1131001综采工作面作业规程 (1)

中国石化长城能源化工（宁夏）煤业有限公司银星二号煤矿综采工作面作业规程编号采201501号工作面名称1131001综采工作面编制人综采技术员施工负责人综采队长施工队综采队提报日期年月日计划开工日期年月日实际开工日期年月日会审意见外委单位会审意见2015年9月12日上午900，枣庄矿业集团中兴建安工程有限公司银星二号煤矿项目部技术主管组织各专业技术负责人在调度会议室对1131001综采工作面作业规程进行了集体会审。会审认为本规程符合现场实际，能够满足指导1131001综采工作面组织安全生产的工作要求，同意执行本规程，并补充以下意见1由于本面为首采工作面，回采前应按设计要求进行探放水工作，并按最大涌水量完善防排水系统。2积家井背斜轴部在本工作面西南穿过，受该背斜的影响，工作面切眼跨背斜两翼呈马鞍形。轨道回风顺槽应根据工作面探放水情况，合理布置水仓，完善防排水系统，保证系统正常运行后方可进行工作面开采工作。3采煤工作面初次放顶、过3DF8逆断层、大小面合茬编制补充安全技术措施，审批后按措施组织施工。4由于初采时工作面切眼倾角较大且为仰采，需根据现场情况合理调采，并严格执行防滑防倒措施。5工作面推进过程中应做好轨道运输顺槽与胶带运输顺槽间联络巷的密闭时间安排和施工质量，保证通风系统合理、可靠、安全。技术主管赵继学2015年9月12日生产副总机电副总安全副总通风区长总经理赵伟谢文才房峪峰郑城祥唐明光矿会审意见总工程师年月日生产技术科通风管理科安全环保科机电运输科地测管理科煤业公司会审意见总工程师年月日生产技术通风管理安全环保机电运输地测防治水目录会审意见2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4第五节水文地质4第六节影响回采的其它因素6第七节储量及服务年限7第二章采煤方法9第一节巷道布置9第二节采煤方法及其依据9第三节采煤工艺10第四节工作面支护设计14第五节设备配置17第六节工作面顶板控制17第七节上、下顺槽及端头顶板控制20第八节矿压观测22第三章生产系统25第一节运输25第二节一通三防与安全监控25第三节排水38第四节供电43第五节压风自救、供水施救系统51第六节照明、通信和智能化系统51第四章劳动组织和主要技术经济指标54第一节劳动组织54第二节作业循环55第三节主要技术经济指标57第五章煤质管理58第六章安全技术措施60第一节顶板60第二节防治水66第三节一通三防67第四节设备70第五节运输76第六节机电82第七节其它85第七章灾害应急措施及避险87第一节灾害预防87第二节灾害应急措施88第三节避灾路线90第四节安全避险“六大系统”91附图11井上下对照图附图21（工作面胶带运输顺槽、轨道运输顺槽、回风顺槽及切眼写实剖面图、工作面布置图、工作面剖面图）详见回采地质说明书附图22采煤机进刀方式示意图附图23工作面设备布置示意图附图24工作面支护图附图31运输系统示意图附图32通风系统图附图33注浆系统附图34监测监控系统布置图附图35排水系统示意图附图36供电系统示意图附图37无线通信、数字广播系统图附图38通讯系统图附图71避灾路线示意图附图72压风系统图附图73防尘系统图第一章概况第一节工作面位置及井上下关系工作面位置及井上下关系见表11。表11工作面位置及井上下关系表水平名称一水平采区、工作面名称1131001工作面最高1325M轨道回风顺槽1207726916357地面标高最低1313M井下标高胶带运输顺槽1146421924362地面相对位置工作面对应地面有村民临建（轨道回风顺槽停采线向前190M处，N80E），重庆中环、中煤71处、灵州监理项目部临建（轨道回风顺槽停采线向前900M处，270），银星二号煤矿临时办公室（轨道回风顺槽停采线向前1080M处，N65E），报废的风井（轨道回风顺槽停采线向前1060M处，S55W）回采对地面设施的影响10煤回采后顶部冒落带最大高度为726M，导水裂隙带最大高度为2465M，而10煤上覆基岩厚度为9777M，因此在回采过程中对地面设施的影响不大。井下与四邻关系该工作面位于113采区南翼，工作面内有3DF8断层，东为DF5断层，南至凤凰梁断层，西为未开采地域，北至113采区副斜井。走向长度/M220倾斜长度/M2040M面积/M2448800附图11井上下对照图第二节煤层工作面煤层情况见表12。表12煤层情况表开采煤层10煤密度（T/M3）134煤层结构简单煤层厚度（最大最小/平均）M320240/291煤层倾角（）12O22O开采厚度（最大最小/平均）M320240/291硬度F2煤种烟煤稳定程度稳定煤层情况描述侏罗系中统延安组10煤，黑色，块状，半暗型煤，沥青光泽，坚硬，见黄铁矿薄膜，参差状断口，结构简单。第三节煤层顶底板工作面煤层顶、底板情况见表13。表13煤层顶、底板情况表顶、底板名称岩石名称厚度/M特征老顶粗粒砂岩157灰白色，巨厚层状，粗粒砂质结构，见斜层理，夹薄层细粒砂岩，坚硬，钙质胶结，成分石英、长石、暗色矿物、分选性好，呈次圆状。直接顶粉砂岩238灰灰黑色，巨厚层状，粉砂质结构，夹薄层泥岩，层面见大量炭质物。伪顶砂质泥岩03灰灰黑色，薄层状，粉砂质结构，易破碎。直接底粉砂岩081灰黑色，厚层状，粉砂质结构，层面见炭质物。