4306综放工作面(岳军霞).doc

中国矿业大学（北京）093303级专科生毕业设计第一章 采煤工作面概况采煤工作面位于四盘区，具体位置见下表。工作面位置及井上下关系表水平名称一水平采区名称四盘区地面标高（m）890.31061.7井下标高(m)605.9640.8地面相对位置常坡村以西，中街村以南，详和煤矿以北。回采对地面设施的影响无井下位置及与四邻关系4102巷以南，4305综放工作面以西，4307综放工作面以东，4305、4307综放工作面已回采完毕。走向长度/m965.784倾斜长度/m164面积/158388.5761第二章 采煤工作面地质情况第一节 煤层煤层情况表煤层厚度/m6.47煤层结构6.47煤层倾角/（。）38开采煤层3#煤煤 种无烟煤6硬度f=2-4稳定程度稳定煤层情况描述灰黑黑色，玻璃光泽，阶梯状及贝壳状断口。第二节 煤层顶底板煤层顶底板情况表顶、底板名称岩石名称厚 度/m特 征老顶粉泥岩2.06浅灰色，岩心呈短柱状及块状。直接顶砂质泥岩0.85深灰色，岩心短柱关，含植物化石。直接底砂质泥岩2.57深灰色，岩心多呈柱状，沿层理面易裂开，贝壳状断口。老 底细砂岩0.80浅灰色，岩心短柱状及块状。附图一：4306综放工作面综合柱状图第三节 地质构造一：地质构造情况地质构造情况表构造名称走向/（。）倾向/（。）倾角/（。）性质断距对回采影响程 度背 斜（轴）95较 大F7395545正断层0.51.5较 大F9227518535正断层1.82较 大F956015055正断层22.5较 大F5910819870正断层2.5较 小构造名称长轴短轴陷落柱X10670m40m较大二：地质构造情况对回采的影响1.工作面主要受一背斜控制，背斜轴部距切眼508m左右。2.第一异常区范围：4102巷以南1073m至1133m所圈出的60m范围，衰减值最大为-20dB。根据巷道揭露、坑透和钻探结果分析，该异常区没有发肓构造，该区域可能顶板破碎或富集瓦斯，对回采有一定影响。3.第二异常区：4102巷以南843m至953m所圈出的110m范围，衰减值最大为-20dB。根据巷道揭露、坑透和钻探结果分析，该异常区发肓一条正断层F73，受断层影响，该区域顶板破碎、煤层酥松破碎、富集瓦斯，对回采有一定影响。4.第三异常区：4102巷以南264m至564m所圈出的300m范围，衰减值最大为-30dB。根据巷道揭露、坑透和钻探结果分析，该异常区内发肓两条正断层F92和F95及一个陷落柱X106。受断层和陷落柱影响，该异常区内顶板破碎、煤层松软、富集瓦斯，对回采有较大影响。 5.另4212副巷在掘进过程中曾揭露正断层F59，F59正断层可能和F92有可能是同一断层，对回采有一定的影响。第四节 水文地质一：水文地质情况本工作面水文地质条件简单，主要充水性因素有：1.工作面南部有西山联营煤矿和祥和煤矿采空区，采空区积水会沿裂隙渗入工作面，4306工作面切眼南帮渗水与该煤矿有关，造成工作面涌水增大。2.煤层老顶为一层含水性砂岩，工作面回采时，其中含水会沿因顶板压力释放而形成的裂隙面下渗至工作面，造成顶板淋水。3.另采面东面为4305面采空区，4305面已回采完毕，采空区老塘积水可能会沿采掘形成的裂隙进入工作面，造成工作在间断性涌水增大，在工作面回采前应及时制定工作面防治水方案，并严格按照防治水方案安装排水系统，并保证排水系统能正常工作。二：涌水量情况1.正常涌出量：15m3/h；2.最大涌出量：60m3/h。第五节 影响回采的其它因素一：影响回采的其它地质情况 影响回采的其它地质情况瓦斯的绝对涌出量根据成庄矿井3#煤层瓦斯地质平面图及相关瓦斯地质资料分析，工作面瓦斯涌出量预计为： 根据瓦斯地质资料分析， 工作面原始瓦斯含量预计为 8103t，预计回采过程中工作面绝对瓦斯涌出量为20253min，CO2的绝对涌出量工作面CO2的绝对涌出量预计为0.783。煤尘爆炸指数无煤尘爆炸危险煤的自然倾向性 无盖山厚度296.2417.4地温（）1216地压（MPa）7.40510.435二：地质部门的建议1.4306工作面南边为西山联营煤矿小窑的越界采空区和巷道。2.根据邻区生产实际情况，工作面回采过程中局部瓦斯涌出量较大，所以在回采过程中应加强对工作面的瓦斯监控、通风管理。3.工作面主要受一背斜控制，背斜轴部距切眼508m左右。在工作面回采至区段时，煤层受背斜轴部影响，煤层顶板较破碎，应加强顶板支护力度，确保安全回采。