40102综放工作面作业规程

山西朔州平鲁区国强煤业有限公司40102综放工作面作业规程施工单位：综采队编制人：李平民编制日期：2014.8.8执行日期：2014.10.2目录TOC\o"1-2"\h\z\u第一章概况 1第一节工作面位置及井上下关系 1第二节煤层 1第三节煤层顶底板 2第四节地质构造 2第五节水文地质及防治水措施 3第六节影响回采的其它因素 3第七节储量及服务年限 3第二章采煤方法 4第一节巷道布置 4第二节采煤工艺 4第三节设备配置 7第四节设备布置 15第三章顶板管理 16第一节工作面支护设计 16第二节工作面顶板控制 17第三节运输顺槽、回风顺槽及顶板控制 18第四节矿压观测 20第四章生产系统 21第一节运输系统 21第二节“一通三防”与安全监控系统 22第三节排水系统 29第四节供电系统 29第五节通讯照明系统 30第六节其它系统 31第五章劳动组织和主要经济技术指标 31第一节劳动组织 31第二节主要经济技术指标 32第三节工作面质量规定 33第六章煤质管理 34第一节提高煤质的措施 34第二节提高回采率的措施 34第七章安全技术措施 34第一节一般措施 34第二节顶板管理 36第三节防治水 47第四节爆破 48第五节“一通三防”与安全监控 53第六节运输 59第七节机电 63第八节其它 70第八章灾害预防及避灾路线 75第一节灾害预防 75第二节避灾路线 76第一章概况第一节工作面位置及井上下关系40102工作面是综采放顶煤工作面，开采太原组4-1号煤层。工作面走向长763.3m，倾斜长178.7m，可采厚度6.65m，可采储量107.94万吨。工作面4-1号煤层底板标高938.785～1030.544m。具体位置及井上下关系见表1。工作面位置及井上下关系表表1水平名称1水平采区名称401采区地面标高+1191.8m～+1245.5m井下标高回风顺槽959.702-1030.544m运输顺槽938.785-1015.208m地面的相对位置该巷道地面相对位置：地表位于西家寨南部，陶村乡陶西村西部，东面有陶村至井坪公路，并有马关河在附近流过，地面为耕地，无建筑物。回采对地面设施的影响对地面有一定的影响.井下位置及与四邻关系40102工作面位于矿井的的西南下部位置，北部为4煤总回风巷，南部为4-1号采区回风巷，西部为40101运输顺槽，东部布置40103备采工作面。走向长度763.3m倾斜长178.7m面积136401.71m2详见附图1：工作面井上下对照图详见附图2：工作面平面图第二节煤层40102工作面回采4-1号煤层，该工作面厚度为5.8-7.5m，平均厚度为6.65m，煤层结构简单—复杂，具体情况见表2。工作面煤层情况表表2开采煤层4-1煤层煤种气煤煤层结构简单—复杂煤层倾角(°)2－10°煤层厚度(m)5.8-7.5m/6.65m煤硬度f＝2-3稳定程度稳定煤层情况描述4-1号煤层赋存于太原组顶部，厚度5.8-7.5m，平均6.65m，属全区稳定可采煤层。该煤层结构简单—复杂，含夹矸0—3层，夹矸厚度0.10—0.35m，岩性多为高岭岩、炭质泥岩和砂质泥岩。煤层主要以暗煤为主，含少量的亮煤，镜煤、丝炭含量很少。该煤层节理发育，硬度系数(f)2-3。第三节煤层顶底板煤层顶底板情况表表3顶、底板名称岩石名称厚度(ｍ)特征老顶砂质泥岩、泥岩16.80灰黑色砂质泥岩，厚度稳定。直接顶粗砂岩6.20K3砂粗砂岩，厚度稳定。伪顶炭质泥岩0.2黑色含炭质粉砂岩，厚度不稳定，开采时随煤层一起脱层垮落直接底泥岩3.1-6.89为灰黑色薄层状泥质粉砂岩，厚度稳定老底泥岩、细砂岩5.50为灰白色粉砂岩、泥岩，厚度不稳定详见附图3：40102综放面煤岩层综合柱状图第四节地质构造本井田位于区域构造马关河向斜西翼，井田为单斜构造，地层总体走向为北东，倾向南东，地层倾角多在2°－10°之间变化，构造属简单类。根据物探资料及40102工作面运输、回风顺槽及切眼掘进实际揭露，回风顺槽与切眼存在(F4SW50°∠43°h=2.0-3.0m)一个断层；运输顺槽存在(SDF14E30°∠60°h=2.5-3.0m)一个断层，构造附近裂隙发育，因此，在回采时应注意加强顶板管理。详见附图4：地质剖面图详见附图5：工作面倾斜剖面图第五节水文地质及防治水措施一、40102回采工作面水的来源可归纳为：开采4-1号煤层其充水含水层为4-1号煤层上覆砂岩裂隙含水层可能通过砂岩裂隙、导水裂隙进入工作面，其补给水源主要为大气降水，大气降水补给有限，因此井田煤层上覆含水层富水性弱。40102工作面西侧邻近40101工作面采空区，对开采有一定影响。第六节影响回采的其它因素1、瓦斯：根据监测资料，结合40102运输顺槽、40102回风顺槽掘进时瓦斯涌出量情况，计算该面瓦斯绝对涌出量为0.392m³/min。2、煤尘：依据山西省煤炭工业局综合测试中心对4-1号煤层进行的煤尘爆炸性倾向性鉴定,本矿4-1号煤层的煤尘火焰长度300mm，最低岩粉用量60%，有爆炸危险。3、煤的自燃：煤的吸氧量0.64cm³/g，煤的自燃倾向性等级为Ⅱ级,属自燃煤层。4、地温、地压：根据本矿及邻矿开采情况，井下未发现有地温地压异常现象，属地温地压正常区。第七节储量及服务年限一、储量1、工作面工业储量：Zc=L走×L倾×h×γ式中：Zc—工作面工业储量，万ｔ；L走—工作面走向长，ｍ；L倾—工作面倾斜宽，ｍ；h—煤层厚度，ｍ；γ—煤容重，ｔ/m³；Zc==763.3×178.7×6.65×1.4=126.99万吨，可采储量：126.99×85%=107.94万吨。服务年限：工作面可采出煤量/月产量=107.94/114088=9.46(月)。因此，工作面服务年限为9.46个月。第二章采煤方法第一节巷道布置一、采区巷道布置：401采区三条巷道(4煤胶带大巷、4煤轨道大巷和4煤回风大巷)沿东西方向平行布置于4-1号煤层中，分别承担运煤、运料、回风的作用。二、工作面巷道布置：1、40102运输顺槽：为运煤、进风、行人巷道，转载机、破碎机、顺槽皮带、移动变电站、液压泵站布置其中。该巷沿4-1号煤层底板布置,走向长915.4m，顺槽规格：巷宽5.4m，巷高3.3m。0-150m处巷道全部采用锚杆、锚索及钢筋网联合支护。150-915.4m处巷道顶板采用锚杆、锚索及钢筋网联合支护，左帮采用玻璃钢锚杆、塑料网片支护，右帮采用螺纹钢锚杆、菱形网片支护。2、40102回风顺槽：为材料运输、回风巷道。该巷道沿4-1号煤层底板布置,走向长927.3m，顺槽规格：巷宽4.2m，巷高3.3m。0-150m处巷道全部采用锚杆、锚索及钢筋网联合支护。150-927.3m处巷道顶板采用锚杆、锚索及钢筋网联合支护，右帮采用玻璃钢锚杆、塑料网片支护，左帮采用螺纹钢锚杆、菱形网片支护。3、40102切眼：高度3.0m，宽度8.0m，长度178.7m，顶板采用锚杆、锚索及钢筋网联合支护，左帮采用玻璃钢锚杆、塑料网片支护，右帮采用螺纹钢锚杆、菱形网片支护。4、停采线距4煤回风大巷70m。详见附图6：工作面巷道布置图第二节采煤工艺一、采煤工艺正常生产时工艺过程：MG400/940-WD采煤机端部斜切进刀→推前部输送机→割煤→移架→推前溜→放煤→拉后溜→进入下一循环1、割煤：(1)、采煤机的进刀方式。采煤机的进刀采用端部自开缺口、斜切进刀的方式，斜切进刀段长度为30m，进刀深度0.63m。具体操作如下：①采煤机向下割透端头煤壁后，距煤机后滚筒3架正常移架推溜，使得刮板运输机弯曲段不少于15m，将两个滚筒的上下位置调换，向下进刀，通过15m的弯曲段至30m处，使得采煤机达到正常截割深度(即0.63m)。按要求推移刮板运输机至平直状态。②将两个滚筒的上下位置调换，向下(上)割三角煤至割透端头煤壁。