孙矿长回采工作面作业规程

山西灵石银源兴庆煤业有限公司090117综采面回采作业规程编制人施工负责人施工单位日期目录会审综合意见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底板第四节地质构造第五节水文地质第六节影响回采的其他因素第七节储存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置第三章顶板管理第一节支护设计第二节底板管理第三节运输巷、回风巷及超前支护管理第四节矿压观测第四章生产系统第一节运输第二节一通三防与安全监控第三节供水排水第四节供电第五节通讯照明第五章劳动组织和主要技术经济指标第一节劳动组织第二节主要经济技术指标第六章煤质管理第七章安全技术措施第一节一般规定第二节顶板第三节防治水第四节爆破第五节一通三防与安全监控第六节运输第七节机电第八节其他第八章灾害应急措施及避灾路线作业规程学习和考试记录作业规程复审记录作业规程贯彻记录会审综合意见会审单位及人员签字总工程师年月日生产副总经理年月日采煤副总工年月日安全副总工年月日防治水专员年月日通风副总工年月日生产科年月日地测科年月日通风科年月日安监科年月日机电科年月日调度室年月日计划科年月日供应科年月日煤质科年月日劳资科年月日会审综合意见第一章概况第一节工作面位置及井上下关系表表1工作面位置及井下关系水平名称090117综采工作面采区名称北翼一采区地面标高10131123井下标高710744地面的相对位置北翼一采区090117综采工作面位于山西灵石县交口乡庆余村西北。工作面范围内地面有少量农田，无民房及其他建筑物回采对地面设施的影响工作面范围内地面有少量农田，无民房及其他建筑物回采后预计不会对地表造成较大的影响。井下位置及与四邻的关系该面位于井田北翼一采区的西侧，是我矿第一个9煤综采工作面。该面上部为2、4煤层已采空，下部为10、11煤层未采动。北面为北翼采区未采区，东为北翼一采区回风巷，西与矿井边界相邻，南为设计布置的090115回采工作面。走向长度M630倾斜长度M130面积M81900第二节煤层表2煤层情况表煤层厚度M1316煤层结构简单煤层倾角（）38煤层硬度23开采煤层9煤种肥煤稳定程度稳定煤层情况描述煤层顶板为K2石灰岩，厚度60M，煤层顶板高程710744M；底板为泥质页岩，厚度628M，9煤层最低底板标高710M，高于奥灰水位标高，奥灰水对9煤层开采无影响。根据鉴定资料，9煤层属自燃煤层，自燃等级为级，具有煤尘爆炸性，矿井为低瓦斯矿井。第三节煤层顶底板表3煤层顶底板情况表顶、底板名称岩石名称厚度硬度特征基本顶直接顶石灰岩60810伪顶灰白色、钙质胶结坚硬F810，石灰岩K2有含水层，顶板会有少量淋水。直接底泥质页岩62846灰黑色泥质胶结F46，高于奥灰水位标高，对开采并无影响。老底附图工作面地层综合柱状图第四节地质构造一、断层情况以及对回采的影响表4断层情况表断层名称走向倾向倾角性质落差对回采的影响W13068536M有一定的影响二、褶曲情况以及对回采的影响该工作面褶曲情况程度不大，对回采造成的影响不大。三、其他因素对回采的影响（陷落柱、火成岩、冲刷带等）该工作面，共揭露了3个陷落柱，一条较大断层，其中有1个比较大点的陷落柱，分别为W1长轴41M，短轴30M；对回采有一定的影响。附图工作面运输顺槽、轨道顺槽、采面切眼素描图第五节水文地质一、工作面涌水量正常涌水量北翼一采区090117工作面正常涌水量为023M3/H。最大涌水量北翼一采区090117工作面最大涌水量为8M3/H。二、含水层顶部和底部分析北翼一采区090117综采工作面水文地质条件简单。该工作面9号煤层顶板为K2石灰岩，K2石灰岩为本区内主要的含水层，节理裂隙较为发育。顶板平均厚度为60M，在090117综采工作面掘进施工过程中，在回风顺槽已揭露2个陷落柱、一条断层，在运输顺槽揭露1个陷落柱。由于在开采过程中受顶板淋水、地质构造带涌水对正常开采工作造成安全隐患及影响，所以在综采工作面开采过程中，加强地质构造带探放水工作，同时认真做好运输及回风顺槽排水系统管理，确保工作面安全施工作业。三、其他水源分析局部地段顶部有淋水现象，对工作面的回采没有威胁。第六节影响回采的其他因素一、影响回采的其他地质情况表5影响回采的其他因素瓦斯绝对瓦斯涌出量054M3/MIN相对瓦斯涌出量139M/T瓦斯等级低瓦斯煤层CO2205M3/MIN291M/T煤尘爆炸指数火焰长度50MM，仰制煤尘岩粉用量55煤的自燃倾向性吸氧量069CM/G自然等级II级倾向自然地温危害本区平均地温梯度260/100M，地热增温率为垂直向深3846M升1。属于地温正常区二、应力集中区无三、地质部门的建议该工作面地质构造较简单，由于工作面内有三个陷落柱，一条较大断层，对回采有一定的影响，在遇陷落柱时应加强支护。第七节储存及服务年限一、储量工业储量工作面工业储量63013014135155万吨可采储量工作面可采储量6001301413509514万吨二、工作面服务年限工作面服务年限（可采推进长度/设计月推进长度）（600120）5个月第二章采煤方法第一节巷道布置一、采区设计、采区巷道布置概况工作面上下顺槽两条巷道及切眼均沿煤层底板布置，两道相互平行，按中线掘进。