山西玉和泰煤业有限公司2332作业规程幻灯片

1、2332综采工作面作业规程山西玉和泰煤业有限公司批准日期：2013年10月15日 山西玉和泰煤业规程措施审批表 第一章 概 况第一节 编制依据 一、山西玉和泰煤业有限公司矿井设计说明书，批准时间为2010年6月； 二、地测科提供的2332工作面地质说明书、2332综采工作面防治水设计； 三、通风科提供的2332工作面通风设计、2332工作面瓦斯抽放设计； 四、机电科提供的2332工作面供电设计； 五、生产科提供的2332工作面开采设计； 六、煤矿安全规程、煤矿岗位技术操作规程的相关要求； 七、临汾市煤炭安全检测检验中心对玉和泰煤业有限公司2号、3号煤层进行的瓦斯等级和煤尘爆炸性、煤的自燃倾向性

2、鉴定； 八、山西省煤矿安全质量标准化标准； 九、山西玉和泰煤业有限公司生产矿井地质报告。第二节 工作面位置及井上下关系表1：工作面位置及井上下关系表 第三节 工作面参数及煤层情况本工作面属3号煤层，顺槽长2064米，埋藏深度+593.3+697.4m，为简单结构煤层，一般含01层夹矸，以砂岩和泥岩为主，煤（岩）类型为半亮型，煤层倾角35。煤质为中灰、低硫、中热值高热值主焦煤。表2 煤层情况表 表3 煤层特征情况表 表4 煤质情况表 第四节 煤层顶底板表5 煤层顶底板情况表 第五节 地质构造 一、煤(岩)层产状要素(走向、倾向、倾角) 本井田范围总体构造表现为一倾向南东的单斜构造。据钻孔资料、巷

3、道揭露资料及地表岩层产状，井下煤层倾角为35，为近水平煤层。 二、断层、褶曲、裂隙、火成岩侵入的岩墙、岩床、陷落柱、导水性及其控制程度等参数 根据地质钻孔及掘进揭露资料，本工作面地质构造较简单，开采中将会遇到一些小断层，落差不大。没有发现陷落柱，地质构造属简单类型。 根据地测科提供地质资料，本工作面在回采时将遇到以下断层：（1）进风顺槽回采至1860米、回风顺槽回采至1840米处，遇一正断层，断层倾向为NE71，倾角为45，落差为1.7米。（2）进风顺槽回采至1555米、回风顺槽回采至1500米处，遇一正断层，断层倾向为NE75，倾角为40，落差为0.5米。（3）进风顺槽回采至1110米、回风

4、顺槽回采至940米处，遇一正断层，断层倾向为NE53，倾角为60，落差为1.6米。（4）进风顺槽回采至325米、回风顺槽回采至385米处，遇一正断层，断层倾向为NW59，倾角为45，落差为0.9米。（5）进风顺槽回采至83米、回风顺槽回采至130米处，遇一正断层，断层倾向为NW43，倾角为40，落差为0.7米。第六节 水文地质 一、巷道区域的主要水源，有影响的含水层厚度、涌水形式、涌水量、补给关系、影响程度等 2、3号煤层的直接充水含水层为K8砂岩和3号煤层顶板砂岩，砂岩裂隙较发育，但砂岩厚度较薄，地表径流条件好，接受补给条件有限，目前矿井正联合开采2、3号煤层，矿井涌水来源主要为顶板淋水，井

5、下正常涌水量为4m3/h，尽管开采2、3号煤层形成的导水裂隙带容易沟通浅层地下水，由于富水性弱，难于形成水害威胁。 二、巷道区域相邻老巷、老空积水，钻孔终孔位置、封孔质量，构造导水等，对施工安全的影响程度 井田周围各煤矿均开采山西组2、3号煤层，但采空区积水均不多。经调查，我矿及周围矿井没有越界情况，因此周围矿井的采空区积水不会对我矿安全生产构成威胁，上部2332高位抽放巷在掘进时已探过，上部无积水，因此我矿的采空区对本工作面无水害威胁，但在回采时仍要做好防、排水工作，安装好排水设施和通讯设施，做好探放水工作。 三、第四纪砂砾层水、承压水等的水量、水压及其与工作面的距离和关系，进行隔水层安全厚

6、度计算 据区域水文地质资料分析，奥陶灰岩岩溶水水位标高约为+855+861m左右，本回采区域3#煤层底板标高为+640m+745m，属于带压开采区域，但本层位与奥陶灰岩层的层间距为100米左右，并将本溪组岩层当作隔水层，经计算，奥陶灰水对本煤层开采无影响。详细计算结果见2332回采工作面防治水设计。 第七节 瓦斯情况 一、瓦斯概况 2012年3月，河南理工大学为我矿编制了山西玉和泰煤业有限公司矿井瓦斯涌出量预测(2号、3号煤层)，该矿生产能力为90万吨/年时，矿井最大绝对瓦斯涌出量为25.2042.72m/min。2012年8月，山西省煤炭工业厅综合测试中心受山西玉和泰煤业有限公司委托编制了山

7、西玉和泰煤业有限公司矿井瓦斯涌出量预测报告(2号、3号煤层)，该矿生产能力达150万吨/年时，矿井最大绝对瓦斯涌出量为39.5349.92m/min，属高瓦斯矿井。附：瓦斯等值线图 二、瓦斯含量 2332回采工作面于2013年4月26日开始预抽，2012年2月20日开始对本煤层施工钻孔进行抽采。截止2013年9月31日已完成抽采时间239天，抽采瓦斯量为214.41万m。经2013年12月份对2332取样分析，目前2332工作面瓦斯含量经测定最高值为4.96m/t，瓦斯可解析量最大为2.36m/t,残存量为2.6m/t,按照低于规定要求7.0 m/t，2332工作面已达到抽采预期效果。 三、瓦

