11201综采工作面作业规程38.doc

*集团*煤业公司采煤系统作业规程*集团*煤业公司11201综采工作面作业规程 施工单位：综采预备队 编 制 人： 编制时间：2014年3月目 录第一章 概况1第一节 工作面位置及井上下关系1第二节 煤层2第三节 煤层顶底板3第四节 地质构造5第五节 水文地质5第六节 影响回采的其他因素7第七节 储量及服务年限8第二章 采煤方法及回采工艺9第一节 巷道布置9第二节 采煤工艺12第三节 设备配备20第三章 顶板控制21第一节 支护设计21第二节 工作面顶板管理22第三节 上下顺槽及安全出口支护管理23第四章 生产系统26第一节 运输系统26第二节 通风系统26第三节 供排水系统29第四节 安全监控系统30第五节 供电系统32第六节 通信照明系统36第七节 矿压观测36第五章 劳动组织和主要技术经济指标38第一节 劳动组织38第二节 工作面主要技术经济指标41第六章 煤质管理42第七章 油脂管理44第八章 安全技术措施45第一节 一般规定45第二节 顶板管理51第三节 防治水措施53第四节 爆破53第五节 一通三防54第六节 防突管理59第七节 运输管理67第八节 机电管理72第九节 特殊时期工作面回采安全技术措施81第十节 其它83第九章 灾害应急措施及避灾线路891*集团（河南）*煤业公司采煤系统作业规程第一章 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对照表煤层名称二1煤水平名称-175m采区名称11采区工作面名称11201地面标高（m）+417+518工作面标高（m）-101-47地面位置11201综采工作面对应地表为受风化剥蚀的低山丘陵地貌，地面多被植被和灌木覆盖，工作面中段为一开阔的山地，东段地表对应村庄为幽兰南坡村居民区。井下位置及四邻采掘情况 11201综采工作面位于11采区西翼，属于孤立煤柱，东至11采区回风、胶带及轨道上山，西为西翼未开拓区域，南为11181采空区，北为11221采空区。回采对地面设施影响 预计回采会对地表零星居民区有一定影响。走向长度（m）636638637倾斜长度（m）87平面积（m2）55419第二节 煤层 表1-2 煤层情况表煤层名称二1煤层煤层结构煤层倾角（）132116结构简单，不含夹矸煤层厚度（m）0.1204.7可采指数92.6变异系数78.2稳定程度较稳定煤层情况描述11201综采工作面开采煤层为二1 煤层，煤层赋存疏松，属于典型的松软不稳定煤层，煤层结构简单，不含夹矸，煤层呈黑色，块状、粉末状、鳞片状，具玻璃光泽，半亮型煤，f=0.15。11201综采工作面位于*滑动构造中东部，受*滑动构造影响，该工作面二1煤层赋存极不稳定，二1煤层厚度0.120m，平均厚度5.3m；二1煤层原生结构遭到明显破坏，层理紊乱，煤层呈碎沫状。由于顶、底板岩层相对顺层滑动，造成煤层塑性流动，局部煤层具有骤变和突变的特点，最厚处常为平均煤厚的24倍，根据该工作面上下顺槽、原11181下顺槽、原11221上顺槽掘进期间巷揭地质资料及工作面内和临近钻孔10406、10609、10507钻孔资料分析，预计该工作面内部存在三个薄煤带，不可采区、薄煤区、厚煤区不规则交替出现，该工作面煤层具有分布不均一，总体上中段和东南段赋存较厚，西段则较薄，为不可采区。第三节 煤层顶底板 表1-3 煤层顶底板情况表顶板名称岩石名称厚度（m）岩 性 描 述老 顶中粒砂岩10.2 灰色,成份以石英为主，含岩屑，泥硅质胶结，次为长石，含白云母片，分选中等，次棱角次圆状，交错层理，层面含白云母化石。直接底砂质泥岩6.5 灰黑色，粉砂泥质结构，层面含白云母片及大量植物化石，参差状断口，微具擦痕，下部含菱铁质结核及黄铁质结核。老 底L8灰岩1.6 深灰色，隐晶质结构，含较多黄铁矿散晶、结核，层面具炭质膜，网状裂隙被大量方解石脉充填，含蜒类、腕足类化石，上部泥质含量较高。煤质情况W（%）A（%）V（%）QDTg（卡/克）FC（%）S（%）Y工业牌号0.913.7213.39711774.050.70 贫煤工作面在薄煤带回采时会造成大范围打顶、打底，会增加外在灰分；工作面过薄煤带大范围打顶时，预计顶板水正常涌水量15m/h，最大涌水量30m/h，会增加外在水分，对煤质有一定影响。附图：11201综采工作面煤层顶底板综合柱状图。第四节 地质构造 表1-4 地质构造情况表概述： 11201综采工作面总体上为一北倾的单斜构造形态，地质条件中等，位于*滑动构造中东部。