内科大煤矿地下开采结课作业

1、217217 综采工作面作业规程综采工作面作业规程（工作面长度（工作面长度 198198 米；年产量米；年产量 8282 万吨）万吨） 班级：学号：姓名：217 综采工作面作业规程 时间：2014/12/17217 综采工作面作业规程会审记录217 综采工作面作业规程 时 间地 点主 持 人组织单位技术科参加会审人员矿 长技 术 员矿 总 工安 全 员安全副矿长安 全 员生产副矿长瓦 检 员机电副矿长瓦 检 员采煤队队长电 工运转队队长班 组 长煤矿会审意见217 综采工作面作业规程 217 综采工作面作业规程会审记录部 门审批意见签字技术部安监部测绘部安 全副总经理集团公司总工程师备 注21

2、7 综采工作面作业规程 目目 录录第一章第一章 概况概况.1 1井田概述.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.3第五节 水文地质.3第六节 影响回采的其它因素.4第七节 储量及服务年限.5第二章第二章 采煤方法采煤方法.5 5第一节 巷道布置.5第二节 采煤工艺.6第三节 设备配置.9第三章第三章 顶板管理顶板管理.1414第一节 支护设计.14第二节 工作面顶板管理.17第三节 矿压观测.21第四章第四章 生产系统生产系统.2222第一节 运输系统.22第二节 一通三防与监控系统.22第三节 供排水系统.26第四节 供电系统.27第五节

3、 照明及通讯控制系统.28第六节 防灭火系统.29第七节 喷雾洒水系统.31第五章第五章 劳动组织和主要经济技术措施劳动组织和主要经济技术措施.3131第一节 劳动组织.31第二节 主要经济技术指标.33第六章第六章 煤质管理煤质管理.3434第七章第七章 安全技术措施安全技术措施.3535第一节 一般规定.35第二节 顶板管理.36第三节 防治水.42第五节 运输管理.47第六节 各工种操作时的安全技术措施.54第七节 机电管理.64第八节 其它.67第八章第八章 灾害预防及避灾路线灾害预防及避灾路线.7070第一节 灾害预防.70第二节 避灾线路.77第第九九章章 初初次次放放顶顶安安全全

4、技技术术措措施施217 综采工作面作业规程 217 综采工作面作业规程第 0 页第一章第一章 概况概况井田概述井田概述 满来壕煤矿隶属于鄂尔多斯市乌兰煤炭集团有限责任公司，位于纳林陶亥镇境内，行政区域划分隶属于伊金霍洛旗纳林陶亥镇。满来壕煤矿位于内蒙古鄂尔多斯市伊旗纳林陶亥镇其根高勒村。1999 年建矿，2000 年投产,年生产能力 15 万吨/年。2005 年 5 月开始技改，2007 年 12 月技改工作结束。并且由初采时期的高档普采工作面变更为综采工作面。生产能力设计为 75 万吨/年，矿井采用单水平开拓。矿区位于第四系，风积砂层分布广泛，植被稀少、沟谷不太发育，为高原侵蚀丘陵，半荒地貌

5、特征，区内构造简单、无断层。现采-2 煤层，煤层倾角 0-3o，煤层厚度 2.47m2.56m，平均厚度 2.52m。井田呈不规则形，东西长约 2.2Km，南北宽约2.1Km，面积 4.471Km2，开采深度由 1105m 至 1143m 标高。满来壕煤矿地理位置位于东胜南 73 公里与陕西接壤，交通便利。目前矿井与外界交通以公路为主，主要交通干线为七（七概图）-贾（贾家畔）公路，全长 6.5Km，距矿井工业广场 0.5Km，该公路由矿井工业场地始，经包-府公路向南到陕西大柳塔，全程约 27Km，向北到东胜市全程 73Km，到包头市全程 183Km。距矿井较近的铁路集装站为包（包头）-神（神木

6、）铁路巴图塔站，距矿井约 38Km，交通运输条件较方便。第一节第一节 工作面位置及井上下关系工作面位置及井上下关系一、工作面位置一、工作面位置217 工作面位于主井、主运大巷西北侧，与大巷成 135 度夹角。工作面东北侧为 11625 采空区，东南为回风立井，217 回风顺槽为井田边界，西北为井田边界。工作面底板标高为 1105m，地面海拔217 综采工作面作业规程第 1 页标高井田西北为 1210m，南部 1080m，相对高差一般 50m，最大130m。后附 217 回采工作面平面布置图。二、地面相对位置二、地面相对位置该工作面位于满来壕社西南部，地表为第四季风积沙，地表标高在 1100-1

7、150m 之间，地面无任何建筑物，地表为荒地。（后附工作面井上下对照图）三、回采对地表的影响三、回采对地表的影响工作面回采时必然要对地表造成裂隙情况，裂隙宽度在 0-0.2米，长度在 10-20 米之间，下雨时可能造成地表裂隙渗水。第二节第二节 煤层煤层一、煤层厚度一、煤层厚度根据工作面巷道掘进探煤情况，工作面平均煤厚为 2.9m。二、煤层产状二、煤层产状煤层走向为 135，倾向 225 ，倾角 1-3 度，多为 1 度。三、煤层结构三、煤层结构煤层结构简单，无夹矸。四、煤质四、煤质-2 煤层特点：黑色为主，煤质较好，为特低灰、特低硫、特低磷、高中发热量高挥发分长焰煤，普氏硬度系数为 2-3。

8、煤 质 特 征 表217 综采工作面作业规程第 2 页第三节第三节 煤层顶底板煤层顶底板-2 煤层的伪顶为泥质页岩，厚度 0.1-0.5m，极易冒落，直接顶为粗砂岩，质地坚硬，厚度在 48m，底板岩性为中粒砂岩，平均厚度 0.8m，岩层较硬。（后附煤层顶底板柱状图）第四节第四节 地质构造地质构造一、断层一、断层本工作面无断层。二、褶曲二、褶曲该工作面为简单的单斜构造，产状平缓，走向 135，倾向 225 ，倾角在 1-3 度之间，多为 1 度。第五节第五节 水文地质水文地质1、工作面水文地质特征：1）.地表：该工作面地表主要富水区为七概沟河床底和附近的古河床冲刷区。悖牛川流水沟，宽 10-10

