1、 第一章 概 况第一节 工作面位置及井上下关系表1-1 工作面位置及井上下关系地面标高（m）12111270井下标高(m)9961007地面的相对位置位于12111270范围，地面为植被覆盖，工作面中部是一走向为东西向的小水沟。回采对地面设施的影响工作面对应于地面无建筑物，对回采无影响。井下位置及与四邻关系1005工作面位于井田西部，北为井田边界煤柱，西为实体煤，东为1004回采工作面，南为总回风巷、轨道大巷、皮带大巷。走向长度m747.5倾斜长度m120面积m289700第二节 煤 层表12煤层情况表煤层厚度（m）6.43煤层结构9+10+11煤层倾角（）25开采煤层合并层煤 种肥煤稳定程度
2、稳定第三节 煤层顶底板表13煤层顶底板情况表顶底板名称岩石名称厚度特征基本顶K3灰岩、泥岩10.0m灰色、致密坚硬，贝壳状断口，裂隙发育，并充填有方解石脉直接顶K2灰岩12.7m灰色、致密坚硬，贝壳状断口，裂隙发育，性脆，含燧石结核及条带，局部地带中部及下部交薄层泥岩，含大量蜓科化石。伪顶无直接底泥岩5.33m黑色，质软，水平层理，含散装黄铁矿及结核，岩相变化大，局部相变为铝土岩或粉砂岩。附图11：综合柱状图第四节 地质构造本矿井田范围内影响开采的主要地质构造为断层，根据地测科提供的回采地质说明书，该工作面内无断层。第五节 水文地质一、 工作面涌水量正常涌水量4m/h，最大涌水量8m/h。二、
3、含水层本区域内1005工作面上覆岩层含水层，主要有山西组2上号煤层上部的砂岩含水层和太原组灰岩岩溶水含水层。山西组2上号煤层上部的中、粗粒砂岩，是2上、2下号煤的直接充水含水层，含水层富水性弱，对煤层开采影响较小；太原组灰岩岩溶含水层特别是9号煤层直接顶板K2灰岩含水层富水性弱-中等，对9、10+11号煤层开采影响较大。井田内奥灰水位739-740m， 10+11号煤层最低底板标高为920m，高于奥灰水位标高，所以奥灰水对煤层开采无影响。三、其他水源分析1005工作面上部有小窑，特别是2号煤层，埋藏浅，基本被老、小窑采空，现均关闭或自然坍塌，井筒、井口均已无法查清，其采空区可能存有大量积水。对
4、下层煤层开采是极大的威胁。工作面进行回采前进行探放水。第六节 影响回采的其他因素一、影响回采的其他地质情况表1-5 影响回采的其他地质情况表瓦斯瓦斯相对涌出量4.43m3/t，绝对涌出量1.03m3minCO2CO2相对涌出量12.5m3/t，绝对涌出量2.9m3min煤尘爆炸性爆炸指数煤的自燃倾向性煤的自燃发火期12个月地温危害根据以前开采情况，无明显地温危害注：表15资料来自本矿矿井地质报告二、冲击地压和应力集中区该采区未曾出现冲击地压，预计应力集中区位于回风顺槽。三、地质部门的建议1、本工作面上覆2#层小窑采空区有积水，开采前必须进行疏放，编制详细的探放水方案及措施。2、若与断裂构造，要
5、加强顶板管理。3、要加强对柳沟煤矿及上覆小窑的监控，发现情况及时向矿领导汇报。第七节 储量及服务年限 1、工业储量工作面走向777m，实际可采走向长度733m，工作面倾斜长度平均120m，密度1.4t/m3, 则工业储量为：Q工=实际走向长倾斜长度煤层厚度煤层密度=7331206.431.4=791816t其中9#煤层储量为7331201.01.3=114348t。2、可采储量：Qk=79181693%=736389t二、服务年限工作面服务年限=可采储量日产量=736389985.82=747日=24.9个月 第二章 采煤方法 第一节 巷道布置1005工作面设计为综采放顶煤工作面。1005运输
