同地永財坡煤業有限公司 8301綜采工作面作業規程第一章 概 況第一節 工作面位置及井上下關系表1-1工作面位置及井上下關系表煤層名稱3#層水平名稱+1040采區名稱8301采區工作面名稱8301地面標高(m)1290-1314工作面標高(m)1024.81040地面位置8301工作面地面多為旱地，在礦界內基本無建筑物和民房。井下位置及 四 鄰采掘情況8301工作面西面有采空區，并與5301、2301工作面相接，南面為實體煤，東面為采區邊界。回采對地面設施影響回采對地面設施無影響。走向長(m)820傾向長(m)160面積(m2)131200第二節 煤 層表1-2 煤層情況表煤層情況煤層總厚(m)06.22煤層結構(m)煤層傾角(度)近水平3.55簡單穩定本工作面煤層屬于侏羅紀大同組3#層煤，煤層平均厚度3.55m，煤層賦存較穩定，煤層傾角平緩，與下部5#層層間距10.01-70.17m,平均為48.04m。煤質情況為低灰分、低硫分、高熱值優質動力煤第三節煤 層 頂 底 板表1-3煤層頂底板情況表頂板名稱巖石名稱厚度（m）巖 性 特 征老 頂粗砂巖7m以上灰白色粗砂巖，上部含有少量礫巖，成分為石英，長石為主。直接頂含啥粗砂巖1灰白色粗砂巖，上部含有大小不等小礫巖，成分為石英，長石為主。偽頂粉砂巖0-0.2灰黑色，層里發育極易垮落直接底粉砂巖3灰褐色，致密成塊狀，性較脆。老 底（附圖1:130101工作面地層綜合柱狀圖）第四節 地 質 構 造1、工作面地質構造比較簡單。2、本工作面所采掘的3#煤層為侏羅系大同組煤層，工作面內有六個落差1.8-3.0m的小斷層，無其它地質構造。3、回采時需要注意頂、底板變化及淋01水情況。第五節水 文 地 質11、本盤區由于地形所致，3#層有采空區，隨著煤層的開采，采空區積水現象將增多，對下覆煤層開采影響將最大，為此，對采空區積水要堅持長期監測，全面掌握采空區積水情況。本區域巖溶發育，含水層總厚度約20m，局部有強含水層段，滲透系數0.03-10.1md。2、回采前必須進行探放水工作，堅持“有采必探，先治后采”的原則。3、水文情況（1）根據掘進資料分析，該區域水文地質條件簡單，在掘進揭露各含水層和遇地質構造時，可能出現淋水現象，對正常回采影響較小。（2）涌水量情況。預計最大涌水量為0.56m3min，正常涌水量為0.28m3min。4、完善礦井排水系統，按煤礦安全規程要求配備相應的45KW水泵和排水管路，預防突發水害的搶險工作，確保能正常排水。第六節影響回采的其它因素 表1-5 影響回采的其它地質情況瓦 斯絕對瓦斯涌出量2.78m3/min煤 塵最低巖粉用量36.88% 具有爆炸性煤的自燃自燃發火期為6個月地 溫正常地 壓正常第七節 儲量及服務年限一、 儲量塊段號走向長(m)傾斜長(m)面 積(m) 2煤厚(m)容重(t/m3)工業儲量(t)回采率(%)可采儲量(t)8201601312003.551.360548895%575213參數選取：1、 容重：以地質報告，結合化驗結果取1.3 t/m3。2、 面積：計算機讀取。3、 厚度：取實際平均煤厚。二、工作面服務年限停采線大巷保護煤柱400m（工作面外部受斷層影響不可采），本工作面8301運輸順槽790m，回風順槽820m，設計可采走向長度410m，傾斜長度160m，實際可采儲量為： Q=L L1 M R 95式中：Q實際可采儲量，tL實際可采長度，mL1傾斜長度，mM工作面采高，mR煤容重，t/m3Q =4101603.551.30.95287606T可采期 =工作面實際可采長度/月設計推進進度=410/（0.8625）3.4月第二章 采煤方法一、采煤方法的選擇根據煤層的賦存條件以及工作面設備選型情況， 確定本工作面采用單一長壁后退式采煤方法，由東向西傾向開采。頂板采用全部垮落法輔助人工強制放頂管理頂板。二、采高的確定根據所選液壓支架的支撐高度、工作面煤層厚度以及采煤機的最大采高等主要因素綜合考慮，根據煤層實際賦存狀況，平均采高3.55m。三、循環進度的確定工作面8301運輸順槽長790m，回風順槽820m，設計可采走向長度410m，傾斜長度為160m。采煤機最大截深0.8m，考慮到工作面地質構造情況及設備的配套情況，確定循環進度為0.8m。第一節 巷道布置一、采區設計、工作面巷道布置概況本工作面位于3#層8301采區。工作面采用雙巷布置，其中一條運輸順槽,一條回風順槽。二、本工作面為雙巷布置，切巷與兩順槽垂直，順槽沿東西方向布置，工作面切巷沿南北方向布置。8301運輸順槽為運煤、進風順槽，8301回風順槽為運料、回風順槽。