S1105综采工作面规程06

1、第一章 工作面概况一、工作面位置及井上下关系：1、井上位置: 本工作面位于韩家滩村西北约650m处，地面被黄土覆盖，地面标高为+870+980米。2、井下位置及四邻采掘情况：S1105工作面位于南采轨道上山北翼，东为S1103工作面（已采），西为S1107工作面（未掘），北接S1工作面（已掘未采），南邻南回风上山保安煤柱。（附:工作面井上下对照图1-1）3、回采对地面的影响：工作面回采对地面设施无较大影响。二、煤层赋存情况：本工作面开采太原组9-10-11#煤合并层，该煤层产状简单，结构为1.35（0.42）5.26（0.2）1.18（0.15）1.0米，属复杂结构。煤层平均厚度8.79米，煤

2、层倾角26,平均倾角4。煤岩层产状为走向北西，倾向北东，稳定可采。工作面工业储量=1094.51988.791.35=2571601t工作面可采储量=1094.51982.71.3595%+(1094.5-20)1986.021.3577%=2097248t2、煤质情况：工作面煤岩类型为光亮半光亮型，煤种为瘦煤。（各项工业指标表见表1-1）工业指标表 表1-1 M(%)A(%)V(%)S(%)工业牌号2.32522.032.91SM三、顶底板情况（见表1-2）顶底板情况 表1-2顶底板名称岩石名称厚度（m）岩性特征老 顶灰 岩7.39深灰色,含方解石脉，夹燧石结构，及纺锤虫化石直接顶灰 岩2.

3、04灰黑色,夹方解石脉和纺锤虫化石直接底泥 岩7.91灰色粘土泥岩,含植物化石老 底铝土页岩7.64灰色泥岩（附:煤岩层综合柱状图1-2）四、地质构造情况：S1105工作面地质构造简单,煤岩层基本为一单斜构造区，产状为走向北西，倾向北东。五、水文地质情况：S1105工作面直接含水层为煤层顶板，K2灰岩上覆含水层为K3、K4石灰岩含水层，其含水量较丰富，对本工作面回采有较大影响，故在开采前必须备好排水设施，必要时回采前对其进行疏放降压工作，确保安全生产；下伏含水层为奥陶纪石灰岩含水层，其含水量丰富，但距本煤层较远，且水位标高低于本煤层，故对回采无影响。预计本工作面涌水量为3050 m3/h，最大

4、涌水量为0.83m3/min，正常涌水量为0.5m3/min。根据以上水文地质情况，回采过程中应加强水文观测。六、影响回采的其它地质情况：1、瓦斯：本矿井为低瓦斯矿井，瓦斯绝对涌出量为0.2m3/min。2、煤尘：煤尘具有爆炸危险性，9#煤爆炸指数为18.32%，10#煤爆炸指数为18.70%，11#煤爆炸指数为18.44%。3、煤层自燃：煤层具有自燃发火倾向，发火期为46个月。4、地温：工作面无地温、地热异常。七、巷道布置和工作面参数：1、巷道布置：S1105工作面由运输巷、材料巷及切眼构成完整的生产系统，巷道均布置在11煤层中，以2矸作为顶板。运输巷与材料巷方位为33706,切眼垂直于两巷

5、，方位为24706。材料巷与S1103运输巷中-中间距为30m。S1105运输巷直接与南采轨道上山联通,构成回风、行人系统,并与皮带上山通过溜煤眼联通，构成运煤系统；S1105材料巷与南采皮带巷联通，构成进风系统, 并通过联络巷与南采轨道上山联通, 构成行人、运料系统。附：巷道特征见表1-4 巷道特征表 表1-4项目名称净 宽(m)净 高(m)净断面(m2)支 护形 式支 护材 料长 度(m)运输巷4.32.510.75锚网、钢带、锚索锚杆、钢带、锚索1214材料巷3.42.58.5锚网、钢带、锚索锚杆、钢带、锚索1198切 眼7.62.418.24锚网、钢带、锚索锚杆、锚索、钢带201（附:

6、巷道断面图1-3；1-4；1-5）2、工作面基本参数：（1） 工作面长度：198m（净平距）；201 m（净斜距）（2） 平均可采走向长度：1094.5m（3） 煤层厚度：8.79m（4） 煤层倾角：26（5） 面积：216711 m2（6） 容重：1.35t/m3（7） 工业储量：2571601 t（8） 可采储量：2097248 t（9） 割煤回采率：95%（10）放顶煤回采率：77%3、停采线： S1105工作面采至南采回风巷保安煤柱线时停采。第二章 采煤方法一、采煤方法：1、名称：走向长壁综合机械化低位放顶煤采煤法。2、采高及层位控制：根据煤层赋存情况、巷道掘进高度及采煤机与支架的配套

7、关系，确定工作面采高为2.7m。回采时，以2矸标志层作为工作面顶板，一方面在保证采高的前提下留设一定厚度的底煤(200400)，防止割破铝土泥岩，造成底鼓或支架钻底给生产带来不利影响；另一方面保证有足够的顶煤厚度，使采放比合理，减少丢煤。3、工作面推进方向：由北向南推进。二、采放煤工艺：工作面按照破、装、运、支、移顺序进行作业，主要生产工序为：割煤移架推前溜放顶煤拉后溜，完成上述一组工序即为一个循环。1、割煤方式： 双滚筒采煤机割煤，采高2.7m，截深0.8m；支架尾梁插板伸缩摆动落下位顶煤，矿山压力破碎上位顶煤，并借助插板破碎大块煤,防止堵塞放煤口的综合落煤方式。循环进度0.8m。采煤机进刀