9、0 米，枯水期流量 0.1-0.2m3/s,雨季达 0.3-0.5 m3/s，主要补给源为上游的各支流和潜水含水层。该区域下覆基岩厚 70-100m。经地测分公司物探查明该处最低基岩厚 70100m，上部为 50 米左右的第四系松散含水层，其中富含水层 519 米，主要补给源为大气降水和支流泾流。Qnet.dMt(%)Ad(%)St.d(%)V(%)P(%)243MJ/Kg1752580.2431-37工作面煤层煤质较好，只在局部有高灰煤，预计对煤质将造成一定的影响。217 综采工作面作业规程第 3 页2）.基岩：主要以空隙水和裂隙水为主，含水岩层为中砂岩、细砂岩，赋水性差，水量小，水力联系弱

10、，对回采影响不大。3）.区域最大的沟川为悖牛川，从井田东界外通过，由北向南流经井田北界，为一季节性沟谷，早季为干谷，雨季可形成短暂的地表溪流或洪流，注入黄河。本矿区水文地理较简单，预计矿井区域内无大的地表水及断层存在，降水多以地表迳流形成排泄。2、地质井田位于东胜煤田东部，其构造形态为一向南西倾斜的单斜构造，据地面产状测量结果，倾向一般为 245 左右，倾角 13。从-2 煤层底板等高线看，沿煤层走向发育在较宽缓的波状起伏，未发现明显的断层和褶皱，亦无岩浆侵入活动，故井田内构造简单。第六节第六节 影响回采的其它因素影响回采的其它因素一、瓦斯一、瓦斯-2 煤层通过钻孔煤层含瓦斯含量和成份的测定，

11、煤层中瓦斯含量甚微，其甲烷含量在 0.000.02/，含量0.073/。上年度瓦斯等级鉴定结果显示其瓦斯相对涌出量小于10m3/t，故属于低瓦斯矿井。二、煤尘二、煤尘-2 煤尘根据内蒙古安科安全生产检测检验有限公司鉴定结果，具有爆炸性。三、瓦斯等有害气体、煤尘及煤层自燃发火情况三、瓦斯等有害气体、煤尘及煤层自燃发火情况瓦斯等有害气体、煤尘及煤层自燃发火情况瓦 斯甲烷含量0-0.02%,CO2含量0.01-0.15m3/t,属低瓦斯矿井煤 尘具有爆炸性217 综采工作面作业规程第 4 页煤的自燃易自燃。地 温无地温异常地 压无地压异常普氏硬度2-3四、冲击地压和应力集中区四、冲击地压和应力集中区

12、应力集中区为采空区悬顶地段，因 6-2 号煤层顶板比较完整、裂隙不发育，因此具强烈冲击倾向，地压表现明显，因此加强顶板管理，杜绝煤层顶板大面积垮落，采取人工强制性放顶，保证安全生产。第七节第七节 储量及服务年限储量及服务年限该工作面走向长 1400 m，可采长度 1200m，倾向 198 m，工作面煤层平均厚度 2.8m。煤层容重 1.30t/m,可采储量 864864 吨，工作面采出量 821620 吨。该工作面服务期限 12 个月。第二章第二章 采煤方法采煤方法1、根据该工作面的自然条件与工作面设计，确定该工作面采用后退式走向长壁一次采全高、全部垮落法管理顶板的采煤方法，综合机械化采煤工艺

13、。2、采高的确定：根据工作面煤层赋存条件，工作面选用 ZY6800/19/40 型支架，初采采高确定在 2.6m，为控制顶板留顶煤不低于 300mm。强制放顶之后采高为 2.72-3.15m，过煤高度不大于 100mm。第一节第一节 巷道布置巷道布置满来壕煤矿共一个采区，分两个盘区，主井、主运大巷敷设皮带，副井、辅运大巷行人、运料，回风井专用回风。217 综采工作面作业规程第 5 页工作面皮带巷、回风巷及辅助运输巷采用锚杆支护。巷道规格为 42.8m 的矩形断面，净断面 11.2m。开切眼宽 7 米，高 2.6 米，净断面为 18.2 m。采用 ZY6800/19/40 液压支架支护。第二节第

14、二节 采煤工艺采煤工艺该工作面采用后退式走向长壁一次采全高的采煤方法。其工艺流程为采煤机割煤、装煤刮板运输机移架推溜割煤，再往复割煤，每班 4 个循环，一个循环 0.7 米。一、落煤一、落煤工作面落煤采用 MGTY300/730-1.1D 电牵引采煤机落煤，截深 0.7米，沿煤层底板截割。二、割煤工序二、割煤工序 工艺流程：收起护帮板采煤机割煤移架推溜打开护帮板 进刀方式：217 工作面采用采煤机机头上端部斜切入刀方式，进行单向割煤，即采煤机往返一次割一刀。 采煤机由工作面运输顺槽向回风顺槽割煤，在距运输顺槽42.96m（溜子弯曲段长度为 18m，采煤机全长为 12.48m，进刀距离确定为 1

15、8m+212.48m=42.96m。）的地方，伸起右滚筒，降下左滚筒，利用溜子的弯曲段斜切进刀，切入煤壁，推移输送机机头三角煤段溜子，降下右滚筒，伸起左滚筒，采煤机返回割机头三角煤（留底煤约 140cm），割到运输顺槽口处，伸起右滚筒，降低左滚筒，左滚筒割底煤，返回割透三角煤区域，再向回风顺槽割煤，并217 综采工作面作业规程第 6 页工作面割三角煤斜切进刀示意图12121212AAAAAAAAAAAAAAAA(a)(b)(c)(d)1-综采工作面双滚筒采煤机2-刮板输送机追机进行移架。右滚筒割顶煤，左滚筒割底煤上半部分，留底煤约140cm 左右，割到回风顺槽口处，降下右滚筒，伸起左滚筒，返回

