4304回采作业规程

1、 综采工作面作业规程编 号：BLGC-0901 措施名称：4304综采作业规程 施工单位： 综采队 施工负责人： 技术负责人： 规程编制人： 编制日期： 年 . 月 . 日 审 批 签 字 表规程（措施）名称：4304综采作业规程编审单位签 字日 期编制单位编 制 人技术负责人安全负责人职能科室生产技术科通 风 科安 监 科机 电 科调 度 室矿领导采掘副总技术副总安全副总生产副矿长总工程师矿 长审 批 意 见同意本规程，意见如下：1、工作面两巷要在适当位置挖水窝，水窝至工作面挖临时水沟，工作面积水通过水沟流入水窝，水窝处设水泵，将水通过排水管路排出。2、通风科在4304回风联巷内安设一组自动

2、喷雾，净化风流。工作面割煤时必须开启架间喷雾，综采队定期对隔爆水袋加水。3、工作面注氮执行4304工作面注氮措施，由通风科负责编制。4、工作面严禁丢底煤回采。5、技术科加强对工作面回采率的考核。6、初采初放、末采措施另编。目 录第一章 概况3 第一节 工作面位置及井上井下关系3 第二节 煤层4 第三节 煤层顶底板5 第四节 水文地质5 第五节 影响回采的其他因素6 第六节 储量及服务年限6第二章 采煤方法7 第一节 巷道布置7 第二节 采煤工艺8 第三节 设备配置10第三章 顶板控制17 第一节 运输巷、回风巷及端头顶板控制17 第二节 矿压观测19 第三节 工作面顶板控制16第四章 生产系统

3、18 第一节 运输18 第二节 “ 一通三防”与安全监控18 第三节 排水29 第四节 供电30 第五节 通信照明40第五章 劳动组织及主要经济技术指标40 第一节 劳动组织及循环作业40 第二节 主要经济技术指标35第六章 煤质管理43第七章 安全技术措施37 第一节 一般规定37 第二节 顶板38 第三节 防治水40 第四节 爆破40 第五节 运输50 第六节 机电44第八章 灾害应急措施及避灾路线504304工作面综采作业规程编制说明：4304工作面综采作业规程编制以煤矿安全规程、煤矿工人技术操作规程、上级有关文件规定及采区设计、白芦初设等为依据。第1章 概况第一节 工作面位置及井上井下

4、关系 一、工作面位置及井上井下关系本工作面东邻东翼北运输巷，南邻东翼回风巷，西为4303工作面，北为杏园煤场边界。二、地质说明书概况 煤层名称4-1煤工作面名称 4304工作面 地面标高+1283+1372工作面标高 +1200+1270 地面位置位于主斜井工业广场东北约1000m空地处,开采对其无影响。井下位置及相邻采掘关系工作面范围坐标X：.506196 25624.266，Y：.682.284。位于井田中部，西部为未采动块段，东部为采区三条上山，南部为东翼三条大巷，北部邻近原杏园煤矿采空区。走向长（m） 415倾向长(m)150煤质情况水分Mad 灰分Ad挥发分Vdaf发热量Qgr,d全

5、硫St,d胶质层煤 种3.08% 28.24%39.03%22.48MJ/kg0.42%Y值3mm主要为长焰煤，仅在井田南部101、102号钻孔附近为气煤4-1号煤作为炼焦配煤时属低灰中灰、低硫分中低硫、低热值高热值煤 4-1号煤作为动力用煤时属中灰高灰、特低硫低硫、低热值高热值煤第二节 煤层一、本工作面倾角为2-3，为近水平煤层，属于稳定煤层，煤层结构简单（几乎不含夹矸，在遇到断层及破碎带时局部有夹矸），煤种为烟煤，煤层硬度系数f=4。表1-1煤质情况序号项目符号单位检验结果1全水分Mt%7.02收到基灰分Aar%28.453空气干燥基灰分Aad%29.764焦渣特征CRC25干基全硫ST，

6、d%0.006空气干燥基高位发热量Qgr,adKcal/kg51087收到基低位发热量Qgr,adKcal/kg46778固定炭FCad%40.769空气干燥基全硫St，ad%0.0010粘结%0.0011干基挥发分Vd%27.52第3节 煤层顶底板表1-2煤层情况顶、底板名称岩石名称厚度/m直接顶 粉砂岩2-3伪顶炭质泥岩0.3-0.5直接底 粉砂岩0.3-0.5基本底砂质页岩0.3-0.8 4号煤层具厚度大，夹多层高岭石夹矸，具高灰低硫的特点，为发育在三角州平原洪泛盆地上的淡水泥炭沼泽，造成夹矸发育，灰份偏高。该煤层结构简单极复杂，岩性多为高岭岩、炭质泥岩和砂质泥岩。其顶板一般含砾粗砂岩，