老底细粒砂岩696灰色，巨厚层状，细粒砂质结构，见斜层理，层面见炭质物，云母碎片，坚硬，钙质胶结。附图12工作面综合柱状图附图12综合柱状图附图11井上下对照图第四节地质构造一、断层情况及其对回采的影响见表14。表14断层情况及其对回采的影响表断层名称走向倾向倾角性质落差M断层延展长度/M对回采的影响3DF8断层NNWSWW73逆断层0590煤层可能不连续，影响生产进度、产量、煤质积家井背斜N14W转至N33W向北倾状970井田主体构造导致煤层倾角变大，回采难度增大二、对工作面回采有影响的褶曲、产状及其对回采的影响情况。1工作面内发育3DF8逆断层，距工作面1号切眼约160M、运输顺槽22M，断层走向与工作面顺槽近似平行，延伸长度约90M。由于该断层落差最大处达5M,超过17倍以上的采高，对回采有很大的影响。2积家井背斜轴部在工作面西南穿过，受该背斜的影响，煤层倾角变大，最大24，对回采有严重影响。3根据物探资料，工作面上部有5处水的异常区，回采前要进行探放水，确保安全。三、其它因素对回采的影响变质煤、陷落柱、火成岩等。1据勘探报告，本工作面内无变质煤、陷落柱、火成岩发育。2采面上方存在一条废弃的井筒，回采时需注意。第五节水文地质井田含水层按岩性组合特征及地下水水力性质、埋藏条件等，结合马家滩矿区详勘资料，由上而下划分为以下四个主要含水层第四系、古近系砂岩孔隙裂隙潜水含水层（）、侏罗系中统直罗组砂岩裂隙孔隙承压水含水层（）、侏罗系中统延安组上段砂岩裂隙孔隙承压含水层（）、侏罗系中统延安组下段砂岩裂隙孔隙承压含水层（）。1第四系及古近系松散层孔隙潜水含水层组（）第四系松散层孔隙潜水全区分布，厚度1651426M，平均396M。含水层分为上下两个层段，上含水段以风积沙及沙土层为主，导水性较强，一般不含水，仅地形平坦低洼处含有少量潜水。下含水段主要为上更新统马兰组（Q3M）孔隙潜水层，岩性以亚沙土、亚粘土为主，少量砾石层，厚度67M；含钙质结核。古近系含水段地层厚度4957960M，平均2517M。岩性以紫红色砂质粘土为主，局部地段夹有半固结的砂岩，底部为砂砾石层，其厚度59M，局部与基岩顶部风化带裂隙含水层组成一套复合含水层组，富水性强。2侏罗系中统直罗组裂隙孔隙承压水含水层（）本含水层属干旱条件下的河流沉积物。岩性由各粒级砂岩、粉砂岩、砂质泥岩、泥岩组成，中上部岩性为土黄、浅灰色、浅绿带紫斑、紫红色带绿斑及紫红色、砖红色的粉砂岩、细粒砂岩为主，夹薄层长石石英中粒砂岩及泥岩，上覆古近系红色粘土层，局部与古近系底砾岩直接接触。中部以灰绿色及灰绿带紫斑的粉砂岩、细粒砂岩为主，夹薄层中粒砂岩，富水性相对较弱。下部岩性主要为灰绿、蓝灰、灰褐色中、粗粒砂岩，夹少量的粉砂岩和泥岩，局部含砾，分选性差，接触式胶结为主。底部为一厚层灰白、黄褐含砾石英长石粗砂岩，俗称“七里镇”砂岩，泥质胶结、颗粒支撑，胶结程度较差，松散较松散，斜层理较发育，局部地段裂隙发育，钻探上表现为漏孔现象，富水性较好。根据钻孔统计资料，含水层厚度4921993M，平均厚度8464M，其厚度变化规律表现沿积家井背斜轴部向两翼，随着地层加深，厚度逐渐增加。含水层厚度最大处位于DF5断层以东，厚度达21993M，积家井背斜轴部剥蚀区，含水层厚度较薄；属裂隙孔隙承压水含水层。3侏罗系中统延安组上段砂岩裂隙孔隙承压含水层（）主要由三角洲平原相组成，岩性以灰、灰白色粉细粒砂岩为主，夹有砂泥岩互层，岩性较致密，钙、泥质胶结，坚硬、颗粒支撑。含水层厚度249323982M，平均厚度13323M，23勘探线以南，厚度一般大于100M,仅在积家井背斜轴部剥蚀外围，厚度有所减小。该含水层为一复合含水层，各主要煤层顶板一般都有砂岩含水层，属层间孔隙裂隙承压含水层，为煤层顶板直接充水含水层。4侏罗系中统延安组下段砂岩裂隙孔隙承压含水层（）本含水组由三角洲平原相和河流冲积平原相组成。含水层厚度19407593M，平均厚度4588M，其厚度变化规律表现为自积家井背斜轴部向两翼逐步增厚，南部大于北部。含水层岩性以灰、深灰色中、粗砂岩为主，分选性、渗透性中等。井田隔水层主要由低阻、高密度的粉砂岩、泥岩，以及各主要煤层及其顶底板泥岩、粉砂岩组成。井田地下水补给来源，主要以大气降水为主。其次为含水层之间的越流补给。按规范要求，结合本井田具体情况，勘探报告采用狭长水平巷道水动力学法对我矿矿井的涌水量进行预算，矿井正常涌水量为55028M3/H；矿井最大涌水量采用大井法的预算结果为93480M3/H。根据“比拟法”用三条顺槽的实测涌水量预测工作面涌水量，预计我矿首采面正常涌水量为1571M/H，最大涌水量为2270M/H。第六节影响回采的其它因素一、影响回采的其它地质情况表15影响回采的其它地质情况表瓦斯煤层自然瓦斯成分以氮气为主，瓦斯分带为二氧化碳氮气带。本矿井相对瓦斯涌出量为0351M3/T，绝对瓦斯涌出量为133M3/T。煤尘爆炸指数煤的火焰长度一般大于400MM，抑制煤尘爆炸最低岩粉用量为8095，煤尘爆炸性指数为27363196，属有爆炸性危险的煤。煤的自燃倾向性煤层自燃倾向性为自燃容易自燃。二氧化碳少量的二氧化碳，浓度为029。地温无热害。地压根据现场实际观测，三条顺槽暂无来压现象；回采时应加强顶板观测与管理，加强特殊地段的支护。二、小煤窑、老巷、采空区的位置及对回采的影响无小煤窑、老巷和采空区。三、地质部门的建议1根据地质报告矿井正常涌水量为55028M3/H，矿井最大涌水量采用大井法的预算结果为93480M3/H。