16、（空刀）右滚筒割底煤，并滞后采煤机 20m 开始推溜至机头 42.96m地方，采煤机到机头处完成一个循环。(附图如下) 作业方式：a、采用单向割煤，跟机移架、推溜。推溜滞后煤机后滚筒最小距离 20m。b、移架、推溜工序：先移架后推溜，移架距离滞后采煤机滚筒58 米（破碎顶板可跟采煤机移架） ，移架前要先将邻架操纵阀手把置于推溜位置，再将液压支架泄压，利用推移千斤顶拉回液压支架，完成移架工作；推溜利用支架推移千斤顶推移溜槽，推移千斤顶同时逐次推出，最大水平弯度 1-2 度，垂直弯曲不超过 3 度，严禁从两头向中间推溜，以免造成溜子中间鼓起搭桥，使支架发生咬架事故。工作面用料情况：1、工作面安装

17、ZY6800/19/40 型掩护式液压支架 122 架。217 综采工作面作业规程第 7 页2、DW28300/100、DW3.15 型单体液压支柱用量：两道超前支护 2022+各备用 10 根120（根） 。3、初采采用带帽点柱方式进行两巷超前支护，柱间距为 1m，超前支护为 25m。初采过后采用带帽点柱方式进行两巷超前支护，柱间距为 1m、超前支护为 20m。三、装煤与运煤三、装煤与运煤 工作面采用采煤机装煤；运煤采用 SGZ764/500 刮板输送机、SZZ764/200 型桥式顺槽转载机、皮带输送机把煤运出工作面。四、采煤机割煤及运煤技术要求四、采煤机割煤及运煤技术要求1）采煤机割至机

18、头机尾时，工作面顶板到顺槽顶板必须有一过渡段，以满足液压支架支护要求。2）端头割煤时从工作面顶板到顺槽顶板逐渐降低（增加）采高，直到和顺槽顶板衔接，并且保证过渡段的平缓，以利于液压支架接顶严密。过渡段长 15 米，过渡段坡度小于 3。3）割机尾三角煤时，必须保证将三角煤割透，保证顺槽底板到工作面底板平缓过渡，三角煤割不透，容易发生机尾过渡槽翘起事故。4）采高确定在 2.80 米，沿底板推进不留底煤。顶底板要割平，安全出口畅通。5）顶底板要割平，不能留有台阶，底板留有台阶或不平会使推溜产生困难，同时顶底板不平使支架几何形状不好，仰、俯角太大容易发生空顶冒顶或采煤机滚筒割顶梁事故。6）必须保证采煤

19、机滚筒截齿完好无缺，割煤时如发现截齿丢失、严重磨损等现象时，应及时停机更换截齿。7）工作面遇有坚硬夹矸和硫化铁夹层时，如能降低采高通过则降采高通过否则要放震动炮，不得用采煤机强行截割。217 综采工作面作业规程第 8 页8）输送机机头必须有看守人员，防止大块煤在机头堆煤和卡死破碎机。9）必须保证刮板输送机的平整，不得出现飘溜、凹溜或局部起伏太大的现象。10）刮板输送机在推移后必须保证成一条直线。11）刮板输送机机头、机尾推进度必须保持一致，且必须保证推移步距为 0.7m ，以确保截深、产量和工程质量。 12）推移工作面输送机时，不得出现急弯，除弯曲段其余部分不准出现弯曲。五、正规循环生产能力五

20、、正规循环生产能力 W = LSHc = 1820.72.81.300.95 = 440.5492式中 W正规循环生产能力，tL_工作面平均长度 182 米，S工作面循环进尺，0.7 米H工作面设计采高 2.8 米。煤的容重，取 1.30/mc工作面采出率，取 0.95计算出工作面正规循环能力为 440.55 t.第三节第三节 设备配置设备配置根据设备运输能力和落装煤能力的大小依次排序为：皮带运输机转载破碎机刮板输送机工作面采煤机，另外，液压支架支撑高度和工作阻力必须符合工作面要求，乳化液泵站额定压力必须满足液压支架初撑力，喷雾泵站压力与流量必须满足采煤机等冷却217 综采工作面作业规程第 9

21、 页喷雾水用量；电气设备必须灵活可靠满足各用电设备要求。设备列车布置在 11628 回风顺槽，放在临时轨道上，由里往外依次为注浆泵及开关、综保、水泵开关、本安型电源箱、电缆车、3 台开关（刮板前后电机、660 伏馈电） 、1000 kvA 移变、乳化液泵箱、2 台乳化液泵、2 台泵站开关、1 台煤机开关、清水箱、2 台喷雾泵及开关、1250 kvA 移变、材料车、电缆车、回柱绞车及开关，临时轨道长度为 100m。一、217 综采工作面机械设备配备表使用地点设备名称规格型号数量单位备注采煤机MGTY300/730-1.1D1台液压支架ZY6800/19/40122架工作面刮板输送机SGZ764/

22、500 中双链1台破碎机PLM1000 轮式1台转载机SZZ764/200 中双链1台胶带输送机DTL80/35/1321台单体液压支柱DW31.5-180/100120根运输顺槽隔爆污水泵BQW-140-3201台本安型电源箱KTC2.21个移变KBSGZY2-T-1250（1000）/102台乳化液泵站BRW315/31.5两泵一箱台喷雾泵站BPW320/10M两泵一箱台设备列车16列回柱绞车JH142台回风顺槽矿用灭火液压泵BH40/2.51台217 综采工作面作业规程第 10 页综保ZBZ(BZZ)4.0M1台开关7台注浆泵ZBL3/4-7.51台二、采煤机、液压支架、刮板输送机、桥式

