11201综采工作面作业规程3.8

集团煤业公司11201综采工作面作业规程施工单位综采预备队编制人编制时间2014年3月目录第一章概况1第一节工作面位置及井上下关系1第二节煤层2第三节煤层顶底板3第四节地质构造5第五节水文地质5第六节影响回采的其他因素7第七节储量及服务年限8第二章采煤方法及回采工艺9第一节巷道布置9第二节采煤工艺12第三节设备配备20第三章顶板控制21第一节支护设计21第二节工作面顶板管理22第三节上下顺槽及安全出口支护管理23第四章生产系统26第一节运输系统26第二节通风系统26第三节供排水系统29第四节安全监控系统30第五节供电系统32第六节通信照明系统36第七节矿压观测36第五章劳动组织和主要技术经济指标38第一节劳动组织38第二节工作面主要技术经济指标41第六章煤质管理42第七章油脂管理44第八章安全技术措施45第一节一般规定45第二节顶板管理51第三节防治水措施53第四节爆破53第五节一通三防54第六节防突管理59第七节运输管理67第八节机电管理72第九节特殊时期工作面回采安全技术措施81第十节其它83第九章灾害应急措施及避灾线路89第一章概况第一节工作面位置及井上下关系表11工作面位置及井上下对照表煤层名称二1煤水平名称175M采区名称11采区工作面名称11201地面标高（M）417518工作面标高（M）10147地面位置11201综采工作面对应地表为受风化剥蚀的低山丘陵地貌，地面多被植被和灌木覆盖，工作面中段为一开阔的山地，东段地表对应村庄为幽兰南坡村居民区。井下位置及四邻采掘情况11201综采工作面位于11采区西翼，属于孤立煤柱，东至11采区回风、胶带及轨道上山，西为西翼未开拓区域，南为11181采空区，北为11221采空区。回采对地面设施影响预计回采会对地表零星居民区有一定影响。走向长度（M）636638637倾斜长度（M）87平面积（M2）55419第二节煤层表12煤层情况表煤层结构煤层名称二1煤层结构简单，不含夹矸煤层倾角（）132116煤层厚度（M）012047可采指数926变异系数782稳定程度较稳定煤层情况描述11201综采工作面开采煤层为二1煤层，煤层赋存疏松，属于典型的松软不稳定煤层，煤层结构简单，不含夹矸，煤层呈黑色，块状、粉末状、鳞片状，具玻璃光泽，半亮型煤，F015。11201综采工作面位于滑动构造中东部，受滑动构造影响，该工作面二1煤层赋存极不稳定，二1煤层厚度0120M，平均厚度53M；二1煤层原生结构遭到明显破坏，层理紊乱，煤层呈碎沫状。由于顶、底板岩层相对顺层滑动，造成煤层塑性流动，局部煤层具有骤变和突变的特点，最厚处常为平均煤厚的24倍，根据该工作面上下顺槽、原11181下顺槽、原11221上顺槽掘进期间巷揭地质资料及工作面内和临近钻孔10406、10609、10507钻孔资料分析，预计该工作面内部存在三个薄煤带，不可采区、薄煤区、厚煤区不规则交替出现，该工作面煤层具有分布不均一，总体上中段和东南段赋存较厚，西段则较薄，为不可采区。第三节煤层顶底板表13煤层顶底板情况表顶板名称岩石名称厚度（M）岩性描述老顶中粒砂岩102灰色,成份以石英为主，含岩屑，泥硅质胶结，次为长石，含白云母片，分选中等，次棱角次圆状，交错层理，层面含白云母化石。直接底砂质泥岩65灰黑色，粉砂泥质结构，层面含白云母片及大量植物化石，参差状断口，微具擦痕，下部含菱铁质结核及黄铁质结核。老底L8灰岩16深灰色，隐晶质结构，含较多黄铁矿散晶、结核，层面具炭质膜，网状裂隙被大量方解石脉充填，含蜒类、腕足类化石，上部泥质含量较高。W（）A（）V（）QDTG（卡/克）FC（）S（）Y工业牌号091372133971177405070贫煤煤质情况工作面在薄煤带回采时会造成大范围打顶、打底，会增加外在灰分；工作面过薄煤带大范围打顶时，预计顶板水正常涌水量15M/H，最大涌水量30M/H，会增加外在水分，对煤质有一定影响。附图11201综采工作面煤层顶底板综合柱状图。岩性特征地层柱状煤和标志层岩石名称平均中粒砂岩二细粒砂岩砂质泥岩灰色,成份以石英为主，含岩屑，泥硅质胶结，次为长石，含白云母片，分选中等，次棱角次圆状，交错层理，层面含白云母化石。砂质泥岩菱铁质泥岩砂质泥岩二煤灰色，中厚层状，细粒结构，成分以石英为主，长石次之，层面可见少量白云母片，具斜层理，具浅灰色、灰色，以粉砂泥质结构为主，小鲕粒结构次之，铝质成分含量较高，参差状断口。灰色，厚层状，细粒结构，成分以石英为主，长石次之，分选好，硅质胶结，发育不规则裂隙，充填灰色，粉砂泥质结构为主，局部为小鲕粒结构，具擦痕、滑面，含植物化石碎片，下部岩芯破碎。黑色，粉末状，半亮型，玻璃光泽，上部次生裂隙、下部波状层理，顶部含少量黄铁矿结核。灰黑色，粉砂泥质结构，层面含白云母片及大量植物化石，参差状断口。灰黑色，网状裂隙发育，裂隙间充填方解石脉，比重大。灰黑色，粉砂泥质结构，层面含白云母片及较多植物化石，微具擦痕。深灰色，隐晶质结构，含较多黄铁矿散晶、结核，层面具炭质膜，网状裂隙被大量方解石脉充填，厚度含蜒类、腕足类化石，上部泥质含量较高。系组二山叠西系组石太炭原系组石灰岩砂质泥岩深灰色，粉砂泥质结构，具擦痕，参差状断口，上部含丰富植物化石，下部岩芯破碎。细粒砂岩灰色，薄层状，细粒结构，成分以石英为主，长石次之，摩圆、分选中等，具水平层理，下部岩芯破碎。