③割完三角煤以后，将两个滚筒的上下位置调换，采煤机空机返回，进入正常割煤状态。(2)、采煤机正常切割。采煤机向下正常割煤，采用前滚筒在上部、后滚筒在下部的方式,直至割透下端头煤壁。机组往返一次割两刀，截割深度0.63m，截割速度4.1m/min。(附图：工作面端部斜切进刀图)附图：采煤机进刀示意图。2、移架：移架滞后采煤机后滚筒3-8架进行，采取分组间隔移架的方式，每组2架，隔1架移1架。顶板不完整处紧跟前滚筒后，停机移架或超前及时支护顶板，移架步距0.63m。3、推溜：推溜滞后采煤机15～20m开始推前部输送机，其弯曲段不得小于15m，推输送机时必须单向顺序进行，推移输送机机头、机尾时如有特殊情况应停机进行。4、放煤：由顶板压力、支架反复支撑、尾梁上下摆动等综合方式松裂顶煤，通过支架收回插板、下摆尾梁放煤。本工作面放顶煤采用单论间隔式放煤法，循环放煤步距为“一刀一放”，步距为0.63m，每个支架顶煤以放净为原则，即等到矸石量急剧增加(占放货量三分之一)时，关闭放煤口。机头3个、机尾2个过渡支架不放煤。5、拉后溜：当放煤口摆动尾梁不出煤时，拉后溜。拉后部输送机采用单向顺序进行，且滞后放煤10～15m，并保证其弯曲段不小于15m。6、放煤方式：采用采放平行作业、一采一放单轮间隔放煤方式；初采20m范围内，在老塘冒落高度达不到采高1.5倍前，不得正常放煤；工作面上下各5米范围不得放煤。二、生产能力及可采期1、割一刀煤产量：Qg＝L·Bg·Hg·γ·Kg式中：Qg—割一刀煤产量，t；L—工作面长度，178.7m；Bg—采煤机截深，0.63m;Hg—采煤机平均割煤高度，2.8m;γ—煤的密度，1.4t/m³Kg—采煤机割煤回收率，取95%Qg=178.7×0.63×2.8×1.4×0.95=419.3t2、一次放煤产量：Qf＝L·Bf·Hf·γ·Kf式中：Bf—放煤步距，一刀一放同采煤机截深，0.63m;Hf—放煤高度，6.65－2.8＝3.85mKf—放煤回收率，80%Qf＝(178.7-10)×0.63×3.85×1.4×0.80=458.3t3、日产量：Qr＝(Qg＋Qf)N式中：N—每天割煤放煤循环数，取5个循环。Qr＝(419.3+458.3)×5＝4388t4、月产量：Q=QrM式中：M—每月按26天。Q=4388×26＝114088可采期=工作面采出煤量/月产量=107.94/11.409=9.46(月)。因此，工作面服务年限为9.46个月。第三节设备配置一、采煤机采煤机选用鸡西煤矿机械有限公司生产的MG400/940-WD型交流电牵引采煤机。该采煤机牵引方式为机械交流变频调速，摇臂为整体弯摇臂形式，壳体水套冷却；内部强迫冷却润滑。采用PLC可编程控制器+工控机控制、中间手控；机身两端操作站集中电控及无线遥控。主要技术特征序号技术指标单位技术参数1采高范围m2.4～4.02适应工作面倾角o≤15°3煤层走向倾角o≤±84适应煤质硬度f≤45机面高度mm15276过煤高度mm6977卧底量mm5078滚筒直径mmΦ18009截深mm63010电压V330011牵引力KN74812牵引速度m/min0～713滚筒转速r/min3514销排节距126二、工作面前、后刮板输送机前后刮板输送机，均选用中煤张家口煤机公司生产的SGZ800/800刮板输送机。该刮板输送机采用中双链布置，中间溜槽采用铸焊封底结构，中间有开天窗溜槽，便于维修。前刮板输送机配有铲煤板、挡煤板、电缆槽及采煤机牵引销轨。使用双速电机，可进行高低速转换。主要技术特征序号技术指标单位技术参数1电动机功率KW2×4002供电电压V33003额定电流A89/614额定功率因数cosΦ0.85/0.65电动机转速r/min1486/742(4/8极电机)6电动机冷却方式水冷7减速机速比1：38.258机头链轮中心高度mm8509机尾链轮中心高度mm65010溜槽尺寸mm1503×800(内宽)×30311连接方式哑铃销12可弯曲角度(°)垂直±2°，水平±1.1°13链条规格(D×T)mmΦ34×12614链条中心距mm20015刮板间距mm100816刮板固定方式3个M24螺栓17链速m/s1.118铺设长度M182.519运输能力t/h1500三、转载机转载机选用中煤张家口煤机公司生产的SZZ1000/400型中双链刮板转载机。转载机头与胶带输送机尾搭接，并同胶带机尾一起，用自移装置推移。主要技术特征序号技术指标单位技术参数1运输能力t/h22002铺设长度m47m(包含破碎机长)3总装机功率kW400/2004供电电压V33005供电频率Hz506额定电流A89/617链速m/s1.838上升坡度(°)109减速机型号JS-40010减速机结构形式圆锥圆柱行星，三级齿轮减速11变速比≈24.22512冷却方式及参数：bar升/分水冷，最大水压15，流量20～2513张紧型式手动液压14溜槽外形尺寸(L×W×H)mm不同长度×800(内宽)×956(落地槽)15连接处垂直方向可弯曲角度(°)416连接处水平方向可弯曲角度(°)117链环规格(D×T)mmΦ34×126-C18链中心距mm20019刮板间距mm756四、破碎机破碎机选用中煤张家口煤机公司生产的PCM250型锤式破碎机。该破碎机破碎箱两侧设有调整破碎粒度的辅助顶高油缸，可利用工作面液压源顶高破碎轴和传动装置，并通过在轴承座上、下方增减垫板的方式，调节破碎粒度，每级调整量50mm。主要技术特征序号技术指标单位技术参数1破碎能力t/h22002入料粒度mm≤1000(高)×900(宽)3出料粒度mm≤3004总装机功率kW2505供电电压V33006额定电流A547电机额定转速：r.p.m14758减速机型号：63JS-2509变速比：3.55：110破碎头线速度m/s21.611可破碎物的单向抗压强度MPa40MPa的煤和100MPa的少量夹矸12冷却方式及参数barL/min水冷，水压15bar，流量20～2513耦合器型号Y0X56014外形尺寸(L×W×H)mm4500×2800×170015总重量kg2000016粒度调整mm50/每级五、放顶煤液压支架根据国内生产和使用情况，选用郑州四维煤矿机械有限公司生产的ZF9000/18/35型四柱支撑掩护式低位放顶煤支架做为本工作面的中间架(共116架)。选定典型的端头架ZFG10000/20/37型四柱支撑掩护式过渡支架做为过渡支架(共5架)。中间架技术特征表序号技术指标单位技术参数1型式四柱支撑掩护式低位放顶煤液压支架2适应工作面的倾角度纵向为≤10°横向为≤20°3支护高度mm收缩高度1800，展开高度35004初撑力KN6972(P=31.5MPa)5额定工作阻力KN9000(P=40.7MPa)6初撑力与额定工作阻力比率%81.3%7平均支护强度f=0.2MPa1.068底座宽度mm14009最大比压f=0.2MPa3.610平均底座比压f=0.2MPa1.8711支架中心距mm150012支架宽度mm1430(收回侧护板)～1600(伸出侧护板)13运输的外形尺寸mm7635×1430×180014总重量t2415移架速度s≤15s16人行道宽度mm前、后立柱中间62017两立柱中心距mm77018推移行程mm900(移架有效步距630mm)19顶梁长度mm343020前探梁长度mm155021立柱安全阀流量L/min50022立柱安全阀开启压力MPa38.7+10%(调定)23关闭压力%不小于开启压力的10%24侧护板行程mm17025立柱型式单伸缩26数量根427高度mm1695～2995过渡支架技术特征表序号技术指标单位技术参数1型式四柱支撑掩护式放顶煤液压支架2初撑力KN7760(P=31.5MPa)3额定工作阻力KN10000(P=40.7MPa)4支护高度mm2000～37005支架中心距mm17506运输外形尺寸mm7635×1430×20007支架宽度mm1650-18508底座宽度mm14809移架速度s≤15s10总重量t2911人行道宽度mm前立柱前部30012两立柱中心距mm98013顶梁长度mm318014前探梁长度mm171015推移行程mm900(移架有效步距630mm)16安全阀开启压力Mpa40.4±10%17安全阀关闭压力%不小于开启压力10%六、胶带输送机40102工作面的运输顺槽选用原平兴盛机械制造有限公司生产的DSJ100/90/2*185可伸缩带式输送机一部，铺设长度860m。