东1102综放工作面回采作业规程doc

靖远煤业有限责任公司回采作业规程矿名：魏家地煤矿工作面名称：东1102综放工作面回采单位：综放二队编制日期：二〇一一年十二月编审人员签名编制人员会审意见：编制依据：《东1102综放面回采作业规程》依据新的《煤矿安全规程》、《煤矿安全技术操作规程》、《煤矿安全质量标准化标准》、《靖远煤业有限公司回采作业规程（样本）》及《东1102工作面回采期间危害因素评价报告（地质部分）》、《东1102综放工作面安全开采及灾害防治技术方案》、《东1102综放工作面设计》、《东1102综放工作面回采地质说明书》而编制。目录第一章工作面位置及地质情况第一节工作面位置及井上下关系┄┄┄┄┄┄┄1第二节煤层赋存及顶底板情况┄┄┄┄┄┄┄┄1第三节地质构造┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄3第四节水文及瓦斯地质情况┄┄┄┄┄┄┄┄┄4第五节影响回采的其他因素┄┄┄┄┄┄┄┄┄5第二章采煤方法第一节巷道布置┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄5第二节设备配备┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄6第三节回采工艺┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄6第四节储量及可采期┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄8第三章顶板控制第一节工作面顶板控制┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄10第二节两道及上下端头顶板控制┄┄┄┄┄┄┄11第三节矿压及支护质量综合监测┄┄┄┄┄┄┄11第四章生产及辅助系统第一节运输┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄14第二节通风、降尘┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄15第三节压风、排水┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄22第四节供电┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄23第五节注氮、灌浆┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄24第六节照明与通讯┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄25第七节安全监测┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄25第八节工作面区域解突情况┄┄┄┄┄┄┄┄┄28第九节瓦斯抽放┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄30第五章劳动组织及技术经济指标第一节劳动组织┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄31第二节作业循环┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄32第三节主要技术经济指标┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄33第六章安全技术措施第一节试运转、初采初放、末采安全技术措施┄33第二节运输顺槽设备移动安全技术措施┄┄┄┄36第三节防水、火、瓦斯、煤尘安全技术措施┄┄37第四节顶板控制安全技术措施┄┄┄┄┄┄┄┄42第五节工作面机运设备管理措施┄┄┄┄┄┄┄44第六节煤质管理措施┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄50第七节其它安全技术管理措施┄┄┄┄┄┄┄┄51第七章避灾路线┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄53第一章工作面位置及地质情况第一节工作面位置及井上下关系煤层名称一煤层水平名称1070采区名称东一采区工作面名称1102地面标高（M）1665～1698工作面标高1182～1245地面位置工作面地表为山间丘陵和农田，部分丘陵基岩裸露，小冲沟发育,无民用建筑物。工作面东段靠近切眼150m范围为农田。井下位置及四邻采掘情况工作面南部为未采动一煤层F1-2断层组构造影响带；北部为未采动的原始一煤层；西部为西一、东一采区东边界煤柱；东部为东一采区东边界煤柱。可采走向长(m)920倾斜长(m)135面积(㎡)124200煤层总厚(m)5～39.88m煤层可采厚度（m）5～36.69平均可采厚度（m）11.226.2煤层结构复杂，夹矸1～7层，厚度0.32～7.01煤层倾角(°)0～25采高(m)3放煤高度（m）8.2采放比1：2.73工作面基本情况表1-1第二节煤层赋存及顶底板情况1、煤层情况工作面开采范围内的煤层基本为单斜煤层，工作面开采面积的3/4布置在F1-2断层组构造影响带内，地质构造复杂。该区域煤层受到F1-2断层组的挤压、推覆与叠加，煤层构造破坏甚为严重，属典型的构造煤，煤层厚度变化较大。同时F1-2断层组构造影响带内的煤层为煤与瓦斯突出煤层。煤层顶底板沿走向、倾向起伏较大，但煤层底板基本呈西高东低之势。煤层倾角为0°~25°，沿走向西段煤层倾角陡，东段煤层倾角缓，切眼煤层倾角为近水平。工作面煤层总厚度5～39.88m，平均厚度26.2m；有益厚度5～38.31m，平均厚度23.12m；可采厚度5～36.69m,平均厚度附：煤层特征明细表（表1-2）2、煤层顶、底板情况工作面煤层顶底板岩性分别是：伪顶为灰黑色、深灰色，炭质含量较高，局部夹煤线，有滑腻感，厚度0.2m～0.4m；直接顶为粉砂岩、含砾粗砂岩，灰黑色，成份以石英为主，次为长石，含煤屑，厚度4.73m～8.83m；老顶为粉砂岩、砂砾岩，灰白色，成份为石英,次为长石，钙质胶结，较坚硬，厚度1.86m～5.1m；直接底为泥岩、粉砂岩，深灰色、灰黑色，上部为泥岩，下部为粉砂岩，含白云母、植物化石碎片、煤屑，厚度2.49～7.21m，老底为粉砂岩、含砾粗砂岩，灰白色,有黄铁矿及白云母片，胶结致密，块状构造，厚度5.1～6.63m。附：煤层顶底板情况表（表1-3），东1102工作面煤层综合柱状图。煤层特征明细表表1-2项目参数项目参数含煤地层侏罗系正常涌水量(m3/min)0.008煤层编号一煤层地温(℃)27.34煤层可采平均厚度（m）11.2煤层结构复杂煤层倾角(°)0～25煤层稳定程度较稳定夹矸厚度（m）0.32～7.01变异系数夹矸层数1～7普氏硬度（f）0.5～1.0煤层原始瓦斯含量（m3/t）10.17容重（t/m3）1.39二氧化碳含量（%）自然发火期（月）4～6最大涌水量（m3/min）煤尘爆炸指数（%）29.25可采指数（%）煤质水分灰分挥发分固定炭发热量含硫量胶质层厚度工业牌号1.43%13.1%29.3%86.66%68860.51%2.3mmBN、RN因工作面区域钻孔无煤质参数，故取矿井一煤层煤质参数平均值为工作面煤质参数。根据我矿煤质部在工作面两道掘进期间化验的煤层煤质灰分为23.75%，南部已回采结束的102西工作面生产煤样灰分32%，结合工作面夹矸厚度和层数及顶板破碎情况，预计工作面生产煤样灰分为36.5%。顶板名称岩石名称厚度（m）岩性特征老顶粉砂岩、砂砾岩1.86～501灰白色,成份以石英为主,次为长石,钙质胶结,较坚硬。