综采工作面作业规程

1、和谐煤矿 作业规程第一章 概 况第一节 工作面位置及井上、下关系工作面位置及井上下关系表水平名称采区名称地面标高12251395m井下标高12611230地面的相对位置地面位于老高川，黄土梁峁地，地面无建筑物。回采对地面设施的影响无影响井下位置及四邻关系本工作面位于2-1盘区2101巷与2101胶带巷之间，全实体煤，周边无采空区。走 向西北走向，倾向西南西倾斜长度132101工作面面积m2280000第二节 煤 层煤层情况表煤层厚度2.27m煤层结构单一煤层倾角0。3。煤层硬度f=?开采煤层2-2#煤种不粘煤稳定程度稳定可采指数97%煤层情况描述本工作面煤层为中厚煤层，大部分可采，煤层厚度变化

2、小，变化规律明显，结构简单；煤类以不粘煤31号（BN31）为主，煤的灰分、硫分标准差分别为1.07和0.05，灰分、硫分变化小，属于稳定型煤层。第三节 煤层顶底板煤层项底板情况表项底板名称岩石名称厚度特征基本顶直接顶伪 顶直接底老 底第四节 地质构造一、地质构造(一) 井田地层老高川乡和谐煤矿在神府矿区的东北部，地表绝大部分被第四系、新近系沉积物覆盖，仅东南部窑则沟、秦家沟沟谷两侧有基岩出露，煤系地层为侏罗系延安组。依据地质填图及钻孔揭露，区内地层由老至新依次为：三叠系上统永坪组（T3y）、侏罗系下统富县组（J1f）、侏罗系中统延安组（J2y）、新近系上新统保德组（N2b）、第四系中、上更新统

3、离石组和马兰组（Q2l+ Q3m），全新统冲积层（Q4al）。现分述如下：1、三叠系上统永坪组（T3y）该地层是陕北侏罗纪煤田含煤岩系的沉积基底，与上覆地层呈假整合接触，下伏全区，未有出露。据区域资料厚度80200m。图2-2-2 侏罗系下统富县组测井曲线形态图岩性为巨厚层状浅灰绿色中细粒长石砂岩，含大量白云母及绿泥石，分选性及磨园度中等，具大型板状交错层理、楔状层理及块状层理，局部含石英砾、灰绿色泥质包体及黄铁矿结核。2、侏罗系下统富县组（J1f）本组地层地表无出露，区内普查阶段钻孔中基本见底，但大部份仅见其上部地层，平均厚度1050m。在三道沟实测剖面上其全层厚度42.48m，岩性以紫红、

4、灰紫及灰绿色泥岩为主，夹透镜状灰白色含砾中粒、粗粒砂岩及薄层粉砂岩。砂岩成分以石英为主，长石次之，分选性及磨圆度差，泥质胶结，局部为钙铁质胶结，砂岩多呈中厚厚层状和透镜状，板状交错层理及斜层理十分发育。泥岩中含铁质结核、铝质鲕粒及粉砂岩团块，多为块状层理，底部发育不稳定砾岩，顶部有灰白色石英砂岩。该组沉积于长期遭受风化剥蚀、顶部不平的永坪组之上，起着填平补齐作用，故其厚度变化较大，为含煤建造之基底。与下伏延安组地层呈假整合接触。3、侏罗系中统延安组（J2y）延安组为煤矿含煤地层，与下伏富县组呈整合接触。延安组自下而上分为一五段，由于中侏罗世后期历次构造运动影响，延安组第五段遭受严重剥蚀，第、段

5、局部遭受剥蚀，延安组第-段地层保留完整，根据陕西省陕北侏罗纪煤田神府矿区三道沟井田勘探地质报告延安组总厚度63.11275.47m。煤矿范围内本次补充勘探的对象为延安组第、段，在填图及钻孔揭露、区域地层对比的基础上，依据岩性组合、沉积旋回结构、含煤性进一步将其划分为三个段，自上而下分别为延安组第、段，本次钻孔揭露的延安组厚度20.64143.64m，平均106.71m。岩性是以灰色至深灰色粉砂岩、灰白色细粒长石石英砂岩为主，长石砂岩、长石岩屑砂岩次之，少量为黑色泥岩及砂质泥岩夹炭质泥岩，含多层煤层。4、新近系上新统保德组（N2b）主要出露于煤矿北部的新窑沟沟谷东南侧及南部的窑则沟沟谷东侧。钻孔

6、揭露厚度039.60m，平均厚度20.12m，分水岭附近厚，向沟谷方向逐渐变薄，至沟谷及其两侧基岩出露。岩性为棕红色粉质粘土及亚粘土，密实，硬塑，夹似层状钙质结核层，底部局部发育一层厚度13m的楔状砾石层，不稳定，砾石成分为砂岩、烧变岩等岩块，砂质充填，泥质胶结。本组中前人曾发现三趾马及其它动物骨骼化石，因而又称之为“三趾马红土”。保德红土与下伏侏罗系中统延安组地层呈不整合接触。5、第四系中、上更新统离石组和马兰组（Q2l+ Q3m）主要分布于煤矿梁峁之上。据钻孔揭露及填图资料，区内厚度059.04m，平均22.14m。分水岭附近厚，向沟谷方向逐渐变薄，至沟谷及其两侧红土及基岩出露。上部为灰黄