7、有时为泥岩、砂质泥岩，抗压强度31.7MPa，抗剪强度上部为7.53MPa；底板多为粉砂岩，抗压强度20.66MPa，抗剪强度3.79MPa。 主要由砂岩、砂质泥岩、泥岩及粉砂岩组成，在其下部发育2层薄煤层，均为不稳定不可采，含煤性较差。 第四节 水文地质 一、涌水量 4304工作面正常涌水量8m/h，最大涌水量14m/h。 二、含水层（顶部和底部）分析 煤层底板含有少量砂岩水。 三、其它水源分析大气降水与马关河水为本区地下水的主要补给源。大气降水在本区由于水量少，强度大，故直接渗入量极少，大部分消耗于土壤水分的蒸发及形成地表径流排入马关河。井田内4-1号煤层上距地表约158 m,计算的导水裂

8、隙带高度小于4-1号煤层距地表的距离，故地表水不会通过采眼底板有裂隙渗水现象，马关河地表水补给下石盒子组风化壳裂隙水，但由于距煤层（除白芦井田西部4-1煤层）较远，从现在资料分析而言，地下开采不会产生影响。第五节 影响回采的其他因素 瓦斯绝对涌出量为0.55m3/min，相对涌出量为1.13m3/t，二氧化碳绝对涌出量0.65m3/min，相对涌出量1.33m3/t 。无冲击地压现象，无应力集中区。采掘工作面的空气温度不超过30、机电设备硐室的空气温度不超过34，本工作面温度满足此规定。瓦斯瓦斯绝对涌出量为0.55m3/min，相对涌出量为1.13m3/t，二氧化碳绝对涌出量0.65m3/mi

9、n,相对涌出量1.33m3/t 。煤尘有爆炸性危险，在生产中要落实好各项综合防尘措施自燃本井田4号煤层自燃倾向性质为自燃等级级，在开采过程中应注意防范地温属正常区地压属正常区第六节 储量及服务年限 一、几何尺寸工作面长度：工作面净煤长度为：150m。工作面可采长度:185m。综采放顶煤一次采全高，机采高度3.0m。煤层厚度：平均为7.26m，容重1.46g/cm3。 二、工业储量 N总=1851507.261.46=T 三、设计采出煤量计算按初次放煤步距10m，停采线前20m不放顶，割煤回采率95%，放煤回采率85%计算：割煤采出量：N1=1851503.01.4695%=T放煤采出量：N2=

10、185150(7.26-3.0）1.4685%=T 四、设计出煤量N=N1+N2=+=T 五、工作面设计回采率=N/N总=/=85% 六、工作面服务年限n=工作面可采长度/每日推进长度=185m/2.4m=77天 第2章 采煤方法第1节 巷道布置一、工作面运输顺槽承担工作面供风、行人、运输、敷设线路等任务，运输巷出口连接东翼运输巷，运输物料由副井经集中轨道巷及东翼轨道巷到达回风巷；工作面回风巷承担回风、敷设管路等任务，回风巷出口连接总回风巷及东翼轨道巷。二、工作面运输顺槽、回风顺槽均采用锚网索联合支护，矩形断面，运输顺槽宽4.8m，掘高3.2m，回风顺槽4.6m，掘高3.3m；顶板选用1820

11、00mm等强左旋螺纹钢锚杆，锚杆间、排距1000800mm，锚索规格15.247500mm，间距3m；帮锚杆选用182000的玻璃钢锚杆，锚杆间排距为1000800mm。三、工作面切眼，采用锚网索、双排点柱联合支护顶板，矩形断面，工作面主切眼净宽8.5m，净高3.1m，选用规格为182000mm螺纹钢锚杆，锚杆间、排距1000800mm；选用规格为15.247500mm锚索。第2节 采煤工艺 一、采煤方法（一）采煤方法的选择根据工作面地质资料和采煤技术手段与现有设备条件，确定工作面采用走向长壁后退式综合机械化放顶煤采煤方法。（二）采高的确定根据工作面煤厚（平均7.26m）和地质条件以及现有设备

12、的技术性能，确定工作面使用ZF6800/20/32型放顶煤液压支架，选用ZFG7200/22/35型过渡液压支架。综合考虑煤厚、支架支护高度和采煤机的适应高度，工作面设计采高确定为煤机割煤高度为3.0m，放煤高度为4.26m。采放比为3.0:(7.26-3.0)=1:1.42二、回采工艺回采工艺流程：落煤装煤运煤支护（移架）推移前部运输机放煤拉后部运输机放顶(一)落煤1、落煤方式工作面采用MGT/300/730-1.1D型交流电牵引双滚筒采煤机，沿工作面单向割煤，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤。2、采煤机进刀方式本工作面采用端部斜切进刀的方式，即采煤机割煤到溜头后，返向清扫浮煤到距溜尾约25-30

13、m的范围内调整两滚筒上下位置，使溜尾滚筒逐渐抬高割溜尾段顶煤，溜头方向滚筒清扫底煤，当采煤机两滚筒完全割入溜尾段煤壁后将工作面前溜推直推入煤壁侧进行割煤，当煤机割完溜尾段后，再次调整两滚筒上下位置进行向溜头方向割煤，跟煤机滞后10架移架、推溜，如此往复。3、割煤注意事项（1）根据工作面煤层赋存条件，采高要保持在3.0m0.2m的范围内，正常情况下沿底板割煤，不允许留底煤。（2）顶底板要割平，不得留有台阶。（3）煤机割到机头、机尾时，必须保证将煤割平割透，保证顺槽顶底板到工作面顶底板过渡平缓。（4）采煤机割煤时必须克服底板局部起伏，保证溜槽弯曲的垂直夹角不超过刮板输送机的技术要求。同时保证输送机