直接顶粉砂岩、含砾粗砂岩4.73～8.83灰黑色,成份以石英为主,次为长石，含煤屑。伪顶炭质泥岩0.2～0.4灰黑色、深灰色，炭质含量较高，局部夹煤线，有骨滑腻感。直接底泥岩、粉砂岩2.49～7.21深灰色、灰黑色,上部为泥岩，下部为粉砂岩，含白云母、植物化石碎片、煤屑。老底粉砂岩、含砾粗砂岩5.1～6.63灰白色,有黄铁矿及白云母片,胶结致密,块状构造。第三节地质构造工作面开采面积的3/4布置在F1-2断层组构造影响带内，地质构造复杂。工作面东北部和东部有三维勘探DF6断层和DF3断层。根据机道、回风巷和瓦斯排放巷掘进情况分析，该区域由于受F1-2断层组的影响，工作面煤层顶底板起伏变化大，小断层、小褶曲较发育，F1-2断层组构造影响带内发育的小构造对工作面开采有影响。F1-2断层组为井田南翼边界掩盖滑动性质的收敛逆断层组合，走向N50~60°W，倾向南西、中深度平缓、浅部变高大呈陡立状。F1-2断层组构造影响带，由于F1-2断层组在形成过程中，巨大的压扭力作用致使下盘之煤层（采区南翼上段正常沉积煤层）由浅入深受到不同程度的挤压、推覆与叠加，破坏甚为严重的区域。DF6断层和DF3断层为三维地震勘探探明的可靠断层。DF6断层延展长度90m，DF3断层延展长度130m，DF2断层延展长度152m。构造名称走向倾向倾角性质落差（m）对回采的影响程度F1-2断层N50°～60WSW逆断层伴生构造对回采有影响DF3N76°W断面南倾46°逆断层0～10m对回采有影响DF6SN断面东倾60°逆断层0～14m对回采影响不大DF2N75°E断面北倾51°逆断层0～10m对回采影响不大第四节水文及瓦斯地质情况一、工作面水文地质工作面位于东一采区中部F1-2断层组构造影响带内，水文地质条件较复杂。工作面一煤层老顶粗砂岩为矿井富水性极弱的第Ⅱ含水层。根据西一采区102后期、1114、1115工作面回采F1-2断层组构造影响带储量的情况来看，回采期间水害影响不大，但在东1102回风巷及顶板巷掘进过程中窝头淋水较大，随着巷道延伸淋水逐渐减小，因此该工作面在回采时，有一定的水害影响。工作面充水因素主要有:⑴、工作面顶板第Ⅱ含水层静贮水。⑵、雨季期间有可能沿地面裂隙或F1-2断层裂隙面涌入工作面的雨水。工作面回采期间必须要编写防治水措施,坚持“有疑必探”的原则。工作面回采期间如遇到有突水预兆时,及时向有关部门及领导汇报,以便采取相应的措施。二、工作面瓦斯情况根据《东1102综放工作面“一通三防”设计》，魏家地煤矿一、三层煤为煤与瓦斯突出煤层，煤层原始瓦斯含量一般为8.1～10.17m3/t，东1102工作面处于F1-2断层组构造影响带，煤层原始瓦斯含量按10.17m3/t管理。工作面瓦斯涌出来源于本煤层，位于其下的三煤层，煤层厚度小于自2005年1月至2011年8月，东1102工作面共抽放瓦斯2257.82万m3，同期风排瓦斯量1213.66万m3，合计3471.48万m3；预计至2012年元月底，抽排瓦斯总量达3576.48万m3，煤层瓦斯抽排率为57.26%，工作面煤层残余瓦斯含量降至4.35m3第五节影响回采的其它因素1、工作面开采面积的3/4在F1-2断层组构造影响带内回采，地质构造复杂，小断层、小褶皱发育，煤层赋存条件差，受到F1-2断层组及其派生构造的挤压、推覆与叠加，煤层构造破坏甚为严重，多成粉沫状、鳞片状，属典型的构造煤。煤层顶板较破碎，回采期间要做好顶板及煤帮管理工作。2、工作面布置在F1-2断层组构造影响带内，F1-2断层组构造影响带内的煤层为煤与瓦斯突出煤层，且工作面局部煤层特厚，达36.69m，工作面回采期间必须加强防突管理工作。3、工作面东部开采范围内有三维地震勘探探明DF3断层，工作面回采期间要编制过DF3断层安全技术措施。4、工作面东部回风巷和切眼区域煤层特厚，达15～36.69m，要制定工作面科学、合理的采煤工艺，努力提高资源回收率。同时工作面两道局部地段巷道下底煤较厚，回采期间根据两道底煤厚度情况，尽量要下底回采，加大工作面煤层生产能力，提高工作面回采率。5、虽然工作面水文地质条件较简单,但工作面回采期间要做好防治水工作,必须坚持“有疑必探”的原则，防止一煤层顶板含水层静贮水和雨季期间地面洪水有可能沿地面裂隙或F1-2断层裂隙面涌入工作面。6、工作面平均垂深470m左右，根据西一采区一煤层工作面的开采对地表影响情况，预计工作面开采后，地表有塌陷裂缝，为了防治地表雨水沿塌陷裂缝溃入井下，造成水害，要及时填埋、夯实地表的塌陷裂缝。由于存在以上危害生产的因素，回采期间严格按《东1102工作面回采期间危害因素评价报告与防范措施》执行。第二章采煤方法第一节巷道布置1、巷道布置东1102工作面沿一煤层顶底板之间分别布置一条进风巷（机道）、一条回风巷，沿一煤层顶板布置一条瓦斯排放巷道。附工作面巷道布置平面示意图（图2-1），巷道参数表（表2-1）。巷道参数表表2-1巷巷道名称类别东1102进风巷（机道）东1102回风巷东1102抽放巷备注净断面12.8612.8611.48m支护形式锚网索喷联合支护锚网索喷联合支护锚网索喷联合支护作用进风、运煤、运料、行人回风、运料、行人抽排瓦斯2、采煤方法：走向长壁恒底分层综采放顶煤采煤方法。经2005年至2011年抽采及风排瓦斯，至2012年1月回采前，吨煤抽采钻孔量达到0.0573m/t，预计东1102工作面煤层残余瓦斯含量降至4.35m3/t，且东1102工作面赋存煤层平均厚度为11.2m，最薄处近为5.0m，符合放顶煤开采技术要求。同时根据《煤矿安全规程》对综采放顶煤采放比的规定，参考我矿西一采区一煤层综采放顶煤回采经验，第二节设备配备工作面安装ZF4800/16/30两柱掩护式低位放顶煤液压支架83副、ZFG5200/20/32过渡支架3副、ZZFT12000/22/35端头支架一组进行顶板支护和放煤，安装MG250/600-QWD型采煤机一台割煤，安装一台SGZ-764/630前部刮板输送机和一台SGZ-764/315后部刮板输送机运煤；机道安装一台SZZ-764/200型转载机、一台DSJ-1000/160型皮带机进行运煤至1150东三材上煤仓。在进风巷设备列车处安设两台BRW—315/31.5型的乳化泵（两泵一箱）以供工作面液压支架生产需要。附工作面设备布置图（图2-2），工作面设备配置表（表2-2）。第三节回采工艺根据我矿现有设备和东1102工作面煤层实际情况，参考以前本矿工作面回采经验，东1102工作面回采工艺为上下端部斜切进刀自上（下）而下（上）双向割煤。工作面回采工艺流程：下行割通机头→上行割煤（滞后采煤机15m推移前部刮板机到煤帮）→追机移架（拉后部刮板机）→割通机尾后下行25m（推移机尾段到煤帮）→上行进刀并割通机尾→下行割煤（滞后采煤机15m推移前部刮板机到煤帮）→追机移架（不拉后刮板机）→割通机头后上行25m（推移机头段到煤帮）→下行进刀→放顶煤（拉后刮板机）→清浮煤（文明生产）。工作面每完成一个割煤、移架、推（拉）前（后）刮板机工序为一个小循环，完成放煤一次为一个大循环。附：上下端部斜切进刀自上（下）而下（上）双向割煤循环作业流程图东1102综放工作面设备配置表表2-2序号设备名称型号单位数量使用地点备注1端头支架ZT12000/22/35组1工作面2过渡支架ZFG5200/20/32架3工作面3中间支架ZF4800/16/30架81工作面后期增加7副4采煤机MG250/600-QWD台1工作面5前部刮板机SGZ-764/630台1工作面6后部刮板机SGZ-764/315台1工作面7转载机SZZ-764/200台1机道8皮带机DSJ1000/160台1机道9乳化泵站BRW-315/31.5套1机道二泵一箱10移动变电站KBSGZY-1000/1.14台1机道11移动变电站KBSGZY-800/1.14台1机道12干式变电站KBSG-315/0.69台1机道13矿用组合开关QJZ-4*315/1.14P台2机道14矿用组合开关HT6L1-400Z/1140台1机道15真空软启动器QBR-400台2机道皮带机控制16真空启动器BQZ-80N台5机道/回风潜水泵、张紧绞车17真空启动器BQZ-200N台2回风无极绳绞车18真空启动器BQZ-120N台6机道/回风绞车19真空馈电开关KBZ-500台320照明综保ZBZ-4.0/Z台3机道21煤电钻综保ZBZ-4.0/M台1机道22潜水泵台4机道/回风23无极绳绞车SQ-120台1回风巷24慢速绞车JM-14台2机道/回风25调度绞车JD-25台1机道/回风26调度绞车JD-11.4台2机道1、割煤：选用MG250/600-QWD型电牵引双滚筒采煤机，截深0.65m2、采煤机进刀：工作面采用上下端部斜切进刀，自上（下）而下（上）双向割煤。