43102综采工作面开采设计6.2

1、目录 TOC o 1-5 h z HYPERLINK l bookmark366 o Current Document 第一章工作面概况及开采技术条件1 HYPERLINK l bookmark369 o Current Document 第一节、工作面位置及开采范围1 HYPERLINK l bookmark375 o Current Document 第二节、煤层特征1 HYPERLINK l bookmark503 o Current Document 第三节、煤层地质构造特征2 HYPERLINK l bookmark630 o Current Document 第四节、煤层顶底板特征

2、3 HYPERLINK l bookmark633 o Current Document 第五节、工作面水文地质特征3 HYPERLINK l bookmark753 o Current Document 第六节、影响回采的其他因素5 HYPERLINK l bookmark765 o Current Document 第七节、储量及服务年限6第二章采煤方法6第一节、工作面巷道布置及支护情况6 HYPERLINK l bookmark12 o Current Document 第二节、采煤工艺8 HYPERLINK l bookmark22 o Current Document 第三节、正规循

3、环作业方式9 HYPERLINK l bookmark63 o Current Document 第四节、工作面设备配备12 HYPERLINK l bookmark69 o Current Document 第三章顶板管理15第一节、顶板管理15 HYPERLINK l bookmark97 o Current Document 第二节、端头支护、超前支护及安全出口17 HYPERLINK l bookmark124 o Current Document 第三节、工作面初采初放顶板管理18 HYPERLINK l bookmark148 o Current Document 第四节、周期来压

4、管理20 HYPERLINK l bookmark158 o Current Document 第五节、工作面末采顶板管理20 HYPERLINK l bookmark166 o Current Document 第六节、工作面退锚管理21 HYPERLINK l bookmark88 o Current Document 第四章生产系统24 HYPERLINK l bookmark223 o Current Document 第一节、运输系统24 HYPERLINK l bookmark230 o Current Document 第二节、“一通三防”与安全监控24 HYPERLINK l

5、bookmark451 o Current Document 第三节、供电系统42 HYPERLINK l bookmark494 o Current Document 第四节、供水系统44 HYPERLINK l bookmark477 o Current Document 第五节、排水系统45 HYPERLINK l bookmark272 o Current Document 第七节、矿压监测系统46 HYPERLINK l bookmark491 o Current Document 第八节、压风自救系统46第九节、供水施救系统46 HYPERLINK l bookmark506 o

6、Current Document 第十节、人员位置监测系统47 HYPERLINK l bookmark512 o Current Document 第十一节、紧急避险系统47 HYPERLINK l bookmark520 o Current Document 第五章劳动组织及主要经济技术指标47 HYPERLINK l bookmark523 o Current Document 第一节、劳动组织47495050第二节、工作面主要技术经济指标表=i=i第六章工程质量及煤质管理第一节、综采工作面质量标准化.二、巷道断面及支护形式43102运输顺槽矩形断面，宽4800mm,高2600mm,断面

7、积12. 48m2,采用每排6根4)20 X 2000mm金 属螺纹钢锚杆，锚杆间排距均为880X1000HM,锚杆托盘150X 150X8mm,设计锚固力60KN。 两帮每排4根4) 18X1500树脂锚杆，锚杆间排距均为700X 1000mm。锚杆使用1根树脂 锚固剂，托盘配套树脂托盘，设计锚固力50KN。顶网为66mm钢筋网，规格4800mmX 1200mm, 网格lOOnrnX 100mm,网片搭接200mm,每隔500mm扭结一道。帮网采用塑料网。43102回风顺槽矩形断面，宽4500mm,高2750mm,断面积12. 38m2,采用每排6根4)20 X 2000mm金 属螺纹钢锚杆

8、，锚杆间排距均为800X 1000mm,锚杆托盘150X 150X8mm,设计锚固力60KN。 两帮每排4根(1)18X 1500mm树脂锚杆，锚杆间排距均为700X 1000mm。锚杆使用1根Z2335 树脂锚固剂，托盘配套树脂托盘，设计锚固力50KNo顶网为66mm钢筋网，规格4500mm X 1100mm,网格100mmX 100mm,网片搭接lOOmni,每隔200mm扭结一道。帮网采用塑料网。43102辅运顺槽矩形断面，宽4800mm,高2600mm,断面积12. 48m2,采用每排6根4)20 X 2000mm金 属螺纹钢锚杆，锚杆间排距均为880X 1000mm,锚杆托盘150X

9、 150X8mm,设计锚固力60KN。 两帮每排4根e 18 X 1500mm树脂锚杆，锚杆间排距均为700 XI000mmo锚杆使用1根Z2335 树脂锚固剂，托盘配套树脂托盘，设计锚固力50KNo顶网为66mm钢筋网，规格4800mm X 1100mm,网格IOOhihiX 100mm,网片搭接100mm,每隔500mm扭结一道。帮网采用塑料网。辅运顺槽为下一备采面的运输顺槽43102 Z作面切眼切眼宽6500mm,高2300mm,断面积15m2,切眼机窝扩宽1.5m长15m,采用锚杆、锚 索联合支护。锚索采用直径15. 24mm,长4000mm的钢绞线，锚索托板为300X300X 12n

