井采煤工作面作业规程

冀中能源股份有限公司 东庞矿北井采煤工作面作业规程 编 号：（　　　　　　　） 工 作 面 名 称：9202B工作面 施 工 单 位：综放队 编 制 人： 2013年02月20日 审 核 人： 年 月 日 施工单位负责人： 年 月 日 编 制 日 期：　　　　　2013年02 月20日 会审单位及人员签名 技术科： 年 月 日 北井安检科： 年 月 日 北井调度室： 年 月 日 通风区： 年 月 日 瓦斯治理科： 年 月 日 抽放区： 年 月 日 地测科： 年 月 日 运输科： 年 月 日 机电科： 年 月 日 煤质科： 年 月 日 劳人科： 年 月 日 物管科：　　　　　　　　　　　　年 月 日 北井技术负责人：　　　　　　　　年 月 日 北井机电负责人：　　　　　　　　年 月 日 北井安全负责人：　　　　　　　　年 月 日 北井生产负责人：　　　　　　　　年 月 日 安全（通风）副总：　　　　　　　年 月 日 机电矿长：　　　　 　　　年 月 日 北井井长：　　　　　　　　　　　年 月 日 总工程师：　　　　　　　　　　　年 月 日 会　审　意　见 1、绞车、卡轨车回绳站地锚需做拉拔试验，试验合格后方可使用。 2、了解各种突水征兆，能辨识水害，熟练掌握避灾路线，具有一定应急救援知识。 3、严禁用水冲刷电气设备表面的煤尘和水垢，必须使用棉丝擦拭。 4、注意观察采空区水量变化，老顶来压时，可能出现水量突然增大现象，及时汇报。 5、牵引车前后5米内严禁有人，牵引车必须使用保险绳。 目录 第一章 概况 - 5 - 第一节 工作面位置及井上下关系 - 5 - 第二节 煤层 - 5 - 第三节 煤层顶底板 - 6 - 第四节 地质构造 - 6 - 第五节 水文地质 - 7 - 第六节 影响回采的其他因素 - 8 - 第七节 储量及服务年限 - 8 - 第二章 采煤方法 - 9 - 第一节 巷道布置 - 9 - 第二节 采煤工艺 - 10 - 第三节 设备配置 - 12 - 第三章 顶板控制 - 16 - 第一节 支护设计 - 16 - 第二节 工作面顶板控制 - 17 - 第三节 回采巷道及端头顶板控制 - 19 - 第四节 矿压观测 - 21 - 第四章 生产系统 - 23 - 第一节 运输 - 23 - 第二节 “一通三防”与安全监控 - 26 - 第三节 供、排水 - 36 - 第四节 供电 - 36 - 第五节 通信照明 - 38 - 第六节 压风系统 - 39 - 第七节 人员定位系统 - 39 - 第五章 劳动组织和主要技术经济指标 - 42 - 第一节 劳动组织 - 40 - 第六章 煤质管理 - 42 - 第七章 安全技术措施 - 43 - 第一节 一般规定 - 43 - 第二节 顶板 - 44 - 第三节 防治水 - 47 - 第四节 爆破 - 48 - 第五节 “一通三防”及安全监控 - 48 - 第六节 运输 - 50 - 第七节 机电 - 59 - 第八节 工作面更换大件安全施工措施 - 80 - 第九节 移卡轨车回绳站安全施工技术措施 - 82 - 第十节 拉移转载机、皮带机尾施工技术措施 - 83 - 第十一节 皮带巷卧底安全技术措施 - 83 - 第十二节 架前、架间及后溜子清煤安全技术措施 - 84 - 第十三节 处理工作面溜子断链安全技术措施 - 84 - 第十四节 斜巷运输过风门措施 - 85 - 第十五节 工作面隅角管理和退锚措施 - 85 - 第十六节 工作面煤壁注水措施 - 87 - 第十七节 工作面防高压管伤人 - 88 - 第十八节 工作面处理大块煤（矸）安全技术措施 - 89 - 第十九节 顶板超高支护安全技术措施 - 89 - 第二十节 工作面铁器回收安全技术措施 - 90 - 第二十一节 其它 - 91 - 第八章 职业卫生防护措施 - 93 - 第九章 灾害应急措施及避灾路线 - 94 - 第一节 灾害应急救援措施 - 94 - 第二节 避灾线路 - 96 - 作业规程学习和考试记录 - 98 - 作业规程复查记录 第一章 概况 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见表1。 水平名称 一水平 采区名称 9200采区 地面标高 ＋116 井下标高 -70～-130 地面相 对位置 工作面位于冯村以北，北井工业广场东北。 回采对地面设施的影响 无 井下位置及与四邻关系 9202B工作面南至9200采区轨道巷，东到9202A工作面和9204工作面，西至井田边界附近，西北浅部揭露多处小煤矿越界老空。 9202B走向长∕m 814-888 倾斜长∕m 30-71 面积/m2 57516 851 51 第二节 煤层 一、工作面煤层情况 本工作面开采煤层为9#煤，通过地质资料分析煤层赋存较稳定，具体情况见表2。 