综采面作业规程

1、11304综采工作面作业规程 审批单位： 矿 长： 总 工： 生产科： 安检科： 机电科： 通风科： 调度室： 施工单位：采煤二队 施工队长： 编 制： 罗 冬 日期：2012年8月 19 日11304综采工作面会审意见会审时间：2012年8月21日会审地点：矿办公楼3楼会议室会审人员：邓 矿 刘 总 王 矿 姜 矿 任 矿 陈伟刚 王淳会 张启德 王志孝 李新民 李玉良 朱清海 赵旭峰会审意见：姜矿： 1、所有设备在开机前必须检查水冷却系统的完好性。 2、拉移工作面输送机机头、机尾用回柱绞车，拉移前必须检查好绞车的固定情况及钢丝绳完好情况。 3、支架反冲洗必须每班进行一次，用反冲洗的水冲洗支

2、架的煤尘。 4、各设备的液压联动装置必须每班开机前先检查油位是否符合标准，对于油位达不到要求的，必须及时注油。 5、所有机电设备必须实行包机到人、挂牌管理制度。王志孝： 1、所有工序必须前后一致。 2、割煤距移架的距离要详细。李新民：1、两顺槽顶板支护的锚索及两帮的锚杆必须提前回收。2、上隅角瓦斯抽放的管理。陈伟刚： 1、消尘的水量及消尘主管道的管径必须标明。 2、补充瓦斯抽采系统。 3、工作面放炮另行编制措施。 4、煤层的硬度必须在地质部分注明。张启德： 各科室具体商定防突与工作面检修之间所存在的矛盾问题，拿出具体安全可行的实施方 案。王淳会：1、顺槽超前支护不能穿木柱鞋。2、工作面内部不能

3、强制放顶。3、工作面电缆破损的具体修补方法。任矿：1、所有设备开机前的检查必须详细。2、超前支护必须使用铁柱鞋。王矿：1、所有的规程措施必须要严格执行贯彻，并且要强制执行。2、加强防突管理及设备管理，制定切实可行的管理制度。刘总：1、作业规程加入抽采抽放系统。2、防突措施要细化。3、避灾路线要分类型制定。4、另行编制工作面放炮措施和作业规程一起审批。5、要利用好工作面语音通讯系统。6、编制各工种岗位责任制及各工种操作规程。 第一章 概况 第一节 工作面位置及井上下关系 11304工作面位于11采区中部，运顺长度696.10米，回顺长度743.25米，切眼长度160米，煤层厚度平均1.61米，地

4、表位于昝村林场西部。工作面位置及井上下关系表： 表1概况煤层名称3#水平名称390采区名称11采区工作面名称11304地面标高+728m+905 m开切眼底板标高+301.5 m地面相对位置该工作面地表位于昝村林场西部，为山地沟谷地貌 地面无建筑井下位置及相邻采掘情况该工作面运顺与正在开采的11303工作面相邻，回风顺槽与未开采的11305工作面相邻。回采对地面设施的影响回采后会造成地表塌陷，不会对人群建筑及居住造成影响。走向长度160m倾向长度 719.676m面积115148.16m2第二节 煤层及其顶底板 一、煤层 3#煤层位于山西组下部，煤厚0.1-2.2米，一般厚度为1.6-1.8米

5、，平均厚度1.61米。由于受成煤后期河流冲刷影响，工作面出现40米左右的冲刷带，导致煤层变薄，伪顶增厚，对回采有一定影响。煤层特征情况表 表2项 目指 标备 注煤层厚度（最小最大/平均）0.1m2.2m/1.61m煤层倾角（最小最大/平均）6°9°/8°煤层硬度0.30.5煤层裂隙较发育煤层自燃不自燃绝对瓦斯涌出量8.32m3/min煤尘爆炸具有煤尘爆炸危险性二、煤层顶底板： 本工作面顶板为泥灰岩和砂质泥岩，底板为泥岩。顶底板岩性特征见下表。顶底板岩性特征表： 表3煤层顶底板情况顶底板名称岩石名称厚度(m)岩 性 特 征伪 顶砂质泥岩直接顶泥岩或砂质泥岩3-5灰黑