6、顺槽为机轨合一巷道，运煤和进风、进料，长度为888m，与皮带运输大巷联通，断面为矩形，锚索锚杆金属网支护。1005回风顺槽，与轨道大巷联通，长度为804m，巷内钉600轨距轨道，断面为矩形，锚索锚杆金属网支护。切眼长度120m，切眼支护：为矩形断面，断面规格为62.2m，锚杆锚索金属网混合支护，锚杆间距为1.2m，排距1.2m，锚索布置两端头各6排，间距2.4m，排距2.5m。1005回风顺槽与1004运输顺槽隔离煤柱为20m；1005运输顺槽与1006回风顺槽隔离煤柱为20m。第二节 采煤工艺一、采煤方法根据煤层赋存条件及1004回采工作面回采经验，本工作面采用单一走向长壁后退式综合机械化低
7、位放顶煤采煤法，自然垮落法管理采空区顶板。工作面采用双向割煤，从头尾斜切进刀，往返一次割两刀。工作面由切眼向大巷巷道方向推进，1005工作面采到距总回风巷40m处停采。二、采高： 根据所选的支架支护高度和采煤机采高等因素，确定工作面机采高度为2.2m。三、循环进度由于机组最大截深630，考虑到放顶煤步距及顶煤回收率等因素，采用边割边放工艺，确定循环进度为0.6m，每1.2m将所有顶煤全部放完。 四、回采工艺本工作面采用双向割煤工艺，从头尾斜切进刀割三角煤，采煤机往返一次割二刀煤。其工艺流程为：尾部斜切进刀采煤机向头部割煤移架推前刮板运输机放顶煤拉后刮板输送机头部斜切进刀采煤机向尾部割煤移架推前
8、运输机放顶煤拉后运输机，如此循环。1、割煤方式 工作面采用双向割煤工作方式，截深0.6m。采煤机在工作面头尾分别采用割三角煤斜切进刀方式，即当采煤机将溜头煤壁割通后，滚筒下降割底煤，退出距刮板机头30m之外停机，然后将采煤机退出段的刮板输送机,全部顶入煤壁，刮板输送机成一条直线,采煤机右滚筒再次升起向头部割煤，将溜头煤壁割通后，采煤机开始向尾方向割煤，左滚筒在上，右滚筒在下，当采煤机割到尾时斜切割煤方式与头部相同。采煤机沿底割煤，采煤机司机必须控制好采高。2、层位控制：工作面必须严格沿11#煤底板回采。当工作面两巷道有起伏时，在回采时要及时调整飘刹角度，使工作面层位控制合理。如因掘进时巷道留底
9、煤或破底板时，要根据现场实际情况，使留底煤或破底板现象控制在最小范围内。遇断层时，可根据其产状确定其上下盘留底煤和破顶底板范围。3、 移支架方式工作面采用及时支护方式支护顶板，移架随采煤机行走顺序移架，移动步距为0.6m。在采煤机正常割煤的情况下，滞后采煤机后滚筒不小于15m进行移架；当顶板破碎时，移架滞后采煤机前滚筒3m，并带压擦顶移架，移架时降架高度不得超过200mm。工作面随采煤机顺序擦顶带压移架，移架过程中应采取防倒防滑措施，防止移架期间挤架、咬架、倒架，要保持支架垂直煤壁及运输机。移架工艺工作面支架的移设是由采煤机的割煤位置控制的。即在采煤机正常割煤的情况下，滞后采煤机后滚筒不小于1
10、5m进行移架。下行割煤时采用自上而下分组分段追机移架，即移架人员追到采煤机后，开始自下而上移架，移至上方已完成移架移溜段时，再自上而下推溜下行至追机移架处，移架工继续追机自下而上移架，如此往复施工。上行割煤时自下而上追机移架，移架下方及时自下而上推溜。为了防止支架下滑，移架时先移下端头第3架支架，然后移第1架，最后移第2架，其余支架按顺序自下而上逐架移设。其移架的程序是：降支架立柱以运输机为支点，用移架千斤顶移架0.6m的距离升起支架立柱，并在升柱手把位置保持35秒,使支架达到额定的初撑力。移架质量要求必须严格按移架安全操作规程进行移架。 为保证拉架时不致将运输机后拉，在移架时，应将邻架的推移
11、千斤顶手把打在推溜位置。当煤壁片帮或顶板碎破时，应在采煤机前滚筒割煤后及时移架护顶。移架时，必须使工作面支架保持成一条直线，其直线误差在50mm以内。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。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。采煤机割煤后，要及时移架，顶板正常情况下不小于15；顶板破碎时，随割煤随跟煤机移架,防止长时间空顶。工作面出现冒顶时，要及时用木料接顶，并支好支架。4、推前刮板输送机推前刮板输送机：滞后采煤机后滚筒15m，追机分段移前刮板输送机，推前刮板输送机不得出现急转弯，弯曲段长度不得小于20m。推移前刮板运输机要在运
