9103綜采工作面作業(yè)規(guī)程

1、第一章概況1 -第一節(jié)工作面位置及井上下關系 -1 -第二節(jié)煤層-每三節(jié)煤層頂?shù)装?彈四節(jié) 地質構造 -3!五節(jié)水文地質-第六節(jié) 影響回采的其它因素-睇七節(jié)儲量及服務年限-睇二章 采煤方法和回采工藝-梯一節(jié) 巷道布置-置二節(jié)采煤工藝-第三節(jié)設備配置-1碗三章頂板控制-1第一節(jié)支護設計-1郎二節(jié) 工作面頂板管理-2睇三節(jié)運輸巷、回風巷及端頭頂板管理-23第四節(jié)礦壓觀測-2第四章生產(chǎn)系統(tǒng)-2第一節(jié)運輸-2第二節(jié)通三防”及安全監(jiān)控-2三節(jié)供電系統(tǒng)-45m節(jié)供、排水-58系統(tǒng)-57 -第五節(jié)通信照明-第五章 勞動組織和主要技術經(jīng)濟指標 -58-第一節(jié)勞動組織 -5睇二節(jié)循環(huán)作業(yè) -5痹三節(jié)主要技術經(jīng)濟

2、指標-6悌六章煤質管理 -6第七章安全技術措施-6第一節(jié)一般規(guī)定 -6第二節(jié) 頂板管理-6第三節(jié)防治水-6第四節(jié)乙通三防”及安全監(jiān)控 -69第五節(jié) 運輸-7於六節(jié)機電-7弗七節(jié)其他-86M章 災害應急措施及避災路線-8睇一節(jié)避災措施及路線-8睇二節(jié)六大避險系統(tǒng)-9S表-97 -第一章概況第一節(jié)工作面位置及井上下關系9103綜采放頂煤工作面位于我礦井田東部，北為我礦9104采空區(qū)，南臨我礦9102采空區(qū)，西接我礦軌道大巷東靠實體煤。因井田東北部風氧化帶影響，為提高資源采出率，該工作面設計為 力把型”。具體形狀、坐標及井上下關系見表1表1-1工作面位置及井上下關系水平名稱+932采區(qū)名林果區(qū)地面標

3、高S）+1M2T201+1171.5件卜標高+956 T0Q2+979地面的相對位置誄工作面地面憧置位于趙京莊煤曠廠業(yè)廣場東北部1092b柳林縣趙家莊村地段,無河流*湖泊、及Jt他建筑物,均為荒坡,溝型及耕地.回采對地面設施的影響回果后將引起地面下沉，地面范國無城路，忖莊、建一物.工作而仿置此相第奏系該匚作即傳上我獷井H陳部，北為找0 9HN采空巴 南臨我行 崛青果空區(qū),西轉找礦軌道大巷東糕實體煤.兩卷長度5）956.5 切眼氏度（加82/168而蛻（）151533第二節(jié)煤層一、煤層賦存情況本工作面所采煤層為石炭系上統(tǒng)太原組下段的9#煤，通過礦井地質報告和« 90萬t/a初步設計資料

4、 煤層賦存情況見表2。表1-2煤層賦存情況表1-2煤層賦存情況煤層厚度f加)41 555. 60煤層結構煤足幢角(, )2T2”平均厚度5.02T均角度(*):L «J開采煤層琳USM (f)2-3煤種焦煤穩(wěn)定程度程定煤層情況描述本1件面所采煤房為石炭系上統(tǒng)太原組F段的寸一.以建質暗亮煤及 統(tǒng)質煤花型為主.煤層結構簡單,層節(jié)理不發(fā)育.煤層定向 即,陵向 瑞， 煤層候用2T2-.平均為二,煤層厚餒為L 55-5.6麗,平均厚度為5.02m， 含IT層夾仔，結構較簡單*黑層檢定,就煤區(qū)可采.怦氏硬度 0T. 為中硬度厚煤層.”、煤質情況根據(jù)礦井地質報告資料，本工作面9#煤為特低灰-低灰、

5、中低硫-中硫分、 高熱值-特高熱之焦煤。9#煤層煤質分析見表3。表1-3 9#煤層煤質分析成果煤層厚度(加)4. 55-5. 60煤層給構簡單煤層傾角(0 )2-12"平均厚度(ltt)5. 02平均角度(0 )11第三節(jié)煤層頂?shù)装甯鶕?jù)礦井地質報告、90萬噸/年初步設計和補3鉆孔柱狀圖，本工 作面9#煤層其直接頂板為泥巖，厚度為3.90m，基本頂為中粒砂巖，平均厚度為 11.10m,巖石水平層理，節(jié)理和裂隙不發(fā)育，較穩(wěn)定，不易冒落。直接底為泥（砂質巖，厚度7.25m左右，基本底為細粒砂 巖厚度為 5.40m,水平層理、斜層理，節(jié)理、裂隙不發(fā)育，底板無底鼓現(xiàn)象。頂板泥巖抗壓強度 為14

6、.0-16.0MPa平均為15.2MPa ;抗拉強度 為0.4-0.5 MPa,平均為0.4MPa抗剪內(nèi) 摩擦角為30° 20®聚力系數(shù)為2.7。底板泥巖抗壓強度為10.0-10.8MPa，平均 10.3MPa ;抗拉強度 為0.3MPa抗剪內(nèi)摩擦角為27° 34#聚力系數(shù)為2.9。煤層頂 底板情況見表4表1-4煤層頂?shù)装迩闆r頂?shù)装迕Q巖石類別厚度特征頂板基本頂中粒沙巖11. 10lD淺灰色，以石英為主、 長石次之，分選磨圓差,泥 質肢結.厚層狀,具裂隙， 含云母碎片.直接頂泥巖3. 90m深灰色，塊狀，斷口平 坦具裂隙，含云母碎片底板道接底泥（砂質）巖7. 25