23、转载机、轮式破碎机、乳化液泵、喷雾泵、可伸缩胶带输送机、移变等技术特征及参数见下表：表 231 型 MGTY300/730-1.1D 电牵引采煤机技术特征表序号技术指标技术参数1.开采范围23.5m2.最大采高3.85m3.倾角254.最佳牵引速度07.712.8m/min5.牵引力750-450KN6.装机功率730KW7.摇臂回转中心距8155mm8.摇臂摆角23.2-30.99.机面高度1580mm10.有效截深800/600mm11.滚筒转速32.7r/min12.滚筒直径1800mm13.重量49.6t14.用水量30.3L/min表 232 ZY6800/19/40 型支撑掩护式液

24、压支架技术特征表型 式支撑掩护式液压支架；支架高度 （mm）19004000217 综采工作面作业规程第 11 页中 心 距 （mm）1500初 撑 力 （kN）5064工作阻力 （kN）6800支护强度 （MPa）1.061.13移架步距 （mm）800操作方式本架手动控制泵站压力 （MPa）31.5支架宽度 （m）1.43-1.6表 233 SGZ764/500 型刮板输送机技术特征表序号技术特征技术参数1刮板机功率500kw2圆环链规格30108mm3链速 1m/s4运输能力900t/h5刮板间距1008mm6电压1140v7冷却方式水冷表 334 SZZ764/200 型桥式转载机技术

25、特征表设计长度（m）70电压（V）1140输送能力（t/h）1000电机转速（min）1480r/735r中部槽内宽(mm)764减速器速比25.238；1刮板链型式中双链刮板圆环链规格（mm）230126刮板链速（m/s）1.31刮板链破断负荷1130 KN217 综采工作面作业规程第 12 页爬坡角度12链条间距（mm）130电机功率（kW）200刮板间距（mm）864与伸缩皮带机有效搭接长度（m）8.5紧链型式闸盘紧链表 335 PLM1000 型轮式破碎机技术特征表破碎能力（t/h）1000电机功率 （kW） 110 KW破碎形式轮式电压（v）660/1140 V最大输入块度（mm）7

26、00700电机转速1475r/min最大出料粒度（mm）300破碎主轴转速466r/min表 336 乳化液泵技术特征表序号技术指标技术参数1额定流量315L/min2额定压力31.5Mpa3功率200KW4额定电压1140V5设计压力31.5Mpa表 337 喷雾泵主要技术特征表序号技术指标技术参数1额定压力10MPa2额定流量320L/min3功率75KW4电机转速1475r/min217 综采工作面作业规程第 13 页表 338 DTL80/35/132 型可伸缩胶带输送机技术特征表带 宽 （mm）800输送能力 （t/h）350输送长度 (m)1080带 速 （m/s）2.0电机功率

27、（kW）132供电电压： （V）380V/660V表 339 KBSGZY2-T-1250（1000）/10 变压器序号技术指标技术参数1容量1250（1000）kvA2中心点接地方式多点3冷却方式风冷第三章第三章 顶板管理顶板管理第一节第一节 支护设计支护设计一、工作面支护设计一、工作面支护设计1、矿压观测资料217 工作面为满来壕煤矿第六个长壁工作面，从 11621 首采工作面矿压资料（中国矿业大学对 11621 悬移顶梁机采工作面矿压规律研究总结报告）显示，工作面非周期来压期间支架所受载荷分布呈现两头小、中间大的状况，其压力变化不太明显，只有在移架放顶时表现出压力突变，在周期来压期间载荷

28、表现为沿工作面倾向方向中部大两217 综采工作面作业规程第 14 页端小，支架受力剧烈，表明顶板弧形破断和弧三角形悬板特征。工作面老顶具有明显的周期来压规律，而且老顶沿推进方向呈“砌体梁”式的破断、失稳与相对平衡稳定规律，工作面初次来压步距约为30m；工作面周期来压步距约为 10m。根据浅埋煤层采场初次来压顶板结构分析得出初次来压时支架的支护阻力不小于 3352KN；老顶周期来压时按“短砌体梁”结构计算工作阻力为 3036.5KN，按“台阶岩梁”结构计算工作阻力为 4682.5KN。通过对 11621 首采工作面矿压观测资料显示，217 工作面支护设计应选取 11621 工作面工作阻力最大值，

29、即大于等于 4682.5KN。根据 11621 工作面回采时矿压显示，初次来压和周期来压时压力剧烈，因此在在回采时必须加强顶板管理，特别要重视初次来压和周期来压时的支护管理。2、支护设计1） 、煤层顶底板岩性分析根据煤矿提供的地质资料，该工作面顶板为泥页岩、砂泥岩、砂岩，底板以泥岩、粉砂岩为主。2） 、支护设计采用经验公式计算： Pt=9.81hk 1Pt=9.81hk=9.813.12.56=456.16KN/m式中 Pt工作面合理支护强度，KN/m； h采高，取最大值 3.1 米； 顶板岩石重力密度，t/m，一般取 2.5t/m； k工作面支柱支护的上覆岩层厚度和采高之比，一般为 48，取

30、 6； 根据矿井的煤层地质条件，按倍数岩重法计算液压支架的支护强 2度，公式如下：q=nmq=nm式中：工作面支架所需支护强度，t/m；q 岩重倍数，按中等稳定以下顶板考虑，取 68；n217 综采工作面作业规程第 15 页采高，设计最大采高 3.1m；m顶板岩层的容重，取 2.6t/m3；则：（68）3.12.6（48.364.4）t/m，取 640KN/m。q支架工作阻力：=（支架顶梁长度+支架端面距）支架宽度pq=640（3.61+0.2）1.6=3901kN。217 综采工作面主采-2 煤，平均厚度为 2.8m，煤层平均倾角为 10。确定工作面平均采高为 2.8m。根据矿井的煤层地质条

