X41104工作面采煤作业规程4

1、 贵州水城矿业股份有限公司汪家寨煤矿 第 64 页第1章 工作面概况1.1 工作面位置及井上下关系该面位于斜四采区北翼二片口至三片口之间，南至斜四采区井筒保护煤柱线，北至采区技术边界线；该面倾斜上方有X41102工作面采空区，顶部有X40804、X40702、X40102、X2019、X20110、X20111、X20112工作面采空区（见工程平面图）。该面地表为山坡耕地，地表有民房，正在办理搬迁避让工作，地表最大标高2090m，最小标高1980m；该面回巷最低标高为1446.5m，最高标高为1464.2m；运巷最低标高为1408.8m，最高标高为1431.4m，该面与地表最大高差为681m,

2、最小高差为515.8m。 工作面走向长度最大为270m，最小为230m，平均走向长度为250m；最大倾斜长度为156m，最小倾斜长度为152m，平均倾斜长度154.5m；煤层倾角最大16,最小12.5，平均14。1.2 工作面煤层及地质1.2.1 煤层情况及特征1工作面煤层编号为11#，煤质牌号为气肥煤，煤层较稳定，变化复杂。煤为黑色半暗型夹部分半亮型，少量暗淡型，条痕黑褐色，油脂光泽弱玻璃光泽，性软松坚硬，以暗煤、亮煤为主，少量镜煤，煤层下部含丝炭较多。灰份20.14%，硫份1.6%，水份0.93%，发热量为以上。2.煤层结构复杂，煤层容重为，煤层厚度最大9.6m，最小5.6m，平均6.9m

3、，煤层生产能力为。1.2.2 顶、底板岩石性质（见地层柱状图)工作面直接顶为深灰色泥质粉砂岩，含丰富的腕足类动物化石；老顶为灰色细砂岩。底板为粘土岩至细砂岩。1.2.3 地质构造该工作面主要受f1、f2、f3等断层影响。1.2.4 水文地质该面主要受倾斜上方X41102工作面采空区，顶部X40804、X40702、X40102、X2019、X20110、X20111、X20112工作面采空区积水及断层裂隙水影响，预计回采期间最大涌水量为，2010年11月25日，在X41104回巷19#导线点处对X41102工作面采空区积水进行探放，所施工的9个放水钻孔共放出净储水量11674m3，积水标高由+

4、1469m降到了1462.1m，其采空区剩余积水量为14606m3，顶部X40804采空区积水面积为21829.3m2，积水量为11132.9m3，积水标高+1451.7m，回采前必须完善好排水系统，安装好有足够能力的排水设备。1.2.5 瓦斯地质1 该面埋藏深度大，瓦斯含量高，顶部有X40702、X40804作为上保护层已开采，但该煤层属于煤与瓦斯突出煤层，且有自燃性爆炸危险。2 该面掘进期间瓦斯最大涌出量为，最小瓦斯涌出量为，故在回采前应先实行“先抽后采”措施并加强瓦斯，煤尘及通风管理（抽放情况及消突评价报告由通风工区另出）。1.3 储量计算1.工作面参数 如表1.1所示表1.1 工作面参

5、数特征参数指夜班早班中班合计标标走向长度()倾斜长度()开采厚度()倾 角()容 重()回采率开采面积()平面积斜面积最大2701562.4161.40.9333835.534960最小20815212.5平均219154.514 2. 储量计算： 3工作面预计2013年10月中旬投产，2014年1月份回采结束。第2章 采煤方法及采煤工艺2.1 采煤方法原X41104工作面采用走向长壁后退式综采放顶煤法一次采全高，由于工作面顶板来压大；顶板破碎严重，造成支架倒架、歪架、挤架；后溜与支架后尾梁间隙小，容易造成较大矸石卡死后溜，后溜无法运转，以及后溜常被支架后尾梁压死，无法采用走向长壁后退式综采放

6、顶煤法一次采全高进行顺利回采，故根据工作面现在的条件采用走向长壁后退式综采法一次采2.4米高，使用原工作面煤机、支架、前溜、转载机等其它设备进行继续回采。1. 工作面采高工作面煤层厚度最大9.6m，最小5.6m，平均煤厚为6.9m，由于现工作面与煤层底板落差为3米，故在回采期间到60米需进行提溜，提溜高度为3米，平均每米提溜50mm（工作面推进1米提一次面溜）；以便工作面沿底板回采，工作面采高不低于2.4m。2. 落煤方式根据所选支架性能及我矿开采11#煤层的经验，以及现无法对原用煤机进行回收和安装新煤机，故延用原综放工作面型交流电牵引采煤机落煤。3. 装煤及运煤方法采煤机割煤后，采煤机滚筒通

