637综放工作面作业规程

目录第一章概况2第一节工作面位置及井上、下关系2第二节地质概况2第三节开采技术条件2第四节回采作业建议3第五节储量及服务年限3第二章采煤方法6第一节巷道布置及支护方式6第二节采煤方法6第三节设备配置9第三章工作面顶板管理11第一节工作面顶板管理11第二节工作面上、下端头及超前支护形式及规格11第三节乳化液泵站13第四节矿压监测14第四章生产系统15第一节运输系统15第二节通风系统16第三节排水系统18第四节供电系统18第五节压风系统19第六节瓦斯防治19第七节煤层注水20第八节防灭火系统23第九节防尘系统25第十节供水、液系统26第十一节安全监控系统26第十二节通讯联络及照明系统27第五章劳动组织及主要技术经济指标28第一节劳动组织28第二节主要技术经济指标30第六章质量管理32第一节支护和设备质量32第二节提高煤质措施32第七章安全技术措施33第一节总则33第二节矿井“六大系统”34第三节试运转、初采初放等各项安全技术措施36第四节顶板管理53第五节防治水54第六节“一通三防”及安全监控55第七节运输安全技术措施57第八节机电58第九节职业卫生健康管理63第八章灾害预防与避灾路线92第一章概况第一节工作面位置及井上、下关系一、工作面位置及范围1167E11首采综放工作面位于612M水平，平面位置北部为未采实煤体，东部为井田边界，南部为采空区。工作面可采走向长度950M，切眼长为97M，可采面积92150M2、可采储量114万吨。二、工作面地面位置及回采对地面的影响1167E11首采综放工作面对应地表位于山丘缓坡。地表为北高南低的缓坡地带，东高西低。地表高程为768791M，井下对应标高（612）（637）M，最大采深154M。1167E11首采综放工作面采用综采放顶煤采煤工艺，回采后对地面有一定影响，会引起地表的塌陷和裂缝出现，回采中及采后应加强对地表观测采取相应措施。第二节地质概况一、煤层赋存特征1167E11综放工作面所采煤层。井田水文地质类型为简单中等类型。该面所采煤层为67号煤层，顶板多为中砂岩和粗砂岩，底板为粉砂岩，有利地下水垂直渗透，开采应引起特别重视。三、矿井涌水量预计井田正常涌水量根据比拟法计算，矿井正常涌水量为650M3/D，最大涌水量1100M3/D，设计根据水文地质条件属中等类型，考虑按15的系数，预计最大涌水量为45M3/H。第一节开采技术条件一、煤层顶底板情况表121167E11首采综放工作面煤层顶底板岩性表顶板名称岩石名称厚度（M）岩性特征顶板细砂岩3035钙质泥质胶结与水呈松散黏糊状，受第三系底砾岩含水层影响，易造成坍塌稳定性较差底板粉砂岩68抗压强度为5742MPA，属软弱性底板，稳定性较差，特别是在湿水饱和状态下其抗压强度趋于变小，67煤层顶底板情况二、影响回采的其它地质因素瓦斯预计本工作面绝对瓦斯涌出量为0013。煤尘具爆炸危险性。煤的自燃属极容易自燃煤层，煤层自燃发火期36个月，故在生产过程中应采取相应措施，防止煤层自燃。第二节回采作业建议1、本工作面地质构造简单，煤层较稳定，加强放煤工作，提高资源回收率。2、在工作面回采区域内未揭露断层，但架棚段附近煤层破碎，在回采时要加强工作面支护，防止片帮、冒顶。3、本工作面底板为粉砂岩，遇水易软化底鼓，使巷道变形，生产时要及时开挖泵坑完善排水系统，减少巷道地鼓和变形。7、工作面周期来压时，应对周期来压进行观测，及时通报。第五节储量及服务年限一、储量情况表131167E11综放工作面储量表二、服务年限1167E11综采工作面平均厚度958M，平均倾角14，工作面长度为100M，煤的容重129T/M，开帮高度为32M，放顶煤高度为638M。放顶煤步距12M，每开两次帮放一次顶煤为一个循环，循环进尺12M。循环产量为W帮LSHRZ10012321290954706（T）式中W帮帮煤循环产量，TL工作面长度R煤的容重，129T/MS循环进尺，12MH采高，32MZ帮煤回采率，95W顶LSHRZ10012638129087901（T）式中W顶顶煤循环产量，TL工作面长度R煤的容重，129T/MS循环进尺，12MH顶煤高度，638MZ顶煤回采率，80走向长（M）倾斜长（M）斜面积（）煤厚（M）容重T/M工业储量（万T）回采率（）可采储量（万T）储量950979215032/164513412393114则工作面循坏产量为WW帮W顶12607T设计采用三班工作制两班生产，一班检修，每天4刀，推进度24M，则回采工作面日产量为Q日2W21260725214T。每月生产22天，则月产量Q月22Q日554708T第二章采煤方法第一节巷道布置及支护方式一、上巷布置及支护方式1167E11上巷自637车场上平台开口，以方位138，沿煤层底板掘进950M，用于运料、行人及回风。上巷采用全断面锚网（索）支护。二、下巷布置及支护形式1167E11下巷自暗斜井下部开口方位138，沿煤层底板掘进950M，用于运煤、行人、进风。第二节采煤方法一、采煤方法本工作面采用走向长壁后退式综采放顶煤采煤法，自然垮落法管理顶板。二、回采工艺本工作面回采以放顶煤工序为主，割煤与放煤平行作业，正规循环工序为割煤移架推前溜拉后溜割煤移架推前溜放顶煤拉后溜。三、工艺说明1、采高的确定本工作面可采煤厚321645M，其中割煤高度3001M，放煤高度02658M，采放比为1106219。