637综放工作面作业规程

1、财荣煤矿116-7E11首采综放工作面作业规程第一章概况.第一节 第二节 第三节 第四节 第五节工作面位置及井上、下关系 地质概况开采技术条件 回采作业建议 储量及服务年限第二章采煤方法第一节巷道布置及支护方式第二节采煤方法第三节设备配置第三章 工作面顶板管理 .33345-11 -第一节工作面顶板管理-第二节工作面上、下端头及超前支护形式及规格第三节乳化液泵站-第四节矿压监测-第四章生产系统11 -11 -13 -14 -15 -第一节第二节第三节第四节第五节第六节第七节第八节第九节第十节运输系统 通风系统 排水系统 供电系统 压风系统瓦斯防治 煤层注水 防灭火系统. 防尘系统 供水、液系统

2、.第十一节安全监控系统第十二节 通讯联络及照明系统 第五章劳动组织及主要技术经济指标 第一节劳动组织第二节主要技术经济指标151618181818错误!未定义书签。1922222324-25 -25 -错误!未定义书签。财荣煤矿116-7E11首采综放工作面作业规程3第六章质量管理-29 -第一节支护和设备质量 第二节提高煤质措施.29 -29 -第七章安全技术措施第一节第二节第三节第四节第五节第六节第七节第八节第九节总则-矿井“六大系统”试运转、初采初放等各项安全技术措施 顶板管理-防治水-“一通三防”及安全监控 运输安全技术措施机 电-职业卫生健康管理第八章灾害预防与避灾路线-30 -30

3、3133505153555661-63 -财荣煤矿116-7E11首采综放工作面作业规程-65 -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116-7E11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，可米面积92150m、可米储量114万吨。二、工作面地面位置及回采对地面的影响116-7E11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+768+791m井下对应标高(+612)(+637) m 最大采深 154m116-7E11首采综放工作面

4、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116-7E11综放工作面所采煤层。井田水文地质类型为简单一中等 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 1.5 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1.2 116-7E11首采综放工

5、作面煤层顶底板岩性表6-7顶板名称岩石名称厚度（m岩性特征顶板细砂岩30 35钙质泥质胶结与水呈松散黏 糊状，受第二系底砾岩含水层 影响，易造成坍塌稳定性较差底板粉砂岩68抗压强度为57.42Mpa,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，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 0.013。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

6、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、储量情况表1.3 116-7E11 综放工作面储量表走向长(m倾斜长(m)斜面积(rf)煤厚(m容重(t/m 3)工业储量(万t)回采 率(%)可米储量(万t)95097921503.2/16.451.3412393114储量二、服务年限116-7E11综采工作面平均厚度9.58m,平均倾角14°,工作面长度 为100m煤的容重1.29t/m 3，开

7、帮高度为3.2m,放顶煤高度为6.38m。 放顶煤步距1.2m,每开两次帮放一次顶煤为一个循环， 循环进尺1.2m。 循环产量为：W帮=LXSxhx r XZ=100X 1.2 x3.2 x 1.29 x 0.95=470.6 (t) 式中：W帮一帮煤循环产量，t 工作面长度煤的容重，1.29t/m 3循环进尺，1.2m米咼，3.2m帮煤回采率，95%ZW顶=LXSXhx r XZ=100X 1.2 x6.38 x 1.29 x0.8=790.1(t)式中：W顶一顶煤循环产量，t工作面长度煤的容重，循环进尺，顶煤高度，1.29t/m 31.2m6.38m顶煤回采率，80%则工作面循坏产量为 W

8、=V帮+W顶= 1260.7t设计采用三班工作制两班生产，一班检修，每天4刀，推进度2.4m， 则回采工作面日产量为：Q 日=2W=2<1260.7=2521.4t。每月生产22天，则月产量：Q月=22Q日=55470.8t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116-7E11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116-7E11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

9、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7移架7推前溜7 拉后溜7割煤7移架7推前溜7 放顶煤7拉后溜。三、工艺说明1 、采高的确定本工作面可采煤厚3.216.45m,其中割煤高度3.0 士 0.1m，放煤高度0.26.58 m，采放比为1: 1.062.19。2 、落煤方式采用MG250/630-W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

10、0.5m，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 ZYG7200/ 21/30型)，移架步距0.6m。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