1、巷道規格及支護方式： (1)、8301運輸順槽支護方式為錨網索聯合支護；頂板采用182200 mm螺紋鋼、錨桿排間距9001000mm和15.24mm4200mm錨索、排間距為15003000mm。聯合支護，兩幫采用181700mm高分子樹脂錨桿并掛高分子樹脂網。斷面為矩形寬高=4.32.5m。(2)、8301回風順槽支護方式為錨網索聯合支護；頂板采用182200 mm螺紋鋼、錨桿排間距9001000mm和15.24mm4200mm錨索、排間距為15003000mm。聯合支護，兩幫采用181700mm高分子樹脂錨桿并掛高分子樹脂網。斷面為矩形寬高=3.52.5m。 (3)、切眼頂板永久支護采用錨桿、錨索、鋼梁、鋼帶及金屬網聯合支護。錨桿規格為 18mm2000mm螺紋鋼，排間距800900mm。錨索規格為 15.24mm6000mm鋼絞線，排間距16001300mm。斷面為矩形，巷道規格：寬高=6.52.5m。2、順槽掘進頂底板情況本工作面兩順槽沿3#層底板掘進。三、其它巷道1、回風繞道位于8301回風順槽距風門10m處，長30m，寬3.5m，高2.5m，用于工作面回風順槽與集中回風巷的聯接通道。第二節 采 煤 工 藝一、采煤工藝該工作面選用MG500/1180-WD雙滾筒采煤機割煤，采用傾斜長壁后退式采煤方法，采高3.55m，截深為0.8m，循環進度為0.8m。1、 生產工藝過程：采煤機由運輸機頭（尾）斜切進刀割實煤移架移溜。2、 具體工藝如下：(1) 割煤、裝煤工作面割煤采用端部斜切進刀雙向割煤，斜切進刀段長度為30m，進刀深度0.8m。進刀后，割透端頭煤壁，把尾部溜子推出，使得刮板運輸機彎曲段大于18m后，進刀，通過18m彎曲段至30m處，使得采煤機達到正常截割深度，按要求推移刮板運輸機至平直狀態。然后向尾部割煤、移架，割透煤壁，將2個滾筒的上下位置調換，機組開始由溜尾向溜頭方向正常割煤，進入正常割煤狀態，滾筒割下的煤通過滾筒旋轉甩至工運機上運走。當機組割到尾時，斜切進刀方式與溜頭相同。正常情況下，機組前滾筒（前進方向的滾筒）割頂煤，后滾筒割底煤，依靠后滾筒轉動自動裝煤，剩余的煤由鏟煤板自動裝入前運輸機。機組割煤要嚴格控制好采高、頂煤、底煤。必須割平且不留底煤，將煤壁割成直線。(2) 移架 本工作面支架操作方式為手動單架依次順序式操作，采用及時支護方式，隨著采煤機割煤及時順序移架追機作業， 移溜后及時移架。在頂板完整、壓力小的情況下，移架滯后采煤機后滾筒46架，在頂板破碎、壓力大的情況下，移架滯后采煤機前滾筒12架，進行超前移架，若移架速度趕不上采煤機運行時，必須降低采煤機速度或停機移架。支架初撐力為25.5Mpa。作業中，移架降柱時，支架頂梁與頂板保持150200mm距離，不得太大，移架后，支架端面距不得大于340mm，升柱時，必須保證支架與頂板接觸嚴密，達到初撐力。(3) 推溜工作面推移刮板運輸機距采煤機后滾筒不小于15m，保證刮板運輸機彎曲段長度不小于18m，嚴禁刮板運輸機出現急彎，彎曲段最大不超過3。推溜要在刮板運輸機正常運轉中進行，保持彎曲段圓滑，移溜子要保持一條直線。（4）移溜頭、溜尾當機組割通溜頭或溜尾實煤，前、后滾筒退至距溜頭或溜尾30m后，方可進行移頭或移尾工作，必要時用回柱絞車配合端頭支架推移千斤頂將溜頭、溜尾前移，使用回柱絞車拉溜頭時，必須停止工運機運行。（附圖3：采煤機斜切進刀示意圖）二、工作面正規循環生產能力1、循環產量W=LShc式中：W工作面正規循環生產能力，t； L工作面平均長度，m； S工作面循環進尺，m； H工作面設計采高，m； 煤的容重t/m3 ,取1.3；c工作面采出率，95%。 W=1600.83.551.395%561（t/循環）2、日生產能力W1= WN=5616=3366T式中：N日正規循環次數，刀；第三節 設 備 配 置一、 工作面設備布置表編號設備名稱型號功率數量備注8301工作面采煤機MG500/1180-WD1臺掩護式支架ZZ9200/24/5088架ZZG12000/24/506架刮板輸送機SGZ1000/14001部8301運輸順槽轉載機SZZ-1000/3751部皮帶輸送機DSJ100/40/2551部自移機尾ZY27001部破碎機PCM2501臺回柱絞車JM-202臺照明綜保ZBZ-4.01臺移變KBSGZY-2000/10/33002臺移變KBSGZY-1250/10/11401臺乳化液泵BRW400/3152臺1箱噴霧泵BPW315/122臺1箱真空磁力起動器QJZ-260/1140/42臺QBZ-120/660(380)2臺QFZ-30/6601臺8301回風順槽回柱絞車JM-201臺調度絞車JD-2.51臺？