81102综采工作面作业规程

81102综采工作面作业规程第一节、工作面位置及井上下关系一、工作面的位置81102工作面位于+787水平一采区内，工作面标高为+788.5—+842.1m，平均标高为+815.3m，该工作面走向长度为1207m，倾向长度为180m，面积为217260㎡，81102工作面东部为尚未掘进的81104工作面，南部为东回风、东胶带、东轨道大巷，西部为杨林头村庄刘家垴、杨林头村、风井广场爱护煤柱（阳煤地字[2009]50号），北距本矿矿界20米。二、地面相对位置81102工作面地表位于杨林头村庄以东，横跨前头沟和泉沟。地面标高为+1151—+1260m，平均标高为+1205.5m。（见附图2）三、回采对地面的阻碍由于对应的地面无设施，故回采对地面无阻碍。四、工作面相邻的采动情形以及阻碍范畴81102工作面为+787水平北翼采区的首采工作面，进回风巷顶板和煤帮的压力都相对不大。第二节煤层一、煤层厚度81102工作面所采的煤层为81#煤层，煤层厚度为1.7—2.4m，平均厚度为2.02m，总体变化情形不大。二、煤层产状该工作面总体形状是走向为北高南低的单斜构造，煤层倾角2º～10º，平均6º。三、煤层情形81102工作面的煤层属于简单结构煤层，不含夹石，呈块状，以镜煤为主，其次暗煤、丝炭，属光亮型煤，煤层的可采系数为1，变异系数为9%，煤层总体稳固。四、煤质情形（表1）Mt(%)Ad(%)Vd(%)Qnet,ar(MJ/kg)Fc(%)St,d(%)工业牌号2.314.609.17689076.230.59WY3第三节煤层顶底板一、煤层顶板（表2）顶板名称岩石名称厚度（m）岩性特点基本顶细砂岩3.58灰色，成分以石英为主，少量云母，泥质胶结，具水平层理。直接顶砂质泥岩5.08性脆，断口参差状，夹粉砂及细砂岩条带，具水平层理。伪顶不发育二、煤层底板（表3）底板名称岩石名称厚度（m）岩性特点伪底不发育直截了当底泥岩1.20性脆，断口较平坦，含黄铁矿，比重较大。82#煤层1.57煤层，以镜煤为主。差不多底砂质泥岩4.07含大量植物根茎化石，砂质泥岩中含砂不多。三、工作面地层综合柱状图（见附图1）第四节地质构造一、断层掘进该工作面过程中，共揭露8条断层（见附图3），具体如下:（表4）构造名称走向倾向倾角性质落差（m）对回采的阻碍程度F1N50ºESE30º正断层0.8无阻碍F2N70ºWNE50º正断层1.1估量向工作面延伸20米F3N30ºENW40º正断层1.8估量向工作面延伸20米F4N40ºESE50º正断层1.1无阻碍F5EWS40º正断层0.8估量向工作面延伸20米F6SNE45º正断层1.4估量向工作面延伸15米F7N40ºENW27º正断层1.5估量向工作面延伸20米F8SNE20º正断层0.5估量向工作面延伸20米二、陷落柱1、81102工作面掘进过程中进风巷遇X10、X13陷落柱、回风巷遇X11陷落柱，估量X13对回采阻碍专门大、X10对回采无阻碍。2、估量81102工作面在回采过程中会显现隐伏陷落柱。三、其他因素按照81#煤层的沉积特点，估量在回采过程中会显现煤层沉积变薄区。第五节水文地质一、含水层的分析本面水文地质条件简单，要紧充水因素为山西组砂岩裂隙含水层。1）K7砂岩裂隙含水层：位于81号煤之上，是开采81号煤的直截了当充水含水层，厚度变化较大，裂隙不发育而且裂隙多被泥质充填。2）3#煤顶板砂岩裂隙含水层：是开采81#煤的间接充水含水层。据坪头勘探区山西组混合抽水试验资料，水位标高1003.07~799.49m，单位涌水量0.0004~0.0281L/s•m，渗透系数0.0015m/d，山西组砂岩裂隙含水层组富水性弱。二、工作面涌水量按照掘进过程中沿煤层瓦斯抽放钻孔出水资料，估量本面回采过程中正常涌水量3m³/h，最大涌水量20m³防治水措施：在工作面开采时应配备不低于40m³/h能力的排水设施，以便及时排除工作面积水。第六节阻碍回采的其他因素（表5）其他因素特点瓦斯绝对瓦斯涌出量：58m³/min煤尘不具有爆炸性自燃不具有自燃发火倾向性，不易自燃抗压强度（MPa）煤层夹矸直截了当顶老顶直截了当底38．1～70．163.8～127．438．1～70．1地质部门对回采的建议：1、钻孔D—390钻孔为1959-1960年原山西省煤管局阳泉矿务局119队施工，其81#煤层底板标高与实测81#煤层底板标高误差较大，讲明书编制过程中未采取该钻孔资料，有待在实际开采过程中进一步核实81#煤层底板标高。2、81102工作面进回风巷共揭露八条断裂构造，断层邻近顶板破裂，建议提早采取措施，加大顶板治理工作。3、工作面开采时应配备不低于40m³/h能力的排水设施，确保工作面低凹处积水及时排出。4、工作面开采过程中，如遇煤层沉积变薄区、软煤带，估量瓦斯浓度会增大，建议通风部门在沉积变薄区、软煤带及以外30米范畴内向推进方向设计补打瓦斯卸压孔。第七节储量及服务年限一、储量（表6）走向长（m）倾斜长（m）面积（m2）煤厚（m）容重（t/m3）工业储量(t)回采率(%)可采储量(t)12071802172602.021.3760124595571183二、服务年限按照公式：工作面的服务年限=可采推进长度/月设计推进长度=1207/129.6=9.3（月）其中，月设计推进长度的运算为：月设计推进长度=月生产天数×每天正刀循环总数×循环进尺×正规循环系数=30×8×0.6×90%=129.6m第二章采煤方法本工作面采纳倾向长壁一次采全高的采煤方法，采纳全部垮落法治理工作面顶板。第一节巷道布置一、采区设计、采区巷道布置概况81102工作面开采一采区81#煤，此工作面为倾向长壁布置，工作面进回风顺槽、尾巷、切巷均沿81#煤层顶板布置。二、采煤工作面进风巷81102进风巷为矩形断面，掘进时顶部采纳锚杆+网+W钢带+锚索联合支护，帮部采纳锚杆+网+木托板支护，进风巷道净宽4.3m，净高2.6m，断面积11.18m2，要紧用于该工作面的进风、运煤、运料。进风巷内布置有规格：DN80型的压风管和静压水管各一路，DN50型乳化液管和排水管各一路，布置在皮带机上方。靠采帮处敷设轨道，并在靠近工作面的地点设有设备列车，安设移动变电站、乳化泵站等设备；靠煤柱帮安设桥式转载机和胶带输送机；巷中吊挂电缆线。三、采煤工作面回风巷81102回风巷为矩形断面，掘进时顶部采纳锚杆+网+W钢带+锚索联合支护，帮部采纳锚杆+网+木托板支护，进风巷道净宽4.3m，净高2.6m，断面积11.18m2，要紧用于该工作面的回风、运料。巷内布置有：DN80型的压风管和排水管各一路，DN50型静压水管一路，巷中敷设有轨道。四、采煤工作面尾巷81102尾巷为矩形断面，掘进时顶部采纳锚杆+网+W钢带+锚索联合支护，帮部采纳锚杆+网+木托板支护，巷道净宽4.3m，净高2.6m，断面积11.18m2，要紧用于该工作面的回风用。五、采煤面切眼81102切巷为矩形断面，掘进时采纳钢带锚索锚杆塑钢网联合支护，进风巷道净宽6.0m，净高2.4m，断面积14.40m2，其内安装有工作溜、支架、采煤机。六、81102工作面布置平面图及巷道断面图（见附图3）第二节采煤工艺一、采煤方法81102工作面采纳倾向长壁一次采全高的综合机械化采煤方法。本工作面煤层厚度平均2.02m，采煤机可采高度1.60～3.00m，支架高度1.50～3.20m，工作面有效采高操纵在2.4m；煤机滚筒截深为0.6m，确定循环进尺为0.6m，采煤机割煤高度2.4m，一次采全高。二、回采工艺：双滚筒采煤机双向割煤，在工作面端部斜切进刀，往返一次进两刀，螺旋滚筒配合刮板输送机铲煤板装煤，刮板输送机运煤；液压支架支护顶板，全部垮落法处理采空区。三、采煤工艺流程（见附图4）采纳端头斜切进刀方式进行割煤，即在两端头自开缺口斜切进刀，进刀距离25m，采高操纵在2.4m左右，每刀进度0.6m，正常情形下采煤机牵引速度操纵在3—5m/min。进刀顺序为：（一）采煤机割透端头后，调换滚筒上下位置，改变采煤机牵引方向，随工作溜弯曲段切入煤壁，随后追机移架、推溜、移机头或机尾。（二）当采煤机斜切进刀后，停止割煤，调换滚筒上下位置换向牵引割三角煤。（三）割透端头后，采煤机再次调换滚筒位置，换向牵引，拉空刀至进刀处正常割煤，追机移架、推溜、移机头或机尾。