217采煤工作面作业规程

第一章概况第一节工作面位置及井上下关系217工作面位于井下210采区下山东翼下部。北为234面采空区，南为2煤实炭区，工作面以西50M左右为210主皮带下山，切眼以东40M为230皮带上山。倾斜上方为邹平煤矿1煤采空区，积水已疏放，垂直下方25M左右为340采空区，无积水。工作面位置及井上下关系表表1水平名称200M水平采区名称230采区地面标高217223M井下标高1421995M地面位置地面相对位置在宝山矿立井东北约1200M处东西狭长地带。无建筑物，多为荒坡和农田。回采对地面设施的影响该工作面地表多为山坡；工作面距地表垂深337M342M，从相邻工作面215、232、234下回采后情况分析，预计217工作面回采对地面建筑物不会造成大的影响井下位置及四邻采掘情况该面井下位于210采区下山东翼下部。北为234面采空区，南为2煤实炭区，工作面以西50M左右为210主皮带下山，切眼以东40M为230皮带上山。倾斜上方为邹平煤矿1煤采空区，积水已疏放，垂直下方25M左右为340采空区，无积水。走向长度（M）470倾斜平均长度（M）120面积（M2）56400附图217综采工作面井上下对照图15000第二节煤层该工作面开采煤层为2煤层，通过上下出口掘进情况和地质资料分析，该工作面范围内，煤层赋存较稳定，煤层厚度在05055M之间，平均厚度052M。具体情况如表2所示。煤层情况表表2煤层厚度（M）052煤层结构简单煤层倾角8开采煤层2煤硬度中煤种贫稳定程度较稳定煤层情况描述工作面内煤层沉积较稳定，煤层为黑色，半光亮型煤，呈块状或粉末状。（附图217综采工作面地层综合柱状图1200）第三节煤层顶底板煤层顶底板情况表表3顶底板名称岩石名称厚度（M）特征老顶砂质页岩72灰黑色、致密，组织不均，含植物化石，裂隙发育。伪顶（页岩）炭质页岩020040黑色致密，组织均一。灰黑色、泥质胶结，含植物茎叶化石。直接底细砂岩30浅灰，长石英砂岩，矽质胶结，弱含水层。老底砂质页岩61灰黑灰色，细致，含砂成分高，。第四节地质构造一、断层情况以及对回采的影响根据217出口、皮带道掘进揭露情况分析，该地质构造较复杂，在回采过程中会遇到F1、F2、F3断层，对回采影响较大。地质构造情况表4构造名称走向倾向倾角性质落差（M）对回采的影响程度F115624640正断层09较大F2127021752正断层35较大F322231274正断层25较大二、其他因素对回采的影响工作面内在回采过程中可能还会遇到落差小于10M的断层或底鼓压梁，对回采有一定影响。（附图217综采工作面实测平剖面图及煤层底板等高线图11000）第五节水文地质情况及防治水措施三、问题及建议1、由于邹平煤矿1煤开采后会对底板造成一定破坏，采煤面推进至断层附近和顶板破碎地段时，会出现淋水加大现象，对217工作面回采造成很大影响。第六节影响回采的其它因素一、影响回采的其它地质情况（见表5）1、严格按要求留设停采线。2、工作面内发育断层落差超过煤层厚度的应及时采取相应措施。二、冲击地压和应力集中区本井田无冲击地压现象，该工作面为210采区第8个回采工作面，回采完毕后由218工作面接续该面，该采空区可能会产生应力集中区，对回采有一定的影响。影响回采的其它地质情况表5一、水文地质情况2煤老顶砂岩属弱含水层，局部含水丰富，回采过程中通过岩石裂隙导入，是2煤开采过程中涌水的主要来源。217上出口中间677处，巷道低洼，积水。二、防治水措施回采时加强对217综采工作面的涌水量观测，及时清捞水沟保证正常排水，巷道变坡处及低洼处设泵排水。2、回采过程中，必须加强水情观测，若发现涌水量突然增大，或呈现一定压力或挂红、挂汗、空气变冷、水叫、有臭味、顶板淋水突燃增大、底板出现地汀水、水沟流水明显增加、回采工作面突然来压、底板隆起等异常情况，立即撤出所有人员，汇报调度室及相关部门。3、回采至皮带道底板最低处时，需开掘水窝，安装好潜水泵，及时将积水排出。4、挖好水沟，保证水流畅通。第七节储量及服务年限一、储量1、计算范围西起切眼，东至停采线，南从217皮带道，北到217上出口。2、计算参数煤岩平均厚度10M，容重15T/M3，面积56400M2（走向长倾斜长47012056400M2），本矿的工作面回采率参考值为97。3、计算结果工业储量64500T可采储量62565T二、采煤工作面服务年限工作面的服务年限可采储量设计月产量62565（266548）367（月）第二章采煤方法第一节巷道布置一、采区设计、采区巷道布置概况210采区是原岭子煤矿2003年6月20日设计，2003年6月20日经公司总工程师批准。该采区为双翼采区，东翼采区走向长度460500M，平均480M，平均面长120M。217综采工作面为210采区第8个回采工作面。采区巷道布置采区皮带上山为采区主上山，主要为采区运煤、回风、行人、敷设水管等服务巷道。采区进风上山为采区副上山，布置在皮带下山西侧30M，主要为采区提矸、运料、进风、敷设电缆等服务。217回采工作面考虑到简化运输系统，217回采工作面上出口通过217上出口绕道与210轨道上山联接，下出口与210皮带道相通，工作面回采时自东向西回采。二、工作面上出口工作面上出口为采煤工作面运料、进风、行人、敷设管线的安全出口。此巷道通过217瓦斯绝对涌出量CH4010M3/MIN二氧化碳绝对涌出量CO2020M3/MIN煤尘煤尘爆炸性经鉴定，该煤层具有弱爆炸性，煤尘爆炸指数1507。