三、主要機電設備技術特征1、采煤機 ：型 號：MG500/1180-WD 采 高：3.05.0m滾筒直徑：1800 mm截 深：0.63 m滾筒轉速：34.84 r/min搖臂長度：2062.9 mm牽引速度：0-7.2812m/min總裝機功率：600 Kw機面高度：1437.5mm電 壓：1140 V降塵方式：內、外噴霧最大臥底量：380 搖臂擺角：29.5-11.5機身總長：(搖臂平直，兩滾筒中心距):9.37m2、液壓支架：型 號：ZZS5600/14/28 初 撐 力：4810KN工作阻力： 5600KN 支撐高度：1.42.8m立柱行程：1400（675+725）mm 支護強度：0.730.98Mpa支架重量：173003、工作面刮板運輸機：型 號：SGZ1000/1400運 輸 量：2200 t/h鏈 速：1.3m/s 傳動方式：圓錐圓柱齒輪三級減速電機功率：2700 kw 電 壓：3300 V4、順槽轉載機：型 號：SZZ-1000/375 運 輸 量：2500 t/h鏈 速：1.3 m/s 傳動方式：圓錐圓柱齒輪三級減速電機功率：375kw 電 壓：1140 V5、皮帶機：型 號：DSJ100/40/255 帶 寬：1000mm帶 速： 3m/s 電 壓 ：660V功 率：255KW 生產能力 ：2500t/h6、乳化液泵：型 號：BRW400/315 流 量：400L/min壓 力：31.5MPa 功 率：125 KW重 量：3000kg 電 壓：1140 V (附圖4：130101工作面設備布置圖)？第三章 頂 板 管 理第一節 支 護 設 計一、支架選型1、本工作面來壓強度值估算為（采用8倍采高法）：P = 9.81 M r K 式中：M工作面采高，3.55m； r頂板巖石容重,2.5 T/m3； K工作面支架應該支護的上覆巖層厚度與采高之比，8。 P = 9.813.552.58 = 696.51(KN/m2)2、支護密度N=支架數量/支護面積=94（1605.69）=0.103架/m23、支護強度=支護密度工作阻力 =0.1039200 =947.6KN/m2 根據以上計算可知：工作面最大平均支護強度為947.6KN/m2。工作面合理支護強度為696.51 KN/m2 。支架額定支護強度大于頂板來壓強度，故支架能滿足安全支護要求，選用ZZ9200/24/50型支架可以維護工作面頂板。本工作面傾斜長度160米，工作面布置94架液壓支架，中心距1.75米。頭、尾布置過渡支架3架。4、工作面支架初撐力：工作面在開采過程中，泵站壓力為31.5MPa，支架初撐力為25.5 MPa，不得小于泵站壓力的80%。二、巷道頂板壓力估算因8301運輸順槽巷寬4.3m，8301回風順槽巷3.5m，故以8301運輸順槽進行估算:Q=L4/3r(A/2)2/f=404/32.5(4.3/2) 2/7=88t式中：Q巷道頂板壓力，t； L巷道超前支護長度，40m；r頂板巖石容重，取2.5t/m3；A巷道跨度，4.3m；F巖石堅固系數，取7。超前支護40m范圍內巷道頂板壓力為66t，超前支護使用DW31.5型液壓單體柱支護，液壓單體柱工作阻力為35t，按估算巷道應支單體柱數88/35=1.89根，所以8301運輸順槽超前支護90根，回風順槽超前支護120根，頭、尾端頭各支4根，滿足支護要求。三、選擇合理的支護材料工作面選用ZZS9200/24/50型液壓支架支護，端頭選用ZZG12000/24/50型液壓支架支護，8301運輸順槽超前支護采用DW31.5-350/110X型單體柱配1.0m鉸接頂梁進行走向支護，傾向架圓木剎頂，一梁一柱，超前支護長度30m。8301回風順槽超前支護采用DW31.5-350/110X型單體柱配1.0m鉸接頂梁進行走向支護，傾向架圓木剎頂，一梁一柱，超前支護長度40m。若遇到壓力過大或頂板破碎區域傾向架11#工字鋼。三、乳化液泵站1、泵站型號：BRW400/31.5型數 量：兩臺（其中一臺使用，一臺備用）2、泵站設備位置：位于8301運輸順槽靠工作面側軌道上的串車中。3、使用規定：嚴格執行“誰停泵，誰開泵”制度，泵站壓力必須保持3031.5MPa。乳化液配制必須使用自動配比器，必須使用折射儀檢查配比濃度使其達到規定值35。第二節 頂 板 管 理一、頂板管理本工作面采用94架ZZS9200/24/28型支撐掩護式支架，采用及時支護，自然垮落法輔以人工強制放頂的方法處理采空區，最小控頂距5.09米，最大控頂距5.69米，端面距0.34米。