11、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0.6m，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1/3 1/2，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

12、 1.2m，即每割两刀底煤放一次顶 煤。单轮放煤步距为0.6m。(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。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。拉后溜滞后放煤10 15m拉后溜，不放煤时，滞后推前溜10 15m进行, 使前后部溜子保持平行。四、生产方式1

13、 、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0.6m。2 、采煤机采用交流变频调速方式，牵引速度0 7.1m/min，运行中应保持在 14.5m/min范围内，机采截深0.6m，采高应稳定在3.0 士 0.1m，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

14、平均厚度9.58m,其中机采3.0 士0.1 m，其它由放 顶煤采全高，放煤步距1.2m，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、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:1、工作面采煤机：MG250/630-WD2、工作面输送机：SGZ 746 /2X 160/2 X

15、 80转载机：SZZ 746 /160/80破碎机：P LM1000( PCM110) 型锤式破碎机 乳化液泵；BRW 200 /31.5 (200KW ) 顺槽皮带机：DSJ 1000 /75 KW71架工作面支架：ZY5600/17/32喷雾泵：BRW125/31.5(2 X 75KW ) 信号综保、照明综保ZBZ 4.0组合开关：QJZ2-2100/1140-8组合开关：QJZ2-1260/1140-210、智能馈电开关：KBZ-1000/114011、矿用移变：KBSGZY-1000/10/1140矿用移变：KBSGZY-1600/10/114012、慢速绞车:JH 2013、双速绞车

16、:JSDB-1914、无极绳绞车:JWB75J-021140V)。采区装机总容量：2114.4 KW (其电压等级为上巷煤墙D采煤机上行，在机头斜切进入煤壁，推机尾溜子1巷A采煤机下行在机尾斜切进入煤壁，推机尾溜子B采煤机上行割三煤C采煤机下丁割煤，推溜上替图2-1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1.5m，最大控顶距为6782mm最小控顶距为6182mm采煤机滚筒截深为0.6m,放煤步距为 1.2m，移架步距为0.6m。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200mm2、工作面顶板管理：工作面

17、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n型梁两对四根错接布置梁间距0.8米，一梁四柱进行支护。工作面上口第一架到116-7E11上巷上帮宽度0.8m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0.8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0.8米使用1.2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0.6-1.0米处使用1.2米铰接

18、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n型梁两对四根错接布置梁间距 0.8 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 0.6-0.8 米。下帮第一根与下巷下帮宽度超过 0.8米时，加打一排铰接顶梁。(2) 下巷超前支护：下巷距上帮0.6-1.2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0.8米处使用1.2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

19、”制度， 处理顶帮活煤或大碴块时必须使用 2-3m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 1.8m，行人侧宽 度不小于1.0m，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

20、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 50KN4、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

21、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

22、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1.0m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BRW200/31.5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116-7E11上巷距切眼50-100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 0.2m3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

23、监测一、矿压观测内容116-7E11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

24、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

25、汇报，及时采取 相应措施。第四章生产系统第一节运输系统、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SGZ 746/160 X2/80X2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SGZ- 746/160 X2/80X2溜子内）载入下端头 SZZ 746 /160/80 型桥式 转载机中，转载于DSJ 1000 /75 KW胶带输送机中，经过116-7E11 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0.2m3消防沙箱一个，消防锨2 把，消防桶2个、

26、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1.0t矿车或花车、JWB75J-02型无极绳绞车。工作面运料路线为：副斜井一+637m水平 车场一+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 0.6m,舌恢机弯曲度不得超过 3°5°，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

27、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T工作面前 /后溜T下巷转载机T下巷皮 带机T缓冲煤仓T主斜井皮带T地面转载皮带T储煤厂。第二节通风系统一、通风方式116-7E11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7主斜井7 +612m水平石门7工作面下巷7切眼7 工作面上巷T工作面回风联络巷T总回风巷T地面。（2）反风：新鲜风由回风斜井7工作面回风联络巷 7工作面上巷7切眼7工作面下巷7 +612m水平石门7主斜井7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

28、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。K温 m3/min; m3/min;（1）按采煤工作面气象条件计算 Q米=Q基本X K米高X K米面长X 式中：Q采采煤工作面需要风量， Q基本采煤工作面所需的基本风量，Q基本=60 X工作面控顶距X工作面实际采高X70% X适宜风速=60X5.7X2.5X 70%X 1 =598.5m3/min ;K采高采面采高调整系数，见表 4-1-1,取1.5;K采面长采面长度调整系数，见表 4-1-2,取1.0;K温采面温度与对应风速调整系数，见表 4-1-3,取1.

