煤业公司综采工作面作业规程.doc

目录第一章编制依据2第二章概况2第一节工作面位置及井上下关系2第二节煤层3第三节煤层顶底板3第四节地质构造4第五节水文地质4第六节影响回采的其它因素5第七节储量及服务年限5第三章采煤方法5采煤方法的选择5第一节巷道布置6第二节采煤工艺7第三节设备配置13第四章顶板管理19第一节支护设计19第二节工作面顶板管理22第三节矿压观测29第五章生产系统30第一节运输30第二节一通三防与安全监控31第三节供水排水43第四节供电43第六章劳动组织及主要技术经济指标46第一节劳动组织46第二节主要经济技术指标47第三节工作面质量规定48第七章煤质管理49第八章安全技术措施49第一节一般规定49第二节顶板55第三节探放水及防治水安全技术措施58第四节“一通三防”59第五节压风、供水自救60第六节运输60第七节机电62第八节其它68第九章灾害应急措施及避灾路线70见附图820101工作面通风系统及避灾路线图72附图72第一章编制依据1、二0一一年版煤矿安全规程。2、二0一0年版采矿工程设计手册。3、同煤集团矿井采掘生产技术管理办法。4、同生浩然煤业公司初步设计说明书。6、同生浩然煤业公司2层20101工作面地质说明书。7、同生浩然煤业公司2层20101工作面说明书。8、其他未尽事宜按20101工作面说明书执行。第二章概况第一节工作面位置及井上下关系表1工作面位置及井上下关系表水平名称1241采区名称201地面标高（M）154015979工作面标高（M）12351351地面位置南蚕寺村西北1000M，北东向山梁西北坡，东南高西北低。井下位置及四邻采掘情况本工作面设计开采矿井井田西南的2煤层。其东至2层三条下山，西距井田边界460米，北至下一工作面回风顺槽，南至F2断层，本工作面下为3煤层，两煤层相距518米，上部无煤层。回采对地面设施影响地面无建筑和设施故无影响。走向（M）514560倾向长（M）70140面积（M2）55580第二节煤层1、煤层厚度、煤层倾角、煤层硬度、煤层结构本工作面所采2煤层，煤层厚度平均666M，倾角925平均15左右。本工作面煤层黑色，硬度大，普氏系数F2442，平均351，耐磨性好，不易破，平坦状或阶梯状断口，内生裂隙不发育，密度L39。2、煤层夹石层数、厚度、变化、物理力学性质煤层结构复杂，一般含有08层夹石，厚度005051米。夹石岩性多为泥岩，黑色质软，块状。详见附图1综合柱状图及H302钻孔2层煤层柱状图第三节煤层顶底板煤层顶底板（伪顶、直接顶、老顶）岩性、厚度、成分、胶结物、层理、物理力学性质；直接底厚度、物理力学性质等顶底板情况2号煤层伪顶为灰黑色碳质泥岩，厚度0085M，平均036M，在采煤时随煤层同时垮落。直接顶为泥岩或砂质泥岩，平均厚度261M，岩石层面平整，层理清晰，内含少量黄铁矿结核及植物化石，一般发育两组节理，节理间距510CM，砂质泥岩抗压强度200240MPA，平均216MPA，抗拉强度0509MPA，平均07MPA；老顶K2为灰白色中粗粒石英砂岩，有时与煤层直接接触，厚度变化较大，074M，平均413M，回采时较难冒落。直接底板为粉砂岩，厚度平均27M，深灰色，胶结致密坚硬，含植物化石。抗压强度184284MPA，抗拉强度,032078MPA，抗切强度122143MPA。第四节地质构造20101工作面在掘进顺槽的时候共揭露13条断层具体见下表断层名称走向倾向倾角性质落差（M）对回采的影响程度F3N55ESE40正40使的工作面回风顺槽一侧顶板较破碎F4N84ENW4555正8有一定影响F5N47ENW55正2无影响F1N55ESE55正35影响不大F2N25ENW50正3有影响F3N35WSW60正3影响较大F4N18ENW50正3无影响F5N20ENW80正23无影响F6N83ES40正4影响大F7N39ENW65正35影响不大F8N39ENW65正35影响不大F9N83WN45正15影响较大F10N44ESE60正10无影响（F10断层在回风顺槽打钻探明未发现侵入体、陷落柱、冲刷带等。详见附图220101工作面运输巷、回风巷、切眼地质剖面图第五节水文地质本工作面煤层为首采层，无上覆积水，四周均为实体煤，无采空积水影响。主要涌水来源为上覆砂岩裂缝含水层水，其富水性弱。最大涌水量0010M3/MIN，正常涌水量0007M3/MIN。开采受水害影响小。第六节影响回采的其它因素表4影响回采的其它因素表瓦斯绝对瓦斯涌出量为126/MIN,相对涌出量085M/T煤尘爆炸指数有爆炸危险性，爆炸火焰长度大于400MM煤的自燃倾向性煤层的自然倾向性为二级，发火期36个月第七节储量及服务年限一、储量1、煤层厚度43881M，平均666M，为全区稳定可采煤层。设计工业储量为4988万吨，可采储量为399万吨。2、工作面开采时间、结束时间及可采期。2013年10月1日开始开采，开采到2013年12月30日后停止开采准备等待验收，预计2014年6月1日验收后开始开采到2014年7月26日结束。工作面可采期145天。第三章采煤方法采煤方法的选择本工作面煤层厚度43881米，平均666米，煤层倾角平均为15，在采区范围内，煤层结构单一，赋存稳定。根据煤层赋存条件，可供选择的采煤方法有1分层综采采煤法分层开采虽然技术成熟，但工序复杂，掘进率高。工作面分层，金属网假顶，工作面支护为支撑掩护式支架，适用于煤层厚度356M，煤层倾角30的厚煤层。