6、色薄层状，含较多植物化石，微波状层理。基本顶黑灰色砂质泥岩5-8块状，含较多植物根茎化石。底板砂质泥岩含较多植物化石，局部含黄铁矿结核，水平层理。 附图1：综合柱状图第三节 地质构造 地质构造：该工作面煤层总体呈北东东-南西西走向，以8°左右倾角倾向北西，构成单斜构造，地质构造简单。两条顺槽中接露的构造主要以小的正断层为主，多处小的压梁，为断开煤层底板，由于受成煤后期河流冲刷影响，工作面前部与运输顺槽形成一40米左右冲刷带，导致煤层变薄，伪顶增厚，对回采有一定影响。第四节 水文地质 工作面为11采区第四个工作面，运输顺槽紧邻11303采空区，煤柱为10米。11303采空区有泄水通道，

7、不会对11304工作面构成威胁。在回风顺槽掘进过程中，局部有小的滴水、淋水现象，但水量不大。在以后的回采过程中，由于采空区的塌陷，工作面上方的砂岩裂隙水势必向下补充，涌水量将会增大。11304采面泄水通道已形成，确保通道畅通，不会形成积水现象。第五节 瓦斯、煤尘和煤的自燃 1.瓦斯 经重庆煤炭科学研究院鉴定并由陕西煤炭行业单位研究批复：西韩兴隆煤矿3#煤层属于煤与瓦斯突出煤层，该矿被定位煤与瓦斯突出矿井。该工作面为煤与瓦斯突出工作面。3#煤层瓦斯含量4.23ml/g.daf.3#煤层瓦斯绝对涌出量8.32m3/min,相对瓦斯涌出量12.37m3/t.d. 2. 煤尘 根据煤尘测定结果，该煤层

8、具有煤尘爆炸危险性。 3. 自燃 该煤层属不自燃煤层。第六节 储量 工作面回采面积115148.16平方米，煤层密度为1.35×103kg/m3,平均厚度为1.61米，回采率为95%，回采煤量为23.78万吨。可采期为8个月。 第二章 顶板管理 工作面采用ZY3800/11/25D掩护式液压支架支护顶板，其中103架ZY3800/11/25D型基本液压支架、4架ZYG3800/11/25D型过渡液压支架支护顶板，采用全部垮落法管理顶板.第一节 支护设计：1、依岩石重量法推算综采工作面支架设计支护强度WZ： Wz=H岩×r×K=15×25×1.2

9、450KN/m20.45MPa 取Wz=0.29MPa 式中：H岩上覆岩层厚度（m）按6倍采高考虑 即:2.5×6=15m r岩石平均容重取25KN/m2 K老顶动载系数取1.2 ZY3800/11/25D型液压支架平均支护强度0.55MPa 0.55MPa0.45MPa 所选支架的支护强度符合要求。2、底板比压验算 泥岩底板允许比压为8.35MPa,而中间架和过渡架设计底板比压平均值为1.43MPa，显然工作面底板允许比压大于支架设计底板比压，故支架不会发生钻底现象。3、依综采工作面支架支护强度确定支架工作阻力 F=Wz×S=0.45×6=2700KN 式中：

10、F支架工作阻力KN Wz支架支护强度（MPa） S支架支护面积1.50×4=6m2 ZY3800/11/25D型液压支架工作阻力F=3800KN 3800KN2700KN 所选支架的工作阻力符合要求。第二节 支护方式：工作面长度为160m，安装支架107架，其中安装ZYG3800/11/25型端头过渡架4架，ZY3800/11/25型中间支架103架。编号依次从机头到机尾为01#107#， 基本架中心距为1.5m。采用追机移架的方式对顶板进行支护，在割煤机割煤后，先移刮板输送机，再移支架，即：割煤-移刮板输送机-移支架。附图2：工作面支护图 一、ZY3800/11/25D型普通支架主

11、要技术参数 高 度：11002500mm ； 中 心 距：1500mm； 宽 度：14301600mm； 初 撑 力：2902KN（P=31.5Mpa）； 工作阻力：3800 KN（P=38.7Mpa）； 支护强度：0.55Mpa； 底板比压：1.43Mpa； 液压泵站压力：31.5Mpa； 操作方式：电液控制操作； 支架重量: 12.7t。 单体柱型号:DZ3.2-30/100 最大高度3.1mm、工作阻力250KN、柱径100mm 二、液压泵站 、泵站选型、数量、主要技术参数BRW315/31.5型乳化液泵2台，XR315/25型乳化箱1台。BRW315/31.5型乳化液泵站主要技术参数进

