万峰金泰回采工作面作业规程

1、目 录第一章 概 况3第一节 工作面位置及井上下关系3第二节 煤 层3第三节 煤层顶底板4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5第七节 储量及服务年限5第二章 采煤方法6第一节 巷道布置6第二节 采煤工艺7第三节 设备配置8第三章 顶板管理9第一节 支护设计9第二节 工作面顶板管理13第三节 回采巷道及端头顶板管理18第四节 矿压观测20第四章 生产系统20第一节 运输系统20第二节 通风22第三节 瓦斯防治24第四节 综合防尘系统26第五节 防灭火28第六节 三大系统30第七节 排水系统32第八节 供电系统32第九节 通讯照明信号系统33第十节 压风系统33第五章

2、劳动组织和主要经济技术34第一节 劳动组织34第二节 技术经济指标35第六章 煤质管理37第七章 安全技术措施38第一节 一般规定38第二节 顶板管理39第三节 防治水45第四节 一通三防及安全监测46第五节 割煤安全技术措施49第六节 运输管理50第七节 机电管理53第八节 工作面封闭安全技术措施57第九节 其 它58第八章 灾害预防及避灾路线61第一章 概 况第一节 工作面位置及井上下关系概况煤层名称4#水平名称720采区名称北采区工作面名称4202地面标高1138.30935.30工作面标高858875地面相对位置地面位于中阳县城西北12km处的金罗镇殿则村，西与洪水沟煤矿（关闭）为邻，

3、东与大土河永祥煤业为邻，地表大部分为黄土覆盖。井下位置及四邻采掘情况井下位于井田西北部，东为实体煤田，南接回风大巷，西邻4201采空区，北为井田边界。回采对地面设施的影响地表大部分被黄土覆盖，无建（构）筑物，回采后会造成地表塌陷走向长度200m倾向长度 145m（斜长）动用面积(m2)29000第二节 煤 层煤层厚度m1.41.81.6煤层结构单一煤层硬度23可采指数1变异系数6.4%稳定程度稳定4202工作面所采4#煤层，整体煤层倾角较大，西高东低倾角为12-20°厚度为1.41.8m，平均1.6m。煤层全区稳定可采，厚度变化大，煤层结构简单，不含夹矸，煤质指标见下表： 煤 质 指

4、 标煤质情况Mad（水分）Ad(灰分)Adaf（挥发分）Std（全硫）发热量（MJ/kg）粘结指数0.66%16.89%23.03%0.61%28.59924#煤层为低中灰、低硫分、高热值之焦煤。第三节 煤层顶底板煤层倾角较大，煤层顶板多为细砂粒岩，局部为泥岩或砂质泥岩伪顶；底板多为砂质泥岩和泥岩；开采中，顶板较易支护，属中等坚硬岩石，底板强度较小，开采时应注意底鼓发生。附：煤层综合柱状图第四节 地质构造4202工作面整体煤层倾角较大，西高东低倾角为12-20°向西缓倾斜的单斜构造，构造简单，煤层从初采的1.2至回收期间的1.8米(包括伪顶0.2米),在机尾发现正断层，但已经接近尖灭

5、带，对机采不会造成大的影响，其余未发现其他构造现象。第五节 水文地质一、矿井涌水量正常涌水量：150m3/d最大涌水量：320m3/d二、水文地质情况矿井涌水量主要来自井筒，井筒水主要来自基岩风化带水和砂岩裂隙水，4202工作面淋水较小，掘进顺槽及贯眼只有顶板淋头水，对生产不会造成影响。但生产中要密切注意隐伏断层等构造的存在，加强水文地质工作，防止意外水害发生。第六节 影响回采的其它因素本矿井为低瓦斯高管矿井，2008年瓦斯等级鉴定结果为：瓦斯相对涌出量为1.97m3/ T，绝对涌出量为0.41m3/ min，二氧化碳相对涌出量为2.93 m3/ T，绝对涌出量为0.61m3/ min。但该矿

6、井在2003年主副井未贯通时，煤层发生局部燃烧事件，未发生事故，因此该矿应以高瓦斯矿井管理。2008年4月16日山西省煤炭工业局综合测试中心对井下4号煤层进行采样爆炸性及自燃倾向性鉴定：4号煤层火焰长度20mm，抑制煤层爆炸最低岩粉用量55%，具有爆炸性；4号煤层煤的吸氧量0.69cm3/g，自燃倾向性等级II，属自燃煤层。第七节 储量及服务年限1、本工作面走向长度为200m，采面长150m，煤厚1.6m。则:工业储量面积×煤厚×煤的密度 29000×1.6×1.35 62640T 可采储量工业储量×回采率95 62640×90 59

7、508T服务年限59508÷185003.3月（按每月推进50m计算）第二章 采煤方法第一节 巷道布置一、采区巷道设计 该工作面位于本矿4#主立井北部，工作面顺槽均自运输大巷向北相互平行布置，方位角均为36°0409工作面长为150m。二、工作面运输巷工作面运输巷采用金属钢梁支护，净宽2.6 m，净高2.0m，净断面5.2m2，铺设300mm轨道，三部630/40型刮板，担负工作面进风、运煤、运料、行人以及安全出口。运输路线：4202工作面（SGZ630/150型刮板机）40型刮板机×3台（顺槽全部为刮板机运输）主运输大巷800皮带煤仓皮带煤仓 主井地面。三、工作

