煤矿6101工作面作业规程

目录第一章概况3一、地质概况3二、巷道布置5（一）运输顺槽5（二）回风顺槽5三）切眼5第二章采煤方法5第一节回采工艺6第二节设备配置8第三章顶板管理14第一节工作面顶板管理14第二节运输巷、回风巷及端头顶板管理21第三节矿压观测23第四章主要生产系统24第一节运输24第二节一通三防与安全监控25第三节供水、排水35第四节供电36第五节通讯、照明44第五章劳动组织和主要技术经济指标46第一节劳动组织46第二节主要技术经济指标47第六章煤质管理48第七章安全技术措施49第一节一般规定49第二节顶板51第三节防治水59第四节爆破61第五节一通三防与安全监控65第六节运输69第七节机电76第八节安全技术措施及其它88第八章灾害应急措施及避灾线路91附图附图16101回风顺槽支护断面图附图26101运输顺槽支护断面图附图36101工作面地层综合柱状图附图46101工作面平面图附图56101工作面运输系统图附图66101工作面监控系统图附图76101工作面供电系统图附图86101工作面正规循环作业图附图96101工作面支架最大空顶距示意图附图106101工作面端部进刀示意图附图116101工作面设备布置图附图126101工作面通信联络系统图附图136101工作面通风系统图附图146101工作面避灾路线图第一章概况一、地质概况煤层名称6煤水平名称二水平采区名称6煤工作面名称6101工作面地面标高（M）165644149333工作面标高（M）13021336地面位置山西省山阴县西北部马营乡山峡村北侧井下位置与四邻关系6101工作面北与左云县长春煤矿毗连；东部为山阴县芍药花煤矿相邻；南部为本采区尚未准备开采的6103工作面；西部为公共井田。回采对地面设施影响6101工作面北部为本矿工业广场；南部为山峡村；采区范围内有芍阳、翠微高压线电杆，回采接近电杆前，需提前采取措施。概况走向长（M）1600倾向长（M）230面积（M2）368000107113煤层结构（M）2733煤（矿）层总厚（M）11152037203018149030097067113039085023075煤层倾角（度）235可采指数全区稳定可采变异系数（）稳定程度较稳定煤层情况煤层在采区范围内部发育完整，厚约1112153M左右，平均厚度11M,采区南部煤层较厚，北部逐渐变薄，最厚处为NZK1603钻孔附近123M；最薄处为NZK1601钻孔附近102M。NZK1803为99M，可能打到断层带上，数据暂不采纳MAVQFCSY工业牌号煤层情况328215439302503MJ/KG088CY该煤层位于4下煤层下部，全区稳定可采，上距4下煤层15033510M，平均2525M，为厚煤层，煤层厚度一般为107113M，平均11M。最厚处为NZK1603钻孔附近123M，最薄处为NZK1601钻孔102M，煤层结构简单，含夹矸06层。顶板名称岩石名称厚度（M）岩性特征直接顶粗砂岩、粉细砂岩、砂质泥岩、泥岩129763347砂岩灰白色，水平层理，较坚硬。砂质泥岩灰白色，性脆易碎、易风化。泥岩灰黑色，性脆，断口平坦。直接底粉、细砂岩、砂质泥岩15255204砂岩灰白色，水平层理，较坚硬。砂质泥岩灰白色，性脆易碎、易风化。泥岩灰黑色，性脆，断口平坦。煤层顶板情况老底地质构造情况根据6101运输、回风顺槽掘进期间收集的数据，6101工作面回采过程中将揭露两条断层，两条断层落差分别为06米、24米；另外，切眼导硐时，出现两条断层，落差为06米、05米，可能影响到工作面正常推进；回采范围内未发现有陷落柱等其他构造发育。1、6101工作面与上下各层均有泥岩或砂质泥岩隔水层相对隔开，但局部直接顶板为粗砂岩，为弱含水层，局部巷道有淋水现象。2、根据调查资料，6101工作面北部矿界以北500米左右有左云长春兴煤矿同层采空区，预计积水量15万立方米；6101工作面试采100米左右，将通过贯通整个工作面的两条老巷，老巷内可能含有少量积水；建议在采煤工作面过老巷之前，将永久挡水墙砌筑完好，保证工作面回采期间不受北部不明水源影响。3、根据勘探地质报告，本矿奥灰水位为13001350米，6煤层局部为带压开采，突水系数00110018MPA/M之间。小于底板受构造破坏块段突水系数值006MPA/M以及正常块段01MPA/M的规定。故在带压开采范围内不存在突水的危险。水文地质情况及防治水措施最大涌水量300M3/D正常涌水量180M3/D瓦斯低瓦斯煤尘有爆炸危险性影响回采的其它地质情况煤的自燃容易自燃自燃发火煤层二、巷道布置（一）运输顺槽6101运输顺槽设计为矩形S净宽4600MM高3100MM1426M2；全长为1028M附116101运输顺槽巷道平面布置图（二）回风顺槽6101回风顺槽设计为矩形S净宽4600MM高2900MM1334M2；全长为9206M。；附6101工作面回风顺槽平面布置图。三）切眼6101切眼设计为矩形S净宽8700MM高3200MM2784M2；全长为230M。附切眼平面布置第二章采煤方法6101工作面采煤方法采用单一走向长壁后退式综采放顶煤。工作面煤层厚度工作面煤层平均厚度11M，煤层厚度大，采区煤层倾角2733，井筒位置、井田内断层等地质构造，因此选用单一走向长壁后退式综采放顶煤方法开采。