7、过螺旋叶片将煤装入前输送机运出工作面，工作面选用型刮板输送机运煤。2.2 采煤工艺 煤机从中部斜切进刀往机尾割煤，从机尾扫浮煤到中部，从中部斜切进刀往机头割煤，从机头扫浮煤到中部，循环进度0.6m。1.进刀方式采用中部斜切方式进刀，见煤机进刀方式图。2 工艺流程煤机中部穿刀上行割煤到机尾跟机拉架从机尾返回清理浮煤到工作面中部移上半段溜子煤机下行割煤到机头跟机拉架从机头清理浮煤上行到中部吃满刀移下半段溜子。（以此循环、每班按2刀组织）3 工艺要求(1)割煤：煤机单向割煤，自行装煤，沿煤层顶、底板回采，顶底板割平，不出现台阶、煤壁平直、无伞檐。工作面采高不低于2.4m。(2)移架：移架滞后机组后滚

8、筒46架，进行跟机移架立即支护顶板，拉架必须在溜子运行过程中进行，拉架时要随时观察溜子的运行情况，发现溜子运行负荷增大时，必须及时停止拉架，待溜子开空后，方可继续拉架，若煤壁松软、顶板破碎时，应及时拉超前架，伸出前探梁打出护帮板护顶、护帮，支架要移成一条直线，初撑力达到要求，支架接顶严实，移架步距为0.6 m。(3)推溜：在煤机割煤后，滞后煤机1015 m依次按顺序移溜到机尾（机头），推溜一律在溜子运行中进行。推溜使用液压支架推溜千斤顶进行。(4)清理：工作面面溜在推移过后，必须将支架底座前方和支架间空隙的浮煤及连杆机构内外的浮煤清理干净，拉架前，必须将其前方浮煤（矸）由人工用铲攉入溜子中运走

9、。第3章 生产系统3.1 工作面设备布置X41104工作面机电设备安装系统图。（使用原工作面机电设备）1.工作面前溜一部，型号：SGZ764/500，电机功率2250kW，输送量900t/h。2.转载机一部，型号：SZZ630/2132，电机功率2132kW，长度42 .5m 。3.破碎机一部，型号：PLM1000，电机功率132kW4.交流电牵引采煤机一部，型号：MG300/700-AWD，电机功率3002+402+7.5 kW 主要技术参数如表3.1所示：表3.1 采煤机主要技术参数名称技术参数名称技术参数最大开采高度3200mm摇臂长度1950mm滚 筒 直 径1600mm滚筒转速 39

10、.26r/min调速和牵引方式交流变频调速齿轮销排式无链牵引电 压截割电机AC1140V 牵引电机AC380V卧 底 量310mm重 量36t牵引速度07.712.8m/min牵 引 力550320kN截 深730mm机面高度1238mm摇臂摆动中心距6200mm对接面连接方式4-M483液压拉杆联接6.液压支架101台,其中基本架96台，型号：ZF5400/17/27，端头架5台，型号：ZFG5400/17/27，基本架主要技术参数如表3.2所示：表3.2 ZF5400/17/27型低位放顶煤液压支架主要技术参数项 目数 值单 位备 注高 度17002700mm宽 度14301600mm中

11、心 距1500mm初 撑 力4362KNP=31.5MPa 工作阻力5400KNP=39MPa 支护强度0.640.68(f=0.2)MPa采高 底板比压1.953.3(f=0.2)MPa平均值泵站压力31.5MPa 采 高2.02.4m重 量19766Kg操纵方式本架操纵适宜煤层倾角15o7.运巷可缩皮带一部，型号：DTL100/290，长度800m;三片口运输石门311#皮带一部，型号:SDJ150P8.18.5kW潜水泵四台，型号：BQS100-35-18.5/N，排量为。9.乳化液泵站按“三泵二箱” 配置，型号：DRB315/31.5。主要技术参数如表3.3所示：表3.3 DRB315

12、/31.5乳化液泵主要技术参数公 称 流 量315 l/min公 称 压 力31.5MPa柱 塞 直 径50mm柱 塞 行 程64mm柱 塞 数 目5个曲 轴 转 速548r/min电 机 功 率200kW电 压1140/660V泵组外型尺寸290012001300泵 组 重 量3900Kg配套液箱容积2500L工 作 介 质含3-5%乳化油中性水溶液3.2 生产系统3.2.1 运输系统1原煤运输路线X41104工作面溜子X41104运输巷转载机X41104运输巷可缩皮带三片口运输石门311#皮带三片口小眼斜四采运输机下山地面。2材料运输（1）采用3T矿车或专用花车（平板车）运输。（2）运输路

13、线： 回巷：地面斜井副井井口副井底弯道一片口车场二片口车场二片口轨道石门X41104回风通道X41104回巷使用地点 运巷：地面斜井副井井口副井底弯道一片口车场三片口车场三片口轨道石门X41104材料道X41104运巷使用地点3.2.2 “一通三防”与安全监控 X41104运回巷掘进期间，最大瓦斯涌出量为8.37m3/min，煤尘具有爆炸危险性和自然发火倾向，自燃发火期为4-6个月，综合以上因素，在回采期间，必须加强“一通三防”工作。第一节、通风瓦斯管理安全技术措施一、瓦斯涌出量及配风量计算（一）、 X41104综采面开采保护层、进行区域瓦斯预抽后煤层瓦斯含量计算：1、煤层瓦斯抽采量从2010