煤的自燃倾向性类不易自燃地温1823C地压无资料上出口绕道与210轨道上山相通。该巷道采用矩形锚梁网索联合支护。矩形净宽为26M，净高为21M，净断面为546M2。三、工作面皮带道工作面皮带道为采煤工作面运煤、行人、回风、排水、敷设管线服务。此巷道通过217皮带道与210皮带上山相通。该巷道采用矩形锚梁网索联合支护。矩形净宽为26M，净高为21M，净断面为546M2。四、工作面切眼及停采线位置1、切眼沿煤层顶板起底掘进，与两出口垂直布置。2、上出口629导线点下出口637导线点处为工作面停采线位置。五、工作面峒室在217上出口门口以里240M处布置移变峒室，峒室长10M，深13M，高22M；泵站布置在217上出口210二节轨道下山侧门口以里20M处。第二节采煤工艺一、采煤工艺工作面采用走向长壁后退式采煤法、综合机械化采煤，一次性采全高，全部垮落法管理顶板。工作面采用MG132/300W型采煤机割煤，ZY2100/08/15型掩护式液压支架支护，考虑采煤机割煤高度和煤质及支架的合理支撑高度，确定工作面的割煤岩高度平均为10M。沿煤层底板回采，割平顶底板，不留底煤，随工作面煤层及可采页岩厚度变化及时调整采高，必须多回收煤炭资源。二、采高的确定采高的确定217综采工作面煤层平均厚度为052M，煤层以上可采炭质页岩（局部为粘土页岩）平均040M，页岩020M。确定该面平均采高为10M，一次性采全高。三、落煤方式、装运煤方式1、工作面采煤机采用端部自开缺口（不具备上端自开缺口条件时可以人工打机窝）斜切进刀贴机的方式，进刀深度06M。2、装落煤方式及要求工作面上机窝采用风钻或者水式煤电钻打眼。工作面装放炮时附近50M范围内不得从事其他任何工作。放炮地点与机组距离不得小于30M，并用旧皮带保护好机组和溜子电机、电缆、支架活柱、液压管路及防尘管路，以防损坏。超前处理爆破时，要用挡皮将爆破地点上下5M范围内的支架活柱和单体支柱活柱及仪表管线保护好，以防损伤。爆破后的渣石要及时翻到出口面后充填或砸碎运出。放炮警戒距离不得小于50M。上机窝倾斜长20M（可根据溜头位置延长或缩短），人工打眼爆破，提前工作面两个循环掘出。采用三花眼方式布置炮眼，眼深08M，眼距08M。采用15段毫秒延期雷管进行爆破，最后一段的延期时间不得超过130毫秒。炸药性能说明采用三级煤矿许用水胶炸药，其主要性能如下药卷密度095125G/M3猛度不小于10MM殉爆距离不少于20MM爆速不少于3200M/S机窝炮眼布置图3、工作面放震动炮工作面个别地段顶板页岩变硬，机组负荷加大且机刀磨损严重，有时机组无法正常通过，给工作面回采和设备管理造成困难，需采用震动炮超前处理。（1）采用风钻或者煤电钻打眼。（2）炮眼采用单排眼排列方式，见后附图。打眼深度10M,眼距不大于12M。少装药（不大于200G），一次装放炮距离不得超过20M，炮眼封泥量不得小于05M。（3）装放炮与打眼的距离不得小于50M，在装放炮地点附近50M范围内不得从事其他任何工作。（4）工作面一般应一次装药一次起爆；也可分组装药，但一组装药必须一次起爆，组与组之间的炮眼间距不得小于5M。严禁对其他组提前进行连线，严禁使用2台发炮器同时进行爆破。（5）严禁运煤机运送大块矸石。大于015M以上的矸石必须进行破碎，否则不得过机组。（6）放炮地点距机组不得少于30M，并用旧皮带保护好机组和电缆，以防损坏机组和电缆。超前处理爆破时，要用挡皮将爆破地点及上下5M范围内的支架活柱、仪表及管线保护好，以防损坏。（7）工作面爆破后若顶板破碎压力大、面前合理空顶距离超过04M或有溜壁征兆时要及时拉架，并保证架子高度，以便机组顺利通过。（8）工作面所有人员要随时观察工作地点的顶板、支架、煤壁片帮情况，如发现支架活柱下缩较快安全阀漏液严重或其它异常情况时，要在支架下及时支设木柱或单柱，加强控制顶板。跟班队长、班长、安监员要盯在现场，采取措施进行处理。（9）每次爆破后机组割煤前，由班长、跟班队长和安监员，对爆破地点要认真进行巡视，发现瞎炮立即处理。（10）超前处理完毕控制好顶板后方可割煤。4、进刀具体操作如下（1）采煤机端头斜切进刀（图采煤机端头斜切进刀贴机示意图）开始机组由下往上割透煤后停机。当推移工作面刮板输送机距机组10M时停止推移。（2）进刀机组在输送机机头处向下割煤，割至刮板输送机弯曲处以下（沿溜子过渡段逐渐切入煤壁）达到规定截深后停止割煤。（3）移机头将刮板输送机从弯曲处向上推移，使机头和弯曲段刮板输送机逐步移成直线。（4）机组上割机组上行割煤，与上出口割透后停止。（5）机组下割机组向下割煤，同时按规定距离追机推移刮板输送机。（6）无论机组上行还是下行割煤，移架距机组后滚筒35个支架，移溜滞后机组后滚筒610个支架。（7）在工作面下头进刀同样使用该方式。5、割煤（1）落煤采用MG132/300W型采煤机沿底板双向割煤，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤和扫浮煤，一刀一个循环。（2）装煤采煤机滚筒割煤后自旋装煤和工作面刮板运输机前移配合装煤。（3）运煤工作面刮板运输机将煤运到下出口转载机，然后由下出口可伸缩带式输送机将煤运到SGZ630/132型刮板运输机，再由一部SGZ630/132型刮板运输机将煤运至230皮带至200M风道皮带到210强力皮带至煤仓。