8、斯涌出量 2332回采工作面回采时最大绝对瓦斯涌出量为24m/min。 瓦斯等值线图第八节 影响回采的其它因素表6 影响回采的其它地质因素情况表第九节 储量及服务年限一、工作面储量表7 工作面储量参数表 二、服务年限工作面长206m循环产量：20620.61.3598% =317t日产量：317985%=2425t月产量：242530=72750t可采期：10905977275015.0（月)即2332综采工作面可采期为15个月预计2332综采工作面在2013年11月25日开始试开采，至2015年2月25日回采结束。第二章 采煤方法第一节 巷道布置 一、巷道布置 工作面沿煤层倾向布置，工作面所

9、有顺槽沿煤层顶板布置。附：2332工作面巷道布置图 二、工作面运输巷表8 巷道参数表 附：2332进风顺槽断面图、2332回风顺槽断面图 2332工作面巷道布置图 2332进风顺槽断面图 2332回风顺槽断面图第二节 采煤方法及采煤工艺 一、采煤方法 根据2332综采工作面开采设计，本工作面采用走向长壁综合机械化采煤法，采空区采用全部垮落法管理顶板。 二、采高的确定 根据煤层厚度、采煤机、支架的参数，煤层强度较低，采煤机截深确定为 600mm，工作面一次采全高，采高2m，循环进度0.6m。 三、采煤工艺流程（1）煤机进刀方式：煤机在上下端头部斜切进刀,进刀距离定为30m。（2）回采工序：收护帮

10、板煤机割煤伸出前探梁降架缩回前探梁移架升架伸护帮板推移刮板输送机清理浮煤。 现以煤机从机头进刀开始运行为例说明综采割煤工艺流程：煤机割通机头返刀向机尾割煤，前滚筒割顶煤，后滚筒扫底煤，并滞后煤机前滚筒46架开始移架，滞后煤机后滚筒1015m依次向机尾方向推移刮板输送机；煤机割过后要及时伸出支架前探梁。煤机割通机尾后，推移刮板输送机至后滚筒处，煤机前滚筒降下扫底煤，后滚筒升起割顶煤，向下返刀割煤、斜切进刀，进刀后停下，再依次向机尾方向推移刮板输送机至机尾。煤机前滚筒升起割顶煤，后滚筒降下割底煤，向机尾方向割煤；割通机尾后返刀，调整前后滚筒位置，向机头方向割煤，同时滞后煤机前滚筒46架移架；拉运输

11、机机尾。重复机头向机尾工艺过程。 附：采煤机进刀示意图 采煤机进刀示意图 （3）工艺要求割煤：割煤采用MG170-410-WD型交流电牵引采煤机，采用端部斜切进刀方式，双向割煤，往返一次割两刀，自行装煤。煤机在工作面端头斜切进刀，回采时沿3#煤顶板回采，顶底板要割平，不得出现台阶，煤壁要割齐割直，不得出现留伞檐现象，要根据现场实际煤厚，使破顶、底板现象控制在最小范围内。移架：工作面移架必须配备专职人员，由技术熟练的工人操作，在割煤时采取追机移架进行及时支护顶板。当顶板破碎或片帮时,能移超前架，提前移超前架，不能移超前架的必须及时打出支架前探梁和护帮扳,并在煤机后滚筒割煤后,追机带压擦顶移架，必

12、要时停机移架。如果出现顶板冒落形成空顶，必须用坑木接顶后，方可移架。支架要移成直线，移架步距为0.6m。支架要移到位，接顶要实，支架初撑力24MPa。 移完支架后，操作手把打回零位。移架距采煤机后滚筒大于10m时，必须停机移架，决不允许空顶作业。 移架后，支架支护必须符合下列要求：1）ZY3200/12/28型支撑掩护式液压支架初撑力前立柱不低于24MPa。2）移过的支架成直线，其偏差不超50mm，中心距1.5m，其偏差不超100mm。3）液压支架接顶严实，顶梁平整，最大仰（俯）角不超过7。4）相邻支架不挤不咬，架间间隙小于200mm。5）支架端面距不大于300mm。6）支架顶梁错差高度不大于

13、支架侧护板的2/3。7）支架活柱伸缩量控制在400-800mm之间。 推移刮板输送机：在煤机割煤后，滞后煤机15m开始推移刮板输送机，并依次顺序推移刮板输送机, 严禁由两头向中部或由中部向两头推移刮板输送机，一律在刮板运输机运行中推移刮板输送机。两端头斜切进刀段，可停煤机进行推移刮板输送机。运输机只有在斜切进刀段出现缓弯曲，其它地点运输机不得有弯曲现象，必须保持平直。清理 工作面刮板运输机推过之后，要将支架底座前方、架间、架内、电缆槽的浮煤清理干净。应严格控制割煤的速度，确保运输煤量均衡，设备运转正常。 四、设备列车的移设 1、移设备列车前，必须由跟班副队长统一指挥，班长给每个职工分工明确，责

14、任到人。 2、移设设备列车前，所有电气设备必须停止供电，并安排专人检查列车前方及两侧情况，清除影响拉移设备车时运行范围内的各种障碍，处理各种隐患，理顺电缆、高压管路、卸掉卡轨器、挖出接地接等。 3、绞车拉移时，必须慢慢拉移，要先检查好绞车的稳固情况以及绳、绳卡、车与车之间的连接情况，确保无隐患时方可拉移。 4、移设列车人员站在行人过道内，严禁人员站在连接板上或列车上，以防意外事故。 5、设备列车移设尽可能以每次缆线长余60m为宜。尽可能停靠在无淋水、无片帮顶板支护完好的地段。 6、设备列车移好后，要在设备列车前后端的车轮前后采用卡轨器卡住道轨或采用16大链将每节列车锁好在道轨上，以防列车活动。