根据*精查地质报告显示，*滑动构造波及煤层顶板以上20-40m地层，*滑动构造剖面上为浅部陡、深部缓、上撇下收、上盘下降的叠瓦状断层组合，二1煤层受滑动构造和层间顺层滑动影响，煤层产生塑性流动，发育有一宽缓背斜构造，煤层顶底板有不对称不协调上隆下坳现象，在该工作面主要为二1煤层的突变和骤变，薄则为无煤或薄煤带。受古沉积聚煤环境和*滑动构造的共同影响，本区域煤层赋存不稳定，煤层厚度不均一，工作面在掘进期间揭露的大小的薄、无煤带共有三个，其中在切巷外286m处揭露了一走向长11-17m的不可采区，对工作面回采影响较大。褶曲名称性质轴向两翼煤底板产状对回采影响程度1向斜330-340330-34015-27较小第五节 水文地质一、工作面涌水量预计11201工作面正常涌水量为65m3/h。最大涌水量为130m3/h。二、水文地质情况1、顶板水：11201工作面直接顶和老顶为二1煤层标志层大占砂岩，工作面范围内大占砂岩整体较稳定，起伏较大，局部地段砂岩裂隙发育，会有顶板淋水现象，原11181工作面和11221工作面已对其进行过疏放，总体上富水性较弱，对回采影响不大。2、底板水：11201综采工作面二1煤底板岩性主要为砂质泥岩、细粒砂岩，层位稳定，但东、西厚度不均一，整体上西部比东部厚，根据11采区轨道下山、皮带下山、回风下山实揭地质资料分析，该区域L7-8富水性较弱；二1煤层底板到L1-4灰岩顶面平均厚度为45.6m，L14灰岩水位标高为+163.3m，工作面平均水压为2.56-3.10Mpa，L14灰岩及寒武系白云质灰岩岩溶裂隙含水层为底板间接充水层，可通过构造与L78灰岩形成直接水力联系。经计算，突水系数T=P/M=0.056-0.068 Mpa/m。3、老空水：11201工作面南为11181老空区，北为11221老空区，在掘进期间为保证11201上顺槽安全掘进，编制了11201上顺槽探放水设计及专项安全技术措施对11181工作面老空水进行多回次探放水，经疏放后，原探水孔现累计共有7m3/h老空水涌出，在回采前要对11181老空区进行复探放水，确保11201工作面安全回采。4、断层水：11201综采工作面上、下顺槽及切巷掘进期间未揭露断层，该工作面回采过程中受断层水的影响较小。5、钻孔水：经查11201综采工作面内及附近区域有10507、10406、10609三个勘探钻孔，10406钻孔和10507钻孔距离工作面较远；10609位于工作面内，经查该孔二1煤顶封孔长度158.95m，至下石盒子组四煤段，二1煤底封孔长度71.55m，至L4灰岩下部砂质泥岩，该钻孔封孔质量合格，该工作面不受封闭不良钻孔水影响。6、地表水：11201工作面二1煤层埋深467m622m，由于煤层埋藏深度大于安全开采深度（80m），地表形成冲沟，雨季形成季节性河，旱季则干涸，地表水不可能通过采动裂隙及冒落带导入井下，因此不受地表水体的影响。经计算，导水裂隙带Hf=71m。7、 地表水井：经调查地面村庄村民所用水井深度不超过35m，均采取第四系上层滞水作为生产、生活用水来源。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项 目对回采的影响瓦 斯瓦斯绝对涌出量3.14.6m3min。煤 尘 无煤尘爆炸性。煤的自燃煤层自燃倾向等级为三类，不易自燃。地 温该工作面地温正常,无地温异常区。地 压地压不大，主要表现为侧压力，易造成底板鼓起，支架变形、钻底。普氏硬度（f）煤层类矸直接顶直接底0.15无 5-63-4二、地质部门提出问题及建议1、11201综采工作面局部煤层较厚，达到19m左右，在巨厚煤层区域和向斜构造段应加强通风瓦斯管理和注水，确保安全生产。2、11201综采工作面内部受滑动构造、层间滑动和古沉积环境的影响，发育有多个薄煤带，煤厚在0-0.8m之间，回采期间加强薄煤段的顶板管理。3、11201工作面在掘进期间由于局部顶底板起伏较大，工作面上、下顺槽局部煤层赋存较厚，存在有丢底煤现象，回采过程中要采取合理的措施予以回收，防止资源浪费。4、11201工作面上顺槽与11181老空区相邻，掘进期间已对其进行了多回次集中疏放，回采期间注意观测上顺槽沿空一侧涌水量变化情况。5、对11181工作面低阻异常区钻探情况及时进行分析，根据钻孔深度和涌水量确定钻孔的增减量，确保安全回采。保证11201综采工作面上顺槽的排水能力不小于65m/h，下顺槽的排水能力不小于130m/h，完善排水系统，确保工作面底板注浆加固工作顺利完成。6、本区域煤层赋存疏松，容易起尘，在回采过程中要坚持进行煤壁动压超前注水，提高煤层的黏结性以减小扬尘。