3242工作面作业规程

湖南省黑金时代股份矿业有限公司周源山煤矿采煤工作面作业规程工作面名称3242工作面编制人李勇安全副矿长矿总工程师矿长编制日期二一三年十二月十五日公司会审综合意见一、会审签名总工程师安全副矿长生产副矿长机电副矿长生产技术部安全监察部地测回采工区通风工区机运工区煤质部劳动社保部连队二、会审意见来宾澡堂会议室2013年12月日准采证矿井名称周源山煤矿工作面名称3242综采面走向长度M4173倾向长度M1001煤层厚度M08煤层倾角2178可采储量万T7777896可采期（月）7采煤队名称人数（人）作业规程编制日期20131215公司审批文号周矿生函2013号切割工程完工日期201312安装工程完工日期20141参加验收人员批准投产日期年月日验收意见签发人签发日期年月日（盖章）目录第一章概况1第一节工作面位置及井上下关系1第二节煤层1第三节煤层顶底板2第四节地质构造2第五节水文地质3第六节影响回采的其它因素3第七节储量及服务年限4第二章采煤方法5第一节采煤方法及巷道布置5第二节支护设计6第三节采煤工艺10第四节设备、材料配置13第三章顶板管理15第一节工作面顶板管理15第二节工作面上、下顺槽及端头顶板管理17第三节矿压观测19第四章生产系统21第一节运输21第二节“一通三防”与安全监控21第三节排水24第四节供电25第五节压风、通讯、照明26第五章劳动组织和主要技术经济指标27第一节劳动组织27第二节主要技术经济指标28第六章煤质管理30第七章安全技术措施31第一节一般规定31第二节顶板32第三节防治水35第四节爆破35第五节一通三防36第六节运输39第七节机电40第八节其它42第八章应急措施及避灾路线48附件1、作业规程附图2、作业规程贯彻、复学登记表3、作业规程考试成绩登记表4、工作面月审表第一章概况第一节工作面位置及井上下关系3242工作面处在第二水平680720M区段，为32采区北翼四煤层第一个工作面。具体位置及井上下关系见表111。表111工作面位置及井上下关系表水平名称第二水平（370M）采区名称32采区地面标高1351602运输巷标高720M回风巷标高680M地面的相对位置该面地面投影位置该面位于704孔SW60方位205M至团结村之间，地表属山地和农田。面内北东部有一条4等级乡村公路通过。另在北东边隅和南西边隅分别于张家垅水库和矿区团结村相邻。平面坐标X28786820002879041000Y3842623100038426593000回采对地面设施的影响该面属“三下”采煤范围，影响程度不详，有待观测。井下位置及与四邻关系该面位于32采区北翼，北东至老平庵断层，南西至32采区轨道下山，除上覆22112采空外，四周无采掘活动。走向长度M4173M倾斜长度M9691109M；平均1001M面积M24177173第二节煤层一、煤层赋存情况本工作面设计开采煤层为4层煤，通过地质资料分析煤层赋存情况见表121。表121煤层情况表煤层厚度M0318/08煤层结构较简单煤层倾角（度）206232/2178煤层倾向130134开采煤层四煤稳定程度稳定煤层情况描述块状，结构简单，由亮煤和暗煤组成半暗煤型煤层，由于普遍伪顶较发育和含薄层夹矸1至2层至使煤质欠优。煤厚0318M，平均厚度08M，并由北东向南西呈变薄趋势至不可采。煤层走向平均为44，煤层倾角在206232之间变化，平均倾角2178。二、煤质情况根据邻近工作面煤质化验资料，本工作面煤层为低磷、高硫、高灰分的优质焦煤，煤质化验指标情况见表122。表122煤质指标情况表水份灰份挥发份发热量KCAL/KG全硫容重T/M3胶质层厚度工业牌号5062293819214600500004081421主焦煤第三节煤层顶底板工作面煤层顶底板情况见表131。表131煤层顶底板情况表顶、底板名称岩石名称厚度MF值特征描述老顶粗砂岩133浅色，粗粒结构、中至厚层状直接顶砂质泥岩67深灰色、中厚层状、局部发育0406的砂岩，直接覆盖在四煤伪顶之上伪顶炭质泥岩0107灰黑色，鳞片状，随采随落直接底砂质泥岩538深灰色，薄至中厚层状老底细砂岩862深灰色、中厚层状、致密坚硬3242工作面地层综合柱状图见图1所示。岩性描述厚度（M）岩性柱状（120）深灰色,中厚层状,致密坚硬深灰色，薄至中厚层状。煤层为块状，半亮型质优。黑色，薄层状或鳞状深灰色薄至中厚层状，之间夹两层细砂岩和负三煤麻灰色中厚层状,较坚硬往南西呈变薄趋势。862530817613附图1324工作面顶底板岩层柱状图细砂岩砂质泥岩四煤炭质泥岩砂质泥岩粗砂岩第四节地质构造一、断层情况以及对回采的影响该工作面构造较简单，根据掘进施工所揭露资料分析，本面共发育的断层有三小条即F1F3；对回采有一定影响，具体情况见表141。表141断层情况表断层名称走向倾向倾角性质落差M对回采的影响F168WN86逆25影响很大F2220NW68正40影响很大F3228NW26逆10影响较大二、褶曲情况以及对回采的影响该面整体呈单斜构造，煤层走向44，煤层倾角在206232之间变化，平均倾角为2178，区域内无大的褶曲构造。三、其他因素对回采的影响除上覆22112采空外，四周无采掘活动。该面上覆一槽老空区内遗留有多处一槽煤柱，回采推进至一煤柱影响范围时，预计矿压会有所增大，对工作面将造成一定影响。