牵引电机功率KW24011油泵电机功率KW18.512供电电压V114013牵引力KN58035014牵引速度m/min07.281215牵引方式电牵引16卧底量mm260附图3-1：工作面设备布置图第四章 顶板控制第一节 支护设计一、本工作面采长147m,共98架呈单列式布置。使用ZF40001.7/2.8型支架94架和和4架ZFG48001.8/2.9支撑掩护式低位放顶煤支架管理顶板，ZF40001.7/2.8支架最大控顶距4440mm，最小控顶距3840mm，架间中心距1.5m，放煤步距0.6m，支架拉过后，端面距不得大于0.34m。二、工作面上、下端头各有两架过渡架管理顶板。过渡架至回、进风煤壁侧空顶区用交错托棚维护，初次来压前棚梁使用规格为20cm4.6m的半圆木，初次来压后采用3.2m的型钢，腿为2.5m3.5m的单体柱，一梁三柱，棚梁交错二分之一支设。三、进、回风顺槽的管理超前工作面煤壁20m加强支护。在进、回风顺槽采帮支设两路交错托棚，一梁三柱，棚梁交错二分之一支设、煤柱帮一路对口托棚，棚梁规格同前，腿为2.8m或3.5m的单体柱。巷道压力增大时，可视压力情况增加至45路，必须保证一梁四六柱,柱距0.8m1.0m，超前维护长度增加至50m。4、 工作面合理支护强度计算参考同煤层阳煤五矿南翼采区开采经验和矿压观测资料预计本工作面矿压参数，见下表：序号项 目单 位同煤层实测本面选取或预计1顶底板条件直接顶厚度m7.566.04基本顶厚度m3.076.08直接底厚度m3.43.812直接顶初次垮落步距m25253初次来压来压步距m2525最大平均支护强度MPa0.5770.577最大平均顶底板移近量mm3232来压显现程度明显明显4周期来压来压步距m9.5169.516最大平均支护强度MPa0.4020.402最大平均顶底板移近量mm3535来压显现程度明显明显5平时最大平均支护强度MPa0.4020.402最大平均顶底板移近量mm32326直接顶悬顶情况m227底板容许比压MPa6.088.376.088.378直接顶类型类aa9基本顶级别级10巷道超前影响范围m2020工作面合理支护强度计算（一）ZF400017/28型液压支架合理支护强度计算1、工作面合理的支护强度，采用下列方法计算，取其中最大值即为工作面合理的支护强度Pt。采用经验公式计算 =9.813.22.5108 =627.84KN/m2 P工作面合理的支护强度，kNm2h采高，m顶板岩石容重，Kgm3，一般可取2.510kg/m3k工作面支架上覆岩层厚度与采高之比，一般为48，取8倍采高计算。2、工作面实际支护能力计算ZF400017/28型支架承载力为 P=F（LS） = 4000（3.841.5） =694.4KNm2式中： P支架承载强度，kNm2F支架承载力，KNLS支架承载面积，m2。Pt D；因此支架对底板比压符合要附：支架最大控顶距和最小控顶距剖面示意图附:支架布置示意图五、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，即割煤移架移输送机；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6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，工艺为移架割煤移输送机。移架步距为0.6m。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6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、工作面支架严禁出现歪斜和咬架、挤架；否则，要及时调整。六、特殊时期的顶板控制1、工作面基本顶初次来压前必须编制专门安全技术措施。