泥岩深灰色，中厚层状，泥质结构，含大量黄铁矿结核，具摩擦镜面、擦痕，平坦状断口，含较多植物化石。石灰岩深灰色，隐晶质结构，含燧石结核，具裂隙且被方解石脉充填，含大量个体较小的蜒类、腕足类化石，局部岩芯破碎，上部夹薄层深黑色砂质泥岩。深灰色，粉砂泥质结构，含黄铁矿结核及丰富植物化石，参差状断口。砂质泥岩细粒砂岩方解石脉，局部夹薄层泥岩。砂质泥岩裂隙，充填方解石脉，贝壳状断口。砂质泥岩深灰色，粉砂泥质结构，平坦状断口，含植物化石碎片，岩芯破碎，局部夹薄层粉砂岩。120综采工作面顶底板综合柱状图（120）第四节地质构造表14地质构造情况表概述11201综采工作面总体上为一北倾的单斜构造形态，地质条件中等，位于滑动构造中东部。根据精查地质报告显示，滑动构造波及煤层顶板以上2040M地层，滑动构造剖面上为浅部陡、深部缓、上撇下收、上盘下降的叠瓦状断层组合，二1煤层受滑动构造和层间顺层滑动影响，煤层产生塑性流动，发育有一宽缓背斜构造，煤层顶底板有不对称不协调上隆下坳现象，在该工作面主要为二1煤层的突变和骤变，薄则为无煤或薄煤带。受古沉积聚煤环境和滑动构造的共同影响，本区域煤层赋存不稳定，煤层厚度不均一，工作面在掘进期间揭露的大小的薄、无煤带共有三个，其中在切巷外286M处揭露了一走向长1117M的不可采区，对工作面回采影响较大。褶曲名称性质轴向两翼煤底板产状对回采影响程度1向斜3303403303401527较小第五节水文地质一、工作面涌水量预计11201工作面正常涌水量为65M3/H。最大涌水量为130M3/H。二、水文地质情况1、顶板水11201工作面直接顶和老顶为二1煤层标志层大占砂岩，工作面范围内大占砂岩整体较稳定，起伏较大，局部地段砂岩裂隙发育，会有顶板淋水现象，原11181工作面和11221工作面已对其进行过疏放，总体上富水性较弱，对回采影响不大。2、底板水11201综采工作面二1煤底板岩性主要为砂质泥岩、细粒砂岩，层位稳定，但东、西厚度不均一，整体上西部比东部厚，根据11采区轨道下山、皮带下山、回风下山实揭地质资料分析，该区域L78富水性较弱；二1煤层底板到L14灰岩顶面平均厚度为456M，L14灰岩水位标高为1633M，工作面平均水压为256310MPA，L14灰岩及寒武系白云质灰岩岩溶裂隙含水层为底板间接充水层，可通过构造与L78灰岩形成直接水力联系。经计算，突水系数TP/M00560068MPA/M。3、老空水11201工作面南为11181老空区，北为11221老空区，在掘进期间为保证11201上顺槽安全掘进，编制了11201上顺槽探放水设计及专项安全技术措施对11181工作面老空水进行多回次探放水，经疏放后，原探水孔现累计共有7M3/H老空水涌出，在回采前要对11181老空区进行复探放水，确保11201工作面安全回采。4、断层水11201综采工作面上、下顺槽及切巷掘进期间未揭露断层，该工作面回采过程中受断层水的影响较小。5、钻孔水经查11201综采工作面内及附近区域有10507、10406、10609三个勘探钻孔，10406钻孔和10507钻孔距离工作面较远；10609位于工作面内，经查该孔二1煤顶封孔长度15895M，至下石盒子组四煤段，二1煤底封孔长度7155M，至L4灰岩下部砂质泥岩，该钻孔封孔质量合格，该工作面不受封闭不良钻孔水影响。6、地表水11201工作面二1煤层埋深467M622M，由于煤层埋藏深度大于安全开采深度（80M），地表形成冲沟，雨季形成季节性河，旱季则干涸，地表水不可能通过采动裂隙及冒落带导入井下，因此不受地表水体的影响。经计算，导水裂隙带HF71M。7、地表水井经调查地面村庄村民所用水井深度不超过35M，均采取第四系上层滞水作为生产、生活用水来源。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15影响回采的其他地质情况项目对回采的影响瓦斯瓦斯绝对涌出量3146M3MIN。煤尘无煤尘爆炸性。煤的自燃煤层自燃倾向等级为三类，不易自燃。地温该工作面地温正常,无地温异常区。地压地压不大，主要表现为侧压力，易造成底板鼓起，支架变形、钻底。煤层类矸直接顶直接底普氏硬度（F）015无5634二、地质部门提出问题及建议1、11201综采工作面局部煤层较厚，达到19M左右，在巨厚煤层区域和向斜构造段应加强通风瓦斯管理和注水，确保安全生产。2、11201综采工作面内部受滑动构造、层间滑动和古沉积环境的影响，发育有多个薄煤带，煤厚在008M之间，回采期间加强薄煤段的顶板管理。3、11201工作面在掘进期间由于局部顶底板起伏较大，工作面上、下顺槽局部煤层赋存较厚，存在有丢底煤现象，回采过程中要采取合理的措施予以回收，防止资源浪费。4、11201工作面上顺槽与11181老空区相邻，掘进期间已对其进行了多回次集中疏放，回采期间注意观测上顺槽沿空一侧涌水量变化情况。5、对11181工作面低阻异常区钻探情况及时进行分析，根据钻孔深度和涌水量确定钻孔的增减量，确保安全回采。保证11201综采工作面上顺槽的排水能力不小于65M/H，下顺槽的排水能力不小于130M/H，完善排水系统，确保工作面底板注浆加固工作顺利完成。6、本区域煤层赋存疏松，容易起尘，在回采过程中要坚持进行煤壁动压超前注水，提高煤层的黏结性以减小扬尘。