表2 煤 层 情 况 表 煤层总厚度（m） 2.6（0.66）2.97 煤层结构 煤层倾角（） 10—25 复杂 17.5 可采指数 1 变异系数（%） 92:10 稳定程度 稳定 93:7 煤层情描述 该工作面煤层结构复杂，沉积稳定，一般含多层夹矸，92煤厚度为1.9～2.85m,平均为2.6m，92煤与93煤夹矸为碳质泥岩，厚度在0.66m左右，93煤厚度为2.5～3.3m，平均为2.97m,含一层厚度为0.2m左右的碳质泥岩夹矸。9202B工作面外段煤层表现为宽缓的向斜构造,里段为倾向南东的单斜构造，煤层倾角变化较大为10～25。 第三节 煤层顶底板 一、工作面煤层顶底板情况见表3。 顶、底板名称 岩石名称 厚度∕m 岩性特征 直接顶 细砂岩 1.7 深灰色，细粒砂状结构，波状层理，分选中等，次圆状，硅质胶结，与下伏地层明显接触。 直接底 炭质泥岩 3.4 黑色，褐红色条痕，泥状结构，块状构造，棱角状断口，含黄铁矿结核。 老底 铝土泥岩 4.43 灰白色，鲕粒状结构，块状构造，含少量植物根茎化石和黄铁矿晶粒。 表3 煤层顶底板情况表 附图1：9202B工作面地层综合柱状图 第四节 地质构造 一、断层构造及其对回采的影响 在9202B工作面掘进过程中，皮带巷揭露两条前上小断层九f16落差为0.8m,九f17落差为0.5m,已对断层附近区域的底板隔水层进行了注浆加固；结合工作面坑透资料，分析认为该工作面地质构造简单，断层发育较少。工作面外段发育一宽缓的向斜构造，工作面里段表现为南东倾向的单斜构造。 表4 地质构造情况表 构造名称 走向 (o) 倾向 (o) 倾角 (o) 性质 (逆) 落差 (m) 对回采的影响 九f16 303 213 80 正 0.6～0.8 影响较小 九f17 343 253 75 正 0.4～0.5 影响较小 二、褶曲情况及其对回采的影响 该工作面内基本没有对回采形成影响的褶曲存在。 三、其它因素对回采的影响（陷落柱、火成岩等） 无 第五节 水文地质 一、含水层（顶部和底部）分析 1、工作面回采期间主要充水水源为顶板大青灰岩水。根据掘进及钻探实测资料，9202B工作面顶板大青灰岩不富水。 2、9202B工作面里段受小煤矿越界开采破坏，揭露小煤矿越界老空16次，贯通前已对老巷内的积水进行了疏放，根据实际揭露小煤矿越界老空资料，越界巷道层位一般位于92煤层和93煤层，部分区域由于支护老化，多有8煤层垮落现象；在工作面回采期间，对工作面内的小煤矿越界老空内的积水要及时疏放干净，确认无水后方可向前推进。对工作面外侧的小煤矿越界老空要加强水量观测。工作面回采后在停采线以外施工隔离闸墙对工作面进行封闭。 3、根据9202B工作面综合物探工作报告，本次物探共圈定了7处物探低阻异常区，工作面内圈定6处异常区，工作面外侧1处异常区，其中1#、7#异常区为重点防治水区域，回采前已对各异常区进行了钻探验证及注浆加固。 4、预计工作面最大涌水量30m3/h，正常涌水量15m3/h。 二、地质部门的建议 1、回采前完善工作面排水系统，施工正式水沟，在上下巷的低洼点处配备不小于200m3/h的排水系统，回采前与回采中及时清理水沟，保证工作面的正常排水。 2、工作面里段受到小煤矿越界开采破坏严重，存在多处越界老巷、老空冒顶区，且里段煤层倾角较大；工作面皮带巷与9202A采空区和 9204采空区相邻，掘进时已表现出压力大，巷道变形，局部区段煤岩层破碎。工作面外段与8202老巷贯通处位于92煤层，巷高较高，建议回采时要切实加强顶板管理和支架管理。 3、对于工作面内的小煤矿越界老巷，在回采期间要加强对其水量监测，在临近越界老巷时要提前对老巷内的积水进行疏放，确认无积水后方可进行推进并揭露。对于工作面外部的小煤矿越界老空，要密切注意小煤矿越界老巷内的水量变化情况，发现异常及时汇报。 4、回采中及回采后加强水量、水质监测，发现异常及时采取相应措施。 5、加强瓦斯监测，预防煤层自燃，防止缺氧及一氧化碳中毒等危害。 第六节 影响回采的其他因素 一、瓦斯：9202B工作面位于低瓦斯地区，根据9202B工作面掘进及回采期间的瓦斯涌出量情况，预计9202B工作面回采期间的最大绝对瓦斯涌出量为0.5 m3/min。 二、煤尘：煤尘具爆炸性。 三、煤的自燃：具有自燃发火倾向，属于二类自燃。 四、地温：无地温异常。 五、地压：无冲击地压。 第七节 储量及服务年限 一、储量计算见表4 表4储量计算表 储 量 计 算 块段号 走向长(m) 倾斜长 (m) 斜面积(m2) 煤厚(m) 容重 (t/m3) 工业 储量(万t) 回采率(%) 可采储量(万t) 9202B-1-92 311 71 22081 2.6 1.36 7.8 85 6.6 9202B-1-93 311 71 22081 2.97 1.39 9.1 95 8.6 9202B-2-92 188 53 10615 2.6 1.36 3.8 85 3.2 9202B-2-93 188 53 10615 2.97 1.39 4.4 95 4.2 9202B-3-92 352 71 24820 2.6 1.36 8.8 85 7.5 9202B-3-93 352 71 24820 2.97 1.39 10.2 95 9.7 合计 43.9 39.6 二、采煤工作面服务年限 工作面的服务年限=可采推进长度/设计月推进长度=（851/60）月=14.2月 本工作面预计月推进60米，若生产中遇到其他问题，适当延期。 