四、工作面运输顺槽、采面切眼、回风顺槽素描图见地质说明书附图所示。第五节水文地质一、含水层分析、涌水量及对回采的影响该面无水库、河流等水体圧覆，顶底板无富含水层，四周无老空水威胁。开采后预计主要水害类型为少量断层裂隙水。最大涌水量30M3/H；正常涌水量20M3/H。二、其它水源的分析及对回采的影响回采过程中要预防上覆一槽已采空，预计主要水患威胁来自一槽老空水，经顶部裂隙以淋水和滴水形式涌入工作面。第六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开采技术条件情况见表161表161影响回采的其它地质情况表瓦斯低瓦斯煤层，矿井相对瓦斯涌出量078M3/MIN，工作面绝对瓦斯涌出量参考值为86M3/MIN。煤尘爆炸指数煤尘具有爆炸性，指数为29。煤的自燃倾向性煤层属类自燃倾向（无自然倾向性）地温或其他气体危害28二、突出威胁区及应力集中区对回采的影响1、3242工作面上覆一槽煤已采空，殘留煤柱影响范围内为应力集中区。三、地质部门对工作面回采的具体建议1、F4断层落差40M，对回采有较大影响，建议提前做好探补工程。2、该面遗留少量一槽煤柱，回采施工至煤柱下方时，预计矿压会有所增大，需提前做好应对措施。第七节储量及服务年限一、储量计算1、工作面的地质储量（含夹矸）工作面平均倾斜长度平均走向长度平均煤厚（含夹矸）容重1001417314148187259吨。2、工作面可采储量（含夹矸）工作面地质储量（含夹矸）回采率8187259957777896吨。二、工作面服务年限1、月产量工作面平均倾斜长度平均煤厚（含夹矸）容重日循环进度循环率301001414248530119952吨2、工作面的服务年限工作面可采储量（含夹矸）/工作面设计月平均生产能力7777896/1199527月第二章采煤方法第一节采煤方法及巷道布置一、采煤方法依据煤层开采技术条件确定本工作面采用倾斜长壁后退式一次采全高全部垮落综合机械化采煤方法。二、采高及支护方式选择（1）采高确定根据工作面煤层厚度0316M，结合所选支架采高0717M、采煤机（0919M）主要技术参数综合考虑，确定工作面最低采高不小于09M，最大采高不得大于17M，煤层厚度大于17M时，采取丢底煤开采。初放期间采高控制在12M15M，普采兀支柱必须穿鞋并联锁防倒。（2）确定支护方式根据工作面的开采技术条件及地质条件综合考虑确定支护材料为工作面安装架ZY2600/07/17掩护式液压支架，上下端头采取兀梁配单体支柱成组迈步支护。根据工作面煤层厚度选用ZY2600/07/17型掩护式液压支架支护顶板；兀梁段选用DZ1200、DZ1400、DZ1600等型外注式单体液压支柱，两巷超前抬棚选用DZ2500型单体液压支柱。工作面兀梁选用28M兀梁，端头四对八梁采用32M兀梁，两巷超前抬棚为24M兀梁。三、采区主要巷道及工作面巷道布置概况1、采区设计及上、下山巷道布置32采区位于井田北翼，属三水平下山开采，32采区采用煤层群联合布置方式，采取双翼布置，在采区中部设置三条独立上山轨道下山、运煤下山、回风下山，通过联络巷分别与工作面相连通形成原煤运输、通风、行人等系统。2、工作面风巷（上顺槽）3242工作面风巷按中腰线掘进，沿煤层走向布置，用于工作面通风和运料，采用架金属棚支护。棚距700MM。巷道净宽24M，净高21M，净断面504M2；巷道内设防尘管路、压风管路各一趟；并铺设钢轨用于运料。3、工作面运道（下顺槽）3211工作面运道按中腰线掘进，沿煤层走向布置，用于工作面运煤和通风、退运设备。采用架金属棚支护，棚距700MM。巷道净宽24M，净高21M；净断面504M2。巷道内设防尘管路、主进回液管路、喷雾管路各一趟；安设有皮带运输机和刮板运输机。4、工作面边眼3212工作面边眼沿煤层倾向伪斜布置，用于布置安设SGZ630/220型刮板运输机、MG2100/451WD型采煤机、ZY2600/07/17型掩护式液压支架，形成生产系统；外边眼支护采用单体液压支柱和锚网支护，净宽52M，净高16M，长112M。四、工作面位置及巷道布置图工作面位置及巷道布置平面图参见图211所示。第二节支护设计一、液压支架选型设计（一）、工作面顶板采用液压支架支护及两端头采用兀梁控制顶板，支护设计包括液压支架的选型及支柱、兀梁支护设计。（二）、选型依据根据4煤层顶板分类（4煤直接顶属类，老顶级）、煤层厚度、采高、煤层倾角、通风要求、以及采煤机和运输机匹配等条件，选用ZY2600/07/17型掩护式支架58架、上、下端头采取兀梁成组、迈步支护。（三）、支架的选型（1）、比压计算根据经验公式P8MR可知工作面所需支护强度为P8MR8251734T/2M式中P单位面积压力T/M工作面最大采高17MR煤岩平均容重2025T/，取253（2）、支架的选型计算本工作面选用ZY2600/07/17型掩护式支架,其支护强度为小F/A2600/4387859255KN/59T/2M2大F/A2600/46968553365KN/55T/式中支架的支护强度T/2F支架的工作阻力2600KNA支架的支护面积4387846968取大值2根据计算小大P大故支架选型合理（四）、单体支柱支护设计（1）、合理支护强度的计算采用经验公式计算P（48）MR8142528T/M2式中因工作面有周期来力，从（48）采高的倍数，考虑周期来力取8；M采高，取14；R岩石综合容重，取25。