7、m深灰色，塊狀，斷口平 坦，具裂隙,及光滑擦痕. 含植物化石及煤盾,下部含 砂偵基本底細粒砂巖5. 40m淺灰色，以石英和石為 主.分選磨圓較迫,泥質膠 結.厚層狀，具裂隙，含云 母碎片附圖1:9103綜采放頂煤工作面煤層綜合柱狀圖第四節(jié)地質構造從掘進施工情況分析，9103綜采放頂煤工作面煤層頂板裂隙不發(fā)育，未發(fā)現(xiàn)有 斷層、陷落柱等其它構造現(xiàn)象，井田地質構造簡單。第五節(jié)水文地質根據(jù)水文地質類型劃分報告、90萬噸/年初步設計，本工作面水文 地質情況如下：一、含水層工作面主要含水層為頂板上覆碎屑巖夾碳酸鹽巖溶裂隙含水層組單位涌水量0.014-0.792L/s.m在回采過程中以滴、淋水的形式出現(xiàn)，具

8、充水形式主要受大氣降 水、季節(jié)性河流補給，富水性較弱。二、其它水源分析大氣降水和地表水年降水量為349.0-539.0mm，降水量主要集中在7/8/9月份，年平均蒸發(fā)量為 1711m，蒸發(fā)量遠大于降水量，屬于干旱地區(qū)。三、涌水量9103綜采放頂煤工作面正常涌水量約為 0.3m 3/h,最大涌水0.8m 3/h。第六節(jié) 影響回采的其它因素一、影響回采的其它地質情況1 .瓦斯根據(jù)山西樓俊礦業(yè)集團有限公司文件晉樓礦字 201693號文關于 山西樓俊 集團趙家莊煤礦有限公司2016年度瓦斯等級鑒定報告的批復：礦井瓦斯絕對涌出 量0.763/min;瓦斯相對涌出量0.66m 3/t,礦井屬瓦斯礦井。2

9、.煤塵根據(jù)我礦在井下9106綜采工作面取9#煤層煤樣于2017年2月17日送山西省 煤炭工業(yè)廳綜合測試中心進行爆炸性測試，測試結果:煤塵火焰長度200mm抑制煤 塵爆炸最低巖粉用量為75%,煤塵具有爆炸危險性。因此在本工作面各個生產(chǎn)環(huán)節(jié) 必須按規(guī)定灑水除塵，及時處理巷道煤壁上的浮塵，確保安全生產(chǎn)。3 .煤的自燃傾向性根據(jù)2017年2月17日山西省煤炭工業(yè)廳綜合測試中心對 9#煤層自燃傾向鑒 定結果:煤的吸氧量為0.70cm 3/g,自燃傾向性等級為II級，最短發(fā)火期為68天煤的 自燃傾向性為自燃。因此本工作面必須加強煤層自燃發(fā)火的預防工作，(如:預防性黃泥灌漿、噴灑阻化劑、注氮 。4.地溫、地

10、 壓根據(jù)西邊相鄰礦井寨崖底煤礦擴建勘探時采用TYCW-1型井溫儀在ZK1鉆孔中進行的簡單井溫測量成果：表1-6 ZK1鉆孔井溫測試成果深度(m)1020304050607080溫度CX?>19.019.219.419.720.120.720,821.0深度(m)90100110120130140150160溫度(X?)21.321. 521. 821. 922.222.622.923, 3深度(m)170180190200208溫度(C)23.624.224.324.424.5根據(jù)上述可知，本工作面溫度為19.0-24.5C該井田的低溫梯度為30c /100m以 下屬地溫正常區(qū)。二、沖擊

11、地壓和應力集中區(qū)根據(jù)礦井地質報告和相鄰采區(qū)的綜采情況，該綜采工作面沒有 上覆工作面 和巷道布置，因此應力集中程度較低，一般不會誘發(fā)沖擊地 壓。第七節(jié)儲量及服務年限一、工作面基本參數(shù)工作面基本參數(shù)深度（m）10203040506070SO溫度（V >19. 019.219. 419. 720.120. 720.821. 0深度（m）90100110120130140150160汨ifr /ioF Ann uCC Ano o況28201681377605. 0751. 43999758. 89089978333016850405. 075L 4336576, 5/煤柱合計956,5/1515

12、33/1099713956823二、可采年限力把”段按每天完成八循環(huán)，即八刀八放”進尺為4.8m，其余段按每天完成四 循環(huán)，即四刀四放”進尺為2.4m，月工作天 數(shù)按23天計算力把”段可采期計算為日 產(chǎn)量:4.838235.07531.43390%=2571 噸。月 產(chǎn)量；日產(chǎn)量明工作天數(shù)=257123=59133噸工作面 力把”段可采期=（刀把段可采儲量/設計月產(chǎn)量=57040/59133=1 個月。其余段可采期計算為日 產(chǎn)量 2436835.07531.43390%=2634 噸。月 產(chǎn)量；日產(chǎn)量 明工作天數(shù)=263423=60582噸工作面其余段可采期=（其余段可采儲量/設計月產(chǎn)量=89

13、9783/60582=14.9個月9103工作面可采期=（刀把段可采期+其余段可采期=1+14.9=15.9 個月第二章采煤方法和回采工藝第一節(jié)巷道布置一、采煤方法：（一、本工作面采用走向長壁后退式綜合機械化放頂煤采煤方法。頂板管理方法為全部垮落法。（二、煤層厚4.55-5.60m邛均厚度為5.02m。采煤機在割煤過程 中，跟底割底 煤，采高保證2.6米，其余2.42米頂煤采用綜采低位放頂 煤支架進行開采。工作面與 兩巷連接處底板必須平緩過渡。二、巷道布置本工作面位于我礦一采區(qū)，由9103運輸巷、9103回風巷及切眼組成。附圖2:9103綜采放頂煤工作面巷道布置平面圖附圖3:9103綜采放頂煤

14、工作面巷道布置剖面圖三、兩巷斷面、支護方式及用途1.9103工作面運輸巷 君道為矩形斷面（寬4.4m?高2.9m，斷面 積12.76m 2;采 用錨桿（索網(wǎng)梯子梁支護。錨桿間排距為800mm 3900mm，每排梯子梁打6根 小22mm 32500mm?螺紋鋼錨桿，煤幫每排梯子梁打4根小16mm 31800mm?圓鋼 錨桿，沿頂錨桿每隔1.8m在梯子梁之間加打 兩根錨索（間排距2000mm 31800mm。該巷道非采煤側安裝 小108mml勺供水管路、小108mml勺排水管路、小108mm 的壓風管路各一趟，在采煤側設置轉載機、膠帶輸送機，該巷道主要用于工作面的 進風、運煤、行人等。2.9103