根据“比拟法”用三条顺槽的实测涌水量预测工作面涌水量，预计我矿首采面正常涌水量为1571M/H，最大涌水量为2270M/H。因此，工作面防治水工作应作为安全生产管理的重点。2工作面开采前必须按照探放水设计进行探放水，形成满足要求的防排水系统，在确定无影响的情况下，方可组织生产，确保安全。31131001工作面开采后，受采动影响,将引起上方岩层的移动，形成新的水文裂隙通道，可能使各含水层发生水力联系，因此应编制专项防治水措施，在工作面回采过程中加强水文观测，做好防排水工作，确保工作面安全生产。4回采过程中受采动影响，工作面涌水量变化可能较大，因此，排水人员必须高度重视，坚持井下交接班制度，恪尽职守，做好排水工作。检修人员对排水设备要加强检修，保证完好，确保工作面排水安全。5由于10煤伪顶破碎容易冒落，工作面推进过程中遇到地质构造时，应据揭露情况及时编制相关安全技术措施，防止工作面发生漏顶、片帮事故。6由于工作面超高，应制定防止倒架安全技术措施。7工作面沿走向推进160M时，将遇到3DF8逆断层，需提前编制工作面过断层的专项措施。8由于工作面仰采角度比较大，应制定详细具体的仰采安全技术措施。9由于10煤自燃发火期短，属易自燃煤层，需编制专项防治煤层自燃安全技术措施，加强工作面防灭火管理。10在回采中要加强气体监测，加强工作面的通防工作管理，防止采空区遗煤引起煤层自燃。11工作面回采前应编制初采初放专项措施。第七节储量及服务年限一、储量11131001工作面资源储量由四个块段号（10011、10012、10013、10014）组成，按以下公式计算ZL走L倾HR式中Z工作面资源储量，T；L走工作面可采走向长，M；L倾工作面倾斜长，M；H煤层动用厚度，M；R煤容重，T/M3。其中Z10011476500T；Z10012969600T；Z1001381400T；Z1001439400T；Z总Z10011Z10012Z10013Z100141566900T2工作面预计产量CL走L倾HRY式中C工作面预计产量，T；L走工作面可采走向长，M；L倾工作面倾斜长，M；H工作面采厚，M；R煤容重，T/M3；Y工作面预计回采率。95其中C10011452700T；C10012921200T；C1001377300T；C1001437400T；C总C10011C10012C10013C100141518600T二、工作面服务年限工作面的服务年限工作面预计产量/设计月产量15186001500001012个月第二章采煤方法第一节巷道布置工作面胶带运输顺槽、轨道运输顺槽、回风顺槽、切眼巷道特征见附表21。表21巷道特征表巷道名称断面形状断面/M2支护形式净宽/M净高/M用途胶带运输顺槽异形126锚网锚索支护423运输煤、进风巷轨道运输顺槽异形126锚网锚索支护423运输材料、进风巷回风顺槽异形126锚网锚索支护423运输材料、回风巷切眼异形21锚网锚索支护73安装采煤设备附图21工作面胶带运输顺槽、轨道运输顺槽、回风顺槽及切眼写实剖面图、工作面布置图、工作面剖面图。详见回采地质说明书第二节采煤方法及其依据一、采煤方法及选择依据根据对地质资料的分析，1131001工作面10煤赋存稳定,倾角1222，平均厚度291M左右，煤层结构为简单，伪顶为泥岩，直接顶为粉砂岩,容易垮落,根据国内外中厚煤层开采技术发展现状，结合井田开采技术条件，经中煤科工集团武汉设计研究院设计，采用单一走向长壁采煤法。2、工作面参数确定确定综采工作面长度应充分考虑地质条件与工作面技术装备水平。工作面长度的选择直接影响生产效益，工作面长度的增加，有利于减少端头进刀等辅助作业时间；降低巷道掘进率；有利于提高开机率、工作面单产，从而提高工作面效率。工作面地质条件优越，煤层倾角小、厚度大、顶底板稳定，可将工作面长度适当加大。机械化装备水平越高，要求工作面生产能力越大，工作面长度要与生产能力相适应。工作面长度越大，对工作面机械设备的可靠性的要求越高。确定工作面长度，还应考虑顶板管理、煤层瓦斯含量以及工作面通风等因素，条件受限时，工作面长度不宜过大。针对井田的具体条件，根据矿井规模、生产管理水平以及技术发展等因素，确定1131001工作面1号切眼长度为120米，2号切眼100米，合并后工作面长度为220M。推进长度受地质因素、顺槽胶带强度、巷道掘进方式及各层煤柱和边界条件的制约。根据矿井具体条件和目前本井田开采技术水平，考虑到巷道的掘进、运输、供电等问题，结合设备大修期，确定1131001工作面推进长度为2040M。中厚煤层工作面采高一般根据煤层厚度确定。1131001工作面10煤厚度24M32M，平均厚度为291M，工作面选用的ZY6400/17/35D型液压支架管理顶板，按操作规程规定支架最大支撑高度应小于支架设计最大高度的01M,最小支撑高度应大于支架最小高度的02M，故确定正常回采期间工作面平均采高为291M。煤层厚度变化时，采高随煤层变化及时调整，但不得超过液压支架操作规程中规定的支撑高度，即34M。三、开采层位确定工作面煤层总体结构简单，开采时沿10煤层顶板开采，一次采全高。第三节采煤工艺一、采煤工艺1主要工序采煤机割煤装煤运煤液压支架支护顶板推移刮板输送机采空区处理。