7、色亚砂土，大孔隙，半固结，含星散钙质结核，亦具纵深垂直节理，分布于梁峁之上。下部为浅棕黄色亚粘土，其中夹多层古土壤层，含大小不等形态各异的分散状钙质结核，偶含动物骨骼化石及碎片。不整合于下伏延安组地层及保德组红土地层之上。6、第四系全新统冲积层（Q4al）冲积层（Q4al）：主要分布于窑则沟、秦家沟沟谷中。岩性以灰黄色、褐黄色细砂、粉砂、亚砂土和亚粘土为主，底部多含有砂岩、粉砂岩角砾。厚度08m，一般3m，沟头附近厚度较小，沟掌附近厚度较大，本次勘探施工的Z12-1钻孔揭露的地层厚度为0.40m。与下伏地层呈不整合接触。(二) 井田构造和谐煤矿地质构造简单，为一走向北西，倾向南西西，平均倾角1

8、3的单斜构造，无大的断裂及褶皱发育，无岩浆活动痕迹。延安组为向南西微倾的简单叠置地层，每千米降深 68m。总之，煤矿地层沿走向、倾向的产状变化不大，没有大的断裂，没有岩浆活动，属简单构造。2-2煤层位于第岩段顶部，距上部1-2煤层32.9135.41m，平均34.27m，煤矿南部窑则沟、秦家沟遭受剥蚀，煤层为大部可采煤层，可采面积5.26 km2。表1-2-1 煤层特征表岩段煤层号煤层厚度结构层间距可采类型稳定类型两极值平均值（点数）标准差变异系数面积可采率（%）极 值平 均1-206.254.66(11)1.090.2344基本不含夹矸，仅Z12-2钻孔含夹矸1层，厚度0.28m，岩性为粉砂

9、岩，结构简单。32.9135.4134.2717.0620.2618.2324.8627.9926.57局部可采不稳定2-202.402.28(21)0.090.0497基本不含夹矸，仅Z12-1钻孔含夹矸1层，厚度0.11m，岩性为细粒砂岩，结构简单。大部可采稳定3-11.552.231.87（11）0.210.1199一般含1层夹矸，局部2层夹矸，厚度0.110.44m，岩性为粉砂岩，结构较简单。大部可采稳定3-20.521.050.77(10)0.160.2133基本不含夹矸局部可采不稳定根据钻孔及煤层露头实测见煤点资料：煤矿内见煤点21个，均为中厚煤点。2-2煤层厚度02.40m，平均

10、厚度2.28m，可采煤层厚度2.102.40m，平均厚度2.27m，属中厚煤层，煤层厚度变化不大，但仍能看出，煤层西北部厚而东南部薄。基本不含夹矸，仅Z12-1钻孔含夹矸1层，厚度0.11m，岩性为细粒砂岩，结构简单。埋深0137.22m，平均86.38m，北部2-2煤层埋藏较深，南部埋藏较浅，沟谷两侧埋藏浅，最浅处在窑则沟以西本次施工的Z12-Q1钻孔最薄，仅为3.21m，底板标高12611230m。该煤层为中厚煤层，大部可采，煤层厚度变化小，且规律性明显，结构简单；煤类以不粘煤31号（BN31）为主，煤的灰分、硫分的标准差分别为1.07和 0.05，灰分、硫分变化小，属稳定型煤层。第五节

11、水文地质一、 地表水特征图5-2-1 勘探区水系分布示意图本区处于以侵蚀为主的黄土梁峁区，地形破碎，沟壑纵横。北部高南部低，最高处位于东北部李家焉处，标高1395m，最低处位于西南部秦家沟附近，标高1225m，相对最大高差约170m。见图5-2-1。全区地势北东高西南低，以北部的窑则敖包、李家墕及新窑圪台中南连线为窟野河水系和孤山川水系的分水岭。分水岭将煤矿分为了东、西部两个汇水单元，勘探区中部的窑则沟及南部的秦家沟为西部秃尾河水系支流大板兔川的二级支流，向下游约20km归入窟野河，为煤矿西部汇水单元。东部的前市沟由西向东归入沙梁川后向下游汇入孤山川。二、 含（隔）水层组水文地质特征1、第四系

12、全新统冲洪积（Q4al）孔隙潜水含水层分布于窑则沟和秦家沟两岸的漫滩中，岩性以灰黄色、褐黄色细砂、粉砂、亚砂土和亚粘土为主，底部多含有砂岩、粉砂岩角砾。含水层厚度变化较大，一般为08m不等。蓄水空间小，水量贫乏。2、中更新统黄土孔隙裂隙潜水含水层主要分布于煤矿梁峁之上。据钻孔揭露及填图资料，区内厚度059.04m，平均22.14m。分水岭附近厚，向沟谷方向逐渐变薄，至沟谷及其两侧红土及基岩出露。岩性上部为灰黄色亚砂土，大孔隙，半固结，含星散钙质结核，亦具纵深垂直节理。下部为浅棕黄色亚粘土，其中夹多层古土壤层，含大小不等形态各异的分散状钙质结核，偶含动物骨骼化石及碎片。地下水以孔隙水为主，但多呈

13、疏干状态，据访问旱季水量趋减，甚至干枯，属季节性出露。3、新近系上新统保德组红土隔水层钻孔揭露一般厚度为039.60m，平均厚度20.12m，分水岭附近厚，向沟谷方向逐渐变薄，至沟谷及其两侧基岩出露。岩性为棕红色粉质粘土及亚粘土，密实，硬塑，夹似层状钙质结核层，底部局部发育一层厚度13m的楔状砾石层，不稳定，砾石成分为砂岩、烧变岩等岩块，砂质充填，泥质胶结。本组中前人曾发现三趾马及其它动物骨骼化石，因而又称之为“三趾马红土”。该层红土致密坚硬，孔隙裂隙均不发育，为区内较好的隔水层。4、侏罗系中统延安组裂隙含水层煤矿范围内，本次施工对象为延安组第三、四、五段，根据钻孔揭露，第三段在煤矿内保存完整