四、割煤过程中应注意以下事项：（一）如果遇到工作溜负荷大，采煤机要减速或停止割煤，严禁超速割煤。（二）一样情形下，必须按煤层坡度沿顶底板割煤，不割顶底板。在遇到小型构造，可适当调整坡度（最大不能超过15o）。构造过完后，尽快找到顶底板沿顶底板割煤。（三）采煤机运行过程中，正副司机要配合好，正司机要站在采煤机操作按扭旁，把握开停，用遥控器操纵速度和前滚筒位置，应注意支架顶梁，严禁采煤机割顶梁。副司机站在采煤机后摇臂3米范畴外用遥控器操纵后滚筒情形。（四）机组割两端头时，先停机检查端头煤壁处有无杂物，有杂物先清除。工作人员站在5m以外有掩体的安全地点，机组司机站在机身落山一侧掩体后操作，以防锚杆甩出伤人。牵引速度适中，锚杆松动后，切断采煤机电源闭锁工作溜，专人监护站在可靠支护下取出松动的锚杆后，方可开机割煤。（五）机组割煤时，回风侧严禁有人，回风横贯至风门间安设栅栏上锁，钥匙由工作面跑片瓦检工把握，割煤期间禁止人员入内。（六）在有突出危险的工作面，机组向机头方向割煤时，下风侧不得有人；需要移架时，必须先停机组然后移架再割煤。 四、正规循环生产能力运算=180×0.6×2.4×1.37×0.95=337.3（t）式中：W—工作面正规循环生产能力，t；L—工作面平均长度，m；S—工作面循环进尺，m；h—工作面设计采高，m；—煤层密度，t/m3；c—工作面采出率，%。第三章设备配置一、采煤机采煤机选用MG—250/600AWD型，功率600KW，采高1.6～3.0m，额定电压1140V，截深0.6m，牵引速度:0—12m/min，滚筒直径：1600mm，调速方式：交流变频调速，牵引力580KN，最大截高3023mm，下切深度349mm。二、液压支架的要紧技术特点：1、液压支架工作面安装有121架型号为ZZ-4200/1.5/3.2的支撑爱护式液压支架额定供液压力：31.5MPa高度：最低1500mm；最高3200mm宽度：最小1430mm；最大1600mm额定初撑力：3770KN额定工作阻力：4200KN对底板比压(平均值)：1.9MPa支护强度：0.7MPa适应角度≤12°2、单体液压支柱型号：DZ—2.8DZ—3.15DZ—2.5伸缩行程：800mm额定工作载荷：250KN额定工作液压：318Kg/c㎡油缸直径：100mm泵站压力：31.5MPa初撑载荷：11.8～15.7T底座面积：109c㎡三、运输设备1、刮板运输机运输机型号：SGZ-764/630（中双链)1）电机功率：315KW2）运输能力：900T/h3）链速：1.12m/s4）电压：1140/660V5）长度：200m6）冷却方式：水冷7）中间槽尺寸:1500×764×305mm2、桥式转载机一部，其型号：SZZ-764/132（中双链)电机功率：132KW运输能力：1000T/h电压：1140V链速：1.33m/S转速：1480r/min3、破裂机一部，型号为PCM—110，技术参数为破裂能力：1000t/h外型尺寸：3540×1785×1740mm破裂锤头数：4个电机功率:110KW5、可伸缩带式输送机两部，型号为SJJ—1000/160，技术参数为电机功率：160KW运输能力：800t/h传动滚筒直径：630mm带宽:1000mm带速:2.5m/s6、辅助运输设备选用1.0吨的矿车和叉车,牵引设备选用JD—25、JD-11.4型调度绞车，JM—14型回柱机，JW75B型梭车，其要紧技术参数如下：JD—25型调度绞车，其要紧技术参数如下：型号：JD—25静拉力：18KN钢绳直径：15mm转速：1470r/min电机功率：25KW钢绳速度：0.773—1.399m/s绳容量:400m滚简直径:550mmJD—11.4型调度绞车，其要紧技术参数如下：型号:JD-11.4静拉力:9.8KN绳径:12.5mm绳速:26---72m/min,平均44m/min绳容量:400m滚简直径:550mm外形尺寸:1100×765×730mmJM—14型调度绞车，其要紧技术参数如下：型号:JM—14静拉力:140KN绳径:22mm平均绳速:8.7m/min绳容量:150m减速比：175滚简直径:550mm功率：18.5KWJW75B型梭车，其要紧技术参数如下：型号:JW75B最大牵引力：80KN电机功率：75KW速度：双速，0.67/1.12m/s绳径:22mm滚简直径：1200mm四、泵站 1、泵站及管路选型、数量乳化泵选用WRB—200/31.5型两台，喷雾泵选用PWB—55/6.3型一台，注水泵3ZSB—135—17型一台，瓦斯移动泵ZWY—110/132型一台，要紧技术参数如下:1）乳化泵:型号:WRB200/31.5公称流量:200L/min公称压力:31.5MPa电机功率:125KW2）喷雾泵:型号:BPW320/10M公称流量:320L/min公称压力:10MPa电机功率:75kW3）注水泵:型号:3ZSB—135—17额定流量:102L/min额定压力:15MPa电机功率:30kW4）瓦斯移动泵:型号:ZWY—110/132最大抽速:110m3/min极限真空:160hPa电机功率:132kW第四章顶板操纵第一节支护设计一、液压支架支护强度验算1、估量工作面矿压参数参考表（表7）序号项目单位1m4.76-5.305.08m2.84-5.103.58m1.10-1.451.202m8-208-203m50-6050-60kN／m2510510mm100--120100明显明显4m12--2515--25kN／m2470470mm100100明显明显5kN／m2451451mm1001006m007MPa18188类119级IIm20202、体会运算支护强度支架支护强度式中：Pt—工作面合理的支护强度，kN／m2；h—采高，m；—顶板岩石容重，kg／m3，一样可取2.5×103kg／m3；k—工作面支架上覆岩层厚度与采高之比，一样为4～8，按照具体情形合理选取。取8倍采高运算。体会运算支护强度：Pt＝9.81×2.40×2.5×103×8＝470.88KN/m23、现场实测工作面初次来压时最大平均支护强度Pt=510KN/m24、工作面条件与支架适应条件对比表（表8）项目工作面实际条件支架参数采高/m2.41.5～3.2倾角（°）2°-10°≤12°煤厚/m1.7-2.43.2硬度f6≤10支护强度/(kN.m-2)510630-690底板比压/(kN.m-2)18000320顶板类（级）不I级一类支撑爱护式5、支护设备选择81102工作面支架共121架，型号为：ZZ—4200/1.5/3.2,从进风到回风顺槽依次编号为1～121号支架。按照工作面条件与支架适应条件对比表能够看出，该工作面选用ZZ—4200/1.5/3.2型支架，在满足顶板治理支护强度需要的同时，也能满足底板比压值要求。通过对比、验算，证明选用该类支架能满足要求。二、两巷超前支护支护强度验算超前段支护在静压状态下顶板载荷：=2500×0.81=2.025(kN/m2)其中=2.11(m)；=2.51(m)进、回风超前段顶板载荷：（动压阻碍一样取静压时的2-4倍，那个地点取3）Q进、Q回=3×Q顶=3×γ顶（RP—H/2）=3×2025=6.075(kN/m2)顶板总压力：F顶=L×a×Q进=20×4.3×6.075=522.45(kN)进风锚网支护：F锚网=n补×N破η=10×230×10%=230(kN)单体柱承载的顶板压力：F单=F顶-F锚网=522.45-230=292.45(kN)Pt=F单/S=F单/(a×L)=292.45/（4.3×20）=3.4(kN/m2)式中：γ顶—顶板岩石平均容重，kg/m3；η—补强锚索的支护效率，%；RP—塑性区半径，m；Q顶—静压情形下顶板载荷，kN/m2；Z—巷道埋藏深度，m；R0—矩形巷道外接圆半径，m；—内摩擦角，取45°；C—粘结系数，取4；H—巷道高度，m；a—巷道宽度，m；L—超前爱护距离，取20m；Q进、Q回—进、回风超前段顶板载荷，kN/m2；n补—补强锚索的根数，根N破—补强锚索的破断力，kN；F锚网—进、回补强锚索风承载力，kN；F单—进、回风单体柱承载的顶板压力，kN；Pt—进、回风顶板载荷，kN；支柱实际支撑能力能够采纳下列公式进行运算：=0.99×0.95×0.9×0.95×1.0×250=201.03(kN)式中：Rt—支柱实际支撑力，kN；R—支柱额定工作阻力，kN；k—支柱阻力阻碍系数，能够参考表9。