二、工作面运输巷运输顺槽，断面为矩形，裸体巷道，净宽40M，净高20M，净断面积80M2，工程量630M。巷道方位角为270。三、工作面回风巷回风顺槽，断面为矩形，裸体巷道，净宽40M，净高20M，净断面积80M2，工程量630M。巷道方位角为270。四、工作面开切眼切眼的位置北翼一采区090117工作面切眼全长130M，切眼净宽450M，净高20M。五、联络巷无六、溜煤眼无七、硐室及其他巷道运输巷、回风巷各有4个硐室，无其他巷道。附图工作面位置及巷道布置图第二节采煤工艺一、采煤工艺1、落煤方式090117工作面采用MG150/345WGK型交流电牵引采煤机，沿工作面双向割煤，前滚筒割采高范围内的顶煤，后滚筒割底煤。2、采煤机进刀方式为自开缺口、端头斜切进刀，即采煤机运行至工作面端头时，采煤机后方运输机约有2025M一段未能推进至煤壁。这时采煤机斜切进刀切入煤壁，其斜切进刀流程如下调整上下滚筒的相对位置，采煤机沿运行方向经过运输机的弯曲段进入直线段，滚筒切入煤壁。推移运输机弯曲段和机头、尾将运输机推直。调整两滚筒的相对位置，向工作面端头运行，同时割三角煤。再调整两滚筒的相对位置，反向运行割煤，在采煤机后一定距离推移运输机，开始下一刀截割。3、祥见最后一页综采面煤机进刀循环示意图。4、采煤机的速度控制综合考虑工作面生产能力和运煤系统综合运输能力，确定煤机的割煤速度为462M/MIN左右较为适宜。二装煤采煤机割下的煤借助于滚筒上的螺旋叶片自行装入刮板运输机内；在移刮板运输机时，铲煤板将煤帮遗煤铲入运输机内。（三）回采工序煤机割煤移溜移支架。四运煤1、工作面煤壁采用一部SGZ630/264型刮板运输机，运输机总长度为134M。2、皮带巷内选用SGB620/40T型刮板输送转载,长度为70M。五层位控制严格沿9煤层底板回采，使工作面割煤层位控制合理。六工艺要求1、割煤割煤采用MG150/345WGK型双滚筒采煤机。采用端部斜切进刀方式，双向割煤，往返一次割两刀，自行装煤。煤机沿煤层底板割煤时，顶底板要割平，不得出现台阶，煤壁要齐要直，不得出现割底矸或留底煤、留伞檐现象，如因掘进时巷道留底煤或破底板时，必须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。2、推运输机在煤机割煤后，滞后煤机1520M开始推运输机，并依次推移，严禁由两头向中部或中部向两头推移，运输机停止时不得推移。3、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46架进行，采取分组追机移架及时支护顶板方式。当顶板破碎或片帮时，能移超前架的提前移超前架，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063M。支架要移到位，接顶要严实有力。4、清理工作面刮板输送机推过之后，支架工要将支架底座箱前方、架间、电缆槽的浮煤清理干净。5、拉移转载溜子工作面每推进两个循环，必须及时拉移转载溜子，不得滞后，以避免转载溜子尾进入下隅角采空区侧过多，造成下隅角难以维护。附图采煤机进刀方式示意图二、工作面正规循环生产能力WLSHRC130063141310150附图正规循环作业图第三节设备配置序号名称型号功率（KW）台数使用地点备注1综采支架ZD4100/11/18104工作面2乳化液泵BRW200/3151252运输巷3采煤机MG150/345WDK3451工作面4刮板运输机SGZ630/2642641工作面5转载溜子SGB620/40T401运输巷8胶带运输机DSJ800/240801运输巷9回柱绞车JH2020X22运输巷回风巷10调度绞车JD2525X33运输巷11潜水泵ZYSB22752运输巷回风巷12液压单体DW25250/100220上下出口及两道合计11515附图综采工作面设备布置示意图第三章顶板管理第一节支护设计一、工作面的支护设计该工作面选用ZD4100/11/18型液压支架，此支架初撑力为90KN，工作阻力为4100KN。所需泵站压力30MPA，选用用BRW200/315型乳化液泵，移架步距600MM，最小控顶距1850MM，最大控顶距3850MM，端面距150MM，放顶步距600MM。支架支护强度验算如下GKHR其中G顶板对支架的压力K采高倍数H采高R上覆岩石密度24T/M3G11524983528KN/故支架支护强度满足要求。支架工作阻力验算如下FPLKLDB其中F支架工作阻力KNP支架支护强度取084MPALK控顶距055MLD顶梁长度185MB支架宽度115MF08405518511521045KN故支架的工作阻力符合要求，最后确定支架的型号为ZD4100/11/18型支撑式煤液压支架。该工作面安装液压支架104架（含端头支架）。1参考本矿或邻矿同煤层矿压观测资料，选择本工作面矿压参数，可参考表6。