即前部刮板机头（尾）段25m推移至煤壁后，采煤机自上（下）而下（上）进行割煤，在弯曲段（不少于15m）逐渐使滚筒切入煤壁后，将前溜子若前部刮板机和支架出现下滑上窜，也可采用机头（机尾）斜切进刀，自下（上）而上（下）单向割煤的方式进行推帮。3、移架顺序和方式：采用自下（上）而上（下）带压擦顶追机移架。追机移架时，采煤机割煤与移架的距离不能大于3m，避免因割煤出现的空顶面积过大。拉移支架时，降架与拉架同时操作，待支架移动时停止降架，做到带压擦顶移架。降架高度不得超过侧护板高度的1/3；移架到位后，及时升起立柱，同时操作平衡千斤顶，使支架顶梁与顶板充分接实，支架有10-30的迎山角，初撑力达到要求。4、推溜方式：工作面煤层倾角为0～250（平均130），工作面应以较小伪斜推进（下出口比上出口超前5m左右），煤机双向割煤，故推、拉前后部刮板输送机应依煤机割煤的方向依次推拉，溜子弯曲段不得小于3°。随着工作面回采，在每月召开的《作业规程》复查会上，复查人员根据工作面坡度的变化及支架、溜子的上窜下滑情况，确定采煤机的割煤工艺和移架、推溜顺序。5、放煤方式：东1102工作面为综采放顶煤回采，根据工作面煤层可采厚度及移液压支架的步距，放煤步距确定为1.3m（即两采一放）。放煤方式按自下而上多轮间隔顺序放煤（先放双号支架，后放单号支架）。每架每次放煤时间控制在2分钟以内，每循环放煤两次，严格控制放煤量，使顶部剩余煤体整体均衡落下充填密实。6、清煤：工作面采煤机停止割煤后，将工作面架前、架后、架间、架内、四联杆处的浮煤全部清干净。7、初采初放期间，工作面为非正规循环作业，在初采初放安全技术措施中要明确初采初放回采工艺和有关注意事项。第四节储量及可采期1、储量计算及回采率规定（1）、工作面工业储量193.4万吨。Q=L×l×h×R=193.4万吨L——工作面走向长度920m;l——工作面倾斜长135m；h——工作面煤层平均厚度11.2m；R——煤层容重1.39t/m（2）、工作面损失煤量39.9万吨，主要为厚度损失和落煤损失。（3）、厚度损失32.16万吨。主要为底煤损失、上下端头、过渡支架无法放煤的损失和初采损失、末采损失。①Qd1=L×l×h1×R=8.63万吨h1——工作面平均留底煤厚度0.5m②上、下端头端头支架顶煤损失：16.85万吨QD2=（L-L1-L2）×l1×h3×R=16.94万吨l1——工作面上、下端头无法放煤倾斜长度10.5H2——工作面端头支架顶煤平均厚度12.9m③初采损失：4.37万吨QD3=L1×l×h3×R=4.37万吨L1——工作面初采长度,10mh3——工作面初采顶煤厚度23.3m④末采损失：2.31万吨QD4=L2×l×h4×R=2.31万吨L2——工作面末采长度,15mH4——工作面末采顶煤厚度8.2m⑤落煤损失：7.74万吨。QL=（L-L2-L3）×（l-l1）×h5×R=7.74万吨H5——工作面落煤高度,0.5m（4）、确定回采率：K=1-(Qd1+QD2+QD3+QD4+QL)/Q×100%=85%（5）、工作面可采储量:QK=L×l×h×R×K=164.4万吨。式中：走向长L=920，倾斜长l=135m,厚度h=11.2m,容重R=1.39t/m3储量计算表表2-3块段号倾斜长l(m)斜面积（万m2）煤厚h(m)工业储量Q（万t）回采率k（%）可采储量Qk（万t）192013512420011.21.39193.485164.42、可采期限可采期：164.4万T/9.115万T=18.04(个月)服务年限为19（个月）。3、探顶底煤措施由于工作面煤层厚度变化及顶底板起伏变化较大，因此工作面回采期间每周探两次顶、底煤，间隔10副支架各打一个探顶、底煤的钻孔，及时掌握工作面的顶、底煤情况，调整推采坡度，使工作面尽量跟底板回采，底煤平均厚度不超过0.4m，减少煤炭损失量第三章顶板控制第一节工作面顶板控制1、工作面支护方式工作面支护方式参照我矿近年来回采综放面支护实践及目前魏家地煤矿使用的综放支架情况，结合西一采区工作面煤层赋存状况，并考虑满足通风断面要求的情况下，东1102工作面支护方式采用ZF4800/16/30两柱掩护式低位放顶煤液压支架为基本支架支护。附：工作面支架参数工作面支架参数表表3-1名称支架型号架宽m高度（m）控顶距（m）初撑力KN工作阻力KN自重（T）数量最大最小最大最小基本支架ZF4800/16/301.531.65.144.45387848001881过渡支架ZFG5200/20/321.53.172.055.144.45395652003端头支架ZZFT12000/22/352.33.22.2前3142后263812000前17.25后14.49912、特殊时期的支护方式工作面在初采初放、初次来压、周期来压、过地质构造带、末采收尾等特殊时期，除采用ZF4800/16/30两柱掩护式低位放顶煤液压支架支护外，对顶板破碎、煤帮片帮段采取打贴帮单体支柱配合园木、板梁、荆芭及铺挂金属网进行支护，必要时可对煤体打孔加注“马丽散”固化剂强化煤帮。特殊条件下控制采煤机的牵引速度不大于3m/min，及时带压擦顶移架控制煤帮，同时加强上下出口的维护和超前支护的架设质量。附：工作面支护平、剖面图（图3-1）第二节两道及上下端头顶板控制1、工作面上、下端头支护工作面下出口采用3副ZFG5200/20/32型过渡支架支护，一组（前、后架）ZZFT12000/22/35型端头支架支护。如果上口支架与回风巷上帮距离达1.2m以上时，上端头空帮处的支护采用4.0m长的花边钢梁配合单体支柱，架设一梁四柱走向迈步对棚支护，对棚间距0.6m，梁间距0.3m，梁腿用DZ-2.5～3.18型单体支柱,迈步距1.如果上口支架与回风巷上帮出现挤架时,采取人工用镐钎扩掘上帮的办法,使拉架不受到限制。抬棚下及超前范围内净高达1.8m以上,确保上出口通风和行人畅通。2、两道超前支护方式工作面在回采期间两道超前支护长度按100m架设。①、机道采用DZ—2.8～3.18m单体支柱，机道配合3.2m花边钢梁，间排距0.6m×3.0m、端头支架前到转载机头后30m加打中心点柱50根，支柱均要求穿靴，一靴三柱（柱靴用②、回风巷采用DZ—2.5m～3.18m单体支柱配合（∮18～20）㎝×3.6m的圆木及1.0m的双排铰接顶梁支护，支柱间排距0.6m×3.0m、支柱穿靴及绞顶同机道。第三节矿压及支护质量综合监测东1102工作面采用KJ24矿压监测系统进行矿压及支护质量监测。即在工作面支架立柱进液管路安装YHY60无线综采支架数字压力计，机道两帮安装锚杆应力传感器、钻孔应力传感器，顶部安装锚杆应力传感器、围岩移动传感器，无线接收机（安装在机道）接受各无线传感器发出的监测信号后，经通信线传输到井上光端机与服务器。1、监测目的与观测设计（1）监测目的：东1102综放工作面矿压观测的目的在于掌握该工作面老顶来压特点、步距和强度，分析回采空间内支架与不同围岩情况相互作用关系，合理安排工作面回采工序，为加强顶板管理提供技术资料。（2）监测设计监测内容：东1102综放工作面液压支架的支护阻力和工作面机道围岩变形量。