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，胶带顺槽、回风顺槽所使用的单体支柱初撑力不低于11.5MPa；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、工作面停采时要编制停采措施，加强顶板控制。第三节运输顺槽、回风顺槽及端头顶板控制一、15101运输顺槽、回风顺槽超前支护及端头、端尾顶板控制（一）15101运输顺槽超前支护及端头支护方式1、15101运输顺槽超前支护采用单体液压支柱+型钢梁，型钢梁规格为L=4000mm，单体液压支柱型号为DW3500。运输顺槽超前棚棚距800mm，架棚必须一梁三柱。工作面运输顺槽超前支护不小于20m。2、端头支护采用单体液压支柱+型钢梁，钢梁间距800mm，其中型钢一端伸入第一排头架，另一侧打设两根单体柱，必须支护到老塘侧切顶线位置，且在端头切顶线位置打设单体液压支柱+型钢梁（即最后一排型钢梁打设的位置为切顶线位置），保证一梁三柱。为确保切顶线往后老塘侧支护安全，防止漏煤（矸）等压住转载机尾和后溜机头，根据现场情况采用2.5m大板和三根单体柱对老塘侧进行临时支护，滞后后溜机头不大于1m，确保端头及老塘支护安全。为了加强端头支护，在靠近排头支架侧前后交错打设2架走向抬棚，用于在移动端头支架时，作为液压支架侧型钢梁的第三支撑柱。抬棚采用一梁三柱，棚梁采用4000mm型钢，柱腿采用DZ3500型单体液压支柱。（二）15101回风顺槽超前支护及端尾支护方式1、15101回风顺槽超前支护采用单体液压支柱+型钢梁，型钢梁规格为L=4000mm，单体液压支柱采用DZ3500型号。回风顺槽超前棚棚距800mm，架棚必须一梁三柱。工作面回风顺槽超前支护距离不小于20m。如15101回风顺槽压力较大，可根据现场情况，必要时可加打一排单体柱。2、 端尾支护采用单体液压支柱+型钢梁，钢梁间距800mm，其中型钢一端伸入排尾架，另一侧打设两根单体柱，必须支护到老塘侧切顶线位置，且在端尾切顶线位置打设单体液压支柱+型钢梁（即最后一排型钢梁打设的位置为切顶线位置），保证一梁三柱。为确保切顶线往后老塘侧支护安全，防止漏煤（矸）等压住后溜机尾，根据现场情况采用2.5m大板和三根单体柱对老塘侧进行临时支护，滞后后溜机尾不大于0.5m，确保端尾及老塘支护安全。 （三）质量要求及安全技术措施：1、作业前，要确保停止闭锁转载机，严禁开动转载机。2、作业前必须准备好工作台，在工作台上作业时，要多人协作，做好防倒措施。3、超前维护所打的单体柱防倒设施必须完好，规定每排柱上必须拴好护绳。4、超前维护所使用的单体柱必须完好，不得有漏液、失效现象，必须打在实底上，迎山有力。底板松软时，单体柱要穿鞋；柱不够高时，可在柱下垫一块鞋板。5、落柱时，三用阀出液口不得正对人员，操作人员站在安全的地方，并防止柱倒伤人。6、要求风、运两巷超前支护不少于20 m，支柱要打紧，打牢，架棚必须一梁三柱。7、上、下端头的机头、机尾架距抬棚不得超过800 mm。8、两巷超前维护段支柱必须成直线，偏差不得超过50mm。9、架设超前棚必须三人同时协调操作，派专人监护。10、回撤超前棚下单体柱液压支柱需要安排专人监护，保证后路畅通。11、两端头维护过程中必须与工作面人员联系好，与转载机司机、大溜司机联系好，互不影响的情况下方可操作，否则停止其设备运转。二、工作面安全出口的管理（一）支护形式两安全出口，每班设专人对其清理维护，确保巷道高度不低于1.8m，人行道宽度不小于0.8m。回风顺槽和胶带内回出的托盘、锚杆、网片等一切杂物都要及时运出工作面超前支护之外，并分类码放整齐，及时上井。（二）质量要求（1）、机头、机尾支架拉完后，必须及时升紧，达到初撑力。工作面两端头安全出口宽度大于0.8m，高度大于1.8m。否则，需要挑顶、扩巷，并由专人维护。（2）、支柱纵横成线，偏差不大于50mm。