地温正常地压正常煤层类矸直接矸直接底普氏硬度（F）块段号走向长（M）倾向长（M）面积（M2）煤厚（M）容量（T/M3）工业储量（万吨）回采率（）可采储量（T）160023036800012731416605储量计算第一节回采工艺一、采煤工艺破煤装煤运煤支护二、采高、循环进度。工作面设计采高确定为32M，割煤方式双向割煤往返一次进两刀，循环进度08M。三、落煤、装煤、运煤、顶板管理方式。（1）、破煤采用MG650/1510WD双滚筒采煤机破煤。（2）、装煤采煤机自动装煤。（3）、运煤工作面采用可弯曲刮板输送机运煤。（4）、支护工作面采用ZFD10000/24/40型端头支架17米），ZFC10000/24/40型超前支架（27M、ZFG10000/23/37型放顶煤过渡液压支架（8台）、ZF10000/23/37型放顶煤液压支架（146台）（5）、顶板管理工作面采用放顶煤支架支护顶板，采空区全部垮落法管理顶板。四、采用放顶煤工艺，对采放比、放煤步距、放煤方式、端头顶煤回收方式、初次放顶煤、收尾时的放顶煤等内容进行描述。（一）、采放比工作面设计采高确定为32M，采放比为3212733212978（二）、层位控制严格沿6煤底板回采，使工作面层位控制合理。（三）、放煤步距放煤步距由割煤步距、采高、煤层厚度、架型来共同确定该面割煤步距为080M，每割煤一刀放煤一次，确定放煤步距080M。（四）、放煤方式多轮顺序放煤（五）、工作面机头机尾各4架不放顶煤。（六）、放煤要求1、初次放煤时，应在工作面刷帮试采，出切眼后视实际情况进行放煤，防止将老塘冒落的切眼支护材料放入后溜中，严禁乱动尾梁、插板及放煤操作手把，防止发生意外事故。2、放煤工应加强责任心，放煤时注意观察煤流情况，遇到矸石（黄泥）急剧增加时要及时停止放煤，将插板打出，尾梁摆起。3、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破碎、充分冒落4、放煤时要加强煤质管理，见矸石1/3即停止放煤，保证含矸率及灰分不超标。放煤严禁漏架不放，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。5、应严格控制割煤和放煤的速度，确保运输煤量均衡，设备运转正常。五、使用采煤机割煤，采煤机的进刀方式、进刀段长度、进刀深度、割煤方式、牵引方式、牵引速度。采煤机的进刀方式工作面采用割煤采用MG650/1510WD型电牵引采煤机双滚筒采煤机，并自行装煤。采用端头斜切进刀方式，双向割煤，往返一次割两刀。采煤机向上割透端头煤壁后，自下而上推移刮板输送机，使刮板输送机弯曲段为15M后，将两个滚筒上下位置调换，向下进刀，通过15M弯曲段至25M处，使得采煤机达到正常截割深度（即08M）。按要求推移刮板输送机至平直状态。采煤机牵引方式为电牵引，正常割煤牵引速度控制为25M/MIN。附图进刀方式示意图。六、采煤工作面施工工艺流程工艺流程割煤移架返刀扫底推前溜放煤清理拉后溜现以煤机从机头通刀开始运行为例说明采煤工艺流程（一）、煤机割通机头返刀到机尾，从机尾向机头割煤，右滚筒割顶煤，左滚筒扫底煤，采煤机向上割透端头煤壁后，自下而上推移刮板输送机，使刮板输送机弯曲段为15M后，将两个滚筒上下位置调换，向下进刀，通过15M弯曲段至25M处，使得采煤机达到正常截割深度（即08M）。按要求推移刮板输送机至平直状态。支架工在滞后煤机滚筒46架处开始移架；（二）、当煤机正常往机头进刀时，专职放煤工从150支架开始第一轮向机头方向放顶煤机尾4架、机头4架不放，逐架放煤；（三）、煤机割通机头后，煤机右滚筒降下扫底煤，向机尾返刀走空刀，走空刀时专职放煤工从5支架开始第二轮向机尾方向放顶煤机尾4架、机头4架不放；在依次从机尾方向推前溜至机头，推前溜机头，同时放煤到150架，并依次向机头方向拉后溜，拉后溜机头。（四）、煤机右滚筒升起割顶煤，左滚筒降下割底煤，向机头方向割煤；调整左右滚筒位置，割通机头后返刀；煤机左滚筒割顶煤，右滚筒割底煤，向机头方向割煤，同时滞后煤机左滚筒46架移架；拉好前、后溜机尾。重复机尾向机头工艺过程。七、工作面正规循环生产能力W（采放）LSH采RC采LSH放RC放（23008321419708230（1132）14185）8053172025253T式中W工作面正规循环生产能力，T；L工作面平均长度，M；S工作面循环进尺，M；H工作面设计采高，M；R煤的容重，T/M3；C回采率，。第二节设备配置一、工作面采煤、支护、运输设备名称、型号、主要技术参数和数量。（一、采煤设备1、采煤机MG650/1510WD型交流电牵引一台采煤机选用鸡西煤矿机械有限公司生产的MG650/1510WD型交流电牵引采煤机，该煤机总体结构为多电机横向布置，无托架，牵引型式为强力销轨式无链牵引，电源电压为3300V，以计算机操作、控制，并能中文显示运行状态、故障检测。