（2）、支柱实际支撑能力计算RK1K2K3Q090951262223T/根式中K1增阻系数，取09；K2平均匀衡系数，取095；K3支柱承载系数，取1；Q支柱额定承载力，取26。（3）、工作面合理的支护密度计算R28/2223126（根M）（4）、确定工作面实际支柱排、柱距根据循环进度及顶板地质条件，确定工作面单体支柱排距为A08M，则所需柱距为B1（NA）099M，根据工作面顶板条件确定设计柱距为B08M；。如表7所示；（5）、验算支护设计工作面实际支护密度计算N；1/（AB）1/0808156（根M）式中A排距（M）；B设计柱距（M）实际支护密度N；合理支护密度126,符合要求。二、乳化液泵站（一）泵站选型、数量本工作面采取综采支架与支柱分别供液，支柱段采用地面集中供液，支架段选用MRW200/315型乳化液泵2台，1台备用，1台工作，当一台泵工作不能满足正常生产需要时，启动两台泵同时工作，150型乳化液箱供液，乳化液泵站到工作面采用16MM高压管路进液，12MM管路回液。（二）泵站安设位置乳化液泵站、液箱安设于距离720车场向内80M100M处安装，由乳化泵站向边眼敷设三趟高压胶管,一趟为供液管路,一趟为回液管路，一趟为喷雾管路。泵体、液箱要求平、正，以免造成齿轮箱缺油。（三）泵站使用规定、泵站操作人员必须经过培训，经考试合格后方可持证上岗。、泵站上的任何保护严禁甩掉。、泵站、泵箱的盖板必须盖严，以防污物等进入泵体、泵箱。、不得随意开动泵站，必须接到开泵信号后方可开动。、泵站司机要按规定压力送液，不得任意调压。、各部件的联接螺栓等紧固件要紧固齐全。、任何情况下不得关闭泵站的回液管路。、齿轮箱、曲柄箱的油位，必须符合规定。、过滤器要保持清洁，三天清洗一次。10、经常检查油位、水位是否符合要求。11、液箱必须高于泵体100MM左右。12、乳化液的配比浓度在35之间。13、检查各部的油位、水位、各紧固件、液压阀及管路情况，发现异常情况立即处理。否则不允许开机。14、注意泵的声音是否正常，检查有无渗油现象。15、经常观察压力指示是否正常，注意卸载阀、安全阀的工作状态。16、经常检查设备的温升、检查乳化液箱、乳化油及乳化液的液位，液位低于规定时应及时加注相应的液体。17、一般情况下，不要频繁开、停泵，应让泵一直保持运转，当接到工作面要求停泵的信号后再停泵。18、发现异常情况或故障时，应立即停泵检查，在未查明原因和排除故障前，严禁开泵。第三节采煤工艺一、采煤工艺1、工作面采用MG2100/451WD机组往返进二刀落煤、装煤，SGZ630/220型可弯曲刮板输送机运煤，ZY2600/07/17型掩护式液压支架与普采段兀梁联合支护的综合机械化采煤。2、工艺流程（见下图）落煤、装煤运煤移架、移梁支护推移刮板输送机；普采段整修班回柱放顶。综采采煤工艺流程图2第二排煤采煤机割煤60MIN移架、移梁推溜返刀返刀推溜移架、移梁60MIN采煤机割煤准备1I234I0344I520二、落煤方式设计1、采煤机的进刀方式采煤机的进刀采用端头尾割三角煤斜切进刀，其进刀斜长为15M，滚筒截深06M，实际进刀深度为08M。（1）、采煤机向下（上）割穿端头煤壁。（2）、按上（下）推移刮板输送机，使得刮板输送机弯曲段为15M，推溜滞后移架1015M，移架滞后采煤机37M，输送机弯曲段的弯曲角度水平方向不得大于3，垂直方向不得大于4。2、割煤方式根据3242工作面地质条件，3242工作面采用往返二刀双向割煤。3、工作面选MG2100/451WD采煤机。牵引方式为销轨式无链牵引，节距125MM，牵引速度071M/MIN，工作面割煤时根拫运道刮板机的运输能力一般控制其牵引速度23M/MIN。4、采用端头斜切进刀，具体操作如下采煤机进刀方式示意图见图232所示图A、采煤机由上而下自端头斜切进刀开机窝，并由上而下把刮板运输机移直，将采煤机两个滚筒的上下位置调换。图B、采煤机自机窝反向上行割三角煤至上端头煤壁。图C、采煤机滚筒上下位置调换，自端头空行通过机窝继续下行割煤并推移溜子。图D、采煤机割煤至下端头。图E、采煤机自端头上行斜切机窝，移溜子。图232采煤机进刀方式示意图ABCDE进刀方式示意图图3三、采煤工艺过程要求1、割煤采用MG2100/451WD型双滚筒电牵引采煤机跟顶板单向割煤，往返一次进二刀，滚筒自旋使其截齿将煤破碎。采煤机端头割三角煤斜切进刀，滚筒截深600MM。2、装煤采用采煤机螺旋滚筒配合SGZ630/220型可弯曲刮板输送机铲煤板装煤。3、运煤工作面采用SGZ630/220型可弯曲刮板运输机，运道采用SGW630/40型刮板运输机及DSJ80/40/240型吊挂式皮带输送机运煤。4、移架、移梁工序、移架、移架方式为依次顺序移架，本架操作，通过收缩支架与工作面溜槽连接的推移油缸使支架前移。两人分段拉架，分段距离不超过8架。采用先移架后推溜的方式，前一段滞后采煤机后滚筒距离不超过5架，从距离采煤机前滚筒5架开始倒段拉架，依次追机移架。、一般情况液压支架滞后采煤机后滚筒35架的距离依次跟机移架；特殊情况，例如老顶来压、顶板破碎，应追机移架，支架滞后前滚筒23架。移架步距为06M。