14、运转自如，不发生挂、卡溜槽等撞击的事故。（5）工作面遇有坚硬夹矸时，要采取其它有效措施，严禁用采煤机强行截割。（6）必须保证采煤机滚筒截齿完好无缺，割煤时如发现截齿丢失、严重磨损等现象时，应及时更换截齿。 （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前部刮板输送机内。放煤时通过液压支架后尾梁的摆动，将顶煤落至后部刮板运输机内。前后部刮板运输机运煤至转载机上，然后进入顺槽皮带，通过井底煤仓至主斜井皮带到地面。1、装煤注意事项（1）推移刮板输送机时必须保证推溜成一条直线。（2）必须保证刮板输送机的平整，不得出现飘溜、凹溜或局部起伏太大的现象。（3）刮板输送机机头、机尾推进度应保持一致，推

15、移步距为0.6m。（4）推移工作面刮板输送机时，必须距采煤机后滚筒15m后进行，不得出现急弯现象，溜子弯曲段长度不小于15m，除弯曲段外其余部分不得出现弯曲。（5）若推溜困难时，不应强推硬过，必须查明原因处理好后再推溜。尤其底煤出现台阶，需要采煤机重新扫底，再推溜。 （三）放煤煤机割煤后放煤工通过液压支架后尾梁的摆动，将顶煤放入后部刮板运输机内。放煤由两名专职放煤工负责，采用采放平行作业、一采一放双轮顺序放煤方式。初次放煤在工作面推进10m后进行，停采线前20m停止放煤，机头机尾各五架不放煤。第一轮放出顶煤的1/3，第二轮放到见矸关门，两轮放煤间距严禁少于10架。放煤工要根据后溜中的煤量控制放

16、煤速度，防止压死后溜。1、放煤注意事项（1）初次放煤时，应在工作面刷帮试采离开切眼10m后进行放煤，防止将切眼支护材料冒落掉入后溜中。（2）放煤工应加强责任心，放煤时注意观察煤流情况，遇到矸石急剧增加时要及时停止放煤，将插板打出，尾梁摆起。（3）放煤时，若遇大块煤不易放出，可反复伸缩插板，并上下摆动尾梁使顶煤破碎、充分冒落。（4）放煤时要加强煤质管理，见矸即停止放煤，保证含矸率及灰分不超标。放煤严禁漏架不放，顶煤要放干净，严禁随意丢失顶煤。加强顶煤的回收，提高回采率。（5）应严格控制割煤和放煤的速度，确保运输煤量均衡，设备运转正常。（6）工作面机头机尾各留4台支架不放煤，以维护出口顶板的安全。

17、第3节 设备配置 序号设备名称型 号单位数量1端头液压支架ZFG7200/22/35台52中部液压支架ZF6800/20/32台983采煤机MGT/300/730-1.1D台14前部刮板输送机SGZ764/320部15后部刮板输送机SGZ764/400部16转载机SZZ764/160部17破碎机PCM132台18设备列车乳化液泵BRW400/31.5台2乳化液箱RX-2500台1喷雾泵BPW315/6.3台2水箱SX-2500台1移动变电站KBSGTY2-T-1250/10台1移动变电站KBSGTY2-T-800/10台1组合开关QJZ-4315/1140台3开关QJZ-400/1140台1（

18、一）表2-1主要设备配置 （二）表2-2采煤机主要技术特征序号名称参数备注1型号MGT/300/730-1.1D2采高范围m2.03.53适应煤层倾角25度4适应煤层硬度F45总装机功率（Kw）7306供电电压（V）11407滚筒直径（mm）18008滚筒截深（mm）6009牵引速度（m/min）0-7.7-12810牵引力KN75045011最大卧底量mm28012机身尺寸：长宽高（mm）1200014001200 （三）表2-3刮板输送机主要技术特征序号名称参 数1型号SGZ764/320型（前部刮板输送机）SGZ764/400型（后部刮板输送机）2输送量t/h7508003长度m1501

19、504刮板链速m/s1.11.15电机功率（Kw）216022006电压等级（V）114011407中部槽：长宽高（mm）150072429515007242958槽联接方式哑铃联接哑铃联接 （四）表2-4破碎机主要技术特征序号名称参数1型号PCM132型2破碎能力t/h12003最大入料粒度（mm）700950（长度不限）4最大输出粒度（mm）3005破碎锤头数（个）46供电电压（V）11407电机功率（Kw）1328破碎物料硬度f4.59外形尺寸（长宽高）mm35401785174110总重量t11.5511生产厂家山西煤矿机械制造公司 （五）表2-5转载机主要技术特征序号名称参数 1型号