15、回風巷 君道為矩形斷面（寬4.4m?，高2.9m ,斷面積12.76m 2;采用錨桿 （索網(wǎng)梯子梁支護。錨桿間排距為 800mm 3900mm，頂板每排梯子梁打6根小22mm 32500mm?勺螺紋鋼錨桿，煤幫每排梯子梁打4根4 16mm 31800mm?鋼錨桿，沿頂錨桿每隔1.8m在梯子梁之間加打兩 根錨 索（問排距 2000mm 31800mm。該巷道非采煤側安裝 小108mmW靜壓灑水管路、小108mmW排水管路、 小108mm勺壓風管路、小108mm勺黃泥灌漿管路各一趟，監(jiān)測信號線等，該巷主要用 于工作面的回風、運料、行人。3.工作面切眼：巷道為矩形斷面（寬6.5m?，高2.6m ,斷

16、面積16.9m 2 ;采用錨桿 （索網(wǎng)梯子梁支護；為確保安全，在切眼正中間采用 單體 液壓柱配合4m長冗型梁”加 強支護。第二節(jié)采煤工藝本工作面采用綜采放頂煤工藝。平均采高為2.6m，放頂高度為2.42m。循環(huán)進度0.6m。一、工藝流程為：工作面兩端頭鋪網(wǎng)一雙滾筒采煤機割煤、裝煤一可彎曲刮板輸送機運煤一綜 采低位放頂煤支架支護頂板一推移前部輸送機一綜采低位放頂煤支架放頂煤一拉 移后部輸送機工藝說明：1、兩端頭鋪網(wǎng)：本工作面在兩端頭各三架支架上鋪網(wǎng)與端頭巷道上的頂網(wǎng)對接，鋪網(wǎng)在割煤之 前進行。采用100030000mm的金屬菱形網(wǎng)。鋪網(wǎng)時，長邊平行于工作面，網(wǎng)與網(wǎng)之 問對接,聯(lián)網(wǎng)采用雙股長300

17、mm的14敝絲進行 扭結，隔100mm聯(lián)結一處，每處至 少扭結三匝，網(wǎng)聯(lián)好后將網(wǎng)拉回吊起。有關規(guī)定：(1鋪聯(lián)網(wǎng)要至少提前工作面一個循環(huán)進行。(2掛網(wǎng)時要三人作業(yè)，兩人操作，一人監(jiān)護。(3聯(lián)網(wǎng)時必須首先進行敲幫問頂，處理滾幫、傘檐，并停止工作面采機和輸送機運轉，實行閉鎖后進行，機頭處聯(lián)網(wǎng)時要先停止轉載機的運轉，并 閉鎖開關。2、進刀：(1進刀方式為工作面中部斜切進刀，斜切進刀段長度為工作面的一半，進刀后向 上(T割煤，采煤機達到正常截割深度(即0.6m后入正常割煤。(2向上(下割透端頭煤壁后，將2個滾筒的上下位置調換，采煤機空機返還(滯后 采煤機3-5m，移前部輸送機。(3返還中部進刀段，采煤機

18、進向下(上正常割煤，割透端頭煤壁后,采煤機空機返 還，進入下一循環(huán)。3、割煤：采煤機進刀后進入正常的割煤狀態(tài)。割煤時采用前滾筒割頂煤，后滾筒割底煤 的方法進行作業(yè)。附圖4:9103工作面進刀示意圖有關規(guī)定：(1采煤機司機必須三人協(xié)同作業(yè)，一正、一副、一名看線工，正司機負責前滾筒 及采機牽引，副司機負責后滾筒及管線觀察。(2割煤時，要根據(jù)頂、底板變化情況及時調整滾筒高度。割煤時，要保證頂平、底平、煤壁直，跟底割煤，采高要保持在2.6米左右。(3采煤機的割煤速度一般 保持在2-3米/分鐘，且要根據(jù)煤層、煤質變化、運輸能力及移架情況及時調整。(4割煤過程中，司機應隨時觀察頂板、煤壁、支架的移架情況及

19、 刮板輸送機的 運轉情況，注意大炭、肝石或其它物體卡阻情況?？淳€工 要隨時注意大線的掛、卡 情況，發(fā)生上述情況要及時停機處理。處理時 必須停機停溜并閉鎖，以免發(fā)生意外。5、移架：采用本架操作、追機移架的方式作業(yè)。滯后采煤機后滾筒3-4架帶壓移架。移架時要做到細、勻、凈、快、夠、正、嚴、緊、平有關規(guī)定:(1在正常情況下，超前采煤機前滾筒2-3個架收回支架護幫板，當采煤機割過煤 后，距采煤機后滾筒3-5個架開始帶壓拉移支架，按順序逐架進行。當頂板破碎或煤 壁滾幫時,每割一個支架，停機拉架，及時支護頂板。(2移架時，要撐起尾梁后的插板，防止尾梁及插板掛住后運輸機。(3支架移過后初撐力要達到24MPa

20、。(4拉移步距600mm移架時嚴禁任何人通過該架。(5每個循環(huán)移架要夠0.6米,移過的支架初撐力達標后手把要及 時復位。(6若移架速度跟不上采煤機運行時，必須停機移架。(7移過渡支架前，必須對兩端頭巷道內(nèi)支架進行加固，并停止采 煤機、刮板輸送 機的運轉。移機頭處的過渡支架時，轉載機也要停止運轉。(8移過渡支架嚴禁與兩巷及端頭支護平行作業(yè)。(9移過渡支架時降架要適當，防止尾梁壓壞設備和造成扯網(wǎng)現(xiàn)象。若造成扯網(wǎng) 時要及時進行補聯(lián)網(wǎng)。6、推移前部輸送機：使用液壓支架底座中部推移千斤頂進行推移前部輸送機，隨采機割煤，追機拉出 10個架,且在前部輸送機處于 平、直、穩(wěn)”的運行狀態(tài) 下開始頂溜。頂溜步距0