其技术特征表如下序号技术指标技术参数1采高20425M2生产能力3000T/H3牵引速度010351718M/MIM4装机功率1510KW5牵引力927590KN6供电电压3300KV7主机重量85T8有效截深8651000MM9滚筒直径2000MM10配套运输机溜槽宽800MM11拖电缆方式自动拖动12主机外形尺寸1500024951650MM（二）、运输设备1、转载机SZZ1200/700型中双链刮板转载机1部转载机选用淮南长壁煤矿机械有限公司生产的SZZ1200/700型转载机，该机采用自移系统与皮带机尾连接,其技术特征表如下转载机技术特征表序号技术指标技术参数1功率700KW2运输能力3500T/H3链中心距500MM4链速186M/S5链类型38137双中链6冷却方式水冷却7电压3300V8长度60M9转载机前移方式迈步自移10迈步自移行程1100MM11槽宽1200MM2、破碎机PLM400型轮式破碎机1部破碎机选用淮南长壁煤矿机械有限公司生产的PLM400型破碎机，其技术特征表如下破碎机技术特征表序号技术指标技术参数1型号PLM4002功率400KW3破碎能力3500T/H4电压3300V5破碎形式锤式6破碎传动方式电机偶合器减速器锤轴总成7可破碎物料硬度F48最大入料尺吋宽1200高1350MM长度不限9最大出料粒度300MM3、皮带机DSJ120/150/2250型皮带式运输机1部DSJ120/150/2250型可伸缩胶带输送机，采用自移机尾系统，其技术特征表如下胶带运输机技术特征表序号技术指标技术参数1总功率2250KW2运输能力2000T/H3运输长度852M4带速36M/S5带宽12M6电机型号YB2355M247电压1140/660V8转速1480转/分皮带自移机尾技术特征表4、部刮板运输机SGZ1000/27001部后部刮板运输机SGZ1000/27001部刮板输送机选用张家口煤矿机械有限公司生产的SGZ1000/2700型前部输送机、SGZ1000/2700型后部输送机，该机采用双中链布置，电机可高低速转换，水冷却；可正反转，链条强度大寿命长等特点，其技术特征表如下前部刮板输送机技术特征表运输能力2500T/H5溜槽尺M链速13M/S6链环尺寸42146MM电机功率2700KW7链条中双链额定电压3300KV8牵引方式齿轨后部刮板输送机技术特征表1运输能力2200T/H5溜槽尺M序号技术指标技术参数1型号ZY23002适用输送带宽度1200MM3行走小车行程2300MM4工作介质支架浓缩液5工作压力314MPA2链速13M/S6链环尺寸42146MM3电机功率2700KW7链条中双链4额定电压3300KV8牵引方式齿轨（二）、支护设备支架工作面采用ZFD10000/24/40型端头支架17M、ZFC10000/24/40型超前支架（27M、ZFG10000/23/37型放顶煤过渡液压支架（8台）、ZF10000/23/37型放顶煤液压支架（146台）1、架型ZF10000/23/37型正四连杆低位放顶煤支架高度23003700MM中心距1500MM宽度14101550MM初撑力7758（P315MPA）KN工作阻力10000（P3667MPA）KN支护强度11211183MPA对底板的平均（前端）比压（F03）143221MPA适应煤层倾角20泵站压力315MPA操作方式本架操作截深800MM前后部输送机中心距6250MM前后部输送机布置方式平行2、架型ZFG10000/23/37型反四连杆放顶煤过渡支架高度23003700MM中心距1600MM宽度15201650MM初撑力7758（P315MPA）KN工作阻力10000（P406MPA）KN支护强度（F02）111115MPA对底板的平均（前端）比压（F02）025088MPA适应煤层倾角20泵站压力315MPA操作方式本架操作截深800MM前后部输送机中心距6550MM前后部输送机布置方式平行（三）、其他设备1、浮化液泵站系统采用无锡机械制造有限公司生产的BRW400/315单列式柱塞泵。技术特征表如下序号技术指标技术参数1额定流量400L/IN2额定压力315MPA3工作容量2500L4电机功率250KW5电机电压11402、开关江苏八达电气有限公司产井下1140V、3300V负荷控制中心，其控制负荷大，多驱动器可供选择，液晶汉语显示，灵活可靠。配置开关为8SKCQ2151350/1140660组合开关1台，8SKCQ215800组合开关2台。3、移动变压器选用KBSGZY1250/10/33型两台，KBSGZY3150/10/33型1台，KBSGZY500/6型1台。二、附工作面设备设备布置图第三章顶板管理第一节工作面顶板管理一、工作面回采时顶板管理方式。（一）、6101工作面控顶方法为对工作面顶板实行全支护法管理，采空区采用全部垮落法管理顶板，工作面采用ZFD10000/24/40型排头支架、ZFC10000/24/40型超前支架27M）、ZFG10000/23/37型放顶煤过渡液压支架8台、ZF10000/23/37型放顶煤液压支架（146台）对顶板进行支护，回风顺槽使用ZFC10000/24/40型超前支架27M）作为回风顺槽超前支护，运输顺槽使用ZFD10000/24/40型排头支架作为运输顺槽超前支护一部分，剩余超前支护使用DWT3500型单体液压支柱配合长度1200MM铰接顶梁支设20M超前两排支护，沿工作面方向平行布置，一梁一柱，支柱初撑力90KN。铰接顶梁销子要安装齐全牢固，使用ZFP10000/23/37型端头支架8台）作为工作面端头支架。（二）、伞檐规定伞檐长度超过1M时，其最大突出部分，薄煤层不超过150MM，中厚以上煤层不超过200MM；伞檐长度在1M以下时，其最大突出部分，薄煤层不超过200MM，中厚以上煤层不超过250MM。