8、方式：根据本工作面设备参数，参照S1104工作面的回采经验，本综放工作面采用采煤机中部斜切进刀单向割煤和采煤机端部斜切进刀双向割煤两种进刀方式，一般情况下优先选用前者，但出现工作面顶板恶化，可采用端部斜切进刀双向割煤方式，并及时超前拉移支架加强对顶板的控制。2、装运煤：采煤机滚筒和前部输送机前移配合装运煤。破碎并垮落到支架掩护梁和尾梁上方的顶煤，在尾梁插板收回后，利用自重自动溜入后部输送机的溜槽中运出，尾梁插板完成大块煤的破碎，并通过上下摆动尾梁破坏掩护梁上方由大块煤形成的临时拱式结构。前、后两部输送机平行运煤，集中到桥式转载机和胶带输送机上运出。3、移架方式：移架时采用本架操作，移架方式为单

9、架依次顺序式，即沿采煤机前进方向追机作业，移架时将支架部分卸载,带压擦顶移架。支架工作方式为及时支护方式，即采煤机割煤后，滞后采煤机后滚筒23架开始移架。顶板破碎时紧跟前滚筒伸伸缩梁或超前移架。移架时所移支架两侧支架必须处于推溜状态，移架步距0.8m。移架顺序为：采用中部斜切进刀单向割煤：(1)、根据采煤机、前部输送机特征，采煤机斜切进刀长度应不小于25m，本工作面进刀段为5874#架。(2)、采煤机割至上(下)端煤壁，移架至3# (130#)架并及时将13#（130133#）过渡支架的伸缩梁伸出护顶；采煤机下(上)行清扫浮煤，至74#架割三角煤进刀(74#架斜切进刀)，待采煤机进刀后，自74

10、#架（58#架）向上(下)推移前部输送机一个步距。开始移12#（133132#）过渡支架，移架的顺序为：先移1#(133#)架，再移2#(132#)架。(3)、采煤机正常割煤时，滞后采煤机后滚筒23组支架顺序移架（顶板破碎时可紧跟前滚筒移架）。(附:采煤机中部斜切进刀示意图2-1)4、推、拉溜方式：(1)、推移前部输送机：在工作面支架本架上操作，实现从机尾至机头的推移顺序。推移弯曲段不小于20m，推移步距0.8m。推移输送机时要前后照应互相配合,至少分三次推移到位。(2)、拉后部输送机：拉后部输送机从机尾向机头单向顺序进行，且滞后放煤口1520m进行，步距0.8m。5、放煤方式：本综放工作面的

11、顶煤厚6.09m，根据放煤经验，部分顶煤随移架会自动放出，因此采用单轮顺序放煤法，本架操作，由顶板压力、支架反复支撑、尾梁上下摆动、插板来回伸缩等综合方式放煤，采用一采一放单轮顺序放煤方式，采放平行作业，放煤步距0.8m。放煤工必须严格执行综采放顶煤工技术操作规程。(1) 采放比：设计割煤高度2.7m，放煤高度6.09m，故该面的采放比为：采放比2.7/6.091:2.2(2) 放煤口数量确定：按后部输送机能力确定放煤口数目。单口放煤量：qf1.50.86.091.3577%7.60t其中：1.5单组支架宽度；0.8放煤步距；6.09顶煤厚度；77%顶煤回采率。 单口纯放煤时间：根据S1104

12、工作面放煤经验,单口纯放煤周期为180s，连续放煤周期195s/架，为便于顶煤充分放出，提高回采率，取tf200s。 每分钟放煤量：Q7.6060/1802.53t 同时放煤口数目的确定：考虑2.0不均衡系数，同时应满足后部输送机1500t/h的能力要求。同时放煤口数目最大值为：Nf1500/（2.53602.0）4.9(个)由于移架后漏煤，因此取Nf3（个） 放煤循环时间：Tf200/60131/3141min(3) 采煤机割煤速度的确定：根据采放平行作业的要求，割煤循环时间和放煤循环时间应相等，放煤工序循环时间为141分钟。单向割煤时，采煤机割煤速度按Vg13.04.0m/min计，清煤速

13、度按Vg25.06.0m/min计，由下式：Tg1201/Vg157.43 取Vg13.5m/minTg2201/Vg236.55 取Vg25.5m/min割煤周期TgTg1Tg257.4336.5593.98min同时考虑推溜和辅助时间大约45min，整个循环周期应为139min，和放煤周期大致相符，因此，本工作面采用一采一放单轮顺序放煤方式是可行的。6、初次放煤步距：根据矿压观测及S1104工作面经验，预计推进810m时，顶煤初次跨落，即可开始放顶煤，故将初次放煤步距确定为810m。7、循环放煤步距：工作面支架放煤口的水平投影长度约为0.8m，根据放煤理论，放煤步距应当与支架放煤口的纵向尺