20、SZZ764/1602输送量t/h1100 3长度m454刮板链速m/s1.335爬坡角度（度）126供电电压（V）11407电机功率（Kw）1608刮板间距（mm）7369前移方式迈步自移 10生产厂家山西煤矿机械制造公司 （六）表2-6液压支架主要技术特征工作面选用ZF6800/20/32型放顶煤液压支架，选用ZFG7200/22/35型端头过渡液压支架。全面安装103架。上下出口使用DW-35型单体液压支柱配合金属铰接顶梁进行超前支护。 序号名称中间支架 过渡支架1型号ZF6800/20/32型ZFG7200/22/35型2形式四柱支撑掩护式放顶煤支架四柱支撑掩护式放顶煤支架3适应煤层倾

21、角15154支撑高度（mm）2000/32002200/35005宽度mm1430/16001430/16006支架中心距（mm）150015007初撑力（KN）571061858工作阻力（KN）680072009支护强度Mpa0.880.960.880.9210移架步距（mm）60060011泵站压力（Mpa）31.531.5第3章 顶板控制第一节 运输巷、回风巷及端头顶板控制一、端头支护 工作面溜头安装两架过渡支架，溜尾安装三架过渡支架，以加强工作面端头（机头、机尾）的支护强度和支护面积。二、出口支护 1、上下出口煤壁线起向外20m、向里至两巷放顶线使用DW35型单体液压支柱配合HDJB-

22、1200型金属铰接顶梁使用。运输巷从切顶排向外6m打设2排单体液压支柱加强支护，由此向外打设两排单体支柱，排距2.6m，柱距1.2m。回风巷从切顶排向外6m打设2排单体液压支柱加强支护，由此向外打设两排单体支柱，排距2m,柱距1.2m。切顶排密集单体支柱柱距不大于0.5m，戗柱要斜打在铰接顶梁上，柱脚与加强支护的单体支柱柱脚相对，加强支护的打设根据巷道宽度及支架的上行下窜进行适当调整，出口超前支柱初撑力不低于90kN，高度不低于2.8m。要求行人、通风、运料畅通无阻。 2、巷道超高及顶板破碎地段要用长半圆木、道木及4.5m单体等接实顶板。3、所有梁子的铰接销子要打到位，三用阀一律和巷道方向一致

23、，卸液口朝向采空区。4、加强对工作面两顺槽超前支护的管理，顶板来压时进行二次注液，用防倒绳将单体上端连接好，起到二次防倒的目的，用硬连接将单体连接牢固，排成一条直线，接顶不实的加上半圆木等进行接顶，铰接顶梁销子插到位。 三、备用支护材料工作面运输巷DW-35型单体支柱备用15棵，回风巷DW-35型单体支柱备用15棵，1.5m两巷道各备用1.5m长半圆木5棵，存放于超前支护之外20m,无特殊情况不得动用备用材料，用后必须及时加以补充。 四、支护操作顺序和要求1、采用超前支护方式，即割煤后先移支架后移刮板输送机，其工艺流程为：割煤移架移刮板输送机。2、移架为依次顺序移架，即支架沿采煤机割煤方向依次

24、移架。一般情况液压支架滞后采煤机后滚筒4-6架的距离依次跟机移架；特殊情况，例如老顶来压、顶板破碎时，应追机移架，支架滞后前滚筒12架。移架步距0.6m。 3、当煤壁发生片帮时，在采煤机割煤前必须超前移架及时支护顶板。 4、支架为本架操作，移架步骤：降架移架调架升架。 5、移架的注意事项 拉架时必须使支架保持一条直线。 必须及时拉架，拉架距采煤机后滚筒4-6架，如果顶板压力较大或有冒顶危险时，应及时跟机拉架，以免发生冒顶事故。移架过程中如发生顶板破碎冒顶时，应及时超前拉架，以防止顶板继续冒落。移架时，要保证支架移到位，端面距应保持不超过340mm。移架时支架可下降150200mm，以移动支架为

25、原则，在破碎顶板下必须采用擦顶带压移架，移架过程中应随时调正支架。 6、支架操作的基本要求操作液压支架要做到“快、正、够、匀、平、紧、严、净”等要求。快：移架及时、迅速，做到少降、快拉。正：支架定向前移，不上下歪斜，不前倾后仰。够：每次移架步距要够，支架移过后要成一直线。匀：支架间距要按规定保持均匀。平：要使顶梁和底座平整地和顶底板接触，力求受力均匀。紧：使顶梁紧贴顶板，移架后支架必须达到足够的初撑力。严：架间空隙要挡严，侧护板要保持正常工作状态。：将底板上的浮煤，浮矸清理干净，保证支架和刮板输送机顺利前移。第二节 矿压观测 一、矿压观测内容1、工作面矿山压力显现的现场观测。2、工作面支架阻力