支柱阻力阻碍系数表（表9）项目工作系数kg0.990.910.5增阻系数kz0.950.850.7不平均系数kb0.90.80.7采高系数kh＜1.4m1．5～2.2m1．5～2.2m1.00.950.95倾角系数ka＜1011～251.00.950.9注：表中系数按照矿压观测成果统计，适应一样工作面条件。合理的支柱密度，能够采纳下列公式进行运算：=3.4/201.03=0.02式中:n—支柱密度，根／m2；Pt—进、回风巷顶板载荷，kN；Rt—支柱实际支撑能力，kN／根。实际支柱密度：=（50+50）/[（20+20）×4.2]=0.60式中：n实—实际支柱密度，根／m2；n总—超前实际支柱总数，根；S—超前支护面积，m2；按照运算结果，知n实＞n，满足支护要求。三、选择合理的控顶距在满足安全生产的前提下，控顶距不得大于0.34m。四、运算柱鞋直径柱鞋一样选用圆形铁鞋。按照支柱对底板的压强应小于底板承诺比压的原则，采纳下列公式运算铁鞋的直径。=200×1.24=247（mm）式中：—铁鞋的直径，mm；Q—底板比压MPa。五、乳化液泵站的选择1、泵站及管路选型、数量乳化泵选用WRB200/31.5型两台；高压输液管路选用高压胶管。2、泵站设置位置泵站安设在进风顺槽距离工作面80～150m的位置，并随工作面的推进跟设备列车前移。3、泵站使用规定要保证泵站压力大于30MPa，乳化液浓度3%～5%，要加大支架与乳化液泵站的修理,杜绝液压系统的窜漏液。第二节工作面顶板操纵工作面安装支架总数121架，支架型号为：ZZ—4200/1.5/3.2型支撑爱护式支架,支护宽度为:1.43—1.60m,支护面积为:4.995m2,支架中心距为1.50m,工作面最大控顶距为4530m,最小控顶距为3930m,放顶步距为0.6m。一、正常工作时期顶板支护方式液压支架采纳邻架操作，及时支护的移架方式，移架步距0.6m。推溜滞后采煤机后滚筒许多于15m，并确保弯曲段长度不小于15m。（一）移架顺序为：1、正常情形下，移架滞后采煤机下滚筒3—5架进行，降架幅度操纵在0.2m以内，移架时，应观看好周围环境，操作时缓慢送液，移出支架后，端面距不大于0.34m。当顶板破裂、煤帮松软或滚帮大时，停止采煤机和工作溜运行，采纳提早移架、支顺巷板梁等方式爱护顶板，移架采纳带压移架的方式进行。2、端头移架时，利用顺槽的回柱机先拉住工作溜的机头（机尾）或用单体柱顶住机头（机尾），再将与端头架相邻的两架支架推移千斤伸出，然后移架；移架时回柱机钢丝绳牵引区内及后5米严禁有人，移架人员要站在邻架立柱间的安全地点，其他人员必须全部撤至距移架处5m以外的安全地点，且必须停止工作溜运行，机头移端头架还必须停止桥转机运行。3、移架时，严禁人员站在推拉板上和从支架下面通过，且观看人员要站在有掩体的安全地点，防止架间掉矸伤人。4、支架移出后必须成一直线，如遇移架千斤发生故障，须停止割煤，处理好后方可移架。5、支架升起后，顶梁要平且严密接顶，不得显现仰头或低头现象，立柱要给足初撑力。操作完毕后，手把打回零位。6、移架操作执行《回采操作规程》第161—179条中有关规定。（二）工作面支护要求：1、工作面应达到动态的质量标准化要求,确保“三直、二平、一净、二畅通”的质量要求。2、加大支架的支护强度,确保支护质量,支架初撑力不得小于90KN。3、采煤机割煤后，要及时移架，移出的支架与采煤机后滚筒的距离一样不超过8m，防止长时刻空顶。4、工作面显现冒顶时，要及时用木料接顶，并支好支架。二、专门时期的顶板治理(一)来压及停采前的顶板治理:1、工作面初采，老顶初次来压前必须编制专项安全技术措施。2、工作面老顶初次来压和周期来压期间，应加大顶板来压的推测预报工作。3、工作面支架以及进、回风顺槽所有单体支柱必须达到初撑力，专门注意工作面中部支架的初撑力及支架状态，及时采取措施预防冒顶。4、加大上、下端头顶板治理，要提升支护质量，适当加大支护密度，防止显现端头冒顶。5、工作面末采时要编制专项末采安全技术措施，加大顶板治理。(二)过断层及顶板破裂时的顶板治理：加大回采期间过断层及顶板破裂时的顶板治理工作。当工作面局部地段片帮较严峻时,可超前采煤机移架,及时支护煤壁；在顶板破裂的地段,为了有效地防止顶板冒落、操纵煤壁片帮,应采取及时移架的方法爱护顶板。1、当工作面顶板显现悬顶、掉矸、空顶、片帮、压力大等严峻情形，必须加大临时超前支护，工作人员进入工作溜进行构顶和进行临时支护前，工作面的采煤机、刮板输送机等设备，必须停电锁开关挂停电牌，并严格执行“敲帮咨询顶”制度，确认安全后方可工作，否则，严禁人员进入工作溜。2、处理顶板条件差时，必须从顶板条件好的区域逐步向条件差的区域进行爱护，严禁空顶作业。3、进行顶板爱护时，第一用长柄工具找掉危岩悬矸，进行好临时支护，护好顶帮，严防冒顶、片帮，确认安全后方可进行爱护工作。4、进行顶板爱护时，第一要清理好安全退路，保证安全出口通畅，并设专人监护顶板，前后5架不得动作，严禁空顶作业和多架同时作业。5、确保顶板爱护区域液压支架、单体液压支柱设备完好，液压支架支撑状态良好，不挤、不咬、不歪，并达到初撑力；顶板爱护后，接顶要严密。6、采煤机在顶板条件差的区域割煤时，必须放慢割煤速度，当显现顶板冒顶时，要及时返机，必要时必须停机移架或超前移架，且割一架，移一架，人员在安全区域下操作。三、支护强度校核（一）按照南翼采区工作面的矿压观测结果，估量本工作面最大顶板载荷强度P=0.51MPa，而PS=0.63~0.69MPa，可见P＜PS，则支架满足支护强度要求（二）底板比压校核按照工作面最大顶板载荷强度运算支架对底板的最大比压：D=P×支架支护面积/支架底座面积=1.5MPa工作面地质讲明书提供的煤层底板抗压强度S=38.1~70.1MPa,与运算结果D比较，可见S＞D，则支架对底板比压符合要求。第三节进、回风巷及端头顶板操纵一、进、回风巷超前支护方式进、回风巷采纳超前爱护形式治理顶板，进回风顺槽超前爱护距离许多于20m。爱护形式为：（一）进风超前爱护1、超前工作面20m范畴内，在进风巷的巷中离桥转0.3m处支设两趟单体帽柱，巷中帽柱成对支设，巷中两趟帽柱之间的中心距为0.3m，帽柱打在顺槽钢带下，每排钢带一根，柱帽规格：1/2∮20cm×0.5m的两开木，单体柱穿鞋，拴防倒绳。2、超前工作面10m范畴内，在进风巷距采帮0.5米处支设一排单体帽柱，帽柱打在顺槽钢带下，每排钢带一根，柱帽规格：1/2∮20cm×0.5m的两开木，单体柱穿鞋，拴防倒绳。（二）回风超前爱护1、超前工作面20m范畴内，在回风巷巷中支设两趟单体帽柱，帽柱排距1.0m，巷中帽柱成对支设，间距0.3m，柱帽规格：1/2∮20cm×0.5m的两开木，单体柱穿鞋，拴防倒绳。2、超前工作面10m范畴内，在回风巷距采帮0.5米处支设一排单体帽柱，帽柱打在顺槽钢带下，每排钢带一根，柱帽规格：1/2∮20cm×0.5m的两开木，单体柱穿鞋，拴防倒绳。（三）其他1、如遇顶板压力大时，可按照实际情形将进回风巷中单体帽柱改为两趟顺巷抬棚，两趟顺巷抬棚相互交错一半支设，中心距为0.3m，其中顺巷抬棚选用∮220×4200mm的一面平优质圆木，大梁与顶板金属网用许多于2道铅丝捆绑牢固，一梁四柱，单体柱必须穿鞋，拴防倒绳。2、遇顶板破裂，下沉量大的地点支进度棚，排距0.9m，一梁许多于三柱（进度棚梁选用∮220×4200mm的一面平优质圆木），单体柱穿鞋，拴防倒绳。3、两顺槽超前爱护随落山放顶及时向外移,移超前爱护时必须坚持“先支后回”的原则，在所移抬棚一侧支设相应的临时帽柱再回柱移梁。二、工作面端头顶板治理（一）工作面端头顶板治理采纳顺巷交错抬棚爱护端头，抬棚交错一半支设，双趟交错抬棚中心距为0.3m，棚梁选用∮220×4200mm的一面平优质圆木。抬棚深入落山不超过0.2m，并随落山放顶及时向外移。移端头爱护时必须坚持“先支后回”的原则，在所移抬棚一侧支设相应的临时帽柱再回柱移梁。如果端头压力较大，除正常支护外可按照压力大小情形增加许多于一趟顺巷抬棚，每加一趟棚必须与其相邻的顺巷棚相互交错一半支设，相邻两趟棚的间距为0.3m，单体柱初撑力许多于90KN。