10、ini金属钢板， 每根锚索采用3根Z2335型树脂锚固剂，端头锚固；锚固力3100KN,锚索排间距为2000 X 2640mm。顶板采用左旋螺纹钢锚杆，锚杆规格4)20X 2000mm，锚杆间排距为880 X 1000mm；采 用(I)6mm焊接钢筋网，网格为lOOXIOOnini；网片搭接100mm,每500mm用14#铁丝连接一道。 每根锚杆配套2根Z2335型树脂锚固剂，端头锚固；锚固力N60KN；预紧扭矩力N100Nm； 外露长度为1050mni。43102回风顺槽回风绕道矩形断面，宽4200mm,高2200mm,断面积9. 24m2,采用每排6根1）20 X 2000mm金属螺 纹钢

11、锚杆，锚杆间排距均为800X1000nini,锚杆托盘150X 150X8mm,设计锚固力60KN。两 帮每排4根4）18 X 1500mm树脂锚杆，锚杆间排距均为700X 1000mm。锚杆使用1根Z2335 树脂锚固剂，托盘配套树脂托盘，设计锚固力50KNo顶网为66mm钢筋网，规格4500mm X 1100mm,网格lOOmmX 100mm,网片搭接100mm,每隔200mm扭结一道。顶帮喷浆，强度为 C30,厚度为50mm,帮网采用塑料网。.第二节、采煤工艺43102工作面采用走向长壁后退式采煤法，老空顶板采用全部垮落法，综合机械化采 煤，一次采全高。一、采煤方法：根据煤层赋存条件，本

12、工作面为单一走向长壁布置，采用一次采全高采煤工艺。工作面采煤机割煤高度1. 66m,（采煤机滚筒直径1. 4m,采煤机适应采高1. 2m-2. 6m； ZY8000/11. 5/23 液压支架 89 架、ZYG8000/12/26 端头液压支架 5 架、ZYT9000/13/28 过度 液压支架2架）二、工艺过程：1、上下端头进刀一上下行割煤、装煤一移架一推溜一老空自由垮落。采煤机采用上下端头进刀，进刀长度41m左右，移架滞后采煤机后滚筒3-5m,追机作 业，滞后10-15m推移前部输送机，输送机弯曲段长度不小于41m,推移步距0.63m。2、进刀距离的确定D=2L采+L运弯式中：D进刀距离，

13、米；L采一采煤机机身长，最大长度为13米；L运弯一刮板机弯曲段长度，取15米把以上数据带入式中，得0=2X13+15=41 （米）进刀距离取41米。三、采煤机的割煤方式：采煤机的割煤方式为双向一次采全高，往返一次割两刀。由机头向机尾割煤时，前滚 筒沿底板割煤，后滚筒沿顶板割煤；由机尾向机头割煤时，后滚筒沿底板割煤，前滚筒沿 顶板割煤，往返一次割两刀。根据我矿地质构造情况，生产过程中割煤方式无需改变。四、采煤机的进刀方式：采煤机割煤至刮板机机尾后，将采煤机前滚筒降下来，返回至刮板输送机弯曲段(15m) 后进行斜切进刀，同时液压支架滞后采煤机进行跟机移架，如图a所示；直到采煤机走完 弯曲段进入刮板

14、输送机的直线段后停止牵引，然后沿着刮板机机尾方向依次将溜子推直， 如图b所示；采煤机降下前滚筒，同时升起后滚筒，启动采煤机牵引沿着刮板机机尾方向 进行割三角煤，如图c所示；割三角煤完成后，采煤机降下后滚筒，升起前滚筒，沿着刮 板机机头方向进行正常割煤，完成采煤机在刮板机机尾侧的斜切进刀。附：43102综采工作面斜切进图(4)五、支护方式工作面支护采用ZY8000/11. 5/23液压支架89架、ZYG8000/12/26端头液压支架5架、 ZYT9000/13/28过度液压支架2架；移架时保证支架移到位，端面距应保持在300 mm。端 面距过小会造成采煤机滚筒割支架前探梁，端面距过大会造成空顶

15、增大或冒顶。控顶距：由液压支架的顶梁长度(L1)、端面距(L2)及采煤机的实际截深(S)决定。本 工作面液压支架的顶梁长度为4000mm,端面距最大取为300mm,采煤机的实际截深为630mm, 则：最大控顶距：Lmax =L1+L2+S=4000+300+630=4930mm最小控顶距：Lmin =L1+L2=4000+300=4300mm其中：LI-顶梁长度(4000mm)L2-端面距(300mm)S-截深(630mm)第三节、正规循环作业方式一、工作制度和作业方式：实行“三八”制的作业形式，即两班生产，一班检修，有效工作时间均为8小时。二、工序安排：班次安排：8点检修班：08:0016:

16、004点生产班：16:0000:000点生产班：00:0008:00每班提前30分钟开班前会，安排安全生产任务，交接班时间10分钟。检修班：对工作面设备进行班检、维修、维护，为工作面正常生产做好准备工作。生产班：正常组织生产，搞好正常安全生产。三、生产日劳动定额确定采煤机每班进刀数的确定：a.采取双向割刀每班刀数的确定K(TX60-t,)N =nL/ V + t2式中K:事故影响系数，1；T:生产时间，小时；们:工作面设备保养及准备时间，ti=30min；t2：每刀的辅助时间取30min；n:割煤方式系数，单向割煤取2,双向割煤取1；V:采煤机实行运行平均速度，取2. 33m/min;L:工作

17、面长度，L=160米，贝IJ：生产班：为了保证设备运行正常，检修班搞标准化管理工作面，生产班正常生产，故生产时间按8.0个小时考虑。K(8. 0X60-们)N1 =nL/ V + t2480-30=4. 5(刀)1X 160/2. 33+30即：生产班每班劳动定额为4. 5刀检修班：为了保证设备有足够的检修时间，每天检修时间8小时，检修班全班检修。产量计算10循环产量：QI =LXSXMXyXk式中L：工作面倾向长度为160米；S：截深，为630mm；丫：煤层容重，取1. 28t/m3；M:采高，取1.66米K:工作面回采率为95%O贝土循环产量QI =LXSXMX y XK=160 X 0.