8、面回风巷工作面回风巷采用矿用工字钢加坑木支护，巷道断面规格为净宽2.4m，净高1.80 m，净断面4.32m2，担负工作面回风、行人以及安全出口。本矿井为抽出式通风方法，中央并列式通风。本工作面采用一进一回U型通风方法，上行通风管理瓦斯和煤尘即运输顺槽进风，经工作面后从回风顺槽回风。通风路线：地面新鲜风流主井主运输大巷工作面运输巷道4202工作面工作面回风巷北回风巷总回风井地面。附：4202工作面巷道布置平面图第二节 采煤工艺本工作面采用长臂后退式采煤方法，采空区自然垮落法管理顶板一、采煤工艺、落煤1、进刀方法：采煤机从中部进刀，利用输送机弯曲段斜切进刀，随即上行割煤、挂梁，至回风巷，然后停机

9、换向，下行装煤，移输送机和支柱，当采煤机到工作面中部时，割去三角煤，接着下行割煤、挂梁，直至运输巷，然后停机换向，上行装煤，进行移梁，推移输送机至中部，即完成一个循环。斜切式进刀的优点:不需其他设备，靠采煤机本身来完成进刀工作;不做切口，减少了工作量;单独移运输机阻力小，比较轻便。2、进刀深度与割煤方法进刀深度为500mm-600mm，实际进度0.6米，采用双向割煤，往返一次进一刀。、装煤与运煤工作面采用SGZ630/150C型刮板输送机运煤，利用采煤机随割煤随将煤装在工作面刮板上，通过顺槽刮板转载运出工作面。、工作面支护和采空区处理工作面使用单体液压支柱配型梁支护，最大控顶距为4400mm，

10、最小控顶距为3800mm，端面距200mm，行人间距700m，运料间距700m，排距700m；设计采高1400-1800mm，循环进度600mm。工作面采用三、四排控顶，推进到第四排支柱时，对采空区处理，进行回柱放顶，使采空区直接顶自然垮落。在顶板破碎的地段使用铁丝网防止顶板碎矸石滚落到工作面。、正规循环生产能力W=L×s×h×r×c式中W工作面正规循环生产能力， L工作面平均长度，150m； s工作面循环进度，0.6m; h工作面设计采高，1.6m； r 煤的密度,取1.35t/m3; c回采率,0.95。 代入数据,计算得工作面正规循环生产能力为18

11、5吨。第三节 设备配置一、工作面主要机械设备，详见表4名称型号数量地 点采煤机MG135/300WB1部工作面刮板输送机SGZ630/150C150m工作面刮板输送机SGB40285m北运输大巷支柱DW14300/100或DW20300/1001800工作面 型梁3.0 m400工作面二、设备管理由采煤队电钳工负责，每天将工作面的机电设备进行检修和保养，对检修后的机电设备进行试运转，保证运转正常、安全、可靠，每班设跟班包机工一名，负责处理当班出现的机电故障。必须派备专职采煤机注油工，注油工必须熟知所有注油孔位置及注入标准，并定期进行更换油脂。4202工作面主要机电设备技术特征表（表4）附：42

12、02工作面设备布置示意图第三章 顶板管理第一节 支护设计一、支护材料的选择： 1、顶梁规格的选择：工作面基本支架顶梁选用3.0米型梁，两顺槽超前维护选用3.0米型钢梁做顶梁。 2、工作面支柱规格的选择： 根据工作面设计采高及顶板下沉量，确定单体支柱的最大、最小高度按下列公式计算：注：工作面初采时高度为1.2米，顺槽中部1.6，工作面回收时2.0 根据公式：Lmax = Mmax - b 2000 - 901910mm LminMmin - s - b - a = 1200 - 108 - 90 - 50 = 952mm 式中Mmax工作面最大采高，取2000mm 式中Mmin工作面最小采高，取

13、1200mm a支柱卸载高度 50mm b顶梁厚度，取90mm s顶板在最大控顶距处平均最大下沉量：108.96mm。 s = mRn=1.2×4500×0.02=108 mm根据上述结果，我矿4202回采工作面选用支护高度为最低0.952米、最高1.91米，并结合单体液压支柱的支护特征，经过核查应选用DW14300/100和DW20300/100两种型号的单体液压支柱。工作面初采时选用DW14300/100型，推进到中部以后时选用DW20300/100型单体液压支柱，其主要技术特征：、最高高度1400mm，最低高度895mm，工作行程505mm，额定工作阻力300kN，初

14、撑力118KN，额定工作液38.2Mpa。、最高高度2000mm，最低高度1235mm，工作行程765mm，额定工作阻力300kN，初撑力118KN，额定工作液38.2Mpa。 3、运输巷、回风巷支柱规格的选择：运输巷最小高度1800mm，最大高度2200mm，回风巷高度为1800mm，(a)背板厚90mm，(b)顶梁厚90mm，Lmax=Mmax-b=2200mm-90mm=2110mm;Lmin=Mmin-a-b=1800mm-90mm-90mm=1620mm根据计算，选用DW22300/100型支柱支设。4、支柱支护强度验算、根据4#煤层采高的8倍顶板压力计算 Pt9.81k·