2割煤利用MG500/1170AWD型双滚筒采煤机割煤，斜切进刀后，采煤机前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤。3装煤、运煤方式采煤机通过滚筒螺旋叶片转动配合刮板输送机移动装煤，最后由刮板输送机运出工作面，实现装煤、运煤过程浮煤由人工清理。4运输1工作面运输设备SGZ800/2525型可弯曲刮板输送机；2运输顺槽运输采用SZZ900/400型转载机一台、PCM200型破碎机一台、DSJ120/100/3560S可伸缩带式输送机一台，进行运煤。5工作面支护情况1ZYT6400/17/38D型端头液压支架2架；2ZY6400/17/35D型液压支架148架。3运输顺槽、回风顺槽采用DJB1200金属铰接顶梁与DW35300/110X单体液压支柱配合支护。二、工艺流程采煤机割煤追机移架、移溜子、清浮煤采煤机端头斜切进刀、移排头支架、移溜子采煤机割三角煤移排头支架、移溜子拉转载机、撤密集支护。斜切进刀时采煤机运行速度不得超过4M/MIN，正常割煤时采煤机的运行速度不得超过6M/MIN。三、工艺要求1割煤割煤高度为291M，割平顶底板，不留伞檐。割煤时要控制好上滚筒的位置，防止采煤机滚筒损坏支架的伸缩梁。1在生产过程中工作面压力较大、顶板破碎、煤壁片帮严重时及时升前梁，与采煤机的距离不能小于6M，不大于12M，由移架工负责将伸缩梁到位，同时升起护帮板。2在生产过程中工作面压力较小、顶板完整、煤壁无片帮时，支架与采煤机的距离可扩大到1822M，割煤后移架工及时推伸缩梁。2进刀方式采煤机进刀采取端头斜切进刀的方式，斜切进刀段长度为2535M，进刀深度08M。1采煤机运行至工作面端头后，调整采煤机前后滚筒上下位置，改变采煤机运行方向，采煤机沿输送机反向运行，经过刮板运输机的弯曲段进入直线段，滚筒切入煤壁。2推移输送机弯曲段机头（机尾）将刮板运输机推直，同时调整前后滚筒上下位置，向工作面端头运行割三角煤。3调整采煤机滚筒上下位置，改变采煤机运行方向。4采煤机正常割煤，在采煤机割煤后15M以外移刮板运输机。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，追机移架。支架在割煤时距离采煤机后滚筒不得小于4架，不大于6架。特殊情况可采取超前移架；赶不上采煤机时，必须停止割煤。移架极为困难时，可使用单体液压支柱辅助移架。液压支护必须达到足够的初撑力。移架做到快（移架速度快）、够（推移步距够）、正（操作正确无误）、匀（平衡操作）、直（支架成线）、紧（及时支护、紧跟采煤机）、净（及时清除架间架浮煤）。移架后，支架要呈一条直线，并控制最小端面距，要求端面距不得大于340MM。4推移刮板输送机刮板输送机滞后正在割煤的采煤机后滚筒15M以外推移。按照从机头向机尾或从机尾向机头的顺序推移；严禁从中间向两端推移或任意分段推移，推移后保证刮板输送机平直。机头、机尾不滞后，弯曲段长度不得低于15M。5清理浮煤工作面溜子推过之后，要将支架底座箱前方、架间、电缆槽的浮煤清理干净。清煤时，清煤工站在支架与工作面刮板输送机挡煤板之间，与采煤机后滚筒的距离不小于25M。清煤时，要随时观察煤帮和支架情况，以防滚帮煤和架间掉碴伤人。6拉移转载机工作面每推进一个循环,必须及时拉移转载机，不得滞后，以避免造成转载机尾伸入运输顺槽采空区侧过多，而造成转载机尾处顶板难以维护的现象。附图22采煤机进刀方式示意图附图22采煤机进刀方式示意图第四节工作面支护设计一、综采工作面1根据本矿井或相邻矿井同煤层矿压观测资料预计工作面矿压参数，见表22。表22同煤层矿压观测与本工作面矿压参数选取表序号项目单位同煤层实测本面选取或预计直接顶厚度M238老顶厚度M1571顶底板条件直接底厚度M0812直接顶初次垮落步距M015来压步距M2040最大平均支护强度KNM2590最大平均顶底板移近量MM1003初次来压来压显现程度明显来压步距M60100最大平均支护强度KNM2600最大平均顶底板移近量MM2004周期来压来压显现程度明显最大平均支护强度KN/M24515平时最大平均顶底板移近量MM506直接顶悬顶情况M27底板容许比压MPA8直接顶类型类9老顶级别级10巷道超前影响范围M202支架计算1采用经验公式进行支护强度的计算PT（综采）981HR57094KNM2057MPA式中PT工作面合理的支护强度，KNM2；H采高，M；取291M顶板岩石密度，TM3，取25TM3；R应该支护的上覆岩层厚度与采高之比，取8液压支架支护强度为08MPA057MPA，因此选用ZY6400/17/35D型液压支架能满足工作面支护强度。2按采煤工作面质量标准规定，1131001工作面支架需要承受的荷载为8倍采高的岩石重。顶板压力Q8采高岩石重力密度工作面长支架最大控顶距（829125220490）KN627396KN工作面共有2架端头支架ZYT6400/17/38D和148架中间架ZY6400/17/35D。工作阻力F640026400148960000KN可见FQ，所选支架的工作阻力符合要求。表23支架参数对照表序号项目单位同煤层实测本面选取或预计直接顶厚度M238老顶厚度M1571顶底板条件直接底厚度M0812直接顶初次垮落步距M015来压步距M2040最大平均支护强度KNM2590最大平均顶底板移近量MM1003初次来压来压显现程度明显来压步距M60100最大平均支护强度KNM2600最大平均顶底板移近量MM2004周期来压来压显现程度明显最大平均支护强度KN/M24515平时最大平均顶底板移近量MM506直接顶悬顶情况M27底板容许比压MPA8直接顶类型类9老顶级别级10巷道超前影响范围M20由上述两种计算方法及表23比较可见，选用ZY6400/17/35D型液压支架能满足工作面支护强度要求。