2、落煤方式采用MG250/630WD型双滚筒采煤机割底煤和利用放煤口放顶煤联合落煤方式。工作面采用采煤机双向割煤方式，即采煤机端头斜切进刀，开始至离端头1520M处斜切割煤进入煤壁，返回时移前溜至煤壁，而后采煤机回行割煤，截深05M，割两刀，放一排顶煤。3、装煤和运煤方式工作面采用采煤机滚筒旋转装底煤，人工收缩尾梁插板和摆动尾梁放顶煤，运煤采用前后两部溜子平行运煤，集中到下巷桥式转载机和皮带机运出。4、移架本工作面采用ZY5600/17/34型放顶煤液压支架排头架为ZYG72002130型，移架步距06M。采用及时支护方式，在采煤机落煤后，距滚筒35M及时追机移架，移架滞后采煤机最大距离不大于15架，移架前，认真观察现场、支架各部及顶板状况，结合现场实际进行移架操作，移架过程坚持使用带压擦顶移架方式，尽量减少支架下降高度，移架后支架必须及时伸出伸缩梁，有效控制顶板，保持顶板完整和全封闭顶板管理，必要时可先拉出超前架。5、推前溜前溜随移架逐段移向煤壁，滞后采煤机不少于15M间距，依次自上而下，或自下而上进行，严禁从两端同时向中间推移，推刮板机步距为06M，刮板机弯曲段长度不得小于15M，推刮板机后，刮板机必须保证平直。6、放顶煤（1）放煤方式放煤工艺采用多轮间隔顺序等量放煤，放煤顺序按1、3、5号放煤口顺序放煤，一次放出煤量的1/31/2，然后按2、4、6号放煤口顺序放煤，这样反复进行23轮将煤放完，尽量使顶煤保持均匀下降，以减少混矸，提高回采率。（2）初次放顶煤步距15M，即工作面切眼推进15M时，开始初次放顶煤。多轮间隔顺序放顶煤步距为12M，即每割两刀底煤放一次顶煤。单轮放煤步距为06M。（3）对放煤工艺的要求A放煤时，一人不能同时放两架以上顶煤，并根据煤量大小，适当掌握放煤口大小，防止压死后部溜子。B放煤时，必须先收小插板，待放煤量小或有大块卡堵时，再摆动尾梁千斤顶，严禁不收小插板就摆动放煤千斤顶，防止损坏小插板。C机组割煤至中部，若前半部或后半部顶煤没放完时，停止割煤等放完顶煤后方可开机割煤。D机头和机尾各4架，不放顶煤。E放煤后，小插板及尾梁及时伸出，防止矸石溜入溜子，影响煤质。7、拉后溜滞后放煤1015M拉后溜，不放煤时，滞后推前溜1015M进行，使前后部溜子保持平行。四、生产方式1、进刀方式采用在机头或机尾斜切进刀方式，即在机头或机尾1520M段移前溜渐近煤壁，采煤机下行或上行割煤至机头或机尾，进刀深度保持06M。2、采煤机采用交流变频调速方式，牵引速度071M/MIN，运行中应保持在145M/MIN范围内，机采截深06M，采高应稳定在3001M，采用采煤机端头斜切进刀，双向割煤方式。3、工作面采用采煤机落煤，落煤由采煤机滚筒螺旋叶片旋入前部溜，放顶煤由支架尾部放入后部溜，在下端头共同并入转载机，转入胶带输送机运出至煤仓。4、顶板控制方式采用支撑掩护式液压支架控制，支架移架后顶板在放顶煤后自动垮落，充填老塘空间。5、工作面煤层平均厚度958M，其中机采3001M，其它由放顶煤采全高，放煤步距12M，实施逢单（或逢双）间隙多轮均匀放煤工作，一般情况下坚持割煤不放煤。采煤机停止后实施大流量放煤工作，放煤结束拉后溜作业结束后，工作面才能进行下一循环割煤移架工作。6、工作面向前推进，移架后随着顶板及煤体的自行垮落即可进行正常的放顶煤作业，工作面收尾阶段距停采线20M处根据工作面情况进行调整采高及停采设计要求，达到出架要求。第三节设备配置二、主要生产设备该采面采用综合机械化放顶煤开采工艺，主要生产设备有、工作面采煤机MG250/630WD1台、工作面输送机SGZ7462160/2802台3、转载机SZZ746160/801台4、破碎机PLM1000PCM110型锤式破碎机1台5、乳化液泵；BRW200315（200KW）2台6、顺槽皮带机DSJ100075KW1台7、工作面支架ZY5600/17/3271架7、喷雾泵BRW125/315（275KW）2台8、信号综保、照明综保ZBZ402台9、组合开关QJZ22100/114082台组合开关QJZ21260/114021台10、智能馈电开关KBZ1000/11402台11、矿用移变KBSGZY1000/10/11401台矿用移变KBSGZY1600/10/11401台12、慢速绞车JH202台13、双速绞车JSDB191台14、无极绳绞车JWB75J021台采区装机总容量21144（其电压等级为1140V。图21进刀方式示意第三章顶板管理第一节工作面顶板管理1、顶板管理方法采用自然垮落法管理顶板，支架中心距为15M，最大控顶距为6782MM，最小控顶距为6182MM，采煤机滚筒截深为06M，放煤步距为12M，移架步距为06M。采用全封闭过后自行垮落式顶板管理方式，空顶距不大于340MM，伞檐不大于200MM。2、工作面顶板管理工作面共安装65架液压支架，其中ZY5600/17/34型液压支架59架，ZYG7200/21/30型排头支架6架，上口三架，下口三架。第三节工作面上、下端头及超前支护形式及规格1、上巷端头及上巷超前支护（1）上端头支护采用4米型梁两对四根错接布置梁间距08米，一梁四柱进行支护。