21、.6 米，溜子彎曲段長度不小于15米。頂溜時，要每次操作3-5個架的推溜千斤頂。有關規(guī)定：(1推移的溜子要平、直、穩(wěn)。(2溜子的最大彎曲度不超過3-4度。(3嚴格掌握推溜順序，嚴格按由機頭向機尾方向或機尾向機頭方向順序推移，嚴禁由兩頭同時向中間推移。(4在移溜過程中，嚴禁任何人通過，推溜后手把及時復位。 推移運輸機機頭、機 尾的相關規(guī)定：(1推移機頭、機尾必須在運輸機停機閉鎖的情況下進行。(2推移前，首先檢查作業(yè)地段周圍頂板、煤幫及端頭支護情況，處理一切不安全 隱患，并清理干凈煤幫側浮煤和雜物。(3推移時，要有專人指揮，作業(yè)人員必須站在安全區(qū)域，嚴禁硬推、硬頂，以防損 壞過渡槽等，但必須推移到

22、位。(4推移時無關人員必須遠離作業(yè)地段，作業(yè)人員必須站在安全區(qū) 域。7、放頂煤：在移架后10個架開始放煤，放煤采用單輪式隔架放煤，一采一放。一名放煤工 放單號架煤，一名放煤工放雙號架煤。 放煤步距600mm。利用頂板壓力、支架尾 梁上下擺動及收回插板等綜合方式松動頂板后進行放煤。放煤從基本架(4#110#架開始逐架順序放頂煤，端頭頂煤隨 采隨落。放頂煤的有關規(guī)定：(1放頂煤只許順序隔架進行，放煤工序與割煤、移架等工序可平 行作業(yè)，但必須 保證放煤滯后移架工序大于10架距離進行，當與移架工 序相距15架以上的距離時， 采機要放慢割煤速度。(2放煤時，放煤量必須掌握均勻，要緩慢回收插板。先將插板回

23、收1/3-1/2，讓頂煤緩慢均勻的流入后部輸送機。根據(jù)煤量多少調節(jié)插板的收 縮量。插板收回完畢，然后進一步通過尾梁上下擺動，插板來回收 縮放出頂煤，并根據(jù) 煤量大小,控制尾梁上下擺動的速度及角度。回擺尾梁時，必須先收回插板，同時嚴密 注視放煤量及后部輸送機運行情況，防止壓住后部輸送機。遇有大塊煤時，利用尾梁 插板尖齒進行破碎。(3放煤時，煤量要均勻、平穩(wěn)。嚴禁一放到底，嚴禁少放、漏放 或打亂順序亂放。(4放工作面后半部區(qū)域頂煤時，要控制好放煤量，要求放入后部 運輸機內(nèi)煤的高 度不超過溜槽面100mm。(5放煤完畢，應先上擺開起尾梁，恢復到原位，再將插板伸出，而后操作手把打到 零位。(6后部輸送

24、機停機時，嚴禁放煤。(7放煤時，嚴防將插板伸入后部輸送機中，一旦發(fā)生必須立即收回插板，并閉鎖 后部輸送機。(8放煤時，若大塊煤或什石卡住放煤口 ，嚴禁用爆破的方法處理。(9放煤工嚴禁進入兩支架間操作。工作面無水或水壓不足不得進行放煤。(10放頂煤前先檢查支護情況，如有空頂、漏頂、歪架等，停止該處放煤。(11塊度大于3003300mm的肝石嚴禁進入后部輸送機中。(12后部輸送機有故障需處理時，必須停止其運轉把開關打到零位并閉鎖。8、拉移后部輸送機：使用液壓支架底座旁的液壓千斤頂進行拉移后部輸送機。放完頂煤后，距放煤點15米開始拉移后部輸送機。拉移步距 0.6米，彎曲段長度不小于15米。有關規(guī)定:

25、(1拉移后部輸送機前，必須清理干凈架間及支架周圍的浮煤、浮 什。(2拉移后部輸送機機頭、機尾要在端頭支架前移后進行 ，拉移時要同時操作3- 5個液壓移溜千斤頂進行拉移。(3拉移后部輸機機頭、機尾時，必須停機、停溜、停止轉載機后 拉移。(4拉過后部輸送機機頭后，要及時拉出轉載機，嚴禁滯后不拉。(5拉移后部輸送機時，必須在其運行時進行。(6拉移溜子時，無關人員不得在作業(yè)地點逗留或強行通過。(7執(zhí)行推移前部輸送機中的有關規(guī)定中的要求。(8工作中發(fā)現(xiàn)有異常情況時，必須立即停泵檢查，處理后方可繼續(xù)操作。二、輔助生產(chǎn)工序輔助工序包括移轉載機、拉移皮帶輸送機機尾、拉移電氣系列車、清理浮煤等。(一移轉載機轉載

26、機采用液壓自移式拉移，每循環(huán)拉移一次。拉移前先清理干凈拉移段的浮煤、雜物，拉移時必須停機閉鎖，無關人員遠離作 業(yè)地段，同時每循環(huán)必須移一次超前支護，將采空區(qū)的移至巷超前支護段，并支護好。(二拉移皮帶輸送機機尾采用液壓自移式拉移，每循環(huán)拉移一次。拉移前，首先把皮帶開空，通知皮帶機司機停機，將開關打至零位，并堅守崗位，沒有得到專人和信號通知，嚴禁開機。然后回收皮帶架的 管梁、H 架等,再清理干凈拉移段的浮煤、雜物，檢查倉戈柱的支設。拉移 時，無關人員遠離作業(yè) 地段，作業(yè)人員站在安全區(qū)域后，方可進行遠距離供液拉移。整個過程要設專人指 揮、專人觀察，隨時注意拉移情況，拉到位后，通知皮帶機司機拉緊皮帶并