7、根据勘探资料和生产实际揭露情况，及时探测煤厚，作好预测预报工作。对变薄点变坡点、增厚点、涌水点等及时编录，作好预测预报。第七节储量及服务年限一、工作面储量表块段号走向长（M）（游标值）倾斜长（M）（常数）斜面积（M2）煤厚（M）容重（T/M3）工业储量（T）回采率（）可采储量（T）1112563787576524713836289293337490二、工作面服务年限工作面服务年限为（月产79354吨计算）337390/7935443个月。第二章采煤方法及回采工艺采煤方法本工作面采用走向长壁后退式综合机械化采煤法。第一节巷道布置11201综采工作面位于11采区西翼，工作面沿走向布置，工作面上、下顺槽均选用U36型钢半圆拱形支架支护，沿底掘进。1、上顺槽采用162M2的U36型钢支架支护，巷道内设有无极绳绞车、电话、开关、电缆、污水管路、净水管路、瓦斯抽放管等，通过第三中部车场与11轨道上山相连，担任辅助运输任务。通过回风联巷与采区总回风巷相连。2、下顺槽采用162M2的U36型钢支架支护，巷道内设有无极绳绞车、胶带输送机、转载机、破碎机、排水管路、瓦斯抽放管、电缆和通讯电话等，与下顺槽溜煤眼搭接，担任工作面出煤任务。附图11201综采工作面巷道布置图。附图11201综采工作面设备布置图。1采区总回风上山21采区专用回风巷1采区胶带上山1采区轨道上山下顺槽上顺槽120综采工作面巷道布置平面图设计停采线120综采工作面切巷1区区区区区3号避难硐室1号钻场水仓2号钻场3号钻场4号钻场5号钻场2号避难硐室6号钻场7号钻场环形水仓8号钻场1号避难硐室9号钻场水仓高抽巷10号钻场1号避难硐室钻场12346589AA77下顺槽上顺槽1、乳化液泵站2、移动变电站3、转载机4、前部刮板运输机5、后部刮板运输机6、采煤机7、胶带运输机8、中间支架9、端头支架A1201综采工作面设备布置图22122（A）（B）（C）（D）111第二节采煤工艺一、采煤工艺综合机械化放顶煤。1、进刀方式工作面采用端头斜切进刀和中部斜切进刀方式。11端头斜切进刀当采煤机割至工作面端头时，其后移输送机至煤壁（图A）；调换采煤机滚筒位置，前滚筒降下、后滚筒升起并沿输送机弯曲段反向割入煤壁，直至输送机直线段为止,然后将输送机移直（图B）；再调换两个滚筒上下位置，重新返回割煤至输送机机机头处（图C）；将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换上下滚筒，返程正常割煤（图D）。附图工作面采煤机端头斜切进刀图。采煤机刮板运输机（A）起始；（B）斜切并推至输送机；（C）割三角煤；（D）开始正常割煤12中部斜切进刀采煤机割直工作面上（下）端；空刀至工作面中部，并沿输送机弯曲段斜切进刀，继续割煤至工作面下（上）端；移直输送机，采煤机空刀至工作面中部；采煤机自中部割煤至工作面上（下）端，工作面下（上）段输送机移至煤墙，恢复初始状态。2、割煤方式采煤机的割煤是通过采煤机双向穿梭割煤，前滚筒割顶煤、后滚筒割底煤，往返一次割一刀，单向割煤。3、装煤方式通过采煤机滚筒将煤壁上切割落到前部刮板输送机溜槽内和由人工将顶煤从支架天窗放下至后部刮板输送机溜槽内。4、运煤方式前后部刮板输送机运送到转载机，经破碎机破碎后落在可伸缩胶带运输机上运出工作面。5、支护方式工作面用掩护式液压支架支护，上下顺槽超前20M支护。6、采空区处理方式采空区采用全部跨落法处理顶板。二、采煤工艺流程打眼注水割煤推移前部运输机移架割煤推移前部运输机移架放顶煤下一循环。（一）、注水1、工作面浅孔注水11采用ZQS50/200（16）手持式风钻，421000MM的钻杆打眼。12注水孔设计煤厚H6M时，注水孔呈三花眼布置，上孔布置于煤壁顶梁处，孔深不小于6M，仰角不小于30；下孔布置于煤壁距顶梁03M处，孔深不小于5M，仰角1520；孔间距均46M。煤厚3MH6M时，注水孔布置于距煤壁顶梁02M处，孔间距46M，单孔孔深不小于5M，仰角1520。煤厚2MH3M时，注水孔布置于煤壁距顶梁05M处，孔间距46M，单孔孔深不小于5M，其角度与煤层赋存角度一致。13注水孔封堵注水孔封堵采用FKSY20/381200MM水力膨胀式封孔器封孔，封孔深度不小于15M。14煤层注水用快速接头使封孔器与高压（静压）胶管连接，注水压力控制在25MPA5MPA以内。注水时间以煤墙挂汗、梁头滴水、相邻注水孔出水为宜。附图11201工作面煤层注水设计图。2、工作面高压深孔注水21钻孔定位钻孔首孔位置选择在距离切巷30M左右巷道支护良好处，距巷道底板1015M。根据钻孔施工位置的煤层倾角及煤层厚度设计钻孔施工角度，钻孔倾角与煤层倾角一致。22钻孔施工钻孔采用ZDY3200钻机施工，采用单排孔布置，孔间距510M。钻孔开始用89MM钻头开孔施工1520M后，更换75MM钻头继续施工。23封孔注水孔封孔使用51MM钢管，注浆、排浆使用133MM的镀锌管，封孔长度不小于20M。钢管两端采用聚氨脂封孔材料进行封孔，两道聚氨脂封孔之间使ZBQ6/25型气动注浆泵，用快速膨胀水泥与水13的比例进行注浆封堵该段距离。附图封孔工艺示意图。24煤壁加固为增强煤壁抗压能力，延长注水时间，钻孔施工前，利用ZBQ6/25型气动钻机在钻孔施工地点前后6M范围内，进行煤壁注浆工作，注浆孔深度9M，使用1寸钢管封孔不小于5M，全部用聚氨脂材料封堵，采用速凝水泥与水13的比例进行往孔内高压注浆，注浆以煤壁跑浆为标准。