7、根据勘探资料和生产实际揭露情况，及时探测煤厚，作好预测预报工作。对变薄点变坡点、增厚点、涌水点等及时编录，作好预测预报。第七节 储量及服务年限一、工作面储量表块段号走向长（m）（游标值）倾斜长（m）（常数）斜面积（m2）煤厚（m）容重（t/m3）工业储量（t）回采率（%）可采储量（t）111-2563787576524.71.3836289293337490二、工作面服务年限工作面服务年限为（月产79354吨计算）：337390/793544.3个月。第二章 采煤方法及回采工艺采煤方法：本工作面采用走向长壁后退式综合机械化采煤法。第一节 巷道布置11201综采工作面位于11采区西翼，工作面沿走向布置，工作面上、下顺槽均选用U36型钢半圆拱形支架支护，沿底掘进。1、上顺槽：采用16.2m2的U36型钢支架支护，巷道内设有无极绳绞车、电话、开关、电缆、污水管路、净水管路、瓦斯抽放管等，通过第三中部车场与11轨道上山相连，担任辅助运输任务。通过回风联巷与采区总回风巷相连。2、下顺槽：采用16.2m2的U36型钢支架支护，巷道内设有无极绳绞车、胶带输送机、转载机、破碎机、排水管路、瓦斯抽放管、电缆和通讯电话等，与下顺槽溜煤眼搭接，担任工作面出煤任务。附图：11201综采工作面巷道布置图。附图：11201综采工作面设备布置图。第二节 采煤工艺一、采煤工艺：综合机械化放顶煤。1、进刀方式：工作面采用端头斜切进刀和中部斜切进刀方式。1.1端头斜切进刀：当采煤机割至工作面端头时，其后移输送机至煤壁（图a）；调换采煤机滚筒位置，前滚筒降下、后滚筒升起并沿输送机弯曲段反向割入煤壁，直至输送机直线段为止,然后将输送机移直（图b）；再调换两个滚筒上下位置，重新返回割煤至输送机机机头处（图c）；将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换上下滚筒，返程正常割煤（图d）。附图：工作面采煤机端头斜切进刀图。采煤机刮板运输机（a）起始；（b）斜切并推至输送机；（c）割三角煤；（d）开始正常割煤1.2中部斜切进刀：采煤机割直工作面上（下）端；空刀至工作面中部，并沿输送机弯曲段斜切进刀，继续割煤至工作面下（上）端；移直输送机，采煤机空刀至工作面中部；采煤机自中部割煤至工作面上（下）端，工作面下（上）段输送机移至煤墙，恢复初始状态。2、割煤方式：采煤机的割煤是通过采煤机双向穿梭割煤，前滚筒割顶煤、后滚筒割底煤，往返一次割一刀，单向割煤。3、装煤方式：通过采煤机滚筒将煤壁上切割落到前部刮板输送机溜槽内和由人工将顶煤从支架天窗放下至后部刮板输送机溜槽内。4、运煤方式：前后部刮板输送机运送到转载机，经破碎机破碎后落在可伸缩胶带运输机上运出工作面。5、支护方式：工作面用掩护式液压支架支护，上下顺槽超前20m支护。6、采空区处理方式：采空区采用全部跨落法处理顶板。二、采煤工艺流程打眼注水割煤推移前部运输机移架割煤推移前部运输机移架放顶煤下一循环。（一）、注水1、工作面浅孔注水1.1采用ZQS-50/200（1.6）手持式风钻，421000mm的钻杆打眼。1.2注水孔设计煤厚h6m时，注水孔呈三花眼布置，上孔布置于煤壁顶梁处，孔深不小于6m，仰角不小于30；下孔布置于煤壁距顶梁0.3m处，孔深不小于5m，仰角15-20；孔间距均4-6m。煤厚3mh6m时，注水孔布置于距煤壁顶梁0.2m处，孔间距4-6m，单孔孔深不小于5m，仰角15-20。煤厚2mh3m时，注水孔布置于煤壁距顶梁0.5m处，孔间距4-6m，单孔孔深不小于5m，其角度与煤层赋存角度一致。1.3注水孔封堵：注水孔封堵采用FKSY20/381200mm水力膨胀式封孔器封孔，封孔深度不小于1.5m。1.4煤层注水：用快速接头使封孔器与高压（静压）胶管连接，注水压力控制在2.5Mpa-5Mpa以内。注水时间以煤墙挂汗、梁头滴水、相邻注水孔出水为宜。附图：11201工作面煤层注水设计图。2、工作面高压深孔注水2.1钻孔定位：钻孔首孔位置选择在距离切巷30m左右巷道支护良好处，距巷道底板1.01.5m。根据钻孔施工位置的煤层倾角及煤层厚度设计钻孔施工角度，钻孔倾角与煤层倾角一致。2.2钻孔施工：钻孔采用ZDY-3200钻机施工，采用单排孔布置，孔间距510m。钻孔开始用89mm钻头开孔施工1520m后，更换75mm钻头继续施工。2.3封孔：注水孔封孔使用51mm钢管，注浆、排浆使用13.3mm的镀锌管，封孔长度不小于20m。