3超前支护计算1依据下列公式对超前20米的顶板压力进行估算Q4/32/F式中岩石重力密度，取25KN/M；巷道跨度的1/2；巷道宽度为42M；F岩石坚固性系数，取2；Q（4/32521212）KN/M2735KN/M2由上可得，20M的超前压力为Q采Q2042Q采6174KN2选用最大支撑力300KN的单体支柱的实际支撑能力计算RTRR300085255KN式中RT支柱工作阻力，KN；R支柱额定工作阻力，KN；取300KNR支柱阻力影响系数，取085；3由此可得，超前支护20M内应支设单体液压支柱柱数为NQ采RT6174255242根式中N支柱密度，根RT支柱实际支撑能力，KN根。超前支护段选用DW35300/100X型，最大额定工作阻力300KN的单体液压支柱；胶带运输顺槽超前支护单体支柱的间、排距设计为1200MM2200MM，共用36根单体支柱；轨道回风顺槽单体支柱的间、排距设计为1200MM1100MM，共用54根单体支柱；根据计算两顺槽超前支护单体液压支柱设计满足支护要求。三、乳化液泵站。支架的快速、安全操作是实现安全高效的前提，而支架的移架速度主要取决于支架液压系统的流量。为了适应综采工作面快速移架、推移输送机的需要，1131001工作面设计选用WRB400/315X型乳化液泵站、WPB400/16型喷雾泵。WRB400/315X型乳化液泵站（三泵两箱），其技术参数如下流量400L/MIN压力315MPA单机功率250KW电压1140VWPB400/16型喷雾泵（两泵一箱），其技术参数如下流量400L/MIN压力16MPA单机功率125KW电压1140V第五节设备配置工作面设备配备表表23工作面设备配备表设备名称规格型号数量备注双滚筒采煤机MG500/1170AWD1液压支架ZY6400/17/35D148端头液压支架ZYT6400/17/38D2可弯曲刮板输送机SGZ800/10501转载机SZZ900/4001破碎机PCM2001可伸缩带式输送机DSJ120/100/3560S1乳化泵BRW400/315X3喷雾泵BPW400/162KBSGZY315/101KBSGZY800/101KBSGZY2000/101KBSGZY1000/101矿用隔爆型移动变电站KBSGZY3150/101单体液压支柱DW35300/110X100金属铰接顶梁DJB1200100无极绳绞车SQ120/132P2慢速绞车JSDB16328MM钢丝绳潜水泵BQS280320/6400/N3附图23工作面设备布置示意图第六节工作面顶板控制一、正常工作时期顶板控制方式。支护方式及时支护。要求割煤后，及时移架支护新暴露出的顶板，缩小顶板暴露面积，支架接顶要实要平，以防造成片帮、漏顶、冒顶事故。所用支架为本架操作，在移架时两相邻支架首先支撑有效，再移本架。端面距大时要及时升起前梁和打开护帮板。降架时，掌握好降架高度，做到少降快移，严禁大降慢附图23工作面设备布置示意图移。端面距不得大于340MM，确保支护质量和控顶效果。二、特殊时期及特殊地段的顶板控制1来压及停采前的顶板管理加强顶板来压的预测预报工作，准确判断来压的时间和位置。工作面要提前做好来压预防支护工作。提高支架检修质量，杜绝“跑、冒、滴、漏、窜”，严格支架工操作，确保泵站压力及支架初撑力合格，同时保证超前支护的数量和质量。停采前要编制收尾专项措施，并按本作业规程严格管理顶板，以确保工作面实现安全顺利停产。2过断层及顶板破碎时的顶板管理1过断层前，应根据工作面与断层走向的交角，调整开采工艺，使断层调至与工作面斜交或正交，以减少断层在工作面的揭露面积。2顶板破碎时，采用擦顶带压移架。移架滞后采煤机后滚筒不得超过1架，此条件下仍不好管理时，提前采用架棚打顶杆的措施；操作支架时，支架工要进入支架座箱里操作，以防后滚筒甩出煤块伤人。3应力集中区的顶板管理对于应力集中区必须保证支架初撑力及泵站压力达到规程规定要求。提高开机率，加快推进速度，并严禁进入机道作业，若必须进入作业时，必须严格按措施执行。三、支护质量要求1工作面液压支架最小控顶距4100MM，工作面最大控顶距4900MM，端面距340MM。2采煤机司机生产时要严格控制工作面采高。3液压支架工在顶板破碎处要带压移架。4支架保持一条直线，确保支架中心距误差不超过100MM；支架间间隙不超过200MM；立柱前后偏差不超过50MM；侧护板正常使用，支架不超高使用。煤壁保持一条直线，与顶底板垂直，伞檐大于10M时，其最大突出部分不超过200MM；伞檐长度在10M以下时，其最大突出部分不超过250MM。顶底板割平，不出现台阶下沉。5液压系统要确保完好，支架各部位销子必须上齐、紧固，确保支架完好，无漏液，不失效；移架要及时，端面距不超过340MM，支架顶梁与顶板平行接触，其最大仰俯角小于7。6工作面应做到“三直一平一净两畅通”，即煤壁直、面溜直、支架直、顶底板平、浮煤杂物清理净、上下安全出口畅通。7支架内无浮煤、浮矸堆积，支架构件上无煤尘积聚，相邻支架间错差不超过顶梁侧护板高的2/3。