12、输机运转中进行。移进度为0.6m，运输机推移后，水平弯曲度不超过3度，垂直弯曲度不超过2度。5、拉后刮板输送机：拉后刮板输送机不得出现急转弯，弯曲段长度不得小于20m。拉后刮板运输机要在运输机运转中进行。移进度为0.6m，运输机拉移后，水平弯曲度不超过3度，垂直弯曲度不超过2度。6、移机头、机尾当采煤机割通机头或机尾退出30m停机后，才可进行移机头或移机尾工作，移机头或移机尾要停止运输机运转。7、放顶煤当工作面回采30m时开始放顶煤。放顶煤靠自然跨落放煤，工作面采用边割边放顶煤的作业方式，放煤的循环进度为0.6m。随机进行放煤顺序为，从头部4、5、6支架的顺序进行放煤或从尾部77#、78#、7
13、9#。放煤时，放煤工可根据刮板输送机上的煤量适当控制放煤量，将支架放煤摆梁收回，顶煤就会自动流入后刮板输送机，若发现矸石落入时停止放煤。五、回采工艺要求： 1、割煤：沿顶底板双向割煤，往返一次进两刀，煤机速度要适宜，且保证顶底板平整，煤壁齐直，不得随意割底或留伞檐，割煤高度控制在2.20.1m，斜切进刀长度不小于20m。（当割煤机割至回风顺槽割不透时，采用爆破方式落煤，爆破落煤工艺以及安全技术措施另行补充。）2、移架：采用及时移架支护方式，移架滞后采煤机后滚筒35架，追机作业，移架步距0.6m。若顶板破碎或片帮时，能移超前架的提前移超前架，不能移超前架的必须及时打出支架伸缩梁或用单体配合半圆木
14、打插梁管理，并在煤机前滚筒割煤后，追机带压擦顶移架，必要时停机移架。支架要移成直线，并要达到初撑力要求，移架和煤机割煤步距要一致，支架要移足、升足劲，接顶要严实。67#支架用回柱绞车拉着随工作面推进而前进。正常移架操作顺序为：a：收回伸缩梁、侧帮板；b：降柱使顶梁略离顶板；c：当支架可移动时，立即停止降柱，使支架移至规定步距（0.6m）；d：调架使推移千斤顶与刮板输送机保持垂直，支架不歪斜，中心线符合规定，全工作面支架排成直线；e：升柱同时调整平衡千斤顶，使顶梁与顶板严密接触约35秒，以保证达到初撑力（24Mpa）；f：伸出伸缩梁，顶住煤壁，伸出侧护板使其紧靠下方支架；g：将各操作手把扳到“零
15、”位。3、推前溜：随移架后顺序推溜，严禁相向操作，滞后移架510m，弯曲段长度不小于15m，且要均匀过渡，推移步距0.6m，并保持平、直、稳。4、放顶煤：放煤工艺：采用 “一刀一放”，顺序放煤。放煤操作：收回插板，操作尾梁千斤顶使尾梁收到适当位置，保证顶煤落入后溜中，可反复多次伸收尾梁，使大炭破碎，放煤结束后，升起尾梁，伸出插板，对后部进行遮掩。放煤管理：a固定两个专职放煤工，一人操作放煤，另一人旁边观察放煤情况；b放煤时注意溜煤中的矸石涌出情况，见矸石多时，立即停止放煤，同时操作方向把手；c放煤工必须站在安全的地点操作，不得将机组尾梁同时收回；d后部溜司机要注意观察煤溜的电机负荷，及时发出“
16、停溜”、“放”信号，防止后溜断链或开不动；e加强现场管理，最大限度提高顶煤回收率；f如果顶煤不易放下，则要放慢割煤速度和移架速度，连续升降支架，使顶煤与直接顶离层破碎垮落。5、 拉后溜：拉后溜在放完煤后滞后1015m进行拉移。拉后溜时先拉后溜机头，并依次由机头向机尾拉移。溜子弯曲长度不小于15m,拉移步距为0.6 m，拉移要到位，拉移后溜子应保持平直。严禁由两头向中部或由中部向两头拉移后溜，后溜停止运转时不得拉后溜。6、清理：工作面前部溜子推过之后，要将支架底座前方、架间、电缆槽的浮煤清理干净。后溜前方如堆煤较多，影响放煤视线，要人工用铲子将其铲入后溜中运出。为提高资源回收率，在支架底座后部至