18、 63 X 1. 66 X 1. 28 X 0. 95=203.4 (T)日产量：Q=9XQ1=9X2O3. 4=1830. 6(T)(日循环个数 9 个)全月劳动定额去掉节假日全年安330个工作日计算，每月330/12=27. 5个工作日计算，则全月劳动 定额：Q 全月=27. 5XQ=27. 5X1830. 6 =50341. 5 (T)附：43102综采循环作业图表(5)四、采煤机的割煤以及运煤技术要求1、基本要求：采煤机割至机头或机尾时，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。端头割煤时从工作面顶板到顺槽顶板逐渐调整采高，机头从10架、机尾从86架 开始逐渐调整采

19、高，直到和顺槽顶板衔接，并且保证过渡段的平缓。(过度坡度为2。)割机头、机尾割三角煤时，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，容易发生机头、机尾过渡槽翘起事故。正常生产时采高要保持在1.66m左右，沿底沿顶割煤，工作面两端头割煤时顶板 与顺槽割平、底板与顺槽平缓过度。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。必须保证采煤机滚筒截齿完好无缺，割煤时截齿损坏量不大于滚筒截齿总数的 10%,否则必须及时停机更换截齿。当工作面地质构造改变时，不得用采煤机强行截

20、割，另行编制安全技术措施。11刮板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。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。刮板输送机在推移后保证成一条直线。刮板输送机机头、机尾推进度保持一致，推移步距保持在0. 63m左右，确保截 深、产量和工程质量。推移工作面刮板输送机时，不得出现急弯。保证端面距，严禁煤机碰、割液压支架顶梁。若推溜困难时，不应强推硬过，必须查明原因将问题处理后再推溜。2、移架工序：支架依顺序移架3、对液压支架的基本要求：拉架时必须使支架保持一条直线。工作面在割刀时必须及时拉架，拉架距采煤机后滚筒35架，如果顶板较破碎 或有漏顶危险时，应追机

21、拉架，以防止顶板冒落。工作面两端头滞后采煤机15架拉架。移架过程中如发生顶板破碎有冒落预兆时，应及时超前拉架，以防止顶板冒落。移架时，要保证支架移到位，梁端距应保持在:300mm左右。移架过程中要及时调整支架姿态，如发生倒架、咬架现象，需及时调整。移架时支架下降高度以顺利移动支架为原则，不得将支架降架过多，以免发生 咬架。在破碎顶板下必须带压擦顶移架，移架过程中应用侧护板随时调整支架姿态。推溜方式根据支架的功能推溜方式为手动单个推溜。推移刮板输送机时，应滞后采煤机后滚筒10架，并且推移千斤顶按照已推出方向逐 次推出，最大水平弯曲2 ,垂直弯曲不超过3 ,严禁从两头向中间推刮板机，以免造 成溜槽

22、中间鼓起搭桥。第四节、工作面设备配备综采工作面设备配套应依据以下原则进行。1、设备配套生产能力大于工作面设计生产能力，一般二者之比为1.52.0；2、配套设备寿命大于工作面设备寿命；3、配套设备可靠性大于工作面设备可靠性；设备运输能力和落装煤能力由大到小依次排序为：胶带运输机一转载破碎机一刮板输 送机一采煤机。12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，供水压力与流量必须满足采煤机等冷却水、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43102运输顺槽，放在临时轨道上。附：43102工作面设备布置图（6）43102工作面

23、设备的主要性能及其技术特征表表2-1 MG2*200/870AWD型电牵引采煤机主要技术特征表采iWj范围（m）1. 2-2. 6过煤高度（mm）292供电电压（V）1140总装机功率（Kw）2X2X200+2X30+7. 5870Kw滚筒直径（mm）1400滚筒截深（mm）630滚筒转速r/min50牵引速度（m/min）07. 5/15机面高度（mm）850摇臂最大长度mm2188表2-2 ZYT9000/13/28型端头液压支架主要技术特征表工作阻力（KN）9000支撑高度（mm）1300-2800支架中心距（mm）1750支撑宽度（mm）1650-1850初撑力（KN）6400推溜力（

24、KN）361操作方式邻架操作液压控制泵站压力（Mpa）不小于30表2-3 ZYG8000/12/26型过渡液压支架主要技术特征表工作阻力（KN）8000支撑高度（mm）1200-2600支架中心距（mni）1750支撑宽度（mm）1650-1850初撑力（KN）6400推溜力（KN）361操作方式邻架操作液压控制泵站压力（Mpa）不小于3013表2-4 ZY8000/11. 5/23型液压支架主要技术特征表工作阻力（KN）8000支撑高度（mm）1150-2300支架中心距（min）1750支撑宽度（mm）1650-1850初撑力（KN）6400推溜力（KN）361操作方式邻架操作液压控制泵站