14、寸相一致，循环放煤步距应为移架步距的整数倍。合理的放煤步距要既能提高顶煤的回采率，减少资源损失，又能降低含矸率，保证煤质。结合S1104工作面经验，循环放煤步距确定为0.8m。三、提高回采率措施：1、严格按照规定采高进行开采，无特殊地质构造或变化时不得随意改变采高。2、严格按照规定层位进行开采，不得随意调高层位，改变采放比而影响回采率。3、加强放煤工序管理，严格按照规定进行放煤作业。4、加强放煤工艺研究，根据观测研究采用最合适的放煤工艺，提高放煤回采率。5、清煤工要及时将工作面浮煤清理干净。6、每旬由地测科负责，施工队组配合对煤层厚度进行一次探测，并做好记录，以制定合理的回收率。四、提高煤质措

15、施： (一)、水分控制1、开机前，必须将工作面积水排净，否则严禁开机。2、各转载点喷雾、采煤机内外喷雾、架间喷雾做到停机停水，开机开喷雾，以减少外在水分。3、前、后部输送机、转载机、破碎机等设备的冷却水，采用4寸软管集中回收至材料巷水仓,再转载排出,严禁进入煤流。4、检修时间，必须将各设备冷却水关闭（检查冷却水系统除外）。5、若采空区涌水量大，煤质水分指标超标时，各转载点及架间喷雾停开。(二)、灰分控制1、采煤机司机要掌握好采高，禁止割破底板岩石，当工作面遇断层时，严格按照过断层专项措施控制好割岩量。2、放煤工要严格岗位责任，严格按操作规程操作，见矸关闭插板，避免矸石流入煤流。3、支架检修工要

16、检修好支架，杜绝支架尾梁自降，使矸石滑落入后部输送机。4、放煤工放完煤后，及时升起尾梁，关闭插板。5、各转载点应严格把关，出现大块矸石或其它杂物必须停机处理。（三）、煤流杂物控制1、切眼煤帮锚杆、金属网，在回采前应全部回收后方可割煤。2、两端头提前两排剪网取锚杆铁饼。3、煤机在两端头割通后，端头作业人员必须在停机状态下及时将割出来的玻璃钢锚杆清理干净，不得进入煤流。4、每班交接班时“三机”司机必须检查刮板紧固情况，螺丝松动时及时紧固，变型损坏的E型螺栓及刮板及时更换。5、检修班加强设备检修，防止设备零部件松动掉入煤流。6、两巷木托板、废旧钢丝绳、网、棉纱、废旧零件、包装纸、班中餐食品袋、塑料袋

17、等杂物垃圾必须清理干净，严禁进入煤流。7、检修时必须将输送带两边较长的边毛割下放置于垃圾袋中，以防进入煤流。8、工作面的物料、设备配件、工具要分类码放整齐，固定作业场所必须设置垃圾箱，并正常使用，定期处理。第三章 顶板管理及支护一、顶板管理方法：采用全部垮落法管理顶板，选用ZF5400/17/32型支撑掩护式液压支架作为基本支架护顶。随着工作面推进，每循环落山顶板垮落一次。二、端头支护：1、工作面上下端头均采用两架ZF5400/17/32H型排头架配合单体支柱支护顶板，端头最后一个排头架与巷帮间采用3.6(3.2)米型梁与DZ35(28)型单体支柱支护顶板：运输巷上端头3.6米型梁平行于巷道分

18、两排布置, 型梁梁头对接,型梁距排头架和落山帮均为400,一梁四柱支设，柱距为900，上端头沿切顶线再支设一排三根切顶点柱。材料巷下端头3.2米型梁平行于巷道分三排布置, 型梁梁头对接，型梁距排头架和落山帮均为400,中间再支设一排,均为一梁三柱,柱距900,下端头沿切顶线再支设一排二根切顶点柱。上下端头因推移输送机不能保证一梁三柱时，最少也应保证一梁二柱，待输送机推移到位后,及时补为一梁三柱。上下端头单体支护随工作面推进在切顶点柱的掩护下迈步前移,最后再回点柱放顶处理采空区。2、工作面两端头8米范围内铺设金属网进行护顶和挡矸,选用网卷规格为8*0.9m(长*宽), 网孔规格为:机织网40*4

19、0(mm)，联网丝采用16#铅丝,长度为550mm,单股对折使用，每隔300联一扣。铺网时,将网卷沿工作面倾向一次性展开,长边对接,短边与巷道顶网搭接长度为500mm;短边搭接处三排联接,每扣联网丝旋转数不得少于3圈,并将剩余茬头按倒插入网孔内。每循环割煤前，按要求挂网并联好，反折于机道上方，网与顶板夹角不大于30，落煤后及时展网移架。回采过程中，必须根据该面的生产实践、上下端头及出口的实际情况，及时地修改、补充加强工作面上下端头及出口支护的相关措施，确保安全生产。三、两巷超前支护：1、超前支护距离：两巷超前支护距离从工作面煤壁算起:运输巷不少于40m，材料巷不少于50 m。但两巷受采动影响矿

20、压显现明显时超前支护长度必须随之加长。2、超前支护形式：运巷超前支护采用DZ31.5(28)型单体支柱配用3.6m型梁支护,具体形式为:3.6m型梁平行于巷道分三排布置,型梁梁头对接，型梁距两帮均为400,中间再支设一排,均为一梁四柱,柱距900。（端头支架处正常为两排支护，若任一侧宽度大于1.5米时增加一排）运巷超前支护中间一排受转载机推移滑靴及破碎机影响不能保证一梁四柱时，最少也应保证一梁二柱，或者采用戴帽点柱临时护顶，待转载机推移到位后,及时补为一梁四柱。运输巷局部采用套棚加强支护的铁棚要随超前支护的架设而提前回收，回收时先在所回收梁前后均匀支设不少于3根戴帽点柱维护顶板,再按两巷回收方