为保证监测的准确性，要求泵站压力不低于31.5MPａ；支护额定工作阻力4800KN，初撑力28MPa；测区内支架支撑高度要求在2.2～2.5m之间,以免活柱缩完影响监测数据质量。测区内原则上不得抽冒顶,若有抽冒顶必须注明情况,以便对观测数据进行针对性分析。=1\*GB3①工作面支护阻力监测：利用安装在液压支架立柱进液管路上的YHY60无线数字压力计进行监测。东1102工作面共布置9个测区，1测区为1#架，2测区为11#架，3测区为21#架，4测区为31#架，5测区为41#架，6#测区为51#架，7#测区为61#架，8#测区为71#架，9#测区为84#架，每个测区在左右立柱上安装两块压力计，分别与支架左右立柱连接。其中1、9测区主要观测两道顶板来压规律，2、3、4、5、6、7、8测区主要观测工作面老顶来压步距及规律。=2\*GB3②变形监测在机道设置9个监测断面，每个断面布置传感器如附图所示。a）锚杆拉力监测：距离切眼位置30m处布置一个断面，其余断面按间距100m布置，每个断面安装一套锚杆监测设备，包括1台压力分机、3台锚杆应力传感器，9个监测断面共计9台分机、27台传感器，实现对两帮、顶板锚杆拉力的实时监测。b）围岩应力监测：每个断面安装一套围岩应力监测设备，包括1台压力分机、3台围岩应力传感器。以每个断面为中心，设置3台围岩应力传感器分别监测5m、7m、9m深度煤体应力情况，9个监测断面共计9台分机、27台传感器，实现对煤体应力的实时监测。c）离层监测：每个断面在顶板安装1台围岩移动传感器（顶板离层仪），共计9台，可实现顶板离层实时监测；（打安装孔时最好用直径为Φ30mm的钻头，综合考虑直接顶、老顶厚度及巷道高度，离层仪深、浅基点可取7m\3m）d）断面监测子站每个断面在帮上安装1台子站（无线接收机），9个断面共计9台，用于接收无线传感器发出的监测数据并通过通信线传至基站。2、矿压监测工作组织矿成立矿压监测小组，并生产技术部、调度室(监测中心)、综放二队相关人员组成，具体负责KJ24矿压监测系统的日常运行管理、系统维护。3、监测质量管理措施（1）监测管理人员必须熟知监测系统的主要业务知识，明确所监测数据的用途。（2）监测系统管理人员和工作面施工人员都要爱护监测系统设施，并且及时维护处理监测系统出现的故障。（3）监测过程中一定要和工作面实际情况结合起来，掌握工作面矿压显现一般特征，工作面初次来压、周期来压及基本顶来压规律。为相关工作面的巷道布置提供设计及回采管理提供可靠的参考资料。4、监测要求（1）作业队根据监测系统提供的数据，在工作面矿压显现异常期间，及时采取有效措施加强采场支护，确保安全正常生产。（2）监测设施的管理：作业队必须将设施的保护责任落实到班组。同时要求安装监测仪器的液压管路不漏液以降低监测误差。（3）数据处理与预报要按时签字送出，并存备档案。所有原始记录资料的交接必须登记专门表册，做到资料交接清楚、不丢失。（4）矿压监测项目严格按《采煤工作面质量检查评分记录表》中“质量管理”的分数落实到每周两次的验收评分项目中。附：工作面矿压观测布置示意图（图3-2）第四章生产及辅助系统第一节运输一、运输系统：1）运煤：东1102工作面→东1102机道→1150东三煤仓→1150中巷→西一运输机上山→1070运输大巷三号皮带→中央一号运输石门→主井煤仓→地面。2）运料：机道：地面→副井→中央二号运输石门→西一轨道上山→1150运输中巷→1150东三材上→东1102机道。回风：地面→副井→中央二号运输石门→东一轨道上山→东一采区1240车场→东1102回风。3）行人路线：地面→副井→中央二号运输石门→西一轨道上山→1150运输中巷→1150东三材上→东1102机道。附：运输系统示意图（图4-1）二、工作面正规循环生产能力及各运输环节能力校核。工作面割煤生产能力：割煤高度3m，截割0.65m，煤机牵引速度1.5～6m/min，牵引速度取3m/min，煤容重1.3960×3×0.65×2.5×1.39=487.9T／h工作面放煤生产能力：工作面斜长135m，平均煤厚11.2135×1.3×（11.2-3）×1.39×85%=1700T/2h=850T/h（放煤生产能力）运输环节能力校核：工作面割煤生产能力487.9T/h，放煤生产能力850T/h，前、后刮板输送机和皮带机的运输能力（均900T/h）满足生产能力，小于转载机输送能力1000T/h。在生产过程中，割煤与放煤不是同时作业，所以各运输环节运输能力均可满足工作面生产能力的要求。第二节通风、降尘一、通风系统东1102综放工作面沿一煤层顶底板之间布置一条进（机道）、回风巷，沿一煤层顶板布置一条瓦斯抽放巷。地面→副井→中央一、二号运输石门→东一轨道上山（西一轨道上山）→东一采区1190车场（1150运输中巷→1150东三材上）→东1102机道→东1102工作面→东1102回风巷——→东102总回风联巷→101边界上山→┕→东1102瓦斯抽放巷┙1260回风中巷→西一回风上山→西一下部总回风→1181总回风→北风井→地面。附：工作面通风系统示意图（图4-2）通风设施（1）现已在101边界上山、东一采区1240甩车场、东1102甩车场各施工完成了两道隔绝风门。（2）东1102工作面开采前，重新施工好1260东探巷的两道隔绝风门，在东1102瓦斯排放巷四号联络巷施工两道隔绝风门。（3）东1102工作面回采期间，在东1102工作面上隅角挂设风障、安设局扇稀释上隅角积聚瓦斯。通风设施工程表4-1序号名称数量备注1隔绝风门12101边界上山、东一采区1240甩车场、1260东探巷、东102甩车场、瓦斯排放一、四号联络巷各两道隔绝风门。二、工作面风量计算及风速验算1、工作面回采时瓦斯相对涌出量计算：经回采前钻孔抽放瓦斯和掘进期间风排瓦斯，工作面回采前，工作面范围内煤层残余瓦斯含量为4.35m1）工作面煤层原始瓦斯储量计算：Wg=(L+60)×(B+60)×H×P×q=(920+60)×(135+60)×23.12×1.39×10.17=6245.75×104(m3)式中：Wg—工作面煤层原始瓦斯储量，m3；L—工作面走向长。工作面长各加30m瓦斯释放带；B—工作面倾斜宽。由于工作面均为原始煤体，故各加30m瓦斯释放带；H—工作面平均煤层有益厚度，为23.12m；P—一层煤的容重，为1.39m3q—原始煤层瓦斯含量，参照西一采区设计取10.17m3根据以上计算，工作面煤层瓦斯储量为Wg=6245.75×104回采时工作面煤层剩余瓦斯含量为4.35m2）工作面回采煤层相对瓦斯涌出量：根据《煤矿瓦斯灾害防治及利用技术手册》提供公式计算：q=K1·K2·K3·m·(X-XC)/m0=1×1.2×1×23.12×（4.35-2.73）/11.2=4.01（m3/t）式中：q—工作面煤层相对瓦斯涌出量，m3/t；K1—围岩、临近层瓦斯涌出系数；根据重庆分院提交《魏家地煤矿抽放瓦斯可行性论证》报告，工作面围岩顶板为粉砂岩，砂质泥岩或胶结程度较好的粗砂岩，底板为泥岩、粗砂岩或坚硬的粉砂岩，煤层中瓦斯不易渗透和排放，故围岩及一层煤瓦斯涌出可忽略不计,K1=1。K2—工作面丢煤瓦斯涌出系数；K2=1/η=1.2，η—回采率85%；K3—准备巷道预排瓦斯对开采煤体瓦斯涌出影响系数；已处理不考虑。m—煤层有益厚度,平均为23.12m；m0—工作面平均煤层开采厚度,为11.2mX—煤层剩余瓦斯含量，4.35m3Xc—煤的残余瓦斯含量，根据我矿实际经验取2.73m32、回采时工作面设计配风量1）按瓦斯涌出量计算根据工作面设计日产量为3646t/日，则回采时瓦斯绝对涌出量为：QCH4=3646×4.01÷1440=10.15（m3/min）QCH4→瓦斯绝对涌出量m3/min4.01→吨煤瓦斯相对涌出量m3/t则工作面需风量为：Q=100×QCH4k=100×10.15×1.4=1421m3式中：QCH4---工作面回采时风排瓦斯涌出量。