25、压力（Mpa）不小于30表2-5 SGZ730/320刮板输送机主要技术特征表型号SGZ730/320链速（m/s）1.1输送量（t/h）650电机功率（Kw）2X200供电电压（v）1140卸载方式端卸载刮板链型式中双链圆环链规格（mm）26X92-C 级中部槽：长X宽X高（mm）1750X690X275紧链装置砸盘紧链表2-6 SZZ764/200转载机主要技术特征表型号SZZ764/200链速(m/s)1.47刮板链规格（mm）126C刮板间距（nun）764电机功率（KW）200电机转速（r/min）1477电压（V）1140运输长度（01）50爬坡角度12表2-7 PLM1000锤式

26、破碎机主要技术特征表通过能力（t/h）1000电机型号YBS-200破碎锤头数（个）8电机功率（KW）200电 压（V）1140660表2-8 BRW200/31. 5乳化液泵主要技术特征表14型 号BRW200/31.5额定压力（Mpa）31.5额定电压（V）1140电机功率（KW）200工作介质乳化液额定转速rpm1480乳化液箱总容积（L）1600表2-9 BPW/250/6. 3喷雾泵主要技术特征表型 号BPW/250/6.3额定转速rpm1480额定电压（V）1140电机功率（KW）125公称流量（L/min）250公称压力（Mpa）6. 3外形尺寸（mm）1875*827*830第

27、三章顶板管理第一节、顶板管理一、液压支架选型确定及计算选型原则和要求：（1）支架的初撑力和工作阻力要适应直接顶和老顶岩层移动产生的压力；（2）支架的结构和支护特性，要能适应和保护暴露顶板的完整性；（3）支架底座要适应底板岩石的抗压强度；（4）支架支撑高度要与采高或煤层厚度相适应；（5）支架的安全性能要好。工作面合理支护强度：P=9.81kXhXr KN/m2式中：P一工作面合理的支护强度，KN/m2h一采高mr一直接顶岩层容重2. 19-2. 42 t/m3,取最大值2. 42 t/m3k一工作面支柱应该支护的上覆岩层厚度与采高之比，一般为4-8,取最大8。则,P=9. 81X8X1.66X2

28、. 42=315 （KN/m2）根据支架高度和支护强度计算结果，选用的ZY8000/11.5/23型液压支架满足生产要 求，采用全部跨落法管理采空区顶板。工作面长度160m,使用ZY8000/11. 5/23液压支架89架。（带过度架、端头架合计96 架）15支架性能及结构表序号名称单位数量备注1工作阻力kN800039.32支架高度m1. 15-2. 303推溜力/拉架力KN361/6334支架中心距mm17505移架步距mm6306泵站压力MPa31.57最大/最小控顶距m4. 930/4. 3008初撑力kN640028 MPa二、乳化液供液系统为保证43102综采工作面回采能够达到高产

29、高效的要求，推溜、移架必须快速，工作 面供液系统必须具备高压、稳定的特点。工作面供液系统由2台乳化泵、1台乳化液箱、1 台清水泵箱、2台清水泵，自清洗过滤器、96架液压支架、上下超前不小于20m的单体液 压点柱以及相应的高低压管路组成。工作面泵站供液额定压力为31. 5MPa,工作出液压力30MPa,工作面内采用环形供回 液系统。质量管理要求：1、液压支架初撑力不低于泵站额定值的80% (25.2Mpa)；2、工作面支架必须安装压力表，班长进行现场检查，当班做好记录技术员进行分析; 每隔10架安装顶板在线监测系统，每天打印统计数据，报总工程师批示。3、工作面液压支架的中心距误差不超过100mm

30、；支架间间隙不超过100mm；两立柱前 后偏差不超过-50+50mm；4、侧护板要正常使用，支架不得超高使用；5、液压支架接顶严实，顶梁平整，最大仰(俯)角不超过7。；6、相邻支架错差不超过顶梁侧护板高的2/3；7、工作面支架不挤不咬，无压死的支架；8、工作面支架最小高度不得小于1.15m,最大高度不得超过2. 3m；9、工作面应做到“三直一平”，即工作面煤壁直、溜子直、工作面支架排列成直线、 工作面底板平；10、工作面液压支架端面距应小于等于300mm；16 TOC o 1-5 h z HYPERLINK l bookmark541 o Current Document 第二节、综采工作面机

31、电设备管理标准51 HYPERLINK l bookmark558 o Current Document 第三节、文明生产52 HYPERLINK l bookmark584 o Current Document 第四节、煤质指标及现场管理措施53第七章工作面灾害防治及避灾路线54第一节、安全风险分级管控54 HYPERLINK l bookmark613 o Current Document 第二节、采煤主要风险辨识56 HYPERLINK l bookmark654 o Current Document 第三节、工作面灾害防治57 HYPERLINK l bookmark281 o Cur

32、rent Document 第四节、避灾线路6011、工作面伞檐长度大于Im时，其最大突出部分应不超过200mm；工作面伞檐长度小 于Im时，其最大突出部分应不超过250mm；12、液压支架、支柱应编号管理，牌号清晰；13、局部悬顶和冒落不充分，面积大于10m2的，应进行强制放顶；14、机道梁端至煤壁顶板冒落高度不得大于300mm,工作面因顶板破碎局部冒落时， 铺设假顶，防治大面积冒顶。15、工作面控顶范围内顶底板移近量不大于100mm；16、支架液压系统要无漏液、窜液现象，管路无挤压。第二节、端头支护、超前支护及安全出口一、端头支护由于该工作面配置端头液压支架，若端头液压支架靠两顺槽帮大于I