主要技术特征表序号项目单位数值1输送量t／h9002输送机长度m8603带速m／s2.54带宽mm10005胶带1250S6驱动装置主电机型号YBS-185功率kw2×185转速r/min1487电压V1140/660减速器型号M3RSF70+1风扇速比25重量kg1200偶合器型号YOXsjvⅡz560传递功率kw120～270重量kg1647储带张紧装置型号ZYL-500J功率kw7.5拉力范围KN90～200电压V660绳速m/s0.7张紧力kg20000储带长度m1008托辊直径mmΦ133上托辊槽角度35下托辊槽角度59传动滚筒直径mmΦ800宽度mm1400七、组合开关选用山西长治贝克电气有限公司生产的，QJZ9215-3300组合开关3台，并配套KTC101集中控制系统，对工作面机电设备进行控制，设备数量少，集控程度高。QJZ9215-3300用来控制采煤机和工作面前后刮板输送机控制乳化液泵、喷雾泵、破碎机和转载机。QJZ9215-3300技术特征序号项目单位技术参数1型号QJZ9215-33002隔离开关(法国)数量个2额定电压V3300额定电流A800操作方式手动换向方式手动机械寿命次≥60003主接触器(美国)数量台6额定电压V3300额定电流AAC-4(A)400A额定频率HZ50额定闭合电流(峰值)倍10Ie动态稳定电流KA7KA闭合时间ms≤90断开时间ms≤60机械寿命万次300电气寿命万次100操作频率次/时100线圈可靠吸合电压％75%-110%线圈最小释放电压％20%短路电流整定倍3-104保护过载：反时限，整定A2.5—450步长1A和5A短路：整定值倍(3-8)Ie漏电闭锁K动作值≤100过电压％＞110%Ue欠电压％＜75%Ue断相保护动作两相电流相差0.58倍2min以上5辅助电源变压器KVA127V，5KVA6电缆连接装置型号JBG1-500/3300电压V3300V额定电流A500连接方式接插式7数据传输物理层RS-485波特率9.6Kpbs-12Mpbs协议profibus-Dp或Modbus八、通讯控制系统及照明采用KTC101综放工作面通讯与控制一体化系统，为多台设备远距离的启动、控制、保护、通讯做到一体化集中控制；实现了对综放面各台设备的程序控制与监测、胶带的综合保护、工作面运输沿线、顺槽胶带机沿线的通讯控制和语言报警，并设有中文液晶显示屏幕，可直接的把各设备的信息显示在液晶显示屏上。特别是后部刮板输送机的过载报警，能够及时通知放煤工减少放煤量，确保设备的安全运行。移动变电站、胶带机巷、工作面均设置照明灯。第四节设备布置1、运输顺槽设备布置：DSJ100/90/2*185可伸缩带式输送机一部，铺设长度860m。SZZ1000/400型中双链刮板转载机一部，及转载机头与胶带运输机尾搭接的自动推移装置。PCM-250破碎机一台，骑于转载机上。工作面的动力源和控制中心设备分别装于轨道平板车上，组成轨道列车，随着工作面的推进，利用一台22KW回柱绞车牵引整列移动。主要设备有：高压电缆车;KBSGZY-2500/10/3.45移动变电站2台；QJZ9215-1600/3300-8组合开关2台；配套KTC101集中控制系统1套；QX-WS360/30型水箱1台；BPW315/16Q型卧式清水泵2台；低压电缆筐、单轨吊、电缆架等；前、后回柱绞车及控制开关2、工作面设备布置：SGZ800/800型前刮板输送机1部，长度182.5m，并配有电缆槽、销轨。MG400/940-WD型交流电牵引采煤机一台。ZF9000/18/35型正四连杆四柱支撑掩护式低位放顶煤中间支架116架。ZFG10000/20/37型反四连杆四柱支撑掩护式过渡支架5架(下端头3架，上端头2架)。SGZ800/800型后刮板输送机1部。组合列车到运输巷设备及工作面采煤机的电缆12条，乳化液管、冷却喷雾水管，控制电缆，通信、信号、照明装置等。第三章顶板管理第一节工作面支护设计一、液压支架支护强度验算1、采用全部垮落法管理顶板。2、工作面配置116架ZF9000/18/35型四柱支撑掩护式低位放顶煤液压支架和上、下端头配置5架ZFG10000/20/37型四柱式支撑掩护式过渡液压支架支撑采面顶板,。3、支架设计选型计算：40102综放工作面采用ZF9000/18/35型四柱支撑掩护式低位放顶煤支架;ZFG10000/20/37型四柱支撑掩护式过渡支架进行顶板支护，其选型计算如下：1)、支架支护强度验算：Pc=72.3hm+4.5Lp+78.9Bc-10.24N-62.1=72.3×6.65+4.5×20+78.9×5.78-10.24×0.93-62.1=955.212KN/㎡Pc——额定支护强度下限，KN/㎡；Hm——煤层采高，m；Lp——基本顶周期来压步距，m；Bc——控顶宽度(端面距加顶梁长度)；N——直接顶充填系数(直接顶与煤层采高的比值)；2)、工作面支架设计支护强度=设计工作阻力÷控顶面积=9000KN÷[(4.98+0.63)×1.5]㎡=9000KN÷8.415㎡=1069.5KN/㎡Pc＜1038.06KN/㎡，因此支架能满足该工作面顶板管理的要求。二、乳化液泵站(一)泵站及管路选型、数量乳化液泵站选用无锡威顺煤矿机械有限公司生产的BRW400/31.5X型乳化液泵以及该公司配套的乳化液箱。喷雾泵选用BPW315/160清水泵2台,装备2泵1箱；高压输液管路选用高压胶管，耐压45MPa以上。主要技术参数如下:乳化泵:型号:BRW400-31.5X公称流量:400L/min电机功率:250KW喷雾泵:型号:BPW315/160公称流量:315L/min公称压力:16MPa电机功率:110kW(二)泵站设置位置泵站安设在40102运输顺槽开口向里114m处的位置。(三)泵站使用规定(1)卸载阀整定值为31.5Mpa，严禁随意调整安全阀的整定值。(2)使用乳化液自动配比装置，乳化液浓度保持在3%-5%之间，并经常用折射仪检查配比浓度。(3)要加强泵站设备、管路的维修和保养，保持液压系统完好，杜绝跑、冒、滴、漏液现象。(4)乳化液泵检修及运转记录填写规范齐全。第二节工作面顶板控制一、顶板支护方式工作面布置ZF9000/18/35型四柱支撑掩护式低位放顶煤支架116部;ZFG10000/20/37型四柱支撑掩护式过渡支架5部，共计121部支架支护工作面顶板，支护方式采用及时移架方式，最大控顶距为5.61m,最小控顶距4.98m。二、支护要求为：1、工作面应达到动态的质量标准化要求，确保“三直、二平、一净、两畅通”的质量要求。2、加强支架的支护强度，确保支护质量，支架初撑力不得小于6972KN，工作阻力不小于9000KN。3、工作面支架严禁歪斜和咬架、挤架，出现问题要及时调整。4、如果顶板破碎，必须及时支护，即采煤机前滚筒割过后，停机及时伸出伸缩梁进行支护。后滚筒过后，要及时移架，前梁接顶。必要时，采用木料进行接顶。5、如果工作面片帮达700mm，必须超前支护，即移架在割煤之前进行。