21、法回收铁棚, 回收铁棚够架设一架超前支护的距离时,按超前支护架设方法架设齐全超前支护,再循环作业直到超前支护架设长度达到规定要求为止，运巷超前支护一但受机头大架的影响不能支设三排支护时，最少也应支设一排临时戴帽点柱护顶，以便达到本规程要求的超前支护长度。材料巷超前支护采用DZ31.5(28)型单体支柱和3.2m型梁支护, 平行于巷道分三排布置,型梁梁头对接，型梁距两帮均为400,中间再支设一排,均为一梁三柱,柱距900。（附：工作面及两巷超前支护布置图3-1）。3、端头支护、超前支护工程质量要求：(1)单体支柱必须成直线布置，且迎山有力。(2)单体支柱必须挂好防倒链，以防倒柱掉梁伤人。(3)单

22、体支柱必须穿300铁鞋支设，且必须支在实底上。若仍钻底严重，先穿木柱鞋再垫铁鞋。(4)单体支柱初撑力不小于6.5 Mpa。(5)单体支柱的三用阀注液口统一朝向落山方向。(6)型梁与W钢带交叉处必须加垫板保证接顶严密，局部顶板低凹不平处，须用构木或柱帽等勾严背实保证接顶严密。型梁梁头对接,特殊情况下允许脱节(顶板出现较大台阶等),但相邻脱节段之间间隔不得大于1米,以确保支护质量。(7)超前支护范围内巷道净高不得低于1.8m，且有不小于0.7m宽的人行道，若巷道底鼓时,采取人工镐刨下底以保证巷道净高不得低于1.8m。(8)超前支护范围内无浮煤、杂物和淤泥积水，电缆悬挂整齐。(9)发现漏液或失效支柱

23、要及时更换。(10)回收下的单体支柱放在超前支护范围以外待支护地点，且必须摆放整齐并挂设好标志牌。四、特殊条件下的顶板支护：(一) 初次来压及周期来压期间的顶板管理：1、工作面初采前，必须按规程要求支设好两巷超前支护。2、初采、初放期间，各有关部门要派专人到现场跟班盯岗，严把支护质量和工程质量关，发现问题及时处理。3、来压期间，采高严格控制在2.52.7m，严禁超高回采。4、必须保证泵站及支架液压系统无跑冒滴漏现象，泵站压力不低于30MPa，支架初撑力不小于25Mpa，单体支护地段支柱初撑力不小于11.4Mpa。5、必须加强端头及两巷超前支护，保证出口安全畅通。6、工作面支架要随采煤机割煤后及

24、时拉出，并保证前梁接顶严密，若煤壁片帮严重或顶板较为破碎，应在前滚筒割煤后及时伸出伸缩梁护顶，追机打开护帮板护帮。必要时应在割煤前超前拉架。如超前拉架后端面距仍超过规定，应在支架前梁上挑棚板支护且在梁下支设贴帮柱。7、来压期间，应积极组织生产，加快工作面推进度，尽快摆脱压力影响。8、必须保证工作面直线度，以防产生局部应力集中。(二) 过断层期间的顶板管理断层处煤层节理将非常发育,煤(岩)体破碎,极易造成工作面煤壁片帮和架前端面冒顶,因此必须加强过断层期间的顶板管理。1、根据过断层技术要求，必须将断层影响范围内的支架顶梁调整为同一水平，避免架间错差大漏顶煤，扩大漏冒顶范围而影响顶板管理。2、断层

25、影响范围不放顶煤，距断层两侧各5个支架提前将后溜拉回，避免放顶煤增大顶板的下沉量，而影响端面顶板的控制。3、过断层期间采取超前拉架支护方式，充分利用伸缩梁护帮板控顶护帮，并支设贴帮柱，每架一根。（三）工作面发生拉槽、冒顶事故时的顶板管理：1、首先及时将拉槽、冒顶两边缘支架伸缩梁伸出并严密接顶，必要时将支架超前拉出，或在煤帮平行于工作面支设戴帽点柱,以防冒顶范围向两边扩展。2、在拉槽、冒顶地段，先在煤帮挖好梁窝，视拉槽、冒顶的长度平行于工作面交错支设3.6m木梁，然后垂直煤壁在木梁上用棚板勾顶，棚板一端支在支架前梁上，另一端支在木梁上，待支架拉出挑住木梁后再回掉单体支柱。 3、若片帮严重或顶板破

26、碎，应在前滚筒割煤后及时伸出伸缩梁护顶，追机打开护帮板护帮,必要时应在割煤前超前拉架。4、若超前拉架，端面距仍然超标，必须在煤帮布置平行于工作面的3.5米大梁,一梁二柱支设。五、支架选型计算：1、支护设备及材料：根据工作面顶板及现有设备状况，选用130架ZF5400/17/32型中间架，4架ZF5400/17/32H型排头架，一架ZTZ12400/21/30型端头支架对机头侧进行支护。工作面两巷超前支护选用单体液压支柱配用型梁支护，单体支柱具体规格根据巷道参数选定。为防止支柱钻底，保证支柱初撑力，超前支护单体支柱要穿铁鞋。此外，还需备用一定数量的柱帽、棚板、木梁、型梁以备特殊支护用。支架主要参