采用此法需分2层开采，生产管理不方便，成本加大，经济效益会降低。2综采一次采全高采煤法工作面支护为支撑掩护式支架，适用于煤层厚度2055M，煤层倾角25的中厚煤层。此种采煤法生产能力大与井型不相适应，且局部超过55M厚度的煤层需留底或留顶处理，资源浪费大，对地质构造的适应能力低。3综采放顶煤开采工作面支护为放顶煤综采支架，沿煤层底板开采放顶煤，该方法适用于煤层厚度48M，煤层倾角30的厚及特厚煤层，本工作面煤层为666M，且煤层属于中硬中软煤层，采用此法开采较为适应煤层赋存条件。根据本矿的地质条件，煤层厚度，顶板岩性和周边矿井选用的采煤方法。结合分层综采采煤法、综采一次采全高采煤法和综采放顶煤采煤法的优缺点，综合考虑决定选用一次采全高综采放顶煤仰采采煤法，全部垮落法管理顶板。第一节巷道布置一、采区巷道布置一采区是以倾向长壁采煤法布置的综放采区，工作面由西南向东北连续沿走向开采。采区共平行布置3条下山大巷，分别为2层集中回风下山，掘进方位角为306O；2层集中辅运下山,掘进方位角为306O；2层集中运输下山,掘进方位角为306O。二、工作面巷道布置、巷道在煤层中的位置20101工作面采用两巷布置方式，巷道沿倾向布置，切眼沿走向布置，两巷采用机掘方式掘进，切眼采用机掘方式进行掘进。20101回风槽巷沿2煤层底板掘进，在掘进期间由于断层的影响在掘至383米处时遇到断层F10H10M经矿领导决定20101回风槽巷退至283米处，由原来的140米切眼改为70米切眼又向前掘进271米，规格为掘宽462米，净宽45米，掘高312米，净高30米；20101运输顺槽沿2号煤层底板掘进，（左帮见底，右帮留底煤）规格为掘宽412米，净宽4米，掘高312米，净高30米。三、留设煤柱尺寸由于断层的影响20101运输顺槽与20105回风顺槽之间的煤柱留设最窄处为58M。四、巷道（包括切巷）形状、断面规格、支护材料、支护形式详见附图320101工作面各巷道断面图第二节采煤工艺一、采煤工艺（一）回采工艺、采煤方法单一倾斜长壁后退式采煤法，全部垮落法处理采空区。、采放比和循环进尺的确定本工作面煤层厚度平均66M，煤机采高2527M，滚筒截深为063M，支架有效支撑高度1726M；确定工作面循环进尺为06M，采高控制在1824M；放顶煤厚42M，确定平均采放比为1175M，沿底开采。、采煤工艺采煤机螺旋叶片滚筒落装煤及操作支架尾梁放顶煤装煤，前、后部刮板输送机运煤，液压支架支护顶板，全部垮落法管理顶板，为综采放顶煤工艺。工作面端部斜切进刀，双滚筒单向割煤，往返一次进一刀。、放煤工艺20101综放工作面推出切眼6M既可开始放煤，距停采线10M时停止放顶煤。正常情况下随着支架的前移操作尾梁、伸缩板放顶煤。依据临近矿井面生产经验，本面采用采放平行作业、一采一放单轮顺序放煤的放煤工艺，头尾各架禁止放煤，循环放煤步距为06M。5、工序安排采煤机上端头斜切进刀反向割底煤正常下行割煤反向割底煤跑空刀清浮煤推移前部刮板输送机移架拉移后部刮板输送机放顶煤，完成一个循环。具体操作1）、采煤机割煤采煤机采用端头斜切进刀单向割煤。其工序如下采煤机端头斜切进刀割透煤壁后反向时，将前部输送机全部推向煤壁，下放前滚筒同时抬起后滚筒割角煤12M至煤壁后，然后前后滚筒复原开始割煤，采煤机到达工作面另一端头割透煤壁后，立即反向先割剩余的底煤12M，然后向斜刀进刀端跑空刀清理浮煤，在采煤机到达斜切端进刀段以前将输送机机头移至煤壁，同时采煤机可顺势进行斜切进刀，采煤机斜切进刀完成后反向向另一端割煤，开始下一个割煤循环。附图4采煤斜切机进刀示意图2）、采煤机运行工序在工作面长140M情况下，采煤机斜切进刀段的长度为36M，斜切煤壁长度按12M计，正常割煤段的长度为128M。正常割煤128M，V35M/MIN，T137MIN反向割底煤12M，T25MIN跑空刀清浮煤12M，V6M/MIN，T32MIN斜切进刀36M，V30M/MIN，T412MIN反向割底煤12M，T55MIN，循环割煤时间为61MIN。在工作面长70M情况下，采煤机斜切进刀段的长度为36M，斜切煤壁长度按12M计，正常割煤段的长度为58M。正常割煤58M，V35M/MIN，T117MIN反向割底煤12M，T25MIN跑空刀清浮煤12M，V6M/MIN，T32MIN斜切进刀36M，V30M/MIN，T412MIN反向割底煤12M，T55MIN，循环割煤时间为41MIN。3）、采煤机割煤质量要求1严格控制割煤高度，最高不能超过24M，最低不能低于18M，最低采高设置的目的是使支架后部有足够的过煤空间并保证支架的过人空间；2控制机组牵引速度，防止压溜、涌煤事故发生，保持割煤过程中的顶底平整；3只能在放尽顶煤的条件下，才能进行采煤机割煤。采煤机割过后，必须及时移架，其作用除防止架前冒顶、片帮外，由于支架的卸压前移和再支撑作用，将会造成顶煤的压裂、压碎，为后部放顶煤创造条件。4为保证实现工作面日循环进刀数，当采放工序不平衡时，可通过及时调整采煤机的割煤速度或采取增加放煤口数等措施，实现采放平行作业。5在采煤机割煤时，必须严格按照采煤机安全操作规程的要求进行操作。4）、移架采煤机斜切进刀割透煤壁反向时进入正常割煤，滞后采煤机前滚筒4架，顺序将支架移一个步距。将前部输送机机头推向煤壁，为下一割煤循环斜切进刀做准备。