二、放頂工作1、初次放頂（1）初次放頂步距的確定初次放頂步距計算公式：Lmax=HC式中：Lmax直接頂初次跨落步距，單位（米）H直接頂冒落高度，單位（米） C直接頂分層影響系數，取C=1 f巖石的抗拉強度粉砂巖取140t/m2 P單位面積上的巖層載荷t/m2冒落高度H=M/K-1式中：工作面采高取3.55mK采空區矸石碎脹系數取1.3H=3.55/(1.3-1)=11.8mP=Hd (d巖層容重取2.6T/m2)P=11.82.6=30.68T/m2 則：Lmax=11.81 13.858.30.68/1402=35.4m根據計算和經驗類比分析，確定8301工作面初次放頂步距為35.4m。（2）炮眼布置A、當工作面老塘區懸頂距達到35.4m時，工作面停止割煤，由綜采隊在工作面布置初次放頂炮孔（運輸順槽5個，回風順槽5個），詳見放頂安全技術措施。（附圖5：放頂炮孔布置圖）B、要求長孔裝藥不少于7Kg，短孔裝藥不少于5 Kg，其余部分均用水炮泥和黃土充填，并在孔外留有0.5米的空穴，炸藥使用高威力炸藥，安全導爆索導爆，啟爆時，要領取瞬發電雷管和硝銨炸藥，裝配后與導爆索捆綁填入炮孔，封泥后啟爆。裝藥時采用正向裝藥。C、啟爆時，每組炮孔、雷管、腳線均要求串聯，并一次啟爆。（3）初次放頂炮孔布置完畢后，工作面向前推進，炮孔距支架切頂線1.21.5m時，開始放頂作業。初次放頂時，每班都要有安全管理小組人員跟班指揮，檢查初次放頂措施的執行情況，發現問題及時處理。初次放頂前由隊長通知有關部門參加，初次放頂時工作面支護數量、質量必須保證100。只有在初次放頂安全管理小組確認為古塘頂板冒落高度達到采高的1.5倍時，工作面方可進行正常回采。（4）放頂要求為保證放頂效果，工作面兩順槽內的錨桿托板及錨索在進入放頂線前必須拆除，具體規定為端頭裸露的錨桿和錨索在進入切頂線前拆除，進入支架的托板、錨索在進入前探梁前拆除。若頂板破碎，壓力增大的情況下可以不拆。初次放頂后，要求在古塘側頂板拉開34m的槽，頂板的冒落高度普遍大于采高的2倍以上，以破壞古塘頂板的完整性。（5）放頂作業開始前，必須對放炮地點進行瓦斯檢查，如爆破地點20米范圍內瓦斯濃度達到1%時，嚴禁放炮。通風區必須制定專門措施，采取措施，確認無任何隱患方可放炮作業。2、循環放頂初次放頂完成后，隨工作面推進，循環放頂眼布置在皮帶、回風兩順槽頂板上，循環放頂步距15m。當炮孔距切頂線1.21.5米時，進行放炮作業。3、局部放頂工作面在正常開采當中，落三角懸板不得超過510m2，工作面懸板不得超過210m2，否則，工作面必須停止推進，進行局部放頂作業后，方可恢復正常生產。4、放頂方法工作面初次放頂要求從工作面老塘區懸頂距達到35.4m開始放頂。循環放頂采用自然冒落與人工強制放頂的方法進行。放頂工作由礦綜采隊采用ZYJ280/150型鉆機在上下兩巷提前打深孔、裝藥。綜采隊在工作面推進到將頂眼讓到古塘距切頂線1米處進行聯線啟爆，以破斷工作面古塘懸板在兩巷煤柱支撐處的整體性和連續性。 5、放頂組織放頂工作由綜采隊執行，在警戒線處布控，監督進入工作面的所有人員，放頂后，由瓦斯員、安監員、放頂領導組成員，詳細檢查放炮地點及工作面的安全情況，發現問題及時處理。第三節 運輸巷、回風巷及超前、端頭頂板管理一、 工作面運輸巷、回風巷的頂板管理1、8301運輸順槽支護方式為錨網索聯合支護；頂板采用182200 mm螺紋鋼、錨桿排間距9001000mm和15.24mm4200mm錨索、排間距為15003000mm。聯合支護，兩幫采用181700mm高分子樹脂錨桿并掛高分子樹脂網。斷面為矩形寬高=4.32.5m。2、8301回風順槽支護方式為錨網索聯合支護；頂板采用182200 mm螺紋鋼、錨桿排間距9001000mm和15.24mm4200mm錨索、排間距為15003000mm。聯合支護，兩幫采用181700mm高分子樹脂錨桿并掛高分子樹脂網。斷面為矩形寬高=3.52.5m。3、兩順槽超前支護（1）8301運輸順槽: 使用采用DW31.5-350/110X型單體柱配1.0m鉸接頂梁進行走向支護，傾向架圓木剎頂，一梁一柱，超前支護長度30m。支柱防倒、鋼梁防掉裝置齊全有效，初撐力為11.5Mpa。從工作面煤壁起30m范圍內支設，共支設90根，柱距、排距見超前支護圖。若遇到壓力過大或頂板破碎區域傾向架11#工字鋼。（2）8301回風順槽: 使用采用DW31.5-350/110X型單體柱配1.0m鉸接頂梁進行走向支護，傾向架圓木剎頂，一梁一柱，超前支護長度40m。支柱防倒、鋼梁防掉裝置齊全有效，初撐力為11.5Mpa。從工作面煤壁起40m范圍內支設，共支設120根，柱距、排距見超前支護圖。