12、水压力Mpa常 压公称压力Mpa31.5公称流量L/min315曲轴转速r/min650柱塞直径mm45柱塞行程mm66柱塞数目5电机功率KW200外形尺寸mm3100×1250×1220总重量Kg4800安全阀出厂调定压力Mpa34.736.2卸载阀出厂调定压力Mpa31.5卸载阀恢复工作压力卸载阀调定压力的80%90%润滑油泵工作压力Mpa0.1工作液含3%5%乳化油的中性水混合液配套液箱XR315/25 BPW250/6.3 型喷雾泵2台，XP250/16型水箱1台。喷雾泵站压力6.3Mpa。 、泵站设置位置 11304工作面运输顺槽。 、乳化液泵站使用规定 （1）泵

13、站要设专人维修和操作，泵站工要经常检查和保持泵站系统的完好状况，随时注意泵的温度、声音、油位、液位及表头的压力状况，泵站压力要保持在31.5 Mpa，对压力不足的必须查明原因处理，严禁开双泵。维修时必须停泵释放压力后，方可进行维修。液箱进回液口要设置防尘盖，避免煤及矸石落入液箱，每月要清洗一次。管路要悬挂整齐，不得盘圈打弯，必须认真检查接头、管路是否存在跑、漏、渗液现象，销子是否安全可靠。（2）压力调整要求 调整卸载装置，观察压力表使其达到31.5 Mpa. （3）乳化液浓度 乳化液必须按3%5%乳化液和95%97%的中性水配制。 第三节 端头及超前支护一、工作面端头及两巷超前支护 工作面机头

14、机尾使用三对六根型钢梁，一梁四柱支护，对棚交替迈步前移。钢梁长度4.5m，钢梁间距150mm，对棚距750mm。钢梁距顺槽煤壁超过750mm时用单体支柱配合铰接顶梁进行支护。严禁钢梁侧向使用和不成对使用， 工作面上、下安全出口宽度不得小于0.7m，高度不得低于1.8m，两顺槽距切顶线30m范围打三排超前支护，高度不得低于1.8m，转载机两帮两排，顺槽煤柱侧一排。使用3.2米单体支柱配合1.2米铰接顶梁支护，单体支柱支设在单排梁下。超前支护底板有水，松软时要穿铁柱鞋。巷道高度超高时，超前支护打木垛接顶。 附图3：工作面端头及两巷超前支护平面图二、两巷支护质量要求 1、两巷单体柱要做到“横平竖直”

15、，前后、左右方向都成一条直线，偏差不得超过±0.1m，支柱初撑力不得低于90KN，迎山角度2度。 2、所有在用或立放的单体柱必须使用防倒绳进行防倒。 3、两巷所有使用的单体柱三用阀方向要一致，排液口朝向老塘，单体柱手把方向同回采方向一致 。 4、根据巷道高度的变化情况及时更换与之高度相适应的单体柱（但同一段巷道内严禁不同型号的支护材料）。 5、所有单体柱必须迎山有力。若顶板坡度较大，巷道宽度不满足迎山角的情况下，可采用背顶、在单体柱头与梁间垫木楔子的方式，保证单体柱受力均衡。 6、所有在用的铰接顶梁必须完好，损坏的顶梁杜绝使用，单体柱打在顶梁靠老塘侧第三牙处。 7、所有使用的柱鞋一律

16、沿走向布置，即柱鞋长边顺着巷道方向。 8、行人通道的高度不得低于1.8m，行人通道宽度不小于0.7m。 9、超前支护范围内底板平整，在走向方向应处于一个水平面上（包括设备下和移动列车下），不得有大块煤矸、不得有杂物。第四节 顶板压力参数 根据以往的炮采工作面的来压参数估计初次来压步距2030m,周期来压步距1520 m。在工作面开始采动过程中要进行矿压观测，进一步修改和确定来压步距。第五节 支护材料管理 1、进、回两巷的锚杆、托板必须回收复用；每班检修班超前工作面推采5米用退锚机拆除原巷道顶板支护的锚索锁具、钢带及两帮支护所用的锚杆及梯子梁。 2、备用材料存放地点： 工作面备用的铰接顶梁、柱帽

17、、单体支柱等材料必须分类码放在距工作面30m以外的回风顺槽内，不得妨碍行人，并挂牌管理，数量不少于表中数量。备用支护材料表： 材料名称规 格数量回收率%复用率%消耗率%根数m³单体支柱DZ-3.2-30/100501001000铰接梁HDJA-1200501001000柱帽400×200×1502505050板及方木1200×100×802505050底鞋250×200×502505050 3、支架的维护和管理 1）基本要求：掌握液压支架有关知识，了解各零部件结构、规格、材质、性能和作用，熟练地进行维护和检修，遵守维护规程，