移架采取人工控制，每个支架的降、移、升均由液压控制，移架采用液压支架本架操作。5）、推移前后输送机A推移前部输送机在工作面液压支架及时支护后，进行推移前部输送机，分两个阶段进行。（1）在采煤机从工作面另一端反向跑空刀清理浮煤到达工作面斜切进刀段以前，前部输送机机头必须推向煤壁。（2）在采煤机完成端部斜切进刀反向时，将前部输送机按顺序从斜切进刀段开始包括机尾推向煤壁。B质量要求（1）、每次推进应保持06M的推进度，并与煤壁平行成一直线，其直线误差应在30MM。（2）为了减少输送机在弯曲段的磨损，提高其寿命，在推输送机时，必须要保持采煤机之后的弯曲段长度不得小于15M。（3）推输送机必须单向进行，严禁从两头向中间进行。（4）为防止卡死输送机，停机时严禁推溜，由于采用单向割煤，移机头、机尾时不需停机作业。（5）为了保证在推输送机时操作顺利，不致发生飘底，啃底现象，在推输送机时，应同时使用3架支架一起推。（6）在完成推移输送机后，必须及时清扫散落在电缆槽内、输送机与液压支架之间等处的浮煤，并且把浮煤和矸石一起装入输送机内。C拉移后部刮板输送机工作面支架前移后，拉动后部刮板输送机，进行放煤工序，待循环放煤工序全部结束后，将后部刮板输送机按割煤方向自下而上或自上而下拉移一个步距即06M，并且要求在放煤过程中，禁止拉移后部刮板输送机。D顺槽运输设备的移动转载机的移动是在后部输送机前移后由转载机自移完成。6、放顶煤放顶煤时采用从下端头至上端头顺序作业，采用一采一放。放煤方式采用单轮顺序方式，每次同时放煤为1架，实行双人单口放煤。放顶煤工艺要求1放煤工作是在采煤机割煤并移架后进行，采放不同时作业，放煤步距要保持06M。放煤时在每个放煤口利用静压洒水系统软管进行洒水灭尘。2放煤时，抬起尾梁摆杆，使尾梁摆到适当位置以便能使顶煤直接流入后部输送机。放煤时，可多次反复地摆尾梁使大块煤破碎便于放尽。放煤过程中如遇见大块煤，应用尾梁将大块捣碎。见矸停止放煤，放下尾梁摆杆，使矸石不能滑入后部输送机。最后完成放顶煤工作。3放煤时，必须注意后部输送机中运煤量的情况，可以从放煤量和放煤时间上进行控制，使输送机不致于超负荷输送，达到能均匀输送的目的。4放煤时，必须同时进行喷雾防尘，以利于工人身体的健康。7、清理工作面前部溜子推过后，清煤工必须及时将支架底座前方及支架空隙的浮煤清理干净。后溜前方堆积的浮煤较多，影响放煤视线或影响拉后溜时，清煤工必须将浮煤攉入后溜拉走。每班班末清煤工必须将采面的浮煤清理干净，支架四连杆之间的浮煤也必须清理干净。8、检修班工艺流程移顺槽设备顺槽超前维护移转载机进回风巷替棚采煤机检修前后输送机检修支架检修泵站检修电气设备检修各设备带负荷运转。（二）、放煤步距、放煤方式的确定1、放煤步距按照采煤机截深06M计算，则一采一放的放煤步距就是06M，两采一放的放煤步距为12M。理想的放煤步距是与放顶煤高度相匹配，一般采用下述经验公式来计算D（01502）H式中D放煤步距，M；H放煤高度，M。按照采煤机采煤高度24M，则平均放煤高度为426M，计算得出合理的放煤步距为06390852M。设计本工作面采用一采一放，即放煤步距为06M。2、初次放煤步距20101工作面2号煤层顶板岩性为中等偏弱的岩性，强度较低，在生产过程中，也易于跨落，根据周边矿井井下开采经验，设计20101工作面初次放煤定为5M，距停采线10M时停止放顶煤,并在现场生产过程中，经矿压观测工作面初次来压通过后，工作面采空区冒落充分后再进行放煤工作。3、放煤方式目前国内放顶煤开采的放煤方式基本上以单轮顺序、双轮顺序、单轮间隔、双轮间隔为主。根据本矿煤层的特点，设计采用单轮顺序放煤方式。单轮顺序放煤是将工作面支架依次按顺序沿采煤机割煤方向放煤。对于放煤高度较大的煤层来说，由于后一架放煤时不可避免地使得前一架椭球体内已放空煤的矸石过早进入放煤口，因此放煤损失较大；同时工作面长度较长时，放煤时间过长，影响工作面的产量；对于顶煤较薄的煤层来说，单轮顺序放煤工艺简单易行，由于放煤速度较快，工作面长度较短时还可以减少放煤人员，因此，针对对本矿井20101工作面长度，单轮顺序放顶煤比较合适。单轮顺序放煤放煤时间短，在生产过程中，设计考虑在煤层厚度小于10M的区域采用单轮顺序放煤，在10M以上的区域采用多轮顺序放煤，在生产实践过程中，可以找出最佳的临界点。二、工作面正规循环生产能力1工作面生产能力计算回采工作面基本参数为前270M切眼长70M，后230M切眼长140M。2号煤层采用综采放顶煤采煤法，其中采底开帮24M、放顶煤426M、最小控顶距423M，最大控顶距483M。每循环推进06M，容重139T/M3，工作面回收率推帮煤95、放顶煤70。1循环产量70M切眼循环产量Q循环Q1Q2133117413072T推帮循环产量Q1LM1VC17024061390951331T放顶煤循环产量Q2LM2VC270426061390701741T140M切眼循环产量Q循环Q1Q2266234826144T推帮循环产量Q1LM1VC114024061390952662T放顶煤循环产量Q2LM2VC2140426061390703482T式中Q产量，TL工作面长度，M；M1M2推帮采煤厚度及放顶煤厚度，M；V工作面年物质循环进度，M；煤层容重，T/M3；C1工作面推帮回采率，取095。C2工作面放顶煤回采率，取070。2工作面生产能力工作面，70M切眼每天7个循环，日产量2150T，140M切眼每天5个循环，日产量3072T。