若遇到壓力過大或頂板破碎區域傾向架11#工字鋼。二、工作面安全出口的管理及要求1、端頭支護工作面頭、尾端頭分別支設液壓單體柱，單體柱分別與支架前后柱對齊，柱距1.0m，排距0.7m，端頭小于0.7m不支護，0.7m1.0m支設一根，1.0m1.5m支設兩根，大于1.5米可適當增大排距或增加一排單體柱。支護防倒、防墜齊全有效，并掛尼龍網遮擋，掛嚴禁入內明示牌，避免人員誤入古塘。工作面兩順槽的安全出口必須經常保持暢通無阻，嚴禁堆放任何設備或雜物。當煤機距頭或尾20m，停止采煤機將超前首柱回去，首柱回去后，單體柱距工作面不能大于1.2m。工作面必須按實際支護材料數量的20準備備用支護材料,并在運料巷碼放整齊。2、端頭支柱防倒、鋼梁防墜裝置必須齊全有效，支柱支到實底，并做到迎山有力，縱橫成線，偏差小于10CM，初撐力為11.5Mpa。當端頭頂板嚴重破碎時，由本班上崗干部根據現場情況增加支護。3、所有單體支柱三用閥方向一致，閥端指向古塘。4、工作面安全出口的要求：工作面安全出口每班必須設專人清理維護,行人道寬度不小于0.7m，支護齊全，安全暢通且不影響通風行人。5、超前支護不能提前回收，每循環只回收一個循環距離的單體支柱。每巷最多兩根，靠煤柱側超前單體支柱在進入切頂線前進行回收。6、端頭支架前移與回端頭單體液壓支柱嚴禁平行作業，應先回出單體液壓支柱再進行端頭支架前移作業。回單體液壓支柱必須在機組割通頭尾前20米后回出。7、不得使用失效的單體支柱。8、單體支柱防倒、鋼梁防掉裝置的使用要求（1）單體支柱防倒裝置安裝在柱體統一位置，整齊成線。支柱卸載時，先將支柱防倒裝置固定盒上的緊固螺栓松開，然后將防倒桿抽出，卸柱后人工抬出工作面。升柱后，將防倒桿插入固定盒用螺栓緊固好，即完成支柱作業。（2）鋼梁防墜裝置統一安裝在單體支柱的柱頭處。支柱卸載時，先將鋼梁防墜裝置松開，取下防墜裝置，然后卸支柱。支柱時，先將支柱升緊，然后緊固防墜裝置。三、支護材料的使用數量和備用材料的存放管理1、工作面端頭、超前使用的單體柱規格為DW31.5-350/110X型260根， 1.0m鉸接頂梁260根，3.0m半圓木40根，3.6m半圓木30根。2、工作面備用材料：道木200根， 3.0m半圓木10根，3.0m半圓木10根，整齊碼放在距工作面200m范圍內的回風巷內，備用DW31.5-350/110X型單體支柱40根，1.0m鉸接頂梁40根。整齊碼放在距工作面100m范圍內的運料巷中。3、備用支護材料必須整齊碼放在運料巷內，不得影響通風，行人、運料。隨著工作面的推進，備用支護材料應及時前移，并掛有標志牌，標明備用支護材料的數量規格。4、備用支護材料僅作為工作面有異常情況時使用，不得另做它用。(附圖6：130101工作面、運輸巷、回風巷及朝前、端頭支護示意圖)第四節 礦 壓 觀 測一、觀測對象1、分析頂板活動規律來壓狀況2、分析支架與圍巖的相互作用狀態，調整該支架對本工作面及類似條件下的適應能力。二、觀測內容支架初撐力、支架工作阻力、片幫深度、工作面頂板、采空區頂板冒落狀況。三、礦壓觀測使用儀器1、礦用YHY-60型數字壓力計2、礦用活動測量尺，鋼直尺，鋼卷尺四、觀測點設置沿工作面方向，安裝礦用數字壓力計，所有94個支架每架安裝1塊數字測壓儀，對工作面進行頂板動態連續監測。五、礦壓觀測要求及數據處理礦壓觀測由隊組負責實施，從開始回采起，分班連續觀測工作面礦壓基本參數，并分析整理觀測數據，預報礦壓情況。1、工作面壓力表的安裝、數據的采集、壓力表的正常運轉，由生產隊組統一負責并按時上報技術部。當班支架工應隨時觀測測壓儀的運行情況，保證初撐力必須達到泵站壓力的80%。2、礦壓監測工將數字采集器及時交回礦壓組，經過適配器，由計算機數據分析，打印出支架工作阻力數據曲線，填寫礦壓日報表。3、在礦壓分析中，應有礦壓組長，技術部部長，采煤副總簽寫整改措施，并能及時反饋到隊。4、由隊技術員根據日報表及壓力曲線圖，每班向干部工人貫徹，以便采取預防措施并能處理問題。第四章 生 產 系 統第一節 運 輸一、運輸設備運煤設備：SGZ-1000/1400型刮板輸送機一部；SZZ-1000/375型轉載機一部；DSJ100/40/255型皮帶機一部。二、移溜方式移溜方式：采用支架的推移千斤頂以支架為支點推移工運機，當采煤機割煤時，距采煤機后滾筒1018米開始移溜，溜子彎曲段長度不得小于18米，禁止出現急彎。用回柱絞車配合支架推移千斤頂拉溜頭、溜尾。推溜工作除溜頭、溜尾在溜子停止運轉時移動。其余都必須在刮板輸送機運行中進行。