工作面绝对瓦斯涌出量为10.15m3/min，抽放瓦斯量计7.0m3/mink---瓦斯涌出不均衡系数取1.42）按工作面温度选择适宜的风速计算Q采=60·V采·S采=60×1.0×8.125=487.5m3/min3）按同时作业人数计算每人供风≮4Q采＞4N＞4×50＞200m根据以上计算选取最大值，工作面供风量取1421m34）风量验算0.25m/s＜V采＜4m经验算0.25m/s＜2.92m/s＜4m/s（1421÷60÷8.125符合《规程》第101条要求。在回采正常后根据工作面实际测定的瓦斯涌出量调整工作面供风量，使东1102工作面供风量更趋合理。三、工作面降尘及隔爆设施由于东1102综放工作面为一层煤回采工作面，工作面采用走向长壁综采放顶煤、全部垮落法管理顶板的采煤方法。故该工作面采取以煤层注水预湿煤体为主的综合防尘措施。附工作面防尘系统示意图（图4-3）（一）防尘供水系统南风井污水池→南风井一号风井→1260中巷→1260东中巷→1260东探巷→东一轨上回风通路→东一轨道上山→1240甩车场→东1102回风巷各用水点。南风井清水池→南风井一号风井→1260中巷→1260管子道→西一皮带上山→1150皮带通路→1150中巷→东三材上→东1102机道各用水点。（二）煤层注水工作面两道深孔注水1、注水方式根据我矿实际情况，在工作面两道预抽煤层瓦斯钻孔距开帮线不足100m时，停止钻孔抽放瓦斯，改与巷道供水系统联接进行静压煤层注水，以湿润煤体降低原生粉尘、提高煤体强度，充分发挥钻孔的价值。1）、抽放钻孔改成注水钻孔的方法及封孔要求东1102回风巷下帮与东1102机道上帮预抽煤层瓦斯钻孔距开帮线不足100m时，要将停抽的钻孔Φ57mm长度9m的PVC管里穿上Φ20mm长度6m的钢管，采用聚胺脂、水泥砂浆、麻丝联合封孔，封孔长度不小于5m。2）、将停抽钻场下层的孔用水泥砂浆封堵，上层孔改成注水钻孔，采用静压注水的方式预湿煤体。3）、注水钻孔长度：根据煤层注水要求，注水孔长度应大于工作面长度的三分之二，回风巷、机道的钻孔总长应大于（135×2／3）=90m。2、注水系统利用引自南风井污水池的巷道降尘Φ108mm水管，联网对钻孔进行注水。要求水管在每个钻场前加装一个Φ57mm三通，每个钻场加设闸阀、高压水表1个。3、注意事项①封孔必须严密且长度达到5m，以免钻孔跑水或孔旁煤层提前渗水，致使煤层注水达不到预期效果。②在注水时，注水人员必须随时检查注水管路是否完好，钻孔有无泄水、渗水现象，出现问题及时处理；每小班注水量必须记录清楚，通灭队建立注水台帐，每日将煤层注水日报表上报通风灭火部，从而摸清东1102工作面煤层的注水特性。工作面煤帮浅孔注水1、注水方式根据工作面的煤层结构特点以及已采1114、1115工作面煤层注水的实际情况，东1102工作面继续采用煤帮浅孔静压注水方式，实现工作面煤体的湿润、减尘及防止煤帮片帮。2、注水孔参数选择及布置1）、在工作面煤帮用风动帮钻施工孔径42mm，深度10m的注水钻孔。2）、注水孔距工作面底板不小于1.5m,垂直煤帮依煤层面向上10～20°施工，封孔长度4m。3）、每循环在工作面沿倾斜方向每间隔10m施工1个注水孔，考虑到机道、回风已实施了顺层孔的煤层注水，工作面距上下出口各20m范围内煤体温润效果较佳，故该范围内不再实施浅孔煤壁注水，工作面需共计施工8个浅孔实施煤壁注水。4）、从工作面上出口沿倾斜方向20m起，每天早班按间隔15ｍ在工作面煤壁中部施工第一组注水孔共计6个孔;次日早班从工作面上出口沿倾斜方向25ｍ起每隔15ｍ在工作面煤壁中部施工第二组注水孔共计6个孔；以上两组注水孔隔日交替对煤壁实施静压注水，依次类推（附示意图）5）、采用FZM-20型、外径为38mm的煤层注水封孔器封孔，封孔深度不小于4m。3、注水参数选择1)、注水压力：注水采用东1102进、回风巷的降尘水源，水源来自南风井污水池，即进风巷注水压力为：（1640-1182）/1000×9.8=4.48(Mpa),回风巷注水压力为：（1640-1245）/1000×9.8=3.87(Mpa)2)、单孔注水量：Q进=Kx·L·B·M·Wq=1.1×70×10×11.2×1.39×0.02=239.75Q回=Kx·L·B·M·W·q=1.1×65×10×11.2×1.39×0.02=222.62m式中：Q—平均单孔注水量，m3；K—钻孔前方煤体受湿润的系数，取1.1；L—钻孔设计长度，进风巷孔70m，回风巷孔65B—钻孔平均间距，10m；M—开采厚度，取煤层平均厚度为11.2mW—煤的容重，取1.39t/m3q—吨煤注水量，取0.02m/t；3)、注水时间：以钻孔始终至钻孔周围煤壁出现大面积渗水时所经历的时间为回风巷注水孔注水时间，以煤壁出现大面积淋水经历的时间为进风巷注水孔注水时间。每循环工作面注水钻孔周围渗水“出汗”时，也要即时停止注水。将钻孔实际注水量与设计注水量比较，若相差不大，表示该钻孔正常，若相差30%以上，表明钻孔失效，停止该孔注水后，要在距该孔2m处补一个10m深的孔重新注水（钻孔其他参数现场决定），至注水达到设计注水量或钻孔周围煤壁出现均匀渗水“出汗”为止。4、注水系统构成工作面支架喷雾管路与控制阀、高压胶管、高压水表对接，联通插入注水孔内的封孔器实现注水。（注水系统构成示意图见附图4）5、安全技术措施1）、每循环注水时必须专门安排人员，进行注水孔的施工及管理，以便落实注水工作及安全任务。2）、注水人员要严格按设计进行注水钻孔的施工和注水管理工作，促进工作面粉尘防治和防止煤壁垮落的实现。3)、安全检查部要安排现场安检员落实注水孔的施工及注水量的完成情况，把注水任务的完成情况作为工作面安全工作考核的一项内容。4)、FZM-20型煤层注水封孔器，要严格按使用说明书操作使用。必须平直使用，严禁打折、重压，封孔时要放进钻孔2m以上，以提高封孔器使用寿命。5)、每次注水前必须检查注水管路，管路不完好，不得投入使用。注水时，必须注意观察注水孔的渗水情况，出现坏孔要及时停注，以免封孔器喷出伤人、损坏封孔器或注水孔跑水冲工作面。出现坏孔后，要及时补打注水孔并注水，完成注水目标。（三）喷雾洒水降尘1、回风巷、机道防尘供水管路必须每隔50m设置“三通”。2、回风巷、机道口以里50m、上、下出口以外20m范围内各安设一组水幕，机道各运煤转载点各设置一组喷雾，回风巷间隔200m安设一道水幕，瓦检员在工作面割煤、放煤时打开回风巷各处水幕，机道水幕、喷雾由综放二队负责使用管理。3、采煤机必须装设高压喷雾系统，割煤时其内外喷雾、架前喷雾必须打开，放煤时必须打开架后放煤口喷雾。4、工作面上下出口、各转载点30m范围内的巷道冲洗工作由综放二队负责每班进行洒水降尘，通灭队负责回风巷、进风巷、回联巷的洒水降尘，每天一次。5、在东1102机道每隔300m安设一道自动喷雾。（四）隔爆系统在东1102进风巷、回风巷距巷口各200m(1)、水棚总用水量计算为：Q机=q辅·S机=200×13.18=2636Q回=q辅·S回=200×11.96=2392式中:Q机—进风巷水棚总用水量，L；Q回—回风巷水棚总用水量，L；S机—进风巷断面，M2；Q辅—辅助水棚每平方米用水量，按规定取200L/M2；按规定取200L/M2；(2)、水袋（棚）架设数量n机=Q机/V=2636/40=65.4≈66（袋）n回=Q回/V=2392/40=60（袋）式中：n机—进风巷所需水袋数n回—回风巷所需水袋数v—单个水袋用水量，L；回风巷、进风巷水棚按每棚挂2个水袋计算，则需水棚架数分别为33、30架。安装要求：隔爆水棚，水袋架间距1.2～1.5m,每处棚区的长度不得小于30m。(五)其它防尘措施1、采用最佳排尘风速降尘，一般情况下，采取防尘措施后的最佳排尘风速为1～2.5m/s之间，最高不超过4m/s。在实际生产中应根据实际瓦斯涌出量及时调节风量使其达到最佳排尘风速。2、采取个体防护措施，所有能接触粉尘的作业人员必须佩戴防尘口罩。