4.4306巷在掘进过程中揭露两条正断层F92（H=1.8-2m 35）和F95（H=2-2.5m 70）。4212正副巷在掘进过程中揭露两条正断层F59（ H=2.5m 70）；F73（H=0.5-1.5m 45），正断层F59可能和正断层F92有可能是同一断层，受断层影响，该区域顶板破碎、煤层酥松破碎、富集瓦斯，对回采有一定影响。5.根据坑透和钻探结果显示4306工作面内发育一陷落柱X106（长轴70m，短轴40m），受陷落柱影响，该区域顶板破碎、煤层酥松破碎，对回采有一定影响。第六节 储量及服务年限一：储量1.工作面工业储量1485922.426 吨；2.工作面可采储量1263034.062吨。二：工作面服务年限 工作面服务年限 =（可采储量/月产量） = 1263034.062176981=7.2(月)第三章 回采巷道断面及掘进施工第一节 巷道断面设计本工作面采用U+L型布置方式，4306运输巷为工作面进风巷兼作胶带运输巷和设备巷。该巷沿煤层底板布置。巷道支护形式均为锚杆与锚梁网、锚索联合支护，巷道断面技术参数见下表： 巷 名锚杆间排距（mm）断面面积（m2）断面尺寸（mm）顶宽底宽高4211巷1000100016500050003200巷道支护采用树脂加长锚固锚固锚杆和W钢带组合支护，并进行强力锚索补强，断面为矩形。 4211巷道技术特征表项目数名称 据断面尺寸支护方式锚杆排距(m)锚杆间距(m)锚杆数量(根)锚索排距(m)锚索数量(根)宽度(m)高度(m)面积(m2)顶帮顶帮掘进断面5.03.216.0锚梁网、锚索联合支护1.01.051.15232.01/排净 断 面4.73.0514.31锚索布置特征：锚索呈双排布置，距帮1.55米，锚索间排距1.902.0m。锚索布置形式：202，锚索规格为SKP-22-1-7.4。附图：4306运输巷道断面图。 第二节 掘进巷道施工过程一：割煤方式1.施工设备： EBZ160型综掘机2.截割方式：横轴式连续摆动截割。3.截割方法截割头由巷道底部进刀，进刀深度根据煤的软硬程度为0.40.8m,然后在巷道内水平摆动截割，周边留煤0.2-0.3m，每横向截割一次抬高0.5-0.6m，按照截割曲线示意图连续摆动截割至巷道断面初步成形，截割完一个循环后，重复以上循环，最后修周边达设计要求。4.截割工艺流程：进刀截割修边成形5.截割质量要求巷道成形符合设计要求，顶、底板截割平整，两帮齐整，保证成形质量，不得超挖或欠挖。6.提高截割质量的措施1）加强岗位练兵，提高司机的业务素质和操作技术水平。2）司机专心操作，严格按照截割方法和截割工艺流程要求进行操作。3）司机必须牢记巷道的断面尺寸及误差标准。4）加强通风防尘管理，提高工作面能见度。5）根据煤层起伏变化，随时调整截割高度，做到平缓过渡。6）保证激光指向仪指向正确，无激光指向不准割煤。二：装载与运输1.装载与运输作业方式运煤：装、运煤连续作业。运料：人工装卸、轨道运输、绞车牵引调车。2.运煤设备机组装载机构(铲板、耙爪、小溜子)、QZP-160A型桥式转载机一部、SJ-80型皮带运输机二部、SGW-40T刮板输送机三部。3.运煤系统铲板、耙爪、小溜子QZP-160A型桥式转载机SJ-80型皮带输送机二部措施巷SGW-40T刮板输送机一部4209巷SGW-40T刮板输送机二部4103巷胶带机。三：支护工作（一）临时支护1.临时支护方式：采用机组截割头托W钢带、网并打2根临时支护锚杆（W钢带左右两端第1根锚杆）进行临时支护。2.临时支护架设方式：机组割完煤后，机组退到永久支护下，将机组切割头落地、停机闭锁，保证机组操作箱闭锁按钮和机组左侧按钮同时闭锁，敲帮问顶确认安全后，配合人员（2人）抬第一片W钢带网（网已绑在W钢带上）放在机组切割头上放平、放正、放稳，其它人员退至转载机以外、只允许由两人站在永久护下协助机组司机完成网、W钢带的接顶工作，解除机组闭锁，升切割头接顶完成后将机组操作箱闭锁按扭和机组操作侧闭锁按钮以及非操作侧闭锁按钮同时闭锁，随机隔离不打零位，司机不准离开操作台，人员（1人）直接站在机组部位上联好网，人员（1台钻机2人、两台钻机4人）在永久支护下施工1、5（泵站硐室、皮带硐室段施工2、5眼支护）眼锚杆（严禁人员站在切割头及切割臂下操作），施工完毕，人员退到转载机以外部位、解开机组上所有开关，按以上循环重复第二排临时支护锚杆。