注浆孔间距为0612M，排距为0810M。25注水工作面选用MRB200/315型专用注水泵，上顺槽铺设一趟51MM的专用注水管路。由于综采工作面煤体较软，为减小注水流量过大造成煤墙漏水，将三个注水钻孔利用25MM截止阀及三通串联起来反复进行注水。251注水前泵站压力调至5MPA，注水半小时后，若无异常情况，跟班人员到达现场后，记录注水压力及流量，压力稳定后，通知泵站司机将泵站压力调整为7MPA，观察并记录注水压力及流量，待压力稳定后再通知泵站司机将泵站压力调整为9MPA，观察并记录数据。待泵站压力达到11MPA时，稳定注水23小时后，停止注水。252注水孔停止注水4小时后，将泵站压力调整至9MPA重新注水，压力逐渐增大至20MPA稳定注水。注水期间，若遇到压力不稳定，上下浮动达到3MPA时，跟班人员立即通知停泵，半小时后再继续注水。注水期间，由生产技术科技术员、施工队技术员携带计时工具现场跟班，负责记录相关数据。数据原则上每隔半小时记录一次，增压时要缩短记录时间。（二、割煤棉纱套管棉纱排气管进浆管水泥砂浆20M截止阀工作面正常回采期间采用端头斜切进刀方式进行割煤。采煤机由工作面在机窝内上行割煤，前滚筒沿顶后滚筒沿底，采煤机割煤的同时，追机拉架。当割到机尾时，采煤机停止牵引，推移采煤机后边的溜子，然后采煤机下行牵引，上滚筒降下沿底，下滚筒升起沿顶，沿着运输机弯曲段逐渐斜切进入煤墙，直至上下滚筒全部进入煤墙采煤机停止牵引。推移弯曲段及机尾溜子，拉机尾支架，工作面运输机成一条直线，然后采煤机下滚筒降下沿底，上滚筒升起沿顶采煤机向上牵引割三角煤，采煤机上行割煤的同时，追机拉架。当采煤机割煤到机尾时，采煤机上滚筒下降沿底、下滚筒升起沿顶下行正常割煤。（四）、推溜、移架工作面回采时，采用依次顺序移架方式。1、工作面顶板较稳定时，从工作面一端依次移架（不准由两端向中间挤推）,推溜滞后采煤机1520M进行，支架移成一条直线；机头机尾在采煤机停机时推移。2、工作面顶板不稳定时，采煤机割煤后支架立即移架（超前移架），支护顶板，输送机随移架逐段移至煤墙（推移步距为600MM）。3、移架移架前，支架前方及支架内的煤、矸、杂物等要清理干净，放煤口必须关闭。移架前打好抬底座千斤顶，邻架打上推溜手把，本架打上拉架手把，然后缓慢降架待支架前移时，立即停止降架，手握拉架手把，防止支架拉移超前。移架工操作时，必须站在支架架箱内，严防拉架时抬底座千斤顶伤人或支架与前部运输机之间挤伤人员。支架前方、下方不得有任何人作业或停留。因端头支架是先推溜后拉架，所以端头支架和基本架架尾齐为拉到位，即端头支架应超前基本架一个拉架步距。拉第一架和最后一架前，必须升紧端头抬棚，防止降架时木棚梁下落。支架到位后要及时升起前后立柱，顶梁接顶后，稳定供液35秒钟，使支架初撑力达到额定值的80以上。（五）、放煤1、工作面正常回采时采用多轮、间隔、顺序放煤，放煤步距为12M，即拉两次架放一次顶煤，尽量使顶煤保持均匀下降，以减少混矸，提高回采率。2、由技术员负责对工作面进行探煤，根据每次探的煤厚情况，在每班班前会上安排工作，采用合理放煤方法。3、采用多轮、顺序放煤时每轮放出顶煤量的1/31/2，按顺序循环放煤，将煤放完。4、放煤时，工作面顶煤在3M以上时应严格采用三轮间隔放煤方法，即每次放出本架顶煤的1/3（约3MIN）使顶煤及顶板均匀下沉。5、顶煤厚度在13M采用两轮间隔放煤法，放煤顺序按1、3、5单号顺序进行，放出顶煤量的1/31/2，每次放煤只允许一个窗口操作。该口放完煤后，必须间隔23分钟，观察瓦斯情况，当瓦斯浓度不超过规定（05）时，方可继续2、4、6双号顺序进行放煤。6、当顶煤厚度在374M时，放煤前，升降后立柱几次，使顶板破碎充分增加顶板破碎度，使顶板随顶煤冒落。7、每口放煤后，必须观察上隅角及回风流瓦斯浓度，当瓦斯浓度不超过规定时，方可继续按照三轮间隔放煤法放煤。8、工作面端头及过渡架顶煤尽可能放净，使采空区联通，保证上隅角及上顺槽瓦斯抽放效果。9、放煤窗口被大块煤（矸）卡住时，操作放煤窗口操作手把，反复伸缩插板将放煤窗口大块煤（矸）挤碎，将煤（矸放下来。若放不下来，用长柄工具或长钎子进行处理，处理前，必须停止后部运输机。放下大块矸石，及时向刮板输送机司机发送停机信号，同时关闭放煤窗口。停机后，用大锤等工具，将大块矸石破碎，运至安全地点后，向运输机司机发出开机信号，待刮板运输机启动后，继续进行下一架放煤工作。10、当工作面瓦斯不稳定时，放煤、拉架、割煤不得同时作业。