29、0。贝y： Q 采=598.5X 1.5X 1.0X 1.0=897.75m3/min=14.96m3/s。表4-1-1Kh回采工作面采高调整系数采咼（m）< 2.02.02.52.55.0及放顶煤系数（Kh）1.01.11.5表4-1-2 Ki回采工作面长度调整系数回采工作面长度（m）801501502001 > 200长度调整系数（Kl）1.01.01.31.31.5表4-1-3 Kt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(C)采煤工作面风速(m/s)配风调整系数(Kt )<180.30.80.918200.81.01.0020231.01.51.001.10

30、23261.51.81.101.2526281.82.51.251.4028302.53.01.401.60(2) 按工作面瓦斯涌出量计算：Q 采= 100X q 瓦绝X K瓦式中：Q采一回采工作面供风量，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3.51m3/t，采煤工作面最大瓦斯涌出量为 0.4m3/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 0.4 X 24X 60X 30- 5679=3.04 m3/t，取工作面最大日产量

31、2269t (6-7 煤)， 则改造后采煤工作面绝对瓦斯涌出量为：3.04 X 2269/ ( 24 X 60)=4.79m3/min。二水平10号煤层工作面绝对瓦斯涌出量为 4.89m3/mi n, 大于+580m水平6-7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。1.2。K采通采煤工作面瓦斯涌出不均匀系数，贝y： Q 采=100X4.89X 1.2=586.8m3/min二9.78m3/s。(3) 按工作人数计算Q 采=4X N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。贝y： Q 采=4X 24=9

32、6m3/min=1.6m3/s。(4) 按工作面温度选择适宜的风速进行计算Q采=60V采X S采式中：V采采煤工作面风速，1m/s;14.25m2。S采采煤工作面的平均断面积，贝y： Q 采=60 X 1 X 14.25=855m3/min=14.25m3/s。(5) 按风速进行验算15X S 采W Q 采W 240X S采式中：S采采煤工作面平均有效断面，取 14.25m2。Q 采 > 15X S 采=15x 14.96=224.4m3/min=3.74m3/s,Q 采 w 240X S 采=240X 14.96=3590m3/min=59.84 m3/s。根据以上计算，综采放顶煤采煤

33、工作面需风量：Q 采=14.96m3/s。第三节排水系统该工作面预计最大涌水量 20m3/h，设防能力为40m/h.一、排水路线：116-7E11回风顺槽排水路线：工作面上巷 7 + 580水仓7地面净化水池612 运输顺槽：工作面下巷 7 + 580水仓7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、+ 116-7E11水平回风巷顶板上部区域存在局部富 水区域，制定116-7E11首采综放工作面防排水方案如下：1、上下巷各铺设一趟4寸排水管路。2、工作面在回采前的富水区域再进行探放。3、下巷下帮在低凹处开凿三至五个有效容积不低于10m的泵坑。并

34、安装排水泵，其中排水能力不小于 40m/h。lOm4、上巷在巷道两处低凹各开凿一个泵坑，有效容积布低于 的泵坑并安装排水泵，其中排水能力不小于 40m/h。5、根据我矿现有设备情况，上巷水泵型号为：BQS20-50-7.5/N型水泵三台；下巷水泵型号为；BQS80-50-22/N 一台和BQS20-50-7.5/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 KBSGZY-1000/10/1140移动变电站一台 KBSGZY-1600/10/1140 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

35、压风由地面压风机房两台型号为G185-8/150837的压风机供到116-7E11上下巷及工作面。压风管管径为50mm第六节瓦斯防治116-7E11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0.4m3/mi n,计划配风量 890m3/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

36、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116-7E11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）系统回风井7 +637m水平联络回风巷71、注浆路线：地面灌浆站7+637m水平回风巷7工作面上拐头。二、灌浆方法1、日常灌浆设计采用条带埋管灌浆方式进行、锚杆/铁丝固定于底板岩石，用灌70m左右