14、年8月份起，该工作面在掘进期间在运巷及回巷施工超前钻孔及本煤层钻孔对煤层瓦斯进行预抽，至2011年8月31日，共抽采瓦斯1367807.4m3。2、工作面释放范围：根据地测科编制的水城矿业集团有限责任公司汪家寨煤矿斜井X41104工作面回采说明书可知： X41104工作面的大部分回采范围均处在X40804采空区、X40702采空区的保护范围，未保护范围内均采取本煤层抽放钻孔进行预抽煤层瓦斯。3、工作面未解放范围原始瓦斯含量计算根据水城矿业集团有限责任公司汪家寨煤矿瓦斯赋存规律研究研究报告对斜井11#煤层考察得出：11#煤层的瓦斯含量为：11.58 m/t。4、工作面地质储量根据水城矿业集团有限

15、责任公司汪家寨煤矿斜井X41104工作面回采说明书，X41104工作面地质储量为1037266.7吨。5、工作面煤层瓦斯储量：q储=AW=1037266.711.58=12011548.4m3 式中：A工作面地质储量 tW原始煤层瓦斯含量 11.58m3/t6、开采解放层时11#煤层的瓦斯涌出量、X40702工作面回采期间11#煤层瓦斯涌出量K11=1-47/50=0.06q2-7=(W0-WC)m1/Mk=（11.58-2）6.9/2.20.06=1.8 m3/tQ11= q2-7*A7=1.8676200=1217160 m3式中：K11回采X40702工作面时11#煤层受采动影响瓦斯排放

16、率q2-7回采X40702工作面时11#煤层瓦斯涌出量A7回采X40702工作面时11#煤层的保护面积 W回采X40702工作面时11#煤层的瓦斯涌出量 m3、X40702工作面回采后11#煤层的瓦斯含量W11 -7= （q储- Q11）/A =（12011548.4-1217160）/1037266.7 =10.41 m3/t、X40804工作面回采期间11#煤层瓦斯涌出量 K14=1-40/50=0.2q2-8=(W0-WC)m1/Mk=（10.41-3）6/2.20.2=4.04 m3/tQ11= q2-7*A8=4.04573804=2318168 m3式中：K11回采X40804工作

17、面时11#煤层受采动影响瓦斯排放率q2-8回采X40804工作面时11#煤层瓦斯涌出量A8回采X40804工作面时11#煤层的保护面积 W回采X40702工作面时11#煤层的瓦斯涌出量 m3、X40804工作面回采后11#煤层的瓦斯含量W11 -8= （W11 - Q11）/A =（10794388.4-2318168）/1037266.7 =8.17m3/t、开采解放层后11#煤层的瓦斯储量q储后=AW11-8=1037266.78.17=8474468.9m3 7、抽采后煤层瓦斯含量Wh= （q储后- q抽）/A=（8474468.9-1367807.4）/1037266.7=6.85（m

18、3/t）经计算，X41104工作面抽采后煤层残余瓦斯含量为6.85 m3/t。（二）、回采期间瓦斯涌出量：1、X41104工作面开采期间瓦斯涌出量：、临近层瓦斯涌出量：、 开采11#层时，7#层的瓦斯涌出量：K7=1-47/50=0.06q2-7=(W0-WC)m1/Mk=（9.1205-2）0.6/6.90.06=0.04 m3/t、 开采11#层时，8#层的瓦斯涌出量：K14=1-40/50=0.20q2-8=(W0-WC)m1/Mk=（5.7-2）0.8/6.90.20=0.08 m3/t、 14#层瓦斯涌出量：K14=1-11/50=0.78q2-14=(W0-WC)m1/Mk=（9.

19、27-2）0.6/6.90.78=0.49m3/t开采期间临近层瓦斯涌出量q2= q2-7+ q2-8+ q2-14=0.04+0.08+0.49=0.61 m3/t、X41104工作面开采期间本煤层瓦斯涌出量：q1=K1K2K3m/MWh =1.111.036.9/6.96.85 =7.76 m3/t、X41104工作面开采瓦斯涌出总量为q采=q1+q2=7.76+0.61=8.37 m3/t、开采期间的绝对瓦斯涌出量为Q采=Aqq采/1440=18668.37/1440=10.8 m3/min2、瓦斯来源分析：、临近层绝对瓦斯涌出量7#、8#、14#层瓦斯涌出量：Q采临=A0.61/144

20、0=18660.61/1440=0.79 m3/min、本煤层绝对瓦斯涌出量q2掘=Aq2/1440 =18667.76/1440=10 m3/minX41104采面回采时瓦斯来分析表地 点本煤层临近层合计 （m3/min）备注7#、8#、14#瓦斯涌出量（m3/min）100.7910.79占总量的%92.677.28100（三）、瓦斯治理方案:1、瓦斯抽采：（1）、开放式抽采、瓦斯抽采量： 回采期间，临近层瓦斯及本煤层采空区瓦斯从采空区涌出，采取上隅角采空区埋管抽采，抽采量为临近层瓦斯涌出量4m3/min。、抽采能力及瓦斯抽采系统：抽采量为4m3/min，抽采浓度按5%计算，抽采混合量为8