（六)粉尘浓度的检测对采取防尘措施后空气中浮游粉尘浓度进行检测，确定被测环境中粉尘的质与量是否符合国家卫生标准的要求，对改善粉尘作业环境和防治煤尘爆炸提供科学依据1、移架时测尘点选择一个：移架：一个测点在移架工位置，另一个测点在距移架工位置工作面人行道回风侧10～15米处。2、采煤机割煤和回风巷的测点布置①采煤机割煤测点位置在采煤机回风侧15～20m处。②在回风巷距工作面20m处布置测点。③其它测点按照标准规定的采煤工作面测尘位置进行检测。附：工作面降尘示意图（图4-3）第三节压风、排水1、压风供给系统地面压风机房→副井→中央二号运输石门→西一皮带上山→｛→1150中东巷→东三材上→东1102机道各用风点。→1260回风中巷→1260东探巷→集中上山→东1102甩车场→东1102回风巷各用风地点。2、排水系统机道排水池→水泵→东1102机道→东三材上→1150中巷水沟。（安设2寸以上排水管）回风排水池→水泵→东1102回风巷→东一采区1240车场水沟。（安设2寸以上排水管）水泵：各配备四台17KW水泵，如额定排水量不能满足工作面实际涌水量时，按实际调整为较大功率水泵。（安设2寸以上排水管）附：工作面压风、排水系统示意图（图4-4）第四节供电一、工作面负荷统计（附负荷统计表）负荷统计表表4-2序号设备名称型号功率数量额定电压1采煤机MG250/600-QWD600KW1台1140V2前刮板机SGZ-764/315630KW1台1140V3后刮板机SGZ-764/315315KW1台1140V4转载机MG250/600-QWD200KW1台1140V5乳化液泵BRW-315/31.5200KW2台1140V6皮带机DSP—1063/1000160KW1台660V7无级绳绞车SQ-120132KW1台660V8调度绞车JD-2525KW1台660V9慢速绞车JM-1417KW2台660V10调度绞车11.411.42台660V11照明信号综保4KVA4KVA2台660/127V合计2518.8KW二、供电方式从西上变电所10号和04号高开柜分别用UGSP-6000-3×50+1×16/3+JS（1900m）和UGSP-6000-3×35+1×16/3+JS（930m）高压橡套电缆向东1102综放工作面机道、回风巷供电。50mm2高压电缆接至东1102机道KSGZY-1600/1.14移变，35mm2高压电缆接至机道口KBSG-315/0.69干变，然后从315KVA干变“T”接至东1102机道KSGZY-800/1.14移变，由这三台变压器给东11021号移变型号：KSGZY—1600/1.14，所载负荷：东1102工作面315KW后部刮板机1台，630KW前部刮板机1台，200KW乳化液泵（备用）1台，合计负荷：1345KW2号移变型号：KSGZY-800/1.14，所载负荷：600KW采煤机1台，200KW转载机1台，合计负荷800KW。3号干变型号：KBSG-315/0.69，所载负荷：160KW皮带输送机1台，11.4KW调度绞车2台，25KW调度绞车2台，17KW慢速绞车2台，132KW无级绳绞车1台，7.5KW张紧绞车1台，4KVA照明综保2台；合计负荷406.3KW。附工作面供电系统示意图（图4-5）。三、供电线路1、东1102回风巷风机供电：主扇：1150中巷200KVA干变→东三材上→集中上山→东1102甩车场→风机；备扇：东1102机道口315KVA→集中上山→东1102甩车场→风机。2、两趟高压电缆：西上变电所→西一皮带上山→1150中巷→东三材上→东1102机道。第五节灌浆、注氮一、工作面灌浆系统1、利用预埋灌浆管路进行随采随灌，回采前将回风巷与1260中巷灌浆主管路接通，在回风巷设预埋灌浆管路（Φ108mm）1000m，当工作面初采推进30m时，对采空区开始进行预防性灌浆，防止采空区自燃发火。2、工作面回采前在回风巷每间隔50m安设一处“三通”，并每间隔50m向采空区在预埋一趟Φ108mm灌浆支管路，形成工作面随采随灌系统。3、工作面末采时在距停采线60m、30m处各增设一趟Φ108mm灌浆管路，在末采时对采空区进行预防性灌浆，在回采结束后封闭采空区，对封闭巷道及停采线进行充填灌浆。工作面灌浆系统南风井灌浆台→中央一号回风井→1260中巷→1260东探巷→集中上山→东102甩车场→东1102回风巷→东1102采空区。工作面脱水系统工作面随采随灌随脱水，可在机道设一台水泵，利用排水管排至1150东三材上水沟。工作面封闭后充填灌浆的脱水，在工作面机道密闭前挡水墙上设脱水管，管路水自流入1150东三材上水沟。二、氮气防灭火系统1、氮气防灭火系统南风井制氮站→南1#回风斜井→1260中巷→1260回风中巷→西一皮带上山→1150中巷→1150东三材上→东1102进风巷→东1102机道→东1102采空区。2、注氮灭火方法：针对东1102工作面斜长较长，氧化带也长的特点，采用进风巷拖管进行间歇性开放式注氮。①、拖管注氮法方法：将5节长6m、外径63mm、壁厚为10mm的地质钻杆丝扣连接沿进风巷预设到工作面下隅角，当工作面推进时管路逐渐被埋入采空区。在预埋拖管的外端焊接两个拉环，当预埋管进入采空区20m时，将预埋拖管通过拉环用钢丝绳固定在综放面下端头支架上，预埋拖管随支架的前移被拖移，使管口始终距切顶线20m处。在预埋拖管末端2m钻上若干小孔，防止采空区碎矸石堵塞，以保证注氮的畅通；用一节30m长的高压软管连接预埋拖管与进风巷注氮管，构成注氮通路②工作面正常回采过程中，如果发现采空区有自燃发火倾向，可利用进风巷预埋的注氮管连续向采空区内注氮迅速惰化采空区氧化带，并严格按《东1102综放面一通三防设计》执行。附：工作面防灭火系统示意图（图4-6）第六节照明与通讯1、在东1102工作面皮带机头、机道设备列车、工作面上出口各设一台电话与调度室及队部联通。2、工作面每隔15m及机道列车处安装一台扩音电话和打点器以便工作面各生产环节联络。3、在东1102工作面皮带机头安装一台4KVA照明综保，供皮带机头照明；在设备列车处安装一台4KVA照明综保，供设备列车至工作面照明。工作面每隔15m，机道每隔20m安装一台KBY—20型防爆日光灯，设备列车、转载机机头等处均安装防爆日光灯。附：工作面照明、通讯系统图（图4-7）。第七节安全监测东1102综放工作面环境监测，采取束管监测、安全监测及人工巡检相结合的方法进行。束管监测系统地面监测中心→副井→中央二号运输石门→西一皮带上山→1260管子道→1260东回风大巷→1260东探巷→集中上山→东1102甩车场→东1102回风巷→采空区各监测点。┖→东1102顶板瓦斯排放巷监测点。安全监测系统地面监测中心→副井→中央二号运输石门→西一皮带上山→1150中巷→东三材上→东1102机道各监测传感器。┖→集中上山→东1102甩车场→东1102回风巷及顶板瓦斯排放巷各监测传感器。一、束管监测为连续监测采空区回风侧15～30米处的气体含量，监测班在回风上帮安设2趟束管并埋入采空区，2趟束管管口相距15M，当第一趟束管管口埋入15M（即第二趟束管管口埋入15M）时，再埋入一根束管，当第二趟束管管口埋入15M（接替束管管口埋入15M）时，将第一趟束管掐开与接替束管接通进行监测采空区气体参数，依此类推，通过2趟束管交替连续不断监测15～30M范围采空区气体参数。敷设的束管线必须确保严密不漏气，充分发挥束管监测系统远距离多点采样的优势，监测分析采空区气体成分，掌握发火规律，以确定防灭火措施，分析考察其效果。二、安全监测1、在工作面上隅角，安设一台高低浓度瓦斯传感器（T0）。报警值≥1.0%，断电值≥1.5%；复电值小于1.0%；断电范围为工作面及其回风巷道内全部非本质安全型电器设备。2、回风巷距工作面5～10m处，安设一台低浓度瓦斯传感器（T1），报警值≥1.0%，断电值≥1.5%；复电值小于1.0%；断电范围为工作面及其进、回风巷道内全部非本质安全型电器设备。