四、质量要求割煤时，必须做到顶、底板平直，不留底煤，无台阶。掉顶高度100MM，煤壁齐直，采高均匀。严格掌握好机头、机尾高度和运输机的水平角度（即两平一直），并与两巷顺平以确保设备的平稳运转。机道梁端至煤壁的顶板冒落高度不大于300MM，工作面支架前梁接顶严密。五、采煤工作面正规循环生产能力工作面每天6个循环，每循环进尺06M，割煤高度10M。工作面日生产能力QHRMGN101512536976548T式中Q日生产能力（T/D）；H采高（M）；R容重（T/M3）；M面长（M）；G日进度（M）；N工作面回采率（）第三节设备布置一、液压支架工作面配置ZY2100/08/15型掩护式液压支架，液压支架的有关主要技术特征如下型式两柱掩护式液压支架支撑高度8001500MM支撑宽度1440MM额定初撑力13671528KN（P314MPA）工作阻力17982010KN，（P413MPA）支护强度035041MPA支架中心距1500MM支架对底板比压小于11MPA（前端值）适应倾角度20操纵方式邻架操作重量5555KG二、采煤机采煤机主要技术性能采煤机型号MGZ132/300W型电动机长时功率2132KW工作电压1140V滚筒直径10M截深063M滚筒转数63R/MIN喷雾除尘方式内外喷雾牵引速度06M/MIN三、运煤设备选型217综采工作面SD_630132型刮板运输机，皮带道采用一部SPJ800型可伸吊挂式输送机和一部SGB_62040、刮板运输机主要技术性能型号SGZ630/1321、输送量250T/H2、链速不大于1M/S3、电动机功率132KW；电压1140/660V。4、刮板链型式中双链、皮带运输机主要技术性能型号SPJ800输送量350T/H胶带速度163M/S胶带规格800MM电动机型号JDSB30电动机功率3017KW电动机转速1475R/MIN、刮板运输机主要技术性能型号SGB620/40T输送量150T/H链速086M/S电动机功率40KW电压660V转数1470R/MIN刮板链型式边双链（图217综采工作面设备布置示意图）第三章顶板管理第一节支护设计一、工作面的支护设计1、参考211、212工作面矿压观测资料，选择本工作面矿压参数（见表7）2、合理支护强度的计算采用经验公式计算PT8981HR898110122523544（KN/M2）工作面条件与支架适应条件对照表表6工作面条件支架适应条件采高10M0815M倾角80200煤厚10M0815M煤硬度底板比压3396MPA前端值小于11MPA支护强度392KN/M2580610KN/M2顶板种类2类2类式中PT工作面合理的支护强度（KN/M2）H采高R顶板岩石容重（T/M3），一般可取25T/M3。选取“预计工作面矿压参数参考表”中最大平均支护强度为392KN/M2。大于经验公式中计算支护强度2354KN/M2。预计工作面矿压参数参考表表7二、乳化液泵站乳化泵站选用型WRB200/315型乳化液泵2台，其中1台备用，选用R200/16A乳化液箱一个。输液管路选用高压胶管，耐压45MPA以上。1、乳化液泵型号WRB200/315,2台制造厂家无锡采煤机械厂公称压力315MPA可调公称流量200L/MIN电机功率125KW电压660V序号项目单位212面实测本面选取或预计老顶厚度M6363基本顶厚度M21211顶底板直接底厚度M30302直接顶初次垮落步距M812812来压步距M2121最大平均支护强度KN/M2392392最大平均顶底板移近量3初次来压来压显现程度明显明显来压步距M81210最大平均支护强度KN/M2392392最大平均顶底板移近量MM60604周期来压来压显现程度明显明显最大平均支护强度KN/M229008290085平时最大平均顶底板移近量6直接顶悬顶情况M0530537底板容许比压MPA339633968直接顶类型类2类2类9基本顶级别级10巷道超前影响范围M15201520空体重量2600KG外形尺寸23009801040MM2、乳化液箱型号1个制造厂家无锡采煤机械厂公称容积1600L乳化油储存室容积25L外形尺寸26529021215MM三、泵站的位置泵站安设在217出口门口以里20米处。四、泵站使用规定要保证泵站的压力大于30MPA以上，乳化液浓度在35之间。要加强泵的维修和保养，杜绝系统的窜漏液。第二节工作面的顶板管理根据同煤层的211、212工作面矿压观测资料，其老顶来压明显，直接顶为二类二级顶板，预计217综采工作面顶板来压时，最大支护强度392KN/M2。本工作面配置82架ZY2100/08/15型掩护式液压支架，对工作面顶板实行全支护法管理。一、正常工作时期顶板支护方式1、采用及时拉架的方式对顶板进行支护在采煤机割煤后，先移支架，再移运输机，即割煤移架推溜；正常移架滞后采煤机后滚筒45M3架75M5架，不得超过9M6架。移架时两人配合作业，一人拉架，一人监护，一次只能移一个支架。推移循环溜子时必须将面前清理干净并将底板顺平，如果出现推移困难，应立即停止供液，查明原因采取措施处理完毕后，方可推移。移溜时操作人员不准站在两支架中间和支架连杆上，也不准将身体探入电缆架上方，以防支架挤伤和电缆架鼓起伤人。顶板破碎处可紧跟采煤机前滚筒停机移架或拉超前架及时支护顶板，移架步距为06M。