（3）、支柱支到实底，并做到迎山有力，单体支柱初撑力不小于90KN(约11.5Mpa)，不得出现空载支柱。两巷超前棚所使用的单体柱，每天要用测压仪检测，确保达到初撑力要求，并做好记录。（4）、所有单体支柱三用阀方向一致，阀端指向巷帮。（5）、所有单体柱设置防倒装置。（6）、不得使用失效的单体支柱、一字架。（三）与其他工序之间的衔接关系端头（尾）支护的前移、支设应在端头（尾）支架完成并达到初撑力后方可进行。胶带装载机尾到切顶排之间采取单体支柱与走向抬棚，配合支护。工作面端头（尾）顶板较完整的地段，在距两头支架前探梁1.0m的范围内回撤顶锚杆托盘及钢带。两巷顶板破碎时，托盘、钢带不得回撤。排头支架、排尾支架随工作面推进，与工作面支架一道拉移，以有效维护端头（尾）顶板。三、支护材料的使用数量和存放管理工作面回风顺槽材料场要常备有：DZ3500单体液压支柱30根，柱帽30块，规格为L4000mm的型钢梁20根，3.8m长坑木20根，材料场必须设在距工作面100m之外，所有备用的支护材料均必须码放整齐，挂牌管理。 四、退锚的相关要求1、退锚工具：锚索退锚采用TMQ-300410型退锚机，退锚机不得少于3台（进、回风顺槽各一台、一台备用），帮锚杆退锚用扳手。2、退锚范围：进风巷从工作面后溜机头落山侧至落山密柱排；回风巷从工作面后溜机尾减速器至落山密柱排。3、退锚的要求（1）正常情况下，退锚率要达到80%以上。确保端头采空侧顶板及时垮落。当顶板压力大、顶板破碎、锚索外露段损坏、外露长度不足等原因的，可不进行退锚。超高地段巷道退锚时执行外露完好的锚索全部退的原则。如退锚率达不到80%时，端头支护必须增至46路抬棚加强支护，并加强密柱排的支护。（2）退锚人员必须经过专项培训，熟悉退锚器的结构，掌握操作要领后方可上岗。（3）退锚工具必须使用经集团公司认可的高效退锚机。（4）退锚机使用前要对液压管路、快速接头等进行检查，确认完好后再空载行走几次，排除液压管路中的空气后，方可使用。退锚器使用期间要定期清理煤粉，并要做好检修维护工作，确保退锚机的正常使用。第四节 矿压观测一、矿压观测目的1、准确掌握回采工作面老顶初次来压、周期来压显现、步距和强度，分析回采空间支架与围岩相互作用关系，为合理选择采煤参数、支护方式和顶板管理提供依据。2、根据五矿南翼采区矿压观测结果，预测本工作面初次来压步距,周期来压步距。二、矿压观测内容及方法1、观测内容（1）回采工作面超前支护工作阻力测试；工作面液压支架阻力测试；工作面顶板破碎度观测；老顶初次来压、周期来压显现、步距和强度观测；回进风顺槽顶底板移近量和两帮移近量观测。（2）定期对尾巷前后的煤厚情况进行观测并留有记录（每五天观测一次）。2、安装位置在工作面支架每隔10架安设一组阻力检测仪，机头（尾）3架范围及两种支架接茬处必须安设一组。超前支护范围内采用三组采集式阻力测压仪进行观测。三、矿压观测要求1、观测人员应明确所测数据的用途，注意数据的代表性、准确性和科学性，按观测计划规定办事，及时整理观测资料，掌握观测进度，及时预报矿压状况，并采取针对性措施，确保安全生产。2、观测人员必须以科学、认真的态度进行观测分析，做到准确、真实和可靠，严禁弄虚做假。3、仪表仪器的安装及管理由队长负责，数据的观测由队技术员负责，检修班设一名兼职观测员，详细记录，工区技术组及生产技术部应随时抽查。4、为了保证观测数据的准确性，要求队组要严格顶板管理制度，泵站压力不低于30MPa，支架、单体柱升紧达到初撑力，否则要追究队长的责任。四、工作面顶板及两巷顶底板变形及移近量检测方法自回采开始到回采结束全过程，在工作面液压支架上（前后立柱） 的阻力检测仪、回进风超前支护单体柱上安装的测力仪，每5天读取一次，并做好详细记录。五、顶板活动规律的分析根据液压支架支护质量动态监测、顶底板变形及移近量观测数据，矿压组要及时对顶板来压情况分析，包括来压步距等，确保安全生产。