17、前溜之间，浮煤平均厚度不超过30mm。六、放煤要求：1、 放煤必须由专职放煤工操作，放煤工应加强责任心，在灰份指标允许的条件下，将煤放干净，确保回采率达到要求。放煤不能漏架不放，顶煤要放干净，严禁随意丢失顶煤。加强顶煤的回收，提高回采率。2、放煤时，若遇大块煤不易放出，可反复伸缩插板，并上下摆动尾梁使顶煤充分冒落、煤块破碎后放出。3、要加强煤质管理工作，严禁大块矸石混入，放煤时注意观察煤流情况，遇到矸石急剧增加时要及时停止放煤，将插板打出，尾梁摆起。放煤含矸率不得超过灰分要求。放完煤后，相邻支架的尾梁要齐平，高度适宜，插板伸出，起挡矸作用。4、煤机司机和放煤工应严格控制割煤和放煤的速度，确保运
18、输煤量均衡，设备运转正常。5、运输顺槽利用端头支架进行放煤，放煤由转载机直接运输。6、工作面放煤后，相邻支架的尾梁在同一平面内。支架尾梁距后部溜子高度300mm。注意事项：（1）放顶煤时不得一次将摆梁收回最大角度，且放煤过程中要相互配合，尽量不让或少让顶煤流入刮板输送机之外。（2）当有大块煤影响放煤时，则反复动作放煤摆梁，使大块煤破碎，当发现矸石时要及时将摆梁伸出，防止矸石混入煤中。七、循环产量及日产量1、割煤产量：1202.20.61.495%=210.67（t）2、放煤产量：1203.50.61.480%=282.24（t）3、循环产量：210.67+282.24=492.91t4、工作面
19、日产量：492.912=985.82t第三节 设备配备工作面设备配备见表2-1表2-1 工作面设备配备表序号设备名称型号单位数量使用地点1采煤机MGTY150/375W台1工作面2前运输机SGZ630/220台1工作面3后运输机SGZ630/400台1工作面4转载机SZB730/75台1运输顺槽5破碎机IGH-75台1运输顺槽6可伸缩皮带运输机DSJ80237台2运输顺槽7乳化液泵BRW20031.5台1运输顺槽8喷雾泵BPW3156.3台1运输顺槽9端头支架ZZTF7400/16/27架1工作面10过渡支架ZFG3200/16/25架6工作面11中部支架ZF3200/16/25架74工作面1
20、2单体液压支柱DZ28-31.5/100根100顺槽、端头13慢速绞车JHMB-12台2两顺槽第三章 顶 板 管 理第一节 支护设计一、支护设备选型验算 1、根据岩石容重法公式qz=kdM/（KP-1）r，计算所需液压支架动载支护强度。qz=kdM/（KP-1）r =2.07.43（2.0-1）2.5 =71.25KN/ （71.25KN/=71250N/=0.07MPa）动载系数kd,该煤层基本顶为K3灰岩，属级老顶，取2.5t/m3。冒落矸石碎胀系数KP，K2灰岩坚硬岩石，其碎胀系数取2.0。采厚M为7.43m支架工作阻力 P=qz （LKLD）B =71.25（0.34.9）1.5 =5
21、55.75KN2、根据断裂角计算放顶煤支架支护强度qz=k（1h12H）H=（Lh1/tan）tan =（5.25.23/tan90）tan65 =10.432.14 =22.32mqz=2.0（1.45.232.522.32） =126.244KN/工作阻力P= qz（LKLD）B/s =126.244（5.24.9）1.5/98 =1974.34KN 式中 H-支架有直接影响的岩层厚度（m）； L-有效控顶距（m）；h1-顶煤厚度（m）；-顶煤断裂角（）；一般为70120-顶板断裂角（）；一般为60651-顶煤的容重；2-顶板岩石的容重；qz-支架的动载支护强度KN/；k-动载备用系数，该