27、試運轉，皮 帶跑偏時，及時調整皮帶上、下托輾和機尾滾筒。拉移皮帶輸送機機尾 ，根據(jù)皮帶機 尾和轉載機位置情況，由檢修班負責拉移。（三拉移電氣系列車工作面每推進1.2米拉移系列車一次，至少由三人配合作業(yè)，一人 開絞車，一人觀 察機尾處電纜、水管，一人觀察系列車的拉移情況，拉到位及時發(fā)出停車信號。有關規(guī)定：1、拉移時，班組長至少有一人在現(xiàn)場協(xié)調指揮。2、拉移時，要停止工作面輸送機的運轉。3、拉移前，必須將電纜、水管、液管等擺順，并將道心的雜物清理 干凈,專人檢 查各設備列車之間的硬連接是否牢固可靠，絞車是否完好,絞車的穩(wěn)固裝置是否牢固 可靠,電纜、水管有無卡掛現(xiàn)象，一切正常后 方可拉移。4、拉移時

28、，工作人員要站在安全位置，工作范圍內(nèi)嚴禁人員通行，發(fā)現(xiàn)問題或拉 移到位立即發(fā)出停車信號。5、拉移到位后要及時在列車前后擋上擋車器，每兩車一擋。6、拉移時要求信號聲光齊全、清晰、靈敏、可靠。（四清理浮煤每一循環(huán)對工作面人行道和機頭機尾的浮煤全部清理一次 ，保證機 頭、機尾出 口及行道暢通，液壓支架、超前支柱保證支在實底上第三節(jié)設備配置本工作面主要設備有采煤機、端頭支架、中部支架、前部輸送機、后部輸送機、轉載機、膠帶運輸機、泵站等。各設備的主要技術參數(shù)說明如下：一、采煤機（1臺型 號：MG160/390-WD （一臺采高范圍：1.3-2.92裝機功率：390KW切割電機功率：160 KW牽引功率：

29、2330KW過煤高度：410mm牽弓I力408KN滾筒直徑：小1400mm滾筒截深：600mm搖臂型式：整體彎搖臂機重21t泵站功率：11KW機面高度：1100mm滾筒轉速：46r/min; 52r/min搖臂擺動中心距：5813mm牽引速度：0-7m/min供電電壓：1140V二、放頂煤支架（114架1 .中部支架（108架型號:ZF5000/17/28支撐高度：17002800mm中心距：1500mm寬 度：14301600mm初撐力：3956kN（P= 31.5MPa工作阻力：5000KN（P=39.8MPa支護強度：0.86MPa底板比壓：1.64MPa（平均適應煤層傾角:< 1

30、5o2 .端頭支架（6架型號:ZFG5600-18/28支撐高度：18002800mm中心距:1500mm寬 度:14301600mm初撐力:5232kN （P=31.5MPa工作阻力:5600kN（P=33.7MPa支護強度：0.87MPa底板比壓：1.75 MPa（平均三、運輸設備（5部1 .前部輸送機（1部型號:SGZ 630/264輸送量：450t/h刮板鏈速度：0.92m/s電機功率：2332kW中部槽規(guī)格m （長衲寬39電壓等級：1140V2 .后部輸送機（1部型號:SGZ 630/264輸送量：450t/h刮板鏈速度：0.92m/s電機功率：2332kW

31、中部槽規(guī)格m （長衲寬39電壓等級：1140V3 .轉載機（1臺型 號:SZZ-730/160輸送量:700t/h刮板鏈速度：1.45m/s電機功率：160kW電壓等級：1140V中部槽規(guī)格m4 .皮帶輸送機（1部型號:DSJ-150/2X90輸送量：630t/h帶速：2m/s電機功率：75kW電壓等級：1140V6.無極純絞車（1部型號：JWB-55BJ牽弓I力：45/27KN牽引速度：0.97/1.6m/s長度:800m繩徑:小24.5mm電機型號：YBJ55電動機：型號YBK2-200L2-6功率55KW四、泵站1、乳化液泵選用BRW

32、200/31.5型2臺（一臺使用、一臺備用,液壓管路選 擇高壓膠管，耐壓45MPa以上。乳化液泵型號：BRW -200/31.5公稱壓力:31.5MPa公稱流量：200L/min電機功率：125kW工作液:35%乳化液配套液箱:RX400/25.W10FX2、噴霧泵選用BPW320/10M型2臺（一臺使用、一臺備用噴霧泵型號：WPZ320/10公稱壓力：10MPa公稱流量：320L/min電機功率：75KW外形尺寸:2200300031270六、變壓器（1臺1.型號:KBSGZY-800/10/1.14 1 臺2.型號:KBSGZY-630/10/1.14 1 臺七、附屬設備1 .照明綜保（2

33、臺型號:ZBZ-4.0M2 .組合開關（3臺型號:KJZ5-1500/1140-6 2臺作為采煤機、前后輸送機、轉載 機、破碎機電源；型號:QJZ7-1600/1140-8 1臺作為噴霧泵、乳化泵、照明綜 保電源。3、各類開關型號:KJZ5-400 1臺作為膠帶運輸機開關。型號；JH-8 1臺作為拉緊絞車開關附圖5:9103采煤工作面設備布置圖第三章頂板控制第一節(jié)支護設計一、工作面支護設計1.采用類比法進行設計參考本礦和鄰礦同煤層礦壓觀測資料，選擇本工作面礦壓參數(shù)。表3-1同煤層礦壓觀測選擇或預計本工作面礦壓參數(shù)參考表葉）理 11單也Mtt*割利和正UM 葉I謂曲板條 件n瞳找電申0 .3d7

34、.253.57,252吁得$T53朝次病比把j幅距.18-2018-20家大'F均丸儼於也NPtIH：中也惻臬*.平崗ia厥板棒堀量RE清果中割翼恨0現(xiàn)W崖融*5周整f Wt卜一15-18IS 18就去平均左護冰電IlH/b1開來中超，鼎兒警叫通妣慨祚近景»開球中矍劉聚晶上鹿再度最大r后支護忸吱IeHZh獻并裝中叫Wt f< 1。均取就麻忤出國開r中祀溝工作面條件支架適應條件采 高2. 6wLA2.8傾 角35*15煤 厚5. 075m4-10煤硬度2 -3W4底板比球0. 3IPa1. 64 L75MPa工作面選用液壓支架工作參數(shù)見下表表3-2工作面條件與支架適應條件