21、0m3/min。X41104采面回风巷开放式抽放系统采用我矿中心泵房现有的两台SKA-520型水环式真空泵作为抽放泵，该泵最大抽速为：197m3/min，电机功率为：220KW。已安装抽放管道采用350螺旋焊管自中心泵房斜四采回风井斜四采回风下山，用300螺旋焊管从回风下山与二片口回风通道交岔点分岔，经二片口回风通道、二片口轨道石门、X41104材料道、X41104回巷接到采面上隅角采空区。斜四采区开放式抽采系统只抽采X41104采空区及斜四采密闭，抽采能力满足抽采需要。、抽采方法：在回风巷上帮安装瓦斯抽放管道，管道每隔50m安装一个三通(带闸阀),抽采管路末端抽采能力下降，不能对上隅角瓦斯进

22、行抽采时，在三通上及时接迈步管进行抽采。2、回采期间的配风量：、回采期间的风排瓦斯量为煤层开采期间本煤层瓦斯涌出量减去本煤层抽放瓦斯量，即：q风= q绝q抽=10.794=6.79m3/min因此，X41104综采面开采时风排瓦斯量应不小于1.75m3/min。则配风量为：Q= q风100K式中：Q工作面配风量，m3/min；q风风排能稀释的瓦斯涌出量，m3/min；K 瓦斯涌出不均衡系数，K =1.2。则： Q= q风100K6.791001.2814m3/min根据计算X41104综采面生产期间的配风量不得低于814m3/min。、风速验算：根据巷道断面验算风速：V=Q/（60S）式中：V

23、巷道风速，m/s;Q工作面配风量，m3/min，S回风断面，m2V =814/（608）=1.7（m/s）0.25m/sV4m/s，巷道风速符合要求。B、工作面风速、按工作面最小控顶步距计算最大风速V大=Q/60（h0.3）b小式中：V大最大风速，m/s;h平均采高，2.4m；0.3支架顶梁厚度，0.3m；b小最小控顶距，5.03m。V大=Q/60（h0.3）b小=814/60（2.40.3）5.37=1.2（m/s）、按工作面最大控顶距计算最低风速V低=Q/60（h0.3）b大 =814/60（2.40.3）5.97 =1.08m/s式中：b大最大控顶距，5.97m；0.25m/sV4m/s

24、根据风速验算，配风量符合要求。、根据最高允许风速计算巷道断面：S=Q/（60V最）=814/(604)=3.39m2式中：V最采煤工作面允许的最高风速，4m/s；在实际生产过程中，应根据实际瓦斯涌出量适当增减风量，以满足生产的需要；在保证瓦斯不超限的情况下，应减少配风量。第二节、防治煤与瓦斯突出措施防治煤与瓦斯突出措施由通风工区另行编制。第三节、防治粉尘措施一、防治粉尘技术措施1、 需要的防尘供水压力 、根据煤矿井下防尘综合防治技术规范AQ1020-2006技术规范，煤机喷雾压力不得小于2MPa，外喷雾压力不得小于4MPa, 、架间喷雾水压不得小于1.5MPa。根据以上规定，41104工作面防

25、尘水压力不得小于4MPa,2、防尘水量计算：采煤机需水量：3.0 m3/min ;架间喷雾需水量：2.5 m3/min；运、回巷水幕需水量：0.95 m3/min；冲洗巷道的防尘水管需水量：0.018 m3/min；Q3.0+2.5+0.95+0.0186.47 m3/minX 41104综采工作面防尘用水总水量为6.47m3/min、管径计算：DQ（900v）1/26.47（900v）1/26.47（9003.142.0）1/20.034m34mm50mm式中：D防尘管路管径，m;Q总需水量，圆周率，取3.14；1mH2O9806Pa。v水管经济流速，取1.52.2/s根据验算2供水管能满足

26、供水量要求。3、供水管路系统：X41104工作面回巷供水管路：地面净化站清水池用6铁管经副井、X 1500大巷、一片口车场、斜四采轨道下山，运输巷用4管从轨道下山分岔经二片口车场、二片口轨道石门，从二片口轨道石门，用2管从二片口轨道石门分岔，经X 41104材料道接到X 41104工作面上出口；运输巷用2管从轨道下山分岔经三片口车场、三片口三片口进风通道、三片口运输石门，用2管从三片口运输石门分岔，经X 41104运煤通道、X 41104运巷接到X 41104工作面下出口。 4、供水压力：（H0-H）9806=（1700-1464）98062.3142164Pa=2.3MPa0.39MPa2.