37、时根据掩护支架工作面的特殊性，灌浆，即预先埋设筛管（长 15m浆软管连接到回风顺槽灌浆支管，当筛管处在下隅角后部 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，

38、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

39、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，贝y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。

40、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7 回风井7 +580m水平回风巷7 +612m 水平运输巷7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

41、防供水系统全矿井地面共有4个蓄水池，其中2个容量为100 m3, 1个蓄水 池为400卅，1个蓄水池为640m。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7 +637m车场7 +637m回风巷7工 作面上巷；回风斜井7 +650m水平回风7 +580m水平回风7 +612m水平运输巷 7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KSS-200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

42、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7回风斜井7+650m水平回风7 +637m回风联络巷宀+637m水平回风宀116-7E11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7 +637m水平车场7 +637m水平

43、回 风巷7 116-7E11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/m。b、水棚排间距离为1.2 3.0m，

44、隔爆棚棚区长度不得小于20mC、水袋采用吊挂式，勾尖与勾尖相对，挂勾为直径4-8mm的圆钢，挂勾角度要大于60°± 5° ,弯勾长度为25mmd、 水棚距顶梁、两帮的间隙不小于0.1m，距巷道顶梁不大于 1.6m,距轨面不小于1.8m，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 60 200m范围内。f、 水棚与巷道交叉口、转弯处的距离须保持50m-70m与风门 的距离须大于25m7、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

45、站用水由地面水池7副斜井7+637m水平车场 7+637m水平回风巷7 116-7E11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7副斜井+637m水 平车场7 +637m水平回风巷77 116-7E11上巷7工作面7下巷转载 机。3、冷却水管管径38 mm材质为高压胶管。防尘用水管管径50mm节安全监控系统本矿安装有KJ73监测监控系统，116-7E11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7副斜井7116-7E11车场7工作面上巷一、信号电缆和供电电缆的敷设要求：1）电缆

46、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300mn以上的距离。电缆应吊挂在动力电缆上方100mn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1.0%,断电值1.5%,复电值W 1.0%； 第

47、二台传感器位置距上巷回风口以里 10- 15m报警值1.0%，断电值 > 1.0%，复电值W 1.0%。梯形断面要求设在距顶板均不大于 300mm距 帮不小于200mn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 10 15m处。设在支架梁中间，在支架梁下不大于 300mn处。报警浓度为 O 24ppm3) 工作面应安设温度传感器，地点设置在上巷回风口以里10 15m 处，设在支架梁中间，在支架梁下不大于 300mn处，报警值为30

48、C。4) 采煤机机身预留瓦斯传感器，报警值 CH4> 1%。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。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T主斜井T +612m水平运输 石门7 +612m水平运输巷7 116-7E11上、下巷。(2) 其中116-7E11上巷乳化液泵站有一部电话，无极绳绞车处有 一部电话，116-7E11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116-7E11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

49、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、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7移架7推前刮板机7拉后刮板机7割煤7移 架7推前刮板机7放顶煤7拉后刮板机。3 、循环进尺:4、每班产量:1.2m1260.7t5、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。工种班次合计生产班检修班1一班二班修护班检修2班长111143采煤机司机2244泵站司机1

50、1136刮板机司机2247支架工2248井下电钳工机组检修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88端头448序号指标示指标参!数序号1指标名称扌曰标参数1可采走向长.度94()m15循环步距1.2m2倾斜长度96/1()8m16日循环个、飲2345煤层倾角 煤容重煤层硬度611.30t f=1 4°m31.5171819循环产 正规循环 月进量度1260.7190%52.8m6煤层平均厚.度9.58叶20月产量55470.8t7割煤 高度3.2m162116坑木消10耗104.0m3/ 万52吨8放煤咼度671 jm1 u221 J油脂消1

51、 J耗60kg/ 万吨9采放比1:1.06-2.1923乳化液消当耗15kg/ 万吨10可采储量24可采期14月11割一刀煤产曰， 量258比12工作面回采-率90%13日进度2.4m14日产量2521.4t合计备注：以上人员不包括项目经理、队长、办事员、技术员、杂 工。劳动组织图表表 图 环 循 业 作 规 正 面 作 工 放 综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，偏差不超过士 50mm 支架中心距为1.5m，支架垂直顶底板歪倒角不

52、大于5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340mm4、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38.2MPa。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1.8m，有1.0m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士 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3-5%。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、