35、對照表工作面條件支架適應條件果 高2. 6nl1.；2. 8傾角AG煤厚5. 075m410煤硬度23W4底板比球0. 3MPaL 64T 75MPa支護強度0. 76XPa0. 86 0.8：*頂板種類2類2類合理支護強度的計算采用經(jīng)驗公式計算：qt =839.8131 3=839.8132.632.5=510.12（kN /m 2qt 頂板對支架的壓強（8倍于工作面的采高；h米局（m ;r巖石密度（t/m3 ;根據(jù)上述公式得知510.12kN /m 2，即為工作面合理支護強度。支護強度驗510.12（kN /m2 =0.51MPa <0.8MPa支架底板比壓1.75MPa >0

36、.3 MPa即選用的液壓支架能夠滿足工作面支護強度的要求。二、支架密度確定1 .根據(jù)頂板與支架選型,6組ZFG5600-18/32型放頂煤端頭液壓支架,108架ZF5000-17/28型基本液壓支架。2 .選擇合理控頂距根據(jù)支架選型，工作面最大控頂距為4.8m，最小控頂距為4.2m,放頂步距0.6m。三、乳化液泵站1 .泵站設置位置泵站設在9103工作面回風巷700m處。2.乳化液泵站使用規(guī)定啟動泵站前，應首先檢查各部件有無損傷，各連接螺絲是否緊固、潤滑油要正 常、液壓適當，乳化液濃度3%5%,各種保護齊全可靠，運行方向為正向。泵站啟動后，要注意監(jiān)聽泵的運轉狀態(tài)，如有異常，要立即停泵處理嚴禁帶

37、病 運轉，嚴禁反向運轉。在開泵時，必須得到呼叫停泵人的命令后方可開泵，做到 聽誰叫停，聽誰叫開” 不得隨意開泵。開泵前，必須向工作面發(fā)出開泵信號，等5s后再啟動。檢修泵時必須把開關停電閉鎖。供液壓力不低于30MPa產(chǎn)禁隨意調整安全閥的整定值。乳化液濃度檢查工具：濃度配比儀。適當調整泵的傾角，始終讓泵處于水平狀態(tài)。加強液壓系統(tǒng)的清潔衛(wèi)生，泵箱過濾器應定期清洗，乳化液泵箱每半個月清洗 一次。各種膠管元件應保持清潔，嚴禁泵箱隨意敞口，嚴禁不經(jīng)過濾網(wǎng)直接向泵箱加 入乳化油。第二節(jié)工作面頂板管理一、頂板管理及支護方式1 .正常工作時期頂板支護方式采用追機移架的方式對頂板進行及時支護。在采煤機割煤后，先移

38、支架,再移前 部運輸機，即割煤一移架一移前部運輸機；采用帶壓移架的方式移架。正常移架要滯 后采煤機后滾筒35架。頂板破碎、偏幫嚴 重時可緊跟前滾筒移架或移超前架，但 必須做到停機移架。移架順序簡述：(1采煤機向下(上端正常割煤時，滯后采煤機后滾筒35架移架。(2采煤機割煤并移架后，及時將支架的護幫板伸出護幫。(3機頭、尾處三架端頭架的移架順序為：先移2號架(113號架，后移1號架(114 架，再移3號架(112號架。(4在采煤機割煤時，超前采煤機前滾筒3架將護幫板收回，并滯后采煤機前滾筒 3架將護幫板挑起。支護要求：A.工作面應達到動態(tài)的質量標準化要求，確保三直、兩平、一凈、兩暢通”的質量要求

39、。B.加強支架的支護強度，確保支護質量，支架初撐力不得小于24MPa oC.采煤機割煤后，要及時移架，移架與采煤機后滾筒的距離一般 不超過5架，防 止長時間空頂。D.工作面出現(xiàn)冒頂時，要及時用木料構頂，并開實支架，挑起互幫板。二、特殊時期的頂板管理1.來壓及停采前的頂板管理(1工作面基本頂初次來壓前必須編制專門安全技術措施。(2工作面基本頂初次來壓和周期來壓期間，應加強來壓的預測 預報工作，由技術 科在進風、回風巷掛牌標明來壓預測位置。(3工作面運輸、回風巷所有單體液壓柱初撐力必須達到90KN (壓力大于12MPa。特別注意工作面中部支架的初撐力及 支架狀態(tài)，及時采取措施預防冒頂。(4工作面停

40、采時要編制停采措施，加強頂板管理。(5工作面控頂范圍內(nèi)頂板近移量不大于 100mm/m;工作面及兩 巷底板松軟時, 支柱應穿柱鞋，確保鉆地小于100mm ;工作面頂板不應出現(xiàn)臺階下沉；2.過斷層及頂板破碎時的頂板管理本工作面兩巷沒有揭露斷層現(xiàn)象，但是必須加強回采時的頂板管理工作。液壓 支架必須接頂，當工作面局部地段片幫嚴重、頂板破碎時，可采取緊跟或超前移架、 及時挑起互幫板支護煤壁和構木構頂?shù)却胧┚S護頂板，防止頂板冒落、控制煤壁片 幫。第三節(jié)運輸巷、回風巷及端頭頂板管理、兩巷超前支護方式1、兩巷超前支護距離不小于20米,從工作面煤壁線往外10m為三排，其余 10m為兩排，使用DW31.5-20

41、0/100X型單體液壓支柱配 DFB3600型冗型梁，和梁 為平行于巷道布置，根根對接成一直線，為一梁三柱支護。（1運輸巷超前支護方式工作面煤壁往外10米范圍內(nèi)，靠工作面煤壁設一排，兩排設在轉載 機人行道，柱 距為1.2m,排距0.3m-2.1m-0.8m-1.2m ;其余10m范圍內(nèi)，靠工作面煤壁設一排，另 一排設在皮帶運輸機靠右的人行道處，柱距1.2m,排距0.3m-2.9m-1.2m。（2回風巷超前支護方式工作面煤壁往外10米范圍 內(nèi)，柱距1.2m,排距1.0m-1.2m-1.2m-1.0m ; 其余10m范圍內(nèi)，柱距1.2m,排距1m（距右煤 壁-1m（距左煤壁。2、當兩巷超前段巷道高