6、工作面出现冒顶时，要及时用木料接顶，并升实支架。7、工作面出现伞檐时立即停止工作进行处理。第三节运输顺槽、回风顺槽及顶板控制一、端头支护上下端头均采用长度为4m的π型钢梁配合单体液压支柱支护顶板，每根4m的π型钢梁配三棵单体液压支柱紧贴顶部支护，π型钢梁与顺槽方向一致，π梁必须成对使用，随采面的推采方向交错迈步前移。二、顺槽超前支护工作面的运输顺槽及回风顺槽超前支护不小于20m(最小距离)，运输顺槽和回风顺槽均采用0.8m的铰接顶梁配合单体液压支柱进行支护，每根铰梁中部下方架设一棵单体液压支柱。1、运输顺槽超前支护前部刮板机往前，在转载机两帮各打一排铰接顶梁(0.8m)加单体液压支柱作为超前支护。一排长度不小于20m，另一排长度不小于10m铰接顶梁(0.8m)加单体液压支柱作为超前支护。2、回风顺槽超前支护在回风顺槽内平行巷道方向打二排超前支护，一排长度不小于20m用铰接顶梁(0.8m)加单体液压支柱作为超前支护，另一排长度不小于10m用铰接顶梁(0.8m)加单体液压支柱作为超前支护。三、支护要求：1、支柱纵横成线，偏差小于±100mm。2、单体液压支柱的初撑力不小于14MPa。不得出现空载支柱。3、铰接顶梁之间要用连接销联好，并保持平直，铰接率达到100%。4、不得使用失效或损坏的单体液压支柱和铰接顶梁。5、所有单体液压支柱放液口应方向一致，朝向老塘。6、两巷的支护高度不得低于2.8m，人行道宽度不得小于1.0m，单体液压支柱行程不得小于100mm。7、巷道顶板不平或超高时，先用半圆木将巷道顶板刹平后支护。8、要保证工作面的上下安全出口畅通，符合《煤矿安全规程》第50条的规定。9、上下安全出口端头退锚距离为1.0m。四、上、下安全出口端头支护要求：1、每班安排专人对两安全出口维护，清理浮货，确保巷道高度不低于1.8m，人行道宽度不小于1.0m。否则，需要卧底、扩帮。2、上下端头单体支护工必须经常清理所负责范围内的浮货，维护好帮顶，必须经常捋顺吊挂安全出口处的管路缆线，严禁在安全出口堆积杂物影响行人。3、上、下两尾巷随采煤每循环一放，在上下两巷切顶线处及时打好关门柱，关门柱间距0.5m，并用柈子背严，防止老塘窜货。4、关门柱严禁超前或滞后切顶线回收，任何人员严禁进入关门柱内作业。5、单体液压支柱与铰接顶梁要完好，严禁使用不完好的单体。6、上、下端头根据工作面长度变化及时架设4mπ型钢梁配合单体液压支柱支护端头顶板。7、π梁必须成对使用，迈步前移，一梁三柱；对梁密度视动压情况而定。下端头在窜π型钢梁时，必须停止工作面的前后部输送机和运输顺槽的转载机。上端头在窜π型钢梁时，必须停止工作面的前部输送机。上下端头在窜π型钢梁时，不得少于三人，要一起用力，避免π型钢梁掉落砸人或发生磕手碰脚事故，窜完后，要在钢梁上垫柈子找平，在升钢梁下的单体时，作业人员必须看好钢梁的状态，以免发生钢梁翻背。8、合理掌握机头机尾的推进度，防止运输机上、下窜动。9、回采时，及时回撤端头支护的单体支柱，在回撤时要求两人配合作业，回柱卸载时，严禁有人行走，并要求缓慢回撤，回撤后的材料必须运到指定地点摆放整齐。10、随时调整过渡支架的状态，保证支架严密接顶，保证支架的正、直及上下出口的高度，出口处要求无杂物、风流畅通、无积水。五、支护材料使用数量、备用数量1、工作面正常需要单体液压支柱132棵，π形梁18根，铰接顶梁78根。2、40102综放工作面各种支护用品备用量按不少于在用量的10%计算，DZ-3.8单体液压支柱共14棵，铰接顶梁8棵，π形梁2根，坑木5m³，小料5m³。(1)支柱、顶梁要建帐统一管理，现场牌板与实物相符。(2)支柱、顶梁码放整齐，损坏的支柱、顶梁及时更换升井。(3)支护材料存放于距工作面60m左右，专人负责并挂牌管理。3、备用材料的存放地点，应保持距工作面50～100m之间，材料分类摆放整齐，标明材料名称、规格型号、数量、单价等内容，实行挂牌管理，由专人负责。材料存放地点必须保证有1.0m以上宽度的人行道。详见附图7：40102综采工作面、端头及两巷超前支护示意图(平、剖面图)。第四节矿压观测一、矿压观测内容40102综放工作面的矿压观测研究内容主要有：支架阻力观测及支护质量动态监测。根据观测结果对工作面顶板及顶煤活动规律、来压特征，工作面支架受力特点，超前支承压力影响范围和分布特点，顶板、煤层稳定性，工作面支护质量等进行定期分析，并进一步了解煤、岩体力学参数等基础数据。二、观测方法1、工作面的矿压观测支架阻力观测：每班对支架上各压力表的数据进行观察并做记录,通过压力表上数据的变化分析支架前、后柱工作阻力的变化情况。2、两巷观测：生产过程中每天观察两巷顶底板情况，每周填写两巷顶板离层仪管理牌板的观测值，发现离层值超过20cm时及时汇报调度室。三、支护质量监测每旬由安全生产相关单位不定期对工作面和顺槽支护质量动态检查两次,对存在的问题,由综采队立即整改。监测内容要包括支架初撑力、煤壁片帮情况、梁端距、采高及端面顶板冒落情况、两顺槽单体支柱初撑力、超前支护质量等。第四章生产系统第一节运输系统一、运输设备及运输方式运煤设备及装、转载方式：采煤机组割装煤和前部运输机前移配合装运煤；支架掩护梁和插板上方的顶煤，在插板缩回后利用自重自动溜入后部输送机的溜槽中运出,插板完成大块煤的破碎并通过上下摆动破坏掩护梁上方由大块煤形成的临时拱式结构。前、后两部运输机平行运煤,集中到桥式转载机，经破碎机破碎后漏到胶带输送机上运出。辅助运输设备及运输方式：工作面需用的材料、设备等物资，采用矿车、平板车，利用无极绳绞车，通过回风顺槽的两部双速绞车交替运输进入工作面。二、移溜方式采用推移前部运输机和拉移后部输送机的方式，推拉溜步距0.63m，弯曲段长度不小于15m，推拉方向与采煤机前进方向一致。(一)推移前部运输机：1、采煤机向下端正常割煤时,按照自上而下的顺序，依次推移刮板运输机，至距离采煤机后滚筒15m处。2、在采煤机向上(下)斜切进刀切入煤壁规定截深后，将前部运输机按自下(上)而上(下)的顺序推向煤壁,成一条直线。(二)拉移后部输送机：工作面后部输送机在支架前移后处于放煤位置，待循环放煤工序结束后,将后部运输机滞后放煤口5～10架拉移一个步距。三、煤的运输：40102工作面前、后输送机→转载机→40102运输顺槽皮带→胶带大巷胶带→胶带石门胶带→井底煤仓→主斜井胶带→地面。四、辅助运输系统路线：地面→副斜井→井底车场→轨道石门→轨道大巷→40101运输顺槽→40101运输顺槽与40102回风顺槽运输联络巷→40102回风顺槽→40102采煤工作面。详见附图8：40102综放工作面生产系统示意图。详见附图9：40102综放工作面通风系统示意图。详见附图10：40102综放工作面避灾路线示意图。第二节“一通三防”与安全监控系统一、通风系统㈠、综放工作面风量的计算依据⑴以工作面进风风流的温度(移动变电站前)为依据，确定工作面的风速；⑵风速是指采煤机处及附近工作人员处的风速；⑶综放面后部输送机的风速不低于0.5m/s；⑷移动变电站和工作面长度对工作面气候的影响；⑸有利于瓦斯的排放和降低工作面的粉尘浓度。(二)风量的计算⑴按瓦斯涌出量验算所需风量：Q≥100qk1式中：Q—综放工作面需要的风量，m³/min；q—综放工作面瓦斯绝对涌出量，0.56m³/min,(根据瓦斯鉴定批复的数据，矿井瓦斯绝对涌出量0.56m³/min，回采工作面的绝对瓦斯涌出量按70%计算，为0.392m³/min)。k1—综放工作面瓦斯涌出不均匀备用风量系数，取1.2～1.6Q≥100×0.392×1.6=63m³/min⑵以采煤工作面所需基本风量计算，且不大于最高风速4m/s：Q采=60·V·S·70%·K采高·K采面长式中：Q采——回采工作面实际需要风量，m³/min；K采高——回采工作面采高调整系数；取1.2；K采面长——回采工作面长度调整系数；取1.0；V——回采工作面适宜风速，m/s；取1.4m/s。