33、m时必须在切顶 线位置进行单体液压点柱支护。端头支护方式：靠帮大于Im范围，支护间排距为500*500mm。单体液压支柱规格为WD31. 5-200/100X型，柱帽使用DJB-1000-300钗接顶梁。二、超前支护1、运输顺槽（1）超前支护的距离从工作面煤壁起不小于20米，采用单体液压支柱与皎接钢梁联 合支护。（2）按排距lm （中-中），间距从西帮到东帮600-3200- 1000mm（中-中）布置“一梁 一柱”单体液压支柱进行超前支护。（3）单体液压点柱规格为WD31. 5-200/100X,棚梁采用DJB-1000-300型钗接顶梁， 长度 1000mm o（4）超前支护所用的单体液压

34、支柱必须完好，并使用好棚梁，棚梁、单体液压支柱、 顶梁必须用连接绳连接牢固，以防跌落伤人。（5）超前支护单体液压支柱必须回一排打一排，随着工作面的正常推进及时回柱， 严禁超前或滞后回柱。（6）单体液压支柱三用阀中心线必须平行于巷道中心线，且朝向采空区。（7）超前支护工经常观察顶板，把巷道顶板异常情况（节理裂隙发育、离层、等） 及时汇报矿调度室和矿生产技术部门，根据需要采取相应的措施进行补强支护。（8）若顶板不平整，顶梁与顶板不接时，必须垫木屑，木板，垫好背实。172、回风顺槽（1）超前支护的距离从工作面煤壁起不小于20米，采用单体液压支柱与较接钢梁联 合支护。（2）按排距Im （中-中），间距

35、从西帮到东帮600-3300-600mm（中-中）布置“一梁一 柱”单体液压支柱进行超前支护。每个单体液压点柱距饺接口 400mm打设。饺接梁必须配 套使用平销。（3）回风顺槽顶板状况不好时，及时缩小单体液压支柱间距。（4）单体规格为WD31. 5-200/100X,棚梁采用DJB-1000-300型钗接顶梁，长度1000mmo（5）超前支护所用的单体液压支柱必须完好，并使用好铉接顶梁，钗接顶梁、单体 液压支柱、顶梁必须用连接绳连接牢固，以防跌落伤人。（6）超前支护单体液压支柱必须回一排打一排，随着工作面的正常推进及时回柱， 严禁超前或滞后回柱。（7）单体液压支柱三用阀中心线必须平行于巷道中心

36、线，且朝向采空区。（8）超前支护工经常观察顶板，把巷道顶板异常情况（节理裂隙发育、离层、等） 及时汇报矿调度室和矿生产技术科，根据需要采取相应的措施进行补强支护。三、安全出口管理1、保证工作面上、下安全出口高度不小于1.8m,宽度不小于0.8m。2、运输、回风顺槽不小于20m的超前支护每班要设专人随进度进行交替前移，要做 到两巷支护无失效，无自动卸液支柱，无浮砰浮煤堆积。3、更换替下的设备大件和费旧物品及时出井。备件、备品要存放在回风顺槽距工作 面100m处，并要码放整齐，设专人挂牌管理，不得影响行人、运料、通风。附：43102综采工作面支护示意图（7）第三节、工作面初采初放顶板管理一、工作面

37、初采初放顶板管理1、初采初放期间，严格控制工作面的采高。2、加强工作面两端头及超前支护，必须符合本开采设计的要求进行支护。根据现场 实际情况端头超前补打单体液压点柱。3、加强队工作面设备的检修，确保设备完好。液压支架的完好，保证不漏液、不窜 液、不自动卸载，接顶严密，初撑力不得低于25. 2MPao4、工作面推进10米后，若顶板不自行跨落，必须强制放顶（按初采初放措施执行），18 强制放顶结束后，确保工作面安全方可继续生产。5、工作面初采初放生产期间，移架时不要将切眼内锚索锁具破坏，防治大面积跨落。6、支架工要及时移架，当工作面连续出现多架次安全阀开启，支架工要立即向跟班 队长汇报。跟班队长及

38、时向矿调度室汇报。矿调度室立即请示值班矿长。由总工程师根据 情况判定来压范围、来压剧烈程度，决定是否停止工作面生产。在此期间所有工作人员必 须撤离到安全的顺槽内，待命令下达后方可作业。二、初次来压顶板管理安全技术措施工作面初次放顶和初次来压前，每班带班队长要在工作面，实行现场连续性矿 压观测，对两顺槽及端头的顶板情况每班检查，并将顶板动态和老顶悬空情况及时向矿有 关技术部门汇报，方便指导顶板管理工作，确保安全生产。上、下顺槽超前支护的单体液压支柱初撑力满足11.5MPa,放在实底上，防止来 压时两顺槽支护达不到要求，必要时要改变支护密度，加强支护强度。初次放顶和初次来压前，每班必须安排跟班人员

39、负责协调处理生产过程中的问 题。每班应指派专人对工作面及上、下顺槽支护情况进行巡回检查，发现情况及时 向班长、队长汇报。初次来压和初次放顶前，在端头、立柱与支架掩护梁间、刮板机机头、机尾、 顺槽超前支护段等不安全地点不准人员滞留。初次放顶和初次来压期间工作面所有人员要注意排查顶板隐患，发现有来压情 况影响安全时，立即停止作业，撤到安全地点。初次放顶或初次来压时，工作面及顺槽均要除尘，防止老顶大面积垮落造成煤 尘飞扬引起其他灾害。工作面初次来压之前，采高保持在1.7m左右，工作面所有人员作业过程中要时 刻注意顶板来压情况，发现煤壁大面积、异常声响等，要立即躲在支架立柱中间，同时抱 紧立柱，严禁站