工作面上口第一架到1167E11上巷上帮宽度08M处布置一排铰接顶梁，长度不小于20米，回采过程中铰接顶梁距上帮大于08米时，加打一排铰接顶梁抬棚支护一梁一柱。（2）上巷超前支护上帮与上口第一架08米使用12米铰接顶梁打一道走向抬棚一梁一柱，长度不小于20米。上巷下帮0610米处使用12米铰接顶梁打两道走向抬棚一梁一柱，长度不小于20米。2、下巷端头及下巷超前支护（1）下端头支护采用4米型梁两对四根错接布置梁间距08米，一梁四柱进行支护。上帮第一根排型梁与第一架宽度保持0608米。下帮第一根与下巷下帮宽度超过08米时，加打一排铰接顶梁。（2）下巷超前支护下巷距上帮0612米使用铰接顶梁打两道走向抬棚一梁一柱，长度不小于20米。下巷距下帮08米处使用12米铰接顶梁打一道走向抬棚一梁一柱，长度不小于20米。3、工作面端头支护要求（1）上、下端头支护工作必须由班组长或指定有实际经验的老工人具体负责安全监督工作，施工人员必须严格执行“敲帮问顶”制度，处理顶帮活煤或大碴块时必须使用23M长柄工具，站在安全地点，操作时两人进行，其中一人监护顶板，负责安全，另一人进行敲帮问顶作业，该地点下方严禁站人或有行人通过。（2）上、下端头要始终保持安全出口高度不低于18M，行人侧宽度不小于10M，符合规程规定。（3）上、下端头在三角煤墙处作业时，15M范围内禁止操作液压支架，由具体负责人检查、监控顶板、煤壁状况，防止片帮冒顶事故发生。（4）下端头第一架排头架要保持位置稳定，与小抬棚相辅能始终保持下端头支护牢靠。（5）上端头工作中，要始终保持瓦斯传感器悬挂位置符合规定要求。（6）回柱及放顶工作中，必须有三人操作，其中一人监护，工作人员必须站在支架立柱后，无崩绳崩柱、甩钩、断绳抽人等危险的安全地点，并在工作前清理好退路。（7）回柱中使用的链条，必须与绞车绳联结牢固，防止断开伤人，要求单体液压支柱的回收率达到100，并严格执行有关规定。（8）下巷回柱放顶时，必须停止转载机运转，将控制转载机的开关打在停电位置。（9）绞车必须设护身板。（10）绞车运行过程中严禁用手拉或其它物料撬绳。（11）上下巷超前支护段单体柱初撑力不低于50KN。4、上、下拐头回柱事项回柱放顶的方法是使用绞车、配合滑轮，严禁人工放顶。（1）回柱前，维护好附近支护，剔掉顶帮活煤矸，清理好退路，保证后路畅通。（2）回柱方法，是用单体卸液手把远方操作，由里向外，由下向上，先柱后梁。（3）上下拐头放顶要求与工作面支架后尾梁放齐，拐头不垮落时，必须采用土袋跺实或采取强制放顶。利用强制放顶时，另行制定专项措施。（4）注意事项；放顶时要有专人观察顶板情况，先检查后工作。回单体时慢试慢回，严禁猛回。放顶时严禁动附近支架。对埋得深的单体柱不能硬拉，要采用卧底法处理。绞车稳设牢固，绳和绞车要符合安全规定。放顶时人员躲至安全地点，防止崩绳、崩柱、甩钩、断绳等情况时伤到人员。5、支护材料的存放管理（1）单体柱支柱、铰接顶梁等支护材料建账统计管理，现场排板与实物相符。（2）单体柱支柱、铰接顶梁等支护材料码放整齐，损坏的单体柱支柱、铰接顶梁等支护材料不得使用，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，支护材料存放于上巷距工作面5080M处，必须有10M以上宽度的人行道和必需的运输通道，专人负责并挂好标志牌。第四节乳化液泵站一、泵站的型号及数量采用两台BRW200/315型乳化液泵二、泵站的设置位置及供液管路泵站两泵一箱与两台变电站共同设置在1167E11上巷距切眼50100米，主进回液管路采用38MM（51MM）高压软管，铺设经上巷至工作面。乳化液泵站及移动变压器处配备不少于02M消防沙箱一个，消防锨2把，消防桶2个、灭火器2个,消防沙袋8个。第五节矿压监测一、矿压观测内容1167E11首采综放工作面采用不锈钢综采表对工作面支架阻力静态监测。根据观测结果对工作面顶板活动规律、来压特征、工作面支架受力特点，顶板、煤层稳定性，工作面支护质量等进行每周分析，并进一步了解煤、岩体力学参数等基础数据。二、矿压观测方法1、工作面的矿压观测采用平均观测，工作面每10架安装2块压力表，分别接在前立柱和后立柱上。2、巷道的矿压观测。两巷的单体液压支柱的阻力观测采用单体测力计进行监测，每班打好超前支护后由验收员对单体柱的初撑力进行测量，生产班验收员对端头及超前支护的单体柱初撑力进行测量并记录。3、支护质量监测。监测内容要包括支架初撑力、煤壁片帮情况、端面距、采高及端面顶板冒落情况、两巷单体支柱初撑力、超前支护质量等。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）支护质量监测，整个生产期间都要进行监测；5、矿压设备的使用（1）在工作面设置矿压观测仪器，有专人负责，坚持开展日常的顶板动态监测工作，人人要爱护观测仪器，不得随意挪动或拆卸，经常保持完好。（2）日常矿压观测要反映出支架初撑力、工作阻力、泵站压力及顶板压力、煤壁片帮情况等数据。（3）根据顶板来压步距，周期来压强度每周对工作面矿压显现做出统计分析，说明其变化情况及规律，并提出改进顶板管理意见。（4）在观测中如果发现异常情况，立即向矿调度室汇报，及时采取相应措施。