S——回采工作面平均净断面积为11.5m2。Q采=60×1.4×11.5×70%×1.2×1.2=973m³/min(3)按人数计算：Q采=4N式中：N──回采工作面同时工作的最多人数，N=45人。Q采=180m³/min取上述计算的最大值Q采=973m³/min(4)按工作面风速验算所需风量根据《煤矿安全规程》规定，回采工作面最低风速为0.25m/s，最高风速为4m/s的要求进行验算。按最低风速要求，工作面最小风量为:Qx=60V小S=60×0.25×11.5=172.5m³/min按最高风速要求，工作面最大风量为:Qd=60V大S=60×4×11.5=2760m³/min根据以上计算结果，同时考虑工作面煤尘，确定40102工作面配风量为973m³/min。本计算结果为工作面正常情况下需要的风量，在某些情况下如防火或防尘的需要，在保证工作面瓦斯不超限不影响排除粉尘时也可适当增加或减少部分风量，但需经过通风专业人员重新验算。(5)通风路线副斜井(主斜井)→井底车场(清煤斜巷)→轨道石门(胶带石门)→轨道大巷(胶带大巷)→+935车场→40102运输顺槽→40102综放工作面→40102回风顺槽→采区回风巷→回风上山→总回风巷→回风井→地面二、综合防尘系统(一)防尘管路系统：(1)40102工作面40102运输顺槽及工作面供水：地面静压水池→副斜井→井底车场→轨道石门→轨道大巷→40102运输顺槽→40102工作面。(2)运输顺槽供水管路选用两路直径3吋水管,每隔50m设一个三通阀门,在顺槽开口处水管安装闸门，向泵站及工作面支架间喷雾、煤机和防尘水幕供水。(3)40102回风顺槽供水管路选用直径3吋水管,每隔50m设一个三通阀门,在顺槽开口处水管安装闸门，向防尘水幕和各转载点供水。(二)防尘措施：运输顺槽：铺设直径3吋进水管一路，长907m，每隔50m设一个三通阀门，供给喷雾泵(支架间喷雾、放煤口喷雾)、乳化液泵、前后刮板机及转载机和煤机冷却、隔爆水袋、机组内外喷雾、净化水幕及巷道消尘用水。回风顺槽：铺设3吋进水管一路，长919m供给隔爆水袋、净化水幕及巷道消尘用水。1、工作面40102回风顺槽和40102运输顺槽防尘管路必须安装齐全。防尘管路安设平直，小于或等于90°的要设弯头，不准拐死弯，接头不漏水。2、工作面架间喷雾、煤机的内外喷雾必须安装齐全，降柱、移架同步喷雾，保证时时完好，正常使用。3、采煤区队对采煤面及两巷必须及时冲尘，确保无煤尘堆积。4、在回风顺槽、运输顺槽内距工作面50m各安一道净化喷雾，必须保证及时移挪，并确保喷雾覆盖全断面。5、工作面的各转载点都必须安设喷雾设施。破碎机必须安装防尘罩和内嵌式喷雾装置或降尘器，破碎机前安装一道净化水幕。6、必须正常使用所有的防尘喷雾设施，确保防尘喷雾设施的完好、灵敏可靠，符合质量标准要求。7、凡是割煤、移架、开溜子等所有能产生煤尘及造成煤尘飞扬的工作，必须使用喷雾设施。8、采煤机内、外喷雾压力均不得小于2Mpa，喷雾流量应与机型匹配。若内喷雾装置不能正常喷雾，外喷雾压力不得小于4Mpa，无水或喷雾装置损坏时必须停机。9、机组司机、移架工、回柱工、溜子司机等必须佩戴防尘口罩。10、供水管路敷设在电缆槽内,供水压力不小于4.0MPa。11、架间自动喷雾和放煤口自动喷雾降尘:(1)供水采用φ25mm的高压胶管。(2)动作方式：均采用自动化控制方式,实现架间、放煤口自动喷雾降尘。(3)喷嘴布置:工作面每架安装一道架间喷雾装置，后部溜子架架放煤口必须安装喷雾装置，煤机割煤时下风口至少有三道喷雾帘同时开启，移架时应开启喷雾帘。工作面应至少每天冲刷一次煤尘。(4)喷雾要求：架间喷雾喷嘴迎风喷雾,放煤口喷雾把放煤口呈半包围形式,罩住放煤口产尘部位。(5)工作面煤机割煤时,下风口20m范围内必须保证有2架以上的喷雾头正常工作,并保证雾化效果良好,覆盖全断面。12、对工作面实施煤层注水措施(1)在工作面回风顺槽设置注水用清水管路，并在管路进入顺槽的地点给每条支管路安设一过滤器，以保证水源清洁。(2)根据《煤矿安全规程》第154条的规定向煤层中注水，由回风顺槽每隔20m向煤壁打注水孔，钻孔直径φ42mm，长度不小于工作面长度2/3，钻孔角度按照工作面切眼倾角进行确定，终孔点距顶板1.5～2.0m。注水采用静压水,水压不小于4MPa。注水作业地点超前工作面煤壁50～80m。详见附图12：工作面防尘系统图三、瓦斯防治1、工作面瓦斯检查制度：①工作面有专职瓦检员负责检查，主要检查工作面风流(机组处)架间、架顶、回风三角区、回风流中的瓦斯浓度，每班至少检查3次。②采区回风巷，工作面回风巷风流中瓦斯浓度超过0.8%时，必须停止作业并撤出人员，由通风部门采取措施进行处理，工作面风流中，瓦斯浓度达到1.0%，必须停止作业，撤出人员，同时切断电源进行处理，断电范围：工作面及回风巷中全部非本质安全型电气设备；回风三角区瓦斯浓度达到1.2%；工作面局部地点体积大于0.5m³的空间，瓦斯浓度超过2%时，附近20m内必须停止作业，断电撤人，并由班长、跟班队干组织人员设置风障或用压风吹散积聚瓦斯。2、工作面瓦斯监测：加强对工作面瓦斯的连续监测，在回风顺槽按规定安装各种相关传感器，最外一组安设在距回风顺槽出口10-15m处，瓦斯报警浓度为0.8%，复电浓度值小于0.8%。监测系统必须经常维护，确保可靠，传感器每7天校对一次。3、隔绝瓦斯煤尘爆炸的措施：⑴、在工作面的40102运输顺槽及40102回风顺槽内各安设3组隔爆水棚，首排水槽必须保持距工作面60-200m的范围内。每组隔爆水棚的棚间距为1.2-3m，棚区长度不得小于20m。水棚的用水量按巷道的断面积计算，不得少于200L/m2。水棚的安设、吊挂、质量必须符合《山西省“一通三防”工作实施细则》规定。⑵、使用的水袋符合《煤矿用隔爆水袋通用技术条件》的规定。⑶、工作面通风系统必须合理、稳定，确保工作面的供风量，定期对工作面进行测风，若发现风量不符合规定要求时，应及时调整；定期对工作面周围的通风设施进行检查，并确保完好可靠。⑷、40102回风顺槽风流中设瓦斯检查点，每班三次正常检查，主要检查工作面上隅角和回风流中的瓦斯、二氧化碳、一氧化碳等气体的浓度及工作面温度。在采煤机上悬挂便携式瓦斯仪，对瓦斯浓度进行连续监测，当瓦斯浓度超过1.0％时，应撤出工作面所有人员，并切断电源，汇报矿调度室，待处理完后方可恢复生产。详见附图11:40102工作面监测监控布置图四、防治煤层自然发火技术措施(一)监测系统1、加强对通风安全监测系统和束管监测系统的维护管理，确保其完好，能正常运行使用。2、安装使用束管监测系统对工作面的回风隅角处进行监测。(二)综合防灭火措施1、通风队每周对高冒点及可能发热地点进行检查和取气化验分析，充分利用矿井束管监测系统或人工每天对回风隅角进行取气分析，分析结果及时向调度汇报。束管采样器按规定位置安设在回风隅角的切顶排以里的采空区内，距离切顶排的距离分别为50m、100m、150m。做好观测预报工作，发现问题及时采取措施处理。2、对顶板下沉变形的巷道及时进行维修支护，防止出现高冒区。3、对已出现的高冒区要挂网喷浆或注黄泥等不燃性材料充填。4、采煤面要保持合理的推进速度，最大限度减少煤炭损失。采煤面在回采过程中，严禁留顶煤(发生地质构造经公司批准除外)，杂物回撤干净，消灭采空区内留有能够燃烧的物料。防止因推进速度慢而使采空区氧化时间长产生自燃。5、工作面进、回风隅角要及时放顶。采煤队要及时做好对工作面上、下隅角顶锚托板螺丝的拆卸和截网，以及上下端头支护的回撤。