第五章 生产系统第一节 运输系统一、运输设备及运输方式1、运煤方式：采煤机割落的煤和放下的顶煤分别经前、后工作溜，进风巷转载机、顺槽皮带经采区皮带巷运至煤仓至主斜井到地面。2、辅助方式：运输顺槽辅助运输采用矿车运输，回风顺槽采用无极绳梭车牵引的运输方式。二、运输设备安装、固定、推移方式见表5-1。 运输设备安装、固定、推移方式表 表5-1序号设备名称型号数量安装位置固定方式移动方式1前部工作溜SGZ764/4001工作面落地式千斤顶推移2后部工作溜SGZ764/4001工作面落地式千斤顶拉移3转载机SZZ764/2001进风落地式自移4皮 带SJ-1000/21604进风落地式+地锚5梭车JQ801回风浇筑+地锚钢丝绳牵引三、运输路线1、运煤路线工作面15101运输顺槽采区皮带巷采区煤仓南翼运输巷主斜井地面。 2、运料路线地面副斜井集中轨道大巷采区轨道巷15101运输顺槽工作面附图5-1：生产系统示意图第二节 通风系统一、工作面通风方式工作面采用“U+I”型通风方式，全负压通风，并布置走向抽巷抽放临近层瓦斯。进、回风巷沿煤层底板布置，内错尾巷水平距回风24m，沿15号煤顶板布置，内错尾巷排放采空区及本煤层瓦斯，走向高抽巷沿12号煤层顶板布置，水平距工作面回风顺槽50m，利用回风斜井抽放泵站进行抽放。二、工作面风量核定、风速计算及合理性分析15101工作面通风系统由回风主扇负担，回风总风量为2720 m3/min，布置有一个150101工作面，配风量为1100 m3/min，配电室用风量为390 m3/min，其它系统巷总计用风量为610 m3min，富余风量为500 m3/min。 15101综放工作面采用邻近层瓦斯抽放，布置有走向高抽巷，在走向高抽巷口设置有永久闭墙，并留设直径380mm的抽放管路与高抽进风巷管路连接，由地面风井抽放泵站负担。大垴沟抽放泵站安设有两台2BEC-62型水循环泵，抽放能力为325m3/min，功率为400KW。参照81004工作面开采时最大抽放量为10.89m3/min，可满足抽放需求。高瓦斯矿井，15101综放工作面布置有专用排瓦斯巷，采用“U+I”型通风方式，15101综放工作面需风量计算过程如下：1、按瓦斯涌出量计算按照工作面回采地质说明书，绝对瓦斯涌出量为71.17m3/min，平均抽放量为8.82m3/min，平均日产煤4057t，相对瓦斯涌出量为37.58m3/t。现15101综放工作面矿计划日产煤4116t，通过计算，15101综放工作面绝对瓦斯涌出量预计为7.11m3/min。Q采 = Q回+Q尾=125q回 + q尾 /2%KCH4=1252.33+4.78/2%1.72=5301.72=912m3/minQ采采煤工作面按瓦斯涌出量核定的需要风量，m3/min；q回采煤工作面回风平均风排瓦斯量，取2.33m3/min；q尾采煤工作面尾巷平均风排瓦斯量，取,4.78m3/min；125回采工作面回风流中的瓦斯浓度不超过0.8%的换算系数KCH4采煤工作面瓦斯涌出不均衡通风系数，取1.7。参照15101综放工作面在正常生产条件下，该面日最大绝对瓦斯涌出量为10.48m3/min,平均日绝对瓦斯涌出量为6.11m3/min，其比值为1.72，大于1.7，计算取KCH4=1.72。2、按工作面温度选择适宜的风速进行计算Q采=60V采S采=6017.35=441m3/min式中:Q采 采煤工作面按瓦斯涌出量核定的需要风量，m3/min；V采 采煤工作面适宜风速，按采煤工作面空气温度选取1m/s；S采采煤工作面最大和最小控顶距净断面积的平均值计算选取7.35m2；3、按回采工作面同时作业人数计算需要风量Q采=4N=460=240m3/min； 4、按风速进行验算a) 验算最小风量Qcf600.25Scb Qcf600.258.81Qcf132m3/minScb=lcbhcf70% =4.842.470% =8.13m2b) 验算最大风量Qcf604.0Scs