（二）两巷落山侧的顶板治理进回风顺槽在支架爱护梁末端最近的钢带下支设切顶密柱，切顶密柱每米许多于3根，平均布置，木帽规格：1/2∮20cm×0.5m的两开木，密柱外紧跟一组戗棚。进回风落山采纳退锚机退锚放顶。退锚时，必须有专人监视顶板，退锚人员站在切顶密帽柱外侧安全地点操作，正常情形下从支架前两排钢带开始退锚。随工作面的推移，要及时在支架切顶线和密柱切顶线之间靠支架侧顺支架打一排单体帽柱爱护顶板，柱距不大于0.5m，同时支架切顶线距切顶密柱的距离最大不能超过2m，超过距离必须及时回撤，桥转机尾落山侧必须保持两排柱（含切顶密柱）。（三）进回风顺槽采帮侧的治理顺槽采帮侧超前工作面3—5m回收托板和金属网。顶板破裂地段，只回收最下面一排托板，剩余的托板和金属网由生产班过机头（机尾）时回收。如果顶板破裂如果顶板破裂必须加支一趟顺巷抬棚挤死煤帮，如果成对加设顺巷抬棚必须交错一半支设，单体柱必须穿鞋，拴防倒绳，一梁不小于四柱，初撑力许多于90KN。爱护好后清理洁净巷中浮煤。（四）进回风三角处治理进回风顺槽向工作面拐弯处，采帮侧顶、帮塌落，形成三角地带，空顶面积大，存在安全隐患，需采纳支棚进行爱护。1、棚梁采纳1/2∮220mm×3.0m两开木或∮220mm×3.0m一面平圆木，顺槽一侧棚梁梁头带单体柱，靠工作面一侧梁头搭在液压支架前梁上，靠采帮支设，空顶超过1米时支设两架，并在两开木或圆木上用1.2米两开木或破板构顶，顶板冒落高度在0.5米以下时必须接顶，超过0.5米时必须蓬顶，蓬顶时顶部铺设金属网。2、梁头不能搭在液压支架前梁上时，采纳倒挑棚形式进行爱护，顺槽一侧棚梁靠梁端支设两根单体柱升紧将两开木板梁支牢，并按第一条规定构顶或蓬顶；顺槽超前爱护防碍支设棚梁时，不平处要进行支垫，保证倒挑棚不能成射箭状态；倒挑棚排距0.5-0.6米。3、人员进入工作地点支棚前和构顶前严格执行敲帮咨询顶制度,处理危岩活矸时采纳两人配套，一人观看顶板，一人用长柄工具处理。在溜子道作业人员必须站在支架爱护梁下作业，严禁空顶作业。4、人员进入溜子道在倒挑棚下加支单体柱前必须进行第二次敲帮咨询顶，处理危岩活矸，支设单体柱时人员必须站在支架爱护梁下作业，所支单体柱以不阻碍第一次推移机头为宜。5、支设棚梁时必须三人协作进行，两人扶梁，一人使用单体柱将其升紧撑牢。6、爱护时要闭锁工作溜及机组同时锁开关挂停电牌，作业地点前后3架支架不得动作（爱护机尾时为作业地点前3架），机组与作业地点的距离不得小于10m。7、拉架后必须及时将倒挑棚靠工作面一端挑起，同时回收工作面内的单体柱。8、机头、机尾清煤人员处理大块过程中，必须有专人监护顶板及采帮情形，工作溜开动期间机头禁止人员进出工作面。（五）支护质量操纵1、单体柱拴防倒绳，并纵横成线,偏差小于±50mm，。2、单体柱必须支到实底,并做到迎山有力。单体液压支柱初撑力不小于90KN，并有现场检测手段。3、两巷单体支柱均穿铁鞋或木鞋支护，铁鞋规格：250×250×14mm。木鞋规格：∮220mm×4.2m的两面平圆木，铁鞋小链要顺时针盘在柱体上，挂钩挂住单体手把。4、所有单体液压支柱三用阀方向一致,出液口朝向落山。5、进风巷及端头所支设的∮20cm×4.2m一面平圆木，如果显现压烂、压断的情形，必须及时更换新的棚梁。6、进回风巷及端头处的安全出口高度不得低于1.8m,人行道宽度不得小于0.7m。三、支护材料使用数量、备用数量（一）工作面正常需要单体液压支柱150根，铁鞋150个或木鞋∮220mm×4.2m的两面平圆木20根，大梁∮220mm×4.2m的一面平圆木6根，1/2∮220mm×3.0m的两开木4根，1/2∮220mm×0.5m的两开木柱帽130块。（二）为保证超前支护的数量和质量，在进回风顺槽保证存有6根∮220mm×4.2m一面平优质圆木、30块木托板和50根单体柱作为备用，便于及时更换坏柱和坏梁。（三）备用材料的存放地点，应保持距工作面50～100m之间，材料分类摆放整齐，实行挂牌治理，标明材料名称、规格、负责人等内容，并由专人负责，材料存放地点必须保证有0.7m以上宽度的人行道。四、退锚要求81102进回风顺槽顶板为锚网、钢带联合支护，必须对进回风落山进行退锚索放顶；退锚采纳液力退锚机进行，退锚器型号为TM-50。如压力大，顶板在密柱切顶线后2m能冒落，可不退锚。回风贯眼前后5米内不退锚以保证贯眼的形状，正常通风。五、工作面支架布置图（见附图5）第四节矿压观测一、矿压观测内容81102工作面的矿压观测研究内容要紧有：工作面综采液压支架工作阻力观测、进、回风超前支护范畴内单体液压支柱阻力观测以及支护质量动态监测。通过对81102工作面进行现场矿压观测，把握工作面推进过程中的支架工作状况和两顺槽超前顶板压力情形，分析工作面围岩（煤层）超前支承压力阻碍范畴和分布特点，以及顶板、煤层稳固性，对工作面支护质量等进行定期分析，并进一步了解煤、岩体力学参数等基础数据。并为我矿开采81#煤层的事故推测和动力信息基础研究提供必要数据，最终实现安全高效开采。二、观测方法（一）支架阻力的观测工作面支架工作阻力实时观测。采纳山东科技大学中天电子有限公司生产的YHY—60型矿用液压支架测力仪，安装在所需观测的支架上，猎取支架立柱及平稳千斤工作阻力变化的数据。该测力仪采样频率可调，一样设定采样周期为10min/次。采集数据寄存在储备器内，由便携式数据采集器，每2天采集1次，采纳红外线传输方式采集数据，在地面输入运算机，通过有关软件进行数据分析，通过观测支架的工作阻力变化情形，用以研究工作面顶板（上覆岩层）的运动状态和支架的工作状况，测定支架有关工作参数，分析支架与围岩的相互关系，评判支架对工作面顶板条件的适应性，为以后工作面支架选型提供依据。81102工作面采长180米，安装支架120架，按照集团公司有关测站布置的要求，设置上、中、下三个测站，观测支架8架，共安装测力仪8台，每个测力仪分不记录支架立柱、平稳千斤压力，具体位置和编号如下（表10）测站上测站中测站下测站测力仪编号33#34#35#36#37#38#39#40#安装支架号3号20号37号54号71号88号105号118号距进风顺槽距离3米30581米101311（二）单体柱阻力观测单体液压支柱阻力的观测采纳SY-40B型单体支柱测压仪，测压方法为:单体柱测压点的选取——超前支护范畴自工作面起两端头起平均布置，测点数量许多于10个，切顶密柱区域每次分左、中、右来检测3根。②新设∮100mm的单体液压支柱初撑力应≥50KN，即6.4Mpa（1KN=0.128Mpa）三、支护质量监测每周由技术人员不定期对工作面和顺槽支护状况质量动态检查两次,并做好记录，发觉读数超出正常范畴及时汇报。监测内容要包括支架初撑力、煤壁片帮情形、端面距、采高及端面顶板冒落情形、两顺槽单体支柱初撑力、超前支护质量等。对存在的咨询题,由施工队组赶忙整改。第五章生产系统第一节运输系统一、运输设备及运输方式1、运煤设备及装、转载方式采煤机割煤，刮板输送机平行运煤，集中到桥式转载机、二部皮带、头部皮带上通过东胶带运出2、辅助运输设备及运输方式工作面需用的材料、设备等物资，采纳1.0t矿车或叉车、JM-14、JD-25绞车和JW75B的梭车，从进回风顺槽运进工作面。二、移溜方式采纳支架的推拉千斤顶推移运输机，推移方式为：1、推移工作溜滞后拉架不小于1—3架，弯曲段不小于15m。2、推移工作溜渐近操作3—5台千斤顶，每次推移0.2m左右，每节溜分三次推完，推移步距0.6m。工作溜停止运行时，不得推移工作溜。如遇推移不动,不得强行推移，应通知采煤机司机停止割煤，检查处理好后方可开机割煤。3、推移工作溜机头（机尾）时，正常情形下直截了当用支架的顶溜千斤将工作溜机头（机尾）推移到位，如果用顶溜千斤推移困难时，可用单体柱或顺槽回柱机配合支架顶溜千斤推移，使用回柱机时，牵引区内严禁有人，且必须有双向声光语音对打信号。4、移溜时，严禁人员将躯体的任何部位探入电缆槽上面。5、推溜操作执行《回采操作规程》180—183条规定。 三、煤的运输81102工作面→工作溜→桥转机→破裂机→二部皮带机→头部皮带机→东胶带皮带→中心煤仓→主斜井强力皮带→地面选煤厂四、辅助运输系统路线：1、回风进料地面厂房→副斜井