第二章 采煤方法 第一节 巷道布置 一、巷道布置情况 9202B综放工作面地面位置工作面位于冯村以北，北井工业广场东北。工作面南至9200采区轨道巷，东到9202A工作面和9204工作面，西至井田边界附近。工作面里切眼中对中倾斜长71m，共安装综放支架42架。工作面外切眼中对中倾斜长71m，共安装综放支架42架。轨道巷、皮带巷布置于93煤，巷道顶板为92煤底板。工作面轨道巷、皮带巷平行布置，煤层倾角11～17。 二、工作面皮带巷 9202B工作面皮带巷即9202B工作面回风巷沿空送巷，外段沿9202A工作面上巷方向布置，留设5m保护煤柱；里段平行9204工作面上巷里段布置，留设5m保护煤柱。巷道沿底板掘进，采用锚网加锚索联合支护，断面规格为4.52.7m（宽中高），主要用于回风、运煤、行人。 三、工作面轨道巷 9202B工作面轨道巷即进风巷，平行于9202B皮带巷，受边界保护煤柱影响，布置不规则，沿底板掘进，铺设轨道，巷道采用锚网加锚索联合支护，断面规格为4.52.7m（宽中高），主要用于进风、材料供应及行人。 四、工作面切眼 9202B工作面切眼规格为6.3m2.4m（宽高），采用锚网支护。 五、硐室及其它巷道 本工作面所掘巷道永久支护均采用锚网梁、锚索联合支护。顶板铺5.0m菱形金属网，4.2mH型钢带，帮铺3.5m菱形金属网，铁托盘；顶、帮均选用树脂锚杆支护。在巷道掘进过程中，当顶板节理发育、过断层或顶板破碎压力大地段时，缩小顶帮锚杆、锚索间排距加强支护。如支护效果不好，可在锚网下加相应规格工字钢棚子补强支护或改为工字钢支护（棚子断面为梯形）。 附图2 9202B工作面位置及巷道平面图 第二节 采煤工艺 一、采煤工艺： 走向长壁后退式综采放顶煤、全部垮落法控制顶板采煤法。 二、回采工艺流程： 采煤机端头斜切进刀→割煤→移架→推前溜→放顶煤→拉后溜。 1、进刀方式 采煤机采用端头斜切进刀的方式 附图2-1：采煤机进刀方式示意图 2、落煤方式：采用MG200/466-WD型采煤机双向穿梭采煤，即往返一次割煤两刀，截深0.5m，滚筒自旋使其截齿将煤破碎。尾梁和插板配合放煤。 采高2.2m，沿底割煤，顶底板要割平，煤壁要成直线，不得出现台阶，不留伞檐。采煤机司机应根据顶底板、煤层、煤质变化和刮板输送机载荷情况，随时调整牵引速度。正常割煤时，采煤机前滚筒割顶煤、后滚筒割底煤。支架工在采煤机过后及时打出护帮板。 3、装煤方式：采煤机滚筒螺旋叶片配合SGZ-630/132刮板输送机铲煤板装煤。放顶煤直接落入后部输送机。 4、运煤方式：工作面采用前后两部SGZ-630/132刮板输送机运煤。下巷采用DSP1080/1000可伸缩皮带运煤。 5、支护方式：支架最大支撑高度2.6m，最小支撑高度1.6m，循环进度0.5m，最大控顶距4.33 m，最小控顶距3.83 m。工作面液压支架中心距为1.5 m，邻架操作，及时支护顶板。正常移架滞后采煤机后滚筒5架。移架步距500mm。顶板破碎或片帮严重时要紧跟采煤机前滚筒移架，或提前过超前架，禁止相邻两台支架同时移架。移架后，支架应成一条直线。 6、推前溜：在采煤机返刀扫底后推前溜，推溜从中部向两头分推，也可滞后采煤机后滚筒12～15m推前溜， 溜子弯曲段长度不得小于15m , 防止出现急弯，禁止停机推溜，严禁由两头向中间推溜，溜子整体移到位后，要成一条直线。 7、放煤：放煤方法采用多轮、间隔、顺序、等量放煤。采煤机扫底煤、推前部溜子的同时，后部溜子开始放煤，放煤与采煤机的安全距离不小于20米（16架）。放煤顺序按3#、5#等单号放煤口循序放煤，一次放出顶煤煤量的三分之一到二分之一，然后再按2#、4#等双号放煤口顺序放煤，这样反复进行两、三轮，将煤放完。全工作面放煤口最多为两个。 放煤要求： a、支架移好升起后，必须达到初撑力要求，使顶煤得到很好的破碎，以利于后部放煤。 b、放煤时必须打开支架放煤喷雾。 c、放煤要均匀，放煤时放煤工应随时注意后部溜子运行情况，发现异常情况，立即停止放煤进行处理。见矸面积达到50%必须立即关闭放煤口。 d、放煤时，若遇大块煤不易放出，可反复伸缩插板，或上下摆动尾梁，使煤块破碎后放出，若大块煤卡住溜子时，及时打点停止溜子运转，支架工操作尾梁上下摆动，挤碎煤块，必要时人员站在支架内安全地点用大锤或风稿破碎大块，严禁采用爆破的方法处理。 e、当梁端出现冒顶或片帮严重时，与之相应的采空侧的顶煤应严格控制放煤量，以防支架上方顶煤漏空。 f、为确保出口安全，工作面上下端头各两台支架不放煤。 g、支架在非放煤正常状态下，其尾梁、后插板伸出，掩护好后溜。 h、一般情况下坚持割煤不放煤，跑空机小流量放煤，采煤机停机后实施大流量放煤，放煤工作结束后，拉后溜子。 