27、数及技术特征表 表3-1序号项目中间架排头架端头架单位ZF5400/17/32ZF5400/17/32HZTZ12400/21/301最小高度1700170021002最大高度3200320030003支架宽度1430/16001430/1600170025304支护面积6.476.9522.465中 心 距150015006额定压力31.431.431.4MPa7初 撑 力4350435010471KN8工作阻力5400540012400KN9支护强度0.750.710.51MPa10底板比压2.463.581.781.21MPa11推 溜 力631631990KN12移 架 力359359

28、717KN13移架步距80080080014操作方式本架操作本架操作本架操作15支架重量205732310938805kg16安装数量13041（组）架支护材料使用及消耗表 表32 项 目规 格单 位数 量备 注单体支柱DZ-31.5根250含备用单体支柱DZ-28根200含备用单体支柱DZ-25根20备用单体支柱DZ-22根20备用单体支柱DZ-18根20备用木 梁3600180170mm根20备用棚 板2000180 120块80备用铁 柱 鞋300mm个350含备用 型 梁长3600 mm根45含备用 型 梁长3200mm根65含备用 型 梁长600mm根20含备用2、支架选型验算：（1

29、）根据经验公式，支架应达到的支护强度为：P=8M 式中：P考虑老顶来压时的支护强度M采高，M=2.7m上覆岩层平均容重 取=2.4t/m3P=82.72.451.84t/m2=0.52MPa而中间架支护强度为0.75MPa，排头架支护强度为0.71MPa。显然PP架 ，故能满足支护要求。P架支架支护强度。（2）支架底板比压验算:采区底板比压值P115MPa，支架底座箱对底板比压P20.841.5MPa，即P1P2。故所选ZF5400/17/32型支撑掩护式液压支架能够满足顶底板管理的需要。工作面条件支架适宜采高采 高(m)2.71.93.0倾 角()26（平均：4）15 煤 厚（m）8.796

30、20煤层硬度（f）1.01.02.5底板比压（Mpa）150.841.5支护强度（Mpa）0.520.710.75顶 板级2类工作面条件与支架适应条件对照表 表3-3通过以上验算及对照表可见，选用ZF5400/17/32型和ZF5400/17/32H型支架是合适的。3、最大最小控顶距：根据支架的技术参数确定最大控顶距为5.7m，最小控顶距为4.9m，端面距不超过340mm。（附图3-1、3-2）六、两巷回收：(一)回收要求：1、材运两巷煤帮帮锚、顶锚及锚索均由生产班负责回收，帮锚随当班的推进度回收，也可超前12个循环回收。顶锚随采空区处理一并回收，严禁超前回收,铁饼、锚索、锁具回收率不低于60

31、%。2、材运两巷轨道和枕木随工作面的推进及设备列车的拉移而回收，运巷可超前转载机1020米回收，回收物件及时装车出井，回收率为100%。3、架棚地段工字钢回收率为100%，回收物品在指定地点码放整齐，并按时装车出井。(二)回收方法：1、巷道局部地段加强支护的铁棚要全部回收。回收工作超前工作面的距离以保证超前支护长度为宜。回收时应先回收棚腿，然后回收棚梁。如遇顶板压力较大且较为破碎时，先用木梁替换铁棚维护顶板，梁间距等于铁棚间距，梁下加单体支柱，一梁三柱，中间一排单体支柱位置与巷道内超前支护支柱相同。回收过程中必须三人协同作业。回收铁棚棚腿时，应在棚腿上套好链环或绳套，再进行回收,不得用回柱绞车

32、强拉硬拽。2、超前支护支架回收超前工作面的距离以保证本班进度为宜，回收时，将梁下支柱改为点柱，支柱戴棚板，垂直于巷道布置，将型梁前移够本班进度后,与超前支护支架交错支设,直到能够完整回收一根型梁为止。如遇顶板压力较大且较为破碎时，先用木梁维护顶板，然后再回支架。(三) 回收安全措施：1、回收必须严格执行“敲帮问顶”制度和先支后回原则。 2、使用回柱绞车回棚前应对回柱绞车、钢丝绳、钩头的完好情况和各部螺栓的紧固情况以及压柱的稳固情况进行详细检查，不合格时不得开车。3、作业过程中，钢丝绳道内严禁有人员停留。4、回柱绞车应稳固在工作面50m以外的安全地点，并随着工作面推进逐渐向外移设，回柱绞车用四根

33、压柱稳固(根据绞车型号确定稳固方式)，其中两根压柱要与顶底板垂直，两根戗柱打在绞车前面两侧，与底板成6570夹角。5、人员搬运铁棚、单体支柱、型梁、木梁等重物时，要协同作业，步调一致。6、回收铁棚后，若片帮严重，可在巷帮打戗杆加强支护，但要保证人行道宽度符合要求。7、使用回柱绞车时，必须用清晰准确的信号联系，以免发生误操作。8、回柱绞车钢丝绳应从滚筒下部引出，以利于绞车的稳定。9、回柱绞车开车中要随时注意被拉物件的情况，发现异常现象（绞车松动、被拉物件不动等）时要立即停车检查，不得硬拉。10、回柱绞车操作人员不得远离绞车，必须站在护身柱后方。11、回收超前支护支柱时应打好护身柱，必要时支设替柱