（二）、铺设金属网本工作面原则上不铺金属网,当工作面出现顶板破碎、过断层及上下出口顶板压力大时，工作面机头机尾三架必须铺设金属网；铺设金属网基本要求金属网规格为10号铁丝编织的长宽415M、孔为5050MM的菱形网。铺网方法在支架顶梁上铺设金属网，走向铺网长，倾向铺网宽，铺设时走向倾向各压茬100150毫米，联网采用14镀锌铁丝隔孔双股联接。铺联网质量要求1、移架操作时，以不出现抵网、撕网为准，如发现抵网、撕网，必须处理好。2、煤机割煤时，必须把金属网吊好，防止煤机打金属网。3、工作面端头的网与两道网联好。4、工作面过断层放炮时，保护好金属网。5、工作面发生冒顶或片帮时，需要接顶做超前时，必须用木料托好金属网确保铺网质（三）、工作面支架支护顶板的基本要求1、要求割煤后，及时移架支护新暴露出的顶板，缩小顶板暴露面积，以防造成片帮、漏顶、冒顶事故。支架的初撑力24MPA，支架接顶要实要平。2、所用支架为本架操作，在移架时两相邻支架首先推上劲，再移本架。端面距超过340MM时要及时移超前架或打出护帮板。降架时，掌握好降架高度，做到少降快移，严禁大降慢移，确保支护质量和控顶效果。3、采用追机移架、立即支护方式支护顶板并及时伸出护帮板。在采煤机割煤后，先移支架，再移运输机，即割煤移架推移运输机；采取正常移架的方式移架。移架步距08M。4、正常移架滞后煤机后滚筒一般不得超过10个支架。顶板破碎时要紧跟前滚筒移架或超前煤机移架，即当发现片帮严重时，在煤机割煤前移架，再进行其它操作，工艺顺序为移架割煤推移运输机。5、在顶板离层的情况下，应采用“擦顶移架法”，即首先将支架立柱快速下降，当支架顶梁与顶板稍有距离时，停止降架，立刻拉架使支架的顶梁与顶板相擦而快速前移，将支架前移一个步距，然后升起支架，并达到初撑力（顶板破碎段除外），进行正常的操作支架的过程。二、工作面正常回采时特殊支护形式。（一）工作面采用ZFD10000/24/40型排头支架、ZFC10000/24/40型超前支架27M）、ZFG10000/23/37型放顶煤过渡液压支架8台、ZF10000/23/37型放顶煤液压支架（146台）对顶板进行支护，在回采的过程，端头、出口支护完全使用支架代替。（二）、运输顺槽超前支护采用DWT3500型单体液压支柱配合长度1200MM铰接顶梁支护，超前支护长度不得小于20米，2、支护要求、采用单体液压支柱配合长度1200MM铰接顶梁支护，单体初撑力不得低于90KN,单体防倒绳与水平销子要齐全。、单体支护必须迎山有力，铰接顶梁必须铰接。三、各工序之间平行作业的顺序和安全距离及特殊支护。1、工序割煤移架返刀扫底推前溜放煤清理拉后溜2、作业顺序及安全距离煤机割煤后，支架工追机作业，在滞后煤机滚筒46架处开始移架，如果顶板破碎，可以移超前架，推移刮板输送机，使刮板输送机弯曲段不小于15M后，推移刮板输送机要滞后煤机15米，当煤机正常往机头进刀时，专职放煤工从150支架开始第一轮向机头方向放顶煤机尾4架、机头4架不放，逐架放煤；煤机割通机头后，煤机右滚筒降下扫底煤，向机尾返刀走空刀，走空刀时专职放煤工从5支架开始第二轮向机尾方向放顶煤机尾4架、机头4架不放；在依次从机尾方向推前溜至机头，推前溜机头，同时放煤到150架，并依次向机头方向拉后溜，拉后溜机头。四、特殊时期的顶板管理（一）、初次来压及停采前的顶板管理1、工作面基本顶初次来压前必须编制专门安全技术措施。2、工作面基本顶初次来压期间，必须加强初次来压的预测预报工作。3、工作面支架以及辅顺所有单体支柱必须达到规定的初撑力，特别注意工作面中部支架的初撑力及支架状态，及时采取措施预防冒顶。4、工作面停采时要编制停采措施，加强顶板管理。（二）、过断层及顶板破碎时的顶板管理1、工作面即将过断层时，工区技术管理人员要根据地质部门提供的资料和现场实际确定出工作面将要通过的层位。2、在顶板裂隙发育区段，应及时拉超前架护顶，并及时伸出伸缩前梁，升紧护帮板，防止因煤层破碎诱发冒顶事故。3、在留底煤区段，煤机应控制好采高，保持在2802M；割矸区段的割矸厚度根据工作面起伏度及矸石硬度确定。4、两端头三角区破碎时，要及时架设木板梁抬棚，以加强支护。5、煤机过断层区域或破碎带时，要放慢速度，速度控制在20M/MIN，割煤后及时移架并将支架护帮板伸出，片帮严重时及时使用伸缩梁护顶。工作面支架要升实。6、两端头三角区顶板破碎支护作业时，应先加强端头顶板支护，伸出伸缩前梁，打紧护帮板，机头作业应在前后运输机、转载机停机停电闭锁时进行，机尾作业应在前部运输机停机闭锁时进行。7、两端头段刹刀或提刀区域，要掌握适当的高度，与工作面顺平，确保刮板运输机的正常运转。8、加强对支架、泵站的维护工作，杜绝窜、漏液现象。9、加强对煤机的维护工作，对损坏的截齿及时更换，每天要检查煤机各部位对接紧固情况，以防煤机出现事故。10、过断层期间技术人员应及时掌握断层的延展方向，并制定出具体的破底、留底煤的范围，以便指导安全生产。11、区队管理人员或班组长、验收员一定要随时掌握工作面要通过的层位。12、端头段单体需采取防失脚倒柱措施，确保单体达到初撑力。13、拉移端头支架时，所有人员必须躲到安全地点，严禁在移架同时进行端头的支护、回撤等施工。