26、观测。3、工作面超前支承压力观测。4、工作面煤壁片帮观测。5、巷道变形观测。二、矿压观测方法 1、工作面支架阻力观测：工作面液压支架载荷工作阻力测定，在工作面每台支架安装一台压力表，记录工作面推进过程中支架的压力变化情况。每天进行矿压检测指导工作面生产。 2、煤壁片帮观测：以支架上的压力表数值为依据，分别观测支架前方煤壁的片帮与顶板破碎情况。 3、观测两巷道煤壁情况，看是否有明显的弯曲变形、片帮。 4、观测顶板有无离层现象，破碎现象，两端头有无悬顶。三、工作面支护质量监测1、监测内容：工作面支架初撑力、煤壁片帮值、采高、端面距等，顺槽单体支柱初撑力、超前支护质量等。2、矿不定期对工作面和顺槽支

27、护质量进行动态检查，对存在的问题限期整改。第三节 工作面顶板控制 一、顶板管理 1、顶板管理方法：全部垮落法管理顶板。 2、工作面控顶距（最大控顶距和最小控顶距） 最大控顶距LmaxL1L2S 最小控顶距LminL1L2 其中：L1顶梁长度，为4150mm； L2端面距，为340mm； S截深，为600mm。 最大控顶距Lmax41506003405090mm 最小控顶距Lmin4150340=4180mm 最大控顶距为5.09m，最小控顶距为4.18m。 3、初次放顶和正常放顶期间的顶板管理正常割煤后，及时移架支护新暴露出的顶板，缩小顶板暴露的面积和时间，以防造成片帮、漏顶、冒顶事故。支架接

28、顶要严实有力。端面距大时要及时移超前架或打出护帮板。降架时，掌握好降架高度，做到少降快移，严禁大降慢移。做到及时护顶或者移超前支架，端面距不得大于340mm，确保支护质量和控顶效果。 4、工作面初次来压时的顶板管理 （1）成立顶板管理领导小组，由队长负责组织每天分析现场顶板情况。 （2）如发现顶板有异常情况时，应及时向有关领导和部门汇报，并立即停止作业，采取处理措施。 （3）工作面工程质量必须达到“三直、一平、两畅通”的要求，保证液压支架接顶平、严、实，避免液压支架出现大的仰俯角。 （4）工作面顶板无台阶下沉，顶板冒落高度大于300mm时要及时处理。 （5）初次来压时支架工必须按照操作规程作业

29、，根据实际情况可以二次拉架。 （6）上、下顺槽超前支护不少于20m，支护的单体支柱一定要达到初撑力，要排成一条直线；必要时要改变支护方式，加强支护强度。 （7）来压前加强液压支架的检修，保证所有支架均达到初撑力。 （8）来压前加强设备的检修，保证设备在来压期间正常运转。 （9）来压时加强组织，快速推进，甩掉压力。 （10）提高泵站的压力，保证支架的初撑力，防止压死支架。 5、正常工作时期顶板支护方式 （1）采用追机移架的方式对顶板进行及时支护。在采煤机割煤之后，先移支架再移运输机，采用带压移架的方式移架。顶板破碎时要超前移架。 （2）工作面应达到动态的质量标准化要求，确保“三直、两平、一畅通”

30、的质量要求。 （3）加强支架的支护强度，确保支护质量，支架初撑力不得小于24Mpa。 （4）采煤机割煤后，要及时移架，移架与采煤机后滚筒的距离一般不超过15m，防止长时间空顶。 （5）工作面出现冒顶时，要及时用木料接顶，并支好支架。 二、支架工作阻力核算 1、支护强度的计算 采用经验公式计算：q =9.8HK 式中：q工作面合理支护强度，KN/；H采高，取3.0m；顶板岩石重力密度，取1.46t/m；K作用于支架上的顶板岩石系数，一般取58；顶板条件好，周期来压不明显，取下限；否则取上限。此处选取8。因此 q=9.8HK=9.83.081.46=343.4KN/ 2、工作阻力计算 支架工作阻力

31、P应满足顶板支护强度要求，支架工作阻力由支护强度和支护面积所决定。式中： F 支架的支护面积，m2。可按下式计算：式中：L支架顶梁长度，4.15m C梁端距，0.34m S煤机截深，0.6m B支架顶梁宽度，1.5m K1架间距，0.15m A支架中心距，1.5m。对支撑式支架，支架立柱的总工作阻力等于支架工作阻力。对于掩护式和支撑掩护式支架，由于受到立柱倾角的影响，支架工作阻力小于支架立柱的总工作阻力。工作阻力与支架立柱的总工作阻力的比值，称为支架的支撑效率。所以支架立柱的总工作阻力=P/=4327KN为支架支撑效率，掩护式和支撑掩护式支架取=80%。因此，所选支架工作阻力应不小于3149K

32、N根据以上计算结果，考虑富裕量，中间支架设计工作阻力确定为6800KN,为了加强输送机机头、机尾的支护，两端过渡支架工作阻力确定为7200KN,选用ZF6800/20/32型型放顶煤液压支架，ZFG7200/22/35型过渡支架。第4章 生产系统第1节 运 输一、物料运输系统1、工作面物料运输路线：地面料场副斜井集中轨道大巷集中轨道上山东翼轨道巷4304回风巷工作面。2、工作面材料回收路线：工作面4304回风顺槽东翼轨道巷集中轨道上山集中轨道大巷副斜井地面料场。二、运煤系统1、采区运煤路线4304工作面4304运输顺槽四部皮带三部皮带二部皮带一部皮带主井煤仓主井皮带地面煤仓。2、运煤设备及运输