第四章生产系统第一节运输系统一、运输设备及运输方式工作面采用MG250/630WD采煤机落煤并旋入前部SGZ746/1602/802中心双链刮板机中（顶煤采用低位放顶煤，通过摆动ZY5600/17/34支架尾梁、收尾梁插板将顶煤放入后部SGZ746/1602/802溜子内）载入下端头SZZ746160/80型桥式转载机中，转载于DSJ100075KW胶带输送机中，经过1167E11下巷，进入缓冲煤仓。工作面机头、机尾溢出的浮煤可通过人工将其装入输送机中。下巷皮带头配备不少于02M消防沙箱一个，消防锨2把，消防桶2个、灭火器2个,消防沙袋8个。二、辅助运输设备及运输方式工作面需用的材料、设备等物料，采用10T矿车或花车、JWB75J02型无极绳绞车。工作面运料路线为副斜井637M水平车场637M水平回风巷工作面使用地点。三、推移溜子方式溜子的推移由工作面液压支架推移与拉动装置完成，推移步距为06M，刮板机弯曲度不得超过3O5O，推移溜时最小弯曲段不得小于15M。推移方向为自上而下顺序进行，并逐架操作推移装置移至煤壁。后溜在放顶煤结束后，新一循环作业开始前拉移。四、转载机与胶带输送机机尾的推移转载机、皮带机尾推移采用各自两边设置的自移液压操作系统，用皮带自移装置和转载机自移装置操作液压控制系统进行各自操作，实现移动作业。五、运煤路线采煤机落煤、支架放煤工作面前/后溜下巷转载机下巷皮带机缓冲煤仓主斜井皮带地面转载皮带储煤厂。第二节通风系统一、通风方式1167E11首采综放工作面采用下巷进风，上巷回风的U型通风方式。（1）正常通风新鲜风由地面主斜井612M水平石门工作面下巷切眼工作面上巷工作面回风联络巷总回风巷地面。（2）反风新鲜风由回风斜井工作面回风联络巷工作面上巷切眼工作面下巷612M水平石门主斜井地面。二、风量计算1采煤工作面需风量本设计该矿布置一个回采工作面，为走向长壁综合机械化放顶煤工作面。采煤工作面需风量应按工作面瓦斯涌出量、工作面温度、同时工作的最多人数分别计算，取其中最大值，并进行风速验算。（1）按采煤工作面气象条件计算Q采Q基本K采高K采面长K温式中Q采采煤工作面需要风量，M3/MIN；Q基本采煤工作面所需的基本风量，M3/MIN；Q基本60工作面控顶距工作面实际采高70适宜风速6057257015985M3/MIN；K采高采面采高调整系数，见表411，取15；K采面长采面长度调整系数，见表412，取10；K温采面温度与对应风速调整系数，见表413，取10。则Q采598515101089775M3/MIN1496M3/S。表411KH回采工作面采高调整系数采高（M）2020252550及放顶煤系数（KH）101115表412KL回采工作面长度调整系数回采工作面长度（M）80150150200200长度调整系数（KL）1010131315表413KT回采工作面温度与对应风速调整系数回采工作面空气温度（）采煤工作面风速（M/S）配风调整系数（KT）180308091820081010020231015100110232615181101252628182512514028302530140160（2）按工作面瓦斯涌出量计算Q采100Q瓦绝K瓦式中Q采回采工作面供风量，M3/MIN；Q瓦斯采煤工作面瓦斯绝对涌出量。根据矿井2014年瓦斯等级及二氧化碳涌出量鉴定报告及其批复（新煤行管发201471号）矿井580M瓦斯相对涌出量为351M3/T，采煤工作面最大瓦斯涌出量为04M/MIN，矿井采煤工作面月产量为5679T。因此矿井工作面瓦斯相对涌出量为042460305679304M3/T，取工作面最大日产量2269T（67煤），则改造后采煤工作面绝对瓦斯涌出量为3042269/（2460）479M3/MIN。二水平10号煤层工作面绝对瓦斯涌出量为489M/MIN，大于580M水平67煤工作面瓦斯决定涌出量，因此本设计按照二水平10号煤层工作面绝对瓦斯涌出量进行计算。K采通采煤工作面瓦斯涌出不均匀系数，12。则Q采100489125868M3/MIN978M3/S。（3）按工作人数计算Q采4N式中N工作面同时工作的最多人数，取24人；4每人每分钟应供给的最低风量，M3/MIN。则Q采42496M3/MIN16M3/S。（4）按工作面温度选择适宜的风速进行计算Q采60V采S采式中V采采煤工作面风速，1M/S；S采采煤工作面的平均断面积，1425M2。则Q采6011425855M3/MIN1425M3/S。（5）按风速进行验算15S采Q采240S采式中S采采煤工作面平均有效断面，取1425M2。Q采15S采1514962244M3/MIN374M/S，Q采240S采24014963590M3/MIN5984M/S。根据以上计算，综采放顶煤采煤工作面需风量Q采1496M3/S。第三节排水系统该工作面预计最大涌水量20M/H，设防能力为40M3/H1、排水路线1167E11回风顺槽排水路线工作面上巷580水仓地面净化水池2、612运输顺槽工作面下巷580水仓地面净化水池三、根据该工作面区域涌水情况及三维瞬变电磁探测情况，首采工作面612运输巷、1167E11水平回风巷顶板上部区域存在局部富水区域，制定1167E11首采综放工作面防排水方案如下、上下巷各铺设一趟4寸排水管路。、工作面在回采前的富水区域再进行探放。、下巷下帮在低凹处开凿三至五个有效容积不低于10M3的泵坑。