临时支护工序：退机至永久支护下安全检查降下机组切割头闭锁机组敲帮问顶、找掉危岩人员抬W钢带、网（网绑至W钢带上）放置切割头上人员退到机组转载机以外安全地点解开机组闭锁升机组切割头接顶闭锁机组配合人员于永久支护下联好网在永久支护下打第1、5眼(硐室段2、5眼)支护人员退至转载机外部解开机组闭锁重复以上循环退机至距迎头3米外闭锁机组。（二）永久支护1.施工设备：铁锹、手镐、穿枪、大锤、小斧、长钎、MQT-120J1C型风动钻机、ZQS-35型手持式风动煤帮钻机、MS22-280/40型锚索涨拉仪、LDZ300型锚杆拉拔计、B19型中空六方接长式钻杆(1.2m、1.5m)、双翼岩石钻头(锚索、顶锚杆：28mm)、26mm麻花钻杆(2.4m)、双翼煤电钻钻头(帮锚杆30mm)、力矩扳手、普通扳手等。2.支护材料：W钢带：BHW-250-3-4500-5 BHW-250-3-5300-6锚杆：22-M24-2400mm高强度左旋无纵筋螺纹钢锚杆 材质为专用锚杆BHR500钢材顶 网：5500mm1200mm金属菱形网（10#铁丝、网孔50mm50mm） 6000mm1200mm金属菱形网（10#铁丝、网孔50mm50mm）帮 网：3000mm1200mm金属菱形网（10#铁丝）3000mm1200mm塑料网（靠采面侧为塑料网）锚 索：SKP-22-1-7.4高强度低松弛预应力钢绞线锚索托盘：300mm300mm16mm高强度可调心托盘及配套锁具钢带托盘：250mm350mm5mm锚杆托盘：120mm120mm10mm拱型高强度托盘锚杆球垫：22mm高强度锚杆配套的铸钢球垫锚固剂： K2335和Z2360两种（低粘度锚固剂）联网丝： 16#铁丝。 3.锚杆、锚索施工工艺流程1）顶锚杆施工工艺：敲帮问顶-临时支护，联网-定钻孔位置-先用1500mm中空六方钻杆湿式钻眼，再换用2500mm钻杆施工到位-依次在钻孔内放入一支K2335、一支Z2360-钻孔内放入锚杆，并用锚杆头部把锚固剂推入孔底-用锚杆搅拌器连接顶钻机与锚杆（套好托盘、球垫、螺母、销钉）-搅拌锚固剂25S-35S-切销钉后停止搅拌，等锚杆锚固稳定后，取下钻机-再施工下一根锚杆-当顶锚杆施工完成后，用力矩扳手把锚杆螺母紧到设计要求。2）帮锚杆施工工艺：敲帮问顶-定钻孔位置（先施工帮部第一根锚杆）-用2400mm中空麻花钻杆施工到位-依次在钻孔内放入一支K2335、一支Z2360锚固剂-将钢带放在网上并置于钻孔口-锚杆穿过钢带、网放入钻孔内（提前套好托盘、球垫、螺母），并用锚杆头部把锚固剂推入孔底-用锚杆搅拌器连接帮钻机与锚杆-搅拌锚固剂25S-35S -停止搅拌，等锚杆锚固稳定后，再施工下一根锚杆-联网-当一帮锚杆施工完成后，用力矩扳手把螺母紧到设计要求。3）顶锚索施工工艺：安全检查-定锚索孔位置-先用1500mm中空六方钻杆湿式钻眼，再续接3根1500mm、1根1000mm中空六方钻杆施工到位-依次在钻孔内放入一支K2335、两支Z2360-钻孔内放入锚索，并用锚索头部把锚固剂推入孔底-用锚索搅拌器连接顶钻机与锚索-搅拌锚固剂25S-35S -停止搅拌，等锚索锚固稳定后，取下钻机-等待15min后,依次上托盘、索具再用锚索涨拉仪把锚索涨紧到设计要求。四：通风工作1.局部通风机型号及台数压风机：SDF255型对流式双风机一台，向4211巷供风。 电机功率255kW 最大吸风量800 m3/min除尘风机：ZZJCA型随机除尘风机电机功率：18.5KW最大吸风量：150m3/min。2.局扇安设及使用1）安设位置：压风机及其开关安装在4209巷措施巷以北距措施巷口不小于10m的地方。参见通风系统示意图。2）风筒规格压风筒：1000mm10000mm胶质软风筒，1000mm5000mm硬风筒除尘风筒：600mm5000mm胶质伸缩式风筒3）风筒吊挂及风筒出(吸)风口距工作距离：（1）悬挂位置：风筒悬挂在巷道北帮，距顶板高度不大于300mm，且距巷帮的距离不小于600mm处。（2）连接方式：采用双反压边法（3）风筒出(吸)风口距工作面距离除尘风筒吸风口距工作面距离不大于3m。压风筒出风口距工作面距离不大于5 = 18.91m S净掘进巷道最小断面积，净断面积为14.31m2根据以上计算，结合以往经验取值，压风筒出风口距工作面距离不大于15m。3.局部通风管理1）风筒吊挂要平、直、紧、稳，避免车挂，做到逢环必挂。2）风筒间接口严密（手距接头处0.1m感觉不到漏风），无破口（末端20m除外）无反接头，要采用反压边。