3、回风巷距巷口10～15m处，安设一台低浓度瓦斯传感器（T2），报警值≥0.8%，断电值≥0.8%；复电值小于0.8%；断电范围为工作面及其进、回风巷道内全部非本质安全型电器设备。4、在进风巷距工作面5～10m处，安设一台低浓度瓦斯传感器（T3），报警值≥0.5%，瓦斯断电值≥0.5%；复电值小于0.5%；断电范围为工作面及其进、回风巷道内全部非本质安全型电器设备。5、在上口支架后（后溜子机尾），安设一台高低浓度瓦斯传感器（T4）。报警值≥1.0%，断电值≥1.5%；复电值小于1.0%；断电范围为工作面及其回风巷道内全部非本质安全型电器设备。6、在顶板瓦斯排放巷封闭墙外3～5m处，安设一台高低浓度瓦斯传感器（T5）。报警值≥1.0%，断电值≥1.5%，复电值小于1.0%；断电范围为工作面及其回风巷道内全部非本质安全型电器设备。7、在顶板瓦斯排放巷回风口10～15m处安设一台高浓瓦斯传感器T6。其报警值≥0.8%，断电值≥0.8%，复电值小于0.8%；断电范围：工作面及其回风巷内所有非本质安全型电器设备。8、在回风巷距巷口10～15m处同时安设一氧化碳、温度、风速、烟雾及粉尘传感器各一台，连续监测工作面环境变化情况。瓦斯传感器名称安设地点报警浓度断电浓度复电浓度断电范围T0工作面上隅角≥1.0%≥1.5%＜1.0%工作面及其两巷内全部非本质安全型电气设备T1回风巷距工作面煤壁5～10m处≥1.0%≥1.5%＜1.0%工作面及其两巷内全部非本质安全型电气设备T2回风巷距巷口10～15m处≥0.8%≥0.8%＜0.8%工作面及其两巷内全部非本质安全型电气设备T3进风巷距工作面煤壁5～10m处≥0.5%≥0.5%＜0.5%工作面及其两巷内全部非本质安全型电气设备T4后溜子机尾≥1.0%≥1.5%＜1.0%工作面及其两巷内全部非本质安全型电气设备T5顶板瓦斯排放巷底封闭墙外3～5m处≥1.0%≥1.5%＜1.0%工作面及其回风巷道内全部非本质安全型电器设备T6顶板瓦斯排放巷回风口10～15m处≥0.80%≥0.8%＜0.8%工作面及其回风巷内所有非本质安全型电器设备瓦斯传感器安设地点及参数设定三、安全监测系统管理安全技术措施1、综放二队每班在工作面上隅角及采煤机上各悬挂一台便携式瓦斯检查仪，监测该区域瓦斯浓度变化情况，当瓦斯浓度达到1.0%时，必须停止悬挂便携仪处20m范围内一切工作，切断电源，撤出该区域人员进行处理。2、在工作面回风巷每个正在施工钻孔的钻场内安设瓦斯传感器（T7～）。其报警值≥1.0%，断电值≥1.0%，复电值小于1.0%；断电范围工作面及其回风巷内所有非本质安全型电器设备。3、在东1102工作面采煤机机身上设置机载式甲烷断电仪，其报警值≥1.0%，断电值≥1.0%；复电值小于1.0%；断电范围采煤机电源。4、在工作面皮带机、转载机、前部刮板输送机和煤机上安设设备开、停传感器；通风设施安设风门开、关传感器，实施监控。5、每七天由监测电工及综放二队电工对瓦斯电闭锁装置进行一次断电试验并由综放队跟班队长及安检员现场签字后将其运行状况报安全检查部和机电部、通风灭火部。6、工作面回风巷所有电器设备必须与瓦斯传感器实现闭锁。7、火区观察员每天必须对回风巷、上隅角及工作面支架尾部进行一次详细检查。检查的内容为温度、一氧化碳、二氧化碳、瓦斯浓度变化情况，并及时将各处检查情况及时上报通风灭火部。第八节工作面区域解突情况一、依据《东1102区域解除突出危险性测定报告》：东1102工作面突出危险性情况如下：1、在东1102工作面区域及掘进条带区域突出危险性预测及效果检验中，测定最大煤层瓦斯压力为0.08Mpa、远小于《防突规定》提出的0.74Mpa临界值，测定最大瓦斯解析指标K1值为0.08ml/（g.min1/2）、远小于0.4ml/（g.min1/2）的临界值；掘进工作面突出危险性预测中，出现过7次Smax值超限,最大值为10kg/m，都通过采取超前释放孔措施顺利解决；工作面顺层抽放解突钻孔、区域防突钻孔的分布都基本均匀、到位，无漏检现象，无抽放空白带。因此该工作面确定为无突出危险工作面。2、预计至2012年元月底工作面回采前，东1102工作面煤层残余瓦斯含量降至4.35m3/t,瓦斯抽排率达到57.26%；自2011年2月工作面构成全风压通风系统至回采前，瓦斯抽采提前预抽期达到11个月，吨煤抽采钻孔量达到0.0573m3、由于工作面处于F1-2断层组构造影响带，且煤层赋存厚度变化大，工作面回采时可能出现瓦斯涌出不均匀、稳定性差甚至出现异常涌出的现象，因此回采中要认真采取安全防护措施，严格按《防突规定》进行钻屑指标法工作面区域验证，继续利用已形成的工作面抽放钻孔，进行降低煤层瓦斯含量抽放工作，加大高位钻孔、移动抽放等采空区瓦斯治理措施的实施力度，以确保安全生产。二、依据《防治煤与瓦斯突出规定》工作面回采时必须采用预测方法对无突出危险区进行区域验证1、根据我矿实际情况，在工作面初采推进5m和13m时应分别进行1次的钻屑指标法区域验证。2、工作面每推进50m至少进行2次钻屑指标法区域验证。3、工作面回采时要采用钻屑指标法区域验证，预测仪器为WTC型防突参数测定仪，具体预测方法为：①沿采煤工作面每隔15m布置一个预测钻孔，钻孔位于工作面煤帮中部的软分层中，平行于推进方向，直径φ42mm，深度8～10m，共计6个预测孔。②钻孔施工时，每1m孔测定一次钻屑量，每2m孔测定一次钻屑解吸指标，根据每米钻孔的最大钻屑量Smax和钻屑解吸指标K1判定掘进工作面的突出危险性。当预测结果Smax＜6kg/m且K1＜0.5mL/(g·min1/2)时，为无突出危险工作面；当预测结果Smax≥6kg/m或K1≥0.5mL/(g·min1/2)时，为突出危险工作面。工作面出现煤爆声大、煤壁压力大，瓦斯涌出异常等煤与瓦斯突出预兆时，按预测超临界值对待。三、依据《东1102区域解除突出危险性测定报告》，东1102工作面确定为无突出危险工作面，在回采中可以不采取防突措施，但必须采取安全防护措施。东1102工作面回采时采取的安全防护措施有：避难硐室、压风自救器、隔离式自救器。1、避难硐室在东1102机道设置1个避难硐室，在东1102回风巷设置1个避难硐室。各避难硐室都设置向外开启的隔离门，隔离门规格为1600mm×800mm；门墙采用砖混结构，厚度不小于500mm；每个避难硐室内设一部直通矿调度信息中心的电话。每个避难硐室内安装一套供水（清水）管路（管头接球形阀），供水必须正常。2、压风自救器在工作面上、下出口以外25～40m的巷道内压风管路上，各装设1组20袋的压风自救系统，每人供风量不得小于0.1m3/min；每个避难硐室内配备有1组15袋供给压缩空气的压风自救器，每人供风量不得小于0.3m3、隔离式自救器由井口信息站负责落实，每个入井人员必须随身携带隔离式自救器,并能够熟练掌握其使用方法。四、安全技术措施1、采煤队要认真管理好安全防护设施，班组长以上干部及电钳工等流动人员要按要求佩戴或在工作面悬挂便携仪。防突队要及时进行安全防护设施的检查、维修，确保设施完好，能随时投入使用。2、工作面两道距上下口25～40m范围内的压风自救器,必须随工作面的推进逐次移设，始终保持在距工作面上、下出口25～40m范围内，直至回采结束。3、杜绝井下电气设备失爆，电气设备必须有专人检查、维护。安检部、机运部应经常检查其防爆性能，严禁使用防爆性能不合格的电气设备。第九节瓦斯抽放一、抽放钻孔布置抽放钻孔布置东1102回风巷施工了22个钻场，巷道及钻场共施工∮94mm钻孔计919个；东1102进风巷施工了36个钻场，施工∮94mm钻孔计929个；顶板巷共施工368个钻孔。附:东1102工作面抽放系统示意图（图4-9）二、抽放系统工作面抽放瓦斯系统：1、东1102和东1102回风巷顺层钻孔的抽放管路经101边界上山与1150中巷抽放管路对通，由地面永久抽放泵站承担抽放工作；2、东1102顶板抽放管路经顶板一号联巷与东1102移动抽放泵管路对通抽放；3、东1102上隅角抽放管路经东1102回风巷、101边界上山、1260东中巷与原1115移动抽放泵管路对通抽放。