Qcf604.05.9Qcf1416m3/minScs=lcshcf70% =3.242.470% =5.4m2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为4.84 m；hcf采煤工作面实际采高为2.4m；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3.24 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；15101综放工作面需要风量取其中最大值912m3/min，132m3/minQ1416 m3/min，故15101综放工作面需风量为912m3/min，尾巷风量411 m3/min。三、通风路线 附图5-2：通风系统示意图 副斜井轨道大巷采区轨道巷15101运输顺槽工作面回风顺槽、采区南回风巷 西回风大巷回风井四、瓦斯防治1、工作面必须具备正规的通风系统、保证足够的风量，如遇瓦斯涌出量增大等变化时，必须及时根据需要调整风量和抽放参数。2、加强两巷及工作面的顶板管理工作，保证通风断面；巷内材料备件等要堆放整齐，保证风路畅通、减少通风阻力。3、所有人员必须爱护通风设施和监测仪器，非通风人员不得移动甲烷传感器位置。4、人员进出回风巷时，严禁将两道风门同时打开，以免风流短路，若风门关闭不严或其他通风设施受损时，通风部必须及时修复。5、每班要搁专职瓦检工,按规定检查工作面、回风巷、上隅角、尾巷等处的瓦斯情况。发现瓦斯超限必须立即停止作业, 同时要切断电气设备的电源，作业人员要听从瓦检工的指挥，坚持安全生产的“三不”原则。6、尾巷瓦斯防治（1）工作面在内错尾巷下方区域，严格控制采高。正常情况下，内错尾巷及其前后各5架范围采高不得超过2.4m，当煤层厚度小于5m时，采高不得超过2.2m，并可适当卧底。（2）工作面探测煤层厚度的尾巷附近进行挂牌管理。每5天对工作面进行一次探测煤厚，钻孔探测至少在尾巷上下两侧煤体打两个，根据实际厚度控制采高和采取相应措施，并将探测时间、煤厚、钻孔及采高、施工负责人填写在牌板上。同时填写报表，经队长签字后报生产技术部，由生产技术部建立台账，指导生产并备查。（3）当工作面煤层松软、裂隙发育或遇地质构造时，采煤机过尾巷及其附近割煤时，机组速度不超过1.5m /min，为防止内错尾巷与工作面塌透，必须提前在尾巷两侧煤帮距支架顶梁1.5m处向上倾斜施工注胶孔，孔底距巷道不小于1m，注化学材料加固煤体和顶板。采煤机司机在内错尾巷及其附近割煤时，适当放慢牵引速度，采煤机割过后，要及时伸出前探梁护顶。（4）当内错尾巷与工作面塌透时，必须采取工作面尾巷处及其前后3m范围顺巷道铺设金属网，并在尾巷塌透处上木板梁维护，用风筒布等透气性差的柔性材料及时封堵，提前移架，将液压支架移至最小控顶距等措施。（5）内错尾巷及其前后5架内的支架标注或增设醒目标记，便于采煤机司机和支架工按规定操作。（6）工作面投产前，对尾巷支护情况进行验收检查，有问题及时加强支护。通风人员进入尾巷时，要同时检查顶板、巷道积水情况，发现问题及时汇报并组织处理。当内错尾巷因底鼓、冒顶等影响风量不能满足要求时，必须停产处理。7、瓦斯抽放瓦斯抽放系统风井泵站负担工作面本煤层及邻近层瓦斯抽放。本煤层抽放由两台ZBEY-40水环真空泵抽放，临近层抽放由ARG-450W湿式罗茨真空泵，可以满足矿井邻近层的瓦斯抽放要求。瓦斯抽放概况回采前在回采工作面回风顺槽沿煤层向工作面内打长壁钻孔，抽采本煤层瓦斯。钻孔间距为7.5m，倾角与煤层倾角相同。孔向：大至平行回采工作面，开孔位置距煤层底板1m。附图5-2-2 15101综采工作面瓦斯抽放系统图五、粉尘防治1、工作面防尘供水系统 供水系统管路应安设在巷道行人侧，否则应将三通阀门引至行人侧，便于操作维护，管径采用4寸管供水,供水压力不低于1MPa。回采工作面加压