31、件，按倍数岩重法计算液压支架支护强度为 3901kN，根据 11621 工作面矿压与顶板岩性确定 217 工作面支护强度不高于 4682.5KN，因此选用6800 KN 的支撑掩护式液压支架满足支护要求并留有一定富裕系数。3）液压支架型号的确定 根据计算结果和对比、验算，-2 煤层 217 工作面综采液压支架选型合理。二、乳化泵站设计二、乳化泵站设计 泵站及管路选型：乳化液泵站选在 217 回风顺槽 874 米处，乳化液泵选用 BRW315/31.5,供液管管路直径为 31.5mm 的高压胶管，回液管为 51.5mm 的高压胶管。 泵站使用规定：1、泵站必须安放平稳，固定牢靠，停放在顶板完整，

32、无片帮、淋水处。 2、坚持使用乳化液浓度配比仪，乳化液浓度必须保证 3-5%，曲轴箱内润滑油合格，油位在油位线之间，油槽内润滑合格，并有合格的过滤网。 3、泵站压力表动作灵活，压力达到额定值，必须保证不低于217 综采工作面作业规程第 16 页31.5MPa。 4、泵件、泵箱、液压管路无漏、串液现象。 5、曲轴箱内温度不高于 50 度，不低于 5 度。第二节第二节 工作面顶板管理工作面顶板管理一、顶板管理方法一、顶板管理方法1.顶板管理方式根据本工作面顶板特征，确定采用全部垮落法管理顶板，采空区顶板随支架前移自行垮落充填，结合工作面液压支架、端头支护和顺槽单体超前支柱联合支护的管理方式。在两顺

33、槽25-30m处各安装一组顶板离层位移监测仪。在超前支护30m范围内，间距5m各设6组单体支柱压力监测仪。2.液压支架的确定根据工作面顶、底板岩性、煤层厚度等条件以及11625工作面的支护经验，选用ZY6800/19/40液压支架进行支护。3、顶板来压时的支护措施1）在采煤过程中，必须随时检查顶板及周围情况。若发现有明显来压现象必须停止采煤，超前移架，最大限度减少空顶距并加强工作面支架的维护，超前支护要打2排支柱，沿工作面上下出口打一排密集支护。2）移架时采空区顶板不跨落，超过4米时，要严密注视采空区顶板变化情况，超过6米时，要采取强制放顶措施。二、工作面支护二、工作面支护工作面支护采用 ZY

34、6800/19/40 液压支架支护，共 100 架。液压支架的移架步距应保持在 0.7m，移架时，保证支架到位，支架顶梁长度 L：3690mm，端面距 Ld：200mm，采煤机截深D：700mm。217 综采工作面作业规程第 17 页最大空顶距：Lmax =L+Ld+D =3690+200+700 =4590mm最小控顶距：Lmin =L+Ld =3690+200 =3890mm一）对移架的基本要求：1、拉架时必须使支架保持一条直线。其偏差不得超过10mm。2、工作面液压支架必须及时移架，移架距采煤机后滚筒 35 架，如果顶板压力较大或有冒顶危险时，应及时超前移架，移架紧跟采煤机前滚筒，以防止

35、顶板继续冒落。3、移架过程中如发生顶板破碎有冒落预兆时，应及时超前移架，以防止顶板冒落。4、移架时，要保证支架移到位，梁端距应保持在 200mm 左右。5、移架过程中要及时调整支架形状，如发生倒架咬架现象，需及时调整。6、移架时支架下降高度以移动支架为原则，尽量使顶梁与底座保持平行，降架高度不宜太大，一般保证在 100mm200mm 之间即可，降架后即可移架，做到尽快支护已暴露的顶板，以免冒顶发生。7、支架初撑力不得低于 5064KN；支架顶梁接顶面积要符合规定。二）对液压支架的基本要求：1、加强液压支架检修，保证液压系统无窜漏液，支架动作灵活。2、检查所有支架立柱、平衡千斤顶安全阀，保证所有

36、支架安全阀达到额定开启压力，泵站压力达到要求。3、认真检查液压支架损坏情况，发现支架大脚、掩护梁、底座有开焊、断裂现象时，应及时焊好。4、生产班割煤时支架工升架必须达到初撑力，及时跟机移架。5、采煤机司机应割平顶板，保证支架接顶良好。6、生产班每班观察周期来压情况，准确掌握来压步距。217 综采工作面作业规程第 18 页7、来压时要组织快速推进，加快推进速度。8、来压时工作面严格按支架操作的基本要求操作，液压支架梁端距不应大于 200mm。9、在顶板比较破碎的情况下，应采用超前拉架法，稍降支架，将支架快速拉前，梁端距应留有 200mm 左右，不能顶到煤壁上。采煤机割煤时沿底走，下一刀返回时将顶

37、煤割掉。10、所有人员必须在支架内行走，不得在支架大脚前行走。11、当煤层厚度减少时，确保立柱仍然有足够的剩余行程，以防立柱在顶底板之间被压死。12、当采煤机将要通过支架或正在支架范围内，绝不允许降架和移架。13、采取擦顶移架可防止顶梁上平面积聚矸石。14、液压支架的采煤高度一般等于支架的最高高度减去 200mm，其采煤最低高度等于支架的最低高度加上 400mm，较为合适。15、不能把平衡千斤顶完全伸出和收回，该千斤顶必须保留足够的剩余行程，剩余行程最小为 200mm，这在有冒顶倾向和底板松软的地质条件下尤为重要。16、当掩护式支架由于后端压力较大使顶梁处于前高后低的状况下，决不能单靠升立柱来

38、增加支撑力，最恰当的办法是逐步收平衡千斤顶和升立柱来增加支架的支撑力。经过反复几次即可调整顶梁处于和底座平行状态。三、上、下端头及安全出口管理三、上、下端头及安全出口管理1.安全出口管理217工作面上、下端头30m范围内，巷道净高不得低于2m，行人通道不得少于0.8m。每班跟班领导必须对工作面上下推进度进行精确测量，并观察上下安全出口的宽度，及时调整以保证行人宽度；每班必须派专人对两出口煤壁及顶板片帮进行处理，发现顶板破碎、217 综采工作面作业规程第 19 页片帮严重时应及时采取措施，加强支护2.顺槽超前支护217 工作面两顺槽均为矩形断面，运输顺槽端面尺寸高宽=2.8m4m、回风顺槽断面尺