2、移梁、工作面可分段分组作业，每组不少于三人，每段要相距15M以上。、每次采煤只移滞后梁，移兀梁时必须由上往下逐步移至煤壁。、移梁步骤打中顶柱松滞后梁、打带帽点柱移梁、升梁打支柱、移梁方法割煤后，先将滞后梁两端的支柱松下，老塘边的再次打好在兀梁边支护好老塘侧顶板，将注液枪插入溜子边支柱，缓慢松下中间支柱，由一人扶柱，另二人抬起兀梁移至煤壁，放好挡矸帘或板皮背顶，升柱打紧，先打好“一梁二柱”，移溜后架好“一梁三柱”。、移兀梁背顶，背顶材料要搭接在两组兀梁之间，避免下一班移梁材料无依托造成漏顶。、移梁前，松兀梁过程中，发现背顶材料未接好，要用方木戴帽打一根支柱托住，再松兀梁。放顶班放顶前必须先紧贴滞后梁尾段在第三排打好一根短兀梁。、移丌梁时，必须闭锁工作面溜子及机组开关。、详见附图231。5、推溜工序当煤机割完底煤，工作面支架移设一个循环距离后开始推溜，通过伸出溜槽与工作面支架连接的推移油缸使溜子前移。推溜采用成组推溜，设置成组推溜支架数为15架。推溜位置必须保证距离采煤机后滚筒不少于10架。推溜滞后移架，必须保证滞后采煤机不少于18M（约为10架）的弯曲段距离，并且按照已推出方向逐次推出，最大水平弯曲12，垂直弯曲不超过3，严禁从两头向中间推溜，以免造成溜子中间鼓起搭桥。6、调架工序利用支架的侧护板油缸伸缩侧护板来调整支架。原则上，在顶板完整的条件下进行调整。在出现咬架、挫架、支架倾斜现象时要及时调整，从机头、机尾双向均可进行调整。因本套支架侧护活动侧在机头方向，所以要利用机头向机尾移架时调架，机尾向机头移架时控制倒架。调整倒架采用邻架顺序操作活动侧护板调整。7、放顶顺序、操作方法工作面采用人工回柱放顶，分段分组作业，每组二人，分段距离要大于15M，每组回柱时应“由下往上，由里向外，先密后稀”。四、工作面正规循环生产能力WLSHRC1001M08M14M14T/M39514911T式中W正规循环生产能力，T；L工作面长度，100M；S实际排距，08M；H采高，14M；煤的容重，14T/M3；C工作面采出率，95。第四节设备、材料配置一、工作面设备配置见表241所示。表241工作面设备、材料配置表一、采煤机采煤机MG2100/451WD采高0919M截割电机功率2100KW截深060M牵引速度071M/MIN牵引方式销轨式无链牵引二、液压支架支架型号ZY2600/07/17型掩护式支架数量架高度7001700MM初撑力2182KN工作阻力2600KN支护强度042048MPA三、综采刮板输送机型号SGZ630/220电机功率2110KW输送能力450T/H链速108M/S中部槽尺寸1500MM620MM252MM紧链方式闸盘紧链四、运道刮板输送机型号SGW63040电机功率4555KW输送能力250T/H链速108M/S中部槽尺寸1500620252MM紧链方式紧链器紧链五、绞车型号JD25；JSDB13电机功率40KW22KW牵引力25KN133KN绳径185MM215MM六、喷雾泵型号XPB250/65电机功率30KW流量250L/MIN泵压65MPA七、乳化液泵型号BRW200/315电机功率125KW流量200L/MIN泵压315MPA八、泵箱型号RX200/16容量1600L九、移动变压器型号KBSG800/6；KBSG630/6功率800KVA；630KVA二、支柱梁配备表三、材料消耗复用坑木规格使用量M3材料名称规格M3/根把或M3/1排材料消耗把或M3/万T背板100100300030405M3800324M32232M3/万T挡矸帘L12M90把3027把3826把万T合计2232M3/万T名称规格型号基本支柱合计（根）特殊支柱（根）两巷抬棚（根）备用支柱（根）工作面应配（根）兀梁28M440DZ1200DZ1400DZ1600DZ1800前期支柱配备DZ22003609014367600第三章顶板管理第一节工作面顶板管理一、工作面顶板管理方法根据煤层顶底板状况及其他开采技术条件，同时结合本矿井邻近工作面的开采经验，确定本工作面采用全部陷落法管理顶板。二、正常生产时期顶板支护方式工作面采取ZY2600/07/17型掩护式支架支护顶板，上、下端头采用兀梁配支柱支护，全部垮落法管理顶板，采空区顶板随支架前移自行垮落充填。工作面内采用跟机、带压移架支护，即采煤机割过后及时移架打出护帮板，移架在采煤机割过35架后进行，移架时支架少许下降带压擦顶移架。超过此距离或发生片帮冒顶时，必须停止割煤，进行处理。1、支架段最小,最大控顶距L小DEL大DE式中D液压支架顶梁长度,取3320MM；E端面距,取200MM；S采煤机截深,600MM,实际一排煤宽度可达800MM；故L小33202003520MM；L大33208004120MM；确定最大控顶距为3520MM,最小控顶距为4120MM。2、兀梁段最小近控顶距为27M，最大控顶距为45M，放顶步距18M，每梁柱数，采用“见五回二”的管理方式。三、工作面支护质量规格及要求按下表执行顶板管理质量标准化评分表1液压支架初撑力不应低于额定值的80，有现场检测手段；单体液压支柱初撑力符合煤矿安全规程要求3查现场。沿工作面均匀选5点，并在某两点间再任选5点，共10点，1点不合格扣1分2工作面支架的中心距（支柱间排距）误差不超过100MM，侧护板正常使用，架间间隙不超过200MM（柱距5050MM）；支架不超高使用3查现场。