三、工程质量控制标准附表21工程质量控制标准工序名称质量特征技术要求割煤方式端头斜切进刀，往返一次，割一刀采高均匀采高25M100MM煤壁煤壁直，无伞檐割煤顶底板平（1）无台阶（2）不丢底煤（3）端面冒落高度300MM溜子直直线段偏差50MM，弯曲段25M溜子平上下弯曲角度10M第三节设备配备表22工作面设备配备表使用地点设备名称单位数量型号端头支架架4ZFZ4000/21/30过渡支架架2ZFZ3600/19/28FT中间支架架53ZFZ3600/19/28LT采煤机台1MG250/600WD1前部刮板输送机部1SGZ764/500工作面后部刮板输送机部1SGZ630/264转载机部1SZZ764200轮式破碎机台1PLM1200胶带输送机部2SSJ1000/2200S信号照明综合保护套1ZXZ84/1140抽砂泵台4BQS/40/80/22/N回柱绞车台1JH14T乳化液泵台2BRW315/315乳化液泵箱个1RX315/25B注水泵台2WRB160/315注水泵箱个1RX200/16A移动变压器台2KBSGZYT1250/10/1140无极绳绞车部1SQ80/75B下顺槽组合开关套2QJZ2000/1140无极绳绞车部1SQ80/75B回柱绞车台1JH14T信号照明综合保护套2ZXZ84/1140上顺槽抽砂泵台3BQS/40/80/22/N第三章顶板控制第一节支护设计根据工作面的巷道设计和煤层赋存情况，本工作面采用综采放顶煤工艺。根据煤层底板情况和煤层厚度，硬度及需要的支护强度，本工作面端头支架选用ZFZ4000/21/30型、过渡支架ZFZ3600/19/28FT型、中间支架为ZFZ3600/19/28LT型的综采液压支架，两巷超前510M打双抬棚，1020M打单抬棚，采空区采用全部跨落法管理顶板。其中工作阻力最小中间支架的技术特征如表31序号项目条件技术要求单位1支撑高度1928M2支护宽度14316M3中心距15M4最大控顶距62M5最小控顶距56M4初撑力P25MPA3140KN6工作阻力P28MPA3600KN7支护强度26M时073MPA8对底板比压26M时102MPA9适应煤层倾角25度10放煤口尺寸125593011泵站压力25MPAMPA1、ZFZ360019/28LT型掩护式液压支架的技术参数初撑力3140KN工作阻力3600KN支护强度平均073MPA对底板比压平均102MPA2、顶板压力估算PT981HRK981252563678KN/M20368MPA式中PT工作面合理的支护强度，KN/M2K工作面支护的上覆岩层厚度与采高之比，48取6H采高25MR岩石重力密度，25T/M33、支架顶梁承受的压力PPTS367815563089KN式中S支架支撑面积（宽15M，长56M）4、结论由以上计算可以知，支架的工作阻力（3140KN）大于顶板压力（3089KN），支架的支护强度（073MPA），大于支架顶梁上承受的压力强度（0386MPA），故选择ZFZ360019/28LT型掩护式液压支架是合理的。第二节工作面顶板管理一、工作面支护工作面采用53架ZFZ3600/19/28LT型中间架、2架ZFZ3600/19/28FT型过渡架和4架ZFZ4000/21/30端头架，共计59架支架。支架中心距为15M100MM，端面距340MM,本架操作及时支护的方式。二、端头支护1、上端头采用3544M圆木或型钢梁配合28M单体液压支柱替棚回收U型钢，替棚后及时打上两道一梁三柱抬棚支护，型钢梁成对使用，分别在机尾端头架上侧和上帮架设，两梁交替迈步前移。2、下端头采用在转载机两侧自移梁支护，自移梁与端头支架迈步前移。在回采过程中如遇端头支架不抬棚梁时，必须采取架设辅助抬棚与自移梁交替迈步前移措施。3、上端头抬棚棚梁柱腿要架设齐全,支柱迎山有力,初撑力不低于50KN。若底软，必须下垫木鞋，并经常检查二次注液，发现有漏、失效的支柱及时更换,并悬挂专用防倒链；下端头超前支护抬棚与自移梁有效搭接长度不得小于06M。三、特殊时期的顶板管理1、初次放顶按照11201综采工作面初采初放措施执行。2、在回采中过薄煤带、断层、破碎带、老空老巷等特殊时期顶板管理按制定的专项安全技术措施执行。第三节上下顺槽及安全出口支护管理一、上、下顺槽替棚上、下顺槽采用U型钢金属支架支护，替棚从上、下切口煤壁外，棚距06M，替棚超前煤壁510M,上、下顺槽替棚采用40M梁30M腿，要求用直径不低于200的圆木，煤壁可使用28M的单体柱，顶、帮用椽子、荆芭打严背实，支柱迎山站正，手把、阀口一致向回风侧，支柱必须站在实底，若底软或丢底煤时，必须下垫木鞋，如出现空帮空顶必须用短圆木、荆笆背牢打严；替棚后必须打抬棚，抬棚按以下超前支护要求执行。二、上、下顺槽超前支护1、上顺槽超前替棚510M范围内，3040M型钢梁或圆木配单体支柱打双抬棚，分别打在巷道上下帮距梁口0507M之间要求抬棚一梁三柱。2、下顺槽端头支架以外，使用3040M型钢梁配单体支柱打抬棚，要求抬棚一梁三柱，打在转载机行人侧，不得影响拉移转载机。3、巷道断面必须满足通风、运输要求，工作面两巷巷道净高不低于22M，行人侧宽度在08M以上，超前替棚510M、上下顺槽替棚段必须打双抬棚，1020M范围打单抬棚支护。4、若顶板压力大，巷道变形严重，巷道断面及行人道不能满足要求，上、下顺槽替棚长度不少于10M。5、上、下顺槽超前替棚段超前支护必须连续架设,支柱迎山有力,初撑力达到50KN以上,经常检查，发现有漏液、损坏的支柱及时更换,并有防倒措施，严禁使用外观破损和失效柱。6、两巷替棚时必须先套新棚后回老棚，替棚后帮顶必须打严背实，防止顶煤冒落堵塞风路。7、同一巷道替棚地点不得超过两个。8、上、下顺槽巷道压力显现或出现变形段，必须采用打单体柱或打托梁进行加固。三、做超前门上、下超前门要求高度18M，宽度08M，长30M。液压支架顶梁支护顶板，如遇煤墙松软易片，用单体柱、荆芭、椽子闭帮。