表6同煤层矿压观测选择或预计本工作面矿压参数参考表序号项目单位同煤层实测本面选取或预计直接顶厚度M6本面选取基本顶厚度M1顶底板条件直接底厚度M628本面选取2直接顶初次垮落步距M68预计来压步距M2535预计最大平均支护强度KN/M3528预计最大平均底板移近量MM008预计3初次来压来压显现程度不明显预计来压步距M1520预计最大平均支护强度KN/M3528预计最大平均顶板移近量MM003预计4周期来压来压显现程度不明显预计最大平均支护强度KN/M35285平时最大平均顶底板移近量MM6直接顶悬挂情况M7底板允许比压MPA8直接顶类型类229基本顶级别级IIII10巷道超前影响范围M2020二、选择支护材料ZD4100/11/18型液压支架的初撑力为90KN，工作阻力为4100KN，两巷道超前支护采用DW型单体液压支柱支护型号为DW25250/100。三、乳化液泵站（一）泵站型号、数量乳化液泵型号BRW200/315，功率为125KW，共2台。（二）泵站使用规定1、泵站工须由经过专业培训考试合格的人员担任，班中要严守岗位，检查泵的运转情况，发现问题及时停泵处理，始终保持乳化液泵和液压系统完好不漏液。2、泵站工每班必须随时对乳化液浓度进行检查，并按规定要求使用配比箱自动配制乳化液。乳化液浓度必须保持在35，经检查发现其浓度不符合规定时，要及时加以处理，确保符合规定。3、乳化泵、乳化液箱各个部件,特别是压力保护装置必须牢固、可靠、齐全,损坏的要及时更换,泵站的自动卸载阀严禁随意调整,其输出压力必须保持在30MPA以上。4、液压管路不得漏液，损坏的管路及密封件要及时更换，截止阀必须装齐，U型销必须齐全并插牢，不得用其他物品代替，所有胶铁管的耐压强度必须保持在32MPA以上。5、两台泵应交替使用，一台工作，另一台必须及时检修使之处于完好状态。6、泵站工在交接班及班中正常运转时，要注意经常检查乳化液箱中的乳化液容量及各曲轴箱油量，发现问题及时处理。7、停泵时，要将手动卸载阀打到卸载位置。8、泵站处必须配备两个CO2灭火器和一个沙箱。9、安装使用乳化液自动配比和乳化液泵自动切换装置。安装一台KBZ630馈电开关控制两台乳化液泵，乳化液泵检修时馈电开关拉开，并挂“有人工作，禁止送电”牌。10、其它未尽款项,执照煤矿安全作业规程执行。第二节顶板管理一、正常工作时期顶板支护方式工作面采用垛式液压支架支护顶板，采空区采用垮落法管理顶板，两巷采用单体液压支柱配合“”型梁进行支护，加强端头与切顶的支护。二、正常工作时期的特殊支护方式1、工作沿090117运输顺槽右帮及回风巷的左帮支设木垛，木垛采用1200140140MM的方木，木垛间距500MM。要求采用优质圆木加工，尺寸符合要求。2、沿空留巷规格尺寸净宽24米，净高20米，详见沿空留巷截面图。3、采用井字型木垛支设时，采用木楔刹严背实、不留空隙。4、在木垛支设前，木垛支设地点底板清理平整，木垛支设必须垂直于顶、底板，严禁倾斜。三、回柱放顶与其他工序平行作业的安全距离无四、特殊时期的顶板管理（一）来压及停采前的顶板管理工作面液压支架以及液压支柱和巷道的超前支护的支柱必须达到规定初撑力，特别注意工作面中部支架的初撑力及支架状态，及时采取措施预防冒顶。（二）过断层及顶板破碎时的顶板管理在顶板裂缝发育区段，应及时拉超前支架护顶，并及时伸出伸缩前梁，升紧盘型梁，防止发生冒顶事故。上下端口，要及时架设梁抬棚，加强支护。过断层期间技术人员应及时掌握断层的延伸方向，并具体的制定出破底、留底煤的范围，以便指导生产。附图回柱及放顶方式示意图（平面图、剖面图）第三节运输巷、回风巷及超前支护管理一、工作面运输巷、回风巷的顶板管理一运输巷、回风巷的超前支护运输巷、回风巷超前支护，采用双排液压单体支柱，行距1米左右间距，排距112米。不少于20米。二运输巷、回风巷的加强支护采用木点柱、液压支柱支护，重点监控区采用单体配合棚梁加强支护。二、工作面安全出口的管理（一）支护形式工作面上下出口支护，自煤壁向外使用规格为40M“”型钢梁配合25M单体支柱，一梁三柱，超前支护为四排，两前两后，交错布置，采用迈步式前进。（二）质量要求要求第一排梁与最外面支架不低于300MM,第一排与第二排间距300MM,第二排与第三排间距为12M，第三排与第四排300MM。前后步距0510米。（三）与其他工序之间的衔接关系（1）、与采煤工序之间的关系端头割煤后必须及时向前迈步式前移钢梁，支设好单体并达到标准后方可移工作面输送机头（尾）。（2）、与出口的关系钢梁与巷道超前支护间隙不大于05米，行距为12米，排距为112米，保持道路通畅。三、支护材料的使用数量和存放管理由于工作面两道采用DW25250/100型支柱进行支护，按有关支护备用材料不少于10的规定，DW型支柱220根左右，型长梁20根左右，半园木、圆木不低于100根，存放在运输巷距工作面100M处待用，无特殊情况不得动用备用材料，用后必须及时加以补充。附图工作面、运输巷、回风巷及端头支护示意图（平面图、剖面图）第四节矿压观测一、观测对象工作面及回风巷和运输巷顶板。