14、，第四段在煤矿南部的窑则沟、秦家沟局部剥蚀；第五段在南部的窑则沟及秦家沟遭受剥蚀，仅残留于窑则煤矿附近。（1）延安组第段该段在窑则沟和秦家沟遭风化剥蚀，岩性主要为灰色厚层状细砂岩，夹薄层状粉砂岩及泥岩。风化后呈灰黄色，顶部灰白色，层位稳定，顶部风化裂隙发育，风化带发育及分布主要沿沟谷露头向内侧和纵深发展，界面起伏与地形基本一致，粉砂岩、泥岩等风化后呈薄片状、碎块状，风化节理裂隙发育。2-2煤层顶板以上细粒砂岩、中粒砂岩、粗粒砂岩为2-2煤层的直接充水含水层。含水层厚度1.1510.63m，平均6.23m。结构致密，裂隙发育微弱，含水层富水弱。5、烧变岩孔洞裂隙潜水主要分布在区内各大沟谷的边坡地

15、段，煤层自燃后顶板塌落及后期风化作用，裂隙孔洞发育的烧变岩带，因其均在侵蚀基准面以上，处于临空状态。一般水平延伸较浅，且连片性小，故地下水多被疏干或水量很小。三、 地下水补给、径流、排泄条件本区独特的地质、地貌条件，决定了各类地下水补、径、排条件的一般性和特殊性。1、潜水以大气降水为主要补给源。河谷区潜水，地形低洼平坦。第四系松散层孔隙大，透水性好，降水渗入系数0.43，易于大气降水的渗入补给。其次，还接受河谷两岸地下水的侧向补给。它与河流地表水存在互补关系，一般枯水期地下水补给地表水，洪水期地表水补给地下水。河谷区潜水径流方向主要受微地貌形态的控制，平直地段一般与河床斜交，河曲地带潜流截弯取

16、直。河谷区潜水主要以潜流形式向河床排泄，并在一级阶地河漫滩低洼处形成湿地。河间梁峁区潜水，大气降水是该潜水的唯一补给源，由于含水层受地貌、岩性及本区气象条件等影响，使大气降水在黄土梁峁区不易大量渗入补给该潜水，渗入系数仅为0.10，只在雨季有少量降水不连续补给。由于受沟谷水系控制，径流方向很不一致，总趋势是从地势较高的梁峁顶部及斜坡向沟源、谷坡边岸、沟谷中心运动，在谷坡下部和底部以潜流形式排泄。2、承压水由于区内沟谷沿岸基岩裸露面积较大。基岩风化裂隙发育，局部地段覆盖松散层厚度很薄，这种条件不仅为潜水的补给创造了良好的条件，也为大气降水、地表水和潜水顺层补给承压水创造了有利条件。区内承压水主要

17、以此种方式接受补给。径流方向主要受地形地貌控制。在河谷间，浅层承压水可由地势较高的分水岭部位向沟谷区运移；在河谷区，承压水总趋势由北西向南东顺层径流。其排泄方式与矿区地下水相同，即部分地段承压水顶板被沟谷切穿而混入潜水或形成水泉，其次使承压水有可能沿弱含水层或透水“天窗”顶托补给潜水。四、 矿床充水因素分析1、生产煤矿（窑）充水情况区内无大的生产矿井，据生产小窑窑则煤矿调查，煤层顶板岩性以细砂岩及中粒砂岩居多，裂隙不发育，其含水量较为贫乏，矿井涌水量较小，矿坑涌水量一般为1050m3/d，雨季时最大涌水量仅为70m3/d。2、充水因素分析(1) 充水水源大气降水大气降水是地下水及地表水的补给来

18、源。因此，矿床充水都直接或间接与大气降水有关。区内多年平均降水447.12mm，且多集中在79月份，占全年降水量的55.5%，最大日降水量136.3mm。据小窑调查，矿井涌水量随季节有不同的变化，其一般滞后半天至一天时间，故大气降水为矿井充水的间接水源。地表水区内地表水体主要大板兔川的支流窑则沟和秦家沟河水，局部地段煤层开采后形成的冒落带及导水裂隙带将沟通地表水体，使其成为直接充水水源，局部地段导水裂隙带与风化裂隙带勾通，地表水通过风化裂隙带进入矿坑，成为间接充水水源。地下水煤系地层含水层是煤层的直接充水含水层，侵蚀基准面以上煤层顶板砂岩含水层，水量小，富水性弱，平硐开采易于排水。在局部地段，

19、煤层开采后冒落带及导水裂隙带与风化裂隙潜水沟通，使其成为直接（或间接）充水水源。(2) 充水通道分析区内充水通道主要是人为因素引起的，即煤层开采后形成的冒落带和导水裂隙带，它是矿坑充水的人工通道。这里对2-2号煤层开采后形成的导水裂隙带进行分析。依据矿区水文地质工程地质勘探规范及本区煤层顶板岩层的工程地质特征，其冒落带、导水裂隙带最大高度按中硬类岩石的公式计算，即：Hc=（34）M，本次采用Hc=4MHt=100M /（3.3n +3.8）+5.1式中：Hc冒落带最大高度（m）Ht导水裂隙带最大高度（m）M累计采厚（m）n煤分层层数（当M4.2m时，n1；当4.2mM8.4m时，n2；当M8.