6、采煤工作面回采结束后，在1个月内撤出一切设备、材料，回风隅角及运顺一定要回撤干净，并进行永久性封闭。并向密闭墙内进行灌浆，确保密闭的质量防止漏风漏气而造成自然发火。7、根据工作面的推进情况，适时对采空区进行注浆，消灭自然发火隐患。8、对通风安全监测系统和束管监测系统及人工检测的数据及时进行分析，有芳香族碳氢化合物或CO浓度超过0.0024%或增加较快、发现温度上升明显时，应查明原因，及时向通防部门汇报，采取措施进行处理。(三)防灭火要求1、工作面在正常生产期间，每天对回风隅角温度进行测定并取气使用气体分析仪对一氧化碳、芳香族碳氢化合物浓度进行分析，综合连续一周来检测数据进行分析预测预报。2、在工作面回采期间对采空区及上下角铺洒以MgCl2为主要成分的阻化剂。3、在工作面皮带顺槽适当位置(尽量靠近工作面)放置两个容器（敞口铁桶即可）作为阻化剂药箱，交换使用，按需浓度(20%)将工业CaCl2倒入容器内，用临时供水管路按比例加足清水，配成溶液搅拌均匀后，用BH-40/2.5型煤矿用液压泵将阻化液沿顺槽和大溜电缆槽下方铺设(每20m安一三通接一截止阀)的φ25mm高压胶管压至工作面，与φ13mm的胶管和喷枪相连。一台泵配一支喷枪，由专人手持喷枪，从支架间隙向采空区喷洒，每间隔5组支架喷一次，每次喷洒至少6min，流量不小于35L/min。正常回采期间每班喷洒一次。工作面开采初期和停采撤架期间，或因地质原因，或因机电设备原因造成工作面推进缓慢，宜加大喷雾量和喷雾次数，并对工作面上下隅角、雾化不能到达地点等重点自然发火危险区域由人工拉上胶管利用喷枪直接实施阻化剂喷洒，全面湿润浮煤，抑制遗煤自燃。喷洒系统工艺图如下图所示。喷洒系统工艺图如下图所示。868654322采空区工作面179移动式喷洒系统工艺图1-供水管路；2-药液箱；3-吸液管；4-压力表；5-阻化多用泵；6-高压胶管；7-阀门；8-三通；9-喷枪7)阻化剂喷洒量计算工作面一次喷洒药液量的计算：

式中:V——采煤工作面一次喷洒阻化剂的药液量，m3；K1——易自燃部位药液喷洒加量系数，一般取1.2；K2——采空区遗煤容重(按采区遗煤煤样实测)，0.9t/m3；L——工作面长度，180m；S——一次喷洒宽带，1.2m；H——遗煤厚度，0.2m；A——遗煤吸药量，(在采空区采取煤样，由试验确定)，0.058m3/t；γ——阻化液容重，1.11t/m3。V=1.2×0.9×180×1.2×0.2×0.058/1.11=2.5m3采煤工作面一次喷洒阻化剂的药液量2.5m3。第三节排水系统1、排水系统工作面两顺槽北高南低，胶带大巷及轨道大巷西高东低，工作面的水可以自行流出，直至流入副井底水仓，后经中央水泵房利用水泵排到地面。2、排水路线运输、回风顺槽→轨道大巷→轨道石门→井底水仓→副斜井→地面。如;排水不畅，可在两顺槽最低处挖一个不小于1立方米水池加一个5-7KW的污水泵、配2寸胶管排至轨道大巷排水沟直至副底水仓。第四节供电系统40102采煤工作面采用综采放顶煤回采工艺，切眼178.7m,回风顺槽走向763.3m，运输顺槽走向907.4m,整个采煤机组采用3.3KV供电,皮带运输机采用0.66KV供电。40102综采工作面设备负荷统计表设备名称数量台套型号电机容量(Kv·A)设备总功率(kW)额定电压V额定电流A移动设备采煤机1MG400/940-WD9409403300416.7运输机2SGZ800/8002*40016003300280.7转载机1SZZ1000/400400400/200330089/61破碎机1PCM250250250330082.9乳化液泵3BRW400/31.5X250750330082.9清水泵2YBBZ-110110220330023∑PY=4160kW固定设备皮带机1185370660213张紧绞车17.57.566043无极绳绞车1110110660127运输绞车2224466043运输绞车1222266026∑PG=553.5kW工作面总负荷4713.5kW注：上表不包括皮带机抱闸电机、回风顺槽辅助运输设备及排水设备。详见附图14：40102综放工作面设备布置示意图。详见附图15：40102综放工作面供电系统示意图第五节通讯照明系统一、通讯系统及有关配置40102综放工作面转载机头、控制台、上隅角各安装一台直通地面调度室的生产电话。工作面皮带机头、转载机头、转载机尾、破碎机处及整个工作面每间隔10架安装一台扩音电话与控制台联系。40102运输顺槽和40102回风顺槽各安装3台KT-162型无线通讯基站，保证井下小灵通的使用正常。40102运输顺槽和40102回风顺槽各安装3台ZB12D型语音广播系统，确保40102运输顺槽和40102回风顺槽可以播放音乐和广播，同时可实现和调度室对讲功能。详见附图16：40102综放工作面通讯系统示意图二、照明系统及有关配置40102运输顺槽照明及综采工作面照明灯的电源是由皮带机头配电点4KVA照明综保供给，工作面照明每5架安设一组，运输顺槽每50m安设一组照明。第六节其它系统一、压风自救系统采用3吋钢管，从地面空压机房直至工作面顺槽，沿途每隔200m安设一套自救装置，距回采工作面40m范围内安设一套自救装置。地面空压机房→副斜井→轨道石门→轨道大巷→40102运输、回风顺槽二、供水施救系统采用防尘洒水、消防管路，沿途每隔200m安设一套施救装置，距回采工作面40m范围内安设一套施救装置。三、井下作业人员管理系统采用江苏(常州)天地自动化有限公司KJ69J型人员定位系统，在40102运输顺槽口、40102综采设备列车、40102回风顺槽口、40102上隅角各安装一台人员定位读卡器，能有效的对出入40102综采工作面的人员进行监测。详见附图17：40102综放工作面人员定位系统图四、紧急避险系统在距胶带大巷开口945m处设有两台移动救生舱，移动救生舱在40102工作面两顺槽开口之间，在40102运输顺槽开口向西40m处，两台移动救生舱可以同时容纳32人紧急避险；在距轨道大巷开口100m设有永久避难硐室，永久避难硐室可以同时容纳100人避险。当工作面发生灾变时，避灾人员若无法(或来不及)撤离升井，可迅速进入移动救生舱避灾，等待救援。第五章劳动组织和主要经济技术指标第一节劳动组织一、作业方式本工作面采用“三八”制作业制度，每班作业8小时，一个原班由2.5个生产班和半个检修班组成。(即每天检修4h)。详见附图18：综放工作面循环作业图表二、工作面人员配备及劳动组织40102综放工作面人员配备见劳动组织图表序号工种出勤人数一班二班三班合计1跟班队长11132班长11133质量验收员11134采煤机司机11（包机）135放煤工22266液压修理及支架工11（包机）137运料工338清理工11139端头维护工333910泵站司机11（包机）1311运输机司机22（包机）2612小班电钳工111313材料管理员1114队管理人员121415合计16211653第二节主要经济技术指标40102综放工作面的主要经济技术参数见下表：主要经济技术指标表表十一序号名称数量序号名称数量1有效推进长度763.3m13日产量4388T2面长178.7m14月产量114088T3煤层倾角2-10°15可采期9.46个月4煤容重1.4t/m³16放煤步距0.63m5煤硬度2-317正规循环率70%6煤层厚度6.65m18日出勤53人7割煤高度2.8m19出勤率90%8放煤高度3.85m20工作面效率92t/工9采放比1:1.37521坑木消耗2m³/万吨10地质储量126.99万吨22截齿消耗18个/万吨11可采储量107.94万吨23循环产量877.6t12回采率88%24工作面质量规定项目小项名称单位质量规定标准备注工作面支护支架直线误差mm±50支架中心距误差mm±100与面溜垂直误差度±5与面溜倾斜度度±5 端面距mm≤340 上下出口下出口超前支护m≥20 超前支护直线mm±50高度m≥1.8宽度m≥1.0移架放顶最大空顶距m0.97 最小空顶距m0.34放顶步距m0.63回风顺槽宽度m4.2人行道宽度m≥1.0人行道高度m≥1.8运输顺槽宽度m5.4人行道宽度m≥1.0人行道高度m≥1.8液压参数乳化液配比％3～5泵站压力MPa≥31.5液压支架初撑力kN≥6972单体液压支柱初撑力kN≥150第六章煤质管理第一节提高煤质的措施1、、在运输等方面条件允许的条件下，适当增加采煤机牵引速度，增加块煤率。