40、在相邻两架中间部。若能撤离必须撤离到安全地点，防治其他事故，确保 安全后恢复生产。支架达到要求初撑力，接顶严实，当冒顶高度超过300mm时，必须及时处理， 防止冒顶事故扩大。通风部门在初次放顶和初次来压前，应派专职瓦检员跟班，时刻观察工作面通 风情况，发现问题及时处理。工作面大面积冒落后及时检查瓦斯情况，防止瓦斯大量涌出 事故发生。19安全员要把初次来压工作面监督检查作为重点，安监人员配合综采队做好安全 检查工作。采煤机割平顶、底板，调节好支架中心距，达到“三直、二平、两畅通”的要 求。在工作面初次来压前，必须将排水泵以及排水管路彻底检查整理一遍，保证排 水系统畅通无阻。工作面入口处设栅栏挂警

41、示牌，严禁其他非工作人员进入工作面。所有人员一 律不准进入支架后方的采空区内停留或作业。综采队要对全体职工进行初次来压顶板管理贯彻学习，同时切实抓好现场的安 全管理和生产技术管理工作，杜绝来压时顶板事故的发生。第四节、周期来压管理根据43101工作面回采得经验，层间距小，顶板破碎，考虑老顶断裂，预计老顶初次 来压步距为6-8m,周期来压步距10-15mo一、周期来压时顶板管理工作面工程质量必须达到“三直、两平、一净、两畅通”的要求，保证液压支 架接顶平、严、实，避免液压支架出现大的仰俯角。来压时支架工必须按照设操作规程作业，根据实际情况可以二次拉架。来压前加强液压支架的检修，保证所有支架灵活均

42、达到初撑力。来压前加强设备的检修，保证设备在正常运转。来压时加强生产组织，快速推进，甩掉压力。来压期间严格控制采高，同时注意观察支架的压力变化，防止压死支架。第五节、工作面末采顶板管理一、未采顶板管理1、每班开工前，跟班队长、班长必须对作业地点的安全情况进行全面检查，确认安 全后，方准工人进入工作地点。每个作业人员必须经常检查作业地点附近的顶帮和支护情 况，当发现有不安全隐患时，必须立刻向现场领导汇报，消除隐患后，方可继续作业。2、所有支护材料必须符合规定要求，严禁使用不合格的支护材料，并且必须在井下 安全地点存放有一定数量的备用材料。3、在工作面距停采线30米时，开始根据主回撤通道的底板起伏

43、情况调整工作面的顶 底板，尽可能保证停采时与顺槽顶底板一致。204、末采期间必须放慢推进，充分释放顶板压力。5、在工作面将停采铺网期间，采煤机尽量要停在机头压力相对较小处，停采后采煤 机停机位置按技术部门要求执行。第六节、工作面退锚管理若工作面在回采时，两端头悬板不能随回采推进而跟进塌落，为防止工作面采空区漏 风以及采空区顶板瞬时大面积冒落伤人和采空区积聚气体突然涌出造成有害气体超限等 事故的发生，需采用退锚机退锚杆螺母及托盘、锚索的索具及托盘，以便及时管理顶板。1、退锚施工前准备及要求进行退锚作业之前，必须保证两顺槽超前支护到位，端头架前探梁接顶严密， 初撑力符合设计要求，在预退锚区域设置警

44、戒线。在两端头实施退锚作业及回撤端头护帮时，在采煤机距端头30m时，停止采煤 机和前部、后部运输机、转载机运转，并将开关打到零位闭锁，挂“有人工作，严禁送电” 警示牌，并设专人看管，将采煤机范围内的支架缩到最小控顶距，并将护壁板伸开护住顶 帮，停止操作端头范围内10架支架，严禁与刮板输送机头(或尾)的移动、头(或尾) 10架支架的移架及机组头(或尾)斜切进刀等工序平行作业。工作完成后，人员迅速离开 作业地点，并对工作面设备解锁。退锚作业时，要严格执行“敲帮问顶”制度，发现异常情况，必须立即停止退 锚作业。严禁站在托盘或钢带下方实施退锚作业，退锚工具安装好后必须用防护绳将其 与顶部网片连接好，防

45、止跌落伤人。退锚工作必须保证三人作业，一人监护两人操作。2、退锚杆螺母施工工艺退锚机要完好，检查确认安全后方可作业。在机头距支架顶梁前端0.8m范围内、在机尾距支架顶梁前端1.6m范围内，将 退锚机插进锚索上，并使头部紧靠锁具，用手连续给退锚机加压(压力不能超过35MPa), 使锁具与锁芯分离，再用螺丝刀在退锚机头叉口处将锁具与锁芯分离，然后再将手把打在 回液位置使退锚机泄压，再将退锚机从锚索上卸下，最后将锁具从锚索上取下。开始工作前，拧开双速换向油泵后端的加油孔盖，检查油位高低。开始工作前，先将油泵换向卸荷手柄旋转至中间位置，然后将双速换向油泵、 退锚器用高压油连接起来，插好销子。21退锚过

46、程中，若出现打空现象，松开手动油泵的卸载手轮，将卸载手轮空打几 下，排出空气，然后再旋转手轮，投入使用。3、退锚索施工工艺及退锚机使用注意事项退锚机型号必须与锚索钢绞线规格相匹配。现场使用前，必须仔细检查机具是否完好，当出现漏液、缺销子等不完好情况 不得使用；发现油管有凸起、渗漏现象时，必须及时更换。退锚机的操作人员必须配戴防护眼镜，以免破裂物飞出伤人。退锚机工作时，若出现打空现象，可旋松手动油泵的卸荷手轮，将手动油泵空 打几下，排除泵内的空气，然后再旋紧卸荷手轮，投入使用。必须做好油泵清洁工作，快速接头连接前清洁接头上的灰尘和污物。高压油管按规定进行打压试验，确保安全使用。工作人员必须站在安