15、h·r 9.81×8×2.0×2.4 352kN/m2式中：Pt工作面合理的支护强度 kN/m2 k工作面支柱应支护的上覆岩层厚度与采高之比 取 8倍 h采高2.0m r顶板岩石的密度 t/m3 ， 取2.4t/m3、支柱实际支撑能力计算Rt=kgkzkbkhkaR= 228.5 kN式中：R支柱额定工作阻力；300 kN Kg支柱阻力影响因素，取0.99， Kz增阻系数，取0.95，Kb不均匀系数，取0.9，Kh采高系数，取1.0，Ka倾角系数，取0.9，、工作面支柱间排距确定根据工作面密度计算n=Pt/Rt=352/228.5=1.35根/ m2式中

16、：n支柱密度，根/ m2 Rt支住实际支撑能力，KN/根因此确定工作面 间距:0.6m 排距:0.7mn1=145/0.6×3.8/145/4.4=1.45>1.35所以工作面间、排距选择合理、工作面空顶距合理的选择最大空顶距：4.4m 最小空顶距：3.8m二、乳化泵站设计 泵站选型通过相邻工作面的实际应用，对照采煤工作面质量标准，选用MRB125/3.15C型液压泵，一台液压泵满足工作面需要. 泵站位置及管路选型乳化泵站选在主运输大巷中部处，管路选用直径49mm的液压管。 泵站使用规定1、泵站必须安放平稳、固定牢固、停放在顶板完整、无片帮、无淋水处。2、曲轴箱内润滑油合格，油

17、位在油位线之间，油槽内润滑合格，油绳放置合理，并有合格的过滤网。3、泵站压力表动作灵活，压力达到额定值，必须保证不低于18MPa。4、曲轴箱内温度不得高于50°，不低于5°5、开泵前，检查乳化液箱的液量大于箱体1/2，乳化液自动配比装置使用正常，乳化液浓度在2%-3%之间。6、开泵时，时刻注意泵的声音，正常时，声音清晰，压力大于或等于30Mpa，若发现异常，立即停泵处理。7、泵站及液压系统完好，不漏液。 8、必须设专人开泵，不得随意更换，乳化液配制方法为每95-97kg水加乳化油3-5kg，并每次配制后用浓度计检查，要做到管路不漏液泵站压力正常。9、在泵箱附近挂管理牌，明确

18、配比方法，用液比例、责任者等，有维修保养制度，并有专人维护，保证设备性能良好。10、现场配比法<1>、制作一个长×宽×高=500mm×200mm×250mm的铁箱、箱底焊一个19号截止阀，在铁箱周边距离高200mm处标明显标志线，将该铁箱置于泵箱上。<2>、每次加水到200mm标志线时，停止加水，然后加0.6-1.0kg乳化油，搅匀即为3%-5%浓度的乳化液。<3>、将配制的乳化液经截止阀注入箱内，再用浓度计检测其浓度，在截止阀出口处设过滤网。<4>、不得直接将清水注入箱内或在泵箱内配制乳化液。第二节 工作

19、面顶板管理一、工作面支架布置方式1、工作面选用DW14300/100或DW20300/100型单体液压支柱配3.0m型梁支护顶板，对梁均匀布置，错梁间隔迈步前移，同步梁中心距800mm，相邻两梁中间距650mm，迈步距600mm，最后同步前移为齐梁。详见工作面支架布置图。2、顶板采用全部垮落法控制，采空区顶板随支架前移自行垮落充填，最大控顶距4400mm，最小控顶距3800mm，端面距200mm；伞檐长度1000mm时，其最大突出部分不超150mm，伞檐长度1000mm时，其最大突出部分不超200mm。工作面内采用及时移架支护，即采煤机割过后及时移梁，移梁在采煤机割过后15-20m时进行，超过

20、此距离或发生片帮冒顶时，必须停止割煤。附：4202工作面支架布置示意图二、顶板来压的特殊支护措施1、在采煤过程中，必须检查并注意顶板及周围情况，在周期来压和发现显明来压现象，必须停止采煤工作，加强工作面支护，适当缩小间排距加密工作面支柱，以提高工作面总支撑力。2、密集支柱支护规格：每相邻两根同步滞后梁间支设两根，有效切顶挡矸。3、顶板压力较大时，也可选择打抬棚、戗柱、丛柱或木垛。4、割煤后沿煤壁支设临时戴帽点柱，及时控制机道顶板。5、回柱采空区顶板不垮落，其悬顶沿走向大于5m，要缩小间距,在该处及其上下各3m的范围内加密切顶柱。三、工艺流程 工艺流程：割煤移溜移梁柱1、 进刀采用采煤机中部斜切

21、进刀，进刀长度25m左右。2、 割煤采煤机从中部进刀，利用输送机弯曲段斜切进刀，随即上行割煤，挂梁，至回风巷，然后停机换向，下行装煤，移输送机和支柱，当采煤机到工作面中部时，割去三角煤，接着下行割煤，挂梁，直至运输巷，然后停机换向，上行装煤，推移输送机和移架至中部，即完成一个循环3、 移溜机组割煤8-10m后，即可移溜。移溜采用推溜器顶溜，沿工作面每隔4.5m要安设一台移溜器，机头、机尾回柱绞车配合移溜器移溜，移溜时需从机头（机尾）向机尾（机头）顺序移溜,使溜子边缘到煤壁的距离在20-25cm。移梁柱 滞后移溜3-5m依次移梁柱，移梁柱步距为600mm。 移梁柱顺序及要求推移溜收回滞后梁支撑前