8工作面支架、两巷单体液压支柱实行编号管理，材料、设备码放整齐并有标志牌。9两巷所用支柱完整，无断梁折柱现象，确保支护强度。两道无积水、无淤泥、无浮煤浮矸、无杂物，搞好两道文明生产。10工作面液压支架的各类销子严禁挪作他用或者混用，工作面内特殊支护齐全，局部悬顶和冒落不充分的应采取强制放顶。第七节上、下顺槽及端头顶板控制一、工作面上、下顺槽及端头和超前支护形式1采用金属铰接顶梁配单体液压支柱进行支护。2胶带运输顺槽超前支护单体液压支柱柱距1200MM，排距2200MM，支二排。其长度不得小于20M。3回风顺槽超前支护单体液压支柱柱距1200MM，排距1100MM,支三排。其长度不得小于20M。4端头支护工作面端头支护采用液压支架及单体液压支柱配金属铰接顶梁支护，工作面头尾第一架与单体液压支柱配金属铰接顶梁支护间距不大于500MM两端头关门点柱间距不大于300MM。二、质量要求1支柱排成一条线，支柱柱距、排距允许偏差100MM。2支柱应支到实底，并做到迎山有力；单体液压支柱初撑力不小于90KN。3所有单体液压支柱系好防倒绳，并连接牢固。4所有单体液压支柱手把、阀体方向相一致；阀体平行于巷道，注液侧朝向背风侧。5工作面安全出口必须保证宽度不小于08M，高度不小于18M；保证无杂物，行人运输畅通。6工作面端头的浮煤、浮矸要清理干净，供排水管路和电缆要吊挂整齐。7严禁人员跨越运转中的设备，人员需通过的地方必须设置过桥。三、与其它工序之间的衔接关系。1在胶带运输顺槽、轨道回风顺槽替换单体液压支柱时，必须将面溜、采煤机停机闭锁并有专人监护作业地点及周围安全情况，方准作业。2超前支护的工作结束后视顶板完整情况回收锚杆托板及锚索托盘，以保证放顶工作的顺利进行。当顶板破碎时可不予回收。附图24工作面支护图四、为维持工作面正常生产，胶带运输顺槽及轨道回风顺槽必须备有一定数量的常用支护材料，见表24。附图24工作面支护图表24支护材料表名称规格数量名称规格数量金属铰接顶梁DJB120036（根）单体液压支柱DW35300/110X25根枕木1200MM150MM120MM50（块）铁丝网1000MM10000MM25卷材料存放在两巷的安全地带，靠一帮码放整齐且不超过巷道宽度的三分之一，不得影响通风、行人和运输。备用材料的数量在特殊需要时可适当增加。备用材料放置地点与通风设施距离大于5M。附图26工作面、顺槽超前支护示意图平、剖面图附图27端头支护示意图平、剖面图第八节矿压观测一、矿压观测内容。1检查工作面支架支撑状态；2检查单体支柱支护情况；3检查两个顺槽顶、底板移进量。二、矿压观测方法。1利用工作面支架表检查支架的支撑状态，支架初撑力是否符合要求，发现问题及时处理；2利用测力计检查单体液压支柱支撑状态，单体液压支柱初撑力是否符合要求，发现问题及时处理；3工作面顺槽利用三角位移观测，监测顶板下沉量；4工作面支架要求每班检查一次，区队技术员把检查数据及时的送到技术科。由技术科统一安排，如有问题及时处理。附图26工作面、顺槽超前支护示意图平、剖面图附图27端头支护示意图平、剖面图第三章生产系统第一节运输一、运输设备及运输方式。工作面生产的煤由工作面刮板输送机、运输顺槽转载机、运输顺槽胶带输送机、进入区区段煤仓、从主斜井运出地面，线路如下1131001工作面1131001胶带运输顺槽区段煤仓主斜井地面。二、辅助运输设备及运输方式1回风顺槽采用无极绳绞车进行材料及设备的运输，运输线路如下副斜井第一中车场1131001轨道回风顺槽1131001工作面。2轨道运输顺槽采用无极绳绞车进行材料的运输，运输线路如下副斜井第二中车场1131001轨道运输顺槽1131001工作面。附图31运输系统示意图第二节一通三防与安全监控一、通风系统1工作面风量计算1按气候条件计算Q采6070VSKHKL6070101351213885M/MIN式中Q采采煤工作面实际需要风量，M3MIN；60为单位换算产生的系数；70有效通风断面系数；V采煤工作面的风速，按采煤工作面进风流的温度从表31中选取，MS；取10S采煤工作面的平均有效断面积，按最大和最小控顶有效断面的平均值计算，M2；最大控顶面积147；最小控顶面积123。KH采煤工作面采高调整系数，具体取值见表32；取12KL采煤工作面长度调整系数，具体取值见表33。取13附图31运输系统示意图表31V采煤工作面进风流气温与对应风速采煤工作面进风流气温/采煤工作面风速/MS120102023101523261518表32KH采煤工作面采高调整系数采高/M20202525及放顶煤面系数（KH）101112表33KL采煤工作面长度调整系数采煤工作面长度/M长度风量调整系数（KL）150815800809801201012015011150180121801301402按瓦斯涌出量计算Q采100QCH4K采通10002011530M/MIN式中Q采采煤工作面实际需要风量，M3MIN；100按采煤工作面回风流中瓦斯浓度不应超过1的换算系数；QCH4采煤工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量，M3MIN，取0201M3MIN。K采通采煤工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，正常生产时，连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日绝对瓦斯涌出量的比值。