33、方式工作面采用前后两部刮板输送机运煤，后部刮板输送机型号SGZ764/400型；前部刮板输送机型号SGZ764/320型。运输巷选用一部SZZ764/160型桥式转载机；安装顺槽DSJ1000/630/2*200型可伸缩胶带运输机。运输上山安装第一部SD-150型胶带运输机，运输大巷安装第二部皮带，4301运输顺槽外侧安装第三部皮带，东翼运输大巷安装第四部皮带，4304运输顺槽安装顺槽皮带。第2节 “ 一通三防”与安全监控一、工作面风量计算 每个采煤工作面需要风量，应按瓦斯、二氧化碳绝对涌出量以及工作面气温、风速和人数等规定分别进行计算，然后取Q采1Q采5的最大值作为该采煤工作面需要风量。 表

34、4-1 K采高回采工作面采高调整系数表 采高(m) 2. 0 2.02.52.55.0及放顶煤面 调整系数(K长) 1.0 1.1 1.5 表4-2 K采面长采煤工作面长度调整系数表 采煤工作面长度(m) 100150 150200 200250 调整系数(K长) 1.0 1.1 1.2 表4-3 K温采煤工作面温度与对应风速调整系数 采煤工作面空气温度（） 采煤工作面风速（m/s） 配风调整系数K温 1820 2023 2326 2628 2830 0.81.0 1.01.5 1.51.8 1.82.5 2.53.0 1.001.001.101.101.251.251.41.41.6 1、按

35、瓦斯涌出量计算以采煤工作面回风巷瓦斯浓度不超过1%，且应低于最高风速4m/s。a、根据采煤工作面回风巷瓦斯浓度不超过1%为标准计算：Q采=100q回K采通式中：Q采采煤工作面需风量q回采煤工作面回风流绝对瓦斯涌出量，m3/minK采通采煤工作面瓦斯涌出不均匀的风量备用系数，取1.60；则Q采=1000.411.60=65.6m3/min 2、按CO2涌出量计算根据采煤工作面回风巷二氧化碳浓度不超过1.5%为标准计算：Q采=66.7q碳回K采通式中：q碳回采煤工作面回风流绝对二氧化碳涌出量，m3/min； K采通采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的风量备用系数，取1.60；则Q采=66.72.311.

36、60=247 m 3/min3、 按采煤工作面同时作业人数计算需要风量： 每人供风量4m3/min Q采1=4N =450= 200（m3/min） 式中：N工作面最多人数；4、按气象条件计算Q采=Q基本K采高K采面长K温(m3/min)式中：Q采采煤工作面实际需要的风量，m3/min；Q基本不同采煤方法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(m3/min)=606.03.070%0.8=605(m3/min)K采高回采工作面采高调整系数1.5。K采面长回采工作面长度调整系数1.0。K温回采工作面温度与对应风速调整系数1.0。Q采=6051.5

37、1.00.9=907m3/min5、按风速验算根据煤矿安全规程规定，回采工作面最低风速为0.25m2/s，最高风速为4m2/s的要求进行验算。即：按最低风速验算，采煤工作面的最低风速Q采Q采15S采=1514.6=219(m3/min)按最高风速验算，采煤工作面的最高风量Q采Q采240S采=24014.6=3504(m3/min)经验算，Q采=907m3/min，满足风速要求。经过以上计算和验算4304工作面风量取值为907m3/min。6、 通风路线 新鲜风流主斜井井底车场运输上山运输大巷东翼运输大巷4304运输顺槽4304工作面4304回风顺槽总回风巷回风斜井地面 二、黄泥灌浆系统4304

38、工作面采用埋管灌浆法沿回风顺槽巷于采空区预先铺好灌浆管(一般预埋58m钢管)，预埋管一端通采空区，一端接胶管，胶管长一般为2030m，灌浆随工作面的推进，用回柱绞车逐渐牵引灌浆管，牵引一定距离灌一次浆，要求工作面采空区能灌到足够的泥浆。1、 黄泥灌浆管路布置地面灌浆站井底车场回风上山回风大巷集中回风上山东翼回风大巷4304回风顺槽工作面2、 灌浆时间灌浆防灭火系统主要用于以下情况，直至工作面恢复正常回采、自然发火征兆消失并持续稳定在3天以后停止灌浆。工作面初采距开切眼30m，撤架期间距停采线30m时，启动灌浆防灭火措施，以防止开切眼和停采线自燃。工作面无法正常推进时或日推进度小于合理推进度时。

39、回采工作面回采结束永久封闭后。出现自然发火隐患，检测到自然发火的标志气体且呈持续上升趋势时。3、 灌浆管理灌浆区温度检测派专人定期检测灌浆灭火区、灌浆防火工作面及其采空区的气温、煤温和出水温度。灌浆区气体检测利用火灾束管监测系统和地面气体分析实验室定期对灌浆防火区域进行气体成分的监测。气体分析成分主要有：氧气、甲烷、一氧化碳、二氧化碳、乙烯。采集气体的地点为：4304工作面的采空区束管监测点、回风巷、上隅角；通向火区的密闭墙内侧或钻孔内；其他需要的地点。采集气体的时间为：灌浆防火期间每天取一次样；回采工作面或其他地点在发火期间（未封闭的情况下）每班取一次样；灭火封闭区域内每班取一次样。4、灌浆