2、加强综放采煤工作面顶板管理，采煤机割煤做到不破顶、不破底，以防止出现冒顶事故，减少灰分及含矸率。3、停机时，及时关闭各种设备的消尘用水阀门，以防煤的水分过高，顺槽淋水较大时，采取措施治理。4、放煤时，见矸石立即打出插板，防止矸石混入煤中。5、加强对液压系统的管理，防止跑、冒、滴、漏等现象的发生。第二节提高回采率的措施1、割煤时，严格按层位施工，防止丢底煤。2、采取单轮间隔放煤方式。3、如顶煤坚硬，不易冒落可采用降架、升架方法切顶，直至顶煤冒落，但同时相邻降架数不得超过3架。第七章安全技术措施第一节一般措施1、所有上岗人员必须严格执行《煤矿安全规程》、《煤矿安全技术操作规程》和《40102综放工作面作业规程》，严禁违章指挥、违章作业、违反劳动纪律。2、所有上岗人员都必须持证上岗，严格执行岗位责任制,现场交接班制、设备维修制、质量验收制、事故分析制。各岗点要认真填写运转日志。3、工作面回采工程质量和顶板管理，要按照《山西省煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法》的各项要求严格执行，做到动态达标、安全生产、文明生产。4、工程开工前，所有上岗人员都必须学习本规程,学习后人人签字并进行考试，不合格不得上岗。5、加强工作面综采设备的管理，要按照设备完好标准进行检修和保养,保证设备处于完好状态。6、所有综采设备的安全设施，都必须按照设备的自身安全使用要求进行安装调整,并保证完好可靠,正确使用,任何人不得以任何理由随意撤除,在生产过程中,发现失灵部件立即修复或更换，严禁安全设施不完善生产。。7、为防止安全事故的发生,工作面的监测系统、通风系统、防尘系统、通讯系统等应时时保证其完好,并坚持正常使用。8、人员经常跨越的运输设备上方，要安装牢固的人行过桥,并悬挂醒目的安全标志牌。9、严禁人员进入运转的运输机、转载机里侧和上方作业；如需进入作业时，要停机闭锁，维护好顶板与煤帮,并设专人看管闭锁和观察顶帮后方可进入。10、进入工作面内的所有人员应在支架脚踏板上行走，片帮掉顶的大块煤矸要及时处理。11、所有人员在处理各种管子前必须关闭截止阀，严禁带压作业。12、严禁进入没有通风条件的独头巷道及有警标、栅栏的巷道或峒室。13、当工作面有害气体超限时，要立即停止工作，将人员撤至安全地点，清点人数，并汇报调度及相关领导，采取措施进行处理。14、若工作面发生灾害时，必须迅速通知、组织全面人员按该种灾害的避灾路线组织撤离，并清点人数；发生火灾、煤尘瓦斯爆炸，必须及时佩戴好自救器。15、人行道宽度确保在1.0m以上，安全出口高度不低于1.8m。16、人员进入前或后部运输机工作时，严禁操作左右15m范围内支架。17、保护好通风设备，过风门时要注意运行车辆，过后随手关门，不得同时敞开两道风门。18、设备必须断电维修，检修更换大件时，要有针对性措施。19、所有运转设备的裸露部位，要加设防护罩。20、工作面范围内各岗点的开关按钮、信号、急停、按钮、通话器等必须就近设置，正常使用，便于操作。21、工作面运输机运转时，严禁人员从机头通过。煤机割透端部时正对滚筒严禁人员通过或工作，煤机截割的锚杆等杂物应及时停机拾出。22、坚持工作票制度，检修设备时必须将开关断电,检修开关时必须将上一级开关断电。停电挂牌，专人看管，坚持谁停电谁送电原则。23、进入机道检修、联网、穿料、扩帮扶棚、装顶、端头扶棚、两巷放顶、超前换扶棚时，都要坚持敲帮问顶，敲帮问顶人员要站在支护完好的安全地点，用长不小于1.2m的长柄工具侧身进行，找掉危矸悬岩。24、矿压观测人员要配合综采队加强矿压观测工作,掌握工作面顶板活动规律,进行来压预报,正确指导生产,工作面安装观测压力的压力表必须维修、保养好,损坏的要及时更换。25、两人及两人以上同时作业时，必须指定一名安全负责人,全面负责施工期间的安全工作。第二节顶板管理一、工作面支护质量要求1、工作面支架排成一条直线，误差不超过+50mm，工作面支架中心距符合规定，误差不超过+100mm。2、工作面支架严禁歪架、咬架，否则要及时调整。支架要确保达到初撑力(中间架不小于6972KN，过渡支架不小于7760KN)。3、顶梁和前梁与顶板充分、平整接触，顶梁与顶板平行支设，最大俯仰角不大于7°。4、相邻支架不能有明显错差，错差不超过顶梁侧护板高度的三分之二。5、工作面采高2.8m，偏差不大于+100mm。6、移设支架要及时，端面距不大于340mm。7、工作面内支架干净卫生，无浮煤、杂物、积水。8、支架接顶严密，工作面不出现台阶下沉。二、冒顶、片帮处理方法1、工作面片帮严重时，应及时拉架，及时维护新暴露顶板，并打贴帮柱进行支护。2、工作面片帮严重时，工作面所有工作人员都要注意倾斜上方，以防片帮煤块沿销排滑下伤人。3、如果架前冒顶，应先将松动岩块处理掉，打好临时支护后进行刹顶工作，顶板要刹实刹严，跟班队长要亲自指挥。4、处理冒顶，搭木垛时设专人观察顶板。关闭冒顶区及两侧10m范围内的支架进、回液截止阀。任何人不准操作支架、采煤机及前部输送机。5、到工作面煤壁侧作业时，必须敲帮问顶找掉浮块，作业地点处必须护帮护顶。在采煤机滚筒5m范围内作业时，采煤机必须切断电源，打开采煤机隔离开关和离合器，并对前部运输机施行闭锁。作业地点10m范围内不许操作支架。6、回采过程中如果发生掉顶、冒顶，必须由班长以上干部现扬指挥，坚持由掉顶、冒顶区两侧向中间进行处理，工作帮作业人员留好安全退路，并认真执行敲帮问顶制度。7、刹顶前，认真检查高冒区顶部瓦斯及CO浓度情况，如果浓度超限必须进行处理，处理完毕后再作业。8、到工作面煤壁背帮、背顶时，必须观察好顶板和煤帮，及时找掉帮顶浮石，在顶板、煤帮不稳定时，任何人不准到煤壁侧作业。9、递料时，避免碰触顶板和煤帮，接料人员要接稳拿牢，防止物料滑落伤人，受物料下滑影响范围内严禁有人。10、背帮、背顶时，必须将帮顶刹实背严，起到控制帮顶作用，单体必须达到初撑力。11、进入前后部输送机上作业时，执行如下安全措施：(1)、进入前后部输送机内作业前派专人切断前部刮板输送机电源并闭锁，悬挂“有人作业，禁止送电”的警戒牌，未经作业人员同意，任何人不准送电。(2)、进入前后部输送机前要观察好帮顶状况，严格执行敲帮问顶制度，找净松动的煤岩块，关闭作业区域及前后3部支架进回液截止阀，操作手柄打到零位，并使用好阀组限位装置。(3)、进入前后部输送机作业人员不得超过三人，作业时设有经验的老工人负责专门监护顶板和煤壁情况。(4)、片帮严重地点，必须挑梁护顶，并用柈子背帮，防止顶帮冒落。(5)、进入机道刹顶时，禁止同时降两部相邻支架。(6)、卧机头、机尾时，必须将过渡支架护帮板打开护顶。(7)、进入后部输送机内作业前，必须将尾梁插板伸出，防止采空区煤岩块窜出伤人，并关闭工作区域范围内液压支架的进回液截止阀，防止支架误动作伤人。三、处理“死架”、歪架、倒架的措施1、处理倒架时，要找好支架重心，用单体进行处理，液压枪采用远方控制。