8、拉后溜：放煤后，按放煤顺序进行拉后溜，拉后溜与放煤支架的距离不小于8架。拉后溜时，要先检查支架尾梁插板是否落在后溜上，发现问题处理好后方可拉移。后溜整体移到位后，要成一条直线。严禁从两头向中间拉移。严禁停机拉溜。 9、清理：工作面前溜推过之后，要将支架底座后部至前溜之间及电缆槽内的浮煤清理干净，后溜前方堆煤不能影响放煤视线。 10、作业方式：四班作业，两个班回采，一个班准备、一班放煤。 三、采放比 工作面设计平均采高为2.2m，煤层厚度6.23m，采放比为： 2.2:〔6.23-2.2〕=1:1.83；故采放比确定为：1:1.83 4、放煤步距的确定 循环放煤步距由割煤步距、采高、煤层厚度、架型共同确定： 割煤步距=0.5m，煤层平均厚度=6.23m，放煤口高度=1.0m 根据经验9202、9201、9202A，3个回采工作面经验，放煤步距为1米。 二、采煤方法 1、采煤机进刀方式。采煤机的进刀方式为端头斜切进刀方式，进刀深度为0.5m。 ⑴采煤机向上（下）割透端头煤壁。 ⑵向上（下）推移刮板输送机，使得刮板输送机弯曲段为15m后，将两个滚筒的上下位置调换，向下（上）进刀，通过15m弯曲段至25m处，使得采煤机达到正常的截割深度（即0.5m），按要求推移刮板输送机至平直状态。 ⑶将两个滚筒上下位置调换，向上（下）割透端头煤壁。 ⑷割完三角煤后，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。采煤机以0～5.5m/min向上（下）割煤，采煤机正常割煤采用前滚筒在上部割顶煤，后滚筒在下部割底煤的方式。 3、工作面割煤及采煤机牵引方式。工作面采用双向割煤，往返两刀，采煤机牵引方式为无链电牵引。 附图3 采煤机进刀方式示意图。 三、采煤工作面正规循环生产能力 W=LSHγC 机采产量：710.522.21.360.95 ≈202T（回采率95%） 放顶煤产量：6514.031.390.85 ≈309T（回采率85%） W=202+309=511T 其中：L-----工作面平均长度，m； S-----采煤机截深，m； H-----煤层高度，m；γ-----煤的容重，t/m3； C-----回采率，﹪。 第三节 设备配置 一、设备配备表 工作面主要设备配备表 序号 设备名称 型号及规格 单位 数量 备注 1 采煤机 MXG-200/466,466kW,1140V 台 1 2 基本液压支架 ZF4000/16/26,支护高度1.6～2.6m 架 39 初次安装 3 过渡液压支架 ZFG4400/20/32H 架 3 初次安装 4 可弯曲刮板输送机 SGZ630/132,132kW,1140V 台 2 输送能力450t/h 5 破碎机 PCM160,160kW,1140V 台 2 破碎能力1000t/h 6 转载机 SZZ800/200,200kW,1140V 台 2 转载能力450t/h 7 可伸缩胶带输送机 DSP1080/1000 160kW, 1140V 台 2 输送能力800t/h 8 皮带拐弯装置 台 2 9 乳化液泵站 BRW200/31.5,125kW, 660/1140V 套 1 10 卡轨车 KWGP-90/600J,110kW,1140V 台 1 11 单体液压支柱 DW（28、35）-250/100X 根 150 备用23 12 金属铰接顶梁 DJB(1000-1500)/300 根 100 备用15 13 阻化剂喷洒泵 TBW-50/1.5 2.2kW 660V 台 1 二、设备主要技术参数 1、液压支架： ZF4000/16/26低位放顶煤支架主要技术参数 项目 参数 单位 备注 型式 四拄支撑掩护式放顶煤支架 高度 1600～2600 mm 中心距 1500 mm 宽度 1430～1600 mm 运输尺寸（长宽高） 570814301600 mm 初撑力 3580 kN P=31.5MPa 工作阻力 4000 kN P=35.2MPa 支护强度 0.68 MPa 底板比压 1.27 MPa 泵站压力 31.5 MPa 操纵方式 邻架操作 重量 13720 kg ZFG4400/20/32H过渡支架主要技术参数 项目 参数 单位 备注 型式 反四连杆两级悬伸尾梁插板式 高度 2000～3200 mm 中心距 1500 mm 宽度 1430～1600 mm 运输尺寸（长宽高） 603014301600 mm 初撑力 3956 kN P=31.5MPa 工作阻力 4400 kN P=35.2MPa 支护强度 0.63 MPa 底板比压 1.3 MPa 泵站压力 31.5 MPa 操纵方式 邻架操作 重量 18897 kg 2、采煤机 MG200/466—WD型电磁调速电牵引采煤机主要技术参数 装机功率 2200+230+5.5（kW） 采高范围 1.5～2.95米 牵引力 480～285kN 牵引速度 0-6.8-11.4m/min 滚筒直径 Φ1500mm 滚筒转速 38 r/min 机身高度 