20、4m时，n3）根据公式计算出各煤层冒落带最大高度、导水裂隙带最大高度，见表1-2-3。由计算结果可以看出，在开采2-2煤层时，应注意在Z12-1、Z12-Q1号孔附近的导水裂隙带与风化裂隙沟通，使上部松散层的水与下部基岩水贯通加剧矿井的威胁。 (3) 充水强度分析区内煤层顶部含水层含水微弱，富水性差。上部2-2煤层大部地段导水裂隙带未与风化裂隙沟通，矿井采煤时，水量很小，不会对矿坑造成威胁。但局部地段，如河流阶地区及沟谷煤层开采后的导水裂隙带与基岩风化裂隙水或第四系孔隙潜水勾通后，矿坑充水量将会明显增加，尤其是丰水季节，沟溪水较大时其矿坑充水量会成倍增加，希望矿建设计部门及生产单位对该段要引起

21、足够的重视。3、矿井涌水量勘探报告采用水文地质通过大井法和集水廊道法对本矿井的涌水量进行了预测，大井法预测结果矿井涌水量为379.12m3/d，集水廊道法预测结果矿井涌水量为333.48m3/d。从以上“大井法”和“集水廊道法”两种方法对勘探区涌水量进行预算结果可以看出，“大井法”的计算结果接近实际情况。从开采小窑调查情况看，各矿井涌水量均很小，一般为330m3/d。所以该矿井涌水量计算结果基本可靠。应指出的，由前面矿井充水因素的分析，矿床开采后，导水裂隙带将波及到风化岩含水层，使该含水层的水渗入矿坑，从而增加矿井涌水量。所以在设计矿井涌水量时，除考虑2-2煤顶板砂岩含水层的水量外，还应考虑风

22、化岩含水层的水量。根据地质报告预测及参照临近矿井，本次设计所采用的矿井涌水量如下：正常涌水量20m3/h；最大涌水量40m3/h。五、水文地质勘探类型综上所述，本区地质构造简单，无大的断层，可采煤层的直接充水含水层为顶板砂岩含水层，富水性弱到极弱，地下水补给条件差。根据矿区水文地质工程地质勘探规范（GB12719-9）中有关规定，勘探区水文地质勘探类型应划为二类一型。即以裂隙含水层充水为主的水文地质条件简单的矿床。第六节 影响回采的其它因素瓦斯CH4为主）绝对涌出量0.15m3/min相对涌出量0.73m3/T瓦斯等级低CO2绝对涌出量1.47m3/min相对涌出量？m3/T煤层爆炸指数657

23、5 属于爆炸性危险煤层煤的自燃倾向性自然发火期？注：以上瓦斯等级鉴定结果为2007年陕西省煤炭工业局关于2007年度全省矿井瓦斯等级鉴定结果的批复（陕煤局发20082号），本区开采的1-2#号煤层数据。地质部门建议：1、应对本矿井的煤层瓦斯含量进行鉴定。2、本井田2-2煤层埋藏浅，受地形切割，沿沟多处出露，顶板岩层风化强烈或基岩薄，岩石力学强度差，矿井开采进入沟谷地段，防止顶板冒落，应加强巷道支护，沟谷区段形成采空区时，应采取措施治理谷底裂缝区，防止雨季地表水回灌井下造成淹井。3、在实际生产过程中，矿井涌水量随季节、开采阶段和开采范围的扩大不断变化，建议矿井开拓过程中加强矿井涌水量监测工作，回

24、采靠近小煤矿及废弃的老窑时，采取探放水工程，防止突出性涌水，危协矿井安全生产。4、矿井开采中要注意加强监测，采取科学合理的措施，以预防煤尘爆炸等事故。5、本区煤层自燃测定结果，各煤层属易自燃煤，矿山开采及堆放时，应予以采取必要措施，防止煤的自燃。6、该区生态环境脆弱，植被条件差，水土流失严重，采煤造成的地面塌陷及煤矸石污染、水质污染等均会对矿区的生态环境造成破坏，应加强地表水、地下水动态监测，地表塌陷、地裂缝观测，为矿井安全生产及环境治理提供重要分析依据。 第二章 采煤方法采用倾斜长壁采空区顶板全部垮落法开采，见顶见底一次采全高，依据8#层盘区的开采地质条件及总体设计而定。开采方式：走向长壁后

25、退式推进方向：沿煤层走向，由北向南停采位置：距2101回风巷25m处（实煤墙）。第一节 采煤工艺采煤机端头斜切进刀，割三角煤后，前滚筒割顶煤后滚筒割底煤并装煤，工作面运输机运煤，经转载机通过皮带拉出工作面。工艺顺序：双滚筒采煤机割煤 刮板输送机运煤转载机皮带移架护顶推移刮板机1、落煤：采用采煤机螺旋滚筒截割落煤，滚筒截深600mm。2、装煤：采煤机螺旋滚筒配合SGZ-764/400刮板机铲煤板装煤。3、运煤：工作面采用SGZ-764/400刮板输机，运输巷采用1部SGB764/132转载机和1部SSJ1000/160带式输送机。4、工作面支护：118架ZYB4400支撑掩护式支架。附：斜切进刀