二、观测内容工作面顶板动态监测以及回风巷与运输巷顶板变化情况。三、观测方法工作面安装测压仪表30组，每次移架后搞好矿压观测，压力表上要有保护压力表的措施。工作面进、回风巷在围岩表面布置，观测站观测巷道围岩变化情况。四、数据处理矿压观测数据必须如实准确，并及时上报，由生产技术科矿压监测组分析处理汇总信息、资料，矿压观测信息要及时反馈到队组，及时采取有效措施，提高顶板管理水平。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、载方式工作面选用SGZ630/264型边双链刮板运输机一部，长度为134M。集中皮带巷内选用DSJ800/240型胶带运输机一部，铺设长度为570M，其后铺设SGB620/40T型转载溜子一部，长度70M。（二）辅助运输设备及运输方式无二、移溜（转载机、破碎机等）方式移架时顶梁不宜下降太多，一般150200MM即可。顶板易破碎时可以采用擦顶带压移架，端面距376MM。相邻支架高差25MM,不挤不咬，架间空隙200MM。支架顶梁与顶板平行支设，其仰俯角7。支架移成直线，偏差50MM。支架中心距偏差100MM。支架垂直顶底板，歪斜5，移架时速度要快，要随时调整支架，不得歪斜，架间空隙100MM。移架后必须成一条直线。移架采用追机作业，移架距离采煤机后滚筒46架，若移架速度赶不上采煤机运行时，要控制采煤机速度。如果顶板破碎则必须停机移架或超前移架。三、运煤路线北翼一采区090117综采工作面090117联络巷090116煤仓运输大巷中央煤仓主斜井皮带地面。四、辅助运输路线无附图工作面运输系统图第二节一通三防与完全监控一、通风系统（一）风量计算（1）按瓦斯涌出量计算Q采100QK10005412648M3/MIN上式中符号所有含义Q采采煤工作面所需风量，M3/MIN；Q采煤工作面绝对瓦斯涌出量，M3/MIN，取054M3/MIN；K采煤工作面瓦斯涌出不均衡系数，选取12。（2）按回采工作面同时作业人数（考虑交接班时人数）计算Q采4NC（M3/MIN）式中4每人每分钟应供给的最低风量M3/MIN；NC采煤工作面同时工作的最多人数。则Q采42392（M3/MIN）3按工作面温度计算Q采60VCSCK6008521127456M3/MIN式中Q采采煤工作面需风量，M3/MIN；VC采煤工作面适宜风速，取08M/S；SC采煤工作面平均有效通风断面M2；按照综采工作面的平均控顶距计算后，结合现场实测数据，取SC52；K工作面长度系数，取11。（4）按风速进行验算根据煤矿安全规程规定，回采工作面最低风速为025M/S，最高风速为4M/S的要求进行验算。即回采工作面风量应满足；15SCQ采240SC（M3/MIN）式中SC工作面平均断面积，M2，S52则1552Q采24052综上，确定综采工作面所需风量为27456M3/MIN。3、通风设施（见另外附图）（二）通风路线进风路线地面副立井井底车场轨道大巷090117运输巷090117工作面切眼。回风线路090117工作面北回风大巷总回风大巷回风立井地面。二、防治瓦斯（一）瓦斯检查制度（设点、次数）工作面设置瓦斯检查员巡回检查，分别对进、回风巷，工作面的上下隅角及工作面中部的瓦斯进行检查，每班检查不少于三次（低瓦斯矿井要求按高瓦斯矿井管理），发现异常，立即汇报调度并及时处理。（二）分析并明确瓦斯易发生积聚或超限的地点采煤工作面上隅角，采煤工作面采空区边界处，停风的盲巷中，背斜的顶部。（1）、由于风流在采煤面上隅角形成涡流，同时该处风速较低，而瓦斯比重比空气小，浮在空气上部，生产过程中涌出的瓦斯易积聚在上隅角，不易被风流带走，因此上隅角最易发生瓦斯积聚。（2）、停风的盲巷中由于风流达不到要求，易容易瓦斯积聚。（3）、瓦斯比空气轻，所以易在背斜的顶部积聚。三、综合防尘系统（一）防尘管路系统由地面静压水池接出4寸供水管副立井井底车场（4寸管路）轨道大巷（4寸管路）090117工作面材料道泵站090117工作面支架。由地面静压水池接出4寸供水管副立井井底车场（4寸管路）轨道大巷（4寸管路）北翼一采区090117运输、回风（2寸管路）090117工作面运输机防尘煤机防尘、冷却。（二）防尘措施该综采面回采前必须安装好以下防尘设施1运输机道敷设一趟规格60MM的防尘铁管供水管路，且每50M留设一个“三通阀门”。2材料道敷设一趟规格为60MM的防尘铁管供水管路，且每50M留设一个“三通阀门”。3工作面距相应出口约30M处安装一道风流净化雾障。另在距回风巷入口50M处安设一道风流净化雾障。4沿途运输机转载点各安装一套喷雾降尘装置。5采煤机具备内外喷雾系统。6工作面距相应出口配置15M防尘软管，并留三通阀门30米一个。（三）隔绝瓦斯煤尘爆炸措施工作面运输巷、回风巷分别按集中式安装一组隔爆水槽。其安装规格均为40L/个的水槽40个。四、防治煤层自燃发火技术措施（一）消防管路系统由地面静压水池接出4寸供水管副立井井底车场（4寸管路）轨道大巷（4寸管路）090117工作面材料道泵站090117工作面支架。