四、上、下顺槽顶板控制工作面回采期间必须对上、下顺槽经常检查维护，断面不得低于设计断面的2/3，支架完整无缺，无断梁折柱，无漏帮漏顶，出现巷道变形严重、断梁折柱、漏帮漏顶必须及时采取扩修或其它措施。五、上下顺槽加固支护质量标准1、支柱纵横成线，偏差小于100。2、支柱站木鞋或胶鞋上且加防倒措施，并做到迎山有力，单体柱的初撑力不小于50KN，不得出现空载支柱。3、所有单体支柱三用阀方向一致，阀端指向回风侧。六、支护材料的使用数量和存放管理1、工作面上顺槽要常备有3040M长的圆木20根、道木20根、单体液压支柱30根、荆芭500块、木鞋50块、小径木100根。2、材料码放严格按照材料码放制度要求进行码放，分类整齐，挂牌管理，保证两巷质量标准化。第四章生产系统第一节运输系统一、辅助运输1、上、下顺槽均采用SQ80/75B型无极绳绞车运输，拉移胶带运输机机尾采用JH14型回柱绞车。2、运输线路地面副井副井井底车场175主石门11采区轨道上山11采区第三（四）中部车场11201上（下）顺槽工作面。二、运煤工作面采用SGZ764/500型前部刮板输送机和SGZ630/264型后部刮板输送机运输，工作面刮板运输机与下顺槽转载机搭接，转载机与胶带输送机搭接，下顺槽胶带输送机与第四中部车场溜煤眼搭接，经11采区胶带上山把煤运到主井底煤仓，通过主斜井胶带输送机运到地面。三、运煤线路工作面下顺槽第四中部车场煤仓11采区胶带上山主井底煤仓主斜井胶带地面煤仓。第二节通风系统一、通风系统（一）、工作面风量计算1、按瓦斯涌出量计算QWQGMAX/CGCM46/（050）920M3/MIN式中QGMAX工作面绝对涌出量最大值M3/MINCG工作面回风流中瓦斯最高允许浓度，按集团公司一通三防管理手册规定，在正常通风条件下，回风流瓦斯浓度不超过05，取05；CM工作面进风流中瓦斯浓度，取0。2、按人数计算QW4NK490105378M3/MIN式中4每人应供给的最小风量，M3/MIN；N工作面最多人数90（按交接班时的人数检修班人数下井领导）K备用系数，取105。1采区总回风上山21采区专用回风巷1采区胶带上山1采区轨道上山下顺槽上顺槽120综采工作面通风系统图设计停采线120综采工作面切巷采区变电所图例新鲜风流乏风流3、按工作面进风流气温计算QW60VSK6013912842M3/MIN式中V为使工作面有相应的气候条件，不同气温时适应风速，取V13M/S；S工作面平均断面，取9M2；K工作面长度系数，取12。（二）、按工作面极限允许风速验算根据煤矿安全规程规定，工作面最低风速为025M/S，最高风速为4M/S；1、工作面最低风量为QMIN60025（最低风速）162（最大断面）243M3/MIN。2、工作面最高风量为QMAX604（最高风速）8（最小断面）1920M3/MIN。因为QMAXQWQMIN，故工作面配风量取QW920M3/MIN。二、通风线路1、新鲜风流副井（主斜井）井底车场175主石门11采区轨道上山11201下顺槽工作面。2、乏风风流工作面11201上顺槽回风斜巷11采区回风上山中央风井总回风巷中央风井。附图11201综采工作面通风系统图。第三节供排水系统一、供水系统地面设有静压水池，专为井下洒水防尘所用，工作面从总回风巷分别向工作面上、下顺槽供水。1、上顺槽安装一趟3寸净水管路，向上顺槽及工作面各用水地点供水。2、下顺槽安装一趟3寸净水管路，向下顺槽用水地点及转载机头供水。二、供水线路1、地面静压水池副井175主石门11采区总回上山下顺槽回风斜巷11201工作面下顺槽。2、地面静压水池副井175主石门11采区总回上山上顺槽回风斜巷11201工作面上顺槽。三、排水线路1、111201工作面及下顺槽的水，通过下顺槽水泵排至回风上山，由回风上山排至175主石门，经水沟排至副井底水仓。2、11201上顺槽的水，通过水泵由回风斜巷排至回风上山，经水沟流至井底水仓；水沟必须经常清挖，保持畅通。第四节安全监控系统安全监控系统11201综采工作面设置五个甲烷传感器，下顺槽距切巷不大于10M位置设置一个（报警浓度04CH4，断电浓度05CH4，复电浓度045CH4），断电范围为工作面及上、下顺槽内所有非本质安全型电气设备；上顺槽设置四个一个设置在上顺槽距工作面10M以内的位置，一个设置在上隅角,一个在上顺槽中间处，一个设置在距回风巷口1015M的范围内（报警浓度06CH4，断电浓度08CH4，复电浓度05CH4），瓦斯超限时自动断电，断电范围必须包括工作面及上、下顺1采区总回风上山21采区专用回风巷1采区胶带上山1采区轨道上山下顺槽上顺槽120综采工作面监测通信系统图设计停采线120综采工作面切巷采区变电所图例T瓦斯传感器一氧化碳传感器风速传感器JF监测分站电话电话电话电话3号避难硐室2号避难硐室1号避难硐室1号避难硐室电话电话电话电话电话电话电话槽内所有非本质安全型电器设备。CO探头设置在上隅角；所有探头悬挂于距帮不小于300，距顶不大于200；采煤机滚筒附近挂甲烷传感器，瓦斯超限时自动断电，断电范围包括工作面及回风流中所有非本质安全型电器设备和线路。在巷道洒水时应避开探头，以免影响监测值的准确。探头修理工在现场进行探头校对或修理时，必须携带便携仪，发现瓦斯异常及时汇报。附图11201综采工作面通信监测系统图。