47、全地点操作，严禁任何人员站在空顶下作业。4、退锚机操作工上岗条件退锚机的操作人员必须经过专业专门培训、考试合格后，方可上岗。操作人员熟悉退锚机性能、结构和工作原理。操作人员会检查、保养退锚工器具。熟悉本岗位危险源及应对措施。作业时必须严格执行操作设计。5、其它注意事项(1)施工前必须严格执行“敲帮问顶”制度，负责人(机头、机尾岗位工)必须对 工作区域的顶板情况进行细致观察，确认安全后方可作业。每个作业人员必须随时观察作 业地点周围的顶板、煤壁和网片、单体柱等支护的完好情况，发现片帮、活砰立即用长度 不小于2m的敲帮问顶工具进行处理。使用敲帮问顶工具时严格遵守敲帮问顶的操作规定。(3)敲帮问顶或

48、处理活砰、片帮煤块时，工具规格符合规定，要指派有经验的人员 操作，同时一人在旁监护。有异常情况时，必须先立即躲避到安全地点后，再做观察处理。退锚机加压时，当压力超过35MPa时，锁具与锁芯仍未分离的，必须停止退锚 作业。退锁具前，应保证锁具上润滑油涂抹到位，防止产生摩擦火花。单体临时支护必须牢靠有效。两顺槽严禁提前回柱，以防对安全出口行走人员造成隐患。锚杆托盘退下后，钢带与顶板连接必须牢固，采用双股14#铅丝与顶锚网有效连22接。回撤工作面帮锚杆托盘时，一次最多拆除一排，严禁超前回撤，将拆下的托盘 和螺母及时放到指定地点并码放整齐，严禁随手扔进运输机内。工作面帮托盘、螺母拆下后，将帮网沿推进方

49、向卷住，并用14#铅丝固定在煤壁 上，一片帮网回收完时，及时捆好，放到指定地点。回撤煤柱帮锚杆托盘、网片时，超前端头1#支架切顶线0.8m时回撤，回下的 托盘、螺母、网片及时放到指定地点并码放整齐。，退下的托盘、锁具及其他材料要及时回收。顺槽片帮严重、顶板破碎、顶板局部下沉量大等情况下，严禁实施退锚，但必 须采取安全措施，加强顶板管理。顶板破碎不具备施工条件时，可不退除。工作面回风侧退锚放顶时，必须经专职瓦检工检查甲烷浓度不超限时，方可作 业。如遇端头顶板压力大，严重破碎，不能退顶锚杆或锚索钢绞线被压散、弯曲、 索具断裂时，在剪破顶网和剪断钢带的情况下，可以不退锚(杆)索；退锚放顶以不悬顶为

50、标准，不悬不退。退锚时必须坚持打1-2根临时护身柱方可退一根锚索，打2-3根临时护身柱方 可退一排锚杆。退锚预紧过程中，锚索下方严禁有人。预紧完毕所有人员(包括操作人员)必须 撤至所退锚索2米以外，落山角侧不得有人。6、退锚登高作业技术要求作业人员要身体健康，凡患有高血压，心脏病和其他不适合高空作业的人禁止登 高作业。防护用品穿戴整齐，不准穿光滑的硬底鞋，要有足够强度的安全带，并将安全带 牢系在坚固的结构件上，不准系在活动的物体上。工作中严格执行设备停止运转、闭锁规定。登高前，施工负责人必须对现场进行“四位一体”安全检查。检查所用工具必须安全可靠，严禁冒险作业。严禁在高处休息，防止坠落。使用梯

51、子时，必须先检查梯子是否坚固，是否符合安全要求，梯脚不稳固时必须 有人扶梯子。23作业人员必须遵守安全技术措施，严禁违章作业。登高作业时，必须有跟班队长现场指挥。高空作业所用的工具、零件、材料等必须装入工具袋。上下时手中不得拿任何物 件；并必须从指定的路线上下，不得在高空投掷材料或工具等物。7、根据我矿生产实际情况，若生产过程中老唐冒落可以满足要求，保证端头及超前 支护稳定情况下可以选择不进行退锚处理，自由垮落。第四章生产系统!1!第一节、运输系统一、运煤系统工作面采煤机落煤、装煤一-刮板输送机一-转载机一-破碎机一-43102运输顺槽 带式输送机一-4-2煤西翼主运大巷带式输送机一-4煤井下

52、煤仓一-主斜井带式输送机 一-地面带式输送机一-筛分选砰系统一-地面煤棚。二、辅助运输系统1、辅助运输系统及运输方式工作面需用的材料、设备及工作面换下来的坏设备等物料，采用防爆无轨胶轮车运出 工作面。2、辅助运输路线为：回风顺槽辅助运输：地面一副斜井*4-3煤辅运大巷一-43102回风顺槽一- 43102工作面。辅助运输顺槽运输：地面-副斜井- 4以煤东翼辅运大巷- 43102辅运顺槽一 一43102辅运顺槽1#联络巷 一43102运输顺槽一43102工作面。附：43102综采工作面运输系统图(8)第二节、“一通三防”与安全监控一、通风设施构筑根据煤矿安全规程规定，综采工作面必须形成独立通风系