42、度超過 3m時，必須采用過木垛的方法，將頂板鋪設平 整，進行邁步式作業(yè)，使巷道高度適應于DW31.5-200/100X型單體液壓支柱支設，不超 高使用單體柱。二、機頭機尾端頭的維護方式：當機頭或機尾處第一架過渡支架與煤幫的距離為 300-700mm時，靠煤幫加打單 體戴帽點柱，柱距0.8m木柱帽規(guī)格為30031503100mm ,支柱規(guī)格（DW31.5-200/100X 型單體支柱，柱帽垂直巷道布置。當機頭或機尾處第一架過渡支架與煤幫的距離大于700mm時，機尾處采用4m長的幾型鋼梁組進行頂板維護，和梁組的數(shù)目依據(jù)最后一架 支架至煤幫的距離而 定,各組冗梁之間的距離為800mm。最后一組冗梁與

43、端頭支架的距離不大于0.3m , 每組由兩根冗梁組成，對梁間距均為0.2m，移梁步距1.2m，兩梁交錯0.6m ,梁下 保證一梁至少4柱單體支柱，（支柱規(guī)格同上。采空區(qū)側的冗梁下最后一排支柱打在距冗梁尾端200mm處,并且要與工作面密集柱相齊，放頂前及時前移。當煤幫距 第一組冗梁的距離為300-700mm時，靠煤幫加打單體戴帽點柱，柱距0.8m，木柱帽規(guī)格及支柱規(guī)格同上，柱帽垂直巷道布置，當煤幫距冗梁的距離大于700mm時，在距冗 梁0.6m處再加打一組九梁。（5機頭、機尾落山側采用雙排密集切頂，密集支柱為戴帽點柱，靠落山側密集支 柱與工作面支架的切頂線成一直線，兩排密集支柱的排 距為700m

44、m,間距為300mm , 使用木柱帽（3003503100mm，平行巷道 布置,使用單體支柱進行配合支護（支柱規(guī)格 同上。有關規(guī)定：1、加打或移動4.0m 鍛時，必須由4人作業(yè)，二人抬梁，一人開柱，班組長至少 一人現(xiàn)場進行安全監(jiān)護。2、機尾處移設4.0m 鍛時,必須停止工作面前后輸送機的運轉，開關閉鎖，同時 不得進行與移梁無關的其它作業(yè)。3、冗梁不接頂板時，必須用背板將其墊平、墊穩(wěn)并背緊。4、密集支柱每循環(huán)移一次，嚴禁提前回收密集支柱。5、回收密集支柱前，必須在新切頂線上打好兩根超前密集柱，然后才準回收密 集支柱。6、回收密集支柱時，應側身回柱，嚴禁迎面回柱，并且要由2人協(xié)同作業(yè)，一人回 柱，

45、一人觀看落山及頂板安全情況。7、回收、移設冗梁及移設密集柱時，嚴禁操作端頭范圍內(nèi)5個支架。8、落山有懸頂時，密集支柱必須加打雙腿倉戈棚。9、兩端頭不能使用防倒卡子的支柱，必須使用防倒純將所有的支柱 拴起。10、安全出口的高度不得小于1.8m，寬度不得小于0.8m三、工作面安全出口的管理1.支護形式兩巷超前安全出口，每班設專人對其清理維護，確保巷道高度不低 于1.8m，人行 道寬度不小于0.8m?；仫L巷和運輸巷內(nèi)回出的錨桿、托盤、梯子梁、菱形網(wǎng)等一切雜物必須及時運到工作面超前支護之外，并分類堆放整齊，由運輸隊定期運出交 給地面機電隊。兩巷超前支護段必須整 齊整潔、安全暢通。2.支、回柱質量控制標

46、準(1支柱縱橫成線，偏差小于小00mm o(2支柱支到實底，并做到迎山有力，單體液壓支柱的初撐力不得小 于90kN。對 于軟巖條件下初撐力確實達不到要求的，在制定措施滿足安全的條件下，必須經(jīng)總工程師審批。(3所有單體支柱三用閥方向一致，放液口指向采空區(qū)。(4所有單體液壓支柱使用硬連接和金屬鏈防。(5不得使用失效的單體支柱。(6兩巷巷道高度不低于1.8 m,行人寬度不得小于0.8m3.與其它工序之間的街接關系采煤機端頭割煤時，禁止支、回單體柱。四、備用支護材料的使用數(shù)量和存放管理工作面回風巷備有；3.5m長坑木101g, DW31.5-200/100X型單體液 壓支柱30根，柱帽50塊，材料碼放

47、地點必須設在超前支護100m之外物料要分類碼放整齊附圖6:9103綜采放頂煤工作面端頭、超前支護示意圖 第四節(jié)礦壓觀測一、礦壓觀測內(nèi)容9103綜采放頂煤工作面的礦壓觀測內(nèi)容主要有：支架阻力觀測、支 架活柱伸縮 量觀測、巷道圍巖表面位移觀測、巷超前支護范圍內(nèi)單體液壓支柱阻力觀測及支護質量動態(tài)觀測。二、礦壓觀測方法1 .工作面的礦壓觀測(1支架工作阻力觀測：在每架支架的前、后立柱上安裝壓力表，觀測支架前、后 立柱工作阻力的變化情況。在工作面上、中、下布置3條觀測線，其觀測線分別布置在10、20、30、40、50、60、70、80、90、100號支架上。由隊組派專人 進行連續(xù)讀取10、20、30、4