沿工作面均匀选5点，并在某两点间再任选5点，共10点，1点不合格扣1分3液压支架接顶严实，相邻支架（支柱）顶梁平整，不应有明显错茬（不超过顶梁侧护板高的2/3），支架不挤不咬3查现场。1处不符合要求扣1分4工作面液压支架（支柱顶梁）端面距应符合作业规程规定。工作面“三直一平”，液压支架（支柱）排成一条直线，其偏差不超过50MM。工作面伞檐长度大于1M时，其最大突出部分，薄煤层不超过150MM，中厚以上煤层不超过200MM；伞檐长度在1M以下时，最突出部分薄煤层不超过200MM，中厚煤层不超过250MM4查现场。1处不符合要求扣1分5液压支架（支柱）应编号管理，牌号清晰2查现场。1处不符合要求扣05分6工作面内特殊支护齐全；局部悬顶和冒落不充分（面积小于2M5M）的应采取措施，超过的应进行强制放顶。特殊情况下不能强制放顶时，应有加强支护的可靠措施和矿压观测监测手段3查现场和资料。1处不符合要求该项不得分7不随意留顶煤开采。留煤顶、托夹矸开采时，应有经过审查批准的专项安全技术措施3查现场。1处不符合要求扣05分，留煤顶、托夹矸开采时无安全措施的不得分8采用放顶煤、采空区充填工艺等特殊生产工艺的采煤工作面，支护和顶板管理应符合作业规程的要求2查现场。1处不符合要求扣05分三、质量与安全（50分）顶板管理9工作面因顶板破碎或分层开采，需要铺设假顶时，应按照作业规程的规定执行2查现场。1处不符合要求扣05分10对工作面工程质量、顶板管理、规程落实及安全隐患整改情况进行班评估，并做好记录1查现场和记录。未进行班评估不得分，记录不符合要求扣05分11工作面控顶范围内顶底板移近量按采高不大于100MM/M；底板松软时，支柱应穿柱鞋，钻底小于100MM；工作面顶板不应出现台阶下沉2查现场。1处不符合要求扣05分12回风、运输巷与工作面放顶线放齐，控顶距应在作业规程中规定；挡矸有效2查现场。1处不符合要求扣05分1工作面安全出口畅通，人行道宽度不应低于08M，综采（放）工作面安全出口高度不小于18M，其他不应小于16M。工作面内排头支架与巷道支护间距不应大于05M，架设抬棚的单体支柱初撑力符合规定。宜使用端头支架或其他有效支护形式4查现场。1处不符合要求该项不得分2超前支护距离不小于20M，初撑力符合作业规程规定4查现场和资料。超前支护距离不符合要求不得分；上下超前支护段均匀各选5点，共10点，初撑力1点不符合要求扣05分安全出口与端头支护3架棚巷道超前替换距离符合作业规程规定2查现场。1处不符合要求扣05分，超前替换距离不足不得分四、正常回采时期的特殊支护形式1、端头支护方式切眼斜长112M，随工作面的推进倾斜长度变化大，会审要求切眼上、下端头不安装支架，下端头留28M，上端头留有5M，采用兀梁配单体支柱支护，采取“三五”控顶的方式支护顶板。工作面上下端头不超前采煤，电机、减速器段可采用32M的兀梁支护。2、切顶线支护方式兀梁段切顶线采取密集支护，并挂好挡矸帘防止进行老塘矸石蹿入。3、煤层厚度发生变化时的支护方式。当采高大于17M时采取丢底煤，沿顶板回采的方式控制采高。4、煤层倾角发生变化时的支护方式。当煤层倾角大于25度时，工作面设备必须做好防滑、防倒工作面。五、特殊时期的顶板管理（一）初次放顶及收尾的顶板管理该工作面初次放顶及收尾另行制定专门安全技术措施。（二）过断层、老巷及顶板破碎时的顶板管理1、工作面过断层时应加强支架、机组、转载机、输送机、破碎机检修，严禁“带病”运转。2、断层面附近平缓过渡，减小支架错差。工作面高度不得忽高忽低，严格按要求将采高控制在14M以内。3、采用带压移架超前支护，必要时支架前梁上超前抬棚进行维护顶板。4、相邻支架落差不大于顶梁侧护板2/3，支架不挤架、不咬架、不倒架，保持良好的支护状态。5、工作面遇地质构造需要爆破作业时，另外编制安全技术措施。6、工作面过落差15M以上的断层必须编制专门安全技术措施。7、生产过程中，当遇到断层或煤层破碎带而出现工作面局部地段煤壁片帮和顶板破碎时，必须采取拉移超前支架方法管理顶板。8、工作面过断层及煤层破碎带时其它顶板管理措施见第七章安全技术措施部分。（三）应力集中区的顶板管理分析工作面处于应力集中区的地段，预计开采时间。工作面处于应力集中地段时另行制定专门安全技术措施，对密集支柱、抬棚、戗柱、丛柱、木垛、靠帮支柱的支设及临时支护、组织措施等做出明确要求。1、来压期间，工作面支架以及两端头20米超前距离范围内所有单体支柱初撑力必须达到要求，防止顶板冒顶。2、加强工作面煤帮管理，当煤壁片帮深度超过05M时，提前拉架支护顶板，防止出现冒顶。3、顶板破碎时，采用削边木沿走向搭设在支架顶梁上，将支架升起支护顶板。4、过一槽煤柱应力集中区域时，要加强矿压观测，并另行制定措施。第二节工作面上、下顺槽及端头顶板管理一、工作面下、下顺槽的顶板管理（一）、支护形式1、工作面两巷超前支护采用单体液压支柱配梁抬一梁三柱走向棚维护，柱距为07M。超前距离不小于30M,煤壁至两巷前方20M为“一梁三柱”双棚，之外2030M为“一梁三柱”单棚。压力大可可适当增加抬棚距离。2、超前支护的单体支柱要打成一条直线，所有三用阀要平行于巷道，且注液口均朝落山方向，单体支柱迎山有力，升紧打牢，所有单体支柱必须系好防倒绳。