（二）综合防灭火措施1供水管路在胶带运输机机头处设一个消防专用“三通阀门”，并备有长度不小于25M长消防软管。2胶带运输机机头处配备两个灭火器，一个沙箱沙箱容积不小于02M3等消防器材。（三）特殊时期的防灭火要求、采煤工作面及进回风巷发生火灾时，首先维持正常风流状态，打开防尘管路的阀门进行灭火，必要时增加工作面风量，以免形成火风造成风流逆转。如直接灭火无效时，则人员按规定的避灾路线撤离，采取措施封闭火区。五、安全监控系统（一）瓦斯监控在回风巷距工作面煤壁不大于10米的回风顺槽上隅角（距顶板300MM，距煤帮200MM）处设一台甲烷传感器，在回风顺槽风门口处设置一台甲烷传感器，进行瓦斯监测。（二）其他监控在回风出口处安装温度传感器、风速传感器、一氧化碳传感器、甲烷传感器、显卡器各一台，在风门处安装风门传感器各两台，对工作面进行全方位的监测监控。（三）工作面区域的安全监测监控仪器（1）采煤机必须设置机载式甲烷断电仪或便携式甲烷检测报警仪。（2）回顺设置与工作面相关的瓦斯电闭锁设施，报警浓度075，断电浓度080，复电浓度075。运顺断电浓度05，断电范围为工作面所有电源。（3）当采煤面上隅角瓦斯大于075时,在回风顺槽溜子机尾处设置临时风障。仪表使用、悬挂、移动的规定要求。（4）工作面安装测压仪表30组，每次移架后搞好矿压观测，压力表上要有保护压力表的措施。附图通风系统图、防尘系统示意图、供水、排水系统示意图、注浆系统示意图、注氮系统示意图、安全监测监控系统（仪器仪表设备）布置示意图。第三节供、排水一、排水设备选型北翼一采区090117运输、回风顺槽设置临时水仓，各安装两台一台使用,一台备用型号为WQPB153022水泵。二、供、排水线路北翼一采区090117运输、回风顺槽临时水仓北翼一采区回风巷回风大巷中央水仓地面附图11供水、排水系统示意图。第四节供电（一）、运输巷及工作面的供电该工作面主要负荷有采煤机组345KW，刮板输送机264KW，两台22KW回柱绞车（20T），运输巷用25KW调度绞车，两套125KW乳化泵站，40X2KW胶带运输机，转载溜子40KW，总负荷约为1098KW。根据该工作面设备布置及负荷情况，所有设备全部由采区变电所供电，供电距离最远点为760米左右，计算距离为630米，单台设备起动最大功率为345KW，为了避免因供电距离远，该工作面采用了高压深入工作面运输巷，移动变电站供电方式，即运输巷调度绞车、回柱绞车、运输机道胶带运输机、排水泵、乳化泵、转载溜子、运输信号等工作面设备由集中轨道大巷一台630KAV/10KV移动变电站供电，工作面264刮板输送机和345采煤机由运输顺槽口一台630KAV/10KV。供电电缆主要采用95MM2、70MM2、25MM2、4MM2，供电电压有1140V、660V和127V，根据安全供电要求，整个供电系统设置了过流保护、漏电保护和保护接地，根据工作面的具体情况，所有机械电器设备选型均能满足生产需要。（二）回风巷的供电回风巷主要布置了一部22KW（20T）回柱绞车，排水泵75KW一台，总负荷约为295KW，单台最大启动功率为22KW，全部由工作面设备由集中轨道巷一台630KAV/10KV移动变电站供电，供电距离最远点为630米，供电电压为660V，由于同时率较低，供电电缆采用35MM2、25MM2规格。根据供电安全规程要求和短路保护动作的可靠性及方便停送电，20T回柱绞车采用QBZ80N真空可逆磁力启动器进行控制和保护，排水泵采用QBZ80真空电磁启动器进行控制和保护，照明电采用ZMZ40综保进行控制和保护（三）顺槽运输机巷的供电运输巷主要布置了3部25KW调度绞车，一部22KW（20T）回柱绞车，一部80KW的胶带运输机，一部张紧胶带用5T回柱绞车，转载溜子40KW、排水泵75KW一台，总负荷约为22445KW，单台最大启动功率为80KW，全部由工作面设备由运输巷内一台630KAV/10KV移动变电站供电，供电距离最远点为630米，供电电压为660V，由于同时率较低，供电电缆采用70MM2、50MM2、35MM2、25MM2规格。根据供电安全规程要求和短路保护动作的可靠性及方便停送电，沿线设置了两台KBZ630型真空馈电开关，并采用了过流保护、漏电保护和保护接地。一台80KW运输巷胶带输送机分别采用QJZ200矿用隔爆型真空磁力启动器控制和保护，5T回柱绞车采用QBZ80N真空可逆磁力启动器进行控制和保护，20T回柱绞车采用QBZ80N真空可逆磁力启动器进行控制和保护，25KW调度绞车采用QBZ80N矿用隔爆型真空可逆电磁进行控制和保护，排水泵采用QBZ80真空电磁启动器进行控制和保护，照明电采用ZMZ40综保进行控制和保护。（四）工作面的供电该工作面主要布置采煤机组345KW，刮板输送机264KW和运输巷转载溜子40KW，总负荷为649KW，单台最大启动功率为345KW，其1140V电源来自下运输巷1台10KVA移动变电站，供电电缆主要采用95MM2、70MM2、25MM2三种规格，运输巷内转载溜子40KW、两台125KW乳化泵站由采区变电所供电，乳化液泵站均采用QBZ200矿用隔爆型真空磁力启动器控制和保护，移动变电站具有单独的过流保护、漏电保护，各台负荷开关均具有过流保护和漏电闭锁。