3）风筒在拐弯及通过通风设施时要设硬质风筒，不准拐死弯。4）局部通风机必须吊挂或垫高，离地高度大于0.3m。第三节 掘进施工组织一：劳动组织1.采用“四六”制作业，三个生产班，一个检修班（负责两巷设备的检修维护及备料工作），每班有一名验收员，负责本班的安全和工程质量，一名班长全面指挥生产，一名电工巡回检查设备运转情况。2.值班干部24小时值班，及时处理当天的各种问题，全面指挥本队当天的工作。3.严格按循环图表施工，按劳动组织图表分工，责任明确，相互配合。4.严格执行交接班汇报和登记制度。5.工程质量、岗位质量责任制，严格按矿、队现行的各工种岗位质量责任制贯彻执行。劳 动 组 织 图 表工种定员班次班长副班长割煤司机胶带司机溜子司机水泵司机绞车司机支 护 工运 料 工钉 道 工机 电 工机组维护工胶带溜子维护工风筒吊挂工验 收 员小计一班1(1)1251(2)71(1)(1)(2)119二班1(1)1251(2)71(1)(1)(2)119三班1(1)1251(2)71(1)(1)(2)119检修班1(1)(1)(2)（4）1(2)623362125小计43615421626362482注: 1.加括号人员为兼职人员；2.表中不包括管理干部、办事员、大班人员共16人；3.表中不包括轮休人员42人。二：主要经济技术指标主要经济技术指表 项目名称单位数量项目名称单位数量设计长度m4211巷：1098.702泵站硐室：50在册人数人140施工长度m4211巷：1098.702泵站硐室：50定员人131掘进断面m24211巷：16.0泵站硐室：17.6煤的容量t/m31.45净断面m24211巷：14.31泵站硐室：15.86灰分%21巷道毛高m4211巷：3.2泵站硐室：3.2含矸率%3.0巷道毛宽m4211巷：5泵站硐室：5.5水分%8巷道净高m4211巷：3.05泵站硐室：3.05块率%53巷道净宽m4211巷：4.7泵站硐室：5.2坑木消耗m 3/m0.03循环进度m1.0油脂消耗kg/m0.50日循环个数个/日24截齿消耗个/m0.5日进度m24月正规循环率%96掘进工效m/工0.2341月进度m720 第四章 采煤工艺第一节 采煤工艺的选择可供选择采煤方法：（一）分层开采分层开采虽然技术成熟，但工序复杂，掘进率高，厚煤层分层开采，掘进工程量相对较大。 （二）放顶煤开采放顶煤开采与分层开采相比有以下明显优点：1.煤层掘进量小，掘进费用低，缓和了采掘关系；2.减少了搬家倒面次数，节省了设备搬迁、安装的工作量和费用；3.较分层开采对煤层厚度变化、地质构造适应性强，且减少了铺网工序、材料、工资及巷道维护等费用；4.工作面处于减压带，降低了支架吨位和支护成本；5.顶煤利用矿压落煤、装煤、变不利因素为有利因素；6.有利于矿井的集中控制，实现减面、减人、提高工效的目标；7.提高劳动生产率，降低成本，比一般回采工效提高25倍，经济效益显著，吨煤成本一般降低820元。通过对分层开采和放顶煤开采优缺点比较，结合国内目前技术装备水平及本矿井多年的生产管理经验，因此设计采用长壁综采放顶煤采煤法。4306综放工作面设备明细表序号名 称规格与型号数 量单 位1采煤机MG450/1020-WD1台2前刮板输送机SGZ880/24001部3后刮板输送机SGZ764/23151部4转载溜SGZ880/4001部5破碎机PLM30001台6转载机SZZ1000/4001部7皮带输送机SSJ1200/22001部8移动变电站KBSGZY-1250/6-1140V2台9移动变电站KBSGZY-2000/6-3300V1台10移动变电站KBSGZY-2500/6-3300V1台11除铁器RCYH-14-121台12控制台PROMOS1套13开关KE30043台14开关KE30022台15照明综保BZX-2.5-1140/1276台16开关BZX-4-1140/1271台17开关QBZ-801台18馈电开关BKD20-400 A2台19开关QJZ-4004台20开关BQD23-315/11402台21乳化液泵BRW400/31.52台22喷雾泵WPZ320/102台23中间支架ZFS5000/17/33B（B）103架24排头架ZFG7200/18.5/33.54架25排尾架ZFG5800/18.5/334架26端头架ZTZ11582/18/352架第二节 落煤方式割煤使用MG450/1020-WD型双滚筒采煤机。 