22、探梁即完成了支柱迈步前移的一个工段。四、特殊时期的顶板制度 初次来压时的顶板控制 工作面安装设备形成生产系统后，要求设备逐台进行试运转，对出现的问题及时处理，经有关单位验收合格后开始初采。 初采前，必须支设好端头和超前支护。 将支架全部打起接顶严实，清理干净铲煤板与煤帮侧，人行道内全部杂物，将工作面溜子调平调直，并推向煤壁，然后开始割煤。 一循环后，为了更有效管理工作面，再一次调整支架。 在割煤和移架过程中，必须首先检查并时刻注意顶板及周围情况，若发现明显来压现象，必须停止割煤，加强对工作面支架的维护。 当工作面推进一段距离后，直接顶塌落高度达采高的1.5倍以上，长度达工作面全长时，即可认为初

23、次放顶结束，根据开采经验，预计工作面初次来压步距为25m左右，周期来压步距为18m左右。 根据4#煤顶板岩性情况，不需要进行人为放顶，但在作业过程中，必须进行观察，必要时，进行强制放顶，但必须在有措施，并在总工程师的批准下执行。 初次放顶和正常放顶期间，支架必须接顶严实，必须达到初撑力，保证泵站压力不小于18Mpa，并加强顶板支护，及时处理支柱漏液现象，及时移架，保证支架在最小控顶范围内。 初次放顶期间，两巷出口及超前支护区域内，严格支护质量，确保安全出口畅通。 初采初放阶段须服从矿初采初放领导组的领导，队长亲自指挥，安检科、调度室、技术科等有关科室派专人到现场指导和监督，发现问题及时处理。停

24、采前的顶板控制 停采线准备：不准在周期来压压力大时停采，保证停采线直度。 割最后一刀煤时支架全部移至煤帮，并在梁下打贴帮柱，刹好顶，背好帮。先拆除采煤机，工作面输送机，后拆除梁柱。 拆除梁柱时，由机尾向机头（或从工作面中部向两顺槽）依次拆除。 准备好一切备用的支护材料，（松木柱、单体液压柱）以及拆除支架所需的器具。拆除通道和架间浮煤浮矸要清理干净。停采回收期间要严把工程质量关，严格执行“敲帮问顶”制度，执行“先支后回”的原则。拆除设备过程中，派专人跟班检查瓦斯，发现超限，立即采取措施，且由有关科室跟班人员进行处理。 末采回收期间，调度室、安检科、技术科等有关科室派专人到现场监督指导，发现问题及

25、时协商组织处理。 具体另定专项末采措施及回收方案。 周期来压时的顶板控制 周期来压步距为18米左右。 周期来压明显时缩小单体液压支柱间距，接顶严实，达到初撑力要求。 工作面底板松软时，采取给支柱下穿铁鞋或木鞋，视压力情况而定。 加快工作面推进速度，尽快摆脱压力影响区。 采煤机因故停机时间过长时，在采煤机停留处煤帮加载带帽点柱。柱距为1.5米。 两巷内必须存放一定数量的坑木，并备有足够数量的单体液压支柱。五、回柱放顶方法及回柱工艺采用顶板全部垮落法处理采空区，人工回柱放顶，回柱放顶顺序严格执行由里向外，分段作业，分段长度不小于20m，在分段交接处必须提前沿走向打好挡矸支柱，坚持先支后回，并保持后

26、路5.0m内畅通，防止大块矸石垮落后人员安全撤退。第三节 回采巷道及端头顶板管理一、工作面端头支护和平巷超前支护1、采煤工作面端头是指采煤工作面与工作面运输巷和工作面回风巷接合的部位，它包括工作面机头和机尾的设备区。巷道端头区即巷道与工作面交叉部位，工作面前方支承压力影响区。煤壁后方支承压力影响区。2、工作面机头、机尾采用4对3m型梁配DW1830/100型单体液压支柱组成走向抬棚支护，同组梁间距为15cm，同步梁中心距为500mm，交错迈步为1000mm，前探梁，靠煤帮侧打第一排柱，滞后梁在紧贴工作面刮板机头（机尾）靠采空区侧打第一排柱，并按一梁三柱支设，形成端头4对八梁支护。超前工作面煤壁

27、20m的运输（回风）巷支超前支护，采用3.0m型梁和DW1830/100型单体液压支柱，超前支护段内为双排支柱支护，自工作面煤壁0-10米靠工作面侧必须另设一排支护;巷道顶板破碎处型梁上必须用200/2×2500的半圆木料背严;当巷道压力较大时，超前支护也要相应增加，超前支柱必须穿铁鞋;超前支护巷道内支护要完整无损，其高度不得低于1.8m。二、端头的特殊支护工作面运输（回风）巷中，从工作面煤壁至放顶线之间，原梯形支架靠工作面侧支设走向抬棚，然后移工作面输送机机头，撤除工作面侧的棚腿；放顶线后方运煤巷的维护长度不得超过1.2m，原巷道上帮距梯形棚端0.5m处支设一排走向挡矸支柱，机尾后