26、示意图进刀方式：端头斜切进刀进刀段长度：距顺槽口30m进刀深度：0.6m割煤方式：上、下行割煤牵引方式：电牵引牵引速度：06m工作面正规循环能力：工作面正规循环生产能力（W）=工作面平均长度（）工作面循环进尺（S）工作面设计采高（h）容重（Y）回采率（C）=2000.621.397=302.6吨第三节 设备配置机电设备技术参数序号名 称型 号功率/KW数量1采 煤 机MG300/730-AWD73012可弯曲刮板输送机SGZ-764/400200213桥式转载机SEB-764/116016014胶带输送机SSJ-1000/20020015乳化液泵站MRB-400/31.531.526乳化液自动

27、配比仪BPEP-20.051支架参数表摆放位置支架型号初撑力/KW工作阻力高度/mm长宽/mm数量工作面ZYB8600/0.85/1.8860086001450290048001450116设备列车配置：KBSGZY-630/10KVA移变一台 KBSGZY-1250/10KVA移变一台KBSGZY-2000/10KVA移变一台QJRX-400/1140(660)调压调频软启动器 3台KBZ-400A馈电开关3台 QJZ-120/1140真空开关2台QJZ-1600A/1140(660)W-6智能真空磁力起动器2台 MRB-400/31.5乳化液泵2台QJZ-1600A/1140(660)W-

28、8智能真空磁力起动器1台 QJZ-80/1140(660)真空开关4台 EPZP乳化液自动配比仪一台 RX-3000液化液箱1台慢速绞车2台（18.5KW） ZBZ1-2.5Z照明综保1台BPW250/6.3清水泵2台 SX-3000清水泵水箱1台KTC闭式通话装置一部附:工作面设备布置图第三章 顶板管理第一节 支护设计一、顶板压力估算按采煤工作面质量标准规定，2101工作面支架需要承受的载荷为8倍采高的岩石重量。顶板压力：Q=8采高岩石重力密度工作面长度支架最大控顶距 =82.27m1.3T/m3200m（3.7+0.34+0.6）m9.8KN/T =249867.07KN工作面共有116架

29、ZYB8600工作阻力：F=8600KN116=997600KN可见FQ，所选支架的工作阻力符合要求。二、超前支护计算依据下列公式，对超前30m的顶板压力进行估算。q=4/3ra2/fr岩石重力密度，取1.3T/m3；a巷道跨度的1/2；f岩石的坚固系数，取7；q=4/31.39.8(4.22)27 =10.7KN/m30m的超前压力为：Q采=q30=10.730=321KN；选用工作阻力为250KN的DZ25型单体柱数（理论数）为：N=Q采/F支=320250=1.3根；按规程规定超前支护30m应支工作阻力为250KN的DZ25型单体支柱数量为46根，超过理论数量。三、液压支架主要技术特征1

30、、ZY-8600/1.45/2.9型支架支架形式：支撑掩护式支架高度：14502900mm初 撑 力：3837KN（P=31.4mpa）工作阻力：8600KN（P=35.7mpa）支护强度：0.766mpa(H=1.8m)切 顶 力：3344KN外型尺寸：最高：447016802900mm最低：469016801450mm重 量：13.2T3、液压泵站的型号、数量：乳化液泵站型号为WRB-400/31.5，数量为2台，泵站位于移动设备车最后。4、泵站使用规定：启动泵站前，应先检查各部件有无损伤，各连接螺丝是否坚固，润滑油要正常，液位适当，乳化液浓度35各种保护齐全可靠，运行方向为正向。泵在启动

31、后，要注意监听泵的运转状态，如有异常要立即停泵处理，严禁带病运转，严禁反向运转。再开泵时必须得到呼叫停泵人的命令后方可开泵，开泵前，须向工作面发出开泵信号再等5S后再开泵。检修泵时必须把开关停电、闭锁。泵的卸载整定值不超过31.5mpa，供液压力不低于30mpa,严禁随意调整安全阀的整定值。适当调整泵的倾角始终让泵处于水平状态。加强液压系统的清洁卫生，泵箱过滤器应定期清洁，乳化液箱每半个月清洁一次，乳化液配比浓度为35，每班检查乳化液浓度至少2次，各种胶管液压元件应保持清洁，严禁泵箱随意敞口，严禁不经过滤网直接向泵箱加入乳化油。第二节 工作面顶板控制一、正常生产时期顶板支护方式采用追机移架的方

32、式对顶板进行及时支护。在采煤机割煤后，先移支架，再移输送机；采用带压擦顶移架的方式移架，正常移架要滞后采煤机后滚筒35架，不得超过6架。顶板破碎时要紧跟前滚筒移架或人工操作移架，即当发现片帮严重时，不等采煤机割煤，就进行移架，然后再进行其他操作，工艺为：移架割煤移输送机，移架步距为0.6m。支护要求如下：1、工作面应达到动态的质量标准化要求，确保三直、两平、二畅通的要求。2、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。3、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6m，防止长时间空顶。4、工作面出现冒顶时，要及时用木料接顶、并开实支架。5、工作面支架严禁歪斜

33、和咬架、挤架，否则及时调整。二、来压及停采前的顶板控制1、工作面基本顶初次来压和周期来压期间，应加强来压预测预报。2、工作面支架的初撑力不低于24mpa；轨道巷、运输巷所有单体支柱初撑力不低于12mpa；特别注意工作面中部，两端头支架的初撑力及支架状态，确保整体支护强度，预防冒顶。3、加强上、下端头顶板控制，打好关门柱，当端头架侧帮与煤巷帮空顶距小于1米时，打单排柱；当空顶距大于1米小于1.5米时，打双排柱，柱距0.5m，排距0.4m。或者打井字型木垛。4、工作面停采时要编写停采措施，加强顶板控制。第三节 运输巷、轨道巷的顶板控制一、作面轨道巷、运输巷的顶板控制1、支护要求工作面回风巷、运输巷