34、进行回收，确保安全。七、支护监测1、工作面观测：为了掌握顶板活动规律，保证工作面安全生产，在工作面每隔一架支架安设一组二个压力表，另外在两端头以及工作面每15米安设一组两台YHY60（ZDYJ-A）型煤矿压力连续记录仪，每个观测点必须悬挂明显的标志牌，并标明测点编号，对工作面液压支架初撑力及工作阻力进行实时动态监测，同时每天统计一次支架前端顶板的破碎及煤壁片帮情况；对工作面的支架安全阀开启情况及支架因顶板压力损坏的部件等进行全面统计。通过对观测记录下来的数据进行技术分析和处理，总结出顶板活动规律及支架与顶板相互作用的机理，根据观测结果及时采取相应措施，更好地指导生产。2、 两巷监测：超前支护单

35、体支柱阻力的观测用单体支柱压力表，在超前支柱支设时开始观测支柱的阻力变化情况，同时在运输巷每隔50米支设一根信号点柱,加强两巷顶板压力状况及位移量观测，定期开展顶板普查工作,确保安全生产。3、支护质量监测：每个生产班由验收员依据综采工作面工程质量验收单要求进行验收，并将监测结果认真记录。区队根据验收单反映的现场支护情况，实施动态管理。监测内容：工作面包括支架初撑力、煤壁片帮值、端面距、采高及支架前端顶板冒落情况，两巷包括单体支柱初撑力、超前支护等。 每旬由质量科不定期对工作面和顺槽支护质量动态检查一次，对存在问题，由采煤队限期整改。八、初撑力管理 1、泵站压力必须大于30 MPa，严禁随意调整

36、泵站压力。2、工作面支架的安全阀、液压锁、液控单向阀、平面截止阀及各种液压管路(包括管路接头及密封)必须完好，若损坏必须及时更换，液压系统杜绝跑冒滴漏，确保完好。3、每次伸架后必须达到规定的充液时间，并进行二次补液，确保初撑力达到规定要求。第四章 生产系统及要求一、运输系统及管理：1、运煤系统：S1105工作面前、后刮板输送机S1105运输巷转载机S1105运输巷胶带输送机溜煤眼南采二部胶带输送机南采头部胶带输送机下组煤煤仓主斜井地面煤仓2、运料系统：地面工业广场 副斜井副斜井井底车场中间巷北大巷南大巷南辅助运输巷南采轨道上山S1105材运联络巷S1105材(运)巷S1105工作面。3、行人路

37、线：地面副立井南大巷南采行人斜巷南采轨道上山S1105材(运)联络巷S1105材(运)巷S1105工作面。（附:工作面生产系统图4-1）二、机 电 管 理：（一）设备配备及布置：工作面采用MGTY300/700-1.1D型采煤机、SGZ764/630型前部刮板输送机和SGZ880/800型后部刮板输送机各一部，运输巷布置一部SZZ1000/400型转载机，一部PCM200型破碎机和一部SSJ-1200/2315型胶带输送机。运输巷布置两台乳化液泵，其型号为BRW400/31.5，一个乳化液箱，其型号为RX400/25，两台喷雾泵，其型号为XPB315/6.3。(设备明细见表4-1)。设备明细表

38、 表4-1 序号名 称型 号台数功 率（KW）生产能力（t/h）备注1采 煤 机MGTY300/700-1.1D17002前刮板输送机SGZ-764/6301315210003后刮板输送机SGZ-880/8001400215004转 载 机SZZ-1000/400140025005破 碎 机PCM-200120022006皮带输送机SSJ1200/23151315215007乳化液泵站BRW400/31.522508喷 雾 泵XPB315/6.32459移动变电站KBSGZY1600/1.23KBSGZY1000/1.2110工作面监控系统KJ50型PROMOS监控系统3011工作面照明DGC

39、35/127N型14(二) 电气设备列车的布置：电气设备列车布置于材料巷内，最后一个车距工作面60m。从工作面往外排列顺序依次为： 2#喷雾泵1#喷雾泵控制台转载机开关、综保工作面前部刮板输送机开关后部刮板输送机1#变频输出电抗器后部刮板输送机1#变频器后部刮板输送机2#变频输出电抗器后部刮板输送机2#变频器组合开关KBSGZY-1600/1.2型3#移变KBSGZY-1600/1.2型2#移变KBSGZY-1600/1.2型1#移变高压电缆车（2辆）工具车。随着工作面的推进，电气设备列车由回柱绞车牵引逐渐向外移动。移动时要检查好绞车的戕、压柱及钢丝绳，在确保完好的情况下方可拉移，到位后要用卡

40、轨器卡好。工作面更换设备时，在设备列车外侧钉50m临时绕道。（附:设备列车布置图4-2）(三) 供电系统：工作面由南采一号变电所供电。高压6KV来自上组煤中央变电所，经一号变电所送往工作面移动变电站变为1140V，再由移动变电站送往工作面各设备；低压660V由南采一号变电所直接送往工作面各设备。按照供电设计，工作面所用设备由三台1600KVA的移变和一台1000KVA的移变供电，电压为1140V；无极绳绞车和水泵由一台315KVA的干变供电，供电电压为660V。（附:工作面供电系统图4-3；4-4）（四）照明、通讯、监控系统1、工作面选用DGC35/127N型防爆照明装置，在工作面内每10m安