工作面所有电气设备均进行了保护接地。为方便检修和保证正常生产，工作面设备配备了相应的备用负荷开关。附图供电系统示意图采煤工作面供电设计另附。第五节通讯照明一、通讯系统090117工作面皮带输送机头、泵站各装一台直通地面调度室的防爆电话和讯通信号，皮带输送机、40T溜子各设一通讯光信号，及时实现工作面各设备开停联系。二、照明系统运输巷泵站及各转载点设一防爆灯，工作面每15米安装一防爆灯，灯具完好，进行照明，以保生产，行人安全。附图通讯系统、照明系统图第五章劳动组织和主要技术经济指标第一节劳动组织一、作业方式1、循环作业（1）循环方式确定循环进度按正规循环作业组织生产，每完成一刀为一个循环。夜班完成4个循环，早班上半班为设备检修时间，早班下半班完成2个循环，中班完成4个循环。确定一昼夜循环数早班下半班、中班、夜班采煤，全天共10个循环，早班上半班检修。循环作业图表见附图二、劳动组织表7劳动组织图表劳动组织序号工种零点班八点班四点班合计人数1煤机司机23272支架工676193端头支护工444124清理工22265泵站工11138机电维护464149刮板运输机司机242810皮带机232711皮带清理工111312排水工111313防尘员222614班长222615跟班队长111316合计97附图正规循环作业图表第二节主要经济指标表表8主要技术经济指标表序号名称单位数量备注1工作面长度M1302工作面走向长度M630平均3煤层倾角度5平均4煤层厚度M145循环进尺M0636循环产量T1507昼夜循环数个108日循环进尺M639日循环产量T150010生产方式两班半生产、半班检修11循环率8512平均日进尺M6313平均日产量T150014月产量T37500按25天计算15可采日期天13516日出勤人数人9317回采效率T/工304220乳化液消耗KG/万T30021油脂消耗KG/万T50022截齿消耗个/万T20第六章煤质管理一、煤质指标和要求工作面所生产人员均要有煤质意识，严格按生产要求进行，严格工作岗位，保持煤质各指标不超标。二、提高煤质的措施1、干部职工积极配合，强化煤质管理意识，确保提高煤质管理措施的落实。2、当工作面出现特殊构造时，全岩范围比例较大时应采取跳面或爆破落岩，实行分时、分采、分运或人工捡矸方式，将矸石捡出丢入老塘。3、回采高度必须按规程措施执行，严禁随意撇底、逮顶，提高煤炭资源回收率。4、推广应用采煤工作面块煤技术、生产工艺，提高块煤产出率。5、地质部门应准确提供回采工作面岩层及采空区水文情况，工作面安装时依据地质资料配备完备的排水设备。6、对工作面及两道供水、供液管路加强维护，避免跑、冒、滴、漏现象，防止非煤用水等进入原煤系统；加强排水设备的巡查，确保排水系统正常。7、工作面煤机喷雾必须成雾状，各转载点喷雾做到煤流停，喷雾停，防尘洒水要适量。8、严禁人为用水清积煤、浮煤、回头煤；严禁水煤直接进入原煤系统。9、加强工作面顶板控制，防止矸石冒落。10、当工作面煤层变薄、过断层时，必须严格控制采高。第七章安全技术措施第一节一般规定1、本规程仅涉及与工作面安全生产密切相关的部分，未尽事宜严格按照煤矿安全规程和煤矿工人技术操作规程执行。2、区长对本单位的顶板管理负全面责任。负责落实三大规程及有关规定和措施，每天分析本区队的顶板状况，并采取有针对性的措施，及时向矿有关领导和部门汇报顶板变化及顶板管理工作情况。3、技术负责人对本区队的顶板管理工作负技术责任。负责编制顶板管理措施、指导措施的实施，协助区长分析顶板情况，检查和落实三大规程及有关顶板管理的文件、规定和措施，针对顶板变化及时修改作业规程和措施。4、区队班组长和工人对所在岗位的顶板管理工作负责，按规程措施要求完成本职任务。5、加强部门业务保安责任制，设计部门要把好设计关，设计方案要有利于顶板管理；地质部门要加强地质工作和水文预测预报，摸清地质变化，及时提供地质条件变化资料，以便制定有针对性的顶板管理措施；技术科要把顶板管理及推广新技术作为重要内容，纳入年度计划，对重大课题组织攻关；供应科要及时按质按量提供顶板管理所需的设备及材料；职工教育培训部门要有计划地对职工进行顶板管理知识与技能培训。6、必须建立正常的顶板管理活动制度。每月召开一次顶板分析会；矿技术科与安全科每周召开一次顶板分析会；区队每天分析一次顶板管理情况。每次顶板分析会议都要有记录。7、工作面的工程质量必须严格按照矿方安全质量标准化标准的要求施工和检查验收，不合格工程必须立即整改。8、支架工、机电维修工、采煤机、刮板运输机、胶带运输机、泵站司机必须经过专业培训，达到“四懂四会”懂采煤工艺、懂设备性能、懂结构、懂原理，会操作、会检查、会维护保养、会排除故障，各工种到达工作地点后，必须坚持先检查后工作，严格执行敲帮问顶制度。9、每位职工在工作中必须严格执行“三大规程”中的有关规定和要求，提高技术水平及自身保安能力，杜绝“三违”，做到安全生产。