当现场断层矸石硬度较大煤机割不动时，必须及时编制过断层放震动炮专项安全技术措施。三）、顶板破碎时的顶板管理1、顶板破碎时，采用擦顶移架以防松动顶板，片帮严重时采取超前支护，减少空顶面积。2、回采过程中因断层等原因，造成工作面漏顶、漏矸时，应及时向下刹刀割底，并采取降低采高，留取一定的顶煤来控制顶板。3、处理冒顶时至少有两人以上在场操作，一人施工，一人观察顶板及周围状况，清理出一条畅通无阻的退路，以便及时退出，采取从一侧向另一侧维护顶板，不能多头同时进行。4、处理局部冒顶前，应首先对冒顶区周围加强支护，并检查冒顶区域的安全情况。5、冒顶区域移架，应首先检查冒顶情况，确定正确的移架顺序。6、工作面浮煤浮矸要及时清理干净，保证支架能顺利拉移。四、周期来压期间的顶板管理1、工作面周期来压及压力显现明显时，及时加大挑顶量，控制好采高，并立即汇报矿调度室和区队组织快速推进，避免发生压死支架事故。2、工作面支架必须达到初撑力，使用好支架伸缩前梁和护帮板，减少片帮和掉顶现象。3、顺槽超前支护所有单体液压支柱必须达到初撑力，杜绝使用失效的单体液压支柱。要及时加强端头支护，增加密集支柱。4、坚持支护质量监测和来压预报工作。5、生产过程中发现工作面压力显现明显时，必须及时向区队值班人员汇报。6、因顶板垮落造成关键岗位视野不清时必须立即停机，防止误操作。五、采用放顶煤工艺，增加支架（柱）稳定性、防止倒架（柱）的方式（一）、支架防倒措施1、严格按设计采高回采不得超高避免支架接不到顶而发生蹬空、倒架，支架要有足够的初撑力。2、工作面煤层平均倾角2733，工作面支架暂不安装防倒防滑千斤顶，需要时另行补充措施。3、工作面机头三架的移架顺序为先移第二架，再移第三架，最后移第一架。每移完1架，必须将其升足劲，防止端头支架歪倒。机头一号架抬高300，以利于机头与平巷溜子搭接。4、严禁1与2支架同时降架，1架降架前必须在支架下侧顶板上用315米单体打两棵防倒支柱，同时在支架斜下方打两棵防倒戗柱。5、工作面出现歪架，倒架时，若歪架较轻，可利用侧护板进行调整，若歪架严重，应安设防倒千斤顶，配合单体支柱进行调架。6、用单体调架时，先用注液枪任上单体，然后将单体用双股铁丝拴牢在支架上，再采取远距离供液将单体打足劲，远距离供液期间所有人员都必须撤至架内安全地点，支架工在架内操作支架，派专人观察单体状态。六、人工强制放顶（一）、人工强制放顶设计1、强制放顶炮孔的施工、钻眼机具使用采用ZDY1200S型全液压坑道钻机，配合L1500MM，50MM钻杆、使用62MM钻头。、炮眼位置工作面距离煤壁侧3M处，沿走向布置一排强制放顶炮眼。眼径62MM，间距15M，眼深22M，角度与顶板成75。2、炮眼爆破参数炸药采用煤矿许用炸药三号乳化粉状炸药，规格50MM500MM，重量为08KG/卷，（祥见强制放顶专项安全技术措施）装药方式、起爆顺序及单次起爆数量装药方式为正向装药，从工作面机头开始起爆，每次起爆8个炮眼。（二）、大面积来压的预防和处理方法1、生产过程中必须及时移架，并及时将支架升足劲，所有支架初撑力不低于24MPA，运输巷超前支护单体初撑力不得低于90KN，2、工作面采高控制在32M35M，严禁超高。3、工作面进行矿压观测和监控，从端头支架开始每10架设一测点，由安全员观测支架工作阻力并填写监测报表并汇报调度室，当班调度室值班人员必须做好详细记录。4、各班管理人员必须及时将工作面老塘顶煤冒落情况、顶板冒落情况等及时汇报矿调度室和区队值班室，值班员必须认真及时填写汇报记录。5、工作面在推进过程中两端头锚索提前1M2M拆除。6、工作面端头支护及回料工作前必须先检查端头20个支架的初撑力，初撑力不足的必须补液，工作过程中严禁任何人移动支架，如要移动支架，机尾人员必须先全部撤到支架内。严禁回料与割煤、移架平行作业，回料时工作面前、后刮板运输机和转载机必须停电并闭锁。转载机机尾工作时必须有班长或跟班区长在现场负责监护，回料时必须远距离卸载、远距离回料并使用机械回料。7、老顶垮落之前工作面支架放煤口插板必须伸出封闭放煤口，防止将冒落的顶煤拉走，确保老塘顶煤冒落对采空区进行充填。七、采用放顶煤工艺对顶煤进行弱化。（一）、顶煤弱化的措施。1、加强工作面初撑力的管理，利用支架前后立柱，反复升降，外力对顶煤进行挤压，使顶煤破碎。2、严格控制放煤回收率，对采空区的垮落及顶煤的破碎有重大意义。3、煤层注水，可以导致煤软化，还可以减尘，从而达到弱化顶煤的措施。第二节运输巷、回风巷及端头顶板管理一、运输巷、回风巷超前支护（一）、运输顺槽超前支护1、运输巷支设20M超前两排支护，运输顺槽采用DWT3500型单体液压支柱配合长度1200MM铰接顶梁，沿工作面方向平行布置，一梁一柱，支柱初撑力90KN。铰接顶梁销子、防倒绳要安装齐全牢固。2、顶板来压或破碎时要加长加密支护。人行道高度不低于18M，行人宽度不小于07M3、运输巷右帮的超前支护距转载机右侧相距02M，运输巷左帮的超前支护距运输巷左帮07M。若破碎机处顶板破碎时，必须使用4M长梁和单体及4M半圆木架设抬棚进行支护，一梁三柱，保证破碎机处作业人员安全；4、运输顺槽每割一刀煤，回一档超前棚，拉一次端头支架。（二）、进风巷超前支护进风巷槽超前支护采用ZFC10000/24/40型超前支架（27M作为回风顺槽的超前支护。