3102放顶煤工作面开采设计
第一章 工作面概况
一 、工作面位置 1.地面情况：
3102工作面地面相对位置为西楼沟回风井井口西南，蹄底梁以南与车道沟以东一带，地表为山梁沟谷，无农田及房屋，煤层埋藏深度197 m～275m。
2.四邻关系：
3102工作面东侧为3204机掘巷，北接3401运输下山与3501回风下山巷，西侧为实体煤，南部附近F6断层，上部为2#层采空区。
二、地质构造 1、构造形态：
工作面总体呈南西倾向的单斜构造，地质构造中等偏复杂。 2、走向、倾向、倾角：
本工作面煤岩层走向大致为东西向，倾向南东，倾角1~5° 3、断层及其他： 根据已掘巷道资料，本工作面共发现多条断层，其中对回采有较大影响的有一条正断层。位于距顺槽巷口310m处走向北55°西倾向北东，倾角80°，落差5m。
三、煤层与煤质 1 、煤层
工作面布置在3号煤层中，具体特征如下： 3号煤层位于2号煤层之下0.70～1.76m，平均1.40m，煤层总厚6.27～8.55m，平均7m。煤层层位稳定，厚度大，全区可采，结构复杂，局部与2号煤层合并，顶底板及夹矸岩性一般为砂质泥岩、高岭质泥岩、粉砂岩等，是本区主要可采煤层之一，属全区稳定的可采煤层。
2、煤质
3号煤层为中灰、低硫煤，挥发分较高，有害元素含量低，焦油产率较高，化学反应性低，低-中高热值煤，灰成分中Al2O3含量较高，为较高～高软化温度灰，根据《中国煤炭分类国家标准(GB5751-86)划分，1.40浮煤的Vdaf%均大于37%，GR.I在35～77，煤层牌号为气煤。
四、区域水文地质 1、主要含水层
1). 奥陶系岩溶裂隙含水层
下统为浅灰、灰色白云岩，泥质白云岩，夹深灰色结晶白云质灰岩，中统为浅灰、灰色厚层-薄层灰岩，总厚240m。
2) .太原组砂岩裂隙含水层
太原组为本区主要含煤地层，含水层主要分布在3、5号煤层之间及8号煤层上部。
2、主要隔水层
本区隔水层主要为石炭系中统本溪组地层，本组地层分布稳定，延续性好，是煤系下伏良好的隔水层。
3、断层水
本区小断层发育，北西向断层为导水断层，断层延伸距离远。由于在断裂构
造部位，构造裂隙相对发育，为奥陶系岩溶水富水部位，因此当掘进推进到断层附近时，必须坚持“有疑必探，先探后掘”的原则，以防止奥灰水通过导水断层突入矿井，造成矿井淹没。
4、水文地质类型
地表黄土覆盖，冲沟切割剧烈，受地形、地貌、水文、气象条件制约，煤系砂岩裂隙含水层富水性极弱，水文地质条件简单。煤系下伏奥陶系石灰岩含水层，岩溶裂隙发育，是本区主要含水层，富水性中等。由于奥灰水水头压力大，3号煤层位于奥灰水位之下，奥灰水可能会通过导水断层进入工作面，但3号煤层与下伏奥陶系灰岩间隔水层较厚，产生底鼓、底板突水问题的可能性不大。
综上分析，本区水文地质类型为二类二型，属水文地质条件中等。 预计正常涌水量为45m3/h，最大涌水量为60m3/h。 五、瓦斯、煤尘、煤的自燃性及地温 1、瓦斯
根据山西省煤炭工业局文件晋煤安发[2007]2030号《关于朔州市所属132座矿井2007年瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复》，矿井最大瓦斯涌出量绝对值1.13m³/min，相对瓦斯涌出量1.19m³/t，属低瓦斯矿井。
2、煤尘
根据鉴定报告，3号煤层的煤尘具有爆炸危险性，煤尘爆炸指数39.96%。 3、煤的自燃倾向
根据鉴定报告，3号煤层为易自燃煤层。自燃等级Ⅰ级 （4）.地温
本区域属地温正常区。 六、储量
310工作面走向长度1070m，倾向长度120 m。确定走向长度应考虑西楼沟风井留够一定的保安煤柱50米，距顺槽巷口留够130米，这样走向长度定为1200－130=1070（米）。
工业储量：1070×120×7×1.4≈126（万吨）
第二章 巷道布置及生产系统
一、巷道布置