第五节供电系统一、机械设备配套MG250/600WD1型电牵引采煤机，功率为600KW；SGZ764/500型前部运输机功率为2X250KW，SGZ630/264型后部运输机功率为2X132KW，转载机SZQ200型转载机功率为200KW。破碎机110KW，乳化液泵站功率为200KW，一备一用，注水泵站功率110KW,一备一用；下顺槽第一部刮板运输机200KW，皮带运输机总功率为2X160KW，供电电压采用1140V电压供电。二、工作面供电负荷分配1、前后部运输机、转载机、破碎机、共用一台KBSGZY1250/10/12型移动变电站，装机总功率为1074KW。2、工作面采煤机、下顺槽第一部刮板运输机、胶带运输机、共用一台KBSGZY1250/10/12型移动变电站，装机总功率为1120KW。3、乳化液泵站在11采区变电所使用一台KBSGZY500/10/12型移动变电站，装机总功率为620KW。三、变压器选择及电压损失计算1、前后部运输机、转载机（1）总功率为1074KW，最大电机功率250KW，其负荷计算容量为540172640604MAXNPKKVAWNSDECA85OS故前部输送机、后部运输机、转载机、破碎机选取1台KBSGZY1250/10/12KVA型移动变电站供电，编号为1移动变电站。（2）电压损失计算供电网络允许电压损失VUNNP174095120952该线路考虑电缆的松弛度按1000M计算，考虑前、后部运输机、转载机的启动电流选用二根95MM电缆供电，其阻抗0247/KM。额定电流前部运输机额定电流2501493COS38NSPIAU后部运输机额定电流12793COS34085NSI转载机额定电流20193COS3485NSPIAU破碎机额定电流1063COS3485NSI故149279231E根据107EOUILV线路总电压损失79V117V，满足电压损失需求。2、采煤机、胶带运输机、一部溜子（1）总功率为1120KW，最大电机功率为250KW，其负荷计算容量为534012640604MAXNPKKVAWNSDECA8753OS故采煤机、皮带、溜子选取1台KBSGZY1250/10/12KVA型移动变电站供电，编号为2移动变电站。（2）采煤机供电电压损失供电网络允许电压损失VUNNP174095120952该线路考虑电缆的松弛度按1000M计算，其阻抗0247/KM。采煤机额定电流603573COS3148NEPIAU根据21EILVPBG20/1Y20AKBSGZYT1250/KBSGZYT1250/MYP3502410M前部运输机250KWMYP39510MQJR40UCPQ395124710M采煤机60KWMYPTJ87/103X525/3X25JS30MMYP39510MMYP39510M组合开关后部运输机213KW转载机20KW破碎机10KW皮带160KW一部刮板运输机2组合开关液压泵站20KW液压泵站备用注水泵站10KW注水泵站备用BKZ40120综采工作面供电系统设计示意图MYP39510M照明4VAMYP39510M6照明综保QJR402皮带160KWPBG20/1Y20AKBSGZYT50/1区区区线路总电压损失88V117V，满足电压损失需求。3、液压泵站注水泵110KW,一备一用；液压泵200KW,一备一用，总功率620KW,预计最大使用功率510KW,其复合计算容量为MAX2004646351NPK39COS07DEASKVAWN故液压泵站选用1台KBSGZY500/10/12KVA型移动变电站供电，编号为3移动变电站。四、11201综采工作面供电系统设计方案说明在11采区第四中部车场做一个供电站，放置1和2移动变压器，分别给前、后部运输机和转载机、破碎机、前、后部运输机转载机的开关和采煤机、第一刮板运输机、胶带运输机供电；其中采煤机、第一二部胶带运输机、泵站由11采区变电所3移动变压器供电；供电距离150M。附图11201综采工作面供电系统设计示意图。第六节通信照明系统一、通信系统1、工作面上端头、转载机头、下顺槽胶带输送机头、无极绳绞车车房处及上、下顺槽压风自救硐室各设一部电话。2、工作面每10架、转载机处各安设1台通信控制系统。二、照明系统工作面每10架安装照明灯1个，下顺槽每10M安装一台电棒。第七节矿压观测1、矿压观测系统工作面于布置七条矿压观测线，安装了KBJ60III矿用数字压力计，其具体位置见下表。附11201综采工作面数字压力计安装位置一览表。2、工作面监测数据通过FCH32/02数据采集器采集工作面压力计数据，输入电脑分析。工作面压力计应悬挂于支架立柱之间空隙中，工作面压力计有专人负责管理、维护。工作面收集数据应保持一星期两次，由专人负责矿压数据的采集及数据处理工作，生产技术科负责监督落实。3、收集数据时，应用采集器红外线接收器对应测力计红外线传输装置，采集数据中应尽量避免抖动，以防数据接收时数据丢失。4、附图11201综采工作面支护示意图。压力计编号1234567所在支架号5152535455559下顺槽上顺槽1、泵站2、移动变电站3、转载机4、前部运输机5、后部运输机6、采煤机7、皮带运输机8、中间支架9、端头支架120综采工作面支护示意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、作业方式采用“三八”制作业方式。每天八点班前4个小时为检修时间。