2、移架质量要求采用邻架操作方式（第一架设操作台在上出口操作），移架要做到少降快拉，防止出现漏顶现象；移架后，必须保证支架齐直，其偏差不大于50MM；保证支架垂直于运输机，其夹角控制在5；保证支架垂直于顶底板，其歪斜误差控制在5，支架中心距控制在1500100MM以内；支架端面距最大值340MM，前梁要接顶严密；支架顶梁要与顶板平行，其最大仰角7；相邻支架不得出现错差，若出现错差，其高度不得超过侧护板高度的2/3。工作面支架初撑力不少于240MPA。3、机组割煤、移架移溜时面前不准有人。如有特殊情况需要到面前工作时，必须停机、停溜、停电上锁，并在支架或贴帮支柱掩护下工作。二、与其它工序平行作业的安全距离1、“移架”工序距采煤机后滚筒45M3架75M5架。2、推溜滞后采煤机后滚筒12M8架15M10架。三、特殊时期的顶板管理1、工作面初次来压、周期来压时顶板管理工作面初次来压前，要派专人掌握可靠的矿压显现数据，制定专项初次放顶措施并成立初次放顶安全管理小组。要切实加强综采工作面顶板来压的观测预报工作综采工作面顶板来压的观测预报依据根据同煤层211、212工作面矿压观测数据，确定该面老顶初次来压步距21M；周期来压步距10M。在生产过程中要加强矿山压力观测，为今后的安全生产提供可靠的依据。A、对于上下两出口的超前支护，工作面要配备增压式单体液压支柱测力计2台，其中1台备用。B、对于面上液压支架，必须按1架1表的标准配齐压力表，并在工作面设10组综采支架工作阻力连续计录仪随时观察工作面支架支撑力。现场观测和预报区队要派专人负责24小时监测。要求两出口超前支护单体液压支柱的初撑力不小于115MPA，液压支架立柱的初撑力不小于24MPA，并对支架和支柱及时进行二次注液，特别是初次放顶和过断层期间，发现异常情况及时汇报调度室，由安全生产技术部门进行分析，采取相应措施。、加强支护材料的准备DZ1216型单体液压支柱各60棵。小头直径不小于160MM，长度为12001800MM的圆木柱40棵。120MM120MM（12001500MM）的方木或规格相差不多的枕木40块，并备足一定数量的木楔和柱帽。将以上加强支护材料垛放在上出口较宽的地段或专用材料硐室，以备应急时用。工作面初次来压时，工作面液压支架必须全部达到初撑力（坚持二次注液制度），保证支护状态完好。及时拉超前架，缩小架前空顶距和顶板悬露时间，应坚持“少降快移”及时支护。两端头的支架支撑平稳有力，歪咬架应立即调正。加强两出口的超前支护工作，出口内超前支护所有单体支柱必须支到实底，要迎山有力并达到初撑力要求。来压期间，工作面要组织快速推进，加快推进速度。2、工作面过断层或顶板破碎时顶板管理工作面过断层或顶板破碎时要及时拉架，要做到“少降快移”，若顶板不平，要用木料填平，支架初撑力要达到要求。断层落差较大时，支架要打好趄柱，爬台处要适当顺坡，并根据现场情况另行编制措施。采煤机至此要放慢牵引速度。如果已发生冒顶，要根据现场情况停止割立即采取措施，在冒顶区内严禁出现咬架现象，并尽量减少空顶时间工作面所有人员要随时观察工作地点的顶板、支架、煤壁片帮情况，如发现支架活柱下缩较快、安全阀漏液严重或其它异常情况时，要在支架下及时支设木柱或单柱，加强控制顶板。跟班队长、班长、安监员要盯在现场，采取措施进行处理。3、处理冒顶措施工作人员要首先将冒顶周围的支架加固好，控制其范围不再扩展，处理前，必须备齐备足所需物料，人员操作要精力集中。处理冒顶时要由外向里逐架进行，并要支设好临时支护。处理冒顶应分组处理，三人一组，两人配合作业，一人观察顶板，并有专人先维护好后退路，确保后退路畅通，方可处理冒顶。遇顶板冒实，要先通风后处理，并有专职安监员、瓦斯检查员现场监护。冒顶处理完生产时，人员必须熟悉冒顶范围、高度、接顶等情况，及时移架，保证支架初撑力要达到要求。4、工作面停采时要编制停采措施，加强顶板管理。第三节顺槽及端头的顶板管理一、工作面上、下出口超前支护的顶板管理1、工作面超前支护根据矿压资料分析，工作面超前压力影响范围15M，压力明显影响范围为7M。上、下出口超前支护距离为20M，挂三路HDJB900型铰接顶梁，支三排DZ（2225）/100型单体支柱进行支护，超前支护距两壁距离不得大于04M。超前支护以外的巷道出现冒顶、溜壁等现象的地段应及时进行支护。图217工作面支护平面示意图、超前支护平剖面示意图附单体液压支柱技术参数DZ22/100型单体液压支柱初撑力115MPA最大工作阻力300KN最大支撑高度2240MMDZ25/100型单体液压支柱初撑力115MPA最大工作阻力250KN最大支撑高度2500MM2、支护质量要求支柱要支设齐直，并用2“钢丝绳连好，以防倒柱伤人。两出口内超前支护顶梁要保持平直，顶梁必须铰接使用，不得出现连续不铰接顶梁。超前支护范围内严禁使用损坏的铰接顶梁和失效、漏液、自动卸载、柱体弯曲的单柱。单体支柱应支在顶梁前七后三位置，并支于实底，底板松软时必须穿铁鞋，支柱要迎山有力，支柱顶梁上方必须压肩，足顶背实。若顶板破碎压力大时可托住原棚顶（此时单体支柱可支设在棚顶下方铰接顶梁位置），随面回撤可将原棚顶撤出，不得丢失。单体支柱初撑力不小于115MPA，不得出现空载支柱。支柱的注液口应方向一致，朝向采空区，手把体朝向面推进方向。两出口超前支护高度不得低于18M,人行道宽度不得小于08M，所支单体支柱行程不得小于200MM。