41、一盏照明灯，在材料巷设备列车处以及运输巷内每50m安一盏普通防爆照明灯。工作面架间（每隔15m安一组）、机头、机尾、转载机头通信、控制选用天津贝克公司生产的KTK1型扩音电话与集中控制台PROMOS监控系统相联，上设闭锁(急停)装置以控制破碎机、转载机、前后部输送机的运行。在顺槽皮带机头、转载机机头、乳化液泵站以及集中控制台处各安装一部矿用隔爆电话，与矿生产调度室直通。2、急停装置在工作面每隔15米安设一个PG3型急停开关及运输巷每隔100米安设一个KHL1型拉线开关急停装置，但在非紧急情况下不得使用急停装置。3、建立健全安全监测监控系统，在材料巷相应点设CH4、CO、温度传感器，通过井下分站

42、与地面调度室信息中心联网，主要检测项目为：（1）工作面回风流中的瓦斯浓度、CO浓度和温度。（2）工作面的设备运行情况。 4、工业监控在工作面皮带机头设工业电视监视探头。(五) 机电管理：1、各种机电设备必须有专人负责维护，任何人不准乱动与本工种无关的机电设备。2、各种机电设备要定期检修，严格按机电设备质量标准进行检修，保证所有电气设备完好，无失爆现象，并做到“三无”、“四有”、“两齐”、“三全”、“三坚持”、“十不准”即：三无无“鸡爪子”、无“羊尾巴”、无“明接头”。四有有过电流和漏电保护装置，有螺钉和弹簧垫，有密封圈和挡板，有接地装置。两齐电缆悬挂整齐，设备列车清洁整齐。三全保护装置全、绝缘

43、用具全、图纸资料全。三坚持坚持使用检漏继电器、坚持使用煤电钻、坚持照明和信号综合保护。十不准不准带电检修或搬迁电气设备；不准甩掉无压释放装置和过流保护装置；不准甩掉检漏继电器、煤电钻、照明、信号综合保护；不准明火操作、明火打点、明火爆破；不准用铜铝、铁丝等代替熔断器中的熔体；工作面停风、停电未检查瓦斯不准送电；失爆设备和失爆电器不准使用；不准在井下拆卸矿灯；有故障的供电线路不准强行送电；电气设备的保护装置失灵不准送电。3、材运两巷电缆要吊挂整齐，且严禁用铁丝吊挂电缆或在电缆上吊挂其它设施；材料巷电缆车内电缆要盘成“8”字型。4、严禁带电检修和搬迁电气设备，有故障严禁强行送电，严禁明火操作。5、

44、各种机电设备的保护设施要齐全、可靠、动作灵敏，严禁甩掉各类保护，严禁随意调整各类保护的整定值。6、机电设备检修验、放电时，作业电工必须佩带便携式瓦检仪，检查作业地点附近20m范围内瓦斯浓度，只有瓦斯浓度在1%以下时方可作业。7、严格执行停电挂牌、谁停电谁送电的停送电制度。8、各工种人员必须经过专门培训，由取得上岗证的人员担任，操作人员要严格按操作规程作业，不得违章操作。9、发现设备事故隐患时，必须立即停机处理，严禁设备带病运转。10、严把设备入井关，杜绝不完好设备入井。11、严格执行现场交接班制度，将设备运行状况、出现的故障、存在的问题给下一班交待清楚。12、井下应备有设备常用配件，并分类存放

45、好，以备急用。13、各种电气开关要放在支护完好且无淋水的地点。如有淋水，必须用防水布遮好。14、变频开关、PLC软启动开关检查时，严禁使用普通指针表检测，必须用数字式万用表检测，检测电机时，必须把外接电源甩开，才能使用普通指针表检测。(六)、油脂管理1、下井前，必须经过化验，符合标准方可下井。2、认真执行油脂管理制度。向工作面运送油脂要有专人负责，使用专用容器及工具，油桶要严格密封，不准敝口。在工作面材料巷内设专用油脂库，将不同型号的油分类密封储存，并挂牌管理。向作面运送油脂应使用密封塑料桶，桶上应有明显的标记，并写清油号，不同牌号、不同种类的油桶严禁混用。3、井下存放油脂应在煤尘小、不淋水、

46、安全妥善地点，不得把油脂容器放在电气设备附近。4、所有的油脂必须符合各项要求，不合格的油坚决不能使用，使用时，不得任意更换油的品种或混用不同牌号不同品种的油脂。5、油脂要分类码放，并挂标志牌。6、使用油脂必须严格过滤，换油时要彻底清洗液压系统，做到“无油垢、无水分、无锈蚀、无金属杂质”。7、油脂要设专人管理，注油时要清洗注油器及注油地点，防止煤粉进入机体，同时对不同牌号的油要有专用的油抽子，油抽子用完后要及时分类码放在油抽箱内。8、油脂应定期化验，发现油质指标不符合规定要求或工作过程中发现油脂分油、变色、发臭等异常现象时必须立即查明原因，更换新油。9、更换下来的旧油及时出井交油库，严禁泼洒丢弃

47、。10、油脂库应设有可靠的灭火器材，如砂箱、干粉灭火器等。11、认真填写加油、换油记录。12、给设备加油时，设备一定要停止运转且停电闭锁，并及时检查维护好工作地点附近支架、顶板煤帮，加油时附近严禁进行对加油有安全威胁的工作。三、供排水系统1、供水系统：地面水靠静压力送往井下，在材、运两巷各铺设一趟静压水管。系统如下：地面水池南轨道巷S1105材料巷采煤机、输送机冷却喷雾、煤层注水、巷道风流净化水幕。地面水池南轨道巷S1105运输巷各转载点洒水、喷雾、巷道风流净化水幕。（附:管路系统图4-5）：2、排水系统：两巷根据积水情况，配备相应排水能力的水泵及排水管路。两巷积水南轨道水渠南采区集中水仓地面