两巷无空载、失效支柱，支柱初撑力不低于90KN，底板松软时单体必须穿“铁鞋”。3、如两巷出现超高现象要及时进行接垛，保证超前支护接顶严实。4、采取架棚支护的风巷下帮、运道上帮超前替换距离不超过煤壁2M。替换时要坚持先支后回的原则。先在棚腿上方或下方抬好一梁三柱走向梁，然后再用回柱绞车回出棚腿。（二）质量要求1、超前抬棚必须保证一梁三柱，柱距为07米，不得出现抬棚不连续现象。2、单体支柱每排齐直成线并每排柱子拉线管理，偏差50MM。4、单体支柱三用阀应方向一致，平行巷帮。5、单体支柱初撑力规定单体支柱初撑力90KN。6、所有单体柱必须用防倒绳捆绑好，且防倒绳绳头朝上。7、不得使用已损坏的兀梁和单体支柱。8、当巷道出现超高或超低时，应及时更换相应规格的单体支柱支护顶板，不出现“死”柱子，严禁超高支设支柱。9、压力大时单体柱必须穿柱鞋。二、工作面安全出口及端头的管理（一）支护形式1、工作面上、下端头必须上齐“四对八梁”，采用DZ2200型单体液压支柱配合32M长的兀梁支护，每组两梁，保证一梁四柱，排距为800MM，柱距为800MM。切顶密集支柱柱距为02M，并挂好挡矸帘防蹿矸。兀梁随工作面的推进而交错迈步前移，组内间距为02M；支架与兀间距大于03米时，必须采用DZ2200型单体液压支柱配兀梁增设走向抬棚进行支护，支架与兀梁段间距不得大于04米。兀梁段与支架段搭接距离超过04M时必须参走向棚支护。2、工作面上下端头不超前采煤，电机、减速器段可采用32M的兀梁支护。3、煤壁片帮空顶，超过兀梁支护长度02M，棚上挑削边木超前支护，煤帮打靠帮支柱，并在棚上背板皮铺好。（二）质量要求1、综采工作面上下出口净高不得低于18M，净宽不得小于07M。否则需要卧底、扩帮确保上、下出口通畅。2、严格控制工作面山势，防止支架上蹿下跳，严禁支架进入两巷，确保上下安全出口的宽度，行人通畅；3、每班必须派专人对两出口煤壁及顶板片帮进行处理，发现顶板破碎、片帮严重时应补充安全技术措施，加强支护。三、工作面上、下顺槽、工作面采场及上、下端头支护示意图（平面、剖面图）见图321所示。第三节矿压观测一、矿压观测内容1、老顶初次来压步距及周期来压步距；2、支架工作阻力和支柱下缩量；3、两巷超前支护单体工作阻力；4、受采动影响巷道的变形量。5、顶底板移近量。6、支护质量动态监测。根据观测结果对、来压特征，工作面支架受力特点，超前支撑压力影响范围和分布特点，顶板、煤层稳定性，工作面支护质量进行定期分析，进一步了解煤、岩体力学参数等基础数据。二、矿压观测方法（一）工作面的矿压观测1、工作面支架安装6块PM4传感器（压力表），实行24小时不间断的监测。每班在操作支架结束后都必须将支架升紧，保证支架的初撑力不低于24MPA。条件变化需爆破时，要有保护压力监测设施的措施。2、兀梁段采用单体测力计对支柱进行动态观测，单体液压支柱压力不得小于90KN，发现单体液压支柱压力不足应及时安排人员进行“二次注液”加强。3、根据现场观察支架压力表数据、支架增阻情况、工作面来压时的切顶、漏矸、煤壁片帮、支架立柱安全阀开启、支架立柱下缩量等现象进行分析。（二）巷的矿压观测1、两巷单体液压支柱的支撑力监测采用单体测力仪进行监测，检修班打完超前维护段的单体后由技术员每周不少于两次对单体的初撑力进行测量。2、两巷单体液压支柱压力不得小于90KN，发现单体液压支柱压力不足应及时安排人员进行“二次注液”加强。（三）、初次来压和周期来压观测根据22采区2246工作面矿压观测资料，初次来力步距10M，初期来压的标志为当工作面从边眼开采到顶板冒落高度达到采高的152倍。周期来压步距810M。定期进行收尺，掌握好周期来力步距，对工作面定期进行压力测试，填写好数据，进行分析。（四）、质量管理规定1、每周由采煤技术员不定期对工作面和两巷支护质量动态检查2次，对检查的问题由当班负责人督促立即整改。2、监测内容包括支架初撑力、煤壁片帮情况、端面距、采高及端面顶板冒落情况、两巷单体支护质量等（见质量标准化表）3、施工单位负责工作面所有监测设备及到下顺槽控制台处的光纤电缆维护；监测队负责下顺槽控制台向外至地面的光纤电缆（包括地面硬件部分）的维护；机电修配中心负责工作面在线监测设备技术服务和指导，负责该套在线监测设备备件计划；技术科负责矿山压力数据的收集分析和存储。4、工作面顶板观测主要是对支架初撑力和工作阻力进行监测。5、对顶板破碎区、地质异常区要加强监测，所有监测数据必须准确无误。第四章生产系统第一节运输一、运输设备及运输方式3242工作面720过路斗口储存能力70T、630斗口储存能力200T由运输皮带运输至井口,由4T箕斗提升至地面。二、运输路线（一）运煤路线工作面采用双滚筒采煤机落煤，工作面刮板输送机前移配合装煤。原煤运输3242工作面运道刮板输送机及伸缩皮带机720过路斗口32爬坡5号皮带32630斗口32爬坡4号皮带21爬坡皮带21430斗口进仓皮带主井箕斗地面煤槽。（二）材料运输路线工作面需用的材料、设备等物资，采用10T矿车、平盘车、材料车等从地面料场（仓库）新付井650大巷650南大巷21绕道车场3211联络下山3211风巷工作面。第二节“一通三防”与安全监控一、通风系统（一）风量计算1按瓦斯二氧化碳涌出量计算Q100QK100078141092M3/MIN。