→副井井底车场→东轨道巷→81102回风巷→81102工作面2、进风进料地面厂房→副斜井

→副井井底车场→东轨道巷→81109下料巷→81102进风巷→81102工作面五、运输系统示意图（见附图6）第二节通风系统一、通风系统（一）风量运算1、按照瓦斯涌出量进行运算：由于本工作面通风系统布置采纳“U+L”型，布置有专用排瓦斯巷，故：=1498m3／min=796m3／minQ采=100×10.7×1.4+14.2×1.4×100/2.5=2294m3／min式中：Q采—采煤工作面按瓦斯涌出量核定的需要风量，m3／min；Q回—采煤工作面回风巷风量，m3／min；Q尾—采煤工作面尾巷风量，m3／min；qCH4回—采煤工作面回风巷平均风排瓦斯量，m3／min；qCH4尾i—采煤工作面第i条尾巷平均风排瓦斯量，m3／min；n取1或2；KCH4——采面瓦斯涌出不均衡通风系数。KCH4的取值：取地质赋存条件相近的邻近工作面或邻近采区工作面，全采长连续统计正常生产条件下所有工作日，月平均瓦斯涌出量最大值与平均瓦斯涌出时的比值。KCH4＜1.4时，取1.4；KCH4＞1.4时，取实际运算值。2、按综采工作面温度选择适宜的风速运算:(综采工作面)(m3/min)=60×1.0×4.034×2.4=580.90(m3/min)式中：v—工作面平均风速，可选取空气温度与风速对应表中（表11）的有关数值，m／s；S—工作面的平均断面面积，可按最大和最小控顶断面积的平均值运算，m2；（表11）采煤工作面空气温度与风速对应表工作面空气温度／t工作面风速v／（m·s-1）煤层厚度＜1.5m煤层厚度1.5—3.5m煤层厚度＞3．5m＜150.3～0.40．3～0．515～180．5－0．70．5～0．80.80．8～0．90．8～1．00.8—1.01.0一1.21.0～1.31.0—1.523～261.5—1.71.5—1.81.5—2.02．0～2．22.0～2.52．0—2．5注：有降温措施的工作面按降温后的温度运算。3、按工作面每班工作最多人数运算：=4×60=240（m3/min）式中：n—工作面同时工作的最多人数，60人。4、按风速进行验算：1）按最低风速验算，工作面的最小风量Q采＞15S=139.17（m3/min）式中：S—采煤工作面平均有效断面面积，m2。2）按最高风速验算，工作面的最大风量Q采＜240S=2447.57（m3/min）式中：S—采煤工作面平均有效断面面积，m2。即139.17<2294<2447.57符合要求5、经运算，该工作面的需风量最终确定为2294m3/min，但由于我矿为突出矿井，按照集团公司的有关要求，确定工作面开采期间的实际配风量应≥2500m3/min。（二）通风路线地面新奇风流→主副斜井→东轨道巷→81109下料巷→81102进风巷→81102工作面→81102回风巷、尾巷→东回风巷→回风立井地面新奇风流→主副斜井→东胶带巷→81102进风巷→81102工作面→81102回风巷、尾巷→东回风巷→回风立井二、瓦斯防治（一）瓦斯检查（1）瓦斯检查地点设置在距工作面煤壁线10—50m处的回风巷内、工作面回风隅角。记录工作面回风流中瓦斯的检查牌板设在距工作面煤壁线10—50m处的回风巷内，记录工作面回风隅角内瓦斯的检查牌板设在距工作面煤壁线0-20m处的回风巷内。（2）瓦检员每班对瓦斯、二氧化碳浓度检查3次，每次检查取其最大值，间隔时刻3—5h；本班未进行工作时，每班可检查1次。每次检查结果必须记入瓦斯检查员手册、现场记录牌板、瓦斯班报上，并按时向总调度汇报。（3）瓦斯员必须执行瓦斯巡回检查制度、汇报总调制度，并持有效瓦斯检查证件上岗。瓦斯检查员要及时检查可能瓦斯涌出的地点，消灭瓦斯积聚，并做到无瓦斯超限作业。瓦斯超限时瓦检查员、安监员赶忙责令现场人员停止工作并撤到安全地点。（二）瓦斯监测（见附图7）1、工作面进回风、机尾、尾巷内及采煤机按规定安设瓦斯监测探头,实行瓦斯自动监控。如果瓦斯超限，赶忙自动切断监控范畴内(桥转机机头以里工作面及回风)所有非本安电源。如果瓦斯超限时,监控系统未自动切断电源,地面瓦斯监控站实行二次断电。2、瓦斯探头由瓦检工或遥测工按规定悬挂，非岗位人员严禁移动探头。探头位置：回风一样设三个探头，距回风横贯以里10-15m，距切巷机尾10m处及回风巷落山侧上隅角；回风巷超过500m时，中部增加一个探头，尾巷探头位于距东回风巷以里的尾巷内10-15m处，尾巷与东回风混合探头设在东回风里距尾巷口以西的10-15m处，进风巷在距工作面5-10m处设一个探头。3、采煤机甲烷报警断电仪甲烷传感器，安装位置:采煤机，报警浓度≥1.0%CH4、断电浓度≥1.5%CH4、复电浓度＜1.0%CH4，断电范畴：采煤机电源及工作面刮板输送机电源。4、遥测工负责对工作面瓦斯监测系统每七天检查标校一次，瓦检工班班校对，检查瓦斯监测系统是否正常，发觉咨询题赶忙组织处理，否则不准生产。5、甲烷传感器应垂直悬挂，距顶板不得大于300mm，距巷道侧壁不得小于200mm，并应安装爱护方便，不阻碍行人和行车。6、甲烷传感器的报警浓度、断电浓度、复电浓度和断电范畴及便携式甲烷检测报警仪的报警浓度必须符合下表的规定。（表12）甲烷传感器或便携式甲烷检测报警仪设置地点甲烷传感器编号报警浓度%CH4断电浓度%CH4复电浓度%CH4断电范畴采煤工作面上隅角T0≥1.0≥1.5＜1.0工作面及其回风巷内全部非本质安全型电器设备煤与瓦斯突出矿井的采煤工作面进风巷T3≥0.5≥0.5＜0.5工作面及其进风巷内全部非本质安全型电器设备采煤工作面回风巷T2≥1.0≥1.0＜1.0工作面及其进、回风巷内全部非本质安全型电器设备煤与瓦斯突出矿井采煤工作面回风巷中部T2≥1.0≥1.0＜1.0工作面及其回风巷内全部非本质安全型电器设备专用排瓦斯巷T7≥2.5≥2.5＜2.5工作面及其回风巷内全部非本质安全型电器设备有专用排瓦斯巷的采煤工作面混合回风流处T8≥1.0≥1.0＜1.0工作面及其回风巷内全部非本质安全型电器设备采煤工作面机尾T1≥1.0≥1.5＜1.0工作面及其进、回风巷内全部非本质安全型电器设备三、瓦斯抽放系统1、临近层抽放路线81102尾巷→东回风巷→回风立井→地面泵站2、本煤层抽放81102进风巷、回风巷→81102移动泵站→东回风巷→回风立井四、综合防尘系统（一）防尘管路系统1、81102工作面回风顺槽：地面水池→主井→井底车场→东胶带巷→81102工作面回风顺槽2、81102进风顺槽及工作面供水：地面水池→主井→井底车场→东胶带巷→81102工作面进风顺槽→81102工作面3、进风顺槽供水管路选用一趟DN80的水管,每隔50m设一个三通阀门,在水管进入进风巷口处安装DN100型的水门，向泵站及工作面架间喷雾、采煤机和防尘水幕供水。4、回风顺槽供水管路选用DN50型的水管,每隔100m设一个三通阀门,在水管进入回风巷口处安装DN50型水门，向防尘水幕供水和人工洒水消尘用。（详见防尘系统图10）（二）防尘措施1、工作面进、回风巷必须安装齐全防尘管路。防尘管路安设要平直（30m范畴内高低差不大于100mm），小于或等于90°的要设弯头，不准拐死弯，接头不漏水。2、工作面架间喷雾必须安装齐全，降架、移架同步喷雾，保证时时完好，正常使用。3、机组内外喷雾齐全，引射器必须固定可靠，喷雾必须喷射在滚筒与顶板之间，喷雾覆盖全滚筒，水压、水量符合要求。4、采煤队对采煤工作面及两巷必须每天冲尘，确保无煤尘堆积。5、在进风巷口处安设一道净化喷雾，进风距工作面50m安一道净化喷雾，在回风巷距工作面5-10米安设一道净化喷雾，并在距工作面60m和110m各安设两道喷雾，割煤时打开水幕，并须保证及时移挪，且要确保喷雾覆盖全断面。6、工作面的各转载点都必须安设喷雾设施和防尘设施。破裂机必须安装防尘罩和喷雾装置。7、工作面机组、支架下、转载点喷雾洒水设施安装齐全，且必须正常使用所有的防尘喷雾设施，确保防尘喷雾设施的完好、灵敏可靠，符合质量标准要求。8、凡是割煤、移架、开工作溜等所有能产生煤尘及造成煤尘飞扬的工作，必须使用喷雾设施。9、采煤机内、外喷雾压力均不得小于2Mpa，喷雾流量应与机型匹配。若内喷雾装置不能正常喷雾，外喷雾压力不得小于4Mpa，无水或喷雾装置损坏时必须停机。10、机组司机、支架工、端头工、工作溜司机等必须佩戴防尘口罩。11、采煤机必须安装二次负压降尘系统，并正常使用。在设备列车处安装BPW320/10M的喷雾泵，通过∮25mm的高压供水管路与采煤机二次负压降尘装置构成煤机二次负压降尘系统。供水管路敷设在电缆槽内,其供水压力为10～15MPa。当煤机割煤时,启动开关实现二次负压降尘。12、架间喷雾降尘措施供水采纳∮25mm的高压胶管，架间采纳自动化操纵方式,实现架间自动喷雾降尘。工作面每架安装一道架间喷雾装置，工作面采煤机割煤时,下风口20m范畴内必须保证有2架以上的喷雾头正常工作,并保证雾化成效良好,覆盖全断面，工作面应至少每天冲刷一次煤尘。13、煤层注水安装注水泵，坚持煤层动压注水，在回风巷内超前工作面6-9米利用采帮本煤层瓦斯抽放孔注水，注水量使煤体普遍达到潮湿，邻孔出水，煤壁挂汗为止，用涨圈式封孔器封孔。注水作业严格按《回采操作规程》第781条—795条执行。（三）隔绝瓦斯煤尘爆炸措施1、在距工作面进、回风顺槽口100米处各安设一组隔爆水棚，水棚的用水量按巷道的断面积运算，不得少于200L/m2。