39、寸为高宽=2.8m4m,两顺槽顶板留有顶煤，全部采用 1.0m 间距的锚杆支护，伪顶为泥岩，直接顶和老顶以中、细砂岩为主，完整性好，节理裂隙不发育。因此，超前支护采用在两顺槽超前 30m 范围内的巷道中打二排单体液压支柱配合型钢梁进行支护,间距为 1.0m，要求支护必须牢靠且成一条直线,打好的单体要上好保险绳，防止倒柱伤人，如遇顶板破碎或压力较大时应挂网，增加单体支柱的数量，若巷道底板松软时，采用单体液压支柱穿铁鞋进行支护。 （回采过程中根据两顺槽的矿压显现情况，及时对超前支护形式进行修改补充） 。超前支护采用人工回柱，并严格执行三人工作制度（两人工作、一人监护） 。回柱时要观察好顶板、煤帮和

40、周围安全情况，发现有片帮和鳞皮，及时处理。3.端头顶板控制本矿端头支护的方式为端头支架支护。端头支架与顺槽煤帮间距超过 0.5m 时，可加设密集单体液压支柱控制顶板。4.支护质量要求：支柱要支设齐直，并用钢丝绳连好，以防倒柱伤人。 两出口内超前支护顶梁要保持平直，顶梁使用 型钢梁时，要求接顶严实，不得出现空顶现象。超前支护必须及时有效，不得有空顶。超前支护必须由三人以上作业，严禁单人作业，要求必须有一人负责观察顶板和片帮情况。单体支柱迎山有劲，升紧打牢，两巷无空载、失效支柱，支柱初撑力不低于 90KN。 （附图：（附图：217 综采工作面超前支护平剖面示意图）217 综采工作面作业规程第 20

41、 页四、联巷顶板管理四、联巷顶板管理根据11625工作面回采经验，在工作面推进到距联巷口510米时，联巷口处的煤柱易发生片帮，顶煤发生局部冒顶跨落，故制定如下安全技术措施。1）在上下两巷，距工作面30米范围内的所有联巷口补打一排单体配合钢梁进行支护。2）单体应打在距联巷口0.5米处的联巷内侧，其间距为1.0米。3）单体应打直打牢，并打成一条直线，系好保险绳。4）在回采过程中，若发现联巷口有卸液的单体应及时补打完整。5）联巷口的单体不得提前回撤，只有端头支架的前梁与单体对齐后方可回撤。6）行人的联络巷，严禁空顶，必须进行支护。7）人员过往行走时，首先查看帮、顶是否安全，发现有鳞皮或其他不安全因素

42、时处理完后方可通过。五、特殊时期顶板管理五、特殊时期顶板管理 来压、初次放顶及停采前的顶板管理另行编制专项安全技术措施。六、备用支护材料数量及存放地点六、备用支护材料数量及存放地点 在工作面回风巷距工作面 100 米处有备用材料列车，存放单体液压支柱 10 根，坑木 2m,已备抢险或初放时急用，此材料随用随补，严禁短缺。第三节第三节 矿压观测矿压观测加强矿压观测，成立矿压观测小组，组长为张少东，成员：吴世昌、康海波、杨锐、郭丰胜、何志刚、郝云祥、卢志远、刘晓峰。217 综采工作面作业规程第 21 页观测小组必须做到以下要求：1、要求人员组织到位，培训到位，观测仪器落实到位。2、矿压观测人员每班

43、测出的数据，由梁原负责收集、整理，要及时将工作面情况向生产矿长、安全矿长、总工汇报，采取应急措施。3、观测人员要不定期对支柱抽查，发现支架初撑力低，有权让现场作业人员进行二次补液，否则不准作业。4、观测人员发现支架工作阻力达到额定阻力或有相当一部分支架安全阀开启现象，提醒作业人员采取措施或撤离工作面，并向矿长和调度室汇报。第四章第四章 生产系统生产系统第一节第一节 运输系统运输系统一、运输设备选择和安装一、运输设备选择和安装工作面使用 SGZ764/500 型刮板运输机，运输巷使用SZZ764/200 型转载机配合 DTL80/35/90 皮带运输机，区段运输巷、主运输大巷使用 DTL100/

44、35/75、 DTL100/35/132 皮带运输机把煤运出地面。各部分全部直接连接。工作面运输顺槽区段运输巷主运大巷主井地面二、运料系统二、运料系统采用防爆无轨胶轮车进行材料设备的运输，上下人员行走人行道。地面材料库副井辅运大巷区段辅运巷217 回风顺槽工作面附 217 回采工作面运输系统图217 综采工作面作业规程第 22 页第二节第二节 一通三防与监控系统一通三防与监控系统一、通风系统一、通风系统1.通风系统 （1）新鲜风流：主斜井（副斜井）主运大巷(辅运大巷)217工作面运输顺槽217 工作面；（2）污风风流：217 工作面217 回风顺槽区段回风巷回风大巷回风井地面。附 217 工作

45、面通风系统图2.工作面通风系统供风量确定及验算：（1）风量计算A.按瓦斯涌出量计算Q=100qK q-该工作面回风巷中瓦斯的平均绝对涌出量，取q=0.08K-工作面的瓦斯涌出不均衡系数，取 1.7则 Q=1000.081.7=13.6m3/min按 CO2涌出量计算：Q=67qk=670.241.5=24.12m3/min式中：q工作面的 CO2绝对涌出量，0.24 m3/mink工作面的 CO2涌出不均衡系数， （k1.21.6）取 1.5B.按工作面气温与风速的关系计算Q=60VS V-回采工作面平均风速 m/s,取 0.9m/s； S-回采工作面平均断面积 m2,按最大和最小空顶断面积的