70M切眼月产量302150645万吨；140M切眼月产量30307292万吨；第三节设备配置一、主要设备参数1、采煤机型号MG300/700WD功率700KW采高范围20003700MM载深630MM额定电压1140V滚筒直径1600MM牵引速度082M/MIN2、液压支架1、液压支架的选型（1）中间支架技术参数A、技术参数型号ZF4500/17/28支架型式四柱低位放顶煤液压支架最小外形尺寸1430MM5620MM1700MM支架高度17002800MM支架工作阻力4500KN支架初撑力3517KN支架中心距1500MM支架宽度14301600MM支架支护强度（平均）064MPA支架底板平均比压18MPA支架侧护板为单侧活动侧护板,面向煤壁右侧为活动侧板。支架移架步距600MM。单伸缩立柱行程1096MM；缸径/杆径，200MM/185MM，工作阻力为1000KN。推移千斤顶（行程700MM），缸径/杆径140/85MM，拉架力430KN，推溜力为272KN。侧推千斤顶（5根）缸径/杆径63/45MM。尾梁千斤顶（2根）缸径/杆径140/85MM。插板千斤顶（2根）缸径/杆径80/45MM。伸缩梁千斤顶（2根）缸径/杆径80/60MM。后溜千斤顶（1根）缸径/杆径125/85MM。泵站额定压力315MPA；调定压力30MPA。支架整机重量以设计重量为准（预计14吨）。支架操作形式本架操作，管路为KJ系列，主进液管为315，主回液管为38。操纵阀3片流量按照300L/MIN配置，其余按照中流量配置。支架推移机构倒装整体推杆。B、技术要求密封件采用聚氨酯材质，其中立柱和千斤顶密封必须采用山西原平泰宝生产的TSM密封件。底座采用全开裆刚性结构。连杆采用前单后单结构。顶梁采用带伸缩结构，伸缩梁行程为700MM。支架连接头采用铆焊结构件，满足使用要求。（2）过渡支架技术参数A、技术参数型号ZFG4800/20/32支架高度20003200MM。支架工作阻力4800KN。支架初撑力3517KN。支架中心距1500MM。支架宽度14301600MM。支架支护强度（平均）064MPA。支架底板平均比压18MPA。侧护板为双侧活动侧护板，使用时一侧固定，一侧锁死。移架步距600MM。采用单伸缩带加长杆式立柱（4根）。缸径/柱径/杆径，200MM/185MM/157MM。推移千斤顶（1根）行程700MM。缸径/杆径160MM/120MM。拉架力为563KN，推溜力为246KN。侧推千斤顶（3根）缸径/杆径，63/45MM。前梁千斤顶（2根）缸径/杆径，140/85MM。尾梁千斤顶（2根）缸径/杆径，140/85MM。插板千斤顶（2根）缸径/杆径，80/45MM。伸缩梁千斤顶（2根）缸径/杆径，80/60MM。后溜千斤顶（1根）缸径/杆径，140/85MM。掩梁立柱（2根）缸径/杆径，200/170MM。泵站额定压力315MPA；调定压力30MPA。支架操作形式本架操作，管路为KJ系列，主进液管为315，主回液管为38，操纵阀3片流量按照300L/MIN配置，其余按照中流量配置。支架推移机构倒装整体推杆。B、技术要求密封件采用聚氨酯材质。其中立柱和千斤顶密封必须采用山西原平泰宝生产的TSM密封件。底座采用全开裆刚性结够。连杆采用反四边连杆结构。顶梁采用整体顶梁带铰接前梁结构。前梁带伸缩梁结构。伸缩梁行程为700MM。支架连接头采用铆焊结构件，满足使用要求。3、工作面输送机（1）前部输送机、技术参数型号SGZ764/400装机功率2200KW。电动机YBSS200型双速电机,电压为1140V。配带双速开关QJZ400/1140660S。减速器16JSKA200。制造长度140M。输送量800T/H。刮板链采用中双链型式，规格为2692C，破断力850KN。2后运输机、技术参数型号SGZ764/630装机功率2315KW。电动机YBSS315/1604/8型双速电机,电压为1140V。配带双速开关QJZ800/11404。减速器JS315。制造长度140M。输送量900T/H。刮板链采用中双链型式，规格为30108C，破断力1130KN。4、转载机型号SZZ764/132型转载机设计长度40米输送能力1100T/H装机功率132KW爬坡角度10电动机型号YBS132电动机额定功率132KW电动机额定电压1140/660V冷却方式水冷减速器型号JS200减速器传动比1241减速器链速1545M/S冷却方式水冷中部槽规格长内宽高1500724800结构型式整体箱形焊接结构联接方式螺栓刮板链园环链2692C梯齿形接链环2692型式中双链链中心距120MM刮板间距920MM紧链方式闸盘紧链器紧链，伸缩机头调链5、破碎机型号PLM132型1破碎能力1500T/H2电机功率132KW；型号,YBS1320；转速，1475RPM3外廓尺寸总长4300MM；总宽2283MM；总高1760MM4皮带轮中心距1356MM；传动比3151；带速274M/S6、乳化液泵站（1）乳化液泵选用型号BRW315/315两台，主要技术参数如下公称流量315L/MIN公称压力315MPA二、设备布置1、工作面配备液压支架布置工作面长140米，布置端头支架ZT12000/23/35型液压支架1架；中间支架ZF4500/17/33型液压支架74架；过渡支架ZFG4800/185/33H型液压支架6架。