钢管两端采用聚氨脂封孔材料进行封孔，两道聚氨脂封孔之间使ZBQ-6/2.5型气动注浆泵，用快速膨胀水泥与水1:3的比例进行注浆封堵该段距离。附图：封孔工艺示意图。2.4煤壁加固：为增强煤壁抗压能力，延长注水时间，钻孔施工前，利用ZBQ-6/2.5型气动钻机在钻孔施工地点前后6m范围内，进行煤壁注浆工作，注浆孔深度9m，使用1寸钢管封孔不小于5m，全部用聚氨脂材料封堵，采用速凝水泥与水1:3的比例进行往孔内高压注浆，注浆以煤壁跑浆为标准。注浆孔间距为0.61.2m，排距为0.81.0m。2.5注水：工作面选用MRB200/31.5型专用注水泵，上顺槽铺设一趟51mm的专用注水管路。由于综采工作面煤体较软，为减小注水流量过大造成煤墙漏水，将三个注水钻孔利用25mm截止阀及三通串联起来反复进行注水。2.5.1注水前泵站压力调至5Mpa，注水半小时后，若无异常情况，跟班人员到达现场后，记录注水压力及流量，压力稳定后，通知泵站司机将泵站压力调整为7Mpa，观察并记录注水压力及流量，待压力稳定后再通知泵站司机将泵站压力调整为9Mpa，观察并记录数据。待泵站压力达到11Mpa时，稳定注水23小时后，停止注水。2.5.2注水孔停止注水4小时后，将泵站压力调整至9Mpa重新注水，压力逐渐增大至20Mpa稳定注水。注水期间，若遇到压力不稳定，上下浮动达到3Mpa时，跟班人员立即通知停泵，半小时后再继续注水。注水期间，由生产技术科技术员、施工队技术员携带计时工具现场跟班，负责记录相关数据。数据原则上每隔半小时记录一次，增压时要缩短记录时间。（二)、割煤工作面正常回采期间采用端头斜切进刀方式进行割煤。采煤机由工作面在机窝内上行割煤，前滚筒沿顶后滚筒沿底，采煤机割煤的同时，追机拉架。当割到机尾时，采煤机停止牵引，推移采煤机后边的溜子，然后采煤机下行牵引，上滚筒降下沿底，下滚筒升起沿顶，沿着运输机弯曲段逐渐斜切进入煤墙，直至上下滚筒全部进入煤墙采煤机停止牵引。推移弯曲段及机尾溜子，拉机尾支架，工作面运输机成一条直线，然后采煤机下滚筒降下沿底，上滚筒升起沿顶采煤机向上牵引割三角煤，采煤机上行割煤的同时，追机拉架。当采煤机割煤到机尾时，采煤机上滚筒下降沿底、下滚筒升起沿顶下行正常割煤。（四）、推溜、移架工作面回采时，采用依次顺序移架方式。1、 工作面顶板较稳定时，从工作面一端依次移架（不准由两端向中间挤推）,推溜滞后采煤机15-20m进行，支架移成一条直线；机头机尾在采煤机停机时推移。2、 工作面顶板不稳定时，采煤机割煤后支架立即移架（超前移架），支护顶板，输送机随移架逐段移至煤墙（推移步距为600mm）。3、移架：移架前，支架前方及支架内的煤、矸、杂物等要清理干净，放煤口必须关闭。移架前打好抬底座千斤顶，邻架打上推溜手把，本架打上拉架手把，然后缓慢降架待支架前移时，立即停止降架，手握拉架手把，防止支架拉移超前。移架工操作时，必须站在支架架箱内，严防拉架时抬底座千斤顶伤人或支架与前部运输机之间挤伤人员。支架前方、下方不得有任何人作业或停留。因端头支架是先推溜后拉架，所以端头支架和基本架架尾齐为拉到位，即端头支架应超前基本架一个拉架步距。拉第一架和最后一架前，必须升紧端头抬棚，防止降架时木棚梁下落。支架到位后要及时升起前后立柱，顶梁接顶后，稳定供液3-5秒钟，使支架初撑力达到额定值的80%以上。（五）、放煤1、工作面正常回采时采用多轮、间隔、顺序放煤，放煤步距为1.2m，即拉两次架放一次顶煤，尽量使顶煤保持均匀下降，以减少混矸，提高回采率。2、由技术员负责对工作面进行探煤，根据每次探的煤厚情况，在每班班前会上安排工作，采用合理放煤方法。3、采用多轮、顺序放煤时每轮放出顶煤量的1/3-1/2，按顺序循环放煤，将煤放完。4、放煤时，工作面顶煤在3m以上时应严格采用三轮间隔放煤方法，即每次放出本架顶煤的1/3（约3min）使顶煤及顶板均匀下沉。5、顶煤厚度在1-3m采用两轮间隔放煤法，放煤顺序按1、3、5单号顺序进行，放出顶煤量的1/3-1/2，每次放煤只允许一个窗口操作。该口放完煤后，必须间隔2-3分钟，观察瓦斯情况，当瓦斯浓度不超过规定（0.5）时，方可继续2、4、6双号顺序进行放煤。6、当顶煤厚度在37.4m时，放煤前，升降后立柱几次，使顶板破碎充分增加顶板破碎度，使顶板随顶煤冒落。7、每口放煤后，必须观察上隅角及回风流瓦斯浓度，当瓦斯浓度不超过规定时，方可继续按照三轮间隔放煤法放煤。8、工作面端头及过渡架顶煤尽可能放净，使采空区联通，保证上隅角及上顺槽瓦斯抽放效果。9、放煤窗口被大块煤（矸）卡住时，操作放煤窗口操作手把，反复伸缩插板将放煤窗口大块煤（矸）挤碎，将煤（矸)放下来。