48、四、供液系统：本工作面采用远距离供液系统，泵站设于材料联络巷内，设二泵一箱，最远供液距离为1360米，泵站与工作面及材巷集中控制台通过扩音电话PROMOS监控系统相联系，实现泵站的正确开停，具体供液路线如下：供液路线地面配制好的乳化液经铁管S1105运输巷乳化液泵站高压铁管工作面及两巷用液点回液铁管乳化液箱五、灌浆系统：地面灌浆站南风井南采总回风巷S1105材运两巷六、防灭火系统本工作面采取向采空区喷洒阻化剂防灭火，在材料巷设阻化剂喷射泵站，一泵一箱，跟随设备列车移动，通过16高压软管(在工作面每隔10米设一个异径三通)向工作面输送阻化剂，具体要求及操作如下: 1、阻化剂成分为1:1的mgcl

49、2和cacl2配比浓度为1020,采用人工配比。2、过小煤窑破坏区期间每循环结束后向落山浮煤喷洒阻化剂，要喷洒均匀。3、安全通过小煤窑破坏区后将定期向落山浮煤喷洒阻化剂。第五章 通风系统及管理一、 通风系统工作面采用一进一回的“U”形通风方式：地面新鲜风流主(副)立井(主、副斜井)井底车场南大巷(中间巷)南轨道巷 (南胶带巷)S1105材料巷S1105工作面污风S1105运输巷南采回风巷南风井地面（附:通风系统图5-1）：二、风量、风速计算：1、风量确定原则：工作面风量确定的原则：(1)供给工作面人员足够风量，(2)有效排除瓦斯及其它有毒有害气体，(3)调节气温以适合人员作业，并防止煤尘飞扬。

50、2、风量计算：（1）按CO2涌出量计算（本矿井为低瓦斯矿井）：Q=100qK/1.5式中：qCO2绝对涌出量，根据实测为q=3.17m3/min；KCO2涌出不均衡系数,取K=1.5；1.5根据煤矿安全规程规定，采掘工作面风流中CO2浓度不得超过1.5%。Q=1003.171.5/1.5=317m3/min（2）按工作面气温与风速关系计算：Q=60VSK =601.391.2=842.4m3/min式中V工作面适宜温度下风速，V=1.3m/s；S工作面平均断面积，对于支撑掩护式液压支架工作面，S=3.75(M0.3)=3.75(2.70.3) =9m2（M采高,M=2.7m）；K工作面面长调整

51、系数，取1.2；采煤工作面空气温度与适宜风速对应表表5-1采煤工作面空气温度（）采煤工作面风速（m/s）150.30.515180.50.818200.81.020231.01.523261.31.626281.51.8 采煤工作面面长调整系数表表5-2采煤工作面长度(m)300k 0.80.91.01.11.21.31.4（3）按工作面同时工作最多人数计算：Q=4N式中：N工作面同时工作的最多人数，N=72 Q=472=288m3/min根据以上计算，选取最大值确定工作面所需风量为Q=842.4m3/min。（4）风速验算：按照煤矿安全规程，工作面风速应符合以下条件：0.25m/sV4m/s

52、由于本工作面所需风量依据工作面气温与风速关系确定，故风速为1.56m/s，符合煤矿安全规程要求。 确定工作面风量：根据上述计算及防治瓦斯、煤尘和煤炭自燃发火需要，考虑H2S气体的影响，最后取工作面配风量为900m3min。三、通风设施：S1105材料巷与南采回风巷相通，在材料联络巷内设置调节风窗调节风流。在材运联络巷内设两道风门隔断风流,防止风流短路.四、监测监控仪器仪表布置：在运输巷(回风巷)距工作面10m内各安设一个甲烷传感器、一个一氧化碳传感器和温度传感器, 甲烷报警浓度为1.0%，断电浓度为1.5%，安设位置距顶板不大于300mm，距巷帮不小于200mm。工作面上、下隅角及采煤机上要悬

53、挂便携式甲烷检测报警仪。（附:工作面监测监控仪器仪表布置图5-2）五、通风管理规定及措施：(一) 防瓦斯等有害气体措施:1、工作面材运联络巷内两道风门严禁同时打开，进出人员后要随手关好，以防造成风流短路。两巷材料、设备堆放占用面积不超过巷道断面的1/3。2、跟班队干、带班长要携带便携式瓦检仪入井。3、专职瓦检员每班对工作面上隅角和回风流以及采煤机附近瓦斯和CO2、H2S气体浓度检查不少于两次。4、必须妥善保护好巷道内瓦斯传感器及其线路，瓦斯超限断电后不得私自送电,必须听从瓦检员指挥，待降到规定值以下时方可人工复位送电。5、电气设备杜绝失爆，杜绝明火作业。6、当班生产过程中回风流中瓦斯浓度超过1%时必须停止作业，待瓦斯浓度降到1%以下时，方可正常作业。7、遇冒顶或透水造成风流阻断时要立即停止工作，撤出人员，采取措施，进行处理。8、严禁任何人员进入盲巷或有害气体超限地点。9、瓦斯传感器、便携式瓦检仪每7天必须使用校准气样和空气样调校一次，每7天必须对瓦斯超限断电功能进行测试。10、必