如果巷道压力大时，要在超前支护以外，提前10架棚子在上下两帮各支设一排顺槽棚或点柱托住原支架，加强支护。随工作面推进，上下出口要及时回撤，回撤位置与工作面密集齐，并加好横头密集。二、端头顶板管理1、电机上方挂三路顶梁（电机在出口内时），其中中间一路控制距离不得低于6M。溜头上方不支柱的顶梁要打紧打牢水平销子，并挂牢防飞链，足顶有力，以增加铰接顶梁的支护效果，减小端头顶板下沉。上下端头超前支护铁鞋必须提前一排替出。2、上下端头超前支护与支架之间挂双楔顶梁支护，柱距为06M，排距08M。顶梁与相邻一路超前支护的间距不大于05M，与工作面相邻支架的间距不大于03M。双楔顶梁在正常情况下使用4条背顶小杆（包括与支架之间），1条在支柱上方、2条在前、1条在后，均匀布置。顶板破碎或压力大时必须用板批和老料背实。3、上下出口隅角应支设切顶密集各一排，密集支柱与支架掩护梁齐直（若压力大时要紧靠密集支设趄柱或趄棚），正常情况下拖后不得超过10M，密集支柱03M一棵。4、回撤上下出口密集支柱或趄柱、趄棚时，严格执行“先支后回”制度和“三角回柱法”。回撤时要使用卸载把手，作业人员要站在支架完整，支护条件可靠的安全地点操作，老塘取料必须使用10M以上的长柄工具。若顶板破碎压力大无法人工回撤时可采用回柱绞车回撤。超前支护铁鞋必须提前一排替出。5、拉两端头的支架时应坚持少降快移的原则，减少空顶时间。6、机组割至上下两头后，及时移架护顶，停止溜子运转，电机处支架移不到规定位置时必须在距煤壁03M处按柱距10M支设牢固的戴帽单体支柱。人员进入面前清理三角煤，三角煤清不到实底，严禁移溜。人员进入面前清扫浮煤时，必须支设贴帮支柱，贴帮支柱每节溜子支设一棵。三、工作面安全出口的管理超前支护以外巷道，发现断腿、劈腿、滚顶等，要及时进行更换、整改，处理后的巷道净高度不低于20M。四、支护材料的使用和存放数量表8各种备用材料要分类挂牌码放整齐，存放在距工作面煤壁50M100M范围内的料场内，不得影响行人、通风和运输。第四节矿压观测一、矿压观测的内容由于同煤层211、212工作面有矿压观测数据资料，所以对217综采工作面主要进行工作面综采支架及上下出口支柱初撑力、支柱正常工作阻力进行动态观测研究。二、观测方法1、工作面矿压观测工作面液压支架，必须按一架一表的标准配齐压力表，并沿工作面从上头在4、12、20、28、36、44、52、60、8组支架上安设综采支架工作阻力连续记录仪，名称使用地点规格型号使用量备用量液压支架工作面ZY2100/08/1567架2架单体支柱上出口皮带道DZ22DZ2590棵90棵10棵10棵铰接顶梁上出口皮带道HDJB900HDJB90090条90条10条10条水平销上出口皮带道20个20个10个10个铁鞋上出口、皮带道030180只20只随时观察工作面支架初撑力和工作阻力，掌握顶板压力情况和支护质量，发现支架初撑力不足或支架质量有问题时立即督促施工人员处理。由跟班安监员对工作面支架载荷进行巡回监测。每推进一排，对各组支架初撑力和支架工作阻力各进行观察记录一次，观察记录时间为支架初撑后及卸载移架前。由矿压观测工每2天左右用取数器对工作面所设支架工作阻力连续记录后取一次数据，然后输入微机处理成压力分析图表，掌握工作面来压和支护质量状况，为顶板管理提供科学依据。2、上下出口矿压观测每班对上下出口超前支护范围内的单体支柱进行初撑力和工作阻力监测，发现初撑力不足立即督促采煤队进行注液，发现顶板压力大时，督促采煤队加强支护措施。3、旬查法每旬由矿和井至少各组织一次工作面和顺槽支护质量检查和工程质量验收，对查出的问题进行整改和落实。三、观测时间要求工作面整个生产期间。第四章生产系统第一节运输系统一、运输设备及运输方式附图工作面排水系统、运输系统及设备配备图1、运煤设备及装、转载方式采煤机滚筒截割装煤和工作面刮板运输机前移配合装煤。工作面刮板运输机将煤运到下出口刮板运输机，再刮板运输机与皮带运输机搭接将煤运出。2、辅助运输设备及运输方式217综采工作面运料设备采用一部JD114型小绞车及JD25绞车。二、移溜方式工作面在移架后顺序推溜，滞后采煤机后滚筒45M3架开始移溜，其弯曲段长度不得小于15M，弯曲段要均匀过渡，推移步距为06M。推溜质量要求1、推溜必须沿采煤机前进方向依次进行，不准采用从两端向中间推移的方式。2、推溜时，应在运输机运转时推移（推机头、机尾时除外）。3、推溜后，溜子必须保证平、直、稳；溜头与转载机搭接合理，底链不拉回头煤。4、移机头、机尾前，应首先将周围浮煤、浮矸等杂物清理干净，各种连接装置牢固可靠，电缆、管线悬挂好，按照先支后回的原则，改好支柱，确认无前移障碍时停运输机进行推移工作。5、推移机头、机尾时，要有专人指挥，专人操作，动作协调一致。机头、机尾推不动时，应停止操作，查明原因并及时进行处理后在进行推移工作。6、完成机头、机尾的推移工作后，将支架的操作手把打回“0”位。三、运煤路线运煤路线217回采工作面217皮带道210二节强力皮带210一节强力皮带32M煤仓32M平推石门立井地面。四、辅助运输路线（运料）斜井32M西大巷210一节轨道下山210二节轨道下山217上出口100按采煤工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1的换算系数。