18、及时排除故障，保持设备完好，保证正常安全生产。 2）维护内容：包括日常维护保养和拆检维修，维护的重点是液压系统。日常维护保养做到：一经常、二齐全、三无漏堵。一经常：维护保养坚持经常；二齐全：连接件齐全、液压元件齐全；三无漏堵：阀类无漏堵、立柱千斤顶无漏堵、管路无漏堵。液压件维修的原则是：井下更换、井上拆检。 3）维修前做到：一清楚、二准备。一清楚：维护项目和重点要清楚；二准备：准备好工具尤其是专用工具，准备好备用配件。维护时做到：了解核实无误、分析准确、处理果断、不留后患。了解核实：了解出故障的前因后果并加以核实无误；分析准确：分析故障部位及原因要准确；处理果断：判明故障后要果断处理，该更换的

19、即更换，须拆检的即上井检修；不留后患：树立高度责任感和事业心，排除故障不马虎、不留后患，设备不带病运转。 4）坚持维修检修制度：做到三检：班随查、日小检、周（旬）中检，月大检。班随检：生产班维修工跟班随检，着重维护保养和一般故障处理；“日小检”-检修班维护检修可能发生故障部位和零部件，基本保证三个生产班不出大的故障；“周（旬）中检”-在班检、日检的基础上进行周（旬）末的全面维修检修、对磨损、变形较大和漏堵零部件进行“强迫”更换；“月大检”-在周（旬）检基础上每月进行一次全面检修，统计出设备完好率，找出故障规律，采取预防措施，一般在12小时内完成，必要时可延长至一天，列入矿检修计划执行。 5）维

20、护工要做到：一不准、二安全、三配合、四坚持。一不准-井下不准随意调整安全阀压力；二安全-维护要保证人和设备的安全；三配合-生产班配合操作工维护保养好支架、检修班配合生产班保证生产班无大故障、检修时与其他工种互相配合共同完成检修班任务；四坚持-坚持正规循环和检修制度、坚持事故分析制度、坚持检休日志和填写有关表格、坚持技术学习提高业务水平。 6）液压系统维修前，应先停泵，关闭各截止阀，并确保操纵阀、单向锁及双向锁内液体无压力。 7）检修支架立柱时，必须在所检修立柱一侧支设一辅助支撑（圆木）。 8）液压支架反冲洗必须每班进行一次，用反冲洗的水冲洗液压支架的煤尘。 第三章 采煤方法和回采工艺第一节 巷

21、道布置 11304运输、回风顺槽沿煤层倾斜布置，开切眼沿煤层走向布置。巷道特征表： 表5巷道名称巷道分类支护形式净断面运输顺槽煤巷 锚索、钢带、网10.8m2回风顺槽煤巷 锚索、钢带、网10.8m2切 眼煤巷 锚索、钢带、网15m2附图4：工作面巷道布置图第二节 采煤工艺 1、 采煤工艺 11304工作面采用倾斜长壁仰斜开采，全部垮落法控制顶板的综合机械化采煤法。综采工作面回采工艺分为：落煤、装煤、运煤、支护、处理采空区。 1、工艺顺序：双滚筒采煤机割煤-刮板输送机运煤-推移刮板输送机-液压支架支护顶板（截深600mm） 2、落煤：利用采煤机一次采全高割煤。 3、装煤：利用采煤机配合刮板运输机

22、装煤。 4、运煤：利用刮板运输机、转载机、胶带运输机等联合进行运煤。 5、支护：使用ZY3800/11/25型基本液压支架、ZYG3800/11/25型过渡液压支架管理工作面顶板。 6、处理采空区：采用全部跨落法管理顶板。工作面最大控顶距4.3米，最小控顶距3.7米。移架步距0.6米。二、回采工艺流程（一）采高的确定：根据工作面煤层赋存条件，工作面采高确定为m。（二）采煤机割煤：工作面采用MG2×100/480WD型电牵引双滚筒采煤机割煤，采煤机牵引方式为齿轮-销轨无链牵引，煤机牵引速度07.4m/min，进刀深度为0.6m。采煤机前行割煤时，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，。采煤机的进

23、刀采用端头斜切进刀的方式，双向割煤，斜切进刀段长度为30米。 MG2×100/480WD型电牵引双滚筒采煤机主要技术参数项 目内 容项 目内 容采高范围 m1.252.58工作面倾角55°装机功率 kW580（480）截割功率 kW2×125（100）×2泵站功率 kW20牵引功率 kW2×30机面高度 mm890过煤高度mm289下切深度 mm268、368、393滚筒直径m1.15;1.25 ;1.4滚筒转速 r/min56.71；（65.27）滚筒截深mm 600；800摇臂摆动中心距mm5600摇臂型式整体弯摇臂摇臂长度 mm2111牵