并安装排水泵，其中排水能力不小于40M3/H。、上巷在巷道两处低凹各开凿一个泵坑，有效容积布低于10M3的泵坑并安装排水泵，其中排水能力不小于40M3/H。、根据我矿现有设备情况，上巷水泵型号为BQS205075/N型水泵三台；下巷水泵型号为；BQS805022/N一台和BQS205075/N三台。第四节供电系统该工作面采用采用上巷移变供电方式，主要供电设备，采用一台KBSGZY1000/10/1140移动变电站一台KBSGZY1600/10/1140移动变电站供电，工作面供电系统井下中央变电所工作面及上下巷各用电点，详见供电系统图。第五节压风系统该工作面压风由地面压风机房两台型号为G1858/150837的压风机供到1167E11上下巷及工作面。压风管管径为50MM。第六节瓦斯防治1167E11工作面采用下巷进风，上巷回风的“U”型通风方式，预计工作面最大瓦斯绝对涌出量为04M/MIN，计划配风量890M/MIN左右，以确保工作面安全回采。工作面瓦斯检测实行人工监测与自动检测相结合1工作面设专职瓦斯检查员检查瓦斯，在工作面及上、下巷巡回检查，重点检查A、工作面风流；B、回风流；C、工作面上隅角回风流。每班由专职瓦检员进行瓦斯气体检查不少于2次，按规定向有关部门按时汇报，并填好气体牌板。2加强通风系统的管理，确保工作面风量及通风系统稳定可靠。当工作面瓦斯异常涌出后，要及时采取措施进行处理。3工作面上、下拐头随支架前移及时放顶，当上、下拐头采空区悬顶需人工放顶时，必须由施工单位制定专项措施后实施人工强制放顶。4工作面停风时，必须立即停止工作，切断电源，工作人员迅速撤离到1167E11车场待命。恢复正常通风后必须首先检查风流中瓦斯浓度，确认安全后方可恢复生产。第七节防灭火系统一、注浆（注胶）系统1、注浆路线地面灌浆站回风井637M水平联络回风巷637M水平回风巷工作面上拐头。二、灌浆方法1、日常灌浆根据掩护支架工作面的特殊性，设计采用条带埋管灌浆方式进行灌浆，即预先埋设筛管（长15M）、锚杆/铁丝固定于底板岩石，用灌浆软管连接到回风顺槽灌浆支管，当筛管处在下隅角后部70M左右时实施灌浆，按照浆液塌落角45，则形成上宽10、下宽约70M左右的梯形灌浆条带。间隔70M，循环往复，则采空区下部被灌浆连续封闭，起到防火的作用，而又不至于对工作面环境和安全造成危害。2、封闭停采线灌浆和隔离灌浆停采线进行封闭后，埋设管道进行集中灌浆。根据工作面采空区发火情况，必要时对工作面后方一定距离，一般50M左右进行隔离灌浆，具体是预先埋设管道，工作面推进到预定位置后进行集中灌浆，形成隔离条带。3、洒浆为保证灌浆达到较高的效果，即采空区下段灌到足够的泥浆，可以根据情况进行洒浆，即在灌浆管道上接出一段胶管，沿工作面倾斜方向分段（一般为1020M一段）向采空区均匀地洒浆。4、灌浆安全措施为防止灌浆中出现溃浆、透水等事故的发生，灌浆时应注意下列事项无论采用哪一种灌浆方法，在工作面下端都要设滤水设施。简易的滤水设施一般采用荆芭、型钢等容易取得的材料制作。根据实际生产情况合理调整灌浆浓度。灌浆过程中要对灌浆进量、浓度进行统计。同时在工作面下方（或出水口）设简易堰板对滤出的水量进行观测，一旦出现滤水量不足，则说明采空区存有一定量的稀浆、积水或者向其它煤（岩）体渗水，应根据情况分析、探测。若实际发现了积水（稀浆），应合理调稠灌浆浓度，并对积水区进行疏排。经常观察水情。采空区灌入水量与排出水量均应详细记录，若排出水量很少时，则表明灌浆区内可能有大量泥浆水积存，应停止灌浆，采取放水措施。若排出的水中泥砂量增大，则说明采空区中可能形成了泥浆通道，使泥浆不能均匀充填煤矸间空隙，而直接流到采空区下部被排出，此时应在泥浆中加入砂子和石灰填塞通道。灌浆后应再灌几分钟清水，清洗管道，以免泥浆在管道内沉淀。设置滤浆密闭。在灌浆区下部巷道中必须用滤浆密闭将灌浆区和工作区隔开，而且要求滤浆密闭有一定的强度，防止崩浆事故发生。防止地表水流入井下。在煤层浅部灌浆时，要及时填塞地表塌陷坑及钻孔，防止地表水流入井下。灌浆区下部采掘。在邻近灌浆区下部进行采掘前，必须对灌浆区进行检查，先探测积水/积浆情况，一旦发现有积水/积浆，必须打钻放水后，才能进行采掘工作。二、注氮系统1、注氮路线地面注氮站回风井580M水平回风巷612M水平运输巷工作面下巷。2、注氮工艺工作面下隅角拖管注氮，是在下隅角采空区内压进20M可拆接的75MM无缝钢管，并在最里一根管尾口2M以内制成防堵孔，使氮气能够顺利到达氧化带，管头的固定环则用钢丝绳固定在转载机上，用两趟51MM高压软管把转载机上的管与主输氮管路连在一起。随着转载机的外移，下隅角的拖管也随着外移。3、注氮方法根据对火情的预测情况，可选择连续或间断注氮。三、消防供水系统全矿井地面共有4个蓄水池，其中2个容量为100M3，1个蓄水池为400M3，1个蓄水池为640M3。管路覆盖了井下各个用水地点，供防尘洒水、喷雾降尘及冲洗巷道所用。防尘供水管路铺设的路线为副斜井637M车场637M回风巷工作面上巷；回风斜井650M水平回风580M水平回风612M水平运输巷工作面下巷主管路为159MM钢管，支管路为50MM钢管，铺设到上、下隅角，并紧跟工作面。