28、方1.0m处支设倾斜支柱，柱距为0.25m。三、运输巷、回风巷锚杆和棚架的回撤工作面棚架随工作面推进进行回撤，要求该棚架后方与工作面切顶线整齐，运输巷回收支柱和顶梁在支设超前支护前进行，回风巷拆棚架与支超前支护同时进行，采用人工回撤梯形棚，用单体支柱托住棚梁然后拉出棚腿，在护身支柱保护下远距离卸载，顶板垮落稳定后用长把钩取出棚梁。并当班把拆下的棚梁、棚腿运到指定地点，码放整齐，回撤后回风巷以下4m范围的切顶线要加特殊支柱，柱距为0.25m，以确保上出口行人安全。名 称规 格单位数量在用备用单体液压支柱DW20-30/100根1440240单体液压支柱DW14-30/100根1440240型梁3

29、.0m根30080棚板1.0×0.18×0.08（m）块500块（含备用）柱帽0.3×0.18×0.15（m）块500块（含备用）圆木×2.2（m）根80根（含备用）支撑支柱直径25cm根15根（含备用）四、备用支护材料数量及存放地点运输巷距工作面30-100m范围内必须经常存放有备用材料，其中单体液压支柱200根，型梁67根，坑木2.0m3，以备抢险时急用，此材料随用随补，严禁短缺。工作面每日所需的材料应根据工作面需用量每班运到，并码放整齐，不得影响行人和运料。第四节 矿压观测一、成立矿压观测小组组长：王乃才成员：冯建明、刘琦、曾小军、贺利龙

30、、杨鹏飞二、矿压观测内容工作面顶板动态监测，以及工作面上下巷顶板变化情况。三、观测制度：1、要求人员组织到位，培训到位，观测仪器落实到位。2、矿压观测人员每班测出的数据，由组长负责收集，整理，要及时将工作面情况向生产矿长、安全矿长、总工汇报，采取应急措施。3、观测人员要不定期对支柱抽查，发现支柱初撑力低，有权让现场作业人员进行二次补液，否则不准作业。4、观测人员发现支柱工作阻力达到额定阻力或有相当一部分支柱安全阀开启现象，提醒作业人员采取措施或撤离工作面，并向调度室汇报。第四章 生产系统第一节 运输系统一、运输设备选择和安装 工作面使用型号SGZ630/150C刮板输送机，运输顺槽使用三部40

31、型刮板接力运输， 主运输上山使用型号800mm宽大倾角防滑型输送带，煤库小皮带使用800mm输送带直接到煤库，竖井使用非标2.0t双箕斗提升，地面直接运到煤场。工作面及运输顺槽交接处各安装一台刮板输送机，机尾用两根单体液压支柱固定平衡。 二、运输设备及运输方式 工作面设备运输采用标准矿车（平板车），人工装载等方式运输。1、所有运输机司机必须经过专门技术培训，取得合格证后方可上岗。2、开车前必须认真检查油位、钢丝绳、护绳、扒车器等各部连接情况，用信号联系后方可开车。3、开车顺序为输送机、转载机、工作面刮板输送机，机组、各部设备启动时，必须先点动试车，完好无误时方可开车。4、运转中各司机要经常检查

32、各种联接及油位，转动部位有无异常。5、开车时，先发出开车信号不少于2次，点动试车，正常后方可开车。6、开机时、机头、机尾的煤流方向不能有人。7、输送机只能运送工作面采出的煤和矸石，不许运送其它物料。更换大件必须使用刮板输送机时，通知输送机司机专门运料，并由跟班领导或班长 采取有效措施，现场组织确保运输安全。三、运煤系统工作面4202运输顺槽主运输大巷煤库皮带煤仓主井提升地面煤场。四、运料系统地面材料场主井主井底清煤平巷北联络巷4202运输顺槽4202工作面。附：4202工作面运输系统示意图第二节 通风一、通风系统本矿井采用中央分列机械抽出式通风方式，安设两台FBCDZ16型防爆轴流式通风机。风

33、量为16983120m3/min，风压为7022400Pa，功率2×55KW，4202回采工作面采用全风压通风。运输顺槽进风，回风顺槽回风。 1、通风路线：地面新鲜风流 主井主井底车场 北运输巷4202运输顺槽（进风） 4204工作面 4202回风顺槽北回风巷 总回风井 地面附：4202工作面通风系统示意图2、工作面实际需风量的计算（1）矿井风量计算（1）4202回采工作面所需风量的计算1、按瓦斯涌出量计算Q采=100×q采×Kc=100×0.41 m3/min×1.4=57.4 m3/min；式中Q采采煤工作面需风量，m3/min；q采采煤工

34、作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；08年实测绝对瓦斯涌出量为0.41 m3/min；Kc工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，通常，机采工作面可取1.2-1.6。取1.4；2、按回采工作面温度计算:Q采=60×VC×Sc×K采=60×1×4.1×1.7×1.0=418m3/min式中:Vc与回采工作面温度相对应的风速值，经实测回采工作面温度最高不超高18取V采=1m/s。Sc回采工作面平均有效断面，按最大和最小控顶有效断面的平均值计算:；工作面最大控顶距E1=4.4m；工作面最小控顶距3.8m； 采高，h=1.7mKC采煤工