48、0、50、60、70、80、90、100號支架的初撐 力、工作阻力。分別在移架前、移架后各 讀取一次數(shù)據(jù)并記錄。(2支架活柱伸縮量觀測：用鋼卷尺測量10、20、30、40、50、60、70、 80、90、100號支架移架前、后活柱下縮量，根據(jù)循環(huán)次數(shù)，可算出循環(huán)下縮量和下 縮速度。(3工作面控頂范圍內(nèi)頂?shù)装逡平坎淮笥?00mm/m;工作面及兩巷 底板松軟時，支柱必須穿柱鞋，確保鉆底小于100mm ;工作面頂板不應出 現(xiàn)臺階下沉。2 .兩巷的礦壓觀測3 1巷道圍巖變形觀測由技術科在9103工作面兩巷每隔50m安裝一個頂板離層儀，并進行掛牌管理。初采前距工作面200m范圍內(nèi)每3天進行1次觀測,2

49、00m以外每10天進行1次觀測。以后每10天進行1次觀測，觀測數(shù)據(jù)時要正視 離層儀標尺,將觀測數(shù)據(jù)認 真填寫在離層儀管理牌板上，字跡要清晰工整。技術科須建立頂板離層儀觀測臺帳，每次觀測將觀測數(shù)據(jù)填寫在記 錄本上。觀 測過程中如出現(xiàn)頂板離層下沉量超過 150mm時，要及時匯報相關領導。其他工作 人員若發(fā)現(xiàn)離層情況必須及時匯報技術科，技術科組織專業(yè)人員進行分析，以便采取 措施。加強平時的檢查與維護，當下沉量接近極限值時，必須對頂板離層儀的深基點和 淺基點重新進行調整，防止超過極限值造成頂板離層儀破壞;當離層儀標尺讀數(shù)達到 150mm時，必須將離層儀腳線放出，定在零刻度上，同時在記錄本備注欄內(nèi)標注清

50、楚, 如因回采進入超前支護范圍 內(nèi)的也應在記錄本備注欄中注明。4 2單體液壓支柱阻力觀測每班須安排專人用增壓式壓力表分別測量進、回風巷超前支護范圍 內(nèi)支柱的 工作阻力，掌握其變化情況，每班觀測2次，并做好記錄，以便分析圍巖變形時的支柱 阻力變化情況。三、支護質量監(jiān)測技術科每旬對9103工作面和兩巷的支護質量動態(tài)檢查 1次,對存在 的問題，下 發(fā)整改通知單，由隊組立即整改。監(jiān)測內(nèi)容要包括支架初撐 力、煤壁片幫情況、梁 端距、采高及端面頂板垮落情況、兩巷單體支柱 初撐力和超前支護質量等。四、觀測時間要求整個回采生產(chǎn)期間。五、管理規(guī)定1 .要以認真負責的態(tài)度進行讀數(shù)，不得馬虎，更不得編造數(shù)據(jù)。2 .

51、要愛護儀表、保護儀表，嚴禁隨意破壞。3 .與觀測無關的人員嚴禁對儀表進行隨意調整。4 .讀數(shù)時須平視儀表表盤，力求精確。5 .上井后須及時對觀測數(shù)據(jù)上交技術科并與隊組共同分析礦壓變化情況以便指導生產(chǎn)。第四章生產(chǎn)系統(tǒng)第一節(jié)運輸一、主運輸路線9103綜采放頂煤工作面一前后輸送機一轉載機一 9103膠帶輸送機一溜煤眼一 運輸大巷（東一運輸大巷（中一上倉膠帶巷一煤庫一主斜 井膠帶一棧橋膠帶一地面筒 倉二、輔助運輸及人員行走路線地面車場一副斜井一軌道大巷（中一軌道大巷（東一 9103回風巷一工作面地面（人員一主斜井一集中軌道巷一軌道大巷（中一軌道大巷（東一 9103進（回 風巷一工作面附圖7:9103工

52、作面生產(chǎn)系統(tǒng)圖第二節(jié)通三防”及安全監(jiān)控一、通風系統(tǒng)1 .通風方式:礦井通風方式為中央分列式，通風方法采用機械抽出 式。工作面采用單進單回的“U型通風系統(tǒng)2.風量計算按照瓦斯涌出量計算：Q 備 1=1253 備便備 1=125®2631.6=52(m 3/min式中:Q備1 采煤工作面需要風量,m 3/min。Q備1一采煤工作面回風流中絕對瓦斯涌出量，取0.26m 3/min 0 K備1一采煤 工作面的瓦斯涌出不均衡系數(shù)，綜采取1.6;按照二氧化碳涌出量計算：Q 備 1=673q 備 1« 備 1=6730.523.6=55.74(m 3/min式中:Q備1 采煤工作面需要風

53、量，m 3/min;Q備1 一采煤工作面回風流中絕對二氧化碳涌出量，取0.52m 3/min; K備1一二 氧化碳涌出不均衡系數(shù)，綜采取1.6;按照9103采煤工作面最多人數(shù)計算風量；每人供風三4m 3/min;回采工作面同時作業(yè)的(交接班時最多人數(shù) 為50人。Q 備 1> 4N(m 3/minQ備14350> 200(m 3/min式中Q備1 采煤工作面需要風量，m 3/mino4每人不少于4m 3/min oN 一工作面最多的人數(shù)9103采煤工作面按氣象條件計算風量：Q備1=Q基本X采高X采長X溫式中:Q備一9103采煤工作面實際需要風量,m 3/min。Q基本=603空頂距軟

54、際采高370%3s宜風速（1m/s =6034.532.6370%31.0=491.4(m3/minK采高一9103采煤工作面采高調整系數(shù)，取1.5;（參照表2 K采長一9103采煤 工作面長度調整系數(shù)，取1.2;（參照表3 K溫一9103采煤工作面溫度調整系數(shù)，取 1.0；（參照表1表1采煤工作面進風流氣溫與對應風速采煤工作面進風流氣溫（X?）采煤1】作面風速（m/s）<201. 020 23L 0L 523 26L 5L 8采煤工作面進風流氣溫（X?）采煤工作面風速（m/C<20L 0表2采煤工作面采高調整系數(shù)表3采煤工作面長度調整系數(shù)采煤工作面進風流氣溫rc)采煤工作面風速(m/s)<201. 020 23L 01. 523-261. 5L 8采高(m)&l