40、安全技术措施注浆前的操作：将注浆泵电源和吸浆排浆管接通后，变速箱先置于空档，启动电机运转正常后，打开高压管路上的卸压阀，对各档位进行吸清水实验，检查泵的运转和吸、排浆管路的通畅程度等情况，发现异常及时处理（如果压力表有明显的压力显示，表明高压胶管内有杂物堵塞，必须处理，只有一切正常后方可注浆）。每次注浆前，必须检查安全阀的灵敏度，并调整到规定注浆终压（可大0.10.2MPa）位置。压力表和安全阀必须安装在排浆管路上，严禁吸水泥浆，避免水泥堵塞而损坏压力表造成安全阀失灵。安装高压管路和泵头各部件时，各丝扣的连接必须拧紧。注浆过程中必须有专人观察井壁情况，发现异常马上停止注浆。注浆初期，若表压骤升

41、，这并非注浆已达终压，而是注浆孔堵塞，此时立即停注，重新扩孔再继续注浆。若注浆孔吸浆量突然增大，表压迅速下降，这表明可能在某处管壁开裂跑浆，立即检查，并作堵缝处理。泵正常运转注浆中，禁止现场人员在注浆孔附近停留，防止封水管受高压跑出或阀门破裂时伤人。注浆过程中，注浆人员的身体要避开注浆管的正面；开关放浆阀门时要在侧面操作，防止喷漏浆伤人；严防注浆管弹出伤人。注浆过程中如果要处理注浆泵及注浆管路时，必须先停机，打开卸压阀并确定卸压后，再打开管路进行处理。注浆过程中必须及时处理跑浆；严禁将注浆管口对准其它作业人员。操作注浆泵司机与把注浆泵人员要密切配合，其注浆给压、停泵、开泵要听从把注浆孔人员的口

42、令。每班班长要认真填写原始记录，每班结束后向通风科汇报当班注浆情况并移交原始记录。严格控制灌浆比例和灌浆量。灌浆材料应满足相关规定的要求，严格控制浆液泥水比，并控制灌浆量不使过大。每班注浆结束后，必须把整个管路、泵及浆桶冲洗干净，然后检查吸、排浆阀。注浆过程中，如果出现设备异常响声，压力极不稳定，要立即停机查明原因并进行处理。如果突发事件危机安全时，立即停机后撤离工作面。下放、提升机械设备时，必须栓牢调稳，并检查钢丝绳、绳卡（扣）与各连接处，且通知绞车司机慢提慢放。灌浆泥浆土水比1：3。随着采面推进应及时拉出埋管，拉管时必须将绳套子牢固地固定在埋管的拉头上，要求各根绳子的长短一致、受力均匀。待

43、所有工作人员撤到绞车以外的安全地带后，再开动绞车向外拉管。注浆时，泥浆要均匀，注浆泵运转应正常，遇裂缝跑浆时要及时堵塞。注浆泵距注浆地点较远，应设直通电话。停止注浆前，必须先通知地面制浆站停止送浆，要延续1520分钟闭浆，将管内存浆全部注入钻孔内。先关闭注浆孔阀，然后立即向孔内压清水冲洗，冲洗时间一般不少于20分钟(先小水后大水)，冲孔后将各处管路、阀门等处理好。 三、注氮系统1、 注氮管路布置 制氮硐室东翼运输大巷4304运输顺槽工作面2、 注氮方式4304工作面在正常回采期间选择采用开放式注氮方式，工作面回采完毕或火区封闭后采取封闭式注氮方式。根据回采期间具体情况选择连续性注氮或间断性注氮

44、。 3、注氮安全技术措施注氮的氮气浓度不得低于97%，低于97%立即停止注氮。在采空区进行注氮防火或在火区进行注氮灭火时，必须编制相应安全技术措施，并经矿总工程师审批后，方可实施。每班的氮气注入量不得随意调整；需要调整时由通风科根据推进度、配风量等因素进行计算，经矿总工程师同意后进行调整。制氮设备的管理人员和操作人员，必须经培训，考试合格，并取得结业证和上岗证后，方可上岗。输氮管路系统必须固定专人进行检查与维修，保持管路、阀门良好，不发生漏气。注氮巷内的输氮管路的严密性必须每天检查一次，主输氮管路必须每五天检查一次。注氮时撤出所有闲杂人员，每班技术员现场跟班，技术指导。注氮时必须有专用记录本和