24、引力 kN420（515）牵引速度 m/min07.4(05.9/09) 调速方式交流变频牵引型式齿轮 销排整机布置式积木式组合供电电压 V1140整机重量 t 30配套输送机SGZ-764/400SGZ-730/4001、进刀方式：采用端头斜切进刀方式。斜切进刀长度以前滚筒为准长30m（1）、机头进刀及割煤 A、煤机下行割煤至机头，推移吃刀口上部输送机。 B、返刀上行清理浮煤至吃刀口，沿输送机弯曲段斜切进刀。 C、停煤机停输送机移输送机头，调直工作面输送机。 D、煤机由吃刀口下行割煤至机头。 E、返刀上行清理浮煤至吃刀口，停煤机停输送机移机头至吃刀口。F、煤机继续上行割煤，跟机移输送机、移架

25、。（2）机尾进刀及割煤： G、煤机上行割煤至机尾，推移机尾吃刀口以下输送机。 H、返刀下行清理浮煤至吃刀口，沿输送机弯曲段斜切进刀。 I、停煤机停输送机移机尾，调直工作面输送机。 J、煤机由吃刀口上行割煤至机尾。 K、返刀下行清理浮煤至吃刀口，停煤机停输送机移机尾至吃刀口。 L、煤机继续下行割煤，跟机移输送机、移架。2、具体操作如下： 1）采煤机向下（上）行割透端头煤壁后，自上（下）而下（上）推移刮板运输机，当刮板运输机弯曲段为15m时，将两个滚筒的上下位置调换，上（下）行割煤进刀，通过15m的弯曲段至30m处，采煤机达到正常截割深度（即0.6m），同时，按要求推移刮板运输机至平直状态。 2）

26、将两个滚筒的上下位置调换，下（上）行割三角煤至割透端头煤壁。 3）割完三角煤以后，将两个滚筒的上下位置调换，采煤机空机返回，进入正常割煤状态。3、采煤机正常切割 前滚筒在上部、后滚筒在下部的方式。以3.0m/min左右的速度向上（下）割煤，直至割透上（下）端头煤壁。4、工作面出现断层、坚硬夹矸时，应采取松动爆破措施处理。具体措施根据现场实际情况另行编写。 附图5：采煤机斜切进刀示意图 三、 移架的操作顺序及质量要求采用追机移架支护方式及时支护，采用带压擦顶移架的方式移架。支架保持平行，相邻支架架间不得有明显错差，最大错差不超过相邻支架侧护板的2/3，防止咬架；顶板破碎时，可紧跟后滚筒带压移架或

27、停机移架，及时支护顶板，移架步距0.6m。 1、移架方式：采用邻架操作，顺序移架的方式进行移架，移架跟随移溜。 2、操作顺序： a、收回伸缩梁、侧护板。 b、操作前探梁回转千斤顶，使前探梁降低，躲开前面的障碍物。 c、降柱使顶梁略离顶板。 d、当支架可移动时立即停止降柱，使支架移至规定步距。 e、调架使推移千斤顶与刮板输送机保持垂直，支架不歪斜，中心线符合规定，全工 作面支架排成直线。 f、升柱同时调整平衡千斤顶，保持顶梁与顶板严密接触35s使支架达到规定初撑力。 g、伸出伸缩梁支护顶板，伸出侧护板，使其紧靠相邻下方支架。（伸支架伸缩梁与煤机滚筒的距离 3m） 3、 pm32型液压支架电液控制

28、系统具体操作 （1）：单架非自动操作： 操作步骤： 第一步： 选架-按数字1键（选左邻架）或数字2键（选右邻架） 第二步：发出操作命令 1）常用操作直接用键盘快捷键发命令 A：降柱 B：移架 C：升柱 D：移架+抬底座 E：降柱+抬底座；成组为收伸缩梁 F：收平衡千斤顶 7：伸平衡千斤顶 8：收第一护帮板，（对于端头支架为收伸缩梁） 9：伸第一护帮板，（对于端头支架为伸伸缩梁） L：推馏 2）其他操作：调出相应的菜单项，用K键或M键发命令 SIDESEAL IN OUT 侧护板收和伸 LIFTIING ON 抬底座 SH-SPRAY ON 喷雾 FLIPPER2 IN OUT 第二护帮板收和伸