22、煤层老顶为K3灰岩，属级老顶（1.5-2.0），取2.0；P-支架的工作阻力（KN）；LK-控顶距（m）；LD -顶梁长度（m）；B-支架中心距（m）；s-支架的支护效率。 经以上计算，工作面液压支架的应大于1974.34KN。工作面液压支架选ZF3200/16/25轻型放顶煤支架。二、工作面选用支架技术说明书如下：中部支架的主要技术参数：支架型号： ZF3200/16/25支架中心距：1.5m支架初撑力：P=2849KN支架工作阻力：P=3200KN支架操作方式：本架对底板的比压：1.53Mpa支护强度：0.54 0.59 Mpa移架步距：0.6m泵站压力：28Mpa经比较，支架工作阻力32
23、00KN煤层顶板动载压力1974.34KN，故工作面支架能满足支护要求。乳化液泵站：乳化液泵站选用BRW315/31.5型，两泵一箱。泵站布置在运输顺槽。第二节 工作面顶板管理一、工作面支护1005工作面共安装ZF3200/16/25型中部支架共74架， 过渡支架ZFG3200/16/25共6架, 端头支架ZZTF7400/16/27型2架。工作面最大端面距0.3m，最小端面距0.15m。 工作面最大控顶距=梁长截深最大端面距 =4.30.60.3=5.2m工作面最小控顶距=梁长截深m =4.30.3=4.6m工作面采用全部垮落法管理顶板。二、工作面上、下端头支护工作面上、下端头支护采用ZZT
24、F7400/16/27型中置式端头支架支护，中部支架通过过度支架与端头支架连接。上端头支架外侧，采用“”型梁配合单体液压支柱支护，一梁三柱，单体液压支柱初撑力不得小于90KN。柱型：DZ28-31.5/100型单体液压支柱，型钢梁长2.6m，关门柱支设与切顶线对齐，柱距不大于0.5m，并挂网，挂牌标明“采空区，严禁人员进入”。三、特殊时期的顶板控制1、工作面基本顶初次来压和周期来压期间，保证初撑力符合标准，并加强来压的预测预报。2、加强上、下端头顶板管理， 运输、回风顺槽所有单体支柱初撑力不得小于90KN，回柱前提前打好掩护棚提高支护质量，特别注意在来压期间，要保证上下端头支架的良好支护状态，
25、确保整体支护强度，预防冒顶。3、本面经过断层时，必须加强过断层回采时的顶板管理工作。在顶板破碎的地段,为了有效地防止顶板冒落、控制煤壁片帮,应采取及时拉超前架的方法维护顶板。 第三节 运输顺槽、回风顺槽超前支护及端头顶板管理一、工作面运输顺槽、回风顺槽的顶板管理在开采过程中，对两巷进行超前支护，支护采用单体液压支柱型钢梁，型梁沿巷道走向布置且垂直于巷道走向，梁与梁间距为0.6m,单体柱排距为1.2m ,一梁三柱，以不影响设备移动、运送材料。两巷超前支护随工作面推进而前移。超前支护长度不小于20m，共支设型梁33根，单体液压支柱99根。柱型：DZ28-31.5/100型单体液压支柱，型钢梁长3.
26、0m。端头支架外侧剩余暴露顶板，采用型梁配合单体液压支柱“四对八梁”形式进行支护，柱距不得小于0.7m。二、支护质量标准1、单体液压支柱间距均匀且成直线，其偏差不得超过50mm，帮顶要确保支护完整，方可作业。2、支柱支到实底,单体液压支柱初撑力不小于9OkN。3、在用单体液压支柱、铰接顶梁完好，无外观缺损，单体支柱不漏液、不自动卸载，顶梁铰接率达到100%。顶顶梁与顶板接触不平处，用木料穿实垫平,并保持平直。4、所有单体液压支柱三用阀放液口朝老塘方向，支柱手把体方向一致，朝向回风顺槽外侧。5、两巷的支撑高度不得低于1.8m，行人道宽度不得小于0.7m，单体支柱活柱行程不得小于200mm；超前支
27、护范围内严禁堆放闲置设备及杂物。6、防倒防坠：端头和超前支护的单体支柱，架好后要及时用钢性防倒装置拴齐拴牢，防倒装置高度不低于单体液压支柱支护高度的1/2。顶梁要上好防坠装置，跟单体柱连在一起。三、安全出口的管理1、超前20m范围内每班设专人进行清理维护，巷道支护完好无失效，无自降支柱，并上好防倒链和防坠链，无片帮、无浮矸浮煤堆积，严禁堆放任何闲置费旧物品和设备。闲置费旧物品要及时出井，备品备件和不能及时出井的费旧物品和设备要堆放在1005两巷距工作面100m处的人行道另一侧，顶板完整，无片帮并码放整齐，留名挂牌，设专人管理，不得影响行人，运料，通风，人行侧净宽度不得小于0.7m。 两巷高度不