35、作面长度风量系数80m-120m为1.0。回采工作面空气温度（）采煤工作面风速（m/s）系数K温201.01.0020-2323-2626-2828-303、按人数计算Q采=4N=4×38=152m3/min式中：4规程规定每人第分钟的供给风量4m3/（人·min）；N工作面同时工作的最多人数，取N=38人。4、按风速进行验算1）按最低风速验算，采煤工作面的最低风量为：Q采15S采15×4.4×1.7112 m3/min式中：S采取最大控顶距时的断面积4.4×1.7（m2）15最低风速m/s,即0.25m/s2）按最高风速验算，采煤工作面的最高

36、风量为Q采240S采240×3.8×1.71550 m3/min式中：S采取最小控顶距时的断面积，3.8×1.7 (m2)240最高风速，m/min，即4m/s显然112m3/min418 m3/min1550m3/min通过上述计算，4202回采工作面取最大值418m3/min作为该工作面的应配风量。第三节 瓦斯防治一、 一般规定 瓦斯检查地点：工作面进风巷、回风巷、工作面的风流中，工作面上隅角以及电动机附近等固定地点，每班检查次数不少于三次，并向调度室汇报当班情况;采煤机附近，回柱放顶处要加强瓦斯检查。 瓦斯检查必须做到班报、牌报、检查手册三对口，不得空班、漏

37、检、假检假报。 工作面及其进、回风巷道内，体积大于0.5m3的空间内积聚的瓦斯浓度达到2%时，附近20m内必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。 工作面风流中，电动机或其开关安设地点附近20m以内风流中的瓦斯达到1.5%时，必须停止工作，切断电源，撤出人员进行处理。工作面回风巷风流中瓦斯浓度超过1%或二氧化碳浓度超过1.5%时必须停止工作，撤出人员，采取措施进行处理。因瓦斯浓度超过规定被切断的电气设备，必须在瓦斯浓度降到1%以下时，方可通电启动。 工作面安装瓦斯断电仪，并且与矿井安全监测系统联网。 矿井临时停风时，工作面所有人员必须撤到主要进风流中，待恢复通风且瓦斯（CO2）浓度符合规定

38、后，方可进入工作面作业。 当工作面瓦斯（CO2）浓度超限时，瓦斯检查员必须立即通知现场所有工作人员，停止工作，撤出人员，采取措施，瓦斯（CO2）浓度下降到规程规定浓度以下时，方可进入工作面作业。 工作人员进入工作面前，应先观看瓦斯牌板，当工作地点瓦斯超限时，不得进入工作地点。 瓦斯检查要严格按规定操作，发现安全隐患，要先处理再进行检查。 参观或检查人员进入工作面时，必须携带便携式瓦检仪。 瓦斯检查员应在指定地点交接班，交清当班情况.二、瓦斯检查 设专职瓦斯员进行现场交接班专职瓦斯员负责对工作面及回风流，上隅角，工作面中部槽底部、采煤机前后，支架之间及风流吹不到的地点进行瓦斯检查。采煤机割煤时半

39、小时检查一次，其他测点每班至少3次，并加强对生产安全过程的的监督检查，若发现机组上下各20m范围内风流瓦斯浓度达到0.75%时，立即停止机组割煤，停电撤人，进行处理。 现场班组长班组长、机组司机必须携带便携式甲烷检测报警仪。 上隅角瓦斯积聚的处理措施 当隅角瓦斯积聚浓度超过1%时，采用挂风障，设导风板等方式吹散上隅角瓦斯，使瓦斯浓度小于1%。 用煤填实刮板输送机底部及风流吹到的局部空间,使涌出的瓦斯直接进入工作面风流。 机组割煤时,严禁留底煤。三、瓦斯监测本工作面采用KJ90HB升级瓦斯监控系统， K型探头。详见本章第六节“瓦斯监控系统”。第四节 综合防尘系统一、防尘管路系统 管路路线：地面（

40、200m3静压洒水池）主立井（3寸管路）北大巷（2寸管路）4202工作面运输巷和回风巷采煤机附：4202综合防尘系统示意图 在4202运输顺槽每一转载点设置喷头，每50m设一“三通”，供消防洒水用；4202回风顺槽每隔50m设一支头供消防洒水，距工作面50m内设置两道全断面水幕，巷道中部设置一道净化水幕，采煤机自带喷雾装置，进回风巷均布设隔爆水棚，采用吊挂式，水棚需设在直线巷道内，与巷道交差口，距转变方向处保持50-70m，与风门的距离须大于25m，水棚排距为1.2-3m，水袋统一编号，水袋边与巷道壁、棚架、顶板、构筑物之间的距离不得大于0.1m,并经常保持水袋的完好和规定的水量,每天检查一次

41、；每天对工作面运输巷、回风巷冲洗一次积尘，工作面作业人员工作时戴好防尘口罩。二、防尘措施 采煤机内喷雾装置水压不得低于2Mpa,二次负压降尘装置（外喷雾）水压不小于8Mpa。 工作面运煤系统各转载点必须安装喷雾洒水装置，且必须保证完好无损。 回风巷内安设两道降尘水幕，保持常开状态。 工作面必须用好机组喷雾降尘装置，无水和水压低时不许割煤。 定期冲洗两帮及顶部煤尘。 其它各项严格执行有关综合防尘规定。三、隔绝瓦斯煤尘爆炸措施 北运输大巷、总回风巷各安装一组集中式隔爆水棚。工作面运输巷、回风顺槽各安装一组长度不得小于20m辅助水棚，水量按巷道断面计，200L/m2，水袋棚安装方式的原则是：当受爆炸