2、处理过程中，作业区内严禁行人或人员停留、无关人员应在离作业点10m外，防止发生伤人事故。3、拉架前，应清理支架底座上的障碍物，顶板破碎时，应加强顶板维护，保证安全作业。4、处理歪架、咬架时，在拉移支架过程中使用支架本身的侧护板进行调节或采用单体支柱进行调整，调节过程中支架两侧两架范围内严禁有其他人作业。5、处理死架时，如果顶板破碎，无论采取挑顶、卧底办法，都先在支架两侧架上方铺刹杆，维护顶板，防止局部冒顶伤人。6、为防止倒架，工作面倾角大于15°时，工作面设防倒缸。四、工作面调向1、为了保证工作面正常生产，刮板输送机在生产过程中，要根据坡度变化不断调整工作面伪斜角，在调向过程中，两刀机头一刀机尾或两刀机尾一刀机头推进，，调向调几刀后视刮板输送机上窜下滑情况，再决定是否继续调向。2、在调向过程中，应保证工作面的工程质量，加强工作面支架状态的调整，保证支架不挤、不倒、垂直工作面顶、底板及运输机。3、在工作面调向过程中，必须保证运输机平直。4、调整支架时使用好支架侧护板，必须有专人控制阀门，人员相互配合好，以防误动作伤人。5、调向期间，运输机竖直最大弯曲度不大于2°，水平最大弯曲度不大于1°，保证采煤机正常运行，运输机正常运转，如果运输机弯曲度过大必须及时调整，以防损坏设备。五、强制放顶1、炮眼设计孔间距1.5m,二排三花眼布置，每排布置119个炮眼，共计238个炮眼，炮眼倾角90°。由于顶煤平均厚3.65m，因此炮眼深4.65m(顶煤大于3.65m时，炮眼要进入顶板岩石至少1m),第一排布置在架子尾梁处距老塘1m，排距0.5m处。2、打眼(1)打眼前，施工人员必须进行“敲帮问顶”，处理掉作业地点帮、顶的浮块。特殊地段顶板不完好处需打设临时点柱支护。(2)如果顶板破碎可适当更换打眼位置，保证施工地点安全。(3)打眼前，将施工地点的杂物清理干净，以免影响施工。(4)钻机操作人员穿戴要整齐，衣襟、袖口必须束紧，严禁带手套操作。(5)打眼前，必须对钻具进行详细检查，钻机的各部位要完整无损，固定螺栓无松动，钻杆两端合格，钻杆正直，钻机接头处严禁用铁线代替U型销子，防止风管抽人，压风管无破口，各部件完好，按扭要灵敏可靠，否则，严禁操作。(6)严禁打眼与装药平行作业。(7)钻机使用注意事项=1\*GB3①管道排气冲洗30秒后，再和钻机联接。=2\*GB3②钻孔前先不装钻杆，反复升起降下支腿三次。=3\*GB3③打眼前检查钻杆是否直，钻杆是否堵塞，钻头是否锋利。=4\*GB3④双脚站稳，防止钻机扭矩载荷增大时失去平衡。=5\*GB3⑤插好钻杆慢慢开起钻机，接近顶板时，注意气腿的供气不要太大，如果气腿升高过快，将会顶弯钻杆，还会造成事故。=6\*GB3⑥在打眼过程中，若发生钻杆弯曲或卡钻，要立即松开钻机开关手把，停机进行处理，在打眼前必须检查钻杆是否符合钻眼要求，不符合要求的必须及时更换，防止打眼时突然断裂伤人。=7\*GB3⑦每台钻机配备两名操作人员，严禁单独作业，并且在打眼前将钻机的左右偏角及仰俯角调整好准备打眼。=8\*GB3⑧打眼时，严格执行“开机先开风，停机后停风，”的原则。=9\*GB3⑨钻进过程中，一旦发现“见软”、“见水”，夹钻等异常情况，要立即停钻检查，在无异常情况下，方可进行打钻。出现异常情况，立即停钻，记录钻眼深度，同时向调度室汇报。=10\*GB3⑩延接钻杆时必须在钻机完全停止运转情况下方可操作。再次启动时，必须等人员完全离开钻杆后方可开机。3、装药（1）炮孔装药结构示意图。（2）、炮孔爆破参数炸药采用2#煤矿许用炸药，规格：直径32mm×长200mm，重量为0.15kg/卷，每孔装药15卷(2.25kg)（见下表）初次放顶炮孔爆破参数表参数孔号与切眼夹角仰角（°）垂高（m）孔深（m）封孔长度（m）装药长度（m）装药量（kg）孔径（mm）第一排放顶炮孔0°90°4.654.651.6532.25×119Ф42第二排放顶炮孔0°90°4.654.651.6530.9×119Ф42合计1428注：装药量总计1428kg4、火工品存放、装药、封孔、联线、爆破及爆破后等爆破相关的安全技术措施严格按照本章第四节爆破管理执行。五、初采及初次放顶措施1、工作面开采前必须配齐通防设施，风量、风速符合要求，按规定配备好防排水设备，泄水通道畅通。2、将安装剩余的设备部件以及杂物转运到指定地点或上井。3、运输机前的杂物应清理干净，严禁留有铁器等物。4、工作面所有安全设施必须齐全、可靠，符合要求。5、检查所有设备的注油情况和各种保护，进行联合试运转。6、工作面必须按作业规程的要求，配齐所有支护材料，否则不准生产。7、初次放顶期间，矿成立初次放顶领导小组，放顶期间小组成员会同区队管理人员跟班指挥放顶期间的安全生产，直到放顶结束。8、初次放顶期间，控制采高在2.6-2.8m，沿底开采，严禁超高。9、每班进行矿压观测，及时进行预测预报。工作面要设专人全面巡视顶板情况，发现问题及时处理，发现来压预兆时及时撤人。10、初次放顶期间，严格控制煤机截割速度在2m/min以下，并且每截割一小时停机10min观察顶板，以防突然来压。11、初次放顶期间，应加强工作面支护，保证支架初撑力达到规定要求。12、当采空区顶板冒落高度达到采高的1.5倍、长度达到工作面长度2／3以上时，视为初次放顶结束。六、回收单体液压支柱安全措施：1、回撤单体液压支柱时用慢速回柱绞车回撤。2、回撤顺序由里向外逐架回撤，回撤时一次只准拴1棵单体，严禁拉大网。3、绞车放置地点顶板支护状态完好，绞车压戗柱齐全可靠，以免回撤时绞车移动造成伤人事故。4、拴钩人员必须由2名有经验的工人担任，1人拴钩、1人观察顶板及周围情况，发现问题及时处理，确保安全后，方可作业。5、拴钩人员拴钩时，脚下不许有杂物，退路必须畅通。6、拴完钩后，观察人员躲在支架架空间，溜子司机及其他人员必须撤到回柱绞车以外安全地点，以防断绳抽人。人员撤出后，方可开动绞车回撤。7、开车前要对绞车闸皮、钢丝绳、信号等进行详细检查，发现问题及时处理。8、绞车开、停必须有灵敏可靠的信号。信号规定如下：一声停、二声拉、三声放，信号不清不许开车。9、绞车司机要持证上岗，开车时要精力集中听清信号，严禁生拉硬拽，拉不动时要及时停车，查明拉不动原因，采取措施进行处理，处理完后方可拉车。10、顶板破碎处应采用先支护、后回撤的方法，否则不许作业。严禁任何人进入无支护区作业。11、回撤时要保护好两巷的电缆、水管等，在运输顺槽回撤时，必须停止转载机及前后部刮板输送机，并将其开关停电闭锁，设专人看管，防止其他人员随意送电开机，发生事故。12、抬运单体时。两人要同肩，动作协调一致，规定好相同的号子，抬起、放下单体时要稳。13、回收单体液压支柱前，单体必须缩液，回柱绞车钩头必须拴在单体液压支柱的把手上。14、端头回收单体液压支柱时，端头3部支架范围内严禁人员操作液压支架。七、使用单体支柱安全措施1、使用的支柱每根都应保持完好状态，漏液、自卸、掉端盖及顶盖掉爪的支柱不得使用。2、不同性能的支柱不准混用。3、新下井支柱或长期未使用的支柱，第一次使用时应先升降1～2次，排净腔内空气后方可支设。4、支柱支设前，必须用注液枪冲洗注油阀体，防止煤粉等污物进入支柱内腔。5、支柱接顶后，继续供液4～5s再切断液源，以保证支柱具有足够的初撑力。6、支柱初撑力：不小于150kN。7、单体支柱初始给压时要缓慢，三向阀严禁对人。8、工作面所有处于支撑状态的单体支柱每班随时检查，保证其处于正常的支护状态。9、使用完单体支柱后，单体支柱要卸压拆除，卸压时泄液口严禁对人。10、所有处于支撑状态的单体液压支柱必须有可靠的防倒装置。八、更换煤机截齿安全技术措施1、检修(更换截齿)前，采煤机必须停在帮顶支架状态完好处，机身浮货清净，并将煤机摇臂抬高，煤机滚筒触碰不到底板，然后切断隔离煤机开关电源