五、束管监测系统矿井安设KSS200束束管，管路由井下分路箱铺至工作面，上巷回风口以里1015M处、工作面上隅角和采空区设置3个采样点，采样器需带有粉尘过滤器，上巷回风口处采样器距支架顶梁和上帮均不大于300MM，上隅角处采样器距上隅角袋墙、距上帮均不大于800MM，距顶板不大于300MM，采空区采样器插入上隅角煤袋墙以里距顶和帮不大于300MM，每班对气体进行一次化验分析，根据预测预报结果采取相应的防火措施。管路铺设路线为地面束管监测机房回风斜井回风斜井650M水平回风637M回风联络巷637M水平回风1167E11工作面上隅角。六、其它1、严格按正规循环作业，保证工作面推进速度。2、通防科负责制定综放工作面回采期间防灭火设计第九节防尘系统1、管路铺设的路线为副斜井637M水平车场637M水平回风巷1167E11工作面上巷主管路为159MM，支管路为50MM，铺设到上下安全出口，三通阀门上下巷均为50M一个。2、工作面进、回风巷内，在距工作面30米及巷口各50M内设置净化水幕，水幕覆盖全断面，灵敏可靠，出煤期间要正常使用。3、采煤机必须有内外喷雾装置，雾化程度好，并坚持正常使用。4、工作面、上下安全出口、上下两巷的煤尘，由生产单位负责清扫冲尘。5、机组司机、移架工、放煤工、拐头工等所有接尘人员应佩戴防尘口罩。6、工作面上、下巷必须安设隔爆水棚，隔爆水棚的设置标准如下A、水量隔爆棚不小于200L/M2。B、水棚排间距离为1230M，隔爆棚棚区长度不得小于20M。C、水袋采用吊挂式，勾尖与勾尖相对，挂勾为直径48MM的圆钢,挂勾角度要大于605,弯勾长度为25MM。D、水棚距顶梁、两帮的间隙不小于01M，距巷道顶梁不大于16M，距轨面不小于18M，水棚应保持同一高度。E、首排水棚与工作面的距离应保持在60200M范围内。F、水棚与巷道交叉口、转弯处的距离须保持50M70M，与风门的距离须大于25M。7、工作面上、下巷布置有专门的防尘水管、水幕、防爆水袋、架间喷雾、输送机转载点和卸载点喷雾、机组内外喷雾、破碎机防尘罩及喷雾等装置。第十节供水、液系统1、工作面乳化液泵站用水由地面水池副斜井637M水平车场637M水平回风巷1167E11面上巷乳化液泵站。2、工作面冷却用水、防尘用水由地面净化水池副斜井637M水平车场637M水平回风巷1167E11上巷工作面下巷转载机。3、冷却水管管径38MM,材质为高压胶管。防尘用水管管径50MM。第十一节安全监控系统本矿安装有KJ73监测监控系统，1167E11综放工作面安设各类传感器能对工作面的各种气体浓度进行实时监测，同时能实现自动瓦斯超限断电和故障断电功能。监测监控系统铺设路线地面机房副斜井1167E11车场工作面上巷一、信号电缆和供电电缆的敷设要求1）电缆不得悬挂在风水管路上，不得遭受淋水。电缆上严禁悬挂任何物件（五小电气管理牌板除外）。电缆与风水管路原则上不得在巷道同一侧敷设，当必须在同一侧敷设时，应敷设在管子上方，并保持300MM以上的距离。电缆应吊挂在动力电缆上方100MM以上位置，相互不得交叉。2）工作面上下巷内电缆必须横平竖直吊挂，电缆不得交叉、不规则绕弯。3）电缆穿过墙壁部分应用套管保护，采用黄泥等阻燃型材料对穿墙管口进行严密封堵，套管两侧露头以与墙壁外侧平齐为准。二、监测监控系统布置及要求1）在上巷安设两台瓦斯监测传感器，第一台传感器位置在工作面煤壁以外不超过10M，报警值10，断电值15，复电值10；第二台传感器位置距上巷回风口以里1015M，报警值10，断电值10，复电值10。梯形断面要求设在距顶板均不大于300MM，距帮不小于200MM处，拱形断面设在支架梁中间，在支架梁下不大于300MM处。断电范围均为工作面及其回风巷中全部非本安型电气设备。上隅角悬挂便携式瓦斯检测仪。2）在上巷必须安设一台一氧化碳传感器，地点上巷回风口以里1015M处。设在支架梁中间，在支架梁下不大于300MM处。报警浓度为CO24PPM。3）工作面应安设温度传感器，地点设置在上巷回风口以里1015M处，设在支架梁中间，在支架梁下不大于300MM处，报警值为30。4）采煤机机身预留瓦斯传感器，报警值CH41。5）在上下巷入口处各悬挂一台人员读卡器，用于统计工作面人数。第十二节通讯联络及照明系统一、通讯联络（1）通讯联络路线为地面通讯机房主斜井612M水平运输石门612M水平运输巷1167E11上、下巷。（2）其中1167E11上巷乳化液泵站有一部电话，无极绳绞车处有一部电话，1167E11下巷皮带头、转载机处各有一部电话。（3）在下巷转载机机头处，上巷移动变电站，以及工作面安装载波电话，达到即时通讯的目的。二、照明1167E11工作面下巷每隔27M安装一盏照明灯，为工作面下巷提供照明，工作面支架上每15米布置一盏照明灯。第五章劳动组织及主要技术经济指标第一节劳动组织一、正规作业循环1、工作面实行“三八”制作业，二班生产，一班检修。2、循环方式割煤移架推前刮板机拉后刮板机割煤移架推前刮板机放顶煤拉后刮板机。3、循环进尺12M4、每班产量12607T5、工序安排见放顶煤正规作业循环图表二、劳动组织采用分段作业和追机作业相结合，放煤工分段作业，拉架工、移溜工追机作业，端头工、采煤机司机和溜子司机及检修工定岗包机专职作业，劳动组织可分为1个检修班，2个生产班。