1240mm 煤层倾角 ≤40 3、工作面运输机 SGZ630/132型工作面运输机主要技术参数 装机功率 132(kW) 输送量 450 t/h 标准长度 150m 刮板链速度 0.99m/s 4、转载机 SSZ800/200型转载机主要技术参数 装机功率 200（KW） 输送量 1800 t/h 标准长度 40m 刮板链速度 1.86 m/s 链环规格 Φ34126㎜ 链环形式 中双链 5、破碎机 PCM—160型破碎机主要技术参数 装机功率 160（kw) 破碎能力 2000 t/h 破碎锤头冲击速度 20 m/s 破碎主轴转速 370 r/min 最大输入块度（长度不限） 800800mm 外型尺寸 354019301717mm 6、可伸缩带式输送机 可伸缩带式输送机主要技术参数 型号 DSP1080/1000 电机功率 160kW 输送能力 800t/h 带 速 1.9m/s 7、卡轨车 卡轨车主要技术参数 型号 KWGP-90/600（900）J 牵引力 　90kN 功率 110/55kW 绳 径 24mm 8、单体液压支柱 单体液压支柱参数 型号 DW(28、35)-250/100X 额定工作阻力 250kN 工作液压 34.6MPa 附图4 9202B工作面机电设备布置示意图 第三章 顶板控制 第一节 支护设计 一、按“经验计算法”验算工作面液压支架支护强度及工作阻力。 1、支架工作阻力（支架承受的载荷）计算 P=K9.8SMγCOSα=89.862.62.5COS10≈3012kN 试中：P-支架承受的载荷，kN； K-不同条件下倍数（4-8），放顶煤取8； S-支架支护的顶板面积，取6m2； M-采高，取最大采高2.6 m； γ-顶板岩石视密度，取2.5t/m3； α-煤层最大倾角，取10。 2、支架支护强度验算 工作面顶板采用液压支架控制，支护设计即为液压支架的选型设计。 Pt=9.8 MγK=9.82.62.58=509.6KN∕m2=0.5096 MPa 注：1 MPa =1106 Pa 1Pa=1N/m2；式中：Pt——工作面合理的支护强度，kN∕m2； 据以上计算，工作面支护强度应大于0.5096 MPa，支架的工作阻力应大于3012kN。 二、支护设备选择： 工作面选用ZF4000-16/26型支架，切眼初次安装39台支架，ZFG4400/20/32H过渡支架3台。支架技术特征表见表6。 表6 ZF4000-16/26型液压支架和ZFG4400/20/32H过渡支架技术特征表 项目 内容 单位 ZF4000-16/26型液压支架 ZFG4400/20/32H过渡支架 总 体 特 征 支架高度 m 1.6～2.6 2.0～3.2 支架宽度 m 1.43～1.6 1.43～1.6 工作阻力 kN 4000 4400 初撑力 kN 3580 3956 对底板比压 MPa 1.27 1.3 支护强度 MPa 0.68 0.63 通过对比，证明选用ZF4000-16/26型支架和ZFG4400/20/32H过渡支架能满足要求。 三、超前支护计算 依据下列公式对超前20 m的顶板压力进行估算： q=4/3ra2/f=(4/3252.252.251.25)=135kN/m 式中： f—岩石坚固性系数，取1.25 a—巷道跨度的1/2，取2.25 m r—岩石重力密度，取25 kN/m3 20米的超前压力为： Q采= q20=13520=2700kN 应支单体数（理论数）为： N=2700250=10.8根 按超前支护20米，两道单体跑马梁，一梁一柱，40根，选用工作阻力为250kN，DW-35或DW-28型液压单体支柱，超过理论数量10.8根。 四、乳化液泵站 1、泵站选型、数量 乳化液泵型号为BRW200/31.5，数量为3台, 其中1台备用；乳化液箱型号为X10RX，数量1台，乳化液输液管选用4SP-51-35MPa高压钢丝缠绕胶管，耐压35MPa。 2、泵站设置位置 泵站设在9202B轨道巷，距离工作面700m。 3、泵站使用规定 ⑴、卸载阀整定值为31.5MPa。 ⑵、正常使用乳化液自动配比装置，乳化液浓度保持在3%-5%之间，并经常使用折射仪检查配比浓度情况（折光系数为2）。 第二节 工作面顶板控制 一、正常生产时期顶板支护方式 采用追机移架的方式对顶板进行及时支护。正常移架时，滞后采煤机后滚筒5架，带压擦顶移架，超过此距离或发生片帮严重、冒顶时，必须停止割煤进行处理。顶板破碎时，要紧跟前滚筒打出护帮板；如果工作面片帮深度达500mm，必须及时移超前架。若已拉超前支架，且打出护帮板，支架端面距仍超过规定时，要用半圆木进行挑顶。 二、支护要求 1、工作面应达到质量标准化要求，确保“三直、二平、一净、两畅通”的质量要求。 2、支架排成一条直线，偏差不超过50mm。支架中心距为1.5m，偏差不超过100mm。支架侧护板正常使用，架间空隙不超过200mm。 3、支架顶梁接顶严实，不得出现空顶，端面距≦340㎜。支架顶梁尽量与顶板平行支设，其最大仰俯角＜7。