45、台帐，记录开关机时间、注氮量、压力、开关司机等，以便对注氮情况进行分析。注氮管第一次向采空区注氮，或停止注氮后再次注氮时，应利用工作面附近的三通阀门，先排出管内气体，避免将空气注入采空区中去。注氮管路的铺设：管路的铺设应尽量减少拐弯，要求平、直、稳，接头不漏气。每节钢管的支点不少于两点，每节软管的吊挂不少于4点，不允许在管路上堆放他物。低洼处可设置放水阀；输氮的管路在分岔处应设置三通和截止阀及压力表；输氮管应进行防锈处理。定期对输氮管进行试压检漏。注意检查工作面及回风巷道风流中瓦斯涌出情况，若发现采空区大量涌出瓦斯，风流中瓦斯超限时，可适当降低注氮强度。每次注氮必须有三人检查管路漏气现象，处理

46、漏气管路时，要有3人以上。使用注氮防灭火系统前，必须建立完善的束管监测系统和矿井安全监测系统，并保证其连续正常工作。并设置专职瓦检员，加强工作面与进回风顺槽的氧气监测，发现氧气浓度低于18%时立即停止工作，撤出人员，减少注氮量，待风流中氧气浓度大于18%时，方能恢复工作。注氮期间，通风科派专人检查注氮灭火区及工作面气体、气温、煤温、出水温度、钻孔气体等情况，并按规定进行采气样化验。分析注氮防灭火效果，包括注氮前、后的采空区的三带变化情况、注氮量、注氮扩散半径、注氮口移动步距等，定期提出分析报告。注氮期间加强采面的防尘管理工作，工作面采煤机、运输机、运输顺槽、轨道顺槽各种防尘、降尘设施完好，不得

47、拆除损坏。加强通风管理：确保工作区域空气满足要求，正常情况下氧气浓度不得低于18%，二氧化碳浓度不得超过0.5%，其它气体须符合规程规定。 四、煤层注水系统1、用煤层注水泵进行注水。2、对煤体进行注水时，必须确认所封的孔凝固后，才能通过钻孔对煤体进行注水。3、钻孔注水压力大于5Mpa，煤层顶板及煤帮渗出水滴方可停止注水。4、施工期间，施工地点顶板必须支护完好、且无悬矸浮货，水沟必须畅通，水管到位。5、注水泵在运转时施工人员严禁靠近传动部分，防止发生意外造成伤人事故，如注水泵出故障时应切断电源后施工人员方可进行处理。6、钻孔注水前，必须先检查注水泵出水管与封孔管的之间连接情况，确保其牢固可靠后才

48、能开始注水工作，且注水时严禁正对着钻孔或注水泵出水口，人员必须站在1米外。7、安装设备及施工期间先检查施工地点5m范围内巷道支护情况，确认无安全隐患后方可进行施工。8、打眼、注水前，由跟班班长对工作面顶板、煤壁及支护情况进行全面检查，确保无危险后，方可进行作业。9、注水孔采用钻机施工，专职打眼工负责打眼。打眼前要认真检查钻机的起闭是否灵敏可靠，零部件是否齐全完好。打钻时严格按规定的布孔进行施工。打眼时，应控制钻杆不要剧烈晃动，防止钻孔打偏。10、打眼人员的打眼作业位置距离正在注水的注水孔16以上。11、注水孔打够深度后，注水器插入钻孔深度不得小于1。12、打钻时应采用长钻杆远距离打钻的方法，防

49、止煤壁片帮伤人。打钻时接长钻杆，打钻人员在打钻过程中始终与煤壁保持1.5以上的距离。13、注水前要检查注水系统和注水管线的密封性，在高压管路密封性不好或破损时，禁止注水；同时要认真检查注水枪各接头连接情况，若发现松动，必须及时连好，防止脱扣伤人。当高压管处于承压状态或注水期间，禁止连接、拆卸和修理高压管件。14、打眼、注水期间，必须安排专人观察顶板、煤壁及支护情况，若发现异常立即停止作业，撤出人员，采取措施进行处理。15、注水时严禁人员站在正对注水孔及其上下5.0位置，注水时封孔器要用8#铁丝牢固拴锚索上，固定点不少于两处，防止封孔器窜出伤人。16、注水期间，要加强综采面的瓦斯地质管理工作，地

50、质构造带处应停止注水工作。遇到断层时应观察注水量，发现跑水时应停止注水。17、注水过程中发现孔口附近一定范围内的煤壁渗水，应先关闭截止阀，停止注水。待注水孔内水压降下来后再抽出封孔器，防止封孔器突然喷出伤人。18、施工中必须对风、水软管注意保护，防止被挤坏、砸坏。19、注水泵必须由专人负责操作和看管，注水泵的压力不能超过10a，严禁无油、无水运行，冷却水压力应小于0.5MPa。20、注水压力应视煤质疏松程度调整，为延长泵的使用寿命，正常排出压力应调至12MPa以下。注水钻孔与面的倾向平行，距顶板1.4m，距底板1.6m，直径65mm，孔深不得小于面长的2/3（140m），孔间距不小于20m，封孔长度不低于1m、如遇松软煤层，应适当加大封孔距离，打眼地点在回风顺槽。 五、综合防尘系统 （一）防尘管路系统静压池主斜井井底车场回风上山东翼轨道大巷4304回风顺槽工作面静压池主斜井井底车场运输上山东翼运输大巷4304运输顺槽4304工作面 （二）防尘方式1、 超前工作面进行