劳动组织图表班次生产班检修班序号工种一班二班修护班检修合计2班长111143采煤机司机2244泵站司机11136刮板机司机2247支架工224机组检修22支架检修11泵站检修11井下电钳1135溜子检修22放煤224清煤112修护888井下电钳工端头448合计序号指标指标参数序号指标名称指标参数1可采走向长度940M15循环步距12M2倾斜长度96/108M16日循环个数23煤层倾角61417循环产量12607T4煤容重130T/M18正规循环率905煤层硬度F11519月进度528M6煤层平均厚度958M20月产量554708T7割煤高度32M21坑木消耗40M/万吨8放煤高度67M22油脂消耗60KG/万吨9采放比110621923乳化液消耗15KG/万吨10可采储量24可采期14月11割一刀煤产量258T12工作面回采率9013日进度24M14日产量25214T1616101052备注以上人员不包括项目经理、队长、办事员、技术员、杂工。拉后溜生产班修护、检修班班次位置10230450607809010图例272324123465141516171819138910112割煤移架推前溜放煤检修2101203142时间20修护21跑空刀R第六章质量管理第一节支护和设备质量一、支护质量1、坚持按要求搞好工作面支护质量和放顶煤动态监测，认真搞好工作面支护质量与顶板动态监测记录表。2、支架初撑力不低于5040KN，支架要拉成直线，偏差不超过50MM，支架中心距为15M，支架垂直顶底板歪倒角不大于度，支架充分接顶，有空顶处必须背好顶板。3、支架移架后梁端距不超过340MM。4、液压支架保持完好，阀体管路千斤顶不漏、窜液，安全阀开启有效压力保持在382MPA。5、工作面上下巷安全出口20M范围内支护完整无缺，上下巷超前支护段和安全出口处高度不低于18M，有10M宽人行通道。单体柱无失效现象，支柱打齐打直，上下巷柱距和排距偏差不超过100MM。二、设备质量1、乳化液泵液压系统完好，不串漏液，乳化液配比浓度为35。2、工作面前后溜子与转载机搭接合理，保证底链不拉回头煤。3、移动变电站如拉移后电缆要上电缆车，不得随意落地，上、下巷和安全出口电缆吊挂整齐，不得有埋压现象。4、采煤机、支架、溜子检修工认真落实好班检、日检、月检制度。保证设备完好率不低于90，保证正常生产。第二节提高煤质措施1、全队职工要牢固树立“煤质优先”思想，必须把煤质管理放在突出位置。2、加强工作面回采期间的顶板管理，工作面支架拉架时采用及时移架方式，片帮严重时采用超前支护方式，防止顶板掉碴。机组保持沿底回采，但不得破底，以减少煤中含矸量。3、回采时严禁破底，以减少煤中含矸量。4、适当控制采煤机运行速度，调整转载机破碎档位，从源头上提高块煤率。5、必须由专职放煤工操作放煤，严格执行间隔多轮放煤方法，切实做到见矸关门，做到放好煤，多放煤。6、工作面各喷雾降尘点、采煤机的喷雾要做到停机停水，转载机机尾泵坑及时清挖排水，禁止水上转载机。7、工作面机头、机尾电机冷却水通过管路排出，不得混入煤中。8、下巷顶板淋水处用彩条布遮挡皮带，防止顶板水淋上皮带。第七章安全技术措施第一节总则1、严格执行煤矿安全规程有关规定，严格按采煤作业操作规程作业，熟悉安全生产各项法律、法规，及时贯彻执行上级指示精神。2、坚持“安全第一，预防为主、综合治理，总体推进”安全生产方针，自觉遵守各项规章制度，杜绝“三违”现象发生。3、作业规程贯彻、学习以个人签名为准，并经考试合格后方准上岗工作。4、每月贯彻落实地质预报及作业规程增改内容，针对工作面具体变化情况，对重大作业改变及时制定相应安全技术措施。5、凡上岗作业人员必须经培训考试合格持有相应岗位安全工作资格证书，方准予上岗作业。6、严格按采煤安全质量标准化细则进行计划作业和验收达标，精心组织，实现安全稳产奋斗目标。7、严格按煤矿安全规程及矿上有关安全管理要求执行。第二节矿井“六大系统”一、监测监控系统矿井现使用重庆梅安森有限责任公司生产的KJ73型监测监控系统。该系统可实时监测矿井瓦斯浓度、一氧化碳浓度、风速、温度、通风负压、设备开停等安全生产参数，并动态反映至地面调度室。各类监测设备的安设数量、位置、报警点、断电范围都符合煤矿安全规程和行业管理规范。KJ73型系统为网络化设计，可与矿长、各科室计算机联网，各联网终端可上网查看实时、历史安全参数和曲线；该系统实现24小时不间断自动监控，实现了远程监控。二、压风自救系统矿井在排矸井压风机房装设有三台新型OGD61/8型单螺杆空气压缩机，一用一备一检修。单台空压机排气量61M/MIN，工作压力08MPA，井下所有采掘作业地点都设置压风自救装置。1167E11工作面上下巷内安设一组压风自救系统，工作面上下拐头50M范围内安设有3组压风自救装置。该系统随施工进度一起移动，并定期清洗、检查。三、供水施救系统矿井地面设有供水池2个，容积分别为400M、640M，水源由580泵房供给。供水主管路沿副斜井、637M车场、580M车场到采掘工作面上下巷等地点。主管路为直径159MM的钢管，敷设于井下主要进回巷道内，按标准每100M或50M设置一个三通阀门，其它通风巷、采掘工作面上下巷为直径50MM的钢管，供水系统满足生产需要。四、通讯联络系统矿井通讯系统由生产调度通讯系统、行政办公通讯系统组成。生产调度通讯系统主要采用江西联创DDK6型本质安全型调度程控交换机，容量400门，实际安装门数123部。