53、统，为形成43102综采 工作面独立通风系统，需在43102回风顺槽0-20米段砌筑2道风门，具体施工标准以砌 筑风门设计和安全技术措施为准。在43102综采工作面停采线以里运输、回风顺槽各施工防火门墙，并储备足够数量的 封闭防火门的材料，具体施工标准以砌筑防火门设计和安全技术措施为准。24二、通风系统43102综采工作面采用U型通风，43102运输、辅运顺槽进风，43102回风顺槽回风（一）工作面通风线路地面一主、副斜井一4煤西翼主运大巷（4煤东翼主运大巷）-43102运输顺槽（43102 辅运顺槽）一43102综采工作面一43102回风顺槽一4一，煤回风大巷一回风斜井一地面（二）工作面需风

54、量计算由于河西联办煤矿为低瓦斯矿井，工作面实际需要风量按气象条件、瓦斯涌出量、风 速和人数等规定分别进行计算，然后取其中最大值，计算工作面所需风量并进行验算。按气象条件确定需要风量Qcf=60 X 70% X % X Scf X Kch X K（l式中：Qcf采煤工作面需要风量，m3 /min；Vm一采煤工作面的风速，按采煤工作面进风流的温度选取，1.0m/s,见表1；&一采煤工作面的平均有效断面积，按最大控顶有效断面计算，m2；60为单位换算产生的系数；70%有效通风断面系数。43102综采工作面平均有效断面积：（4. 93+4.3） /2X 1.66=7. 7m2；幻一回采工作面采高调整系

55、数，取K采高=1.0,见表2；、一回采工作面长度调整系数，取K采面长=1.1,见表3。表1采煤工作面进风流气温与对应风速采煤工作面进风流气温/c采煤工作面风速/（m/s）201.020 231.01. 523 261.51.8表2K采高一采煤工作面采高调整系数采高/m2.02. 0-2. 5大于2. 5及放顶煤面系数（k）1.01. 11.2表3K采面长一采煤工作面长度调整系数采煤工作面长度/m长度风量调整系数（K采面长）1801.3-1.4表443102综采工作面各面取值及风量计算结果工作面KchKdSCf/m2Qcf (m3/min)431021.21.01.17. 7389即:43102

56、 综采工作面 Qct = 60X70%X7. 7X1.0X1.0X1. 2389m7mino根据CH涌出量计算Qcf=100Kq 式中：q一采煤工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量，单位m3/mino根据河西联办煤矿 2018年度瓦斯等级鉴定报告，取q=0. 6m3 /min；K一采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数1. 2-1.6,取1. 6o100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。QcF100XqXK=100X0. 13X1. 6=20. 8m3/mino按照二氧化碳涌出量计算QCf=67 q , K式中：q一采煤工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量，m7min；

57、取1. 28m7minK一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；1.21.6,取1.6。67按采煤工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1. 5%的换算系数。 Qcf=100XqXK=67X0. 55X 1. 6=58. 96m3/mino按回采工作面同时作业人数计算需要风量QcfN4N (m3/min)式中：Qcf=4N=4X 50=200m3 /min4每人供风量，每人供风N4m3/min；N一工作面最多作业人数(按回撤挂网期间计算包括检查人员最多50人)。26一、43102综采工作面开采设计编制依据

58、1、43102工作面回采地质说明书；2、煤矿安全生产标准化管理体系基本要求及评分办法（征求意见稿）；3 2016年版煤矿安全规程；4、神木市孙家岔河西联办煤矿一盘区调整开采设计说明书；5、神木市孙家岔河西联办煤矿矿井地质勘探报告6、神木市孙家岔河西联办煤矿一通三防管理规定7、神木市孙家岔河西联办煤矿各种操作规程管理制度8、其他煤炭行业法律法规等管理规定二、设计附图1、附：井上下对照图（1）2、附：采掘工程平面示意图（2）3、附：煤层柱状图（3）4、附：43102综采工作面斜切进图（4）5、附：43102综采循环作业图表（5）6、附：43102工作面设备布置图（6）7、附：43102综采工作面支

59、护示意图（7）8、附：43102综采工作面运输系统图（8）9、附：43102综采工作面通风系统图（9）10、附：安全监测监控设备布置图（10）11、附：43102综采工作面供电系统图（11）12、附：人员位置监测系统图（12）13、附：43102 X作面避灾路线图（13）考虑到43102综采工作面采用胶轮车运输Q 车=E 4Pdn-4 X (Pdi+Pd2)=4X (47+26)=292m3/min式中：Q车-该地点矿用防爆柴油机车尾气排放稀释需要的风量，n?/min；4-每千瓦每分钟应供给的最低风量，m3 /min kW；Pdi和Pd2 -该地点矿用防爆柴油机车的功率，两台功率分别为47kW

60、和26kW；经过上述计算，43102综采工作面的实际需风量，即Q=Q/Q车=389+292=68血3/min。按风速进行验算验算最小风量：Q360X0. 25精Scb=lcbXhcfX70%=4. 93X 1. 66X70% =5. 72m3/min681360 X 0. 25 X 5. 72=85. 8m7min验算最大风量：QW60X4. 0ScsScs=lcsXhcfX70% =4. 3X 1. 66X70% =5. 00m3/min681W60X4. 0X5. 00=1200m7min即风速符合要求。式中：Scb一采煤工作面最大控顶有效断面积，m3；Lb一采煤工作面最大控顶距，m；h采