支架尽量垂直顶底板，歪斜度≯5。 4、相邻支架应平整，架间不能有明显错差，不超过顶梁侧护板的2/3。 5、支架液压系统应完好，不漏液、不串液，各操作阀有效，进回液管路无挤压，操作手把及时打回零位，使用操作手把限位装置。 6、每架布置一组压力表，压力表要吊挂规范，表面清晰。支架初撑力不小于24MPa。 7、支架严禁咬架、挤架。 8、机道梁端至煤壁顶板或架间冒落高度≯300mm，否则，必须用木料接实、封严。 9、煤壁平直，与顶底板垂直。伞檐超过1米时，其最大突出部分，不超过200㎜。 三、特殊时期的顶板管理 1、来压及停采前的顶板管理 ⑴工作面开采前必须编制专门初采、初放安全技术措施。 ⑵工作面顶板初次来压和周期来压期间，应加强来压的预报预测工作。初次来压和周期来压造成煤壁片帮严重、顶板破碎、甚至可能压死支架时，必须停止放煤，加快工作面的推进速度。 ⑶工作面支架及超前支护单体液压支柱必须达到初撑力要求，加强观测工作面支架的初撑力及支护状态，顶板破碎时及时移架，必要时使用背板封堵架缝，以防漏顶。 ⑷ 加强两端头顶板管理，提高支护质量。 ⑸ 工作面停采时，要编制停采措施，加强顶板管理。 2、过地质构造带及老巷时的顶板管理 当工作面过地质构造带及老巷时，要编制专项措施，加强顶板管理。 3、上下巷钻窝的顶板管理 工作面上下巷的钻窝属于应力集中区域，通过该区域时采取以下措施： ⑴、当上下巷钻窝到达超前支护时，需在钻窝内顺锚索槽钢方向支设单体板梁，板梁长2.4m，一梁两柱，单体迎山有劲，初撑力达到90kN(11.5MPa)。 ⑵、单体间排距1.5m。 ⑶、过钻窝前应预先将钻窝内杂物清理干净。 ⑷、工作面揭露钻窝后，钻窝口处及上下各3架要超前支护，伸出护帮，将支架升紧达到初撑力。采煤机过钻窝时机组司机集中精力，精心操作，采煤机缓慢行驶，有异常情况及时停机处理。如遇到注浆管采区人工锯，单体压折等措施处理严禁使用采煤机割注浆管，防止铁管飞出伤人、产生火花、损坏设备。 ⑸、工作面与钻窝口之间禁止人员进出及停留，有特殊情况需通过或回撤单体时，必须将溜子停电闭锁，巷口及上下各3架进液截止阀关闭，采煤机附近有人工作时，要将采煤机停止运转，打开隔离手把并摘掉滚筒离合器。 第三节 回采巷道及端头顶板控制 一、工作面轨道巷、皮带巷的顶板控制 1、两巷超前支护采用DJB-1000型铰接顶梁配合DW-35和DW-28型单体液压支柱作超前支护，一梁一柱，柱距1.0m，支护方式为沿巷道两帮方向挑两道跑马梁，跑马梁距巷道上、下帮为100-500㎜；两巷加强支护的跑马梁长度（从煤壁向外）不少于20 m，单体支设迎山有力，如顶板破碎或压力大时加长超前支护长度。 2、超前支护的单体要打成一条直线，单体迎山有劲，升紧升牢，所有单体必须用8#铁丝或铁链和铰接顶梁拴好，拴牢。两巷无空载、失效支柱，初撑力不低于90kN(11.5MPa)。超前支护的铰接梁要平直，单体打成一条直线，保持梁的直率。不得出现连续不铰接顶梁。 3、当顶板不平、巷道超高时，可先吊排木垛，确保支架和超前支护顺利通过，跑马梁上加板梁或道木，首先用单体将板梁或道木升起，再挂铰接梁打单体，上板梁时，两人托板梁，两人扶单体，一人送液，要求密切配合，抓牢板梁，扶稳单体，送液准确。 4、铰接梁使用扁销打紧，扁销统一从巷帮向巷心方向插，扁销使用铁链固定铰接梁或顶网上，固定牢固防止飞销。 5、放顶线位置： ①、皮带巷转载机机尾以里1m。 ②、轨道巷上帮支架后立柱以里1m。 ③、轨道巷下帮、皮带巷上帮单体的回撤距离正常情况下不超过煤壁1m。 二、工作面安全出口支护方法 1、轨道巷端头支护形式： ZF4000/16/26型支架配合单体跑马梁支护。①上巷上帮距离机尾支架超过1m时，上帮跑马梁延伸至支架后立柱，一梁一柱；②支架距上帮最近一排支柱超过1.5 m时，在上帮跑马梁与机尾支架间按0.7m间距增设单体跑马梁，单体跑马梁延伸至支架后立柱，一梁一柱。 2、皮带巷端头支护形式：三台ZFG4400/20/32H型端头支架配合单体跑马梁支护。①下帮超前支护顺延至转载机机尾，一梁一柱；②转载机与机头支架之间采用单体支柱配合1.5米的双销梁，一梁一柱，支护长度延伸至前后溜子电机；③距转载机下帮100㎜支设单体跑马梁，从前溜子机头延伸至转载机机尾，一梁一柱。 3、若两端头顶板破碎，必须加强支护，或编写专项措施报批执行。 4、始终在轨道巷最后一台支架的上帮和皮带巷第一架的下帮明显位置挂标有“严禁入内”的警示牌，严禁进入采空区。 5、若上下端头的顶板不能及时跨落，悬顶距离超过5m时，需提前采取退锚措施或排煤垛，排煤垛时要接顶接底，密封严实，防止采空区气体溢出和不向采空区漏风。 6、支护强度：单体初撑力≥90kN(11.5MPa)，单体一条直线、迎山有劲、三用阀平行巷帮。切顶线处加强支护，最后一排铰接顶梁要求一梁两柱。 三、两出口采空区侧维护 1、机头、机尾出口采空区侧顶板必须退锚，退锚位置工作面采线向外2m范围内，遇到不能拆卸的情况时，应采取措施使其失效，以便采空区顶板垮落。