三、抽放方法1、顺层抽放：东1102机道、回风巷及顶板巷瓦斯抽放系统都与地面抽放泵管路对接，形成采前预抽工作面的瓦斯抽放系统，并在回采中继续抽放。2、移动抽放：利用两台移动抽放泵分别抽放工作面上隅角及顶板瓦斯抽放巷的瓦斯。第五章劳动组织及技术经济指标第一节劳动组织一、工作面作业方式采用采煤机割煤和追机移架平行作业，如遇特殊情况（如煤帮片帮，抽顶等）可超前拉架；正常移架时，支架不得滞后采煤机前滚筒（割煤滚筒）1.5m；采煤机割通前溜子机头处煤壁后开始上行，同时将前溜子机头段30m推到煤帮，便于采煤机顺利斜切进刀，采煤机双滚筒切进煤壁后，将前溜子其余段自下而上推至煤帮成一条直线。进刀时暴露的顶板，利用及时打出前伸缩梁进行支护，对片帮范围较大的地段（倾向3m以上），可进行挂网、架棚、打贴帮柱的办法进行临时支护。完成推溜后的地段清理架前、四连杆、架后及架间浮煤，达到放煤步距后，二、工作制与作业形式1、工作制度：“三八”工作制。2、作业形式：采用“两采一准”的作业形式，即中、夜班生产，早班进行检修设备及补打两道超前支护工作，附：劳动组织表（表5-1）。第二节作业循环一、工作面生产能力计算：1、循环产量：135×3×1.39×1.3÷2×1.5＝548T(割帮产量)135×（11.2-3）×1.39×1.3×85%÷2×1.5＝1275T(放煤产量)2、小班产量：548T+1275T=1823T3、日产量：1823×2=3646T4、月产量：3646T×25=91150T劳动组织表表5-1序号工种大班检修班生产一班生产二班合计1班长12252采煤机司机2243泵站司机1124刮板输送机、转载机司机3365皮带机司机2246支架、放煤、清煤工1111227验收员11138运输机维修工339采煤机维修工1110支架、泵站维修工5511皮带机维修工4412电工311513两道超前支护、维修工9331514运料工44

15支柱、设备、油脂管理1116材料、办事2217技术人员3318队干部88出勤人数1827262697定员（出勤率70%）20393737133二、正规循环率的确定。加强设备的日常管理工作，充分利用检修班的时间对设备进行检修维护，提高设备正常运转率，将全月的设备及外界影响控制在2个圆班内，每旬安排一个圆班对设备进行停产检修，则工作面正常生产时间为25天。附：正规循环作业图表（图5-1）。工作面正规循环率＝月实际完成正规循环数÷（月工作日数×日计划循环数）×100%=25×1.5÷（30×1.5）×100%=83%第三节主要技术经济指标技术经济指标表表5-2项目单位数量项目单位数量工作面走向长度m920煤层生产能力t/m213.2工作面倾向长度m135循环进度m1.3工作面坡度度0°～25°循环产量t1823可采煤层厚度（平均）m11.2班产量t1823开帮高度m3.0日产量t3646平均放顶煤高度m8.2日推进度m1.95平均采放比1：2.73月产量t91150工业储量万t193.4月推进度m48.75可采储量万t164.4回采工作面工效t/工24.8支架数量副85回采工效t/工92.8最大控顶距m4.698工作面可采期月19最小控顶距m4.148坑木消耗量M3/万T10移架步距m0.65油脂消耗量Kg/万T300放煤步距m1.3乳化油消耗量Kg/万T100小班循环个0.75截齿消耗量个/万T100日循环个1．5吨煤成本元/吨作业方式两采一准正规循环率%83放煤方式两采一放开机率%80端头支护一组端头架回采率%85两道超前支护单体圆木（花边钢梁）抬棚第六章安全技术措施第一节试运转、初采初放安全技术措施一、设备试运转安全措施1、试生产前，由矿组织生产技术部、机运部、通灭部等业务部门和队主管技术人员，对工作面工程质量、机电设备进行全面检查验收，符合标准后，方可准备试生产。2、工作面通风、防尘、防火、防瓦斯的设施齐全，符合《东1102综放面“一通三防”设计》要求时，方能试生产。3、机运部组织人员全面检查各机械设备的注油状况、各类电气设备（包括各台移变、开关、电机、接线盒、控制按钮及电缆连接等）的完好和防爆情况，确认机械设备的润滑系统合格，电气设备无失爆，供电系统的各类保护装置齐全，整定值符合要求后方可试运转设备。4、电气设备完好后，对乳化液泵站、皮带输送机、转载机、前后溜子、采煤机等设备按照停送电操作规程依次逐台送电试运转，全部完好后方可送电联合试运转。5、机道、回风巷、工作面进行全面清理，清除浮煤中所有金属物品，并回收到指定地点，以防损坏采煤机、刮板输送机或发生机械人身事故。两巷的高度达2.2m以上6、机电设备运转正常后起动乳化泵，对安装好的液压支架进行供液全面检查，并及时架设两道超前支护，支护长度达100m。7、工作面储备一定数量的油脂、易损件、检修工具等，以便工作面回采时使用。二、初采初放安全技术措施1、初采前，先全面检查工作面支护和机电设备，当工作面工程质量符合质量标准，设备质量符合完好标准时，运转乳化液泵，并对切眼超高段支架顶部用坑木绞实后，给支架供液使其立柱全部达到额定初撑力。2、初采前，必须完善好煤层注水系统和煤体注胶固化的设施、设备：1）工作面初采前，要严格按《东1102综放面“一通三防“设计》中的规定，提前在两道进行煤层深孔注水作业。2）工作面初采前，备足工作面煤帮浅孔注水所需的胶管、封孔器等材料。在初采刷帮后，每天早班开始进行煤帮浅孔注水。3）工作面初采前，在回风巷和机道备足煤体固化注胶所需的固化剂、布条、打眼机具等，避免工作面在初采和正常回采期间，煤帮严重片帮和煤层特别松软时进行注胶固化煤体。3、初采前，在回风巷备足竹锚杆、水泥药卷、经纬网、荆芭、板梁、圆木、单体，以便煤帮片帮时能够及时进行维护作业。4、采煤机初次刷帮时，自上而下开始刷帮扫底装煤，及时将煤机割出的锚杆回收到指定地点，回收锚杆时必须停采煤机和前溜子，并闭锁。同时紧跟煤机调整前溜子、支架，使工作面煤壁、支架、前溜子都达到齐直，采高达2.5m。5、初采期间，工作面全断面铺挂经纬网推采，为调整工作面支架、溜子、伪斜创造条件。6、随工作面推进，架后悬露若工作面上下出口架后锚网支护的顶板不能及时垮落应采取如下措施：（1）在机道下帮、回风巷上帮，沿走向打切顶眼，并沿走向每隔2m沿倾向打一组切顶眼，眼距0.2m，眼深2m（2）人工对机道下帮、回风巷上帮肩部和顶部的锚杆螺母全部退掉，并对上下隅角空洞及时充填封堵。（3）工作面在推帮前，剪破老塘侧金属网，提前做好放顶准备工作。7、初采期间，支架空顶部分用坑木绞实，使支架能够升紧，达到初撑力。对支架伸缩梁前端出现的间隙及时用荆芭或0.6×0.2×0.15m的木板进行封堵，防止架前漏空。8、初采初放期间，依据KJ24矿压监测系统提供的矿山压力数据提前采取措施，预防初次来压过程中损坏支架或发生冒顶事故。9、初采过程中，若出现顶板压力增大、煤壁片帮、顶板下沉或抽顶等现象，割煤时要及时移架。若顶板压力大、片帮严重时，要及时伸前探梁护顶，若出现抽顶，影响割煤时，要采取措施进行超前架棚维护或打竹锚杆护帮。10、跟班队长现场跟班指挥，及时处理工作面出现的安全隐患。现场工作人员要时刻注意工作面压力情况，当工作面出现压力增大，有冒顶预兆时，立即停止工作，指挥人员撤离到安全地点，并及时采取措施处理，保证安全生产。11、矿成立初采初放领导小组，落实各项措施的执行，保证初采初放期间的各项安全工作。12、工作面初采初放期间，要编制《工作面初采初放安全技术措施》。第二节运输顺槽设备移动安全技术措施一、移转载机安全技术措施1、推移转载机前，必须将其停电闭锁。2、移转载机前，要认真观察机头处巷道两帮的支护情况。依巷道变形情况提前进行扩返维修，并及时清理转载机下积煤。检查电机接线和电缆距巷道煤帮距离，确认无擦帮碰顶时方可推移转载机。3、掌握好转载机与皮带运输机尾、