二、端头支护方式、支护质量要求以及与其它工序之间的衔接关系。（一）、端头支护方式1、支护方式工作面上下端头采用ZFG10000/23/37型端头支架8台）、机头、机尾各安设架。2、支护质量、要求割煤后，及时移架支护新暴露出的顶板，缩小顶板暴露面积，以防造成片帮、漏顶、冒顶事故。支架的初撑力24MPA，支架接顶要实要平。、所用支架为本架操作，在移架时两相邻支架首先推上劲，再移本架。端面距超过340MM时要及时移超前架或打出护帮板。降架时，掌握好降架高度，做到少降快移，严禁大降慢移，确保支护质量和控顶效果。3、与其它工序之间的衔接关系。煤机割煤后，支架工滞后煤机46架开始移架，机头（尾）处排头架正常移架顺序为先移2架，后移1架，再移3及架；条件特殊时，可根据现场实际确定移架顺序，移架后，煤机返刀，推前部溜子，最后拉后部溜子。三、安全出口的高度工作面上下出口必须安全畅通，高度不低于25M（支架最低高度为28M），行人宽度不小于07M。四、为维持工作面正常生产，回风巷必须备有一定数量的常用料（一）、各类备用支护材料的数量、规格、存放地点管理方法226米半圆木200根3米半圆木50根圆木10根背板5车双楔梁40根14米方木10M2金属网50捆DZ28单体40根DZ315单体40根乳化液2桶齿轮油2桶抗磨液压油2桶4M梁16根（二）、支护材料存放地点及管理方法1、井下设专门备件库，设专人建帐管理。备件库的位置要合理，距工作面100米200米的安全地，不得影响通风、行人、运料。2、各种备件要分类、上架摆放，并挂牌管理。3、回收的旧品要及时上井交供应科。4、加强备件库、文明生产管理，确保备件库清洁。五、附图工作面开切眼、运输巷、回风巷及端头支护示意图（平面、剖面图）。第三节矿压观测一、矿压观测内容矿压观测内容主要有支架工作阻力观测、运顺回顺顶板离层情况观测、及巷道支护质量动态观测。根据观测结果对工作面顶板活动规律、来压特征，超前支撑压力影响范围和分布特点，顶板、煤层稳定性，工作面支护质量等进行定期分析，并进一步煤、岩体力学参数等基础数据。二、矿压观测方法（一）、工作面矿压观测工作面每台支架上的前后立柱压力表，可直接读出本架的支撑力，由专人对工作面的压力情况进行观测并记录。每个圆班进修一次观测，每旬进行一次矿压分析，观测时每5架选取一个点。（二）、巷道的矿压观测运顺、轨顺每50M安设一台顶板离层仪，由综采队派专人对顶板离层仪的变化情况每一星期进行观测，并记录数据。（三）、数据处理所有数据均汇总到生产技术科，工作面每次周期来压后，由区队技术员进行数据处理和数据分析，并编制矿压观测报告，总结矿压规律，指导生产。（四）、支护质量监测由区队长、技术员、跟班队长不定期对工作面和两巷支护质量动态检查，发现问题及时安排整改。监测内容主要包括支架初撑力、煤壁片帮情况、采高及断面顶板冒落情况，两巷超前支护质量等。第四章主要生产系统第一节运输一、运输、装载、转载方式及运输设备（一）、运输、装载、转载方式1、6101工作面运输采用前后部刮板运输机运输，运输巷皮带运输机运输，装载采用采用MG650/1510WD型交流电电牵引采煤机螺旋叶片装煤、转载方式采用转载机转载运煤。（二）、运输设备1、采用SGZ1000/1400型前部输送机、SGZ1200/1400型后部输送机运煤。2、采用SZZ1200/700型转载机转载运煤。3、采用皮带机DSJ120/150/2250型皮带式运输机1部二、运输设备的安装位置、固定方式、推移方式一、采用SGZ1000/1400型前部输送机、SGZ1200/1400型后部输送机运煤，设备安装在6101工作面，前后部运输机与支架连接，前部运输机利用支架与顶板的支撑力来推动前部运输机，后部运输机利用支架与工作面顶板的支撑力来拉动后部运输机，支架利用前部运输机的自重及其他支架与顶板的支撑力来完成支架的前移。二、采用SZZ1200/700型转载机转载运煤，采用自移动机尾来前移装载机，（三）、采用DSJ120/150/2250型皮带式运输机部运煤，皮带安装在6101作面运输巷，皮带机尾人工缩皮带，从而完成皮带的回收。三、运煤路线和辅助运输路线。一）、运煤路线6101工作面6101运输顺槽6煤盘区皮带巷煤仓主斜井地面储煤场。（二）、辅助运输路线6101辅助运输采用胶轮车运输地面胶轮车斜井6层辅运大巷6101回风顺槽工作面。四、附运输系统示意图。第二节一通三防与安全监控一、工作面范围内通风设施的安设位置和质量要求。（1）、工作面范围内通风设施的安设位置1、6101工作面范围内通风设施主要有盘区皮带巷与回风顺槽之间（检修通道）安装了两道永久风门。2、上下顺槽距离入口50M范围内各安设一道测风站。3、6煤盘区皮带巷建立风桥一座。（2、通风设施质量要求1、两道风门之间及前后5M范围内严禁有杂物。2、严禁同时打开两道风门。3、要保证风门安设必须可靠、严密，不漏风。4、风门设置专人管理，并且有防止运输车辆或风门碰撞人员以及运输车辆碰坏风门的安全措施。5、测风站要求通风无阻力。6、风桥上、下严密不漏风。