若放不下来，用长柄工具或长钎子进行处理，处理前，必须停止后部运输机。放下大块矸石，及时向刮板输送机司机发送停机信号，同时关闭放煤窗口。停机后，用大锤等工具，将大块矸石破碎，运至安全地点后，向运输机司机发出开机信号，待刮板运输机启动后，继续进行下一架放煤工作。10、当工作面瓦斯不稳定时，放煤、拉架、割煤不得同时作业。 三、工程质量控制标准附表2-1 工程质量控制标准工序名称质量特征技 术 要 求割煤割煤方式端头斜切进刀，往返一次，割一刀采高均匀采高2.5m100mm煤壁煤壁直，无伞檐顶底板平（1）无台阶（2）不丢底煤（3）端面冒落高度300mm推拉前后溜溜子直直线段偏差50mm，弯曲段25m溜子平上下弯曲角度3运输机与转载机搭接合理（1）底链不拉回头煤（2）与转载机搭接高度300mm，长度200mm。移溜顺序单向顺序推溜支架直支架成一直线，偏差50mm支架正支架与顶底板垂直歪斜度5度移架顶梁平最大仰俯角10m第三节 设备配备 表2-2工作面设备配备表使用地点设备名称单位数量型 号工作面端头支架架4ZFZ4000/21/30过渡支架架2ZFZ3600/19/28FT中间支架架53ZFZ3600/19/28LT采煤机台1MG250/600-WD1前部刮板输送机部1SGZ-764/500后部刮板输送机部1SGZ-630/264下顺槽转载机部1SZZ764-200轮式破碎机台1PLM-1200胶带输送机部2SSJ1000/2200s信号照明综合保护套1ZXZ8-4/1140抽砂泵 台4BQS/40/80/22/N回柱绞车台1JH-14t乳化液泵台2BRW315/31.5乳化液泵箱个1RX315/25B注水泵台2WRB-160/31.5注水泵箱个1RX200/16A移动变压器台2KBSGZY-T1250/10/1140无极绳绞车部1SQ-80/75B组合开关套2QJZ-2000/1140上顺槽无极绳绞车部1SQ-80/75B回柱绞车台1JH-14t信号照明综合保护套2ZXZ8-4/1140抽砂泵台3BQS/40/80/22/N第三章 顶板控制第一节 支护设计 根据工作面的巷道设计和煤层赋存情况，本工作面采用综采放顶煤工艺。根据煤层底板情况和煤层厚度，硬度及需要的支护强度，本工作面端头支架选用ZFZ4000/21/30型、过渡支架ZFZ3600/19/28FT型、中间支架为ZFZ3600/19/28LT型的综采液压支架，两巷超前5-10m打双抬棚，10-20m打单抬棚，采空区采用全部跨落法管理顶板。其中工作阻力最小中间支架的技术特征如表3-1：序号项目条件技术要求单位1支撑高度1.92.8m2支护宽度1.431.6m3中心距1.5m4最大控顶距6.2m5最小控顶距5.6m4初撑力P=25Mpa3140KN6工作阻力P=28Mpa3600KN7支护强度2.6m时0.73Mpa8对底板比压2.6m时1.02Mpa9适应煤层倾角25度10放煤口尺寸125593011泵站压力25MpaMpa1、ZFZ360019/28LT型掩护式液压支架的技术参数：初撑力：3140KN 工作阻力：3600KN支护强度：平均0.73Mpa 对底板比压：平均1.02MPa2、顶板压力估算Pt9.81hrk9.812.52.56367.8KN/m2 0.368Mpa式中：Pt工作面合理的支护强度，KN/m2 k工作面支护的上覆岩层厚度与采高之比，48取6 h采高2.5m r岩石重力密度，2.5t/m33、支架顶梁承受的压力P= PtS=367.8(1.55.6)=3089KN式中：S-支架支撑面积（宽1.5m，长5.6m）4、结论：由以上计算可以知，支架的工作阻力（3140KN）大于顶板压力（3089KN），支架的支护强度（0.73Mpa），大于支架顶梁上承受的压力强度（0.386MPa），故选择ZFZ360019/28LT型掩护式液压支架是合理的。第二节 工作面顶板管理一、工作面支护工作面采用53架ZFZ3600/19/28LT型中间架、2架ZFZ3600/19/28FT型过渡架和4架ZFZ4000/21/30端头架，共计59架支架。支架中心距为1.5m100mm，端面距340mm,本架操作及时支护的方式。二、端头支护1、上端头采用3.5-4.4m圆木或型钢梁配合2.8m单体液压支柱替棚回收U型钢，替棚后及时打上两道一梁三柱抬棚支护，型钢梁成对使用，分别在机尾端头架上侧和上帮架设，两梁交替迈步前移。2、下端头采用在转载机两侧自移梁支护，自移梁与端头支架迈步前移。在回采过程中如遇端头支架不抬棚梁时，必须采取架设辅助抬棚与自移梁交替迈步前移措施。