割煤方式：双向割煤、采高3.0m，截深0.6m。 进刀方式：端头斜切进刀、进刀距离不少于30m。 插图二：4306综放工作面机组斜切进刀示意图。 右端头斜切进刀 A.机组割透右端头煤壁后，对调上、下滚筒，割掉该处的煤台阶，然后沿溜子弯曲段，机组逐渐斜切进入煤壁，当机组两个滚筒截深全部达到0.6m，顺次拉架，推移前部溜。 B.推移前部溜子机头，依次拉排头架，拉后部溜子机头，拉转载机。 C.对调上、下滚筒，返刀割三角煤，机组割透煤壁后，对调上、下滚筒，割掉该处煤台阶，然后返空刀，顺次拉架。 D.推移前部溜机头，依次拉排头架，拉后部溜机头，拉转载机，至此，进刀完毕，之后，正常割煤。 左端头斜切进刀 A.机组割透左端头煤壁后，对调上、下滚筒，割掉该处的煤台阶，然后沿溜子弯曲段，机组逐渐斜切进入煤壁，当机组两个滚筒截深全部达到0.6m，顺次拉架，推移前部溜。 B.推移前部溜机尾，依次拉排尾架，拉后部溜机尾。 C.对调上、下滚筒，返刀割三角煤，机组割透煤壁后，对调上、下滚筒割掉该处煤台阶，然后返空刀，顺次拉架。 D.推移前部溜机尾，依次拉排尾架，拉后部溜机尾，至此进刀完毕之后，正常割煤。第三节 采煤工作面顶板支护及移架4306综放工作面选用ZFG11582/18/35型端头支架和ZFS5000/17/33型等支架。支架规格参数见下表。ZFS5000/17/33型支架技术参数表 序号项目单位参数1初撑力KN48202工作阻力KN50003支架高度mm1700-33004支护强度Mpa 0.66-0.755中心距mm15006对底板平均比压Mpa2.17最大控顶距m5.48最小控顶距m4.69支护形式即时支护ZFG5800/18.5/33型支架技术参数表 序号项目单位参数1初撑力KN48202工作阻力KN58003支架高度mm 1850-33004支护强度Mpa 0.66-0.755中心距mm15006对底板平均比压Mpa2.17最大控顶距m5.4988最小控顶距m4.6989支护形式即时支护ZFG7200/18.5/33.5型排头架技术参数表序号项目单位参数1初撑力KN61842工作阻力KN72003支架高度mm1850-33504支架宽度mm1430-16005支护强度Mpa0.936中心距mm15007对底板平均比压Mpa2.18最大控顶距m5.4059最小控顶距m4.605ZTZ11582/18/35型端头架技术参数表序号项目单位参数1初撑力KN104652工作阻力KN115823支架高度mm1800-35004单架宽度mm690 5整架宽度mm2560 6支护强度Mpa0.557支架长度mm126008对底板平均比压Mpa1.21液压支架支护强度验算： ZTZ11582/18/35型端头架： F=8HRgS1式中：F -上覆岩层8倍采高重力 H-工作面最大采高 3.1m R-岩层容重2.5t/m3 S-支架最大支护面积 S= 2.56 m212.6m16.128 m2 F1-支架工作阻力 则：F=83.12.59.816.128= 9799.37kN F=9799.37KN 11582 kN 因此本工作面选用ZTZ11582/18/35型端头架满足使用要求。 排头架ZFG7200/18.5/33.5型支架： F=8HRgS1式中：F -上覆岩层8倍采高重力 H-工作面最大采高 3.1m R-岩层容重2.5t/m3 S-支架最大支护面积 S=最大控顶距支架宽度=5.405 m1.6m=8.648 m2 F1-支架工作阻力 则：F=83.12.59.88.648=5254.53KN F=5254.53 7200 KN 因此本工作面选用ZFG7200/18.5/33.5型支架满足使用要求。排尾架ZFG5800/18.5/33型支架： F=8HRgS1式中：F -上覆岩层8倍采高重力 H-工作面最大采高 3.1m R-岩层容重 2.5t/m3 S-支架最大支护面积 S=最大控顶距支架宽度=5.498 m1.5 m =8.247m2 F1-支架工作阻力 则：F=83.12.59.88.247=5010.88KN F= 5010.88KN 5800 KN 因此本工作面选用ZFG5800/18.5/33型支架满足使用要求。