（四）按照二氧化碳涌出量计算QCF67QCCKCC第二节通防与监控系统一、通风系统（一）风量计算217综采工作面实际需要风量，应按工作面气象条件、瓦斯（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。（二）按气象条件计算QCF6070VCFSCFKCHKCL6070103305101013881（M3/MIN）式中QCF采煤工作面实际需要风量，M3/MIN；VCF采煤工作面的风速，参照淄川区矿井需要风量计算办法，按采煤工作面进风流的温度从表1中选取，M/S；实取VCF10M/SSCF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3305M2（最大控顶距3605M，最小控顶距3005M，采高10M，SCF（360510300510）23305M2）KCH采煤工作面采高调整系数；一般采高小于2M，取KCH10；采高在225M，取KCH11；实取KCH10KCL采煤工作面长度调整系数，参照淄川区矿井需要风量计算办法表2；实取KCL1070有效通风断面系数；60为单位换算产生的系数。（三）按照瓦斯涌出量计算QCF100QCGKCG1000101515（M3/MIN）式中QCF采煤工作面实际需要风量，M3/MIN；QCG采煤工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量010M3/MIN（取值于2011年度234采煤工作面瓦斯鉴定值。KCG采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，正常生产时连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量和月平均日绝对瓦斯涌出量的比值；通常机采工作面可取KCG1216；炮采工作面可取KCG1420；实取KCG15100按采煤工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1的换算系数。（四）按照二氧化碳涌出量计算QCF67QCCKCC6702015201（M3/MIN）式中QCF采煤工作面实际需要风量，M3/MIN；QCC采煤工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量020M3/MIN取值于2011年度234采煤工作面瓦斯鉴定值KCC采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，正常生产时连续观测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；通常机采工作面可取KCC1216；炮采工作面可取KCC1420；实取KCG1567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。（五）按工作人员数量验算QCF4NCF426104（M3/MIN）式中QCF采煤工作面实际需要风量，M3/MIN；NCF采煤工作面同时工作的最多人数，26人；4每人需风量，M3/MIN。（五）按风速进行验算1、验算最小风量QCF60025SCBSCBICBHCF70QCF60025SCB60025（ICBHCF70）60025（ICBHCF70）60025（36052070）75705（M3/MIN）2、验算最大风量QCF6040SCSSCSICSHCF70QCF6040SCS6040（ICSHCF70）6040（30052070）100968（M3/MIN）3、综采工作面，在采取煤层注水和采煤机喷雾降尘等措施后，验算最大风量QCF6050SCS6050（ICSHCF70）6050（30051070）63105（M3/MIN）式中QCF采煤工作面实际需要风量，M3/MIN；SCB采煤工作面最大控顶有效断面积，3605M2（最大控顶距3605M，采高10M，SCB3605103605M2）ICB采煤工作面最大控顶距，3605M；HCF采煤工作面实际采高，10M；SCS采煤工作面最小控顶有效断面积，M2（最小控顶距3005M，采高10M，SCS3005103005M2）ICS采煤工作面最小控顶距，3005M；025采煤工作面允许的最小风速，M/S；70有效通风断面系数；40采煤工作面允许的最大风速，M/S；50采煤工作面允许的最大风速，M/S；结论由以上计算可知217综采工作面的需要风量为139M3/MIN，经验算风速符合煤矿安全规程的要求。、通风路线（见附图217综采工作面通风系统示意图）1、新鲜风流由32西大巷210一节轨道217出口绕道217上出口217综采工作面乏风流经217皮带道210一节皮带下山32M西风道回风斜井反风时新鲜风流由回风斜井32M西风道210一节皮带下山217皮带道217综采工作面217上出口217出口绕道210一节轨道32西大巷32M平推石门立井2、通风设施设置217上出口调节风门一组（两道）217皮带道建风门一组（两道）二、防治瓦斯瓦斯检查在采煤工作面风流中和回风流中设置瓦斯检查点，工作面风流瓦斯检查牌版设在工作面回风侧距工作面20M以内。瓦斯检查次数每班不少于2次，间隔时间35小时。检查瓦斯检查要严格执行“井下现场交接班”制度和“三对口”制度（瓦斯检查手册、记录牌版和瓦斯日报表）。