27、3MPa4MPa式中：H0蓄水池标高，mH41104回巷最高标高，m98061mH2O9806Pa通过计算，静压供水压力不能满足防尘需要，故需要安装加压泵，在采煤机启动、工作面拉移支架时，开启加压泵给采煤机及防尘水幕供水。5、运、回巷各设三道水幕，第一道距工作面煤壁30m，第二组距第一组3040m，第三组距第二组30 40m。工作面每台支架必须安设一组自动喷雾。 6、防尘管路的“三通”及阀门必须完好、灵活可靠。7、在距工作面煤壁60200m的运、回巷各安装一组隔爆水袋，隔爆水袋的总水量不得小于200L/m2。8、运输系统各转载点都必须安设喷头，喷头安装在运输机机头上方，距机头300-400mm

28、。喷头必须雾化良好，开动运输机运煤前，必须将喷头打开。二、防尘安全技术组织措施1、X 41104工作面运回巷的防尘管路由安装工区安装后交回采单位维护；防尘水幕由通风工区安装后交由回采单位维护；各转载地点的喷头由转载机使用单位安装并维护；隔爆水袋由通风工区安装，通风工区维护；其他防尘管路由机电工区维护。2、X41104运巷、回巷喷雾必须能覆盖巷道全断面，工作面架间喷雾雾化必须良好。在割煤、移架、放顶煤之前，先将工作面及运、回巷喷雾打开。3、X41104在回采期间，X41104各个转载点喷头雾化效果必须良好，运输机在运煤过程中，必须开启喷雾洒水降尘。4、工作面架间水幕的使用由移架工负责，回风巷净化

29、水幕的使用由瓦检员负责，各转载点的喷雾使用由各转载机司机负责。5、X41104回巷、X41104运巷的粉尘每天安排人员冲洗一次，工作面支架上的煤尘，由回采单位每班安排人员冲洗，不得出现粉尘堆积、超限。6、放顶煤时，在能放下顶煤的情况下，应尽量降低后尾梁，并将后尾梁防尘水幕打开，减少粉尘产生量。7、通风工区安排人员按规定定期对采煤工作面及回风巷的粉尘进行测定，并上报有关部门及领导，发现粉尘超限时，停止生产，及时向有关领导汇报，责令有关单位严格执行防尘措施。8、隔爆水袋由通风工区经常检查、维护，发现水量不足或水袋损坏，要及时加水或更换。9、防尘管路由回采单位经常检查、维护，保证不间断供水，当防尘管

30、路不能供水时，水压达不到要求时，采面不准生产、割煤。三、防灭火技术措施1、注氮防灭火：斜四采封闭式瓦斯抽采系统只抽采X41104运巷，在41104采面回采期间、41104运巷已进入40804采空区保护范围，不进行超前瓦斯预抽，将注氮管路在地面与斜四采区封闭式瓦斯抽采系统合岔，合岔点用阀门控制，当41104采空区出现煤层自燃发火征兆时，立即停止封闭式瓦斯抽采，将封闭式抽采系统改成注氮系统。2、注洒阻化剂工作面回采期间，工作面每推采25m，在工作面注洒一次氯化钙，注洒氯化钙的数量不少于1吨，注洒氯化钙的范围为：回风巷往下20m的工作面。3、工作面隔离墙必须按照质量要求建筑，保证严密不漏风，减少采空

31、区漏风引起采空区遗煤氧化自燃。4、工作面下出口顶板不冒落，造成采空区漏风较大时，在下山角施工隔离墙，采取减少采空区漏风一致采空区遗煤氧化自然。5、控制采空区瓦斯抽采量：在满足安全生产需要情况下，当采空区瓦斯抽采管路中一氧化碳浓度超过50PPm时，必须控制抽采量，减少因抽采造成采空区漏风引起采空区遗煤氧化自然。四、隔绝煤层爆炸的措施1、在距工作面煤壁60200m范围内的X 41104回巷、X 41104运巷各安装一组隔爆水袋，隔爆水袋的规格为40L/个。隔爆水袋的总水量不得少于200L/m22、需安装隔爆水袋数量的计算N=200S/40=20012/40=60个 取整双数为60个即X41104运

32、、回两巷各安装隔爆水袋60个。五、安全监控措施1、回采41104综采工作面期间瓦斯传感器的安设、安设位置：瓦斯传感器T1安设在距工作面煤壁510m的回风巷内。瓦斯传感器T2安设在X41104材料道与41104回巷交岔点往北1015m的X41104回巷；瓦斯传感器T3安设在距X41104工作面煤壁510m的运巷，瓦斯传感器T4安设在上隅角。、瓦斯传感器报警值的设置及断电范围：瓦斯传感器T1的报警值为1%，断电值为1.0%，复电值为1.0%，断电范围为X41104工作面及X41104回巷、X41104运巷一切非本质安全型电气设备的电源；T2的报警值、断电值均为1.0%，复电值为1.0%，断电范围为

33、X41104综放工作面及X41104回巷的一切非本质安全型电气设备的电源；T3的报警值、断电值均为0.5%，复电值为0.5，断电范围为X41104外运巷一切非本质安全型电气设备的电源。T4的报警值为1.0%，断电值均为1.0%，复电值为1.0%。断电范围与T1相同3、在X41104回巷T2的位置安设风速传感器、温度传感器和CO传感器。风速传感器的报警值为4m/s，温度传感器的报警值为26，CO传感器报警值为24ppm。4、各被控馈电开关负荷安装馈电传感器，以便对被控开关的馈电状态实行实时监控。5、X 41104运巷材料道永久风门安装风门开关状态传感器。6、安全监控分站的安设：X 41104运巷