42、冲击力时，水袋中的水容易洒出。两个水袋之间间隙不得大于1.2m，水袋边与支架、顶板之间的距离不得小于0.1m。 巷道内物料码放整齐，不堆入多余的闲置设备和杂物。 严禁同时打开两道风门，防止风流短路，风门内及前后5m不得堆放杂物。 距工作面50m、200m处的上下巷均安设水幕和隔爆水袋。 巷道净断面不得小于原设计的80%。 为防止杂散电流引爆采空区内瓦斯，如上隅角瓦斯超限时，机头每推进4m要断开通往采空区的钢丝绳、铁丝网等金属物，断开的间隔不低于200mm。第五节 防灭火一、监测系统充分利用矿井瓦斯监测系统监测一氧化炭的变化情况，在可能发生自然的地点安设一氧化碳传感器，实时检测巷道内气体变化，以

43、撑握各种可靠的数据。二、综合防灭火措施 工作面要加快推进速度，尽可能不留浮煤顶底煤。 如发生毒气，煤雾高温点，一氧化碳等异常现象及时汇报矿调度室，调度室及时通知通风工区、救护队、迅速查明原因，采取紧及措施进行处理，同时要向矿长、总工汇报。 工作面运输、回风巷必须安设供水防尘灭火管（可与防尘供水系统共用）运输巷每100m设阀门一个，回风巷每隔50m安设阀门一个，禁止任意拆除改作他用。三、防灭火要求采煤工作面及运输、回风巷发生火灾时，首先维持正常风流状态，直接灭火，同时打开上风侧水幕，降低火焰温度，必要时增加工作面的风量，以免形成火风压造成风流逆转。如直接灭火无效时，则人员按规定的避灾路线撤离，采

44、取措施封闭，在确保安全的前提下，尽量缩小封闭范围。封闭时，火源的进风侧要同时密闭，不具备封闭条件时，先封闭上风侧再封闭下风侧。四、避灾路线 避灾组织在生产过程中，工作面一旦发生瓦斯，火灾事故，直接处于灾区的人员要沉着，冷静，立即成立以队长、安全员、瓦斯员为核心的现场抢救，迅速与调度及有关领导，部门联系，在保证人员的前提下，利用现场工具处理事故，组织人员撤离。 避灾路线A、当发生火灾或瓦斯，煤尘燃烧时，位于事故地点进风侧的人员应迎着进风逆风撤出，回风侧的人员可迅速佩戴自救器，顺风退出，转到鲜风流中去。4202工作面工作面运输巷北运输大巷主井地面B、发生水灾时两巷人员应尽快撤离避灾路线：4202工

45、作面工作面运输巷、回风巷北运输大巷（或总回风大巷）主井（或人行斜井）地面第六节 三大系统一、瓦斯监控系统1、本矿井装备有KJHB型矿井安全生产综合监控系统，在4202工作面回风顺槽设置4个瓦斯传感器，设置在工作面上隅角，设置在距工作面不大于10米的回风巷，设置在回风顺槽距回风大巷1015m的地方，设置在工作面回风巷与回风大巷汇合处以下10m的地点。2、4202工作面甲烷传感器的报警浓度，断电浓度，复电浓度和断电范围，详见表4202工作在甲烷传感器明细表甲烷传感器设置地点报警浓度断电浓度复电浓度断电范围1.0%（CH4）1.%（CH4）1.0%（CH4）工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备

46、1.0%（CH4）1.0%（CH4）1.0%（CH4）工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备31.0%（CH4）1.0%（CH4）1.0%（CH4）工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备1.0%（CH4）1.0%（CH4）1.0%（CH4）工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备3、监控中心站主机不少于2台，而且必须配备不少于2小时的不间断电源。4、安全监控设备的供电电源，必须取自被控开关的电源侧，严禁安在被控开关的负荷侧。5、传感器在巷道中允许悬挂的距离范围内支护必须良好，且便于观察，并应垂直悬挂，其传感器元件的位置距顶梁不得大于300mm，距巷道侧距不得小于200mm。6、安全监

47、控设备必须定期（每10天）进行调试，校正。 7、每周对各探头维护调校一次，同时对闭锁断电系统进行试验，每班用便携式瓦检仪及瓦斯检定器对瓦斯探头数据进行校对，发现问题及时处理。8、生产单位每班对工作面供电系统检查一次，认真填写检查记录，以保证电器设备完好，杜绝电器设备失爆，机组司机，跟班班组长，流动电工，瓦斯员必须携带瓦斯便携仪，报警浓度为1%。9、矿井安全监控系统必须具有故障闭锁功能和甲烷断电仪的全部功能，当主机或系统电缆发生故障时，系统必须保证甲烷断电仪装置的全部功能，当电网停电后，系统必须保证正常工作时间不小于2小时，系统必须具有防雷电保护，系统必须具有断电状态和馈电状态监测、报警、显示、