安全监控（见附图217综采工作面防尘系统及安全监控系统（设备）布置图）217综采工作面的安全监控系统型号为KJ76N，电源断电仪采用KJ76NF型甲烷断电仪，安设在210二节一路变电所内；甲烷传感器型号为GJW4/10040型，信号电缆和电源电缆采用1条YZ31511型电缆，由电源断电仪敷设至回采工作面甲烷传感器；监控系统的电源电缆串联于通风专线电源。甲烷传感器要安设两个，其安设位置距棚顶300MM、棚腿200MM。地点为工作面回风巷中从工作面向外不大于10M处安设1甲烷传感器，报警浓度为08CH4，断电浓度为15CH4，断电范围为回采工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备。在217皮带道距回风口以里1015M处安设2甲烷传感器，报警浓度为08CH4，断电浓度为10CH4，断电范围为回采工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备。信号由217皮带道210二节一路变电所内断电仪210二节轨道下山210一节轨道底车场210一节皮带下山主斜井，经主传输电缆输送到地面监控中心室。三、综合防尘系统防尘供水管路计算（见附图217综采工作面防尘系统及安全监控系统（设备）布置图）1、采煤工作面用水量计算本采煤工作面防尘用水量包括煤层注水、采煤机械设备用水、内外喷雾、转载点喷雾、净化水幕用水、冲洗积尘及单体液压支柱乳化液用水等。采煤机内外喷雾用水量凿岩机湿式打眼用水QJ1QC1GQ131040030931M3/H式中G每小时产煤量，按面每班循环个数、截深、采高计算，取3104T/H；Q1吨煤喷雾用水量，可取002004M3/T；下出口转载点喷雾用水量QC2NC2QCZ320212M3/H式中NC2转载点个数3个，每个点2个喷头。QCZ喷嘴的喷雾流量，可取02M3/H；上下出口净化水幕用水量QC32NC3QCM430112M3/H式中NC3一处水幕的喷嘴个数，3个。QCM1个喷嘴的喷雾流量，可取01015M3/H，实取01M3/H；2上下出口净化水幕各2道，共计4道；下出口冲洗沉积煤尘用水量可取QC42M3/H；单体液压支柱乳化液用水量可取QC51M3/H；液压支架降、移架喷雾水量取QC61M3/H支架乳化液用水量取QC72M3/H8煤层注水用水量QC816M3/H所以，217回采工作面的用水量为QCQC1QC2QC3QC4QC5QC6QC70931121221129331M3/H00026M3/S2、管径的计算QCD2V/4D4QC/V1/2400026/314151/2003M30MM式中Q计算流量，M3/SD管路直径，MMV计算流速，一般为1525M/S，实取15M/S通过计算217综采工作面需要直径50MM的管路供水，根据217综采工作面设计要求，使用直径50MM无缝钢管即可满足供水要求（以上计算是根据黄河出版社出版的煤矿防尘与粉尘检测一书的有关要求计算）。（二）防尘水源来自32M泵房水源孔（采用100MM的防尘管路）同地面水源池管路相连接（副斜井供水管路）。（三）防尘系统32M泵房水源孔（采用100MM的防尘管路）经32M平推石门、32M西大巷同地面水源池管路相连接（副斜井供水管路），防尘管路经32M平推石门210进风道顶车场210一节轨道下山217出口绕道217综采工作面上出口（变为直径50MM）、217综采工作面下出口（变为直径50MM）；217综采工作面上出口管路每隔100M设一个三通阀门，在距采煤工作面30M内设净化水幕1道，50M内设净化水幕1道；217综采工作面下出口管路每隔50M设一个三通阀门，在距采煤工作面30M内设净化水幕1道，50M内设净化水幕1道，各转载点均要安设喷雾装置，并保证水幕雾化良好，使用正常。（四）、隔绝瓦斯煤尘爆炸措施按煤矿安全规程的要求在217综采工作面上、下出口门口以里75M处安设一组隔爆水袋，向工作面方向，每隔200M安设一组，每组水袋容量不低于200千克，水袋间距为1213米。1、隔爆设施的安设质量符合煤矿安全规程规定。2、隔爆水袋要经常充水、保持水量充足。第三节排水系统1、217综采工作面水文地质条件较简单，1煤老顶砂岩有的地段裂隙发育，含水较丰富。在回采过程中遇顶板破碎或裂隙发育地段，将成为回采中主要涌水通道。在回采过程中采空区冒落带将以淋水形式涌出。但根据巷道掘进215、216工作面回采及213、214工作面实际揭露的水文情况预计，最大涌水量为18M3/H左右，正常涌水量为13M3/H左右，不会对正常开采造成水害威胁。附图工作面排水系统、运输系统及设备配备图2、该工作面伪倾斜推采，采煤过程中面后顶板水有可能通过支架底部渗入面前，但不会影响正常生产。为防止工作面内出现地质构造时，产生面内低洼处积水，应备有BQW55型潜水泵（一台工作，一台备用），以便及时将工作面内积水外排。3、排水路线217工作面217上出口210二节轨道下山217潜水道延深水仓延深下山32M东大巷32M西大巷32M平推石门立井泵房地面。4、防治水措施保证水流畅通，及时清捞水沟。第四节供电系统一、供电系统1、供电情况供电系统详见217综采工作面供电系统图，本工作面移动变电站布置在217上出口。217皮带道设备及217上出口辅助设备用防爆变压器均安装在210二节变电所内。详见图217综采工作面供电系统图。2、供电线路210二节变电所217上出口移动变电站（采煤机、刮板运输机）。