式中Q工作面瓦斯绝对涌出量，078M3/MIN；K工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，通常机采工作面K1216，炮采工作K1420。2按工作面温度计算Q60VSK采601853481577584M3/MIN。式中V工作面温度在2326之间。V风速取18M/S；S工作面的平均断面面积，可按最大和最小值控顶断面积的平均值计算，（352412）/2145348；K采采煤工作面长度风量系数80120M，取1；3按工作面每班工作最多人数计算实际需要风量Q4N450200M3/MIN。式中N综采工作面平均人数15人，按交接班时40人计算50人。4按炸药用量计算Q25A25375M3/MIN。式中A采煤工作面一次爆破的最大炸药用量，3KG5按风速进行验算（1）按最低风速验算,工作面的最小风量Q15S1553488022M3/MIN。（2）按最高风速验算,工作面的最大风量Q240S2405348128352M3/MIN。式中S采煤工作面平均有效断面面积，5348；6以上验算，考虑工作面初采期间老塘悬顶面积大，初采期间风量取800M3/MIN，正常采煤期间风量取600M3/MIN可满足工作面生产需要。（二）通风方式及路线1、通风方式工作面采用“U型”通风系统，即运道进风，风巷回风，并将回风流中瓦斯浓度控制在煤矿安全规程所规定的安全浓度以下。2、通风线路新鲜风流新付井650西配风巷650北大巷32轨道下山32720车场石门3242运道3242工作面。污风风风3242工作面3242风巷32680石门32一槽回风上山22回风上山22370回风石门炸药库回风上山11170回风石门11轨道上山150南总回风石门风井地面。二、瓦斯监测系统1、由于回采工作面回风上隅角有害气体容易积聚，为了加强在生产过程中对有害气体浓度进行动态监测在上隅角悬挂一台便携式甲烷检测报警仪。2、上出口往外510M靠上帮02M，顶板下03M位置处安装一台甲烷传感器，报警浓度10CH4，断电浓度15，复电浓度10。断电范围为采煤工作面及回风巷内全部非本质安全型电气设备。3、采煤机本机必须配备甲烷报警断电仪，报警浓度10CH4，断电浓度05CH4，复电浓度05CH4。断电范围为采煤机及工作面回风巷内全部非本质安全型电气设备。4、传感器每隔7天调校一次，监控系统必须由专人进行维护，确保系统的灵敏可靠，当瓦斯超限或监控系统报警时，要按规定安排撤人，并及时查明原因，进行处理。三、瓦斯抽采系统3242工作面属低瓦斯工作面，煤层无突出性，工作面无瓦斯抽采系统。每班安排值班队长及安监员对采煤工作面、采煤机附近10M范围内、上隅角、回风巷电器设备处、回风出口往里1015米附近等地点检查两次，并及时将检查结果填写。四、防尘系统、防尘供水系统、防尘供水系统防尘管道90防尘水池风井11轨道上山370南、北大巷32轨道上山32680石门（32720石门）3242进风巷（回风巷）3242工作面。3242进风巷（回风巷）供水管路选用直径25MM水管，隔50M设一个三通闸门，给除尘水幕和转载点供水、防尘措施1、采煤机内外喷雾要求喷雾嘴完好不堵塞，内喷雾压力不小于2MPA，外喷雾压力不小于15MPA，雾化效果要好，特别是外喷雾要能封闭截割产生煤尘的部位。2、转载点喷雾工作面刮板机头及转载机头各设一组喷雾头。3、3242进、回风巷防尘水雾距工作面50M处，安设一道水幕，水幕的喷雾头不少于3个，且雾化良好，能覆盖全断面。4、对工作面进、回风巷进行定期冲洗，5、进入工作面的所有人员必须佩戴防尘口罩、自救器。五、防灭火系统3242工作面属4煤具有煤层自燃倾向性，采用“U”型通风方式需设置如下防灭火系统。1、在3242工作面回风巷内安设温度和一氧化碳传感器，实时监测温度、一氧化碳变化情况。2、进、回风巷内各设有一套进水管路，在管路上每隔50M设置支管和阀门。3、加强通风管理，确保风量足够，通风系统合理，稳定可靠。4、进风巷皮带道应安装烟雾探测报警装置。5、进、回风巷内必须安设一组软质隔爆水袋，隔爆水袋安设在距工作面50200M处，及时移动和灌水，保持水量充足。隔爆水袋水量按巷道断面计算每平方米不得少于200KG。隔爆水袋安设必须符合煤矿安全规程和矿区管理局一通三防管理规定的要求。六、通风系统图、防尘系统图布置示意图见图421所示；第三节排水一、排水设备根据工作面涌水情况，在运道、风巷低洼处回采煤柱侧施工标准水窝，各安装30KW型水泵进行排水，其参数如下型号IS125100功率30KW电压660V流量120M3/H扬程50M二、排水路线1、风巷32680石门32轨道上山32800水泵房（水泵排）650大巷650井底水仓（水泵排）新副井370井底水仓（水泵排）副井地面。2、运道32720石门32轨道上山32800水泵房（水泵排）650大巷650井底水仓（水泵排）新副井370井底水仓（水泵排）副井地面。三、防治水措施1、回采过程中应作好排水准备，正常生产期间应在两巷低洼处设置水泵排水。2、必须保证水泵完好，并有备用泵。3、认真观察涌水情况，水量增加要及时采取有效措施。4、每班必须清理水沟，防止积水及溜子进水。5、要控制好运道消尘水，做到停溜关水。6、运道水窝子处,每班安排专人抽水且现场交接班，确保有一台备用电泵，水窝子每班清理。