34、的超前支护采用配有0.8米长铰接顶梁的单体液压支柱支护，工作面煤壁超前25m范围内均打双排柱，距工作面巷帮0.75米距离打第一排，柱距1.3m，排距1.5m。2、支护质量标准两巷单体液压支柱要打成一条直线，其偏差不得超过100mm，采用防倒绳或防倒杆，以防倒柱伤人。支柱应支到实底上，并做到迎山有力，支柱初撑力不少于90mpa。所有单体液压支柱三用阀方向一致，朝向采空区。超前支护范围内严禁堆放闲置设备及杂物。二、工作面端头及安全出口的管理端头采用单体液压支柱，顶梁采用铰接钢梁支护，保证安全出口高度不得低于1.8m,行人道宽度不得少于0.7m。端头架侧面与巷帮间空顶位（运输巷转载机尾到切顶线之间，

35、回风巷端头架东侧与巷帮空顶位之间），采用单体支柱与铰接钢梁配合支护，当宽度小于1米时支单排柱；当宽度为11.5米时，支双排柱，柱帽垂直巷道方向布置，柱子支在空顶中间，排距均匀布置，间距1米；当空顶距大于1.5米时，必须打“井”型木垛。采煤机端头进刀时，严禁支回单体柱。三、支护材料的使用数量和存放管理工作面轨道巷超前支护20m（30m），需3组计60根（63根）单体支柱，60根（63根）80cm长的铰接梁。运输巷超前支护20m（30m），需3组共60根（63根）单体支柱和60根（63根）80cm长的铰接梁。支柱、顶梁码放整齐，损坏的柱、梁不得使用，及时更换出井。有1m以上宽度的人行道和必需的运输

36、通道，专人负责，且距工作面5080m处。第四节 矿压观测1、观测目的：通过观测，主要了解本采煤工作面顶板运动规律及顶板对支架产生的压力特征。2、观测内容：支架受力，主要是前、后柱受力测定，包括测定时间和工序。3、观测方法：工作面每10架安装一组YHY数字自动测力仪监测支架支柱的阻力情况，每班工人在操作支架时都必须将支架升实，保证支架的初撑力。每天所测数据记录汇总作为分析支架性能的原始资料。4、对工作面实行全程监测，工作面压力监测数据由微机处理，打印报表。5、组织措施：每天派专人提取监测数据及时对观测数据进行处理，随时掌握进度和现场动态，及时指导现场施工。第四章 生产系统第一节 运 输运煤路线：

37、工作面2101巷转载机2101巷皮带2-2#主运大巷井底主煤仓运料路线：场上副斜井2101巷工作面附：运输系统图一、运输设备及运输方式1、运煤设备及装、转载方式：工作面采用双滚筒采煤机落煤，其螺旋滚筒配合工作面输送机前移联合装煤，落下的煤由工作面输送机送到转载机，至2101皮带，由2101皮带转至2-2#煤主运皮带到煤库，经主井提升出井。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。2、辅助运输设备及运输方式：工作面所需用的材料、设备等物资，采用胶轮运输车巷通过材料运输巷进/出工作面。二、推移刮板输送机方式采用支架推拉千斤顶推移工作面输送机，推移步距为0.6m，推移刮板输送机距采煤机1

38、215m。输送机弯曲度不得超过3。5。，推移刮板输送机时最小弯曲段不得小于15m，推移方向为自下（上）而上（下）顺序进行。三、拉移转载机方式在皮带尾打好戗缸，用两根伸缩油缸在两侧同时拉，拉时两边要平衡，避免移偏，转载机必须爬在皮带尾的承载机段上。四、缩皮带方式当转载机前移与皮带尾逐渐重叠达到缩带位置后，应及时缩皮带。先拆去中间架缩回机尾，将多余的皮带储存在储带装置中，再把皮带拉紧，即可试运转并调偏。五、皮带调偏法把皮带跑偏端上托辊顺着皮带运行方向调偏一定角度第二节 一通三防与安全监控一、通风路线主斜井（副斜井）2-2#主运大巷（2-2#辅运大巷）2101皮带运输巷（2101辅运巷）2101工作

39、面2101回风一水平西回风大巷和谐煤矿风井地面。附：通风系统图二、通风系统工作面风量计算：1、按气象条件计算风量Q采 = Q基本K采高K采面长K温= 486.232.111 =1021.08（m3/min）式中：K温工作面温度与对应风速调整系数，取1K采高工作面采高调整系数，取2.1K采面长工作面长度调整系数，取1Q基本工作面所需的基本风量Q基本 =60工作面平均控顶距采高(最大)70%适宜风速= 60（4.8+5.4）/22.2770%1=486.23（m3/min）2、按工作温度选择适宜的风速进行风量计算Q采 = 60V采S采 （m3/min）= 601（4.8+5.4）/2=306（m3

40、/min）3、按工作人数进行计算：Q = 4NK=4411.45=237.8（m3/min）式中： 4每人每分钟供风标准N工作面同时工作的最多人数，取41人K风量备用系数（1.151.45）取1.454、按风速验算：600.25SQ采 604S式中：S工作面平均断面积，取10.71Q采 工作面配风量5、实际配分量通过计算，Q最大 =1021.08m3/min，在采煤过程中,实际配风应该在1050 m3/min以上。在采煤过程中，如出现行风量不能满足要求（回风巷中的瓦斯含量0.5%）可根据实际情况加大配风量。三、安全监测监控1、各类传感器安装位置、报警浓度、断电浓度、复电浓度及断电范围、2101