水棚的安设、吊挂、质量必须符合规定。2、使用的水袋必须符合MT157《煤矿用隔爆水袋通用技术条件》的规定，并经国家质检部门检验合格。3、工作面通风系统必须合理、稳固，确保工作面的供风量，定期对工作面进行测风，若发觉风量不符合规定要求时，应及时处理；定期对工作面周围的通风设施进行检查，并确定完好可靠。五、防火措施（一）进回风巷按规定敷设水管并安规定预留三通阀门（进风巷每50米留一个三通阀门，回风巷每100米留意个三通阀门）保证水量水压符合要求。（二）瓦检工要认真检查瓦斯的情形,发觉咨询题,及时汇报处理。（三）综采工作面从停架推进到全部设备和支护材料拆出进行永久性封闭最多不超过45天，保证闭墙严密可靠。六、防突措施（一）防突推测预报防突推测预报工作由通风工区防突组负责，推测孔打钻工作由生产队组按防突组要求施工，正常情形推测预报工作在检修班进行。工作面以测定钻屑解吸指标K1值或钻屑量S值为依据，当K1≥0.5或S≥6kg/m时，判定工作面有突出危险，执行卸压排放钻孔技术措施，经成效检验无突出危险方可割煤。（二）防突技术措施1、工作面区域防突措施沿工作面切巷分不由进回风巷，施工平行顺层钻孔，间距3m，直径100mm，进回风钻孔长度120m，在工作面中部重叠40m，进行本煤层预抽，每个钻孔预抽时刻许多于6个月。2、卸压排放钻孔技术措施（1）正常情形下在工作面40-100架范畴内，施工卸压排放钻孔。钻孔直径75mm，间距3m，深度12m。（2）工作面按照防突组推测情形，如果测试点的K1≥0.5或S≥6kg/m，则在该测试点前后5架范畴内施工卸压排放钻孔。技术要求：直径75mm，间距1.5m，深度12m。施工完所有的排放钻孔后，进行措施成效检验，指标值在临界值以下，方可割煤生产。施工一次卸压排放钻孔承诺推进6m，预留6m的超前距离。（三）防突成效检验工作面执行防突措施后，按防突推测方法进行成效检验。检验孔深度为8m，如果测得的指标都在临界值以下，则认为措施有效；反之，认为措施无效，需采纳增补卸压排放钻孔措施。技术要求：每两个钻孔之间增打一个排放钻孔，钻孔深度12m。（四）安全防护措施1、工作面割煤期间，回风风门与回风横贯间安设全断面栅栏并上锁，钥匙由工作面地区瓦检工负责，严禁其他人入内，并切断回风巷内的所有非本质安全型电气设备电源。2、在进风巷距工作面5m以内安设一枚瓦斯传感器，报警断电浓度为≥0.5%，断电范畴：进风巷内全部非本质安全型电气设备电源。所有进回风巷及工作面的电气设备要实现二级断电。3、工作面内割煤时，严禁平行作业，机组回风侧及回风巷严禁有人（只承诺有瓦检工、机组工和看电缆线工）。清煤、顶溜、拉架等工作，必须遵守停机作业的规定。4、工作面机组割煤速度严格操纵在3m/min以内，机组严禁割顶板。如遇专门情形时，队组必须制定专项安全措施，报请矿总工程师批准，方可作业。机组内外喷雾齐全，水力引射器必须运行正常，水压及流量符合要求，喷雾必须喷射在机组滚筒与顶板之间，覆盖整个滚筒，水压及流量不足时，严禁割煤。5、工作面每班配备责任心较强的专职跟机瓦检工和地区瓦检工，跟机瓦检工必须认真检查机组前后20m范畴内的风流瓦斯、局部瓦斯、两滚筒之间的瓦斯浓度，必须在工作地点交接班。6、进入工作面机组司机、电钳工、工长、跟机瓦检工、跟班队干及其他治理人员必须携带便携式瓦检仪，跟机瓦检工不在现场严禁开机。7、回采工作面压风自救装置设置的要求：在回采工作面进、回风顺槽距工作面30—50m和80—100m处各安设一组压风自救系统，进回风各两组。每组数量不得小于班最多人数的1.2倍，进风每次移设备列车时，自救系统随之向外移，回风可按照实际情形倒移。每组压风自救系统安装自救装置8—10个,每组数量不小于小班工作人数的1.2倍,压风不低于0.2Mpa,每个压风自救装置的压缩空气供给量,每人不得低于0.1m3/min,压风自救系统的自救装置安装距底版1.2—1.5m。安装时自救系统的阀门必须能用右手打开。8、工作面设专人观看防突预兆，一旦工作面显现瓦斯超限或煤体厥炮声、机关枪声、煤体片帮等突出预兆时，机组司机必须停机、停电，闭锁工作溜。跟班队干将人员沿逆风流方向撤至进风巷外，停工作面电源，清点人数向矿总调度汇报。9、加大工作面注水的监督，保证注水成效。工作面在每次执行注水措施前后，通风工区当班瓦检工必须汇报矿调度。矿调度要建立专项台帐做好统计，如注水参数、注水量、注水成效等。安监员严格检查措施执行情形，通风区当班瓦检工要在自己的检查图表上详细记录。10、加大机电设备治理，分清责任区，每台设备和电缆责任到人，工作面明确专职停电负责人，经常检查设备的防爆性能及电气设备隐患，严禁使用失爆设备。要求机电治理组每两天检查一次“三无、失爆”及电气设备隐患；综采队机电专职爱护工班班检查“三无、失爆”及电气设备隐患，发觉隐患停产处理。11、遥测工负责对工作面的瓦斯监测系统每三天检查标校一次，瓦检工班班校对，发觉咨询题赶忙汇报通风调度并组织处理，否则不准生产。12、在严格贯彻落实工作面防突措施的同时，加大工作面的顶板治理，不可空顶，以免加大煤体采动集中应力。13、工作面每班配备责任心较强的专职安监员，在坚持工作面交接班制度，严格督察防突措施落实情形，发觉咨询题要进行追查分析。（五）其他1、生产地质技术部要及时提供地质资料（包括各种构造、冲刷带、软煤分层厚度等），为编制防突措施提供依据。2、队组必须认真学习煤与瓦斯突出知识、突出工作面“四位一体”防突措施及治理制度，认真贯彻执行“四位一体”防突措施，加大对本队职员防突知识的培训学习。3、工作面遇构造或瓦斯专门，防突技术员和防突组及时到现场查看，测取推测预报参数，通风工区制定方案，及时下发防突联系单，队组严格执行。4、煤层变薄至1.2m以下区段，必须按前规定施工卸压排放钻孔，间距1.5m。5、如工作面割煤过程中，一旦发生煤与瓦斯突出或喷出，生产队组必须赶忙停止生产，由矿总工程师组织安监、生产、机电、通风等业务部门，到现场进行勘察，重新制度防突措施并经总工程师批准，生产队组落实后，方可复原生产。七、通风系统图（见附图8）第三节排水系统一、设备选型:（见附图14）工作面涌水量估量：按照掘进过程中沿煤层瓦斯抽放钻孔出水资料（5m³/h）,估量本面回采过程中正常涌水量3m³/h，最大涌水量20m³排水设备要求：在工作面开采时应配备不低于40m³/h能力的排水设施。建立畅通的排水系统，在进风顺槽安装一趟DN50的排水管路，在回风顺槽安装一路DN80的排水管路和排水能力不得低于40m3/h的水泵，以便及时排除工作面积水。二、排水系统路线（见附图11）1、进风顺槽81102工作面→81102进风顺槽→东轨道巷→井底水仓→地面2、回风顺槽81102工作面→81102回风顺槽→东轨道巷→井底水仓→地面第四节供电系统81102工作面设备分为二组供电,一组为移动变电站，二次电压为0.69KV，安设型号为KBSGZY-630/10/0.2KV的移变一台，供皮带及进风运输设备使用；安设型号为KBSG-1000/6KV的移变一台，供采煤机及乳化泵、喷雾泵用；安设型号为KBSGZY-1250/10/1.2KV的移变一台；供工作溜、破裂机、桥转用。另一组为东配电室供电，电压为660V，供回风低压设备使用，有关电力负荷、电气爱护整定运算详见机电部提供的《平舒煤业温家庄煤矿81102综采工作面供电设计讲明书》。（一）要紧设备负荷统计（表13）序号设备名称设备型号数量额定功率备注1采煤机MG-250/600DW1∑P=598.5kW1140V2工作溜SGZ-764/6301∑P=630kW1140V双速3转载机SZZ-764/2001200kW1140V4皮带机SSJ1000/1602∑P=320kW660V5乳化液泵MRB-200/31.52125kW1140V6梭车JW75B175kW660V7调度绞车JD-25325kW660V8回柱机JM-14318.5kW660V9无极绳绞车车JWB-3.5/1122kW660V11喷雾泵PWB-75/6.3175kW1140V12破裂机PCM-1101110kW1140V供电系统示意图（见附图12）第五节通讯照明一、通讯系统及有关配置81102工作面头部皮带机头、二部皮带机头、转载机头各安装一台直通地面调度室的互通生产电话。进风头部皮带机头、二部皮带机头、桥转机头、工作溜机头分不安装一台语音信号相互联系，其信号由照明综保127V供电；进风各部绞车分不安装一部语音信号相互联系；回风梭车沿线每隔100m安装一部语音信号相互联系，信号采纳声光电铃，绞车由各自操作开关36V供电；工作面每间隔6架装一台语音扬声器，工作面通讯由设备列车的通讯装置供电。二、照明系统及有关配置81102工作面进风顺槽的设备由移动变电站的照明综保引出照明线路向照明灯供电；各个转载点、机头、机尾处应安设许多于3盏的照明灯，工作面支架照明每10架安设一组，其上面的信号要齐全、灵敏可靠，能正常使用，工作面支架灯由设备列车内KJZ—1000/1140馈电开关供电。（工作面通讯、照明系统示意图16）第六章劳动组织及要紧技术经济指标第一节劳动组织一、作业方式81102工作面采纳“四六”制作业制度，每班作业6小时，全天生产由三个生产班和一个检修班组成。每天检修时刻保持6个小时。二、劳动组织方式本工作面采纳移架、推溜、追机作业，检修班固定专人包机检修组织生产（表14）序号工