15、 五、转载机移设 1、转载机的移设在工作面输送机前移后，用单体支柱前移。 2、操作方法：机身两侧安装6个滑轮装置，在皮带机尾机身两侧安装有跑道装置。推移转载机时，使用单体支柱推动转载机前进。转载机推到位后，缓缓撤回支柱，从而完成推移转载机的全部过程。推移转载机时，必须专人操作，专人监护。在推移转载机过程中，转载机司机必须看护好小跑车运行状态，一旦发现问题，停止推移转载机，待处理好后再继续作业。 3、转载机前移后，进行移设端头支架。 六、各工序安全注意事项 1、采煤机司机、支架工、各岗位司机严格执行煤矿工人技术操作规程的有关规定。 2、采煤机割煤时，超前采煤机前滚筒3架收回支架护帮板。支架顶梁上

16、有浮矸时必须及时将浮矸清理干净。 3、当开动的采煤机距机头(机尾)小于20m时，严禁人员在机头(机尾)作业或逗留。第三节 设备配置表9 工作面设备配置表 1、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1.5-2.0；2）设备运输能力大于配套生产能力；3）设备寿命大于配套设备工作寿命；4）设备可靠性大于配套工作可靠性；5）外围环节配套能力大于工作面配套生产能力； 根据设备运输能力和落装煤能力的大小依次排序为：胶带运输机刮板输送机采煤机。 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

17、力，供水压力与流量必须满足采面设备要求；电气设备必须灵活可靠，满足各用电设备要求。皮带机布置在2332进风顺槽内，作为主要运输设备，设备列车布置在2332进风顺槽，放在轨道上，由工作面向外依次为绞车、工具箱、泵站、开关、控制台、移变、电缆车、回柱绞车。 2、配套设备情况1）采煤机选用鸡西煤矿机械厂生产的MG170/410型交流电牵引采煤机，该煤机总体结构为多电机横向布置，牵引方式为机载式交流变频无极调速的强力销轨式无链牵引，电源电压为1140V，以PLC控制，并能中文显示运行状态、故障检测。2) 液压支架选用山东矿机制造有限公司生产的ZY3200/12/28型支撑掩护式液压支架。3）选用山西煤

18、机厂生产的SZG-630/400型刮板输送机，采用双中链布置。4）转载机选用山西煤机厂生产的SZB-730/75型桥式转载机，该机采用拖移系统。5）乳化液泵选用无锡煤矿机械厂生产的BRW200/31.5型乳化液泵站。该泵采用轮胎式联轴器。具有抗折、耐磨、耐扰曲等特点。6）组合开关是由山西长治市防爆电器有限公司的QBZ-1260/1140(660)-4,其控制负荷大，多驱动器可供选择，液晶显示，灵活可靠。7）工作面选用盐城威达变压器制造有限公司生产的干式防爆变压器KBSGZY-800/10/1.2型3台，供给采煤机、工作面运输机、转载机、乳化液泵站胶带运输机、照明综保、25KW绞车、14H回柱绞

19、车、排水泵全部负荷等。变压器两侧配备济源市电器设备制造有限公司生产的高、低压开关。8）输送带型号为DSJ100/63/275,采用拖移机尾系统。3、设备特征表 表10 采煤机技术特征表 表11 液压支架基本架技术特征表 表12 工作面刮板输送机技术特征表表13 转载机技术特征表 表14 乳化液泵站技术特征表表15 组合开关QBZ-1260/1140(660)-4技术特征表 表16 移动变压器技术特征表 表17 胶带运输机技术特征表工作面设备布置图 第三章 顶 板 管 理第一节 顶板支护设计 一、顶板管理的方法 工作面采空区用全部垮落法管理顶板，顶板控顶采用液压支架支护顶板，两巷超前采用单体液压

20、支柱配合铰接梁加强支护。 二、支架选型 2332综采工作面安装ZY3200/12/28型液压支架138架，选用ZY3200/12/28型液压支架的初撑力为2616KN，工作阻力为3200KN,支架设计支护强度G=0.510.58MPa。顶板冒落带产生的压强为：p=k* g* r* M* cosaP-支护强度 KN/m2k-采高系数 7g-重力加速度 9.8m/s2r-围岩容重 2.7t/m3M-采高 2 m-煤层倾角 5p=k* g* r* M* cosa=79.82.72cos5368.96（KN/m2） 每架支架所需支撑上覆岩层的压力为 F=p*a*LF-每架支架所需支撑上覆岩层压力P-支

21、护强度 KN/m2a-支架宽度 1.5mL-最大控顶距 5.454mF=p*a*L=368.961.55.454=3018.47KN液压支架提供的工作阻力为3200KN/架，故支架支护强度满足要求。 2、支架支护顶板的基本要求割煤后，及时移架，支护新暴露的顶板，减少顶板暴露面积，以防造成片帮、漏顶、冒顶事故。支架的初撑力24MPa，支架顶梁要与顶板呈面接触。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。支架端面距大于300mm要及时移超前架或打出伸缩梁,确保支护质量和控顶效果。降架时，掌握好降架高度（降架100mm），做到少降快移，严禁多降慢移。顶板破碎、端面距大于1000mm时

22、，用半圆木或11#工字钢架设在支架前梁上进行超前过棚（每架2根）护顶，支架上方空顶高度超过0.5m，面积超过1m2要用半圆木进行打木垛接顶。接顶前要将冒顶区域上下部的支架进行补压，工作阻力不得小于24MPa。第二节 工作面顶板控制 1、端头和出口支护 工作面上下出口必须安全畅通，高度不低于1.8m，行人宽度不小于0.8m。工作面上下端头各采用2架特制端头液压支架支护顶板。 工作面下端头在1#架下侧支设跨工作面运输机机头的铰接梁走向棚，一梁一柱，梁要相互铰接，走向棚与支架、转载机间距不大于0.2m, 铰接梁头尾并列扶设，向老塘侧扶至切顶线，向煤壁扶棚超前2架。工作面上端头在130#架上侧支设跨工