48、存储和打印报表功能。10、煤矿安全监控设备之间必须使用专用阻燃电缆或光缆连接，严禁与调度电话或动力电缆共用。11、监测监控装置在井下连续运行612个月必须出井进行安全检修。12、防爆型煤矿安全监测设备之间的输入、输出信号必须为本质安全型信号。 13、为了保障煤矿安全生产，矿井必须配备100%的监控备用装置。 附：4202工作面瓦斯监控示意图二、人员定位系统矿井安装KJ128人员定位系统，主机设在监控室，主立井底、顺槽口、各安一台读码器识别装置，能够实时监控人员出入时间、数量，井下各个地点人员分布情况，一旦井下发生事故能够及时准确掌握人员分布，为抢险救灾提供便捷。三、产量监控系统产量监控系统能够

49、正常使用，及时上传产量。第七节 排水系统工作面运输巷是求直不求平，在平巷低凹处设置临时水仓，在运输顺槽、回风顺槽分别安设两台小潜水泵，一台工作，一台备用，排水路线：工作面顺槽北联络斜巷主、副水仓水泵房地面。排水高度为328m，现有的3台MD46-50×8型多级离心泵（配套电机功率90Kw）一台工作、一台备用、一台检修，能满足矿井的排水要求。我矿现有各有250立方米的容积主、副水仓，能满足非常时期的排水需要。附：4202工作面排水系统示意图 第八节 供电系统一、工作面及顺槽内所有设备用电均来自中央变电所内。附：4202工作面供电系统图二、机电设备的安装与验收所有机电设备的安装一律按照机

50、电完好标准执行，特别是接线盒、按纽、开关等设备坚决不能失爆，带式输送机要安装在巷道上壁。跑偏装置随机控制，烟雾传感器始终灵敏可靠，机头处必须配有灭火器。输送机经矿机电工区负责验收后，方可投入使用，机头前后20m用不燃性材料支护。第九节 通讯照明信号系统一、通讯系统工作面运输巷皮带机头、刮板机头，车场各安装一部防爆直拔电话，可直接与中央变电所、溜煤眼、绞车房、调度室电话直接联系。二、照明系统工作面运输巷皮带机头、刮板机头、车场各安装一盏防爆灯。轨道上山每50m安装一盏防爆日光灯，灯罩损坏，灯炮不亮及时更换。二、信号系统采煤工作面刮板输送机必须安设能发出停止和启动的信号装置。发出信号点间距不得超过

51、15m。第十节 压风系统我矿地面配备型空压机一台，功率132KW；主立井使用3寸无缝高压管，采掘工作面顺槽均用2寸无缝高压管接至工作面；一旦发生事故时，为受灾地点人员提供氧气。附：4202工作面压风系统第五章 劳动组织和主要经济技术第一节 劳动组织一、作业方式工作面采用“三八”工作制度，即两班生产，一班准备检修，循环进度0.6m，每班三个循环，日进度3.6m。 生产班负责原煤生产、移梁、支柱、放顶；检修、准备班负责机组设备电缆、管件的检修和维护，延长，缩短溜子及两巷支护器材回收和超前维护两巷等工作。同时，工作面所需支护器材及机电设备等均由准备班供给。 二、劳动组织 工作面采取综合工种分段作业形

52、式。工作面除班长、安全员、值班电工、机组司机、溜子司机、转载机司机、泵站司机外，其余每三人为一综合作业责任段，负责本段范围内的铺网、移溜、支回柱、放顶等工作。劳动组织表序号工种班次及人数小计早中夜1带班长11132安全员11133验收员11134值班电工11135采煤机司机22156溜子司机7泵站司机11138支护工88169移溜工771410检修、超前工88合计26261567三、循环作业正规循环作业过程：首先进行工作面准备即联网，然后采煤机从中部斜切进刀，并上行割煤至机尾，同时滞后割煤5m打临时支柱，然后采煤机下行装煤，移溜在装煤8-10m后进行，滞后移溜3-5m移支架，至工作面中部；采煤

53、机开始割三角煤并下行割煤至机头，同时滞后割煤5m打临时支柱，然后采煤机上行装煤，移溜在装煤8-10m后进行，滞后移溜3-5m移支架，至工作面中部即完成了一个循环。 附：4202工作面正规循环作业图第二节技术经济指标坑木消耗表规格长×宽×厚每根用量m3/根循环用量复用量数量（块）复用量m3复用率%复用量m3柱帽0.3×0.15×0.080.00361500.27500.27背板0.8×0.15×0.080.0096500.48500.24循环消耗0.51消耗定额52m3/万吨主要经济技术指标序号项目单位数量1工作面倾向长米1502平均可采走向长度米2003回采率%954可采面积m2290005煤层倾角度12-206设计采高米1.67煤容重T/m31.358循环进度米0.69循环产量吨18510日循环个数个411日产量吨74012日出勤工数个8613回采工效吨/工8.614月产量吨1850015可采期天10016乳化液消耗kg/万吨133417坑木消耗m3/万吨52乳化液消耗计算表乳化液浓度循环用量（台）每根用量循环用量消耗定额KG/万吨乳化液kg乳化油kg乳化液kg乳化油kg乳化液kg乳化油kg单体柱2