工运机布置沿工作面煤壁布置长144米的SGZ760/400型刮板输送机，使其与转载机搭接。后运输机型号SGZ764/630，采煤机布置MG300/730QWD型双滚筒采煤机工作面切眼中部布置一台45KW回柱绞车供稳架用。2、20101巷设备布置转载机布置SZZ800/250型转载机布置在皮带顺槽与工作面交接处，前后分别与皮带和刮板机搭接。皮带机布置PS6T/1000/100/200胶带输送机一部长580米。设备列车布置布置移变6台，乳化液泵2台，乳化液箱、开关组、综保等。详见附图520101工作面设备布置图第四章顶板管理第一节支护设计一、工作面的支护设计根据顶板资料和经验回归公式计算确定液压支架的工作阻力1、按现行较通用的岩石容重法公式计算1PKMDZKQ式中QZ支护强度，KN/KD动载系数取KD15M一次采厚（平均厚度最大为666M，按80回收率计算），取532MKP冒落矸石碎涨系数取KP135顶板岩石容重取25KN/M3则1553225/1351570KN/（80）支架工作阻力PQZLKLDB式中P支架工作面阻力LK梁端距取LK03MLD顶梁长度取LD455MB支架宽度取B15M则P57045503154147KN放顶煤面为普通综采的80，则P3317KN选择支架工作阻力为3317KN。2、根据放顶煤工作面现场实测数据的回归公式计算PMAX193921H471F155/MD式中PMAX工作阻力KNH煤层埋深M取H270MF煤的硬度系数取F351MD顶煤厚度取MD426M则P19392127047118155/4263512考虑动载系数后为3512113863KN通过上述两种计算结果，并结合集团公司现有的放顶煤支架应用效果，及我矿20101工作面放顶煤支架实际应用情况，确定工作面支架工作阻力为4500KN。二、乳化液泵站（一）泵站型号、数号根据液压支架需要的供液压力和流量要求选WRB200/315型三柱塞卧式往复泵乳化液泵站，额定压力315MPA，公称流量2200L/MIN，电机功率为2125KW，乳化液泵箱型号为RX200/16，配套为二泵一箱，输液管路选用直径32MM高压胶管。（二）泵站位置泵站放在20101运输顺槽距工作面80150米，用32进液高压管，耐压不小于315M/PA，38回液高压管，耐压不小于315M/PA与工作面支架连接。（三）泵站使用规定1、泵站必须放置在专用硐室内，如顶部有淋、滴水时，必须用废旧风筒布遮盖。2、乳化液泵和乳化液箱必须处于水胶稳固状态，乳化液箱位置必须高出泵体100MM以上。3、按计划使用乳化液自动配比装置，没有使用前，必须每配液一次，用乳化液浓度测试仪测试一次，保证乳化液浓度在35之间，乳化液配液用水必须是经化验合格的清洁水。4、必须保证乳化泵的输出压力不小于30MPA，达不到此要求时，必须调整压力或换泵，此泵必须立即检修。5、严禁带病运转乳化泵，严禁带压更换液压件，更换修理供液管路时，必须关闭主管路截止阀。6、非维护人员严禁打开卸载阀、安全阀、蓄能器等部位的铅封和调整乳化液泵站的压力，在正常情况下，严禁关闭泵站的回液截止阀。7、供液管路要铺设整齐，保证供、回液畅通，保持泵站附近的工业卫生整洁。乳化液箱密闭完好，有压力表显示，不跑液、漏液。8、对乳化液泵定期按要求检查、检修，并做好记录。9、正常运转时，必须经常检查，发现温度超过规定，出现异味，压力表指示不正常，乳化液浓度、液面高度不符合规定时，必须立即停泵。第二节工作面顶板管理本工作面的顶板管理采用全部跨落法。20101工作面采用89架ZF4500/17/28型支撑掩护式放顶煤液压支架、1架ZT12000/23/35型端头液压支架和6架ZFG4800/185/33H过度支架支护顶板，支架移架步距为06M。基本支架最小控顶距为4230MM，最大控顶距为4830MM，过渡支架最小控顶距为4930MM，最大控顶距为5530MM，中心距1500MM，放顶步距600MM。一、正常工作时期的顶板支护方式1、支架操作顺序伸伸缩梁降架，擦顶移架，收伸缩梁升架2、移架方法单架顺序法（本架操作）从上往下或从下往上顺序降架。采煤机前滚筒割过1530米时，追机伸伸缩梁，伸缩梁要托实顶板。滞后采煤机后滚筒35米移架，工作面采用带压擦顶移架。移架时，后部溜不随架移动，支架升起后，顶梁必须升平，严密接顶，立柱达到初撑力。操作完毕，各操作手把必须打到中间位置。移架时，在顶板较完整时，可前后立柱同时下降。当顶板破碎时，要先降后柱，使顶梁成前高后低的倾斜状态，以免矸石向前滑落。升柱时的情况与降柱相同。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8M，防止长时间空顶。4、工作面出现冒顶时，要及时用木料接顶，并支好支架。二、正常工作时期的特殊支护方式1、上下安全出口端头支护要求1工作面上端头除使用两架ZFG4800/20/32G型过渡支架外，从过渡支架到掘进棚梁这一段再使用一架ZTZ10000/21/32型端头支架，交替迈步前移，一次迈步06米。2两顺槽端头必须保持08M宽的安全出口，工作面所有安全出口与巷道衔接处的20米内巷道高度不得低于18米。3回风巷端头使用两架ZFG4800/20/32G型过渡支架支护，过渡支架距回风巷上帮05M以下及顶板完整时，可不用其它支护，顶板破碎或超过05M时,使用铰接顶梁和DZ35型单体支柱支护，一梁三柱布置，棚距不超过07米。