28、得小于1.8m。2、备用支柱的存放地点和管理办法，为了更好地维护两巷顶板，在两巷，距工作面100m处巷道内存放备用单体支柱60根和型梁30根。备用柱要码放整齐并立标志牌，标明数量和规格，并且不得影响通风运料行人，随工作面推进而向外倒运。 第四节 矿压观测一、工作面矿压观测1、矿压观测的目的（1）掌握工作面顶板在工作面正常回采过程中的顶板活动规律、来压特征。（2） 掌握工作面超前支承压力影响范围及应力集中系数，确定超前支护距离及方式。（3）了解巷道受采动影响情况，评价巷道支护效果。（4）掌握支架阻力变化规律，评价支架适应性，为以后综采工作面支架参数确定提供依据。（5）评估工作面工艺及工作面设备配
29、套合理性，为以后综采工作面设备配套提供依据。掌握工作面顶板来压规律。2、矿压观测的内容与方法支架阻力测量沿工作面方向按“三区五线”布置，加大对工作面支架和顶板观测力度，确保回采的顺利进行。即分别将YHY-60B综采压力记录仪安装在8#、24#、40#、56#、72#架上，每条测线上安装一块表即前柱、后柱，对工作面“五线”的压力进行在线观测。工作面最后一个架71#的进液管安装一个压力表，监测液压系统的末端压力。其余每架安装YHY-60A型数字压力计，进行液压支架的支护阻力监测，确保支架的初撑力。每小班收集一次数据，由队组技术员负责记录。观测数据用于分析工作面支架阻力变化规律及顶板来压规律，评价支
30、架适应性，为以后综采工作面支架参数确定提供依据。超前支护的巷道观测：运输、回风顺槽的超前支护要求每班观测压力一次，由队组技术员负责观测记录。二、观测制度1、工作面坚持使用顶板压力测试仪和压力表，定期采集数据，并及时整理分析，及时掌握顶板压力变化情况，根据分析的结果来指导安全生产，确保回采工作安全顺利进行。2、回采工作面老顶初次来压和周期来压是造成工作面设备损坏和人身伤亡事故的主要原因。每班监测压力，并确切掌握支柱增阻情况，及时分析顶板来压情况；正常回采期间每班监测一次，及时准确地判断来压的前兆信息，并采取相应的措施；工作面过异常区、过地质构造带等特殊情况时每班要根据实际情况对工作面矿压进行及时
31、观测确保初撑力符合标准，保证支架对顶板能够起到良好的支护状态。3、观测人员对被观测工作面一旦发生压力异常、顶板下沉速度过大等，有可能发生危险时，有权要求现场工作人员停止一切工作，撤到安全地点，并及时汇报。对支护质量不符合作业规程要求的，有权要求现场工作人员立即纠正。4、现场工作人员必须同观测人员密切配合，并保护好观测仪器、仪表，观测人员加强对仪器、仪表的保护和修理，保证仪器、仪表的准确性。5、技术员负责观测数据的整理、分析工作，矿压观测定期进行分析,每月将矿压分析总结报总工处审签，及时将分析结果上报生产技术部归档，对发现的异常情况要及时反馈给综采队队长；各班应根据反馈处理表，对存在的问题及时整
32、改，并及时调整生产工艺。6、监控工作必须按公司有关文件要求执行，观测数据必须真实、可靠。建立全员、全过程、全方位的“三全”质量保证体系，确保监控工作落实到位。管理人员必须亲自抽测、组织现场整改，严把质量关。发现问题及时整改，排除隐患。第四章 生 产 系 统第一节 运 输一、运输设备及运输方式（一）运煤设备转载方式工作面采用两台刮板输送机（前运输机SGZ630/220，后运输机SGZ630/400），分别运输采煤机截割的煤和架后的放顶煤；经过转载机SZB-730/75到1005运输顺槽的皮带（SPJ-800）再到皮带运输大巷的皮带（STJ-800）。（二）运料设备1、运煤路线工作面（前运输机SG