工作面总体沿3号煤层底板布置两条巷道。为工作面两条顺槽。 两顺槽均为矩形断面，两顺槽巷局部顶板为砂岩，根据北京煤科院为我矿该顶板做的物理力学试验，并结合我矿多年的开采经验，顺槽巷顶板为砂岩时不需支护，如顶板遇构造不稳定时，采用锚索和锚杆联合支护；其他巷道段均采用锚索和锚杆联合支护，两帮各打一排护帮锚杆。
3206皮带顺槽：净宽为4200mm，高为2800mm； 3205回风顺槽：净高为3600mm和2900mm； 工作面切眼净宽7200mm，采用三排锚索、八排锚杆加两排木点柱混合支护。两排木点柱，排距3000mm，柱距2000mm，其中一排支在距工作面煤壁2000mm处。
3102工作面两顺槽长度为1200m, 工作面走向可采长度1070m，工作面长度为120m。
二、生产系统
1. 运输系统:
（1）运煤: 3102工作面→3206皮带巷→3#-5#溜煤眼→5#集中皮带→8#-5#溜煤眼→8#集中皮带→主煤仓→平峒→地面
（2）运料: 平峒→北大巷→8#集中轨道下山→材料暗斜井→3401轨道巷→3205回风顺槽→工作面
2.通风系统:
（1）新鲜风流: 平峒 、草沟进风井→北大巷→8#集中轨道下山→材料暗斜井→3401轨道巷→3206运输顺槽→工作面
平峒 、草沟进风井→北大巷→8#集中皮带下山→5#集中皮带巷→3401轨道巷→3206运输顺槽→工作面
（2）污浊风流：工作面→3205回风顺槽→3501回风巷 →西楼沟回风井→地面
3.配电系统：
井下中央变电所→工作面 4.供水、供液、排水系统： （1）管路布置：
回风巷布置两趟2吋管路。一趟为静压水管，每隔100m出一个三通截门，以供冷却，冲洗巷道及水幕用水；另一趟为排水管，排出巷道低洼处积水和防治工作面透水。
皮带巷设置2吋管路：一趟供架间喷雾、乳化泵供水、机组冷却及前后溜子电机冷却等用水；另一趟为排水管，用于排除巷道低洼处积水和防止工作面透水。另外皮带顺槽还设立4吋注氮管道两顺槽巷各布置一趟2吋压风管路。
（2）供水、排水系统： ①洒水：
地面高压净化水塔—→平峒—→北大巷—→轨道下山—→集中轨道巷—→3205、3206巷及工作面各用水点
②排水：工作面及3205、3206巷→3501回风下山→5#集中运输下山→8#主水仓→西楼沟风井—→地面
5、照明系统：
3205、3206巷每隔30米安装一套防爆灯管； 工作面每隔12米安装一套隔爆支架灯； 转载机头、皮带头各安装一套防爆灯管。
照明系统电源由采区1140V配电点经BBZ-4型信号照明综合保护装置提供。 6、通讯系统： 工作面溜头、顺槽皮带头及皮带下山皮带头、煤仓分别安置一部防爆调度电话。
皮带下山皮带头处安装通讯声光信号器。 7、安全监测系统：
矿井装备了完善的安全监测系统，本工作面监测传感器与矿井安全监测系统联接完好。依据《煤矿安全规程》要求，工作面及采区主要巷道监测传感器布置如下：
①工作面回风流中（回风巷距机尾10米内）及工作面上隅角安装甲烷传感器一台，瓦斯报警浓度1%，断电浓度1.5%，复电浓度小于1%。断电范围为工
作面内全部非本质安全型电气设备。
②采煤机上安装机载式断电仪一台，当机组附近瓦斯浓度达到1%时，发出报警，达到1.5%时，自动切断采煤机电源。
③在联络风门处均安装风门传感器。
④各台传感器及各台传感器的主机安装质量要符合规定要求。
第三章：采煤方法
一、采煤方法选择 1、采煤方法
采煤方法采用长壁综采放顶煤一次采全高的采煤方法，顶板采用全部垮落法管理。根据天地科技股份有限公司开采所对3号层顶煤冒放性分析论证及3101综采工作面开采实践，不需采取顶煤弱化措施，顶煤在超前支承压力作用下破碎，可从放煤口顺利放出，直接顶能随采随冒。
2、开采3号煤时回采工作面情况
一采区3号煤层的平均厚度7m，依据3号煤层可采厚度，设计确定一采区3号煤层回采工作面的采煤机割煤高度2.8m，放煤高度为4.2m,采放比1：1.5，回采工作面长度为120m。