中间架ZFS5000/17/33型支架： F=8HRgS1式中：F -上覆岩层8倍采高重力 H-工作面最大采高 3.1m R-岩层容重 2.5t/m3 S-支架最大支护面积 S=最大控顶距支架宽度=5.4 m1.5 m =8.1m2 F1-支架工作阻力 则：F=83.12.59.88.1=4921.56KN F= 4921.56KN 5000 KN 因此本工作面选用ZFS5000/17/33型支架满足使用要求。 插图三：4306综放工作面支架最大、最小控顶距剖面示意图。割煤后，距机组后滚筒4-6架进行拉架，操作方式为本架操作，顺序追机拉架，拉架步距为0.6m。在拉排尾架时，由工作面侧依次向机尾侧拉架。第四节 推前部溜滞后拉架4-6架,即可推前部溜,顺序追机推溜，推溜步距为0.6m，推溜距采煤机的距离不小于12m，最大不超过40m，推溜时，必须保证工作面溜子能正常运行，严禁出现急弯，溜子弯曲段不小于10个支架，顶第一次机头，机尾时，机组斜切进刀；顶第二次机头，机尾时，机组返空刀正常割煤。第五节 放顶煤放顶煤滞后于拉架3-5架，放顶煤前要先调整后部溜，使溜子处于有利于放煤的工作状态，排头、排尾各四架不放顶煤。初放顶煤：在支架顶梁末端推出切眼3个循环后放顶煤，若放顶煤困难，可采取放震动炮的方法进行放煤，届时制定专门的措施。正常放顶煤：采煤机每割一刀煤，放煤一次，严禁两刀一放。放煤顺序：放煤顺序采用双轮顺序分段均匀放煤，由三人同时操作，三人间隔不小于五个支架，依次顺序放煤，每架放煤都要均匀放出，放煤时出现矸石就立即关闭放煤口，停止放煤。末采放顶煤：工作面在距停采线15m时，停止放顶煤。第六节 清煤 前部溜子移过后，开始清理工作面前溜与支架底座之间，以及工作面架与架之间的浮煤，清理后的工作面2m2范围内的浮煤厚度不超过30mm，后部溜子与支架底座间的浮煤在生产过程中不清理，如果需要清理遵循安全技术措施6.5条规定。第七节 拉后部溜 当工作面支架放完顶煤后,滞后放顶煤支架10个架拉后部溜子，拉溜步距为0.6m，后溜弯曲段不小于15m，严禁出现急弯。拉后部溜滞后放顶煤支架最大不超过40m。第八节 采空区顶板管理4306综放工作面与4305综放工作面、4307综放工作面位于同一盘区，且为4306综放工作面的相邻工作面，所以可以根据4305工作面的矿压观测结果来预测4306工作面的来压情况。4306综放工作面老顶、直接顶比4305综放工作面、4307综放工作面的老顶、直接顶薄。预计4306工作面煤直接顶初次垮落步距为15米左右，老顶初次来压步距为30米，周期来压步距为25米。在回采中一定要加强顶板观测工作。初次来压、周期来压期间，要将工作面支架升紧，顶梁升平，护壁打出。保证支架对顶板支承均匀，接顶严密、护帮有力，两端头超前支护齐全，保证质量，防止抽条、压死支架等情况，同时随时注意观察顶板情况及支架安全阀开启情况，有异常情况及时采取措施，要充分利用好工作面监测，监护数据，做到超前防范。 第五章 采煤工作面生产组织第一节 采煤工作面生产组织一：作业方式本工作面采用专业工种追机作业形式，即分工种定人员以采煤机割煤为主要工序，分工种追机作业，作业形式采用四六制作业，即三班生产，一班检修。二：劳动组织劳动组织配备表序号项 目一班二班三班检修班定员1班长3333122机组司机33393移架、放煤工444124工作面溜子司机22265转载机司机11136泵站11137皮带司机11138入仓溜子司机3333129机电维修工222610清煤工222611端头维护工444152712验收员1111413泵站检修工1114支架检修工6615机组检修工3316电气检修工4417三机检修工141418注油工22合计27272752133第二节 主要技术经济指标主要经济技术指标表序号项 目单 位数 量1工作面走向长度m965.7842采高m3.03煤的容量t/ m31.454循环进度m0.65循环产量t786.586日循环个数个97日产量t7079.228月产量t1769819月正规循环率%8310回采工效t/工8311坑木消耗m3/万吨212火药消耗千克/万吨10013雷管消耗个/万吨20014油脂消耗千克/万吨20015截齿消耗个/万吨2516煤质%灰份21 水份8含矸率6 硫份117块率%6518回采率%8519吨煤直接成本元/吨1.020定员人13321在册人数人170第三节 供、排水系统一：设备选型: 1.4211巷、4212巷均采用4寸排水管进行排水，4211巷排水管安装在非行人侧。 2.