210二节变电所217上出口辅助设备（乳化泵、信号综保、调度绞车、潜水泵）。210二节变电所217皮带道设备（信号综保、吊挂皮带机、刮板运输机）。3、矿变的选型上出口采煤机组、面刮板运输机用移变的选择计算负荷统计采煤机组MG132/300W型213240KW1部刮板运输机SG630/132型132KW1部PN213240132436KW采用需用系数法进行计算SPNKR/COSS所计算的电力负荷总视在功率，KVA。PN参加计算的所有用电设备额定功率之和（不包括备用），KW。COS电动机加权平均功率因数，取COSDJ07。KR需用系数。KR0406PMAX/PN0406304/43607式中PMAX最大电动机的功率本面为采煤机组213240304KWS43607/07436KVA因此，选用一台变比为6000V/1140V的KBSGZY630/6移动变压器，能够满足供电要求。210二节变电所217上出口辅助设备用防爆变压器的选择计算负荷计算乳化泵WRBZ200/315型125KW1部（一台备用）信号综保ZXZ8410006KW调度绞车JD25型25KW1部潜水泵BQW型55KW2台PN12510006255521616KW采用需用系数法进行计算SPNKR/COS式中S所计算的电力负荷总视在功率，KVA。PN参加计算的所有用电设备额定功率之和，KW。COS电动机加权平均功率因数，取COS07。KR需用系数。KR0406PMAX/PN0406125/1616077S1616077/071778KVA因此，选择一台变比为6000V/690V的KBSG315/6防爆变压器，能够满足供电要求。210二节变电所217皮带道设备用防爆变压器的选择计算负荷计算吊挂皮带机SPJ800型3017KW1部刮板输送机SGB620/40型40KW1部信号综保ZXZ82510006KWPN474010006876KW采用需用系数法进行计算SPNKR/COS式中S所计算的电力负荷总视在功率，KVA。PN参加计算的所有用电设备额定功率之和，KW。COS电动机加权平均功率因数，取COS07。KR需用系数。KR0406PMAX/PN040647/876053S876053/07788KVA因此，选择一台变比为6000V/690V的KBSG315/6防爆变压器，能够满足供电要求。4、电缆选型210二节变电所6KV高防开关至217上出口630KVA移动变电站高压电缆的选型按经济电流密度选择电缆截面据IGPN/（UECOS）3IG436/（607）360A一般矿井采区年最大负荷利用小时为10003000小时,选取铜芯电缆,其经济电流密度为IJ25A/MM2,故电缆的经济截面为SJIG/IJ60/2524MM2。选择UGSP高压双屏弊监视层橡胶软电缆，芯线截面积为35MM2可满足负荷要求。按长时允许电流校验所选截面根据煤矿供电设计规范知UGSP335125/3JS电缆截面的长时允许电流为118A，大于60A，符合234工作面高压供电要求。按电压损失校验根据煤矿供电设计规范高压配电线路允许电压损失率取5，从而有UY60005300V。线路的实际电压损失为U1732ILCOS/D42535342VUY式中D电缆导电率，取D425S电缆截面，取S35MM2L电缆长度，取L700MCOS功率因数，取COS07。因此,所选高压电缆能满足217工作面高压供电要求。KBSGZY630/6移动变电站至采煤机和面刮板运输机总馈电开关电缆选型由公式PUICOS3IP/（UCOS）3（213240132）103/（11401）32208A选择型号为UPQ1140V，370116矿用移动屏蔽橡胶电缆，芯线截面为70MM2，其长时允许电流为235A，大于2208A，满足负荷要求。217上出口辅助设备用电缆选择据IGPNKR103/（UECOS）31616077103/6600731555AIY70215A可选70MM2矿用橡套电缆，其长时允许电流为215A，大于1513A，故能满足负荷要求。217皮带道设备用电缆选择据IGPNKR103/（UECOS）3876053103/66007358AIY50173A可选50MM2矿用橡套电缆，其长时允许电流为173A，大于58A，故能满足负荷要求。其它供电电缆的选型详见工作面供电系统图5、217工作面电气设备及其技术数据见下表设备明细表。6、短路电流计算（用图表法）根据整定细则公式3计算出电缆的换算长度据LHK1L1K2L2KNLNLXKGLG，式中LH电缆总的换算长度，M。K1、K2KN换算系数，各种截面电缆的换算系数可从整定细则附录三表中查得。L1、L2LN各段电缆的实际长度,M。LX系统电抗的换算长度,见整定细则附录二表3,对于1200V,LX633M,对于690V,LX209M。KG6KV电缆折算至低压侧的换算系数,见整定细则附录二表4,对于35MM2、1200V，KG0054。LG6KV电缆的实际长度，M。如LD1LXKGLG63300547001011MLD2LXKGLGK1L1K2L263300547000725613009205M用上述同样方法可计算出D3D6点的电缆换算长度（详见下表）。根据电缆换算长度、变压器容量、二次额定电压，查整定细则表12和表16，查出两相短路电流值，各短路点两相短路电流值见下表。7、开关选型计算及灵敏度校