拉順槽輸送機：工作面每推進3個循環，拉轉載機一次，機頭、機尾要固定好，轉載機保持平、直，運輸環境清潔。皮帶尾前移：每3個循環自移機尾一次，與拉轉載機同步進行。 三、運輸系統1、運煤：工作面煤由SGZ-1000/1400型刮板輸送機SZZ-1000/375型轉載機DSJ100/40/255型皮帶機集中運輸巷皮帶主煤倉主斜井地面煤場。2、運料：地面副斜井井底車場集中軌道巷8301回風順槽工作面。（附圖7：8301工作面運輸系統圖）第二節 一通三防與安全監控一、3#層8301綜采工作面風量計算采煤工作面實際需風量，應按工作面氣象條件、瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、人員等規定分別進行計算，然后取最大值。1、根據煤礦行業標準AQ10562008，關于煤礦通風能力核定標準和集團公司“一通三防”管理規定中回采工作面的配風要求，本工作面風量計算如下：（1）、按氣象條件計算：Qcf6070%VcfScfKchKcl式中：Qcf-采煤工作面需要風量，m3/minVcf-采煤工作面的風速，按采煤工作面進風流的溫度從表1中選取，m/s；Scf-采煤工作面的平均有效斷面積，按最大和最小控頂有效斷面的平均值計算，m2；Kch-采煤工作面采高調整系數，具體取值見表2；Kcl-采煤工作面長度調整系數，具體取值見表3；70%- 有效通風斷面系數；60- 為單位換算產生的系數。表4-1 采煤工作面進風流氣溫與對應風速采煤工作進風流氣溫采煤工作面風速（m.s-1）201.020231.01.523261.51.8表4-2 Kch-回采工作面采高調整系數采 高m2.02.02.52.5及放頂煤面系數(Kch)1.01.11.2表4-3 Kcl采煤工作面長度調整系數采煤工作面長度m長度風量調整系數kcl15800.80.9801201.01201501.1根據本工作面實際情況及配風標準規定，本工作面各系數取值如下表：表4-4 130101工作面各參數取值溫度Vcf采高mKch長度mKcl最大控頂距m最小控頂距m平均控頂距m 2013.551.11601.15.695.095.39Qcf6070%VcfS cfKchKcl 6070%13.555.391.11.21016.6（m3/min），取1017（m3/min）（2）、 按照瓦斯涌出量計算風量：Qcf125qcgKcg式中：Qcf采煤工作面實際需要風量，m3/min；qcg采煤工作面回風巷風流中平均瓦斯絕對涌出量，0.22m3/min；Kcg采煤工作面瓦斯涌出不均勻的備用風量系統，正常生產時連續觀測1個月，日最大絕對瓦斯涌出量和月平均日絕對瓦斯涌出量的比值，2.5；100按采煤工作面回風流中瓦斯濃度不應超過1%的換算系數。Qcf1000.222.555（m3/min）（3）、 按照二氧化碳涌出量計算：Qcf67qccKcc式中：Qcf采煤工作面實際需要風量，m3/min；qcc采煤工作面回風巷風流中平均二氧化碳絕對涌出量，m3/min；Kcc采煤工作面二氧化碳涌出不均勻的備用風量系統，正常生產時連續觀測1個月，日最大絕對CO2涌出量和月平均日絕對二氧化碳涌出量的比值，2.5；67按采煤工作面回風流中二氧化碳濃度不應超過1.5%的換算系數。Qcf670.152.525.125（m3/min）（4）、按炸藥量計算因該工作面為綜采采煤，因此該項不計算。（5）、按工作人員數量計算Qcf4Ncf式中：Ncf采煤工作面同時工作的最多人數，25人；4每人需風量，m3/minQcf425100（m3/min）（6）、按工作面溫度選擇適宜的風速進行計算：Qcf60VcfScf式中：Vcf采煤工作面適宜風速，取1m/s；Scf采煤工作面平均控頂距的斷面，5.39m2。Qcf6015.392.3743.82，取744m3/min3.2.1.7 按風速進行驗算 a）驗算最小風量Qcf600.25Scb Scb =Lcbhcf70%744600.255.693.550.7=212.09b）驗算最大風量Qcf604.0Scs Scs =LcsHcf70%1017604.05.093.550.7=3035.67式中：Scb采煤工作面最大控頂有效斷面積，m2；Lcb采煤工作面最大控頂距，5.69m；Hcf采煤工作面實際采高，3.55m；Scs采煤工作面最小控頂有效斷面積，m2；Lcs采煤工作面最小控頂距，5.09m；0.25采煤工作面允許的最小風速，m/s；70%有效通風斷面系數；4.0采煤工作面允許的最大風速，m/s；（8）、確定風量：根據上述計算取最大值得知：8301綜采工作面的實際需風量為1017m3/min。