34、安全监控分站按设在三片口运输石门内，电源取自X41104移动变电站电源侧；回风巷监控分站安设在二片口运输石门内。7、监测信号必须在监测屏幕上显示，瓦斯监测主控中心值班人员及通风工区调度员必须经常注意监测屏幕上显示的监测数值，当发现监测异常时，必须立即向矿调度及通风调度汇报。通风调度员必须立即调清原因，采取措施进行处理，并向矿调度汇报。8、监测工每天必须对监测电缆进行吊挂，对监测传感器进行调校、维护、每七天作一次断电实验，保证其灵敏、准确、可靠。9、安全监控系统出现故障不能对X41104工作面实时监控时，安全监控中心值班人员必须立即向矿调度及通风调度汇报，由矿调度通知X41104工作面立即停止生

35、产，通风工区调度员立即调清原因，采取措施进行处理，并向矿调度汇报。待系统正常后，方可恢复生产。10、进入X41104工作面的管理人员必须按照规定佩带便携式瓦检仪并打开，不得关闭。11、X41104工作面的供电必须实行瓦斯-电闭锁，严禁任何人甩掉瓦斯电闭锁不用，保证当风流中瓦斯浓度超限时，能自动切断瓦斯超限影响范围内一切非本质安全型电气设备的电源。12、因瓦斯超限而停电的电气设备，只有当瓦斯浓度降到规定值以下时，方可人工复电，恢复工作。3.2.3 供电系统1. 工作面及运巷供电系统：由斜四采三片口配电所6kV电源供到X41104移动变电站高爆开关，再分别串联到各移动变压器高压侧，移动变压器低压侧

36、输出1140V和660V电压，分别接到每台馈电开关电源侧，再经馈电开关负荷侧送出，供到X41104工作面、运巷及泵站。2. 工作面回巷供电系统： （1）由斜四采二片口配电所6kV电源供到高爆开关，再分别串联到各变压器高压侧，移变低压侧输出660V电压接到馈电开关电源侧，再经馈电开关负荷侧送出，供到回巷的水泵及绞车。3. 具体供电系统：见X41104工作面供电系统图。3.2.4 供水、供液及排水系统1供水系统（1）工作面及回巷：地面净化站清水池（4寸管）总回风井中央泵房一片口车场轨道下山（4寸管分岔）二片口车场二片口轨道石门，在二片口轨道石门与X41104回风通道三岔门处，用2寸管（50无缝钢管

37、）接一趟管路到回巷，供回巷防尘喷雾及工作面支架喷雾、煤机冷却水和前、后溜机头机尾冷却水用。（2）运巷及泵站：从轨道下山（4寸管分岔）三片口车场三片口轨道石门，在三片口轨道石门与X41104运巷材料道三岔门处，用2寸管（50无缝钢管）接一趟管路到运巷，供运巷皮带，转载机，前后溜机头防尘喷雾用。在X40804材料道与三片口轨道石门三岔门处（4寸管分岔），用2寸管（50无缝钢管）接一趟管路到泵站，供泵站用水。2供液及回液（1）供液：从泵站到工作面下出口用32高压管铺设一趟管路，供工作面液压支架、支设单体用。（2）回液：从工作面下出口到泵站用2寸管（50无缝钢管）铺设一趟管路，供工作面液压支架回液用。

38、 3排水（1）回巷：从工作面上出口往外175m位置（19#导线点往北7m）挖水窝（水窝、水泵随工作面往前推采到一定距离，往前挖移），靠回巷下帮挖水沟将水引淌到水窝内，在水窝处安装两台型号为BQS1003518.5/N的潜水泵，铺设一趟长670m的管路（无缝钢管）到二片口轨道石门水沟处，将水抽到该处水沟内。排水路线为：X41104回巷二片口轨道石门二片口截水仓（2）运巷：先在后溜机头正对下帮的临时水仓内安装两台型号为BQS1003518.5/N的潜水泵，靠运巷下帮挖水沟将水引入该水仓内，在水仓处铺设一趟长830m的管路（159无缝钢管）到三片口轨道石门水沟处，将水抽到该处水沟内。水窝、水泵随工作

39、面往前推采到一定距离，往前挖移。 排水路线为：X41104运巷三片口轨道石门三片口截水仓3.2.5 通讯与照明1在转载机机头和泵站及各部皮带机头各安一部隔爆程控电话与工区（8176138/37039）、矿调度（8176039/9）及其它单位联系。2在转载机机头和泵站各安装照明灯一盏，在工作面及各部皮带每隔15米安装照明灯一盏。3. 通讯系统图 如图3.1所示： 转载机机头工区 皮 带 系 统 矿调度 液 压 泵 站 其 他 单 位图3.1通讯系统图第4章 顶板管理4.1 液压支架参数确定 根据X41104工作面回采地质及瓦斯地质说明书给定的顶、底板条件和我矿C409煤层开采过程中矿压观测结果及