41、综采工作面甲烷传感器设在距工作面回风口不大于10m处，甲烷报警浓度为1%，断电浓度为1.5%，断电范围是工作面及其回风巷中全部非本质安全型电气设备，复电浓度为1%。、综采工作面回风流的甲烷传感器安设在距回风绕道口1015m处。甲烷报警浓度为1%，断电浓度为1%，断电范围是工作面及回风巷中全部非本质安全型电气设备，复电浓度为1%。、综采工作面一氧化碳、温度传感器安设在距回风绕道口1015m处。一氧化碳传感器的报警浓度为0.0024%，温度传感器的报警值为30。、甲烷、一氧化碳传感器应垂直吊挂，距顶板或顶梁不得大于300mm,距巷道侧壁不小于200mm。2、安全技术措施、馈电传感器必须设置在被控设

42、备总开关的负荷侧。、安全监控设备吊挂管理牌板。、监测电缆要吊挂整齐，若与动力电缆在同一侧时，应吊挂在距动力电缆100mm以上的地方。、监测电缆接线盒要做到“一紧、两全、三无”，即接线盒内部螺丝及喇叭嘴压紧；螺丝、平垫、弹簧垫要全，金属堵盖、金属圈、胶圈要全；无鸡爪子、无羊尾巴、无明接头，且接线盒盖螺丝要密封，金属堵盖要抹凡士林油。、其它传感器吊挂在能正确反映该测点实际测值的地方，且使用硬连接吊挂。、工作面甲烷传感器管理说明牌板，吊挂在距工作面30m处（同瓦斯检查牌板一起），回风绕道口（或其它地方）甲烷传感器管理说明牌板，吊挂在传感器正下方。四、瓦斯防治、2101综采工作面必须设专职瓦斯检查员，

43、每班至少检查三次。、综采工作面设五个点：头、中、尾、上隅角、回风流（一水平西回风巷口以里15m处）。、工作面及其它检查地点都要设瓦斯检查牌板。牌板设置的位置：工作面设在2101辅运巷距工作面3050m处，其它地点设在检查点处。、工作面电气设备安装瓦电闭锁装置，一旦瓦斯超限，切断工作面内所有电气设备电源五、综合防尘除尘管路线路：地面静压水池主斜井（副斜井）2-2#主运大巷（2-2#辅运大巷）2101皮带运输巷（2101辅运巷）2101工作面2101回风一水平西回风大巷采煤机滚筒使用内、外喷雾，各输送机转载点必须安装喷雾洒水装置，并严格执行开机开水、停水停机制度。1、2101综采工作面各进风巷、2

44、101回风巷均安设2吋除尘专用管路。2、在距2101皮带巷口50米、2101辅运巷距工作面50米范围各设置一道水幕，2101回风巷距工作面50米、距一水平西回风大巷50米范围各设置一道水幕，净化水幕喷嘴方向应迎向风流，喷雾装置喷嘴方向应与皮带的落煤方向垂直。3、工作面进、回风顺槽巷，辅助隔爆棚设在距工作面60200m范围内。水棚的用水量按巷道断面积计算，辅助隔爆棚不少于200L/。水棚的排间距应为1.2m3.0m，主要棚的棚区长不少于30m，辅助棚的棚区长不少于20m。水棚挂钩位置要对正，相向布置（钩尖与钩尖相对）挂钩角度为（605）度，钩尖长度为25mm。水棚之间的间隙与水棚同支架或巷壁之间

45、的间隙之和不得大于1.5m，棚边与巷壁之间的距离不得小于0.1m，水棚距离巷道轨面不应小于1.8m，棚区内各排水棚的安装高度应保持一致，棚区巷道需挑顶时，其断面积和形状应与其前后各20m长度的巷道保持一致。隔爆水棚应挂牌管理，隔爆水袋应进行编码管理。第三节 供水、排水内 容：静压水管：地面静压水池主斜井2-2主运大巷2101皮带运输巷2101工作面机组泵站防尘管：场上主斜井（副斜井）2-2#主运大巷（2-2#辅运大巷）2101皮带运输巷（2101辅运巷）2101工作面2101回风一水平西回风大巷排水管：工作面2101辅运巷2-2 #层水仓防治水措施：1、回采过程中应作好排水准备，正常生产期间可

46、在两巷低洼处安排水设施。2、水泵保持台台完好，并有备用泵。3、认真观察涌水情况，水量增加要及时采取有效措施。 第四节 供电系统及照明通讯一、供电情况2101工作面设备分两组供电，第一组为皮带头供电，第二组为泵站列车供电。第一组皮带头处11400V电压，由盘区变电所直接供送；用电量为600KW皮带减速器电机，7.5KW皮带跑车电机， 1个照明综保。第二组泵站列车处660V电压，由盘区变电所高压供送，KBSGZY-1250/10移变1台、KBSGZY-2000/10移变一台，其中一台2000KVA移变作为730KW采煤机截割部和746运输机的电源，另一台1250KVA移变作为两台400KW泵站、两