二、監測裝置的安裝監測監控設備由監控中心嚴格按煤礦安全規程和監控行業標準AQ1029-2007規定進行安裝穩設，在上隅角安裝一臺甲烷傳感器、一臺一氧化碳傳感器；在工作面安裝一臺甲烷傳感器和一臺氧氣傳感器；在回風巷安裝一臺甲烷傳感器、一臺一氧化碳傳感器、一臺溫度傳感器；在風門上安裝一組風門傳感器；在帶式輸送機下風側10m15m處安設一臺一氧化碳傳感器，一臺煙霧傳感器。上隅角傳感器安設在工作面切頂線與回風巷上幫的交匯處，甲烷傳感器的報警濃度為0.8%，斷電濃度為1.2%，復電濃度為0.8%；工作面的傳感器安設在回風流距工作面割煤線不大于10m處，甲烷傳感器的報警濃度為0.8%，斷電濃度為1.2%，復電濃度為0.8%；回風巷傳感器安設在距回風繞道口10-15米的回風流中，甲烷傳感器的報警濃度為0.8%，斷電濃度為0.8%，復電濃度為0.8%。甲烷傳感器的斷電范圍是工作面及回風中全部非本質安全型電氣設備。一氧化碳傳感器的報警濃度為24ppm，溫度傳感器的報警溫度為30度。各傳感器垂直懸掛在距頂不大于300毫米，距幫不小于200毫米處。斷電后必須將巷內所有人員撤至盤區大巷新鮮風流中，并在巷口設崗攔人，以防人員誤入，瓦斯傳感器必須垂直懸掛在距頂不大于300毫米，距幫不小于200毫米處的非風筒幫一側。3、8301工作面通風系統：新風：由副井、行人斜井集中軌道巷8301運輸順槽工作面 由主井集中運輸巷8301運輸順槽工作面乏風：工作面8301回風順槽回風繞道集中回風巷風井地面（附圖8：8301工作面通風系統圖）三、防治瓦斯（一）、瓦斯檢查嚴格執行瓦斯檢查制度，工作面必須配備專職瓦檢工，瓦檢工必須每班按規定要求對工作面頭、中、尾、上隅角、回風5個測點進行三次瓦斯檢查，堅持手拉手交接班，嚴格按煤礦安全規程規定執行。（二）、瓦斯監測1、安全監測儀器的安裝及維護由監控中心負責，看管由本隊負責。2、監測儀器：甲烷傳感器型號GJC4，CO傳感器型號GYH1000，溫度傳感器型號GWD50，煙霧傳感器型號GQL0.1，風門傳感器型號GFK30。 3、傳感器布置位置：在8301回風順槽布置三組傳感器。其中8301回風順槽工作面上隅角布置兩個移動傳感器（甲烷傳感器和CO傳感器）；8301回風順槽在距工作面煤壁不大于10米范圍內布置兩個移動傳感器（甲烷傳感器和氧氣傳感器）；距8301回風繞道1015米安設三個固定傳感器甲烷、溫度、CO傳感器）。懸掛要求，距頂板不大于300mm，距巷幫不小于200mm，監控線吊掛合乎標準。 4、監控中心對監測儀定期進行調試、校正，符合報警規定：工作面傳感器瓦斯報警點為0.8%，斷電點為1.2%，復電點0.8%。上隅角傳感器和回風傳感器瓦斯報警點0.8%，斷電點1.2%，復電點0.8%；斷電范圍為：工作面及其回風巷內全部非本質安全型電氣設備，發現問題及時解決。 5、信號電纜和電源電纜應分別整齊地吊掛在巷道兩側，若吊掛在同一側時信號電纜必須位于動力電纜上方0.1米的地方。 (附圖9：8301監控布置圖)四、綜合防塵系統（一）防塵管路系統8301運輸順槽內鋪設1趟2寸消防灑水管路，每隔50米支出一個三通，定期沖洗煤塵、灑水之用。8301回風順槽內鋪設1趟2寸消防灑水管路，每隔100米支出一個三通，定期沖洗巷道煤塵、灑水之用。 （二）防塵措施 1、采煤機必須有可靠的內外噴霧裝置，機組必須在灑水的情況下割煤，各轉載點必須設置噴霧灑水裝置，并堅持正常使用，內外噴霧同時使用時，外噴霧出口壓力不得小于1.5Mpa，內噴霧出口壓力不得小于2Mpa。 2、要每周至少沖洗巷道一次。機電設備上的煤塵，應保持班班清理，尤其是電氣設備，經常保持設備清潔，無煤塵積聚。 3、工作面支架間，設自動架間噴霧裝置，防止煤塵積聚，每架頂梁設一個噴嘴，噴嘴方向必須與風流方向逆向，移架時，噴霧灑水。8301回風順槽回風口安設一道捕塵網，捕塵網往里0.5米處安設一道水幕。 4、按照通風質量標準化，安設水幕的要求在兩順槽距巷口50米處各安設一道固定水幕，運料巷距工作面30米處安設一道移動水幕，皮帶巷距工作面150米處安設一道移動水幕，回風繞道口安設一道水幕，要求水幕霧化效果好，覆蓋整個斷面，且移動水幕與工作面煤壁始終保持30米和150米的距離。 5、機組司機、移架工、推溜工應佩戴防塵口罩。 6、煤層注水（1）注水方式：采用超前長鉆孔注水，即超前回采工作面開采時間20天左右從回風巷煤層走向打鉆孔注水。（2）鉆孔施工及鉆孔參數A、鉆孔施工：鉆孔的開孔位置距底板1米，而且大致平行于頂底板，打鉆孔時，根據鉆孔參數一覽表中鉆孔角度，先將鉆機放好，開鉆后在進入煤層10米左右，采用高轉速慢推進的方法進行鉆孔。