取153按二氧化碳涌出量计算Q采67QCO2K采通670691570M3MIN式中Q采采煤工作面实际需要风量，M3MIN；67按采煤工作面回风流中二氧化碳浓度不应超过15的换算系数；QCO2采煤工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量，069M3MIN；K采通采煤工作面因二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，正常生产时，连续观测1个月，日最大绝对二氧化碳涌出量与月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值。取154按工作人员数量计算Q采4N446184M3MIN式中Q采采煤工作面实际需要风量，M3MIN；4每人每分钟应供给的最低风量，M3MIN；N采煤工作面同时工作的最多人数。取交接班人数最多为46人5按风速进行验算验算最小风量。Q采60025SMAXSMAXLMAXH70验算最大风量。Q采6040SMINSMINLMINH70式中Q采采煤工作面实际需要风量，M3MIN；SMAX采煤工作面最大控顶有效断面积，M2；LMAX采煤工作面最大控顶距，M；H采煤工作面实际采高，M；SMIN采煤工作面最小控顶有效断面积，M2；LMIN采煤工作面最小控顶距，M；025采煤工作面允许的最小风速，MS；70有效通风断面系数；40采煤工作面允许的最大风速，MS；60025SMAXQ采6040SMIN2218852952M3MIN根据上述原则确定本工作面实际需要风量为885M3/MIN。该风量能满足1131001回采工作面风量要求，且风速符合煤矿安全规程规定，能够有效的减少煤尘飞扬。2通风路线地面主、副斜井第二中车场1131001轨道运输顺槽、1131001胶带运输顺槽1131001回采工作面1131001轨道回风顺槽回风斜井地面。二、瓦斯防治（一）瓦斯检查1工作面设专职瓦斯检查员检查瓦斯,专职瓦斯检查员要每隔35小时检查一次各瓦检点的瓦斯浓度，每班至少检查两次，并及时向区队、调度室汇报，如有高温或气体超限时，随时检查。2瓦斯检查地点分别设在第一区段煤仓上口、1131001轨道运输顺槽口、1131001工作面胶带运输顺槽距离工作面10M范围内、1131001回采工作面、1131001回采工作面回风上隅角、1131001工作面回风顺槽距离工作面10M范围内、1131001轨道回风顺槽机电设备处、1131001轨道回风顺槽口以里15M处。（二）瓦斯监测1加强对1131001回采工作面瓦斯的监测监控管理。1131001工作面胶带运输顺槽与通风联络巷交叉口以里10M15M（串联通风）安装瓦斯传感器，报警瓦斯浓度为05，断电瓦斯浓度05，复电瓦斯浓度05，断电范围1131001胶带运输进风流中、工作面及其回风流全部非本质安全型电器设备。在1131001回风顺槽上隅角安装瓦斯传感器，报警瓦斯浓度为10，断电瓦斯浓度15，复电瓦斯浓度10，断电范围1131001回采工作面及其回风流全部非本质安全型电器设备。在轨道回风顺槽距工作面煤壁10M范围内，安装瓦斯传感器，报警瓦斯浓度为10，断电瓦斯浓度15，复电瓦斯浓度10，断电范围1131001回采工作面及其回风流全部非本质安全型电器设备。在轨道回风顺槽机电设备处，安装瓦斯传感器，报警瓦斯浓度为10，断电瓦斯浓度10，复电瓦斯浓度10，断电范围1131001回采工作面及其回风流全部非本质安全型电器设备。在轨道回风顺槽口以里15M处安装瓦斯传感仪报警瓦斯浓度为10，断电瓦斯浓度15，复电瓦斯浓度10，断电范围1131001回采工作面及其回风流全部非本质安全型电气设备。2队长、技术人员、班长、电钳工、采煤机司机必须携带便携式瓦斯检测报警仪,安全员将所携带的便携仪悬挂于1131001工作面回风上隅角处，采煤机司机将瓦斯便携仪放在采煤机上对1131001工作面瓦斯进行监测。3出现瓦斯超限时，应立即停止生产，切断电源，撤出人员，及时汇报矿调度室，由通风科制定措施，报矿总工程师同意后执行。4监测监控安装线路1131001胶带（轨道）运输顺槽第二中车场主斜井调度室地面机房1131001轨道回风顺槽第一中车场副斜井第二中车场主斜井调度室地面机房三、供水防尘系统1防尘管路系统1131001胶带（轨道）运输顺槽防尘供水系统1131001胶带（轨道）运输顺槽安设108MM防尘供水管1131001工作面设备列车处安设的喷雾泵，供工作面采煤机内外喷雾、工作面架架喷雾、转载点喷雾、电机冷却水、乳化液泵箱、三机转载喷雾、运输顺槽防尘水幕、洒水降尘等。1131001轨道回风顺槽防尘供水系统1131001轨道回风顺槽108MM供水管1131001工作面（该管路负责轨道回风顺槽防尘水幕、轨道回风顺槽冲尘等）。2防尘设施1过滤器及闸阀的安设为保证防尘用水的水量、水质及管路维护方便,两顺槽水管均在进入顺槽处和供水管路末端安装过滤器、闸阀。2三通闸阀的安设在胶带（轨道）运输顺槽和轨道回风顺槽安装108MM供水管，每隔50M设一个三通闸阀，安设给水栓或者消防栓。