23、作面运输机机尾的铰接梁走向棚，一梁一柱，走向棚与支架间距部不大于0.2m, 铰接梁头尾并列扶设，向老塘侧扶至切顶线，向煤壁扶棚超前2架。进风顺槽下帮的超前、回风顺槽的超前，要一直延续到放顶线处作为端头支护。在煤机割到端头前及时将铰接顶梁接到超前2.4米的位置，不得提前拆除超前支护，确保铰接梁的尾端与上、下端头支架后尾梁孔成直线。上下端头巷尾老塘侧切顶线处扶双排切顶丛柱，支柱间距不大于0.5m，并在靠近切顶线的支柱旁支设戗柱或扶戗棚。单体采用DZ25/100型，支柱初撑力不低于90KN，当单体钻底量大于100mm时，单体要垫木鞋或改穿铁鞋。戗柱或戗棚支柱的扎角为7080度。 2、上下顺槽超前支护

24、 上顺槽、下顺槽支设双排超前支护，自煤壁向外不小于20m距离，人行道高度不低于1.8m，行人宽度不小于0.8m；超前支护采用单体液压支柱配合铰接梁齐梁式支设，一梁一柱。进风顺槽上帮的超前支护与转载机里帮相距不小于0.2m，进风顺槽下帮的超前支护，距离下帮0.6m。回风顺槽上帮一排超前距帮0.8m，下帮支护距帮不小于1.0m。如上下顺槽矿压显现增大，要在切顶线位置增设特殊支护，并在巷道受压较大处加强支护，并另行补充专项安全技术措施。巷道超高地段要用半圆木、道木接实顶板，打密集支柱，保证支柱支护高度不超过单体活柱行程。单体采用DZ25/100型，初撑力不低于50KN，当单体钻底量大于100mm时，

25、单体支柱要垫木鞋或改穿铁鞋。所有单体支柱三用阀卸液口朝向采空区。单体要拴防倒绳，使用2的钢丝绳，拴在单体三用阀上部。两道超前20m范围内不得存放备用材料、配件或设备。 附：2332工作面支护示意图 2332工作面支护示意图 3、上下顺槽隅角放顶管理 工作面上、下隅角放顶采用人工回料，必要时配合机械回料。每天三班安排专人对上下端头的顶、帮退锚，严禁不退锚。上下顺槽采空区顶板冒落不充分时，要沿放顶线内侧打双排切顶柱和戗柱，支柱迎山有力。上、下隅角悬顶面积超过25，特殊情况不能强制放顶时，要在上下隅角放顶线处打密集丛柱，密集丛柱八根一组，均匀沿切顶线支设。 4、备用支护材料及存放： 为维持正常生产，

26、回风顺槽必须备有一定数量的常用支护材料：表18 备用支护材料表材料存放在超前向外30m外的安全地带，靠一帮码放整齐且不超过巷道宽度的三分之一，不得影响通风、行人和运输。备用材料的数量在特殊需要时可适当增加。 5、工作面最大最小控顶距的确定 工作面最大控顶距为5454mm，最小控顶距为4854mm；放顶步距600mm。 附：工作面支护控顶示意图第三节 矿 压 观 测 1、观测内容a工作面支架阻力观测。b工作面超前支承压力观测。c工作面煤壁片帮观测。d巷道变形观测。 2、矿压观测方法（1）工作面支架阻力观测 工作面支架液压载荷工作阻力测定，在工作面支架内每个支架安装2块压力表。 （2）工作面超前支

27、承压力观测 工作面超前支护单体由质量验收员每天进行一次压力观测，并将数据记录在专用记录本中备查。（3）工作面煤壁片帮观测由工作面质量验收员现场观测。根据观测情况及时调整支架。（4）巷道变形观测在超前支护范围内对巷道顶底板移近量进行观测。在运输、回风顺槽内对原掘进时的顶板离层仪进行观测，每周观测一次并记录。顶板离层仪每50米一组。 3、工作面支护质量监测（1）监测内容：工作面支架初撑力、煤壁片帮值、采高、端面距等，顺槽单体支柱初撑力、超前支护质量等。（2）由生产技术科不定期对工作面和顺槽支护质量进行动态检查，对存在的问题由工队限期整改。第四章 生 产 系 统第一节 运 输1、运煤系统 工作面煤炭

28、由工作面刮板运输机、顺槽转载机、顺槽胶带输送机、皮带巷大皮带、主煤仓经主井提升机运到地面煤仓，线路如下： 2332工作面2332进风顺槽集中皮带下山主煤仓主井箕斗地面。 2、材料运输系统 采用矿车运输材料及设备。 运输线路如下： 地面副立井副井底车场轨道大巷六横贯2332回风顺槽2332工作面。 附：2332工作面运输路线示意2332工作面运输路线示意 第二节 “一通三防”与安全监控 2332综采工作面选用“U”型通风系统。瓦斯治理主要采用地面永久瓦斯抽放泵通过铺设在上部高位抽放巷密闭墙处的抽放管路及本煤层预抽进行抽排。管路采用螺旋钢管，管径分别为529mm和219mm的管路进行抽放。工作面经

29、过预抽，“预抽采达标”以后，通过风排和上部高位抽放巷抽放以及高位抽放钻场抽放解决工作面瓦斯问题。一、通风系统1、正常生产工作面的通风系统：新鲜风副立井井底车场轨道下山2332运输顺槽2332工作面2332回风顺槽2#回风大巷回风立井地面。附：2332工作面通风系统图 2332工作面通风系统图 2、抽采系统正常生产工作面的抽放系统：高负压抽放系统：本煤层瓦斯（或高位钻场瓦斯）工作面回风巷的直径219mm高负压抽放管道2#回风巷的直径325mm高负压抽放管道回风立井的直径520mm高负压抽放管道地面抽放泵站排空低负压抽放系统：采空区瓦斯上部高位抽放巷口埋设的529mm瓦斯抽放管道2#回风巷的直径5

30、29mm抽放管道回风立井的直径720mm低负压抽放管道地面抽放泵站排空 附：2332工作面瓦斯抽放系统图 2332工作面瓦斯抽放系统图 二、工作面风量配备 A、2332工作面瓦斯涌出量预测 2332综采工作面一次采全高，平均采高2m。 根据2332掘进期间及2332工作面的瓦斯涌出情况预计，2332工作面瓦斯绝对涌出量为24m3/min，但考虑到2332工作面铺设瓦斯管路进行抽放，按最低抽采率70计算，工作面抽放瓦斯量为16.8m3/min，风排瓦斯为7.2m3/min。 B、工作面风量计算：1、采煤工作面按气象条件确定需要风量，其计算公式为：Q采=Q基本K采高K采面长K温 （m3/min）