40、相关资料进行液压支架参数的确定;结合各类支架对顶板的适应性，及工作面现在条件无法下行支架进行安装，因此延用原工作面现有支架，液压支架型号为ZF5400/17/27 (主要技术参数见表3.2)。4.1.1 支护强度和工作阻力顶板所需的支护强度取决于顶板的等级和煤层厚度（见第一章1.2 工作面煤层及地质）。1 支护强度 （4.1）式中：顶板所需的支护强度 ； 作用于支架上的顶板岩石厚度系数，一般取58 采高； 岩石密度，一般取 重力加速度，取则 延用支架支护强度范围。2支架支撑顶板的有效工作阻力（与顶板作用于支架顶梁上的载荷等值） （4.2）式中：一台支架的支护面积，按下式计算。如图4.1所示：

41、（4.3）式中：支架顶梁长度； 梁端距； 支架顶梁宽度；架间距； 图4.1 支护面积计算简图则： 支架支撑顶板的有效工作阻力 延用支架的工作阻力3.初撑力 初撑力大小对支架的支护性能和成本都有很大影响。较大的初撑力能使支架较快达到工作阻力，减慢顶板的早期下沉速度，增加顶板的稳定性，但对乳化液泵站和液压元件的耐压要求也将提高。一般取初撑力为0.60.8倍的工作阻力。所以，初撑力 初选支架的最小初撑力4、底板比压 （4.4）在初选支架的底板比压（1.953.3MPa）范围内。式中：支架底座长度； 支架底座宽度；（以上计算式中、均根据延用液压支架实测所得） 经过以上计算，主要技术参数均符合初选支架要

42、求，再结合工作面设备配套尺寸，故选用型低位放顶煤液压支架。4.1.2 顶板控制1.工作面采用型放顶煤支架，型放顶煤过度架支护顶板，支架中心距。上、下端头缺口采用单体液压支柱支护煤壁区。2.工作面采用全部跨落法管理顶板。4.2 支护方法 （见X41104工作面支护平面示意图）4.2.1 工作面基本支护1.支架最大控顶距为5.97m，最小控顶距为5.03m。2支架顶梁与顶板平行支设顶梁仰俯角，支架间不能有明显错差(不超顶梁侧护板高度的)。支架不挤、不咬、架间间隙不大于。支架垂直顶底板，歪斜5。3.工作面拉线作业，支架要排成一条直线，其偏差不超过，中心距偏差不超过。4.及时移架伸前探梁，端面距最大值

43、。4.2.2 工作面上、下出口管理1.工作面上、下出口支护（1）工作面上、下出口必须安全、畅通，出口高度不低于2m，行人侧宽度不低于。（2）上下出口的支护：运、回两巷已提前采用全锚网喷支护，经相关矿领导研究决定，不采用其他支护，如在回采过程中巷道局部地段顶板出现离层、破碎等特殊情况时，采取补打锚索，架设大棚支护，安全技术组织措施再另行编制。（3）工作面上下山角施工隔离墙，运巷距转载机机尾0.5m打木垛，隔离墙木垛随工作面推采重新施工。（4）现工作面上出口与回巷高差较大，需采用用轨道、11#工字钢配合单体架顺向抬棚，顶板使用半圆木打木垛接顶。采用2.53.5m单体做腿配合1.52.4m长的11#

44、工字钢做梁，一梁二柱架设抬棚；顶板掉空及超高处时，先用两棵长度适宜的轨道轨道顺巷道架设，一头搭在101#综放支架前梁上部，两棵轨道排距为1.0米，另一头2.53.5m单体做腿配合1.52.4m长的11#工字钢做梁，一梁二柱架设抬棚支护（棚距为1.0米）；顶板掉空及超高处用半圆木进行打木垛接顶支护。（5）工作面下端头采用3.5m长的11#花边工字钢梁配合2.52.8m的液压单体架设两对迈步抬棚；抬棚均为一梁三柱，迈步抬棚棚距为200mm，随工作面推进交错迈步前移0.6m（正常情况）。11#花边工字钢棚梁距为（中中）为0.5m，单体间距为1.0m。使用的棚梁严禁侧向，严禁缺脚。4.2.3 运、回两

45、巷超前支护运、回两巷超前支护由于已提前采用全锚网喷支护，故不再选用其它支护方式。如在回采过程中巷道局部地段顶板出现离层、破碎等特殊情况时，采用2.52.8m单体和3.5m长的工字钢梁做顶梁配合使用作超前支护。运巷超前支护距离从煤壁到超前溜子机头(前10m为双排，后10m为单排，和一梁三柱、柱距1m)，回巷超前支护从煤壁往外20m(前10m为双排，后10m为单排，和一梁三柱、柱距1m)。运巷超前支护为两排，距超前溜子两侧各0.3m支设，直至超前溜子机头（超高地段采用1.8m长的半圆木架木垛将顶板接实）。回风巷超前支护为两排，分别靠上、下帮支设。超前支护段人行道宽度不低于1.0m。第5章 劳动组织