10、严格加强工程质量管理，强化现场检查验收，每班必须坚持对工作面支护质量和顶板动态进行监测，对不合格工程检查验收人员有权不予验收，不计工作量。如因工程质量低劣而造成事故，必须进行严格追查，视情节轻重给予处罚，使工程质量确保达到标准化要求。第二节顶板（一）、初采措施1、工作面初采前必须对全面支架及运输设备状况进行系统检查，确认完好方可做刷帮前的准备。2、采煤机沿工作面双向割煤，前滚筒割采高范围内的顶煤，后滚筒割底煤。调整上下滚筒的相对位置，采煤机沿运行方向经过运输机的弯曲段进入直线段，滚筒切入煤壁。3、若工作面安装期间，运输机铺设与支架之间高度局部未达到规定要求，煤机割第一刀煤时，局部需卧溜、调整支架状况后，方可割煤，防止煤机滚筒割坏支架顶梁。4、推移运输机弯曲段和机头、尾将运输机推直，及时调整运输机及支架大线。5、采煤机进刀方式为自开缺口、端头斜切进刀，即采煤机运行至工作面端头，在采煤机后方运输机有2025M一段未能推进至煤壁。采煤机斜切进刀切入煤壁。6、调整两滚筒的相对位置，向工作面端头运行，同时割三角煤。7、再调整两滚筒的相对位置，反向运行割煤，在采煤机后一定距离推移运输机，开始下一刀截割。（二）、初次来压、周期来压措施1、加强班组支护质量监测，确定初次来压步距和周期来压步距，便于及时采取措施。2、提高支架支撑强度，支架初撑力30MPA，泵站提供压力30MPA，当压力低于规定值时，应及时查找原因立即处理。3、提高支架稳定性，严禁出现支架高低差超限，杜绝倒架、咬架、爬架现象的发生。4、加快工作面推进速度，以保持煤壁的完整性，使支架具有良好的支撑状态。5、当工作面初次来压和周期来压时，所有支架前梁应及时伸出，及时支护好顶板，防止冒顶现象的发生。6、加强端头支护管理，当一个循环进行完毕，应及时推移机头或机尾，并执行先替后改的原则。（三）、预防冒顶及冒顶处理措施1、提高支架支护强度，支架初撑力30MPA，泵站提供压力30MPA。2、严格掌握采高，采高不得超过支架允许高度。破碎顶板处采高控制在1415M。3、支架保持正常的支护状态，发生歪斜及时调整。4、煤层松软时，应采用追机带压移架作业方式，端面距最大值376MM。5、当顶板破碎、煤壁发生片帮时要超前移架，并正确使用半圆木撅顶,必要时打木锚杆护帮。6、若顶板冒落、煤壁片帮严重、使用半圆木撅顶仍不能有效支护的，需采用液压支架前的型梁支护。梁上要用木料与顶板接实。7、人员进入煤壁区敲帮问顶时工作面采煤机、刮板运输机全部闭锁停止运行，设专人看管。敲帮问顶人员必须手持长把工具、站在安全地点、自上而下逐段找掉，找掉时有专人监护顶板。8、过顶期间，人员不得在煤帮从事与过顶无关的工作。9、过顶要从顶板较完整处着手，由上而下逐架进行。同时设专人观察顶板及煤壁情况，过顶人员在可靠的掩护下工作，始终保持退路畅通。（四）、支护措施1、工作面支护为综采液压支架支护，根据工作面长度变化端头及出口辅助单体进行支护。2、支架操作工应熟悉支架的结构、液压控制系统工作原理、能够对支架进行简单的检修。3、保持支架内外整洁，及时清除浮煤、浮矸及杂物。4、移架前必须清除影响移架的障碍物，检查管路，不得被矸石挤卡和埋压。5、移架时顶梁不宜下降太多，一般150200MM即可。顶板易破碎时可以采用擦顶带压移架，端面距376MM。相邻支架高差25MM,不挤不咬，架间空隙200MM。支架顶梁与顶板平行支设，其仰俯角7。支架移成直线，偏差50MM。支架中心距偏差100MM。支架垂直顶底板，歪斜5。6、移架时速度要快，要随时调整支架，不得歪斜，架间空隙100MM。移架后必须成一条直线。移架采用追机作业，移架距离采煤机后滚筒46架，若移架速度赶不上采煤机运行时，要控制采煤机速度。如果顶板破碎则必须停机移架或超前移架。7、移架时要注意观察、保护管路和电缆，防止挤坏、拉断或折成死弯。8、移架工应站在架箱内，本架操作面向煤壁操作，严禁蹬在底座前以及上下相邻支架间，防止拉超前架或阀组失灵挤人。移架前方和下方不得有任何人工作或停留。9、要经常观察顶板情况，支架与顶板接触要严密，支架初撑力30MPA。10、支架操作完成后，手把必须打至零位。11、要经常检查油管、接头、管路、支柱是否漏液和自动卸载，及时检修；情况严重的，必须先临时支护。12、处理本架漏液时，必须将操作阀置零位，同时关闭本架高压截止阀，然后方可拔插液管，严禁用铁丝代替“U“型销。13、拔插管接头和拆卸其它零部件时，禁止用锤、铲、钎硬行敲打。14、更换主阀及立柱时，应提前做好顶板支护工作，同时用单体支柱和木料将支架顶梁撑住，然后方可降架。降架后确认临时支柱无问题后方可拆卸主阀及立柱。15、支架拉不动或升不起来时，要详细检查和分析原因，以免损坏设备。16、端头支架，在运输机电机及减速箱侧时，必须邻架操作，防止端头支架缩至最小行程时挤人。17、工作面严禁空顶作业，杜绝接顶不实、不严现象。18、工作面出口必须有固定专业维护组超前维护。必须从煤壁线往外至少20，往里至切顶线，采取加强支护措施。采用抬棚支护时，顶梁圆销大头朝向巷道两帮。若抬棚梁均为金属材料时，必须有防滑措施。所有超前支护单体液压支柱初撑力不得小于90KN，并有防倒措施。