7、严禁工作面用水冲洗浮煤。第四节供电一、供电路线1、风巷由32采区800中央变电所32720石门变电所3242风巷。2、运道、（1140V）32采区800中央变电所32720变电所3242运道3242工作面。、660V32采区800中央变电所32720变电所3242运道和3242风巷。二、供电方式3242综采工作面两台移动变电站放在32720石门，由720石门高爆开关向其供电，高爆开关型号为BGP9L200/6，变比为200/5，高压橡套软电缆型号为MYPTJ335，长度为10M。1140V低压由800KVA移动变电站直接向运道供电，移动变电站低压侧设KBZ630型总开关。考虑到1140V供电系统只在运道安装一台组合组合开关即可控制所有设备，故未设分开关；660V低压500KVA移动变电站供电，移动变电站低压侧设KBZ630型总开关，分内外运道两台分开关对皮带、溜子供电。详见供电系统图。三、工作面机电设备负荷3242工作面分为两路供电，采煤机和边眼刮板运输机采用1140V电压供电，其余电气设备均采用660V电压供电。表441负荷统计表设备名称型号规格PEIEVEIEQCOS效率割煤机MG200/450WD450260114008209乳化液泵BRW200/3151258066059308091喷雾泵站XPB250/65302066010008089刮板运输机SGZ630/220211070211405220809吊挂皮带机SPJ8003023322660刮板运输机SGW40C40456600809回柱绞车JH8758966053083089电煤钻综保ZBZ2512660219083总计四、供电系统示意图见图441所示。第五节压风、通讯、照明一、压风系统1、安装位置（1）、回采工作面回风巷在距安全出口以外2540M范围内设置一压风三通阀门装置，回风巷有人固定作业地点安装一组压风三通阀门装置；进风巷在安全出口以外50100M范围内设置一组压风三通阀门装置。（2）、采区巷道每500米要安设一组压风三通阀门装置，并安装一组压风自救装置。（3）压风供应泵站必须设置在地面，压风自救系统安装在掘进工作面巷道和回采工作面巷道内压缩空气管道上，安装地点应在宽敞、支护良好、没有杂物堆放的人行道侧，人行道宽度应保持在08M以上，管路安装高度应距底板15M，便于现场人员自救应用。2技术要求（1）压风自救装置应具有变径、减压、节流、消噪声、过滤和开关等功能。（2）压风自救装置的外表面应光滑、无毛刺，表面涂、镀层应均匀、牢固，零、部件的连接要可靠，不得存在无风、漏风或自救袋破损长度超过5MM的现象（3）压风自救系统适用的压风管道供气压力为0307MPA，在03MPA压力时，每台压风自救装置的供气量不少于100150LMIN范围内。（4）压风自救装置工作时的噪声不得大于85DBA（5）压风自救系统的管路规格不小于压风自救主管路（矿井一翼主压风管路）为150MM；压风自救分管路（采区主压风管路）及岩巷掘进工作面为75MM；煤巷掘进工作面、回采工作面为50MM。在两巷距距工作面100M内各安装一趟压风自救系统。二、通讯3242工作面运道、风巷距上下安全出口100M处，各安装一台直通地面调度室的程控电话。工作面、运道、72032斗口之间安装一套KTC101华宁通讯控制系统。三、照明3242工作面综采支架内采用防爆日光灯照明。个人使用本身携带的锂电池防爆矿灯照明。第五章劳动组织和主要技术经济指标第一节劳动组织一、作业方式3242综采工作面采用“三班”制作业，每班8H，1个班检修、2个班生产；综采面昼夜2循环，循环进度08M。二、劳动组织工作面采取分组分段作业，每班至少有1名跟班队长、班长负责组织安全生产，配有采煤机司机、司溜工、支架维修工、移架工等相关工种的操作人员若干，全队合计57人。劳动组织图表见表511。表511劳动组织图表出勤人数一班二班整修班时间序号工种单位定额一班二班整修班8101214161820222424681机组司机人5222司溜工人14773移架工人4224支架维修工人225支管工人216回柱放顶工人647回棚工人228机修工人71149打眼工人2110放炮工人411111送饭工人311112文明生产工人1113班队长人511214合计人57141419三、编制正规循环作业图表正规循环作业图表见下图所示。长间度时10608040采煤二班采煤一班整修班891012314516718920123412345678324作业循环图表移架、移梁图例割煤机电检修溜移返刀装煤准备120第二节主要技术经济指标工作面的主要经济技术参数见表12表12主要经济技术指标表序号项目单位数量备注1工作面地质储量T81872592可采储量T77778963回采率954循环进度米085循环产量吨15686循环率857月进度米6128日产量吨47049月产量吨11995210可采期月6811在册人数人5712出勤人数人5013出勤率8814回采工效吨工5015坑木定额米3万吨2216液压支柱丢失率017金属顶梁丢失率218铁鞋丢失率1019火药定额公斤万吨020雷管定额个/万吨021单位成本元吨50第六章煤质管理一、煤质指标3242工作面灰分小于60、含矸率指标必须低于7。二、提高煤质的措施1、加强工作面