卸下的托盘集中回收。 2、回柱结束后，必须挂好挡矸帘（紧靠最后一排单体处），挡矸帘高度要适中，防止采空区垮落的矸石进入出口。 3、当采空区侧悬顶距离超过5m时，采取排煤袋防止采空区漏风，剪网、退锚、端头支架放煤等措施以便采空区顶板垮落。 四、回柱放顶施工方法 回柱放顶的方法是使用绞车、配合滑轮，或用导链放顶。 1、回柱前维护好附近支护，找掉顶帮活煤矸，清理好退路，保证后路畅通。 2、回柱方法：用单体卸液手把远方操作，由里向外，由下向上，先柱后梁。 3、轨道巷、皮带巷回柱放顶距离要求：机头、机尾由生产班占号工边推边放顶，边打超前。 （1）在正常情况下，放顶线要求皮带巷转载机机尾以里老空侧单体支柱见二回一或轨道巷上帮单体超过支架后立柱以后。 （2）轨道巷下帮单体的回撤距离正常情况下不超过煤壁1.0m。 4、注意事项： （1）放顶时要有专人观察顶板情况，先检查后工作。 （2）回单体时慢试慢回，严禁猛回。 （3）放顶时严禁动附近支架。 （4）对埋的深的单体不能硬拉，要采用卧底法处理。 （5）绞车要支设牢固，绳和绞车要符合规定，放顶时人员必须躲到不能发生崩绳、崩柱、甩钩、断绳伤人的安全地点。 （6）回柱时必须要一名有经验的老工人观山，一人回柱，观山人不干其他与回柱放顶无关的事情。 （7）放顶后要及时挡好挡矸帘，严禁进入老塘回收物料。 （8）单体液压支柱工必须经过培训并考试合格后，方可担任支柱操作工作。 （9）放顶线有窜矸喷碴危险时要设挡矸帘，必须保证挡矸有效。 5、导链回柱的规定： （1）必须两人协同操作，一人负责观察顶板变化及支架变化情况； （2）架设质量差、不可靠的支架，不许用作拔柱器和挂导链的固定支架； （3）操作时，如发现固定支架不稳定时，要立即停止操作，重新选择固定支架。 四、支护材料的使用数量和存放管理 现场备用完好的支护材料不低于在用单体、铰接顶梁数量的15%，具体支护材料使用数量见表7。 其它备用材料存放至超前支护以外合适地点码放整齐，并挂牌管理。 表7 支护材料的使用数量和存放管理 种类 规格 使用量 复用率% 备注 铰接梁 DJB-1000 100 99 轨道巷备用15根 单体 DW-28 85 90 轨道巷备用23根 DW-35 65 板梁 2.4m180mm160mm 40 10 轨道巷备用 双销量 1.5m 6 99 第四节 矿压观测 一、矿压观测内容 工作面顶板动态监测，以及工作面两巷顶板变化情况。 二、支护质量监测 工作面和两巷支护质量进行动态检查，对存在问题及时整改，监测内容包括支架初撑力、煤壁片帮情况、梁端距、采高及端头顶板的冒落情况，及两巷单体支柱初撑力、超前支护质量等。 三、矿压观测方法 工作面每架立柱压力表两块，每次移架后要搞好矿压观测，压力表上要有保护罩，工作面上下巷通过安设压力表观测超前支护支设支柱初撑力。 皮带巷、轨道巷范围内的顶板离层仪距工作面采线100 m以内每天观测记录一次，距工作面采线100 m以外每周观测一次，发现离层仪读数变化异常等情况，必须及时采取措施进行处理。 第四章 生产系统 第一节 运输 一、运煤系统 1、运煤设备及装载方式 工作面运输设备采用两部SGZ630/132刮板输送机运输，由采煤机落煤，采煤机滚筒叶片和输送机铲煤板将煤自行装入输送机。 2、运煤路线：9202B工作面→9202B工作面皮带巷→9200采区回风巷→9200采区煤仓→9200采区皮带巷→主井底煤仓→主井。 二、运料系统 1、工作面需要用的材料、设备等物资，采用绞车、卡轨车、矿车、叉车等，通过9202B轨道巷运至工作面。 2、运料路线：副井→井底车场→9200采区轨道巷→9202B车场→9202B轨道巷→9202B工作面。 3、绞车、卡轨车提升运输能力和钢丝绳强度校验 (一)9202B轨道巷选用KWGP-90/600J型普轨卡轨车，牵引力90kN，使用直径24mm新钢丝绳。卡轨车为无级绳运输，所以钢丝绳的质量可不予考虑。钢丝绳最小破断力389000N，钢丝绳单位质量2.165kg/m。最大坡度16卡规车机头至回绳站坡长按1000m计算，按每次运输一车端头支架和车盘合重14吨，另加上储绳车质量3500kg，总质量按17.5T（含车辆自重、储绳车质量)验算, 1、钢丝绳最大静拉力计算 Pmax=wg（sina＋f1cosa）＋qLg（sinB＋f2cosB） 式中： Pmax--钢丝绳最大静拉力，N w—绳端荷重最大值（矿车与物料质量之和），kg； a--斜坡中产生最大拉力处的倾角，可取最大倾角，度； f1---车辆在轨道上运行时的阻力系数，取0.015 q--钢丝绳单位长度的质量，kg/m； L—斜坡中产生最大拉力处到绞车滚筒切点的钢丝绳长度，m； B--斜坡中产生最大拉力处到绞车滚筒切点的平均坡度，度； f2--钢丝绳运行时阻力系数，取0.15 P=175009.8(sin16+0.015cos16)+ 2.16510009.8(sin16+0.15cos16)=55898.8N 389000/55898.8=6.96＞6.5(《煤矿安全规程》规定的最小安全系数) ,故满足运输要求。 