排水管在4211巷、4212巷内每一个水窝处出一个三通，安装DN65逆止阀，并各备用一台5.5KW或22KW水泵及配套开关，形成排水系统。 3.工作面和顺槽所有设备的冷却回水通过DN100管从4211巷排至4102巷排水管。二：供水路线地面水池排矸立井井底车场640南大巷南翼辅运大巷4102巷4211巷工作面地面水池排矸立井井底车场640南大巷南翼辅运大巷4102巷4212巷工作面三：排水路线 工作面 4211巷 四盘区水仓 4102巷 南翼辅运大巷640南大巷 井底水仓 副斜井 地面工作面 4212巷 四盘区水仓 4102巷 南翼辅运大巷640南大巷 井底水仓 副斜井 地面4212副巷 4212巷 四盘区水仓 4102巷 南翼辅运大巷640南大巷 井底水仓 副斜井 地面 插图十：4306综放工作面供水系统示意图； 插图十一：4306综放工作面排水系统示意图； 四、供电4306综放工作面6KV高压线路由四盘区1#变电所通过两根高压电缆提供，第一根高压电缆带两个移变，给破碎机、泵站、进、回风巷内绞车、水泵、照明和采煤机供电；第二根高压电缆带两个移变，给皮带机、地沟溜、工作面前、后溜供电；监测监控采用专用线路，由四盘区专用变压器提供电源， 详见4306综采放顶煤工作面供电系统图、4306综放工作面设备布置图 附图三：4306综放工作面供电系统图第六章 采煤工作面安全技术措施第一节 采煤工作面初采安全技术措施为保证4306综采放顶煤工作面的初采初放工作顺利进行，做到安全生产特制定以下措施：1.工作面初采初放期间，矿成立初采初放领导小组。领导小组负责初采期间的安全生产现场指挥工作，并解决初采期间生产中遇到的一切问题，只有在确认工作面老顶全部垮落，初次来压稳定，生产处于正常时领导小组方可解散。2.初采期间，将支架升紧、护帮板打出，保证支架支承顶板均匀，接顶严密，护帮有力，防止抽条、片帮，初撑力符合要求。3.回采前，必须先卸掉煤帮的托盘,严禁用机组割下。4.割煤后，要及时拉架，并及时护帮，顶板破碎时，要带压拉架。5.时刻注意顶板压力及安全阀开启情况，防止压死支架。6.老塘悬顶面积较大，影响工作面风量时，通风科要负责调节风量，同时加强瓦斯检查，防止瓦斯超限。7.工作面片帮时要超前拉架，片帮严重时，要在煤帮挑棚打柱。8.加强两顺槽超前支护并保证安全出口畅通，单体柱支设要迎山有力，保证两巷超前支护数量足够。9.初采期间，要合理组织生产，加快工作面推进速度，调整好顶、底板。10.初采期间工作面支架尾梁插板收回，尾梁收回至合适高度以防大块炭砸坏尾梁和插板。第二节 采煤生产安全技术措施一：割煤1.开机前必须全面检查机器的完好情况，其中水压、水量、油压、油位及油质必须符合要求，保护装置齐全可靠，开机前要认真对顶板、煤帮、底板进行观察，以便在割煤过程中随时进行处理和调整，并巡视四周，确认无危及人身安全时，方可发出开机信号，进行开机。2.割煤过程中，机组司机应站在有机体掩护的地点操作，严禁把头伸在机组与支架顶梁之间，在机组前后5米范围内不得有人作业或在此停留。3.割煤时，必须先送水，后开机，严禁无水开机。4.割煤时，要随时注意各部分的运行状况，发现异常情况及时停机，经检查处理后，方可开机，处理机组故障时，要将隔离开关打到零位，切断电源，开关打到零位，闭锁设专人看护（能上锁，可不设专人看管），并挂停电牌，摘掉滚筒离合器，并闭锁工作面溜子，开关打到零位，闭锁挂停电牌，且设专人看护（能上锁，可不设专人看管），支架护帮板打出，有效闭锁键不少于2个，且派专人看护（能上锁，可不设专人看管）。5.割煤时，上滚筒司机负责观察支架护帮板是否收回，以防止割前梁、护帮板，机组运行时距上滚筒前方6米范围内的支架护帮板可以全部收回。后滚筒司机负责将底滚筒往后的护帮板全部打出。6.负责看电缆的司机必须密切注意割煤时电缆的动态，及时清理电缆槽内的煤块，矸块，防止挤坏电缆。7.机组司机要精心操作，割过煤后要保证顶板平整，煤壁直齐。8.机组司机要跟支架工配合，严格执行追机平行作业，拉架跟不上割煤时，要停机等候。9.机组割到距机头、机尾5米时，要放慢速度，缓慢割透，防止三角煤片帮撞倒棚梁或损坏设备，同时巷道内距工作面3米范围内不准有人。10.机组在通过顶板破碎区段时，机组司机要同支架工互相配合，机组上滚筒割过一架后停机，支架工及时拉架，支护顶板，即割一架拉一架，同时司机要掌握好机组速度，发现有异常情况时，必须立即停机，支架工及时拉架护顶，防止漏矸。11.检修机组时，视煤壁情况在机组前后3米范围内打临时支护。