46、平均值计算，最大和最小空顶断面积的平均值为 12.6 m2。Q=600.912.6=680.4m3/min217 综采工作面作业规程第 23 页C.按工作面同时工作的最多人数计算Q=4N N-回采工作面同时工作最多人数，取 40 人（包括矿检查人员及外来参观人员） ； 4-以人数为单位的供风标准Q=4N=440=160 m3/minD.取需风量最大值后按风速进行验算取最大需风量 Q=680.4 m3/min安全规程规定：回采工作面最低风速为 0.25m/s，最高风速为 4 m/s，及每个回采工作面的风量 Q 为：最低风速时：Q15S=1510.4=156m3/min最高风速时：Q240S=24

47、010.4=2496m3/min验算结果最大需风量：（Q=680.4m3/min）符合风速要求。3、地面建有固定空气压缩机站，站内安装 2 台 OLG75-7.5 型煤矿用螺杆式压缩机，空压机额定排气量 10.5m3/min 、额定排气压力0.75MPa、电动机功率 75kW，压风机内部装设综合保护装置。压风管路采用 1336mm 无缝钢管经主斜井向井下供风，目前压风管路已按有关要求敷设至井下采、掘工作面，并在距采、掘工作面最近地点设置供气阀门，用于井下用风设备供风及自救。二、安全监测系统二、安全监测系统1、分别在工作面下隅角和距工作面 10m 之内的风流中、距回风巷回风口 1015m 內回风

48、流中安设瓦斯、CO 探头，瓦斯报警浓度为1，CO 报警浓度为 24ppm；在回风顺槽风门处设置两个风门开停传感器。2、在压入式局部通风机前必须装设甲烷传感器，报警浓度为1。3、每半月对各探头维护校验一次，同时对闭锁断电系统进行试217 综采工作面作业规程第 24 页验，每班用光学瓦检仪对瓦斯探头数据进行校对，发现问题及时分析处理。4、传感器设置原则：随着工作面的回采向后移动，用监测电缆与地面调度室连接。利用电缆和地面调度连接，可监控到工作面各种有害气体变化情况。CH4、 CO、温度感器其安设位置距顶板300mm，距煤壁200mm 处。5、安装一套 KJ236(A)型人员定位系统，实现井下人员定

49、位及考勤功能。附：安全监测系统平面布置图（插图）三、综合防尘系统三、综合防尘系统1）防尘供水系统地面静压水池副井主副井联络巷主运大巷区段运输巷217回风顺槽工作面供水管路每隔 50 米安装一个三通阀，平时定期冲洗巷道，主运大巷、区段运输巷使用 3 寸无缝钢管，回风顺槽使用 2 寸无缝钢管。2）防尘方式采煤机割煤时要喷雾洒水，搭接点要安装喷雾洒水装置，回风顺槽安设两组净化水幕，定期对工作面运输巷、回风巷冲洗一次，个体带好防尘口罩。3）隔爆设施的安装 水棚设在工作面的运输、回风顺槽的直线巷道内。在 217 工作面回风巷以里 60m 处设隔爆水棚。1在运输、回风顺槽距切眼 60-200m 范围内设一

50、组移动隔爆水棚，2随着工作面的回采向前移动。水量不小于 200L/m，两个水袋间距不大于 1.5 米。3水棚架数：40L 水袋，须 13 架，每架 4 个，水棚区长度为4217 综采工作面作业规程第 25 页16.9m。4）防尘措施1、工作面进风、回风顺槽、转载机机头设置喷雾装置，进行雾化降尘。2、采煤机内外喷雾完好且成雾状，能覆盖滚筒，并坚持正常使用。3、采煤机左右滚筒设有内、外喷雾系统，内部截齿喷向滚筒，其水源是经喷雾泵加压过滤后，由高压软管经回风顺槽到工作面电缆槽，再经拖曳电缆夹到采煤机进行喷雾洒水。最高工作压力 3MPa。4、转载机和皮带尾转载点喷雾洒水系统设在转载机头，其喷嘴为2 个

51、，其喷雾水来源于转载机冷却水。217 运输顺槽和回风顺槽距工作面 30m 范围内都必须安设移动净化水幕，巷道降尘每隔 50m 设一个三通，用于冲洗巷道，水源来源于巷道进水管路。5、井下巷道不得有厚度超过 2mm 连续长度超过 5m 的煤尘堆积，要经常打扫。6、隔爆设施安装的数量、地点、水量安装的质量符合规定要求。7、对巷道壁、设备、电缆上的煤尘要经常打扫，保持不积尘。8、工作面的工作人员要配戴防尘口罩。第三节第三节 供排水系统供排水系统一、供水系统一、供水系统供水及路线：地面静压水池副井主副井联络巷主运大巷区段运输巷217 回风顺槽（运输顺槽）工作面回风顺槽用 2 寸钢管布置在面向工作面左帮距

52、底板 1.2m。每隔50 米设一个三通管，用于冲洗巷道接水；另一路用 2 寸钢管到运输顺槽，管悬挂高度为 1.2m，每隔 50 米设一个三通管，用于冲洗巷道和接水。超前支护段，间距 15m 设一闸门。对水压和水质的要求：217 综采工作面作业规程第 26 页1）喷雾泵进水压力必须满足工作面用水要求，如水压不够，检查进水过滤器是否堵塞，进水管路是否堵塞或泄露，检查加压泵压力是否达到工作面所需压力要求。2）水质必须清澈透明、无杂物且为碱性水。3）检修工每班对过滤器、管路、水质进行检查，如发现不符合要求，必须清洗或更换。二、排水系统二、排水系统工作面及顺槽积水用污水泵排到中央水仓，由中央水泵房用MD

53、46-502 主水泵（1 台工作、一台备用、一台检修）将水排至地面矿井水处理厂。为防治工作面回采期间发生透水事故，在工作面回风顺槽口备用 1 台功率 180KW、流量 320m3/h、扬程 140m 的 BQW-140-320 水泵，敷设一趟 6 寸复合骨料排水管路至风井。主排水管路选用 2 趟 2 寸管和 1 趟 3 寸无缝钢管。排水路线：工作面中央水仓区段运输、辅运联络巷区段运输巷主运大巷联络巷副井地面矿井水处理站排出附：工作面排水系统图第四节第四节 供电系统供电系统（一） 、电源工作面供电来自井下中央变电所 4#柜上，电压 10KV，通过MYPT350+1x25 型电缆至 217 回风顺