4顶板破碎时，工作面进、回风顺槽机头、机尾处，由于压力比较集中，顶煤易冒落，故各两架支架上方铺设金属网，网的长边沿工作面倾斜方向，网的规格为5CM5CM的网孔，5M07M的尺寸，每割一刀，在机头机尾各铺一卷网，要求铺设的网与进、回风掘进时铺设的网搭接联好，长边对接，短边与掘进铺设的网搭接不小于03M，联网为隔一孔联一孔，联网用14铁线，采用三纽一扣压辫式联结。5端头在后刮板运输机电机后面5CM处支设关门柱并挂尼龙网，柱距05米，高度大于15米，宽度从支架侧到煤柱帮。并挂牌提示“严禁进入采空区”。6回风顺槽为锚网支护、运输顺槽部分为锚网支护，如果上、下隅角深度超过10米，顶板未垮落时，必须采用编织袋装上黄土对上、下隅角进行充填，使充填物接触到顶板。7采煤机割到溜机头（尾），允许前10M范围内不支柱,推溜后老塘侧必须及时支柱,单体支设要牢固。8端头放顶回柱时必须四人配合，一人回柱放顶，一人观山，二人拉运物料。放顶前必须清理杂物，检查落山瓦斯。做到先支后回，先远后近，先老塘后煤帮，必须实行远方卸载回料，并使用千不拉将卸载的支柱拉出，严禁人员进入老塘内取料或作业；回出的支柱、顶梁等要及时运出，严禁堵塞退路。放顶后梁柱回收要等顶板稳定后进行。放顶时必须停输送机，端液压支架必须达到初撑力。9）严格执行好“敲帮问顶”制度和“先支后回”制度。顶板破碎或压力较大时，必须打好临时护身柱，确保人员在安全的条件下作业，严禁空顶作业。10）端头支架前移前，必须整平前方底板、清除障碍物，吊挂好电缆管线。两架交错前移，采取防倒措施，顶板不平时用料衬平，支架升实后撑起掩护板。并做到与过渡支架放顶线相齐。11）转载机行人过桥宽度08M,高度18米。2、超前支护1、运输顺槽采用金属铰接顶梁配合单体支柱二排支护，人行道排距10M，柱距10M。直接支护顶板。巷道超高31米用棚环、圆木、坑木作假顶，坑木以井字形码放接顶，巷道超前维护倾向跨度4M，走向距离从煤壁算起50M。若超前维护以外的巷道出现变形时，可打点柱支护或套棚支护。详见附图20101综放工作面、端头及两巷超前支护示意图2、回风顺槽采用金属顶梁配合单体支柱三排支护，人行道排距为10M，柱距1M。直接支护顶板。巷道超高31米时用棚环、圆木、坑木作假顶，坑木以井字形码放接顶，巷道超前维护倾向跨度40M，走向距离从煤壁算起50M。若超前维护以外的巷道出现变形时，可打点柱支护或套棚支护。（详见附图20101综放工作面、端头及两巷超前支护示意图）3、在开采过程中如顶板破碎金属铰接顶梁不能有效维护顶板时应改为“十”字顶梁铰接支护。具体规格另定。4、支护要求A、支拄应纵横成线，左右偏差不大于50MM。B、支柱应支到实底，并做到迎山有力，单体液压支柱初撑力不小于115MPA，班班进行二次注液，并有现场检测手段。支柱钻底量大于100MM时，应穿铁鞋支护45号钢，直径280MM。C、超前支护支柱柱头应打在顶梁牙磕内。D、严禁使用失效的支柱。和损坏的顶梁。E、所有单体液压支柱三用阀注液口朝向老塘，阀、把手方向一致。F、两巷巷道净高均不得低于26M，人行道宽度不得小于08M，单体支柱活柱行程不得小于150MM，不得大于600MM。J、超前支护内所有铁鞋的鞋鼻子要与单体下把手方向一致，铁鞋小链要盘挂在单体上，铁鞋小链的钩子开口方向统一对向工作面煤帮，挂在单体下手把上。5、顺槽超前支护的长度从工作面煤壁起，往外不得少于30M，设置距离牌，支柱应编号管理，单体液压支柱必须上好防倒杆。6、超前支护以外的巷道出现变形时应及时打点柱支护，棚腿损坏失效时要及时更换为单体支柱。7、金属铰接顶梁支护时，必须由三人进行操作，一人托梁，一人支柱，一人负责观察顶帮安全，在铰接梁插好圆销后，先打后侧的弧形楔，待顶板用护顶材料穿好，再打紧前弧形楔；架设迈步抬棚时，必须四人进行操作，两人扶梁，一人支柱，一人负责观察顶帮安全。8、单体液压支柱的防倒杆为丝杠防倒杆，金属铰接顶梁防坠装置为抱箍弹簧扣式单体柱选用DZ35型单体液压支柱，金属顶梁为12米型梁。三、移架与其它工序平行作业的安全距离（1）移架滞后机组滚筒35M。（2）移溜滞后移架不小于15M左右。四、特殊时期的顶板管理（一）、窜架时的顶板管理工作面采斜或长度加大，出现窜架时，必须加强顶板管理。如果支架窜出顺槽，端头支护形式不变，但在移架时必须防止将棚子拉斜。如果支架窜入工作面，采用32米长的钢梁和DZ28型单体液压支柱维护顶板，一梁四柱，成对分布，组间距055米，每对梁间距02米。同时在落山支设密集柱，隔绝采空区。（二）、初采、末采时的顶板管理1、初采时的顶板管理由于20101工作面采用倾向长壁综采放顶煤一次采全高仰采采煤方法，煤层顶板、易冒落，所以一般不会出现大面积悬顶。2、末采时的顶板管理A、末采准备1、成立以生产矿长为组长，总工、机电矿长为副组长、各业务科室领导为成员的末采及设备拆除领导组。2、停采线的确定20101工作面停采线确定为留设30米盘区保护煤柱。3、支护材料的准备1、工作面正常需要单体液压支柱160棵，铁鞋150块，铰接顶梁220棵。2、20101综放工作面各种支护用品备用量按不少于在用量的10计算，DZ35单体液压支柱共10棵，铰接顶梁22棵，铁鞋（45号钢，直径280MM）21块，坑木5M3，小料5M3，铰接顶梁25棵。