3、上端头抬棚棚梁柱腿要架设齐全,支柱迎山有力,初撑力不低于50KN。若底软，必须下垫木鞋，并经常检查二次注液，发现有漏、失效的支柱及时更换,并悬挂专用防倒链；下端头超前支护抬棚与自移梁有效搭接长度不得小于0.6m。三、特殊时期的顶板管理1、初次放顶按照11201综采工作面初采初放措施执行。2、在回采中过薄煤带、断层、破碎带、老空老巷等特殊时期顶板管理按制定的专项安全技术措施执行。第三节 上下顺槽及安全出口支护管理一、上、下顺槽替棚上、下顺槽采用U型钢金属支架支护，替棚从上、下切口煤壁外，棚距0.6m，替棚超前煤壁5-10m,上、下顺槽替棚采用4.0m梁*3.0m腿，要求用直径不低于200的圆木，煤壁可使用2.8m的单体柱，顶、帮用椽子、荆芭打严背实，支柱迎山站正，手把、阀口一致向回风侧，支柱必须站在实底，若底软或丢底煤时，必须下垫木鞋，如出现空帮空顶必须用短圆木、荆笆背牢打严；替棚后必须打抬棚，抬棚按以下超前支护要求执行。二、上、下顺槽超前支护1、上顺槽超前替棚5-10m范围内，3.0-4.0m型钢梁或圆木配单体支柱打双抬棚，分别打在巷道上下帮距梁口0.5-0.7m之间要求抬棚一梁三柱。2、下顺槽端头支架以外，使用3.0-4.0m型钢梁配单体支柱打抬棚，要求抬棚一梁三柱，打在转载机行人侧，不得影响拉移转载机。3、巷道断面必须满足通风、运输要求，工作面两巷巷道净高不低于2.2m，行人侧宽度在0.8m以上，超前替棚510m、上下顺槽替棚段必须打双抬棚，1020m范围打单抬棚支护。4、若顶板压力大，巷道变形严重，巷道断面及行人道不能满足要求，上、下顺槽替棚长度不少于10m。5、上、下顺槽超前替棚段超前支护必须连续架设,支柱迎山有力,初撑力达到50KN以上,经常检查，发现有漏液、损坏的支柱及时更换,并有防倒措施，严禁使用外观破损和失效柱。6、两巷替棚时必须先套新棚后回老棚，替棚后帮顶必须打严背实，防止顶煤冒落堵塞风路。7、同一巷道替棚地点不得超过两个。8、上、下顺槽巷道压力显现或出现变形段，必须采用打单体柱或打托梁进行加固。三、做超前门上、下超前门要求：高度1.8m，宽度0.8m，长3.0m。液压支架顶梁支护顶板，如遇煤墙松软易片，用单体柱、荆芭、椽子闭帮。四、上、下顺槽顶板控制工作面回采期间必须对上、下顺槽经常检查维护，断面不得低于设计断面的2/3，支架完整无缺，无断梁折柱，无漏帮漏顶，出现巷道变形严重、断梁折柱、漏帮漏顶必须及时采取扩修或其它措施。五、上下顺槽加固支护质量标准1、支柱纵横成线，偏差小于100。2、支柱站木鞋或胶鞋上且加防倒措施，并做到迎山有力，单体柱的初撑力不小于50KN，不得出现空载支柱。3、所有单体支柱三用阀方向一致，阀端指向回风侧。六、支护材料的使用数量和存放管理1、工作面上顺槽要常备有：3.0-4.0m长的圆木20根、道木20根、单体液压支柱30根、荆芭500块、木鞋50块、小径木 100根。2、材料码放严格按照材料码放制度要求进行码放，分类整齐，挂牌管理，保证两巷质量标准化。第四章 生产系统第一节 运输系统一、辅助运输1、上、下顺槽均采用SQ-80/75B型无极绳绞车运输，拉移胶带运输机机尾采用JH-14型回柱绞车。2、运输线路：地面副井副井井底车场-175主石门11采区轨道上山11采区第三（四）中部车场11201上（下）顺槽工作面。二、运煤工作面采用SGZ-764/500型前部刮板输送机和SGZ-630/264型后部刮板输送机运输，工作面刮板运输机与下顺槽转载机搭接，转载机与胶带输送机搭接，下顺槽胶带输送机与第四中部车场溜煤眼搭接，经11采区胶带上山把煤运到主井底煤仓，通过主斜井胶带输送机运到地面。三、运煤线路工作面下顺槽第四中部车场煤仓11采区胶带上山主井底煤仓主斜井胶带地面煤仓。第二节 通风系统一、通风系统（一）、工作面风量计算1、按瓦斯涌出量计算：Qw=Qgmax/(Cg-Cm)=4.6/（0.5-0）=920m3/min式中：Q(g)max工作面绝对涌出量最大值m3/min;Cg工作面回风流中瓦斯最高允许浓度，按集团公司一通三防管理手册规定，在正常通风条件下，回风流瓦斯浓度不超过0.5，取0.5%；Cm工作面进风流中瓦斯浓度，取0。2、按人数计算Qw=4NK=4901.05=378m3/min式中：4每人应供给的最小风量，m3/min；N工作面最多人数90（按交接班时的人数检修班人数下井领导）K备用系数，取1.05。3、按工作面进风流气温计算：Qw=60vsk=601.391.2=842m3/min式中：v为使工作面有相应的气候条件，不同气温时适应风速，取v=1.3m/s；S工作面平均断面，取9m2；k工作面长度系数，取1.2。