二、工作面风量计算（一）、按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算本矿2013年7月进行了矿井联合试运转期间的瓦斯等级鉴定，全矿井绝对瓦斯涌出量104M3/MIN、相对瓦斯涌出量为05M3/T，绝对二氧化碳涌出量328M3/MIN、相对二氧化碳涌出量为149M3/T，本矿井自开采以来没有发生过瓦斯喷出、煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出等现象，根据鉴定结果该为瓦斯矿井。6煤未进行瓦斯等级鉴定，根据山西省煤炭工业局综合测试中心2010年9月编制的山西朔州山阴金海洋南阳坡煤业有限公司矿井瓦斯涌出量预测报告预测东部相邻芍药花煤矿2012年瓦斯等级鉴定批复结果，该矿开采4号煤层，瓦斯相对涌出量为05M3/T，绝对涌出量为135M3/MIN，二氧化碳相对涌出量为112M3/T，绝对涌出量为299M3/MIN，属瓦斯矿井。本矿与芍药花煤矿相邻推测瓦斯情况应当相似。根据山西省2011年瓦斯治理文件报警及断电浓度下调20的要求，故工作面回风流瓦斯断电浓度控制在08断电。采用下列公式（1）按CH4涌出量计算Q采125QK式中Q采回采工作面实际需要风量，M3/MIN；Q回采工作面的CH4绝对涌出量，根据矿井瓦斯涌出量预测报告提供的数据，相对CH4涌出量为05M3/T，相对二氧化碳涌出量未112M3/T计算矿井达到400万吨产量是，矿井绝对瓦斯涌出量为463M3/MIN，回采工作面的绝对CH4涌出量按70计算，取324M3/MIN。K回采工作面通风系数,取16。则Q采12532416648M3/MIN（2）按气象条件计算以采煤工作面所需基本风量计算，且应低于最高风速4M/S。Q采60VS70K采高K采面长式中Q采回采工作面实际需要风量，M3/MIN；K采高回采工作面采高调整系数；K采面长回采工作面长度调整系数；V回采工作面适宜风速，M/S；取12M/S。S回采工作面平均有效断面积M2Q采601212152701216117592M3/MINK综放工作面支架断面及工作面长短调整系数，可从表5中选取。表4气温条件与风速对应表工作面工作面风速V/MS1空气温度/煤层厚度15M煤层厚度15M厚煤层1503040305151805070508081820080908100810202310121013101523261517151815202628202220252025注有降温措施的工作面按降温后的温度计算。表5工作面长度调整系数表采面长度05050100100150150200200250250300300以上系数K0809111121314（三）、按工作面每班工作最多人数计算Q4N460240M3/MIN；式中N工作面同时工作的最多人数，6101工作面同时工作最多人数取60人。（四）、按风速进行验算。根据规程规定,回采工作面最低风速为025M/S,最高风速为4M/S的要求进行验算,即工作面的风量为Q1、按最低风速验算，工作面的最小风量Q小15S式中Q小工作面所需最小风量，M3/MINS工作面有效通风断面积，取62280712152M2Q小小151215218228M3/MIN2、按最高风速验算，工作面的最小风量Q大230S式中Q大大工作面所需最大风量，M3/MINS工作面有效通风断面积，取12152M2Q大230SQ大23012152291648M3/MIN由上可知Q小5312003100L，回风巷532003000L，棚区长度20M。3、隔爆水槽吊挂要求水袋吊挂要整齐。吊挂时每排4个；注水量要充足，达到水槽的设计容量；水袋应设在巷道的直线段内，与巷道的交叉口、转弯处距离不小于50M水袋挂钩位置要对正，相对布置（钩尖与钩尖相对），钩尖角度60度左右。根据巷道断面每平方米水量不少于200L上下顺槽隔爆水袋吊挂地点距离工作面60200M，挂牌管理设专人检查维护，每周一次，并有记录。八、防治煤层自然发火所选用的措施。（一、综合防灭火方式（注浆、阻化剂、凝胶、均压等），相关的工艺和参数。1、在回采过程中，为了防止风流进入采空区，造成采空区残留煤氧化自燃，特采取采空区喷洒阻化剂溶液抑制煤自燃，从上下巷上下隅角及工作面向采空区采用专用液压泵喷洒阻化溶剂。2、喷洒阻化溶剂工艺参数及安全技术措施从上下巷上下隅角及工作面向采空区喷洒阻化溶剂前，首先由专职瓦斯检测员对施工范围的CH4进行检测,发现瓦斯浓度达到08时，必须撤出人员，待瓦斯浓度降到08以下，瓦斯检查员认为气体正常后方可继续作业，超限时立即矿调度室汇报，并立即停产处理。、施工前，先由有经验的老工人观察施工地点的顶板、帮的支护，严格执行敲帮问顶制度，先用长把工具找掉活矸活煤，并派专人观察顶板和煤壁，清理好退路。、施工前先检查液压泵及各管路，确保设备完好，液压管路连接必须使用专用“U”型卡，严禁使用铁丝或其他代替。、使用液压泵喷洒阻化溶剂时，施工人员必须站在支护良好条件下操作。、使用液压泵喷洒阻化溶剂时，要保证液压泵及泵箱平稳，保证人员出入通畅。、使用液压泵喷洒阻化溶剂时，液压泵压力不超过3MP。、喷洒阻化溶剂时，必须保证泵箱溶液充足，防止泵喝空，损坏设备。、喷洒阻化溶剂浓度为15。、喷洒阻化溶剂时，喷头严禁对着人员。、选用的阻化溶剂不得污染井下空气和危害人体健康，阻化溶剂不得腐蚀机电设备。（二）、监测系统，描述束管监测系统安设、传感器的设置地点、监测要求、自然发火标志气体、预报制度以及气体超限撤人等内容。