3、备用材料的存放地点，应保持距工作面50100M之间，材料分类摆放整齐，标明材料名称、规格型号、数量、单价等内容，实行挂牌管理，由专人负责。材料存放地点必须保证有07M以上宽度的人行道。B、末采开采工艺1、工作面末采的开始工作面煤壁距停采线15米时，停止放煤，进入末采阶段，此时端头支护与正常开采相同。2、停采工作面煤壁距停采线3米时，采煤机停在机尾处，前部溜机尾及以下15米弯曲段不在推移，采煤机不再进刀，煤壁保持平直。3、回进风巷超前支护仍按规程规定执行。（三）、过断层及顶板破碎时的顶板管理加强过断层及顶板破碎回采时的顶板管理工作。当工作面局部地段片帮较严重时,可超前采煤机移架,及时支护煤壁；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。1、当工作面顶板出现悬顶、掉矸、空顶、片邦、压力大等严重情况，必须加强临时超前支护，工作人员进入机道进行接顶和进行临时支护时，工作面采煤机、前部刮板输送机等设备，开关要停电打闭锁，并设专人观察顶板和煤壁，护好帮，执行好敲帮问顶制度，确认安全后方可工作，否则，严禁进入。2、处理顶板条件差时，必须从顶板好的区域逐渐向孬的区域进行维护，严禁空顶作业。3、进行顶板维护时，首先用长把工具找掉危岩悬矸，进行好临时支护，确认安全后方可进行维护工作。4、进行顶板维护时，现场要有专人指挥，运料、递料、维护人员分工明确，坚持“有人作业，有专人观察顶板”的原则，维护顶板时，应闪开维护人员在特殊应急情况下，能够及时撤离的通道。5、进行维护工作时，左右15M不得有与维护工作无关的工作，统一口号，递料、装顶维护等动作，要协调一致，需要动作液压支架时，必须安排专人进行操作，且工作人员要闪开被动作液压支架，躲入安全地点后，才可进行操作。6、确保顶板维护区域液压支架、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，达到初撑力；顶板维护后，接顶要严密。7、当需要维护的顶板处高度较大时，工作人员维护必须使用脚手架，脚手架的搭设要牢固可靠，不影响进行其它工作。8、采煤机在顶板条件差的区域割煤时，必须放慢割煤速度，当出现顶板漏顶时，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；移架、割煤时，人员必须在架箱里进行操作。第三节矿压观测一、观测对象1、工作面及回、进风巷顶板及支架情况。2、工作面综采液压支架，端头支护及回进风巷超前支护的单体液压支柱。二、观测的内容20101工作面矿压观测的内容主要有工作面支架初撑力、工作面支架工作阻力观测、工作面支架活柱下缩量、工作面顶底板移近量，两巷超前支护范围内超前支架、单体液压支柱初撑力及工作阻力观测和支护质量动态监测。（3）观测方法利用支架压力传感器分别布置在2、12、24、36、47支架上,共采用5个传感器观测支架前、后柱工作阻力的变化情况。将工作面压力数据通过安全监控系统上传到调度室。3、活柱下缩量采用钢卷尺进行实测。沿测线支架在拉架前后对立柱的活柱下缩量各测量一次，并做好记录。4、顶板破碎度的观测每个检修班每隔35架支架取一架支架采用钢卷尺测定顶梁第一接顶点至顶梁梁端的距离、梁端至煤壁距离、片帮深度、顶板冒落高度和宽度。四、数据处理矿压观测小组对所测数据进行处理后，编制矿压观测总结。第五章生产系统第一节运输一、运输设备及运输方式1、运煤设备及装、转载方式本工作面使用MG300/700WD型采煤机割煤装煤SGZ760/400、SGZ764/630型刮板输送机SZZ764/132型转载机到皮带顺槽可伸缩皮带运输机2集中运输巷主井地面。二、移溜（转载机）方式1、移溜工作面使用支架推溜千斤顶移溜，机头使用进风回柱绞车配合前后溜千斤顶推移。2、移转载机转载机机头30M处，安装一台回柱绞车配合单体液压支柱前移。三、运煤路线运煤系统20101工作面20101运输顺槽2集中运输巷主井皮带地面四、辅助运输路线地面副井2车场20101运输顺槽20101工作面详见附图720101工作面运输系统图第二节一通三防与安全监控一、通风系统1、20101采煤工作面实际需要风量的计算20101综放采煤工作面实际需要风量，应按工作面气象条件、瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、人员和爆破后的有害气体产生量等规定分别进行计算，然后取其中最大值。1、按气象条件计算Q采6070V采S采K采高K面长式中V采采煤工作面的风速，按采煤工作面进风流的温度从表1中选取，M/S；取10S采采煤工作面的平均有效断面积，按最大和最小控顶有效断面的平均值计算，M2；S采（工作面最大控顶距工作面最小控顶距）/2工作面实际采高；取483423/224K采高采煤工作面采高调整系数，具体取值见表2；取12K面长采煤工作面长度调整系数，具体取值见表3；取1170有效通风断面系数；60单位换算产生的系数。表1采煤工作面进风流气温与对应风速采煤工作面进风流气温/采煤工作面风速（M/S）201020231015232615182628182528302530表2K采高采煤工作面采高调整系数采高/M20202525及放顶煤面系数（K采高）101112表3K面长采煤工作面长度调整系数采煤工作面长度/M长度调整系数（K面长）150815800809801201012015011150180121801314Q采6070V采S采K采高K面长6070105448/22412116786M3/MIN2、按照瓦斯涌出量计算Q采125Q采CH4K采CH4式中Q采CH4采煤工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量，M3/MIN。