种定

员工

作

内

容一二三四合计1队干11114负责本班安全生产2工

长11114负责本班安全生产3副工长11114负责本班安全生产4安全

员11114负责本班安全及两出口5采煤机司机22228操作、爱护采煤机6运输机司机444618操作、爱护检修运输机7电

工111710爱护电器设备8泵

工11114保证支护供液9支

架

工333514移架、推溜10清

煤

工33309工作面清煤，洒水11端头爱护工444618端头爱护，移机头尾，落山角做挡墙12配

件

员11114看库及配件工具治理13办事材料员22治理工资、材料14送

饭

工11114负责本班送饭水15坑木

坑代11治理坑木和单体柱16地面配液工11负责配乳化液17成本员11负责本队的成本治理18合计24242438110第二节作业循环本工作面生产班割一刀煤为一个正规循环（见附图17）。检修班检修设备，大型部件更换、设备检修按《煤矿安全规程》、《回采操作规程》中有关内容执行。第三节要紧技术经济指标要紧技术经济指标表（表15）序号项目参数1m1802m12073采高m2.44m0.65t／m31.376t337.37循环率％908日进度m4.89月进度m14410日产量t2698.411月产量t8095212工作面可采期天21213在册人数人14014出勤率％9015回采工效t／工21.416坑木消耗m3/104t1.517液压支柱用量根40018火药定额kg/104t/104t104t019雷管定额发/104t104t020截齿消耗个/104t104t5021油脂消耗kg/104t104t35022乳化液消耗kg/104t60023单位成本元/104t2100024煤层牌号WY325落装煤机械化程度％95第七章煤质治理一、煤质指标本煤层属于简单结构煤层，不含夹石，呈块状，以镜煤为主，其次暗煤、丝煤，属光亮型煤二、提升煤质措施1、降低灰分措施（1）工作面遇构造带或周期来压时，要加大顶板治理，减少流矸冒顶事故，大于30cm的矸石要破裂。（2）割煤过程中严禁割顶，煤厚超过1.5m时，严禁割底。（3）若遇到无炭柱时，必须采取放炮措施，以减少末煤中的灰分。2、降低水分措施（1）采煤机、煤仓口、各转载点、支架的喷雾和通风消尘洒水，全部使用喷雾装置，严禁用水管直截了当洒水。（2）工作面两巷积水必须用管路排向大巷，严禁用工作面皮带运（3）水冷设备严格做到机停水停，开机开水，并按照煤量、水流适当操纵流量。3、提升块炭措施（1）为了增加块炭的产量、提升块炭的质量，在各个转载点安装缓冲装置。（2）煤仓口安设缓冲装置；保证煤仓存量,做到既不拉空,也不满仓。4、提升操作人员的素养及回收率。浮煤清理洁净。5、清理洁净工作面杂物，大块矸石要在面溜机头处或其它转载点处捡出；清理出的脏杂物严禁进入煤流系统，同捡出的矸石一起扔进采空区或用矿车集中上井。6、工作面机头、尾10m范畴内严禁有杂物，所有杂物必须清理洁净，工作面内废旧配件必须及时转出，严禁乱堆、乱放。第八章安全技术措施第一节一样规定一、所有上岗人员必须严格执行《81102工作面回采作业规程》。严禁违章指挥、违章作业、违反劳动纪律。二、所有上岗人员都必须持证上岗，严格执行岗位责任制,现场交接班制、设备修理制、事故分析制、设备包机制、定期检查制。三、工作面回采工程质量和顶板治理，要按照《平舒公司生产质量标准化》的各项要求严格执行，做到动态达标、安全生产、文明生产。四、所有上岗人员上岗前都必须学习本规程,学习后人人签字并进行考试，不合格不得上岗。五、加大工作面综采设备的治理，要按照设备完好标准进行检修和保养,保证设备处于完好状态。六、所有综采设备的安全设施，都必须按照设备的自身安全使用要求进行安装调整,并保证完好可靠,正确使用,任何人不得以任何理由随意撤除,在生产过程中,发觉失灵赶忙更换，更换后再复原生产。七、为防止重大事故的发生,工作面的各监测系统、通风系统、防尘系统、通讯系统,应时时保证其完好,并坚持正常使用。八、人员经常跨过的过道溜和桥式转载机上方，要安装牢固的行人过桥。九、严禁人员进入运转的皮带输送机、桥式转载机和工作溜的上方作业；必须进入作业时，要停电锁开关挂牌，爱护好顶板与煤帮,并处理完隐患后方可进行。十、进入工作面内的所有人员应在支架人行道内行走，滚帮掉顶的大块煤矸要及时处理。十一、采煤队组技术人员要加大矿压观测工作,把握工作面顶板活动规律,进行来压预报,正确指导生产,工作面安装观测压力的压力表必须修理、保养好,不得遗失,损坏的要及时更换。第二节顶板治理一、煤壁片帮的顶板治理工作面煤壁发生片帮，空顶宽度超过0.3m时，及时伸梁爱护顶板,空顶超过0.9m时,要提早移架，前梁挤死煤帮；若空顶宽度仍超过0.4m时，加打带帽单体柱，木帽为1/2∮200mm×0.5m两开木。空顶长度超过3m时，用1/2∮200mm×3.0m两开木板梁，一梁许多于2柱支顺巷棚爱护。上板梁时，工作人员在前梁的爱护下由落山至煤帮方向逐排逐根进行。二、冒顶时的顶板治理发生冒顶且冒顶区域不大,伸出伸缩梁不能操纵顶板时在冒顶区顺工作面用1/2∮200mm×3m或2.4m木板梁，一梁许多于2柱支顺巷戗棚挤紧煤帮，而后移架,伸梁挑住顺巷棚梁；冒顶区域较大时，用1/2∮200mm×2m两开木支一梁两柱板梁垂直煤壁爱护，上部用破板井字型构盘严密，移架时前梁托住板梁，再逐架、逐根回收单体柱。作业注意事项：1、作业点距机组小于5m时，必须停电锁机组开关挂停电牌。2、发觉冒顶，第一停溜，以防冒顶区扩大。