1、监测系统及传感器的设置地点在回风顺槽上隅角设一氧化碳传感器和温度传感器各一部，在回风巷道口15M范围内设一氧化碳传感器和温度传感器各一部实时监测巷道内气体变化，报警浓度分别为24PPM、26，通调度指挥中心。2、监测要求每班的跟班队干必须携带便携式CO、O2检测仪，报警浓度分别为24PPM，18。当班瓦检员必须对工作面上隅角、回风顺槽进行CH4、CO、O2检查并填写瓦斯管理牌，每班检查两次，轨顺瓦斯牌板距工作面不超过20米。3、自然发火标志气体自然发火标志性气体为CO,由于煤自燃，不完全燃烧，产生CO，所以把CO为自然发火的标志性气体。4、预报制度以及气体超限撤人建立气体监测预报制度，根据日常监测工作，提前预测气体情况，防患未然CO、甲烷浓度、温度异常时，立即停止作业，撤出人员，及时报告调度室，调度室及时通知通风服务队，迅速查明原因，采取紧急措施进行处理，同时向矿长总工汇报。三特殊时期的防灭火要求1、工作面临近结束、停止正常生产防灭火要求工作面临近结束、停止正常生产期间两道的消防供水管路必须保证供水系统稳定、可靠。皮带机皮带下的积煤要及时清理干净，不得磨皮带，不转的皮带滚筒要及时处理。液压泵、油脂库、皮带机机头、机尾等地点按规定配备灭器材，防尘管有专用防火三通阀并有25米消防软管。皮带必须使用阻燃皮带及阻燃风筒包胶，机头不得堆放任何易燃物。砂箱储砂量不少于02立方米，并配备灭火器。皮带综合保护齐全。井下使用的各种油、棉纱、布头和纸等必须存放在盖严的铁筒桶内，并有专人管理，不得乱扔乱放，严禁将剩油、废油泼洒在井巷或峒室内任何人发现井下火灾时，应视火灾性质、灾区通风和瓦斯情况，立即采取一切可能的方法直接灭火，控制火势，并迅速报告矿调度室。矿值班调度和在现场的区、队、班组长应依照灾害预防和处理计划的规定，将所有可能受火灾威胁地区中的人员撤离，并组织人员灭火。加强对工作面回风上隅角和回顺一氧化碳的检测工作，发现异常及时向调度室汇报，以便采取措施进行处理，防止煤自燃。九、附通防系统相关图纸。通风系统图、安全监测监控系统（设备）布置图图纸第三节供水、排水一、根据工作面的用水量、最大涌水量，选择供、排水设备和系统。（1）、工作面主要的用水量、最大涌水量1、工作面主要的用水量乳化泵型号为BRW400/315额定流量400L/MIN喷雾泵型号为BPW315/16额定流量320L/MIN工作面正常生产主要用水量为720L/MIN2、工作面最大涌水量6101工作面正常涌水量180M3D；最大涌水量300M3D左右（二）、供、排水设备和系统1、供水设备根据工作面用水量，在6101进风巷设一趟114MM供水管，在6101运输顺槽设一趟114MM排水管。在正常情况下，完全可以满足工作面用水需求。2、排水设备及系统根据工作面最大涌水量300M3D左右，在6101回风顺槽设一趟114MM排水管，在6101运输槽顺设一趟114MM排水管。在正常情况下，在6101运输顺槽设6台55KW潜水泵，回风顺槽设7台可以满足排水需求，积水排至4煤水仓。二、明确供、排水路线。1、供水系统地面蓄水池主斜井6煤盘区皮带巷6101运输巷6101工作面；地面蓄水池主斜井6煤盘区轨道巷6101回风顺槽6101工作面；2、排水系统（1）工作面水回风顺槽114MM排水管4煤水仓地面；（2）工作面水运输顺槽114MM排水管盘区皮带巷4煤水仓地面；第四节供电一、供电系统设计（一）选择供电方式、电压等级、电气设备，统计电力负荷。1、6101工作面负荷统计序号名称型号功率（KW）台数总功率（KW）电压等级（V）1采煤机MG650/1510WD15101151033002前部运输机SGZ1000/140027002140033003后部运输机SGZ1000/140027002140033004转载机SZZ1200/700700170033005破碎机PLM400400140033006乳化液泵BRW400/315250375011407清水泵BPW320/10M75215011402、移动变电站的选择根据工作面的具体情况和供电系统的拟定原则，选用4台移动变电站，其所带设备分配容量计算如下顺槽供电由顺槽1移动变压器（3150KVA）馈出2个配电点（KBZ630）（KBZ400）分别供煤机、后部溜子；2移动变压器（1250KVA）馈出3个配电点（KBZ400）分别供乳化液泵、破碎机、喷雾泵；3移动变压器（1250KVA）馈出2个配电点（KBZ400）分别供前部溜子、转载机；4移动变压器（500KVA）由采区变电所引出馈出2个配电点（KBZ400）分别供16T回柱绞车、14T回柱绞车、40KW绞车、25KW调度绞车、114KW调度绞车。工作面3300V供电系统由1、2、3移动变压器供电。4移动变压器为1140V供电系统。4移动变压器供电系统负荷负荷16T37KW回柱绞车1部25KW调度绞车2部55KW无级绳绞车1部142KWPE顺槽供电系统负荷1移动变压器（3150KVA）经八组合开关馈出2个配电点分别供煤机、后部溜子；2移动变压器（1250KVA）经八组合开关馈出3个配电点分别供乳化液泵、破碎机、喷雾泵；3移动变压器（1250KVA）经八组合开关馈出2个配电点分别供前部溜子、转载机。负荷2250KW乳化液泵2台250KW破碎机1台75KW喷雾泵2台500KWPE3700KW前部溜子1部400KW转载机1部1100KW