3、工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型
工作面采煤设备：选用MGTY250/600－1.1D型电牵引双滚筒采煤机，截煤高度1.8m～3.5m，截深0.8m，电机功率600kW。
工作面运煤设备：前部采煤运输设备和后部放煤运输设备均选用与采煤机配套的SGZ764/250×2型可弯曲刮板输送机，铺设长度150m，运输能力800t/h，电机功率250×2kW。
根据工作面运煤设备的运输能力，回采工作面胶带顺槽运煤设备选用SSJ-1000/2×160型可伸缩胶带输送机，铺设长度1280m，运输能力1000t/h，电机功率2×160kW。
破碎机选用PCM132型锤式破碎机，破碎能力1200t/h，电机功率132kW。 转载机选用SZZ764/160型桥式转载机，输送能力1100t/h，电机功率160kW。 4、工作面液压支架选用ZFG6000/18/31型放顶煤液压支架，支撑高度1.8～3.1m，工作阻力5600kN，支架重量19.2t。
综采放顶煤工作面端头支护配备6架与工作面放顶煤支架相配套的ZFG6000/18/31型过渡放顶煤支架，并配备了DZ40-20/110Q型单体液压支柱120根和相应的Π型钢梁。
5、采煤工作面年推进度
采煤工作面采煤机截深为0.8m，日循环次数为4次，则日循环进度为0.8×2×2=3.2m。
采煤工作面年推进度按下式计算：
年推进度＝日循环进度×年工作日×循环率 采煤工作面年推进度=3.2×330×0.9=950.4(m) 6、采煤工作面生产能力计算
采煤工作面生产能力按下式计算：
Q=n× L×l×M1×γ×K1×K3+ n× L×l×M2×γ×K2×K3 式中：
n——工作面数目，1个； L——年推进度，950m； l——工作面长度，120m；
M——采高，M1机采平均高度2.8m；M2放顶煤平均高度5.72m； γ——容重，1.43t/m３；
K1、K 2——工作面回采率，K1机采93%，K2放顶煤85%； K3——工作面正规循环率，95%； 回采工作面生产能力：
Q = 1×950×120×2.8×1.43×93%×95%+1×950×120×5.72×1.43×85%×95%=1156251.9（t）≈1156.2（kt）
7、循环产量.
割煤产量：120×2.8×0.8×1.4×0.95＝358吨 放煤产量:(120－9)×4.2×0.8×1.4×0.8＝417吨 合计:358＋417＝775吨 8、日产量
日正规循环次数为4次，则日产量为：775×4＝3100吨 9、可采期
D＝Q÷T（T/日）
＝113×104/3100＝364（日）
月正常工作日数按30天计算，则可采期:364÷30＝12（月） 二、采放工艺
3102工作面为综采放顶煤工作面，放煤工艺定为一采一放，即采煤机割煤一刀，放煤一次，循环进度0.8m。专职放煤工双轮顺序放煤。
三、采高的确定
根据所选支架高度及采煤机采高主要因素综合考虑，确定机采高度为2.8m，放顶煤高度4.2m，采放比1：1.5。
四、进刀方式
端头斜切进刀，进刀长度为30m,截深0.8m,双向割煤。 五、放煤步距
该面割煤步距为0.8m，每割煤一刀放煤一次，确定放煤步距为0.8m。
第四章：生产工艺
一、主要机电设备配备（见下表）