3、人员进入煤帮作业，第一闭锁机组和工作溜，必须在顶板稳固后进行，处理架间、煤帮活煤活矸,严格执行“敲帮咨询顶”制度,同时作业点前后5架支架不得动作，第一清理好安全退路，并设专人监护顶板，严禁空顶作业和多架同时作业。4、冒顶处理必须从两端向中间逐架进行。 5、工作面回风巷常备许多于两车破板,50根1.2m、2.4m和3m的两开木,10根4.2m一面平木梁，以及一定数量的柱帽。 6、处理冒顶时，严格执行《回采操作规程》第217—223条中相应的规定和阳煤生字[2001]333号文有关规定。两长一员至少一人现场和谐指挥，监视顶板，确保安全。三、两顺槽超高时超前及端头支护措施为了有效地操纵两端头及两顺槽超高处的顶板，特提以下措施：（一）支护方式：两顺槽及两端头超高处的顶板爱护，执行本规程中第四章规定，而且超高处棚梁同顶板间的高度要用罗架木来填充，必须构严背实，达到棚梁受力均衡。棚梁下一梁许多于三柱，支柱时要迎山有力、角度适中，底软要穿鞋。（二）支护方法：进回风顺槽巷道超高处，第一在单体柱够着的地点采纳倒挑棚的方法支护，棚梁使用∮22cm×4m一面平木梁，然而在单体柱够着棚梁的地点棚梁长度至少保持2m，其下面必须保证有两根单体柱，然后再在棚梁上垂直巷道支设两到三根合适长度的板梁（板梁的两端要用双股铅丝同顺槽的锚杆固定，并要插入两帮20cm）方可在上面用罗架木接顶严实然后在罗架木下棚梁下补支单体柱，以后采纳支设倒挑棚、支罗架木的循环顺序进行支护，直至支完超高处为止。（三）安全注意事项：1、高处作业人员要站在专制凳子上或搭建的稳固平台上并拴保险带，防止人员坠下。凳子、平台要固定牢靠,保险带与作业人员和帮锚杆、锚索固定结实。严禁使用不合格的保险装置。2、所有爱护范畴内的单体柱必须按规定拴系防倒绳，严禁使用失效、漏液的单体柱，发觉失效、漏液的单体柱必须及时更换同样规格的单体柱，大梁要用铁丝与顶板金属网或钢带捆绑牢固，支撑罗架木的板梁或罗架木之间相互拴住，以免发生意外。3、严禁人员站在工作地点下方和从下方通过，并在作业区10m两侧设专人戒备。人员在高处作业前，瓦检工必须现场检查超高处的瓦斯积聚情形和其它有害气体及风量情形，严禁瓦斯和有害气体超限作业4、每班专人巡回检查进回风的支护情形、发觉咨询题及时处理，确保支护安全可靠。5、其它未提之处、严格执行《煤矿安全规程》、《煤矿工人技术操作规程》和《回采操作规程》中的有关规定。四、机头、机尾开帮措施进风受挤变形、进回风顺槽不直或工作溜前后窜动，导致不能够保证正常生产时，必须对机头机尾煤柱侧进行开帮，为使开帮安全顺利，特提此措施：（一）开帮1、开帮工作在检修班进行，第一拧掉开帮范畴内的帮锚杆螺丝，取下托板将网撩起。当顶板破裂、煤层松软时可采纳风镐和镐刨；当顶板完好、煤层较硬时可采纳放炮。用风煤钻打眼，双人操作，和谐配合。2、开帮后高度不得低于1.8m，机头机尾至煤柱距离净宽不小于0.70m，每次超前开帮长度不超过5m。3、开帮放炮时，炮眼深度不得小于0.60m。封泥时，必须使用水炮泥、其余部分用粘土炮泥封满封实，并严格按照《煤矿安全规程》第329条有关规定执行；遇瞎炮时，按《煤矿安全规程》第342条有关规定执行。4、放炮后，人工清理洁净，最后将网放下；如果网不够，必须联网同帮锚杆固定且把锚杆折向煤帮。（二）顶板爱护1、开帮放炮前，第一紧贴开帮侧支一趟顺巷抬棚。同时按照两端头压力的大小对两端头10m范畴内的顶板加大支护，补支一趟或两趟顺巷抬棚。单趟抬棚对接支设，相邻的两趟抬棚必须保证交错一半支设。在确认无咨询题和保证安全的前提下能够放炮。2、开帮后，及时紧贴开帮煤壁侧戗支一趟顺巷棚，棚与棚间距0.30m。开帮放炮后，若开帮长度不够一根大梁时，采纳单体帽柱临时爱护顶板，且每平方米不得少于一根帽柱。棚支好后，必须用板木进行盘帮。将浮煤清理洁净。3、所有支护一梁许多于三柱且支柱平均，支柱时要迎山有力，角度适中，柱要拴防倒绳，单趟抬棚对接支设，相邻抬棚相互交错一半支设。（三）安全注意事项1、机头开帮前，必须把工作溜、桥转机开关锁住，并挂停电牌。开帮人职员作前后，严格执行“敲帮咨询顶”制度，处理各种隐患后作业；机头或机尾三架支架不得动作，如需动作，告知工作人员离开后再操作。2、放炮前，用两开木、金属网和双层皮带掩盖炮区及其邻近10m范畴内的管路、线路、通风设施（风筒、探头）、综采设备、照明等，对其严加爱护，以防崩坏；放炮前，由工长和安全员放炮员认真检查确认无咨询题后方可放炮。炮区邻近的电缆不得带电放炮、液管不得带压放炮，炮后检查无咨询题后方可送电、送液。3、放炮时，严格执行“一炮三检”制、“三人联锁”放炮制和“放炮撤人设戒备”制度，机头尾开帮放炮时,人员要撤至距放炮地点75m外。由工长派专人在所有通往炮区的地点设戒备，戒备人员在安全地点戒备。机组与炮区的距离不得小于20m；放顶与装药不能平行作业。打眼、装药时，炮眼数、装药量由工长和放炮员按照现场情形可进行适当调整，由工长进行和谐指挥，安全员现场监督。作业地点前后20m范畴内瓦斯浓度超过规定时严禁放炮。4、其它未提之处，严格执行《煤矿安全规程》、《回采操作规程》中有关规定。五、工作面初采措施（一）工作面所有设备安装完毕后，开始带负荷联合试运转，对设备进行整体调试，确认无咨询题后开始进行试生产。工作面在试生产前严格按综采工作面的验收标准进行完善,必须达到验收标准方可试生产。（二）采煤机开始割煤前，必须回收煤帮的托板、金属网和清净机道内的杂物，否则不能开机割煤。拆托板时由上向下，并及时处理掉活煤活矸，严格执行“敲帮咨询顶”制度。有滚帮或空顶时必须支设可靠的临时支护护顶。（三）只有在超前爱护、端头支护和落山爱护治理符合要求后方可开机割煤；在通过切巷期间，采煤机司机要站在机身落山一侧掩体处的