12.更换截齿时，必须摘开滚筒离合器，将停止按钮闭锁，并打开隔离手把，切断电源，控制开关打到零位，闭锁，挂停电牌，设专人看管（能上锁，不设专人看管），更换截齿时，身体与滚筒保持在0.3米以上距离。13.检修班试运转后，机组各手把全部打在零位，摘开滚筒离合器。二：拉架1.工作面支架必须达到完好，支架工操作支架前要先熟悉各操作手把功能，以免误动作造成伤人事故。2.割过煤后，距机组后滚筒4-6架进行拉架。3.移架时，支架左右3架周围不得有人，先将侧护板，护帮板收回，方可降架、拉架，支架可下降150-200mm， 移动支架为准，在破碎顶板下，必须带压拉架，移架过程中，应随时调整支架。4.支架拉到位后，要及时将支架升紧、顶梁升平，如顶板较破碎、煤帮片帮严重时，要超前移架并打出护帮板护帮，及时把操作手把打到零位，任何人不得随意乱动操作手把。5.割煤时，撤净支架前方人员后可将机组前10米的推溜手把打在供液位置，停止割煤时，必须及时把推溜手把打到零位。6.拉架时，首先要撤净支架前后3个支架人员后，左右两个支架手把可打在供液位置，待拉过架后，将手把及时复位。7.检修支架阀组时，必须先关闭本架截止阀。8.工作面排头架，排尾架拉架前，要将工作面溜子机头，机尾，推移到位，清净煤后才能拉架。9.拉端头架前，工作面排头架、前后溜机头必须到位，才能进行移端头架工作，两组端头架分次前移，采用迈步拉架，先拉靠排头架的一组端头架，然后将这一组端头架升紧后，再拉人行侧的一组端头架，拉端头架可以用两人操作。三：移前溜1.移溜由支架工负责进行。2.移溜时，前后各3个支架，支架架前、架间不准有人，防止移溜千斤顶挤伤人。3.移溜工作应在刮板输送机运行中进行。4.严格执行顺序追机作业，移溜滞后拉架4-6架，从一端到另一端，不准任意分段或由两端向中间挤推。5.移溜时，必须依次顺序前移，严禁出现急弯，溜子要保持平、直、稳，顶不动时，必须查清原因，处理后，方可移溜，严禁强行移溜。6.移机头、机尾如需单体柱配合推移时，要停溜进行，单体柱要放置平稳，单体柱尾部与支架底座联接牢固，送液要缓慢，人员要撤到安全地点，防止单体柱溅起伤人，严禁单体柱顶住电机，减速器等部位进行操作。7.溜子发生前后窜，要及时调整，保证安全出口宽度。8.处理溜子事故时，要闭锁溜子，其有效闭锁键不少于2个，控制开关打到零位，闭锁，挂停电牌，设专人看管（能上锁，不设专人看管），起吊溜子时要用道木、柱帽垫实，并禁止人身体的任何部位进入溜子底下。9.溜子紧链时，正常用闸盘紧链；处理事故时，可用单体柱配合紧链，接链时要用网丝将液枪手把栓好，操作人员站在支架内，然后操作支架手把缓慢送液。用单体柱紧链时具体规定执行刮板输送机、转载机紧、解、接链安全技术措施。四：放煤1.放煤前,要认真检查工作面顶板、煤壁落山情况，后部溜的运转情况，工作面支架各部件的完好情况，发现问题，及时处理后方可开始工作。2.放煤前，必须首先调整工作面的后部溜子，使后部溜处于有利于放顶煤的位置。3.放顶煤时，要适当控制放煤量，防止压溜。如放煤时，大块炭堵塞放煤口，要反复升降支架尾梁和插板处理。当见矸石无煤时，立即关闭窗口，并把尾梁升起后，插板打出。4.放煤时，无关人员站在远离放煤地点5米以外，放煤工要站在有利于自己安全的地方操作，面向落山，同时密切观察后溜的工作状态和支架的工作状态，发现隐患立即停止工作。5.如顶煤坚硬放煤困难时，应反复升降支架尾梁。放煤工作正常时，支架尾梁的升降高度以保证支架能掩护住后部溜为准，且距后部溜高度不小于500mm。6.工作面排头架、排尾架不放煤。7.放顶煤前要前后喊话并和工作面溜子司机、控制台司机联系好。五：清煤1.清煤时，要密切观察周围支架，顶板及放顶煤情况，确认无危险后，方可作业。2.清煤作业时，任何人不得操作清煤地点相邻的四个支架。3.清煤作业时，必须面向机尾，随时注意溜子上拉过来的大块炭、杂物及煤壁片帮情况，以防伤人。清理后部溜前浮煤时，要密切注意支架的工作状态和落山情况,严禁任何人操作相邻支架的阀组，作业后及时撤离工作地点，不得在架间、架后逗留或休息。4.遇有大块炭、矸无法处理时，应先将其破碎后再清理。5.清后部溜与支架底座间的煤时，首先要闭锁后部溜子（闭锁键不少于2个），设专人看护闭锁键（能上锁，可不设专人看管）；其次，液压支架操作手把必须打在零位，严禁任何人操作，并设专人看护支架手把，检查支架是否自动降架，尾梁是否自动下降，如有自动下降，先处理好后，再清煤。清煤