（二）、按工作面极限允许风速验算根据煤矿安全规程规定，工作面最低风速为0.25m/s，最高风速为4m/s；1、工作面最低风量为：Qmin=600.25（最低风速）16.2（最大断面）=243m3/min。2、工作面最高风量为：Qmax=604（最高风速）8（最小断面）=1920m3/min。因为QmaxQwQmin，故工作面配风量取Qw=920m3/min。二、通风线路1、新鲜风流：副井（主斜井）井底车场-175主石门11采区轨道上山11201下顺槽工作面。2、乏风风流：工作面11201上顺槽回风斜巷11采区回风上山中央风井总回风巷中央风井。附图：11201综采工作面通风系统图。第三节 供排水系统一、供水系统地面设有静压水池，专为井下洒水防尘所用，工作面从总回风巷分别向工作面上、下顺槽供水。1、上顺槽安装一趟3寸净水管路，向上顺槽及工作面各用水地点供水。2、下顺槽安装一趟3寸净水管路，向下顺槽用水地点及转载机头供水。二、供水线路1、地面静压水池副井-175主石门11采区总回上山下顺槽回风斜巷11201工作面下顺槽。2、地面静压水池副井-175主石门11采区总回上山上顺槽回风斜巷11201工作面上顺槽。三、排水线路1、111201工作面及下顺槽的水，通过下顺槽水泵排至回风上山，由回风上山排至-175主石门，经水沟排至副井底水仓。2、11201上顺槽的水，通过水泵由回风斜巷排至回风上山，经水沟流至井底水仓；水沟必须经常清挖，保持畅通。第四节 安全监控系统安全监控系统：11201综采工作面设置五个甲烷传感器，下顺槽距切巷不大于10m位置设置一个（报警浓度0.4%CH4，断电浓度0.5%CH4，复电浓度0.45%CH4），断电范围为工作面及上、下顺槽内所有非本质安全型电气设备；上顺槽设置四个：一个设置在上顺槽距工作面10m以内的位置，一个设置在上隅角,一个在上顺槽中间处，一个设置在距回风巷口10-15m的范围内（报警浓度0.6%CH4，断电浓度0.8%CH4，复电浓度0.5%CH4），瓦斯超限时自动断电，断电范围必须包括工作面及上、下顺槽内所有非本质安全型电器设备。CO探头设置在上隅角；所有探头悬挂于距帮不小于300，距顶不大于200；采煤机滚筒附近挂甲烷传感器，瓦斯超限时自动断电，断电范围包括工作面及回风流中所有非本质安全型电器设备和线路。在巷道洒水时应避开探头，以免影响监测值的准确。探头修理工在现场进行探头校对或修理时，必须携带便携仪，发现瓦斯异常及时汇报。附图：11201综采工作面通信监测系统图。第五节 供电系统一、机械设备配套MG250/600WD1型电牵引采煤机，功率为600KW；SGZ764/500型前部运输机功率为2x250KW，SGZ630/264型后部运输机功率为2x132KW，转载机SZQ-200型转载机功率为200KW。破碎机110KW，乳化液泵站功率为200KW，一备一用，注水泵站功率110KW,一备一用；下顺槽第一部刮板运输机200KW，皮带运输机总功率为2X160KW，供电电压采用1140V电压供电。二、工作面供电负荷分配1、前后部运输机、转载机、破碎机、共用一台KBSGZY1250/10/1.2型移动变电站，装机总功率为1074KW。2、工作面采煤机、下顺槽第一部刮板运输机、胶带运输机、共用一台KBSGZY1250/10/1.2型移动变电站，装机总功率为1120KW。3、乳化液泵站在11采区变电所使用一台KBSGZY500/10/1.2型移动变电站，装机总功率为620KW。三、变压器选择及电压损失计算：1、前后部运输机、转载机（1）总功率为1074KW，最大电机功率250KW，其负荷计算容量为：故前部输送机、后部运输机、转载机、破碎机选取1台KBSGZY-1250/10/1.2kVA型移动变电站供电，编号为1移动变电站。（2）电压损失计算供电网络允许电压损失： 该线路考虑电缆的松弛度按1000m计算，考虑前、后部运输机、转载机的启动电流选用二根95mm电缆供电，其阻抗0.247/km。额定电流前部运输机额定电流：后部运输机额定电流：转载机额定电流：破碎机额定电流：故：根据 线路总电压损失：79V117V，满足电压损失需求。2、采煤机、胶带运输机、一部溜子（1）总功率为1120KW，最大电机功率为250KW，其负荷计算容量为：故采煤机、皮带、溜子选取1台KBSGZY-1250/10/1.2kVA型移动变电站供电，编号为2移动变电站。