B、鉆孔參數鉆孔長度：按下式計算：135-20115m鉆孔間距：按30米考慮，不過由于地質的復雜性，按實際情況而定，具體的鉆孔間距見鉆孔參數表。鉆孔直徑：42mm鉆孔注水量：Q= LBMRQ式中：Q-一個鉆孔的注水量，M3；K-備用系數，取1.5；L-鉆孔長度，115；S-鉆孔間距，30；M-煤層厚度，2.3；R-煤的容重， 1.3；Q煤體需注水水分含量，取0.04-0.0132M3/T故：Q=115302.31.3（4%-1.32%）206M3注水時間：由注水單位具體掌握。（3）封孔深度及封孔方法A、封孔深取1.7mB、封孔方法：采用3.5米長的管，封孔直徑：108mm（4）、注水效果及要求a、每一鉆孔在封好孔后即可進行煤層注水，要求按照注水時間不間斷地進行注水，直到煤壁掛汗。b、隨著工作面的推進，在工作面的煤壁上采取煤樣，分析水份，使水份增加率達4%以上。（5）、注意事項及安全措施a、每次開工前必須進行“四位一體”安全檢查，若發現隱患后要及時處理。確認無危險后，方可開工。b、打鉆孔時，上崗干部必須帶便攜儀，每班開工前，在施工地點吊掛便攜儀，以便隨時掌握煤壁前瓦斯濃度。c、回風巷風流中瓦斯濃度達到1%時，必須停止打眼。d、本規程在開工前由技術員貫徹一次，以后每周由隊長貫徹一次。e、燈房嚴禁發放失爆礦燈。f、安監站負責監督本措施的執行情況。g、其它未提及的嚴格按照煤礦安全規程中的有關規定執行。（三）、隔絕瓦斯煤塵爆炸措施按照通風質量標準化，吊掛隔爆水袋，吊掛標志牌，具體位置為兩順槽距巷口及工作面60200米之間，要求數量足夠，水量充足，吊掛整齊，合乎規范，如發現水袋損壞或水量不足，必須及時更換、充水。吊掛要求：吊鉤朝里，水槽間距1.5米，槽距0.15米，槽區長度30米。五、防治煤層自燃發火技術措施1、內因火源防治措施工作面的煤層厚度為3.55米左右，回采過程中工作面可能留有浮煤，為工作面古塘遺煤自燃造成隱患，對此采用阻化劑防止煤炭自燃。（1）、汽霧阻化原理設計采用的是機械霧化噴嘴，它具有噴霧量大、耐高壓、耐腐蝕等優點。噴嘴內部有切向槽及旋流室，液體經由切向槽進入旋流室，一邊旋轉，一邊流向旋流室的中心。切向槽進入旋流室時，液體的流速是比較低的，因此它具有的動能較小，但內能較高。隨著液體向旋流室的中心流動，它的內能減小，而動能增加，因而液體的旋轉速度增加。而當液體接近旋流中心時，它的內能到低于外部大氣壓。此時外部空氣就會被吸入噴嘴，在噴嘴中心產生一個氣體旋渦。由于液體具有了動能，同時還受到氣體旋渦的作用，所以在離開噴嘴的瞬時便成為汽霧。目前，撫順分院生產的霧化器有三種類型，即型、型、型，流量(霧化量)分別為0.3m3/h、0.4m3/h、0.5m3/h。選擇時主要依據采空區漏風的大小以及處理煤量等因素確定。130101綜采工作面目前選擇QWF-型霧化器為宜，其霧化量0.5m3/h，供液壓力為6MPa。 霧化率可達85以上。 霧化泵的選擇參數主要有兩個，即流量和壓力。流量以霧化器達到良好的霧化效果為準則，同時應考慮到沿程阻力損失等因素，一般應達到6MPa以上。（2）、汽霧阻化防火工藝 、設立霧化點： 設置三個固定霧化點。在工作面下隅角漏風通道入口設置一個霧化點，在工作面中間和上隅角各設一個霧化點。 設置五個臨時霧化點。沿工作面每隔10米設置五個臨時霧化點，每當支架之間出現明顯漏風通道，就可隨時在漏風通道入口設立臨時霧化點。 、阻化劑濃度及霧化量阻化劑濃度的確定以實驗室阻化率分析為依據，根據現有條件，選擇MgCI2(氯化鎂)溶液為阻化劑，濃度為 15。 噴霧量的大小與采空區丟煤量成正比。其計算公式如下： V=KADLHS/R 式中：V-日噴霧量，噸； R-霧化率，； k-噸煤用液量； D-實體煤容重； L-工作面長度； H-工作面采高； S-日進尺，米； A-丟煤率，； 、霧化防火系統的安裝及調試 噴霧泵站設立在回風巷內。自噴霧泵站出口至工作面下隅角，沿途布置25mm高壓膠管。沿回采工作面布置16mm高壓膠管,并且從下隅角開始每隔30米設一個三通， 直至上隅角。三通的另一接口應可以與16mm球閥相連接。自三通出口接高壓球閥，再連接15米長的16mm高壓膠管與霧化器相連接。當汽霧阻化防火系統安裝完畢后，應進行調試。在開泵調試之前，打開所有管路閥門,包括噴霧泵的進排水閥門，泄壓系統調節閥門。應該注意的是，此時不應安裝霧化器。啟動噴霧泵，清洗整個管路系統后，再安裝霧化器, 啟動噴霧泵，調節系統壓力6Mpa。（3）、汽霧阻化防火作業規程 1、噴霧泵站工作人員責任及注意事項 、負責配制阻化液。將氯化鎂放入儲液箱內，然后按比例