31、式中: Q采采煤工作面需要风量，m3/min；Q基本不同采煤方式工作面所需的基本风量，m3/min。K采高采煤工作面采高调整系数K采面长采煤工作面倾斜长度调整系数K温采煤工作面温度调整系数Q基本=60V采S采max70% （m3/min） 式中：V采采煤工作面适宜风速，取V采1m/s；S采max采煤工作面最大控顶时净断面积，m2。S采max=采煤工作面最大控顶距工作面实际采高输送机、支架(支柱)、梁子等所占的面积(m2)计算得取10m2。 Q基本=60V采1S采max70%=6011070% =420m3/min Q采=Q基本K采高K采面长K温=4201.511=630m3/min 2、按工作

32、面瓦斯涌出量计算：根据煤矿安全规程规定，按采煤工作面回风流中瓦斯浓度不超过0.8的要求计算：Q采=125q采CH4K采CH4 （m3/min） 式中：Q采采煤工作面实际需要风量，m3/min； q采CH4采煤工作面回风巷风流中日平均瓦斯绝对涌出量 m3/min；根据2329采面回采期间的瓦斯涌出情况，预计2332回采期工作面回风巷风流中日平均瓦斯绝对涌出量7.2 m/min。K采CH4采煤工作面瓦斯涌出不均衡系数。100采煤工作面回风流中瓦斯浓度不超过0.8%所换算的常数。Q采=125q采CH4K采CH4 =1257.21.2=1080m3/min 3、按工作面温度计算：Q采= 60V采S采

33、= 60110=600m3/min式中：Q采 工作面配风量， m3/min；V采 工作面风速,工作面温度1820时取1m/s；S采 工作面平均断面积，m2;4、按工作面最多人数计算实际需风量：Q采 =4N = 457 = 228 m3/min式中：Q采 工作面配风量, m3/min;N 工作面同时最多人数；5、按炸药使用量(吹散炮烟)计算 Q=10A=1010=100 m3/minA 一次放炮最多需用炸药量取10 综上所述，取最大值1080m3/min为2332工作面所需风量。6、采场风速验算：工作面断面积：Smin=LHK=4.85420.7=6.8m2L-工作面最小控顶距，取值4.854m

34、H-工作面采高，取值2mK-工作面断面系数，取值0.715S采平均Q采240S采平均156.8=102m3/min 10802406.8=1632m3/min工作面配风1080 m3/min满足安全规程的要求。 三、供水和防尘系统1、供水系统回风顺槽：地面高位水池主立井轨道下山2332回风顺槽2332工作面。运输顺槽：地面高位水池主立井轨道下山2332运输顺槽2332工作面。2、防尘系统 、管线布置 回风顺槽：铺设3寸进水管一路，每隔50m设一个三通阀门，外接软管用于消防和巷道防尘，以及供水施救、水幕、隔爆水袋用水。 进风顺槽：铺设3寸进水管一路，每隔50m设一个三通阀门，外接软管用于消防和巷

35、道防尘。同时供给乳化液泵、刮板运输机冷却水，顺槽皮带、刮板运输机、转载机冷却用水，以及各卸煤转载点喷雾、水幕、隔爆水袋、供水施救用水。 、防尘降尘措施 根据煤样分析煤层含水量小于5%，回采前要先进行注水，注水完成后含水量不小于4。 采煤机内外喷雾降尘：要求采煤机内外喷雾完好、雾化程度高，特别是喷雾能够封闭产尘全部点位。故必须做到以下几点： a、加强采煤机内外喷雾系统的管理，每天检修维护，保证喷嘴完好不堵塞； b、采煤机内外喷雾安装过滤装置； c、采煤机内外喷雾由两路25mm的高压胶管从顺槽主干管路供水，外喷雾压力不低于1.5Mpa，内喷雾压力不低于2Mpa。 液压支架喷雾装置，必须完好并正常使

36、用。 在2332两道距工作面不大于30m处，各安设两道风流净化喷雾，确保喷雾封锁巷道全断面； 转载点喷雾 各转载点喷雾均设手动喷雾装置，要求灵敏可靠，雾化程度高，能覆盖产尘全部位。 洒水降尘 工作面进、回风顺槽每天冲尘一次，工作面及转载机生产班每班冲尘一次。 个体防护 工作面及回风侧所有作业人员均应佩戴防尘口罩。 粉尘测定 按规定要求布置测点，每月监测一次粉尘浓度。 在上下顺槽距工作面60200m范围内各设一组隔爆水袋棚，排距:1.2m，间距:0.1m，高度:距底板1.8m，水量:运输巷3.6*2.4*200=1728L，回风巷3.6*2.4*200=1728L，棚区长度20m。 隔爆水袋吊挂

37、要求：（1）水袋吊挂要整齐。吊挂时每排3个；（2）注水量要充足，达到水袋的设计容量；（3）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。（4）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。（5）水袋要标号管理。3、管理范围：工作面转载机以内由工队负责，转载机以外由矿通风队负责。四、防灭火系统 当工作面月推进度小于60米或工作面回风流中及回风隅角有CO涌出等煤层自燃发火迹象时，现场根据实际情况，由通防队另行编制具体方案并施行。 五、安全监测监控系统 1、监控分站及电源的设置 在六横贯安装监控分站1台，该分站接 2332回风巷的各传感器；电源1台，电源取自