47、台37KW清水泵的电源。三、通讯2101巷皮带头和尾部各设一部电话，直接与调度室联系，保证24小时能正常使用。工作面设置KTC闭式通话器可以随时随地互相联系。四、照明2101巷设置防爆灯管，每15m一根灯管，由皮带头照明综保专供。后附供电系统图第五章 劳动组织和主要技术经济指标第一节 劳动组织实际四、六制作业，即三个生产班，一个检修班。生产班完成落煤、装煤、运煤、移架等工作，检修班对机电设备进行全面检修与保养，同时，负责带式输送机收缩，供排水管和电缆的吊挂等工作，为生产班的正常生产做好一切准备工作。为充分利用工时，采用各工种平行与顺序作业相结合的劳动组织形式，各工种各负其责，互相配合，共同完成

48、工作面的落煤、装煤、运煤、支护、设备搬迁、运送材料及清理巷道等工作。地面由队干部轮流值班，统一指挥生产。材料员负责工作面所需材料的计划，领取等工作。验收员负责各个班工程质量和工作量的验收和监督等工作。第二节 劳动组织表和主要经济技术指标表劳动组织表班次人数工种早 班二 班三 班合 计跟班队长1113小 队 长1113机组司机3339支 架 工3339液 泵 工1113三 机 工4228检 修 工133319支 护 工44412验 收1113清 煤 工3339杂 工4004电 工3115合 计41232387主要技术经济指标表序 号项 目单 位数 量备 注1工作面走向长度米14002煤层厚度米2

49、.273采 高米2.27见顶见底4作业形式三班八小时制二采一检5循环进度米0.66循环产量吨2647日生产能力吨39608可采期月5.49日出勤人数人87出勤率98%10回采率%9711截 齿个/KT512齿轮油Kg/KT3013液压油Kg/KT2514乳化液消耗Kg/KT30第三节 工作面正规循环作业图表附：工作面正规循环作业图表第六章 煤质管理一、煤质指标灰 分：Ad5.12% 硫 分：S? %挥发份：Vdaf35.5035.99% 水 分：Mad10.87%二、提高煤质措施1、不割顶，少割底。2、遇到断层、漏顶应单独处理。3、回收或清巷时，杂物进垃圾桶。4、设专人拣矸。5、严禁皮带排运积

50、水。6、严格执行开机开水、停水停机制度。第七章 安全技术措施第一节 一般规定1、所有上岗人员必须严格执行煤矿安全规程操作规程和2101工作面作业规程，严禁违章指挥，违章作业，违反劳动纪律。2、工作面各项指标一定要符合煤矿安全质量标准化要求。3、工作面必须坚持开工安全准入制和“四位一体”检查，发生特殊情况及时上报，以便采取相应措施。4、各工种人员配带自救器，持证上岗，交接班时各口对应交清接明。第二节 顶 板一、工作面及两巷的支护质量要求1、工作面支架排成一直线，误差不超过50mm。工作面中心距符合规定，误差不超过100mm。2、工作面支架严禁歪架、咬架，否则要及时调整，支架要确保初撑力。3、两巷

51、超前支护，单体柱要排成一直线，误差不超过100mm。4、割煤后要追机移架、如移架跟不住割煤，停机移架。不论顶板好坏，禁止全工作面割完后再移架。5、加强支架管理，泵站和液压系统完好，不漏液，泵站压力30mpa，支架初撑力不低于规定值的80%，支架前梁接顶严实，上方无浮煤矸石。6、顶板不出现台阶下沉，不准随意留顶煤和底煤。最大控顶距5400mm，最小控顶距4800mm。7、机道梁端至煤壁顶板冒落高度不大于300mm。8、采空区冒落高度普遍不小于1.5倍采高，若局部悬顶和冒落高度不充分，落三角悬板大于510m2时，强制放顶。9、煤壁平直与煤顶底板垂直，当伞檐长度超过1m时，其最大突出部分不超过150

52、mm，当伞檐长度在1m以下时，其最大突出部分不超过200mm。10、超前支护单体柱支在实底上，初撑力90KN，迎上有力。二、处理倒架、歪架、压架措施1、处理歪架、倒架时倾斜方向不得有人。2、要用两根千斤顶交错顶起，保证支架始终处于被顶状态，顶起后及时升紧支撑顶板。3、在顶或拉架过程中，千斤顶及锚链两侧严禁有人，顶拉架时要采用邻架操作。4、处理压架要根据具体情况采取相应措施或起底、或挑顶。三、当工作面机道漏顶时，采取如下措施1、清理漏顶矸石。在清理之前，先用单体支护好漏顶周围支架或机道处，然后设专人站在安全处用长柄工具将漏顶区活石，零皮从两头向中间及由下至上的顺序彻底处理干净。待确认安全后，工作

53、人员方可清理矸石，大块矸石须人工破碎后经刮板机运到溜头处拣出。2、控制漏顶区顶板。在移漏顶区支架时，先移漏顶区两侧顶板较完整处的支架，并在支架前梁上沿工作面方向设置12根，35m长的木梁，并在木梁上方进行刹顶，然后移漏顶区支架，之后开机割煤，此时的回采工艺为：移架割煤推溜。待溜子推过后，按上述方法及时将漏顶区及其两侧的支架二次擦顶前移。3、若工作面机道漏顶，处理矸石时，采煤机必须停在漏顶区后面，且移架与割煤不得平行作业，移架时每次只准移一架，如有大块矸石时必须人工破碎，移架时每移完一架必须等溜子上塌落的石头拉空后方可移下一架。四、工作面过薄煤区安全技术措施1、加强机电检修，保证支架初撑力，保证支架接顶严密，前梁上无