3智能自动喷雾降尘控制系统在1131001工作面每4组支架安装1台分机，每1组支架安装1个电磁阀、1组喷嘴，在采煤机上安装传感信号发射装置，实现割煤喷雾，自动跟踪采煤机运行，通过采煤机的光传感器控制，使喷雾降尘装置在采煤机下风流20M左右处开始喷雾。当采煤机反向运行采煤时，从最后一组到第一组喷雾则依次自动喷雾。4喷嘴布置每个支架都有一组喷雾装置，在采煤机正常割煤过程中必须保证采煤机下风侧20M范围内的喷雾正常开启，保证设施完好，雾化良好，正常使用。5转载点喷雾1131001工作面运输皮带机头设一组手动喷雾，喷头68个；皮带机头主副滚筒各安设一组手动喷雾，喷头24个。工作面刮板运输机头处、转载机转载点、破碎机煤流进、出口处各安设喷雾，喷头24个。6顺槽防尘水幕在1131001轨道回风顺槽中距工作面30M处,安设两道自动风流净化水幕；在1131001胶带（轨道）运输顺槽中距设备列车30M处,安设一道自动风流净化水幕；在1131001胶带（轨道）运输顺槽口处,安设一道自动风流净化水幕；当工作面煤尘较大时，可在胶带（轨道）运输顺槽和轨道回风顺槽内适当的位置另行安设净化水幕，每道风流净化水幕的喷雾喷头不少于7个单眼喷头,且雾化良好,覆盖巷道全断面。回风顺槽风流净化水幕均随工作面的推进而向外移动。7煤尘冲刷要每天清理巷道浮煤，并定期进行洒水灭尘；顺槽内确保每天至少冲洗一次，保证巷内无煤尘堆积,靠近工作面附近20M范围内煤尘必须每班冲洗；每班结束后，必须将所有机电设备上和各转载点前后20M范围内的浮煤、浮尘清理干净。8个体防护进入工作面和回风顺槽侧工作的所有人员必须佩带防尘口罩。9其他要求所有防尘设备要与其他设备同时安装完毕,做到防尘效果好。无防尘设施不准生产,无防尘用水不准生产。10粉尘监测每月对1131001工作面总粉尘浓度测定两次，粉尘分散度每6个月测定一次，每两月对工作面的呼吸性粉尘浓度进行测定一次。3隔绝瓦斯、煤尘爆炸措施（1）隔爆水袋位置在1131001工作面胶带运输顺槽、1131001工作面轨道运输顺槽、1131001工作面轨道回风顺槽安设辅助隔爆水袋棚，隔爆水袋应安设在巷道直线段内。（2）具体要求1131001工作面胶带运输顺槽、1131001工作面轨道运输顺槽、1131001工作面轨道回风顺槽安设辅助隔爆水袋棚。顺槽口向里60200米处设一组隔爆水袋棚，巷道中部设一组隔爆水袋棚，最后一组隔爆水袋棚距工作面距离为60200米。每处隔爆水袋棚总水量按巷道断面积计算不得少于200L/M2，水棚长度不得小于20米。隔爆水袋采用40L容量。水袋应采用易脱钩的吊挂方式，挂钩位置应对正，每对挂钩的方向应相向布置（勾尖对勾尖相对）。隔爆水棚要做到经常清刷,保证水量,水袋应每周至少检查一次，发现损坏及时更换。四、防灭火系统1监测系统1131001工作面选用KSS200型矿井火灾多参数色谱监测系统。系统由自动取样器、专用色谱分析仪、色谱数据处理工作站以及束管采样单元组成。其中，自动取样器具有32路束管接口，数据处理工作站可控制自动取样器，循环采集各路束管的气样进行分析。同时，还留有手动进样口，可以分析人工采集的任何地点的气样。（1）设备设置火灾预报束管监测系统采用双回路电源供电，以保证系统安全可靠地工作。根据井下工作面、采空区发火观测点的设置情况和预留发火观测点的情况，主下井束管管缆选择为1根16芯，配套设备也按照16芯束管的配套能力选择。主束管管缆沿主斜井下井，在工作面的上下顺槽内采用4芯和单芯束管。（2）观测点设置1131001工作面布置5个监测点，分别为回风顺槽上隅角、回风顺槽口、运输顺槽口、回风顺槽距离工作面10M处、工作面采空区（距工作面30M处）。（3）管路束管布置监测室总管分开后将各单管插接到控制柜的各束管接头上并作好相应标识。束管管缆为聚乙烯管，井下束管吊挂，束管吊挂高度距巷道底板18米，水平固定间距小于15米。采空区束管套地质钻管保护，每根束管负责一个测点的气样，为了防止采空区集水堵塞束管，每个探头抬高05米以上。2工作面防灭火措施装备（1）制氮设施制氮设备1131001采煤工作面回采期间采用地面安设的固定式制氮泵注氮，制氮设备选用KGZD600型地面固定式制氮装置2套，电机功率12KW，电压380V。该设备制氮纯度大于等于970，最大制氮量为600M3/H。注氮工艺轨道运输顺槽安装有一趟4寸的注氮管至切眼位置，通过横贯提前向两侧的皮带运输顺槽各敷设4寸注氮管路60M，同时在横贯与皮带运输顺槽处留一个2寸的出气口，工作面推进30米后，开始向采空区注氮。根据银星一号煤矿经验，每天向采空区注氮一次，每次注氮时间为68小时。采空区注氮量计算QNA/（1440PTN1N2）（C1/C21）1200000/（14401342780908）（203/91）390（M3/MIN）234M3/H式中QN注氮流量，M3/MINA回采工作面产量，120万吨T服务时间取278天P煤的密度取134吨/M3N1管路输氮效率取90N2采空区注氮效率取80C1空气中的氧含量取201C2采空气氧气惰化指标取900通过以上计算1131001采煤工作面在回采期间每小时必须向采空区注氮234M3/H。注氮管径选择D主管01457（QN/V）1/201457（295/10）1/280（MM）V取10M/S（管内气体流速）因此在1131001采煤工作面采空区注氮管路选择管径为1004的无缝焊接钢管，PN15MPA。输氮管路的铺设管路在铺设中应尽量减少拐弯，要求平、直、稳，接头不