38、五横贯变电所。在2332进风巷安装监控分站2台，该分站接2332进风巷的烟雾传感器、一氧化碳传感器、开停传感器；电源2台，电源取自五横贯变电所。 2、甲烷传感器的设置 在2332工作面共设置5台甲烷传感器，安装地点如下：在工作面上隅角安装工作面风流甲烷传感器T0；距工作面上出口小于10 米处安装工作面风流甲烷传感器T1；距回风巷回风口10-15m处安装回风甲烷传感器T2；在混合回风流下风侧10-15m范围内安装甲烷传感器T8；在回风巷中部安装甲烷传感器T9。 3、其它传感器的设置 在2332工作面回风巷口上风侧1015m处设置一氧化碳传感器1台，温度传感器1台；在2332回风巷测风站处安装风速

39、传感器1台；在2332工作面进风侧总控开关处安装断电器1台；2332进风一部皮带滚筒下风侧10-15米处安装一氧化碳传感器1台、烟雾传感器1台；2332进风二部皮带滚筒下风侧10-15米处安装一氧化碳传感器1台、烟雾传感器1台；2332进风三部皮带滚筒下风侧10-15米处安装一氧化碳传感器1台、烟雾传感器1台；2332工作面进风侧总控开关处安装开停传感器1台；在2332带式输送机开关负荷侧安装设备开停传感器1台；在2332回风巷风门处安装风门传感器2套，声光报警器1台，在监控分站处安装声光报警器各1台。 4、在采煤机上设置便携式甲烷检测报警仪，当采煤机附近瓦斯浓度达到0.8%时，发出声光报警。

40、 5、监控设备的安装要求（1）井下监控分站应安装在便于人员观察、调试、检验，且围岩稳固、支护良好、无滴水、无杂物的进风巷道或硐室中，安装时应垫支架或吊挂在巷道中，使其距巷道底板不小于300mm；（2）甲烷传感器应垂直悬挂在瓦斯等有害气体与新鲜风流混合均匀且风流稳定的地方，距巷壁应不小于200mm，距顶板应不大于300mm；（3）一氧化碳传感器应垂直悬挂，一氧化碳等有害气体与新鲜风流混合均匀的位置，距巷壁应不小于200mm，距顶板应不大于300mm；（4）烟雾传感器应垂直悬挂，距巷壁应不小于200mm，距顶板应不大于300mm；（5）温度传感器应垂直悬挂，不影响行人和行车，安装维护方便、风流稳定

41、的位置，距巷壁应不小于200mm，距顶板应不大于300mm。6、甲烷传感器每7天用标准气样调校一次，每7天对甲烷超限报警断电功能进行一次测试,保证其正常工作。一氧化碳传感器每十五天送校验中心进行一次校验,保证其正常工作；温度传感器、风速传感器每一个月送校验中心进行一次校验,保证其正常工作。甲烷传感器每7天用标准气样调校一次，每7天对甲烷超限报警断电功能进行一次测试,保证其正常工作。7、监控主机安设在矿调度室，调度室值班人员要随时观察监测数据，发现问题及时处理。安全监控监测数据表 六、人员管理系统及通讯系统 1、井下作业人员管理系统设备的布置 在2332工作面共设置4台移动目标识别器，安装地点如

42、下：2332回风巷口10-15m处安装1台、2332回风巷距工作面切眼处小于50米处安装1台；2332进风巷口10-15m处安装1台、2332进风巷距工作面切眼处小于50米处安装1台；移动目标识别器应安装在便于人员观察、调试、检验，且围岩稳固、支护良好、无滴水、无杂物的进风巷道或硐室中，安装时应垫支架或吊挂在巷道中，使其距巷道底板不小于300mm； 2、通讯联络系统设备的布置 在2332综采工作面共设置4台固定电话，安装地点如下：2332回风巷口处安装1台、2332回风工作面处安装1台；2332进风巷口处安装1台、2332进风巷工作面处安装1台；固定电话应安装在便于人员观察、调试、检验，且围岩

43、稳固、支护良好、无滴水、无杂物的进风巷道或硐室中，安装时应垫支架或吊挂在巷道中，使其距巷道底板不小于300mm；在运输顺槽胶带机头安装磁力启动器开关，用操作按扭启动。运输顺槽的皮带机头前方安装一部视频监控摄像头，用于矿调度室监控工作面生产状况。工作面每15米安设一部语音信号。2332工作面监测监控系统图 七、压风自救、供水施救系统 压风系统：风源来自地面压风机房；供水系统：来自地面水池。 地面压风机（150mm）-井筒（150mm）-轨道大巷（150mm）-皮带大巷（75mm）-2332回风顺槽（75mm）-最前头使用l寸胶管接入工作面用风设备。风压0.8Mpa, 工作面风压最小0.4 Mpa

44、，长度2000米。巷道开口位置及工作面前头40m以内，各安装压风自救、供水施救装置，型号为：YZJ（C），其余每200m安装一台压风自救装置。第三节 排 水一、2332工作面水仓、水泵、管路及配电设备的要求 1、2332进、回风顺槽各安装一趟2寸排水管路。水泵选用排水能力20 m3/h的水泵，扬程要求300米以上，型号为BQS200-300-45水泵。 2、进风顺槽内皮带机头段施工一个水仓，水仓容量不小于10m3。水仓上部必须有盖板。水泵、水仓、排水管路、开关等设备均要编号管理，水仓内要有仓容量及水泵型号、水泵功率等标志牌。因工作面为上山推进，回风顺槽内水直接排入采空区。二、排水路线 (1)2

45、332进风顺槽排水管路皮带巷采区水仓主水仓地面。 (2)2332回风顺槽排水管路工作面采空区。 三、采区水仓要求1、进风顺槽水仓，安装两台排水能力20m以上、扬程100米以上的水泵，安装一趟2寸排水管路将水直接排至轨道大巷排水沟中。2、采区水仓必须按煤矿安全规程要求配备独立的配电设备，有工作、备用水泵能力符合煤矿安全规程要求，排水能力必须大于预计涌水量2倍，水仓必须满足工作面两小时涌水量需要；工作、备用水泵必须保持完好，运转正常；必须有工作、备用管路；配电设备应与工作、备用水泵相适应，并能够同时开动工作和备用水泵。3、水仓入口处必须设置防护栅栏，水沟上必须有盖板；各种电气设备保护装置齐全。水仓