29、 BALANCE IN OUT 端头支架的调节千斤顶或端头侧护板的收和伸 注意：a.在整个动作过程中，要持续按住相应的命令键不要放开，放开动作为即停。 b.本架推溜只要直接按一下“L”键，本架推溜持续5分钟自动停止，如果 需要提前停止，再按一次“L”键。 （2）邻架自动顺序（降-移-升）联动控制 操作步骤： 第一步:选架-按数字1键（选左邻架）或数字2键（选右邻架） 第二步：按“启动”键 （3）成组自动控制 操作步骤： 第一步：选功能 按数字9键-选“成组自动拉架”功能 按数字8键-选“成组自动推溜”功能 按数字7键-选“成组自动收护帮板”功能 按数字6键-选“成组自动拉溜”功能 按数字7键，

30、屏幕显示“FLIN:-”然后按“I”键下移一行，屏幕显示“FLEX:-”选“成组自动伸护帮板”功能 第二步：定成组方位（默认成组动作的传递方向为由近远）按数字4键（成组在操作架左面）或数字5键（成组在操作架右面） 第三步：调整成组动作的传递方向（由远近） 再按一次数字4键或数字5键 （备注：如果希望成组动作的方向是近远，本步不操作） 第四步：按“启动”键 4、移架顺序： a、采煤机斜切进刀割透煤壁反向时，采煤机反向完成割煤进入正常割煤，滞后推移输送机6-15米，顺序将基本支架移一个步距（0.6m），当采煤机后滚筒到达87#架（30m）时，即将输送机机尾推向煤壁，为下一个循环割煤斜切进刀做准备；

31、 b、机尾推移完成后，将工作面上端头过渡支架(107#106#架)前移一个步距(0.6m)，移架的顺序为：先移2#架，后移1#架. c、当采煤机进入正常割煤时，基本支架自上而下移向煤壁，采煤机割透下端煤壁后，将机头处两架过渡支架伸缩梁移出及时支护顶板；采煤机返机时，顺序将机头处两架过渡支架(2#1#)向前移一个步距(0.6m)，移架的顺序为：先移2#架，后移1#架. d、过渡支架的移设是按上述顺序在特定时间内完成的，而基本支架的移设是由采煤机的割煤位置控制的；即在采煤机正常割煤的情况下，滞后采煤机后滚筒3个支架进行移架； 5、移架质量要求： a、严格按上述移架动作顺序按移架操作要求进行移架；达

32、到“三直、两平、一净、两畅通”的质量要求。 b、为保证移架时不致将输送机后拉，在移架时，应将邻架的推移千斤顶手把打在推溜位置； c、当煤壁片帮较深或顶煤破碎时，应在采煤机前滚筒割煤后及时移架或伸出伸缩梁 及时支护顶板；d、在移架时，必须使工作面支架保持成一条直线，直线最大误差在±50mm以内；支架与输送机保持垂直，其偏差小于±5°；支架中心距控制在1500mm正负误差±100mm；支架垂直于顶、底板，其歪斜度小于±5°；支架顶梁要与顶板平行，其最大仰俯角小于7°；相邻支架间不能有明显错差(不超过顶梁侧护板高的2/3)；支架不

33、挤、不咬，架间间隙不超过规定(<200mm)；支架初撑力不低于设计值的80%(2321.6KN。)。四、采煤机割煤操作顺序及质量要求 1、采煤机操作顺序： 检查巡视 - 合隔离开关 - 打开水路总阀门 - 运输机旋钮解锁 - 启动采煤机启动旋钮开机 - 给牵引 - 选择牵引方向和速度 - 调整截割滚筒高度 - 割煤 - 关闭电器隔离开关 - 割煤结束，采煤机操作按采煤机司机操作规程规定执行。 2、割煤质量要求 1)、严格控制割煤高度，最高不超过2.3m，最低不低于1.3m，最低采高应使支架后部有足够的过人空间； 2)、控制采煤机割煤速度，防止压死输送机，保持割煤过程中的顶底板平整； 3）

34、、煤壁平直，与顶底板垂直。伞檐：伞檐长度超过1m时，其最大突出部分不超过200mm，伞檐长度在1m以下时，其最大突出部分不超过250mm。 4）、其它未尽事项按照煤矿安全规程第69条规定执行。5、 推移输送机 1、推移输送机的方式：采用支架推拉千斤顶推移输送机，推移步距0.6米，推移输送机距采煤机距离12-15米，输送机垂直弯曲度±2°，水平弯曲度±1°.推移输送机的弯曲段距离不的小于15米。 2、推移输送机分两个阶段单向顺序进行。 a、在采煤机从工作面端头反向跑空刀清浮煤到达工作面斜切进刀段以前，输送机机头（机尾）必须推向煤壁。 b、在采煤机进行端部斜