（2）采煤机供电电压损失供电网络允许电压损失：该线路考虑电缆的松弛度按1000m计算，其阻抗0.247/km。采煤机额定电流根据 线路总电压损失：88V117V，满足电压损失需求。3、液压泵站注水泵110KW,一备一用；液压泵200KW,一备一用，总功率620KW,预计最大使用功率510KW,其复合计算容量为： 故液压泵站选用1台KBSGZY-500/10/1.2kVA型移动变电站供电，编号为3移动变电站。四、11201综采工作面供电系统设计方案说明在11采区第四中部车场做一个供电站，放置1和2#移动变压器，分别给前、后部运输机和转载机、破碎机、前、后部运输机转载机的开关和采煤机、第一刮板运输机、胶带运输机供电；其中采煤机、第一二部胶带运输机、泵站由11采区变电所3#移动变压器供电；供电距离150m。附图：11201综采工作面供电系统设计示意图。第六节 通信照明系统一、通信系统1、工作面上端头、转载机头、下顺槽胶带输送机头、无极绳绞车车房处及上、下顺槽压风自救硐室各设一部电话。2、工作面每10架、转载机处各安设1台通信控制系统。二、照明系统工作面每10架安装照明灯1个，下顺槽每10m安装一台电棒。第七节 矿压观测1、矿压观测系统：工作面于布置七条矿压观测线，安装了KBJ-60III矿用数字压力计，其具体位置见下表。附：11201综采工作面数字压力计安装位置一览表。压力计编号1234567所在支架号51525354555592、工作面监测数据通过FCH32/0.2数据采集器采集工作面压力计数据，输入电脑分析。工作面压力计应悬挂于支架立柱之间空隙中，工作面压力计有专人负责管理、维护。工作面收集数据应保持一星期两次，由专人负责矿压数据的采集及数据处理工作，生产技术科负责监督落实。3、收集数据时，应用采集器红外线接收器对应测力计红外线传输装置，采集数据中应尽量避免抖动，以防数据接收时数据丢失。4、附图：11201综采工作面支护示意图。第五章 劳动组织和主要技术经济指标第一节 劳动组织一、作业方式采用“三八”制作业方式。每天八点班前4个小时为检修时间。二、工作面生产能力11201综采工作面设计可采平均走向长637m，平均倾向长87m，平均煤厚4.7m。八点班割煤2刀，零点、四点每班割煤4刀，日进10刀（6m）。1、工作面日产量A=LL1MrCR=8764.71.380.933149t式中：A-日产量t； L-工作面长度87m；L1-日推进度6m； M-工作面平均煤厚4.7m；r1-煤的容重1.38t/m3; C-煤炭资源回收率0.93；工作面月产：An=AdR3149280.9=79354t式中：A-工作面日产量3149t； d-工作面月生产天数28天。 R-正规作业循环率0.9。3、 工作面劳动组织附图：11201综采工作面正规作业循环图表。 表5-1 11201综采工作面劳动组织表工种班次小计一班二班三班检修班跟班队长11114验收员11103班长22228采煤机司机33309运输机司机33309转载机司机11103司泵工11103皮带司机11103支架工111111033运料工00077机修工00055电钳工11158支架维修工00055替棚工666018合计31313125118第二节 工作面主要技术经济指标 表5-2 11201综采工作面主要技术经济指标序号指标名称单位数量备注1采面可采长度m6372采面可采宽度m873煤层倾角度164煤层厚度m4.75煤层容重t/m31.386可采煤量万吨27.27回采率%938采出煤量万吨24.59循环进度m1.210循环个数个/日511循环产量吨63012正规循环率%9013日产吨314914月产吨7935415回采工效吨/工24.0216机采高/总采高m2.5/4.717采面服务年限月4.318基本支架/过渡支架/端头支架架52/4/219圆木消耗量(直径200mm)立方m/万吨320油脂消耗kg/万吨40第六章 煤质管理一、煤质指标和要求工作面回采原煤煤质指标:水分7%，灰分30%，含矸率8%。在回采期间遇薄煤带、底板起伏变化大等因素的影响，要采取措施，要求尽量减少水、矸石进入正常煤流。二、提高煤质措施1、灰分控制1.1综采预备队成立煤质管理领导小组，由队长任组长，跟班队长任副组长，顶煤低于800mm的区段不得打开天窗，如工作面顶煤变厚，具备开天窗的条件，必须经调度及煤质部门同意方可打开，放煤时做到见矸关门和煤墙不流矸。1.2工作面浮煤要清净，不准随意丢底煤。回采期间加强顶板管理，工作面坚持带压移架，煤墙松软易片时，要采取超前拉架及时支护措施，煤墙片帮超过800mm时，要采