二、工作面生产能力11201综采工作面设计可采平均走向长637M，平均倾向长87M，平均煤厚47M。八点班割煤2刀，零点、四点每班割煤4刀，日进10刀（6M）。1、工作面日产量ALL1MRCR876471380933149T式中A日产量T；L工作面长度87M；L1日推进度6M；M工作面平均煤厚47M；R1煤的容重138T/M3C煤炭资源回收率093；工作面月产ANADR3149280979354T式中A工作面日产量3149T；D工作面月生产天数28天。R正规作业循环率09。3、工作面劳动组织附图11201综采工作面正规作业循环图表。班次时间面长/M824120综采工作面正规作业循环图表076543210910112131415171819202123零点班八点班四点班306087图例割煤移架拉后溜推移前部输送机检修注水放煤16表5111201综采工作面劳动组织表工种班次小计一班二班三班检修班跟班队长11114验收员11103班长22228采煤机司机33309运输机司机33309转载机司机11103司泵工11103皮带司机11103支架工111111033运料工00077机修工00055电钳工11158支架维修工00055替棚工666018合计31313125118第二节工作面主要技术经济指标表5211201综采工作面主要技术经济指标序号指标名称单位数量备注1采面可采长度M6372采面可采宽度M873煤层倾角度164煤层厚度M475煤层容重T/M31386可采煤量万吨2727回采率938采出煤量万吨2459循环进度M1210循环个数个/日511循环产量吨63012正规循环率9013日产吨314914月产吨7935415回采工效吨/工240216机采高/总采高M25/4717采面服务年限月4318基本支架/过渡支架/端头支架架52/4/219圆木消耗量直径200MM立方M/万吨320油脂消耗KG/万吨40第六章煤质管理一、煤质指标和要求工作面回采原煤煤质指标水分7，灰分30，含矸率8。在回采期间遇薄煤带、底板起伏变化大等因素的影响，要采取措施，要求尽量减少水、矸石进入正常煤流。二、提高煤质措施1、灰分控制11综采预备队成立煤质管理领导小组，由队长任组长，跟班队长任副组长，顶煤低于800MM的区段不得打开天窗，如工作面顶煤变厚，具备开天窗的条件，必须经调度及煤质部门同意方可打开，放煤时做到见矸关门和煤墙不流矸。12工作面浮煤要清净，不准随意丢底煤。回采期间加强顶板管理，工作面坚持带压移架，煤墙松软易片时，要采取超前拉架及时支护措施，煤墙片帮超过800MM时，要采取人工支护，防止支架梁前冒顶流碴，另外工作面采碴期间，工作面要适当降低采高，尽量减少矸石来源。13工作面仰采地段，要采取超前拉架及时支护措施，防止支架梁前冒顶流碴。14综采预备队技术员经常下井指导放煤工作，在煤厚变化地段，要根据煤厚调整放煤参数和工艺，提高工作面煤炭回收率和煤炭质量。15当工作面打碴高度超过800MM时，必须采取放松动炮处理，放炮后及时将大块矸石捡出丢入上下端头尾巷，或采取分装分运措施。16工作面过地质构造时，要制定措施，以减少打碴。17加强现场跟班力度，落实煤质保证措施,同时进一步搞好井下生产检查煤样、可采煤样的采集与检验工作，严密监控煤质动态变化。18实施分装分运分储措施，期间调度、生产、煤质部门应派专人24小时跟班，落实措施的执行情况。19筛选厂要始终保证13MM螺旋筛正常运行，强化风选设备的管理，确保系统正常运转,不断提高筛分效率及风选效果，以提高商品煤质量。110胶带司机要认真协助煤质管理员，发现大块矸石和杂物及时停机捡出，禁止大块矸石外运。2、水分控制21开机前，必须将工作面、两端头积水排净后，方可开机。22各转载点、采煤机内外喷雾、架间喷雾必须做到停机停水，开机开喷雾。23正常生产期间，前后部运输机、转载机、胶带设备冷却水严禁进入煤流。24在工作面设备检修期间，必须将各设备冷却水关闭（检查冷却系统时除外）。3、提高煤炭回收率管理规定31工作面初采初放期间，工作面顶煤尽量放净，顶煤厚度大于2M且直接顶能及时垮落充填老塘侧时，老塘侧应进行放顶煤，减少采面初采期间的煤炭损失。32工作面正常生产期间，切巷每向前推进510M，综采预备队至少探一次底煤厚度，矿地测部门每旬组织一次对切巷顶底煤厚度探测，根据采面送巷时的探煤厚记录，如有底煤，必须制定专项措施，及时落底，提高煤炭回收率。33坚持实行间隔多轮次间隔放煤方法。根据不同的煤厚条件，确定合理的放煤步距、放煤顺序、间距、轮次数，严格控制每轮次的放煤量，保证均匀放煤，顶煤均衡垮落。34地测科根据掌握的顶底煤厚度，每月计算一次回采率，回采率低于93时，要组织分析原因，回收率的高低和采煤队的吨煤单价挂钩，调动采煤队的生产积极性，回收率的统计、计算、填写三量报表由地测科负责。第七章油脂管理1、油脂设专人管理，对油脂的使用要严格管理，严禁浪费。2、各种油脂要分类摆放，挂牌管理，油脂要专桶专用。使用中不得任意更换油脂的品种或混用不同品牌、不同品种的油脂。3、工作面使用油脂的粘度、燃点、水分、酸值、杂质，应进行抽样化验，不符合要求的油脂，坚决不能使用。4、使用油脂前必须进行过滤，并设专门的密封油箱保存，换油时，要彻底清洗油池，做到无油垢、无水分、无锈蚀、无杂物。5、油箱内壁和油中浸