2、绞车提升量计算 W提升量=[Pmax/g-qL（sinB＋f2cosB）]/ (sina＋f1cosa) =[90000/9.8-2.1651000（sin16＋0.15 cos16）]/（sin16＋0.015 cos16）=28089.4kg W提升量＝28528.0kg＞W矿车与物＝17500kg，故能满足每次提运一车端头支架或两车大件及物料（总质量不超过17.5T，含车辆自重、储绳车质量)要求。 (二)9202B工作面皮带巷开口处的绞车运输距离按坡长100m、倾角按最大7计算，小坡采用JD-11.4绞车运输，采用Φ15.5mm钢丝绳，破断力为122500N，钢丝绳单位质量0.8457kg/m；按每次运输一车物料总重量不超过4.5T（含车辆自重）验算。 1)钢丝绳的最大静拉力计算 Pmax=wg（sina＋f1cosa）＋qLg（sinB＋f2cosB） 式中：Pmax--钢丝绳最大静拉力，N w—绳端荷重最大值（矿车与物料质量之和），kg； a--斜坡中产生最大拉力处的倾角，可取最大倾角，度； f1---车辆在轨道上运行时的阻力系数，取0.015 q--钢丝绳单位长度的质量，kg/m； L—斜坡中产生最大拉力处到绞车滚筒切点的钢丝绳长度，m； B--斜坡中产生最大拉力处到绞车滚筒切点的平均坡度，度； f2--钢丝绳运行时阻力系数，取0.15 Pmax=45009.8（sin7＋0.015 cos7）＋0.84571009.8（sin7＋0.15 cos7）=6144.3N 122500/6144.3=19.9＞6.5(《煤矿安全规程》规定的最小安全系数),故满足运输要求。 2)绞车的提升量计算 W提升量=[Pmax/g-qL（sinB＋f2cosB）]/ (sina＋f1cosa) =[10000/9.8-0.8457100（sin7＋0.15 cos7）]/（sin7＋0.015 cos7）=5808.1kg W提升量＝5808.1kg＞W矿车与物＝4500kg ，故能满足每次提运一车物料总重量不超过4.5T（含车辆自重）要求。 (三)9202B皮带巷内的绞车运输距离按坡长320m、倾角按最大18计算，小坡采用JD-25绞车运输，采用Φ15.5mm钢丝绳，破断力为122500N，钢丝绳单位质量0.8457kg/m；按每次运输一车物料总重量不超过4.5T（含车辆自重）验算。 1、钢丝绳的最大静拉力计算 Pmax=wg（sina＋f1cosa）＋qLg（sinB＋f2cosB） 式中：Pmax--钢丝绳最大静拉力，N w—绳端荷重最大值（矿车与物料质量之和），kg； a--斜坡中产生最大拉力处的倾角，可取最大倾角，度； f1---车辆在轨道上运行时的阻力系数，取0.015 q--钢丝绳单位长度的质量，kg/m； L—斜坡中产生最大拉力处到绞车滚筒切点的钢丝绳长度，m； B--斜坡中产生最大拉力处到绞车滚筒切点的平均坡度，度； f2--钢丝绳运行时阻力系数，取0.15 P=45009.8(sin18+0.015cos18)+ 0.84573209.8(sin18+0.15cos18)=15114.2N 122500/15114.2=8.1＞6.5(《煤矿安全规程》规定的最小安全系数) ,故满足运输要求。 2、绞车的提升量计算 W提升量=[Pmax/g-qL（sinB＋f2cosB）]/ (sina＋f1cosa) =[16000/9.8-1.22320（sin18＋0.15 cos18）]/（sin18＋0.015 cos18）=4672.1kg W提升量＝4672.1kg＞W矿车与物＝4500kg，故能满足每次提运一车物料总重量不超过4.5T（含车辆自重）要求。 附图6：9202B工作面运输系统图。 第二节 “一通三防”与安全监控 一、通风系统 （一）工作面采用下行通风方式，上巷为轨道巷，下巷为皮带运输巷。 该工作面的通风线路为：新风流：副井→井底车场→9200采区轨道巷→9202B轨道巷车场→9202B轨道巷→工作面→9202B皮带巷→9200采区回风巷→9200采区皮带巷→主井→风硐、地面。 （二）9202B工作面需要风量 1、需要风量计算 ⑴、按瓦斯绝对涌出量计算： Q采=125qCH4KCH4= 1250.51.5=93.75m3/min ⑵、按二氧化碳绝对涌出量计算： Q采=67qCO2KCO2=671.51.5=151 m3/min ⑶、按工作面温度进行计算： Q采=6070%V采S采K采高K采面长= 6070%19.911.21=499.46 ≈500m3/min ⑷按回采工作面同时工作最多人数计算 Q采=4N=440=160m3/min 根据以上计算，选择9202B回采工作面最低供风量为500m3/min。 2、按风量验算 按最小和最大风速验算：149 m3/min =15S采

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