矿井为安全管理人员配备小灵通180部，井下电话为矿用防暴型（本安型）。行政通讯系统型号交换机型号为CC08，容量2000门，系统工作正常。五、人员定位系统矿井人员定位系统采用的是安装重庆梅安森科技股份有限公司生产的KJ237型人员定位系统，系统共安装人员定位分站8台，在矿井主要巷道和采掘工作面上下巷安装了读卡器，所有入井人员均佩戴了人员定位标识卡，并在井口安装人员定位唯一性检测设备，确保人卡对应和标识卡正常使用。在调度室安装有人员定位系统图形终端，能够动态显示井下人员分布情况和矿井下井总人数，使管理人员能够随时掌握井下人员的行动轨迹和所处位置，便于进行更加合理的调度组织管理。六、紧急临时避险设施紧急临时避险设施建设为入井人员提供自救器、建设井下紧急避险设施、合理设置避灾路线、科学制定应急预案等。1、矿井现装备的自救器为ZH30（B）型化学氧自救器，共配备240台。自救器额定防护时间为45分钟，满足煤矿井下紧急避险系统建设管理暂行规定文件要求。2、紧急避险设施。（1）临时避难设施根据矿井采掘巷道布置，临时避险设施放在612M运输石门硐室和637M水平回风顺槽无极绳硐室内。（2）设置合理的避灾路线。为了容易辨别撤离方向，在1167E11上下巷及外围巷道交岔点醒目处设置各种灾害避灾路线牌板，如发生灾变，灾变区域人员可按照相应的避灾路线及指示牌撤离灾区，在不具备向地面撤离条件时，可迅速向就近的临时避难设施硐室撤离。（4）制定相对完善的救灾应急预案，成立重特大生产安全事故应急救援领导小组。领导小组职责为当事故发生后，由领导小组根据事故性质，依据应急预案，统一组织指挥事故应急抢险工作。图711167E11综放工作面压风自救、供水施救系统示意图图721167E11综放工作面监测监控统示意图图731167E11综放工作面人员定位、通信联络系统示意图。第三节试运转、初采初放等各项安全技术措施一、试运转措施1、试生产前由矿组织安检，生产技术科、通防科、机电、调度等部室人员，对工作面工程质量，机电设备进行全面检查验收，各设备的注油油质良好，油量符合规定，符合标准经检查无误后方可准备试运转，2、送电试运转前，各类电气设备，开关，电机，接线盒，电缆必须符合完好标准，无失爆现象，各供电系统的各类保护装置齐全。3、对乳化液泵站，皮带溜子，转载机，前后部溜，采煤机等设备依次逐台送电试运转，正常后方可全部送电试运转。4、对上、下巷及工作面进行全面清理，清除煤中的所有金属物等坚硬杂物，以防损坏采煤机、溜子、转载机或发生机械人身事故。巷道高度不低于30M，确保行人，通风、运输畅通。5、机电设备运转正常后，起动乳化液泵，升紧液压支架，架设机道，回风巷超前支护和上、下端头支护。6、所有工作人员必须学习煤矿安全规程，各工种技术操作规程，及其它技术措施的规定，经考试合格后方可持证上岗。7、开工前必须对支架进行编号，从下端头至上端头依次编写清楚。回采前必须在皮带输送机的机头，机尾备齐各种油脂、工具、备用配件以及各种材料，必须堆放整齐，挂牌管理，不影响通风，行人及运输。8、必须在工作面支架上安齐防爆照明灯，必须加强两巷的超前支护，使巷道内清洁畅通，对两巷及工作面的电缆，乳化液管路，水管进行一次铺设性的检查，按照安装标准要求，使之悬挂整齐，铺设合理。切眼为锚网支护，采煤机割煤前对煤壁的金属网，铁锚杆提前处理。工作面推第一排前，必须人工清理煤壁至前溜间浮煤，浮渣，首次开工时，跟班队长和采煤机司机追机观察顶板及采煤机情况，组织好开工前的推移工作，确保顶板完整，割煤时必须注意采高，使采高始终保持在30M。二、工作面初采、初次放顶安全技术措施1、工作面安装调试完毕后，确认一切正常，开始初采。对全工作面支架注液达到额定初撑力，开动采煤机从工作面上端头进行刷帮卧底，追机调整支架，采煤机运行到下端头后向上扫底运行，从下向上开始调整前后溜子，使工作面煤壁，支架，溜子达到直线，采高达到30M。2、工作面初次放顶要成立以生产矿长为组长的初次放顶领导小组，有关人员跟班指挥，直至初放结束。3、初放期间，矿有关单位必须对工作面支护质量，矿压显现情况进行监测和预报，确保支护有效可靠。4、初放期间要严格工程质量管理，特别是两端头及超前支护的质量管理，控制顶板事故发生。5、初放期间，要对老塘情况及进、回风巷气体变化情况进行有效监测分析，确保工作面的安全。6、在初次放顶期间，及时观察顶板垮落状况，如若顶板长期不垮落，必须根据现场实际情况进行强制放顶，需强制放顶必须制定专项安全技术措施）三、设备列车移动安全技术措施1、用于拉移设备列车的绞车及钢丝绳必须经过计算，满足要求，方可使用。2、移设备列车之前，首先检查使用的绞车，钢丝绳，按扭信号的完好情况。严禁绞车带病工作，钢丝绳断头率超过规定时严禁使用，必须更换新绳。3、移设备列车前要先定好移动位置，设好阻车装置，设备列车后面至少设二道保险绳，保险圈或保险杠，防止跑车。绞车必须稳定牢固。4、移设备列车前，检查设备列车间联接是否可靠牢固，轨道各部件是否完好，各管线要盘好，设备列车两侧及轨道上杂物烂料要清净，防止挂扯帮腿和电缆或造成设备列车掉道。移设备列车时，要先停电闭锁，挂牌专人看管，坚持“行人不开车，开车不行人”制度。移运时要慢速前移，不能挂扯电缆和水管。拖在设备车后的电缆和水管要用皮子包好，防