35、切进刀时，将输送机按顺序依次推向煤壁。 3、推移输送机的要求： a、每次推进应保证0.6m的推进度，并与煤壁保持平行成一直线，其直线误差在±50mm以内； b、在推移输送机时，必须保持滞后采煤机长度不得小于15m(滞后采煤机10台支架)； c、推移输送机时必须单向顺序进行，严禁从两头向中间或从中间向两头进行推移； d、停机时严禁推刮板输送机，以防卡死输送机；移机头需停机作业； e、为保证在推移时操作顺利，不致发生飘底、啃底现象，应保证至少使用3台支架一起推；f、在完成推移输送机后，必须将散落在电缆槽、输送机与支架间等处的浮煤一起装入输送机内。第3节 设备配置 工作面设备配置置图 表6

36、序号名称规格型号数量备注1刮板输送机SGZ-730/4001部切 眼2转载机SZZ-730/1101部运输顺槽3液压支架ZY3800/11/25D108架切 眼8胶带输送机DSJ100/40/2×1601部运输顺槽9乳化液泵站BRW315/31.51套运输顺槽11喷雾泵站BPW250/6.31套运输顺槽12采煤机MG2×100/480-WD1台切眼13移动变电站KBSGZY-1000/102台14隔爆真空馈电开关KBZ-400/11405台皮带机1台备用15隔爆馈电开关KBZ-200/11406台一台备用16隔爆兼本安无人值守控制软启动QJR-400/11403台乳化液泵站

37、1台备用17隔爆兼本安双软启动器QJR-2×400/1140（660）3台刮板机、皮带机1台备用18隔爆兼本安无人值守控制软启动QJR-160/1140（660）3台喷雾泵1台备用19隔爆兼本安软启动器QJR-400/1140（660）3台皮带、绞车1台备用20软启动器QJZ-120/1140（660）2台牵引绞车21软启动器QJZ-400/1140（6601台采煤机22隔爆型照明综保ZBZ-10/1140/1273台23回柱绞车JH-201台运输顺槽第四节 综采液压支架选型、计算验算 1 、液压支架技术参数： 表7型 号工作阻力（KN）初撑力（KN）支架高度（mm）中心距（mm）支

38、护强度（Mpa）ZY3800/11/25380029021100/250015000.55 2、支护强度计算、验算: P=K·M·R· =6×2.5×25=375KN/m2=0.375 Mpa 式中：K系数，一般取48，根据工作面顶板情况取6； M 采高，取最大值2.5米 R岩石容重25KN/m2 因P顶板=0.375Mpa<P支架0.55Mpa 经验算支架的支护强度能够满足顶板支护的要求 第四章 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：工作面采用“两采一准”的“三·八”作业制，每天两班生产一班执行防突效果检验

39、措施后再进行设备检修，每班工作八小时。二、劳动组织：分工种追机联合作业，采煤机下行割煤时，移架工追机移架.各工种实行现场交接班制度。劳 动 组 织 表： 表8序号工 种生产一班生产二班检修班合计1采煤机司机332 82皮带机司机22263刮板运输机司机11134转载机司机11135端头维护工660126超前支护00668泵站工11139支架工442610电钳工222611清煤(杂)工3341212班长222613跟班队长111314验收员111315合计2727257916队长队长1名 副队长3名83备注1.全队应配备岗位人员83人。2全队应配备职工104人，以80%的出勤率计算 第二节 作业

40、循环 1、 循环方式：工作面采用昼夜多循环方式。昼夜6个循环，循环进度0.6m，月均生产天数25天，月进度90m。 附图6：正规循环作业图 二、循环工艺 交接班（班前准备）开机、端头斜切进刀割煤推移输送机机头（机尾）移端头支架回返割三角煤空刀返回推移输送机机头（机尾）移端头支架割煤推移输送机移架清理工作面。三、工作面正规循环生产能力 循环煤量=LHSrc =160×1.61×0.6×1.35×95% =198.2232t 式中：L工作面走向长度 m； H工作面采高 m； S工作面循环进尺 m； r煤的密度 t/m3； c工作面割煤回收率 ；第三节 主要技

41、术经济指标 序号项 目单 位数量备注1工作面长度m1602工作面推进长度m719.6763割煤高度m1.614容重t/ m ³1.355工作面倾角度6-810工业储量万t25.0211设计可采出煤量万t23.7812循环进度m0.613循环产量t198.2214月循环数个150按25天计15月进度m90按25天计16日产量T1189.3317月产量t29733.2518可采期月819回采率9520在册人数人10421出勤人数人7922出勤率8023坑木消耗m3 万t3.024乳化油消耗Kg/万t30025油脂消耗Kg/万t50026截齿消耗个/万t1527含矸率%1028回