序号 设备名称 型号 ZF6000/18/31 电压 (V) 1140 1140 1140 1140 1140 1140 1140 1140 1140 660 660 660 660 1140 1140 1140 1140 660 660 功率 (KW) 600 200 132 250×2 250×2 2×160 75 250 1000KVA 18.5 45 25 18.5 数量 76 6 1 1 1 1 1 1 2 2 3 2 4 3 3 1 3 5 1 8 2 单位 架 架 台 部 部 部 部 部 台 台 台 台 台 台 台 台 台 台 台 台 台 1 液压支架 ZFG6400/18/31 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 采煤机 转载机 破碎机 前部刮板运输机 后部刮板运输机 胶带运输机 喷雾泵 浮化液泵 移动变电站 抽排风机 MGTY250/600-1.1D SZZ-764/200 PCM110 SGZ-764/250 SGZ-764/250 DSJ1000/2x160 BPW315/10K BRW400/31.5 KBSGZY-1000 FSD(C)-No6.3/18.5x2 JD-3 12 调度绞车 JD-1.6 JH-14 QJZ-315 QBZ-200 13 磁力启动器 QBZ-300 BQD1-400 BQD1980 14 通讯、信号、照明 BBZ-4 二、生产工艺 工艺顺序：
采煤机从机尾（头）自开缺口斜切进刀→调上、下滚筒位置→返回割三角煤→调上、下滚筒位置→向机头（尾）全长割煤→移支架支护→推移工作溜→放顶煤→移后溜。
1、进刀方式：机组自开缺口斜切进刀。（见附图） A、采煤机向机头（机尾）割煤时。（见附图A）
B、移前部刮板输送机工序距进风巷（回风巷）15m处停止移前部刮板输送机。（见附图B）
C、采煤机割透机头（机尾），调换上、下滚筒位置返回，通过工作弯曲段滚筒切入煤体。（见附图C）
D、然后将剩余前部刮板输送机推移到煤帮，并完成拉机头（机尾）工作。（见附图D）
E、采煤机再次调换上、下滚筒位置，向机头（机尾）割三角煤，完成斜切进刀。（见附图E）
F、割透机头（机尾）煤壁后，调换上、下滚筒位置向机尾（机头），正常割煤，推移前部刮板输送机机头（机尾），进刀结束。（见附图F）
2、落煤方式：
该工作面使用MGTY250-600/1.1D型双滚筒采煤机双向割煤，滚筒截深0.8m,往返一次进两刀.采煤机司机应随时调整滚筒,保证采高2.8m,且不割底,不留伞檐.
3、装煤方式：
采煤机在割煤时将大部分煤装入前部刮板输送机，剩余煤在推移前部刮板输送机过程中，前部刮板输送机上铲煤板将煤装入前部刮板输送机。
4、运煤方式：
工作面煤装入前部刮输送机，顶煤放入后部刮板输送机，输送到转载机，进入采区皮带，至采区煤仓。
5、移架支护：
正常情况下，采煤机后滚筒割煤后，滞后3—5架开始移架，顶板破碎时，前滚筒割过2—3架时提前过架同时伸出支架前探梁。
6、顶前部刮板输送机：
滞后拉架10m左右开始顶前部刮板输送机，前部刮板输送机弯曲长度不低于15m，顶前部刮板输送机时分三次顶至煤壁，杜绝一次顶到位，严禁把溜子顶成急弯。
7、清理浮煤：
机组割过后，要将前部刮板输送机至支架之间的浮煤攉入前部刮板输送机内，清理干净为下次拉架作好准备。放过顶煤后，架间的浮煤也要清理干净。
8、移后部刮板输送机：
移架后开始放顶煤，顶煤放净后，由放顶煤工负责移后部刮板输送机,一次收后部刮板输送机长度不得少于15架。
9、放顶煤：
（1）初次放顶煤：工作面支架后尾梁走脱切割巷后，开始放顶煤。
（2）正常放顶煤：采用采煤机割一刀底煤，放一次顶煤，即采用“一采一放追机放顶煤”作业方式。
（3）末采放煤：工作面回采距停采线15m左右，停止放顶煤。
（4）正常放煤顺序：采用分段多轮循环追机放顶煤方法进行。机头、机尾各三架过渡架不能循环放顶煤。严禁放大块矸石，当大块矸石卡在后部刮板输送机内时，要闭锁后部刮板输送机，将矸石处理后方可恢复放煤。要求放不尽顶煤不得割煤拉架（特殊情况经请示矿调度值班长、领导例外）。
10、移前部刮板输送机机头、机尾：
采煤机割透端头煤壁后，退出机头（尾）25—30m，待拉完架，清理完机头（尾）和过渡槽的煤矸，支设好单体柱之后，用支架千斤顶前部刮板输送机拉过机头(尾).