46、入口处应设置箅子及沉淀池，水仓的空仓容量必须经常保持在总容量的50%以上；沉淀池中的淤泥应及时清理。附：2332工作面排水系统图2332工作面排水系统图 第四节 供 电一、供电系统 矿井高压供电设计原则：双回路电源，一用一备，当任一回路发生供电故障时，另一回路能负担矿井全部负荷，两回路上都不得分接任何负荷，功率因数不低于0.9，尽量采用无功自动补偿系统。选用微机开关及微机保护电动操作，已实现控制测量，巡回监视运行。一级负荷按照相关规定采用双回路供电。 2332工作面供电由五横贯中央变电所91#高保出了一路10KV高压直接配到采面变电所内一台变压器（KBSG-800/10/1.2)，供采煤机、水

47、泵和顺槽皮带使用，从该变压器电源侧引出电源线到工作面另一台变压器（KBSG-800/10/1.2），所用高压电缆（MYPTJ335316JS）全长1200m。供乳化液泵站、工作面刮板输送机、转载输送机、回柱绞车、水泵使用。设备列车上，有总馈电开关1台（KBZ-400/1140），电压等级为1140V组合开关QBZ-1260 1台，启动器1台（QBZ-200/1140）照明信号综保一台（ZBZ-4.0M）。另外由临时变电所一路10KV高压到采面配电点（KBSG-800/10/1.2)变压器上。作为备用使用。具体各变压器的负荷分配见2332工作面供电系统图。二、2332工作面供电系统图 三、233

48、2综采工作面电缆选型计算：(一)高压电缆截面选择：1、按移变容量计算电缆最大工作电流：移变总容量：S总=1600KV/A电缆最大长时工作电流为： Imax=92.4A查表选用MYJV22-6-10KV型、10KV的矿用电缆，其长时允许工作电流为130A，大于（最大工作电流），电缆长度为 1100m，符合要求。(二)高压电缆截面选择：1、按移变容量计算电缆最大工作电流：移变总容量：S总=800KV/A电缆最大长时工作电流为： Imax=46.2A查表选用MYJV22-6-10KV型、10KV的矿用电缆，其长时允许工作电流为130A，大于（最大工作电流），电缆长度为 1100m，符合要求。 2、电

49、压损失校验：高压配电线路允许电压损失取5%，则Uy=5%Ue=5%10000=500V线路实际电压损失为：U=56V式中：L . 电缆长度，m； D . 电导率，铜取53； S . 电缆截面，mm2U（56V）Uy=500V，电压损失符合要求。3、按短路时热稳定条件校验高压电缆截面： tj瞬时动作时间，取0.25c热稳定系数，铜芯电缆取93.4Id（3）三相短路电流，查表短路容量为75MVA，短路电流为10kv时取7200A。根据以上计算，高压电缆选择合格。 (三)低压电缆截面选择：1、支线电缆截面选择：支线电缆截面是按满足机械强度要求的最小截面来选择，再按长时允许工作电流来校验，因此支线电缆

50、选择结果如下：2、1号变压器电压损失：A：变压器电压损失：查移变目录表可知：Rb=0.0135,Xb=0.1072,该变压器的KX=0.5, cosdj =0.7(tgdj =1.02)故变压器电压损失为Uz=43V支线电压损失乳化液泵站：UZ=1.2V顺槽皮带：UZ=1.5V根据1140V电压损失不超过5%：UZ=43+1.2+1.5=45.7V 11400.05=57V1140V支路电压损失合格 B:变压器电压损失：查移变目录表可知：Rb=0.0135,Xb=0.1072,该变压器的KX=0.5, cosdj =0.7(tgdj =1.02)故变压器电压损失为 Uz=43V支线电压损失转载

51、机路：UZ=2v刮板输送机：UZ=5V根据1140V电压损失不超过5%：UZ=43+2+5=50V 11400.05=57V1140V支路电压损失合格 C:变压器电压损失：查移变目录表可知：Rb=0.0135,Xb=0.1072,该变压器的KX=0.5, cosdj =0.7(tgdj =1.02)故变压器电压损失为Uz=43VD:支线电压损失煤机路：UZ=10v顺槽皮带：UZ=1.5V根据1140V电压损失不超过5%：UZ=43+10+1.5=54.5V 11400.05=57V1140V支路电压损失合格; 采煤机：支线电缆选用两根MCP型95mm2、1140V的煤机专用电缆，其长时允许工作

52、电流为2*260A，大于煤机额定工作电流311A，电缆长度为230米。乳化泵：支线选用MYP型50mm2、1140V的矿用电缆，其长时允许工作电流为173A，大于电机额定工作电流143.75A，支线长度均为20m。工作面刮板机：支线选用两根MYP型35mm2、1140V的矿用电缆，其长时允许工作电流为138A，大于电机额定工作电流121.6A，支线电缆长度为150m。转载机：支线电缆选用MYP型35mm2、1140V的矿用橡套软电缆，其长时允许工作电流为138A，大于电机额定工作电流58A，长度为20米。第五节 照明、通信和信号 一、照明 工作面每10架必须安装一盏矿用防爆照明灯，照明灯安装在

53、支架顶梁安全位置，达到机电完好标准，严禁失爆。 二、通讯 （1）在进风顺槽胶带机头安装磁力启动器开关，用操作按扭启动。 （2）在进风顺槽设备列车处、运输顺槽转载机头、运输顺槽皮带机头、回风顺槽等处各安设一部直通调度室的电话。 （3）进风顺槽的皮带机头前方安装一部视频监控摄像头，用于矿调度室监控工作面生产状况。 （4）工作面每15米安设一部语音信号。第五章 劳动组织及主要技术经济指标第一节 劳动组织工作面采用“四、六”工作制，三班生产，一班检修,循环进度:0.6m。劳动组织（出勤表）第二节 循环作业生产能力计算如下： 循环产量：20620.61.3597% =317t 日产量：317985%=2