42、采工效t/工15.0529落装煤机械化程度100第五章 主要生产系统 第一节 运输及行人一、运煤系统 工作面 11304运顺 北皮带集中巷 溜煤眼 井底煤仓 皮带主井 地面 二、运料系统 地面 副斜井 390石门 北大巷4联巷 11304回斜 11304回顺 工作面 所有材料到位后必须按标示牌位置分类堆放整齐，保证行人通风畅通。每班由运料工从材料堆放处运至工作面用料地点，严禁用溜子运送物料和人员。三、行人： 主斜井 390石门 北大巷4联巷 11304回斜 11304回顺 工作面。390石门 北大巷3联巷 11304进斜 11304运顺 11304工作面。附图7：生产系统图第二节 “一通三防”

43、及安全监控一、通风系统 11304综采工作面采用全负压进行通风，通风系统采用U型通风系统， （一）通风路线 进风：地面 主、副斜井 390石门 11304进斜 11304运顺 工作面回风：工作面 11304回顺 11304回斜 390北回风大巷 总回风暗斜井 回风平硐 地面附图8：通风系统图（二）风量计算 1、按工作面瓦斯涌出量计算： Q采100×q采×KCH4 100×8.32×1.6 1331.2 其中： Q采采煤工作面需风量，m3/min； q采瓦斯绝对涌出量，m3/min，取8.32； KCH4瓦斯涌出不均衡系数，取1.6。 2、按工作面气象条件

44、计算 Q采Q基本×K采高×K采面长×K温 60×4.0×1.8×70%×1.0×1.5×1.0×1.0 453 其中： Q采采煤工作面需风量，m3/min； Q基本不同采煤方式工作面所需的基本风量，m3/min； Q基本60×工作控顶距×工作面实际采高×70%×适宜风速； K采高回采工作面采高调整系数，取1.5； K采面长回采工作面长度调整系数，取1.0； K温回采工作面温度与对应风速调整系数，取1.0。 3、按工作面最多同时作业人数计算： Q采4

45、5;N4×54216 式中： Q采采煤工作面需风量，m3/min； N工作面最多同时作业人数，人，取54（工作面对岗交接班时人数）； 4每人每分钟新鲜风最小供给量，m3。 4、按风速进行验算： 60×0.25×<Q采<60×4.0×S 60×0.25×7.2<Q采<60×4.0×7.2 108<Q采<1728 其中： Q采采煤工作面需风量，m3/min； S工作面平均断面积，m2，取7.2； 0.25工作面允许最小风速，m/s； 4.0工作面允许最大风速，m/s。 5、

46、综合比较上述Q采值，确定工作面回采期间实际需风量为：1331.2m3/min。二、防尘系统（一）综合防尘： 1、严格控制风速，0.25m/sV风4m/s，通风设施完好，无瓦斯煤尘积聚。 2、坚持煤体注水。 3、洒水设施齐全。各运输转载点设置灵敏可靠有效的喷雾装置，做到开机开水，停机停水。运顺至工作面50米设净化风流水幕一道，回风至工作面30米、50米各设净化水幕一道。 4、工作面所需消尘、泵站用水，由390北运输大巷使用2寸水管引至使用地点，定期对进、回风巷煤尘进行冲洗。 5、煤机安装内外喷雾，做到开机开水，停机停水。（二）煤体注水： 1、每天由检修班派专人注水。注水工2人，一人负责，班长验收

47、注水效果。 2、用风煤钻及麻花钻杆（4节、4米）打眼，眼深4m，眼距3m，距底板1m，孔径38mm.每次打眼时，与上次循环注水眼错开1.5m。 3、使用专用注水封孔器注水。注水器进水端用改制的三用阀连接，再用注液枪连接，注水用喷雾泵供水，液箱用中性水。注液枪与改进连接器连接注水。 4、注水效果以两边孔出水为止,注水压力不小于8Mp。 5、注水完后将工具交回工具房保管，升井到队填写记录.3、 抽采系统 （一）、本煤层高位裂隙抽放系统 工作面运输、回风顺槽 3#煤集中巷（上部） 0#斜巷 390南大巷 井下泵站 390南回风大巷 总回风巷 地面1、 坚持先抽后采的原则，对11304综采工作面进行全方位瓦斯采前预抽，抽放钻孔由防突队实施