46、循环与技术经济指标5.1 作业方式 为了提高工作面的生产效率，保证有固定的机械设备检修时间，较好地保障工作面开采设备的可靠性和完好性，工作面采用“三八”工作制，三班出煤，班内检修。（见X41104工作面正规循环作业图）。5.2 劳动组织与劳动力配备情况 工作面劳动组织与劳动力配备情况如表5.1所示：表5.1 劳动组织与劳动力配备表 班次工种在 册出 勤夜 班早 班中 班合 计夜 班早 班中 班合 计跟班区长11131113班 排 长22262226验 收 员11131113机组司机444123339溜子司机33392226泵站司机11131113皮带司机7782266618移 架 工76619

47、44412端 头 工91092888824电 钳 工22261113液 压 工11131113浮 煤 工1010103088824抽 水 工22262226机电维护工19191818皮带维护工8888巷道维护工10101010合 计5090501954076401565.3 工作面技术经济指标表 根据工作面的基本条件、材料消耗定额和工作面的基本参数，计算并编制工作面的技术经济指标表。如表5.2所示：表5.2 工作面主要技术经济指标表项 目单 位数 量项 目单 位数 量工作面基本参数走向长度m250材料消耗指标倾向长度m154.5平均煤层厚度m6.911#工字钢梁根36开采厚度m2.4铁 鞋块1

48、00煤层倾角（）14坑 木m3/kt0.35回采面积m2107377.5截 齿个/kt1.2地质储量t1037266.7乳化油Kg/kt15可采储量t964658液压油Kg/kt10回 采 率%93编织袋个/kt200煤层容重t/m31.4其 它工作面顶板与管理顶板类级2循环作业与技术指标工作制度三八工作制地板分级作业形式三班出煤 班内检修支护方式放顶煤液压支架循环进度m0.6支架数量台101循环产量t311最大控顶距m6.17日循环数个6最小控顶距m5.37日 产 量t1866支架中心距m1.5正规循环率%83放顶步距m0.6月 产 量t55980回柱方法人工回柱回采工效t/工18顶板管理全

49、部垮落法吨煤直接电耗kWh/t第6章 煤质管理6.1 煤质指标 煤质指标主要是考核煤炭产品的使用价值。工作面煤质管理的关键就是控制原煤的水分、灰分、硫分、发热量等几项主要指标。1.水分 煤炭中水分分为内在水分、外在水分、结晶水和分解水。煤炭中水分过大不利于加工、运输等。燃烧时会影响稳定性和热传导，炼焦时会降低焦产率和延长焦化周期。2.灰分 灰分是煤燃烧后留下的残渣。灰分高，说明煤种可燃成分较低，发热量就低。反之亦然。3.硫分 硫是煤中的有害元素，包括有机硫、无机硫。1%以下才可用于燃料。部分地区要求在0.6和0.8以下，现在常说的环保煤、绿色能源均指硫份较低的煤。4.发热量 煤的发热量，又称为

50、煤的热值，即单位质量的煤完全燃烧所发出的热量。 煤的发热量是煤按热值计价的基础指标。煤作为动力燃料，主要是利用煤的发热量，发热量愈高，其经济价值愈大。煤的发热量表征了煤的变质程度（煤化度）。6.2 煤质管理措施1.如工作面回采过程中遇到有淋水、顶板破碎时割煤后必须及时拉超前架进行支护，防止冒顶漏矸影响煤质。2.运、回两巷巷道维护冒落的矸石，要用矿车运出或填入采空区中，严禁进入原煤系统。3.采区及工作面的排水系统不得经运输系统进入煤仓，加强工作面防治水工作，严禁拉水煤，避免影响煤炭水分。4.加强对职工的思想素质教育，提高职工对煤炭质量重要性的认识，尽量在工作面或运输巷内拣出煤中矸石。第7章 安全

51、技术措施 工作面安全管理的主要任务是保护职工的安全与健康，防止伤亡事故及职业危害，保正采煤生产过程正常进行，提高工作面的生产能力和效益；遵守安全管理制度是工作面安全管理的保障，制定完善的安全技术措施是杜绝煤矿灾害事故的基础。工作面安全技术措施主要包括工作面生产过程中的各项安全技术措施与机械电气设备操作使用方法及安全管理的技术措施。7.1 顶板管理安全措施7.1.1 工作面顶板管理的基本规定1.工作面控顶范围内，顶底板移近量按采高；2.工作面顶板不出现厚度大于150mm，长度大于5m的台阶下沉，支架前梁接顶严实；3.机道梁端至煤壁顶板冒落高度；7.1.2 工作面防止片帮、冒顶的措施和处理方法 1.每班必须有安全网员专职负责安全工作，负责检查煤帮及顶板情况，发现问题及时处理，确认安全后方可进行施工。2.施工前，必须严格执行“敲帮问顶”制度；施工过程中打柱、改柱时严格执行“先支后回”的原则，出口质量必须达到要求且支护及时有效，保证出口安全畅通。3.人员在煤帮施工时，必须停止煤机、前溜的运转并将开关停电闭锁，安专人看守；摘除煤帮活悬煤矸，煤帮支设临时支柱防止煤壁片帮，在支架、支柱的掩护下进