54、425t 月产量：242530=72750t可采期：109046972750 =15.0（月)2332作业循环图表 第三节 主要技术经济指标表21 主要技术经济指标表第六章 煤 质 管 理保证煤质的措施1、回采时严禁割底或割顶板，根据煤层变化及时调整采高。遇断层时，煤层变薄，尽可能降低采高。2、支架工移架应遵循少降快移的原则，及时移架，及时护顶。3、加强断层处顶板管理，防止漏、冒顶事故，顶板掉落的矸石及时置入老塘。4、控制好顶板水，按规定防尘喷雾。严禁工作面无节制用水，严禁运输机上积水，做到停机必停水。5、采煤机、运输机停止运转及时关闭电机冷却水和喷雾防尘水。6、严禁将清理的杂物混入煤流，已混

55、入的及时拣出。7、煤仓上口要安设300mm*300mm的铁篦子，并设专人管理，防止大块矸石和木料等杂物进入煤仓。8、工队对煤质的管理，当班安全验收员负责现场的煤质管理、监督、考核工作。第七章 安全技术措施第一节 一般规定1、作业规程是指导区队安全生产的指导性文件,必须每月组织职工学习一次,做到有活动、有记录。2、本规程仅涉及与工作面安全生产密切相关的部分,未尽事宜按照煤矿安全规程和煤矿工人技术操作规程执行。3、凡是本规程前面部分已经明确了的内容，一般不再次重复。4、工作面开始回采前，对职工进行一次作业规程贯彻并考试，要贯彻到每个职工，并有记录。所有职工经考试合格后方可入井作业。5、各级领导部门

56、齐抓共管，对待威胁安全的问题，坚持“四不生产”、“四不放过”的原则，一抓到底。6、新工人进面工作，要在老工人师傅的带领下，实习六个月后才能单独操作设备。非本工种人员不得随意操作该设备。7、人员进入工作面严格执行敲帮问顶制度，做到三不伤害，做好自保、互保、联保工作。8、各岗位工种都必须持证上岗，按章操作。第二节 顶 板一、初次来压及周期来压期间的顶板管理：1、加强工作面顶板管理，移架时要及时迅速，片帮严重、端面距较大时，及时把护帮板打出支护梁端顶板，或者移超前架支护。顶板破碎时，要紧跟煤机前滚筒立即移架，保证顶板完整，防止支架前梁漏、冒顶，必要时采取使用半圆木或铺网措施处理。相邻支架顶梁要升平，

57、不得出现明显的高低差，空顶处及时接顶并达到规定要求。支架工与煤机手要配合好，不得出现煤机滚筒割支架前梁或护帮板等现象。2、支架必须达到初撑力要求（24MPa），保证顶板的完整，杜绝顶板来压对支架影响。3、工作面要严格控制好层位和采高，跟顶板回采。二、冒顶的预防及处理措施1、严格控制工作面采高，严禁超高，加强工作面工程质量。支架接顶要严实，初撑力达到要求。因顶板破碎或压力较大造成工作面漏、冒顶要及时做超前支护，届时另补充措施。2、顶板破碎带及片帮严重漏顶、要及时把支架护帮板打出进行临时支护，能过超前架时，必须先移超前架，再打开护帮板支护，必要时应采取局部铺网、上半圆木护顶以及靠煤帮打倾向架棚等措

58、施，防止冒顶扩大。3、发生顶板冒顶较大时，立即停止割煤机和工作面运输机，待顶板稳定后，确认无扩大趋势时方能处理冒顶。 4、当发生冒顶无法控制；及时制定处理冒顶措施，班长口头传达处理施工方法。班长必须专门抽调有经验的老工人进行处理并设专人观察顶板。处理冒顶过程中，冒顶区上下15m范围内不得进行移架或进行其他与处理冒顶无关的作业。5、处理冒顶主要是采用架设半圆木挑棚接顶,接封顶要严实，支架要卡牢煤帮，要根据现场情况和位置打好贴帮柱。割煤时要根据现场情况分别把支架升足劲，将贴帮柱替掉。必要时使用11#工字钢垂直煤壁支设走向金属棚，支架前梁挑住外露工字钢对顶板进行超前支护。6、发生重大冒顶事故，处理时

59、间一个班以上时，另行编制补充措施进行处理。三、防片帮措施1、防止片帮伤人，移架人员必须在支架箱内面向煤壁操作支架，严禁身体探入刮板运输机挡煤板内或脚蹬液压支架底座前端操作，移架人员不得单独作业，要求一人移架，另一人在其它支架内监视周围安全及移架情况。煤机运行方向的护帮板及时收回，在支架内注意观察煤壁的状况，煤机割过后，及时移架，护帮板调整到护帮状态，防止煤壁片帮的煤块进入支架内伤人。2、煤机割煤时，上下10m范围内的人员必须躲在支架架箱内，防止飞溅出的煤块和片帮的煤体滑落伤人。3、片帮严重地段要及时移超前支架，把支架升足劲；并用护帮板挤牢煤壁，如造成梁端距超过规定，要打出护帮板临时支护新暴露的

60、顶板，严防空顶。4、正常作业时，人员不许跨越电缆槽进入煤壁区作业，当检修煤机、刮板运输机、铺网等工作，人员确需进入煤壁和跨过电缆槽作业时，首先用长把工具找掉煤帮和顶板上的危矸，煤机停电并打开离合器，运输机停电闭锁，保证支架支护到帮，并用护帮板挤紧煤壁，并设专人监护顶板。煤机进刀处，支架端面距超过规定，要在支架前梁上用半圆木支设挑棚支护前梁顶板，每架两棚。压力大时，要在挑棚前端用单体支设护帮柱。 第三节 一通三防及安全监控一、防瓦斯安全措施1、管理人员及维护工、采煤机司机下井必须配戴便携式瓦检仪。2、瓦检员每班必须按规定检查工作面及上隅角瓦斯浓度。3、回风巷打超前维护时，严禁损坏甲烷传感器及专用