采用抽放的工作面，应扣除瓦斯抽放量进行计算；取053；K采CH4采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，综采工作面取20,放顶煤工作面取25，如果实际测定值大于20或25时，取实际测定值（实际测定值为正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日瓦斯绝对涌出量的比值）；取25125按采煤工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过08的换算系数。Q采125Q采CH4K采CH412505325166M3/MIN3、按照二氧化碳涌出量计算Q采67Q采CO2K采CO2式中Q采CO2采煤工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量，M3/MIN；取095K采CO2采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，取2，如果实际测定值大于2时，取实际测定值，实际测定值为正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对二氧化碳涌出量和月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值；取267按采煤工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过15的换算系数。Q采67Q采CO2K采CO2670952127M3/MIN4、布置有专用排瓦斯巷的采煤工作面实际需要风量计算Q采Q采回Q采专回Q采回125Q采K采CH4Q采专回40Q专回排K采CH4式中Q采回采煤工作面回风巷需要风量，M3/MIN；Q采专回采煤工作面专用排瓦斯巷需要风量，M3/MIN；Q采采煤工作面回风巷的风排瓦斯量，M3/MIN；Q专回排采煤工作面专用排瓦斯巷的风排瓦斯量，M3/MIN；40专用排瓦斯巷回风流中的瓦斯浓度不应超过25的换算系数。未布置专用排瓦斯巷。5、按炸药量计算（1）一级煤矿许用炸药Q采25A采（2）二、三级煤矿许用炸药Q采10A采式中A采采煤工作面一次爆破所用的最大炸药量，KG；25每千克一级煤矿许用炸药需风量，M3/MIN；10每千克二、三级煤矿许用炸药需风量，M3/MIN。工作面采用综采放顶煤采煤法，不使用炸药。6、按工作人员数量计算Q采4N采式中N采采煤工作面同时工作的最多人数，人；工作面正常工作人员每班18人，另考虑带班人员2人，计算交接班时最大人数为40人；4每人需风量，M3/MIN。Q采4N采440160M3/MIN取上述16条件计算的最大值做为采煤工作面的实际需要风量。取6786M3/MIN7、按风速进行验算（1）验算最小风量Q采60025S控MAX（M3/MIN）S控MAXL控MAXH采高70（M2）得S控MAXL控MAXH采高70（M2）542470907（M2）Q采60025S控MAX（M3/MIN）60025907136（M3/MIN）Q采6786（M3/MIN）136（M3/MIN）（2）验算最大风量Q采6040S控MIN（M3/MIN）S控MINL控MINH采高70（M2）得S控MINL控MINH采高70（M2）482470806M2Q采6040S控MIN（M3/MIN）604080619344M3/MINQ采6786（M3/MIN）19344M3/MIN通过上述综合计算，确定20101综采放顶煤面实际需风量暂按6786M3/MIN考虑。2、通风系统主、副斜井2层集中运输下山、2层辅助运输下山、20101运输顺槽20101工作面20101回风顺槽2层总回风回风斜井地面。详见附图820101工作面通风系统图。二、防治瓦斯措施1、加强通风管理，工作面通风系统要稳定可靠，风量风速符合要求，瓦斯和有害气体浓度必须符合安全规程的有关规定。2、通风区在20101工作面每班至少派一名专职瓦斯员，瓦斯员要严格执行巡回检查制度和请示汇报制度，并认真填写瓦斯检查记录牌。瓦斯管理必须按高瓦斯矿井管理重点加强检查。专人专面手拉手交接班制度。检查瓦斯的同时，还要注意观察不同的地点、不同时间的瓦斯涌出情况。瓦斯员每班必须坚持“三检查，三汇报”，在工作面实行“手拉手”交接班。在工作期间如发现瓦斯超限要立即撤人断电，并用电话将超限浓度和范围等详细情况及时向矿调度室汇报。工作面作业人员必须服从瓦检员指挥，严禁在气体超限的情况下继续作业。待事故处理后，经瓦检员重新检查，确认安全后方可恢复生产。3、当20101工作面任何一个地点瓦斯浓度达08，二氧化碳浓度达15，一氧化碳浓度达00024，必须并切断电源，撤出人员，应立即汇报矿调度室进行处理。4、一切工作人员必须爱护通风设施及防尘设施，进出风门必须随手关闭风门，严禁风流短路，若发现通风设施损坏丢失，应立即汇报矿调度室，并组织人员及时处理。5、甲烷传