出口高度和宽度必须符合煤矿安全规程规定，其断面必须满足通风的要求，出口内无杂物，并且留有不小于08M宽的人行道。19、使用液压支架的工作面，其采高都不准超过其允许的最大高度和低于允许的最小高度。其它未尽款项，煤矿安全规程执行。（五）、回料措施1、两巷尾巷回料前必须先经瓦斯检查员检查瓦斯含量，当瓦斯浓度达到1时不得回料，必须采取降低浓度措施后方可回料，为防止瓦斯浓度超限，下尾巷不得滞后切断线，上尾巷超前切断线一档回出，并使用好挡风帘。2、两巷尾巷使用机械回料时必须做到20T回柱绞车距回料点不小于25M，缠215MM的钢丝绳；回柱机必须有牢固的“四压两戗”柱；两戗柱与底板的夹角呈6075，且方向对中；压戗柱可使用DW型支柱，支柱有特制柱鞋并栓齐防倒绳以防打滑。电铃信号必须清晰畅通，安全设施齐全可靠；回料钩头对应的钢丝绳制成，螺栓上满丝扣；司机前方要有护身板或护身柱子；瓦斯超限严禁采用机械回料。3、两巷尾巷回料前首先把尾巷内的杂物、遗料清理干净，棚子要加固整理好，并确保后路畅通，回料时面刮板运输机及超前转载溜子要停止运转；回料时回料工要退到3M以外安全处用绳子远距离卸载。勾料时所有人员必须撤离勾头15M以外安全处（掩体）躲避好并保证绳道内无人后方可打点起钩，待料拉出后勾头完全停稳、顶板冒落稳定后人员方可上前取料。回料期间，钢丝绳每一捻距断丝超过10时严禁使用，必须更换新绳。回料前必须对钢丝绳、勾头、联接环、支杆、压柱、信号等进行全面检查，发现其中一项不符合要求不准回料，回出的料要及时运走，不得堵塞后路。（六）、上下出口、端头支护形式和要求1、工作面两巷为木点柱、单体支护，具体按照该规程第二部分回采工艺有关上下出口支护设计执行。2、要求出口范围内单体完整无缺，无断梁折柱及漏掉顶、空顶、空帮现象，无杂物、遗煤、矸石堆积。3、两端头支护采用一梁三柱，四排抬棚支护，两前两后，交叉错布置，迈步式向前行进。4、三班必须固定专业维护组对两巷出口进行维护清理。5、两巷的维修管理应有专职人员负责，两巷中使用的单体液压支柱，要有防倒措施（防倒绳）。（七）、俯采与仰采措施1、工作面降低采高，严禁采高，采高控制在1415M之间。2、工作面支架（柱）初撑力达到规定要求。3、加强煤壁区管理，顶板松软时及时补打木锚杆。4、断层区域坚持破底不破顶，跟底撇底回采。5、严格加强控顶距管理，及时移架支护。6、人员进入煤壁区作业，必须先将运输机、煤机停机闭锁，然后严格执行敲帮问顶制度。（八）、过断层措施1、破碎顶板管理原则是（过断层时）破底不破顶跟底回采，护顶先护帮，支架有劲不超高，严禁托顶煤回采，断层在端头时跟巷道回采。2、遇翻顶断层时，提前断层面5倍断层落差处开始挑顶，确保过断层面后及时跟上煤层顶板。然后过渡到煤层底板。3、采煤机滚筒通过后及时支护，移架距采煤机后滚筒46架，煤壁区片帮、端面距超过规定时必须带压移超前架。若移架速度跟不上采煤机运行时，要控制采煤机速度，必要时停机移架，采煤机停机时移架及时跟上。4、采煤机司机严格控制采高，确保采高在支架的支护范围内，严禁出现采高超过或出现支架压死、采煤机无法通过现象。5、断层影响范围内顶板破碎必须超前移支架，顶板落差顶空处必须用木料接实，支架顶梁升平，升足劲。6、加强支架的维护，严禁支架自降，移架时合理操作，尽量少降支架带压移架，必要时用千斤顶或单体支柱辅助移架。7、断层落差增大时，如岩石坚硬，严禁采煤机强行破岩，应采取放震动炮的方式助采。8、煤层变薄时，采取跟底卧底回采，如底板岩石坚硬，严禁采煤机强行破底，采取放炮松动助采。9、局部掉顶必须及时停运输机，接实顶板后再进行割煤。11、过断层时，用单体柱配合支架进行支护，如断层处顶板破碎易冒，可采取做超前档逮顶或打锚杆护帮的方法逮顶。（九）、过陷落柱措施1、技术要求（1）当回采至该段时，将采高控制在1314M左右，确保机组正常通行。（2）构造段当岩体较硬时，严禁机组强行通过，采用放震动炮疏松岩体，然后机组扫矸通过。（3）构造段顶板塌矸、煤壁片帮严重时，采用机组单向割煤。2、施工工艺（1）检查人员进入煤帮检查时，首先要停机闭锁查处隐患，进行敲帮问顶，专人观察顶板、煤帮，专人看管支架操作阀，必要时可打贴帮柱护煤壁，并检查瓦斯浓度，只有在确保安全的情况下方可作业。（2）打眼构造段选好位置放震动炮，首先必须闭锁工作溜子（不少于两处闭锁），并与控制台司机联系好，将控制台总开关打到零位，挂停电牌，并派专人看护。如需打底眼段，用洋镐、锹等工具将煤帮浮煤清出。使用风动凿岩机打眼。打眼时，炮眼布置方式为三花眼（具体炮眼布置根据构造情况而定）。作业时，一人打眼一人观察煤帮、顶板，一人扶好气腿，三人配合好。眼深1012M，眼距12M左右（眼深、眼距根据现场情况可调整）。（3）装药、联线、爆破装药、联线、爆破前必须检查风流中瓦斯浓度，只有在瓦斯浓度小于10时，方可进行作业，使用瞬发雷管、乳化炸药，每眼装药量在200600G（可根据爆破效果进行调整），装好药后联线（串联），爆破前，要对爆破长度不超过10M。详见炮眼布置及爆破说明书。（4）检查等炮烟吹散后，爆破工、安检工、班组长必须首