33、Z630/220，后运输机SGZ630/400）1005运输顺槽（SPJ-800）皮带运输大巷（STJ-800）主井煤仓主斜井皮带（DSJ-80/230）地面2、运料路线提升车辆采用牵引MF0.75型矿车及MP3-6型材料车。运输线路：地面（JTP-1.2型矿用提升绞车）副斜井轨道运输大巷（JD-25、JD-11.4型调度绞车）1005回风顺槽（JD-11.4型调度绞车）工作面3、行人路线（1）、回风顺槽：地面副斜井轨道运输大巷1005回风顺槽工作面（2）、运输顺槽：地面主斜井皮带运输大巷1005运输顺槽工作面第二节 一通三防与安全监控一、通风系统（一）风量计算1、按工作时工作面最多人数计算：
34、Q 采= 4n = 456 = 224 m/min4-每人每分钟呼吸风量4 m/minn-采煤工作面同时工作最多人数2、按气温劳动气候条件计算：Q=60VSKV根据厚煤层工作面适宜风速取1.0m/s；S工作面平均断面积，（5.24.6）/22.2=10.78；K综放工作面支架断面及工作面长短的调整系数，取1.0；Q =601.010.781.0 =646.8m3/min3、按CH4涌出量计算：Q采=100qKQ采同上q工作面平均瓦斯绝对涌出量1，42m/minK工作面瓦斯涌出不平均的备用风量系数，取1.6。Q采=1001.421.6=227.2m/min4、按风速验算按以上因素计算风量，取最大
35、值做为Q采值，即综采需风量为646.8m/min验算：工作面最大控顶距5.2m，工作面最小控顶距4.6m，工作面风量774.4m/min按最低风速验算，工作面的最小风量Q0.25（5.22.2）60=171,6m/min按最高风速验算，工作面的最大小风量Q4.0（5.22.2）60=2745.6m/min所以按最低风速0.25 m/s及最高风速4 m/s验算，171.6646.82745.6，适合配风要求，即0.25 m/sV4 m/s。所以综采工作面配风量为646.8m/min。(二) 通风路线 新鲜风: 主斜井-皮带运输大巷-1005运输顺槽-工作面 污 风: 工作面-1005回风顺槽10
36、05回风绕道总回风 -回风斜井-地面二、瓦斯防治（一）、瓦斯检查1、本工作面要特别注意预防因放顶煤后上隅角形成的顶板冒落空洞中瓦斯聚集，此处要严格瓦斯管理，减少或降低瓦斯浓度。2、瓦斯员要持证上岗，携带的瓦斯仪要完好，灵敏可靠，上隅角在端尾支架的掩护梁位置处采取气样检测，检测人员操作时要注意自己的安全，防止顶帮掉落煤块伤人。 3、瓦斯员对检查地点的气体浓度、空气温度、测定数据要定点准确检测，认真填写瓦斯手册、牌板，严格执行瓦斯检查制度。必须做到无空班、漏检、假检，并执行现场交接班制度。重点加强工作面上隅角的瓦斯监测，做到随时检查。4、工作面当班跟班队长、班长、安检员、电工、采煤机司机必须配带完
37、好的瓦斯报警仪，随时进行瓦斯检测。（二）、瓦斯监测安全监控设计：1、监控设备矿井装备KJ70N-F监控系统，工作面安装三台瓦斯传感器和一台一氧化碳传感器。所有数据实时传输到工作面监控分站，通过分站传输到地面中心站，所有控制指令由中心站进行设置，监控分站和控制器执行，所有断电执行结果通过馈电反馈器反馈到监控分站，再传输到地面中心站。2、监控设备的安装位置1、在该面运输顺槽动力电总开关的电源侧安装分站电源1台；2、在控制该面运输顺槽动力电总开关上安装馈电反馈器KD。3、在采区变电所控制该面运输顺槽高压高爆开关上安装断电仪C1。4、在该面上隅角距老塘侧充填带不大于800mm，距巷帮200800mm，