54、槽移变，一台 KBSGZYZ-T-1000/10 移变供电给刮板运输机、转载机和破碎机，另一台KBSGZYZ-T-1250/10 移变供电给采煤机、乳化液泵站和喷雾泵站，变压后电压值均为 1140V；运输顺槽皮带机、工作面通讯系统、照明系统、绞车、排水泵用电由中央变电所供给，电压为 660V。到工作面的电缆均布置在区段辅运巷左帮、217 回风顺槽的右帮，按 500米一个接线盒，其余接头全部硫化。217 综采工作面作业规程第 27 页（二） 、供电负荷工作面供电负荷为采煤机、刮板运输机、转载机、破碎机、泵站各电机功率之和。P= P1+ P2+ P3+ P4+ P5+ P6=730+500+200

55、+100+200+75=1805 KW负荷统计详见下表负荷统计详见下表217217 工作面供电负荷工作面供电负荷序号设备名称电动机台数型号额定功率（KW）额定电压（V）备注1采煤机5MGTY300/730-1.1D3002+552+20=73011402刮 板输送机2SGZ764/500 中双链250211403转载机1SZZ764/200 中双链20011404破碎机1PLM1000 轮式10011405乳化液泵2BRW400/31.520011406喷雾泵2BPW320/10M7511407总功率1805217 工作面供电系统图（包括各设备的整定值）见附图：第五节第五节 照明及通讯控制系统

56、照明及通讯控制系统一、照明系统一、照明系统工作面、回风顺槽专列、运输顺槽、转载机头照明灯，均采用127V 交流高压钠灯，其型号为：DGG（T）20/127（T）均采用并联方式布置；其数量为：工作面每 10 架布置一盏，回风顺槽设备列车217 综采工作面作业规程第 28 页每 20m 一盏照明，运输顺槽、主井及大巷每隔 20 米布置一盏。二、通讯及控制系统二、通讯及控制系统（1）通讯及控制系统工作面的通讯及控制系统是由电话和电铃配合使用，结合KTC101-Z（扩音系统）微机通讯控制保护系统进行扩音通讯；操作输送机人员通过 KHJ15/18-1-B 电控箱控制皮带机的起动和停止，启动时扩音器发出警

57、报。（2）工作面与地面之间的通讯系统工作面与地面之间的通讯采用有线电话，电话线从总机斜井主皮带大巷区段运输巷217 运输顺槽控制台。附：工作面的通讯及控制系统布置图第六节第六节 防灭火系统防灭火系统工作面防灭火系统利用黄泥注浆泵（ZBL3/4-7.5 型）为主，束管监测和注氮灭火为辅，现有布置好的水管、机头机尾电机冷却水，以及干粉灭火器、沙箱等进行防灭火。灭火器、沙箱、沙袋、灭火锹、水桶等布置在设备列车、机电硐室、油脂存放点、皮带机头机尾处及井下消防材料库中为辅助防灭火系统，其中各地点各配置灭火器 2 个，沙箱 1 个，沙袋若干，水桶、灭火锹各一个；井下消防材料库备用器材：手推式灭火器 2 台

58、、干粉灭火器 10 台、沙若干、水桶 2 只、灭火锹 2 把、1.2 寸灭火水管 200m。1、如果采煤工作面发生火灾，应尽力直接灭火。我矿煤层自然发火期为 6 个月，因此采完本工作面后 45 天內及时密闭，保证不向采空区通风。加强对回风巷的检查，发现有自然发火预兆要及时采取措施。2、采取注氮防灭火系统：注氮系统主要用作于预防性注氮，同时兼作为灭火注氮功能。217 综采工作面作业规程第 29 页按煤矿安全规程 ，采用氮气防灭火时，必须遵守以下规定：（1） 、氮气源稳定可靠；（2） 、注入的氮气浓度不小于 97%；（3） 、至少有一套专用的氮气输送管路系统及其附属安全设施；（4） 、有能连续不断

59、地监测采空区气体成分变化的监测系统；（5） 、专人定期进行检测、分析和整理有关记录、发现问题及时汇报；注氮工业系统：采用埋管注氮方法，在工作面的进风侧采空区埋设一条注氮管，当埋入一定长度后开始注氮，同时再埋入第二条注氮管路。当第二条注氮管路埋入采空区氧气化带与冷却带的交界部位时向采空区注氮，同时停止第一条管路的注氮，并重新埋设注氮管路，如此循环，直到工作面采完为止。注氮方式：工作面正常生产过程的预防性注氮采用开放式、间隙性注氮；工作面开采初期和停采回撤期间，或因遇地质构造、机电设备等原因造成工作面推进缓慢，采用开放式、连续性注氮；对密闭的火区进行注氮为封闭式、连续性注氮。安全管理1）在注氮过程

60、中，工作场所的氧浓度不得低于 18.5%，否则停止作业并撤除人员，同时降低注氮或停止注氮，或增大工作场所的通风量；2）制氮设备的管理人员和操作人员，必须经理论培训和实际操作培训，考试合格，方可上岗。3）采空区进行注氮防火或对火区进行注氮灭火时，应编制相应的安全技术措施，并经矿总工程师审批后，方可实施。3、采取喷射阻化剂及注浆泵防灭火当采煤工作面采空区、老塘残煤等发现有发火预兆时，及时利217 综采工作面作业规程第 30 页用 BH40/2.5 型矿用灭火液压泵喷射阻化剂溶液和 ZBL3/4-7.5 漏斗下料注浆泵喷洒水泥砂浆防止煤炭自然发火。4、本矿采用注氮和喷洒阻化剂的同时，采用 JSG9V