38、距顶板不大于300mm处安装瓦斯传感器一台。5、在该面回风顺槽距工作面上出口10m之内的范围内安装瓦斯传感器、氧气传感器、束管检测。6、在该面回风顺槽距回风口1015m范围内安装瓦斯传感器一台及一氧化碳传感器、温度传感器各一台。7、甲烷传感器必须垂直悬挂在支护良好无滴水的巷道顶板下不大300mm处，且距巷帮不少于200mm，并挂牌管理。报警瓦斯浓度：T00.8% T10.8% T20.8%断电瓦斯浓度： T01.2% T11.2% T21.2%Tco24ppm时报警。复电瓦斯浓度：T0、T10.8%, T20.8%断电范围：T0、T2均控制工作面及运输顺槽内全部非本质安全型电器设备。T1控制工
39、作面及其进运输顺槽内全部非本质安全型电器设备。附图5：工作面安全监控系统示意图三、综合防尘系统（一）防尘系统： 地面200m蓄水池4吋管道回风斜井4吋管道轨道运输大巷4吋管道1005运输、回风顺槽2.5吋管道工作面1、工作面运输顺槽、回风顺槽各敷设一趟防尘管路，管路敷设平直、牢固。距工作面煤帮不大于20m，运输顺槽每隔50m、回风顺槽100m设一组有阀门的三通支管，顺槽两端头分别设置全断面净化水幕。2、保持距工作面煤帮3050m范围外设置两道全断面净化水幕，间距510m，灵敏可靠，使用正常。3、该工作面两道防尘管路同综合防尘管路系统连接。（二）防尘措施1、降低工作面浮尘（1）采煤机捕尘措施：工
40、作面的MGTY150/375W 采煤机外喷雾与内喷雾装置，必须要求雾化程度要好，做到喷头无堵塞及短缺现象，要加强管理，每天检查维护一次。割煤时先开水后割煤。（2）液压放顶煤支架每十架靠尾梁及顶梁处安装喷雾装置，放煤割煤时打开喷雾，进行降尘。（3）在运输顺槽各转载点安设喷雾装置，作业时进行喷雾，消除飞扬浮尘，降低进入工作面风流中的含尘量。2、定期（2-3天）冲洗巷道煤尘，注意保护好电器设备。工作面放煤割煤前后洒水降尘一次。3、搞好个体防护工作，采煤机司机、移架工、放煤工等工作人员都佩带好防尘口罩。（三）隔绝瓦斯煤尘爆炸措施根据煤矿安全规程及部标“MT157-87煤矿用隔爆水槽、隔爆水袋通用技术条
41、件”的规定，主要隔爆棚不得小于400 L /，辅助隔爆棚不得小于200 L /，该工作面两顺槽均为3.52.6=9.1，采用40L水袋，即需要2009.140=45个水袋。运输顺槽、回风顺槽各安设一组不少于45个（40L/个）水槽，其布置方式为集中悬挂式，每排3个，排拒1.2水棚，总长度20m，保持距工作面煤帮100m，水槽盛满清水。应每周至少检查一次工作面各转载点及两巷道的煤尘，并定期冲洗降尘。同时对隔爆设施安装的地点、数量、安装质量是否符合要求进行全面细致的检查。四、防止煤层自燃发火计划措施1、本工作面放煤高度平均3.5m，煤层易自然发火，在工作面回采过程中，要加快采煤速度，少丢煤，提高煤
42、炭回收率，停产及时封闭采空区的方法进行，防止煤炭自燃。防火措施在第七章第四节中叙述。2、工作面出现一氧化碳气体时要立即查明原因并汇报有关部门采取措施进行处理，否则不准生产。3、有发火预兆时通知灭火主管部门必须查明原因，采取相应措施，其设计方案及安全技术措施由通风区制定并落实。第三节 供水、排水一、设备选型该工作面回采期间主要危害是工作面上覆岩（煤）层水，受采动影响，上层水通过断层等裂隙渗透到工作面，导致工作面出现局部淋渗水增大。根据矿井地质报告资料显示，2#煤层存在老空水，因此临时顺槽水仓排水设备选型为：3台水泵，一台5.5KW水泵（30m3/h）工作，另一台5.5KW（30 m3/h）的水泵备用，一台检修。在运输顺槽设备列车前后15m处各安设一台B85-452水泵，在回风顺槽距工作面50m处安设一台B85-452水泵作为应急水泵，并敷设4吋管道至采区水仓，以防发生突发性透水事故。工作面的运输、回风顺槽的低洼处分别挖设32.01.5m临时水池，回采前运输顺槽配备1台（并备用一台）BQS30/32-5.5/N型污水污物潜水泵，回风顺槽配备1台（并备用一台）BQS30/32-5.5/N型污水污物潜水泵。当临时水池积水时,用潜水泵将积水通过2.5吋排水管排入采区水仓。二、供水、排水线