11、放煤要求：
（1）采用采放平行作业、一采一放双轮顺序放煤方式：初次放煤在工作面推进8m后进行，停采线前15m停止放煤。机头三架机尾三架不放煤。由两名专职放煤工滞后移架2—3架开始放煤，第一轮放出顶煤的1/3，第二轮放到见矸关门，两轮放煤间距不得少于10架，由于工作面较长，放煤工必须根据后溜中的煤量控制放煤速度，工作面同时放煤点不得超过两处，防止压死后溜。
（2）初次放煤在工作面刷帮试采出切眼后进行，不得将老塘冒落的切眼支护材料放入眼中，不得乱动尾梁和插板等放煤操作手把，防止发生意外事故。
（3）放煤工应加强责任心，放煤时注意观察煤流情况，遇到矸石急剧增加时要及时停止放煤，将插板打出，尾梁摆起。放煤含矸率不得超过灰分要求。
（4）放煤时，若遇大块煤不易放出，可反复伸缩插板，并上下摆动尾梁使顶煤充分冒落、煤块破碎后放出。
（5）放煤时要加强煤质管理，严禁大块矸石混入；另外放煤不能漏架不放，顶煤要放干净，严禁随意丢失顶煤。加强顶煤的回收，提高回采率。
（6）两个放煤工分段同时作业，移架后即可放顶煤；工作面前后10架支架后尾高度不低于50Cm，其余支架后尾梁高度不低于60cm；放顶煤滞后采煤机不得超过30架，超过30架时要求采煤机停机。
三、机电设备检修方法： 1.机电设备检修标准：
各工种检修机电设备严格按下列标准执行。 （1）《机电设备维修质量标准》 （2）《电气设备维修防爆标准》 （3）《综采工作面机电完好标准》 2.机电设备检修方法：
（1）检修方式按“四检制”执行。
（2） 队值班室及井下设置如下牌板，各班严格按牌板要求执行。 Ⅰ.检修图表及周期； Ⅱ.检修注油图表及周期；
Ⅲ.设备的包机责任制及包机人花名； Ⅳ.操作规程；
（3）每天检修班包机人员按图表进行检修及注油，各大工种的包机组长出班后，必须认真填写检修日记及设备的运行日记。
作业形式与劳动组织： 1.作业形式：
采用“四六班”编制（即三个生产班，一个检修班）。 2.日循环数：
依据采煤机割煤、移架、推前溜、放顶煤、拉后溜等工序确定。 A.按割煤时间确定循环时间：
机组割一刀煤需120米÷3米/分钟=40分钟，头尾斜切进刀需60分钟，合计一个循环需100分钟。
B.按放煤时间确定循环时间： 按每架支架放煤2分钟计，全工作面放煤共需152分钟。由于放煤时间大于割煤时间，故取循环时间为152分钟。
Ｃ、日循环数：根据以上割煤时间及放煤时间及我矿工人的实际操作水平，确定日循环数为４个。
3. 日产量： 取3100吨
4.劳动组织(见劳动组织出勤表) : 劳动组织出勤表 序 号 检修班 生产班（一） 生产班（二） 生产班（三） 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 合 计
班长 机组司机 支架工 放煤工 三机工 2 0 2 0 4 2 2 3 2 2 2 1 1 4 0 19 2 2 3 2 2 2 1 1 4 0 19 2 2 3 2 2 2 1 1 4 0 19 81 工 种 人员配备 合 计 机电检修工 6 转载机司机 1 泵站工 支护工 运料工 1 4 4 24 7.经济技术指标 (见经济技术指标表) : 经济技术指标表 序号 名称 1 2 3 4 5 6 7 工作面长度 平均走向长度 可采走向长度 平均煤层厚度 采高 平均顶煤厚度 循环进度 循 8 9 10 11 12 13 14 15 16 环 产 量 日循环数 日产量 顶煤回收率 日出勤数 圆木消耗 乳化液消耗 油脂消耗 截齿消耗 放 煤 割 煤 单位 m m m m m m m T T 个 T % 人 m 3/KT Kg/KT Kg/KT 个/KT 指标 120 1200 1070 7 2.8 4.2 0.8 358 417 4 3100 80 81 0.4 150 250 5 第五章：顶板管理
顶板管理
1.顶板管理方法:
本工作面采用ZF6000/18/31型低位放顶煤液压支架及ZFG6400/18/31型过渡支架管理顶板;采用及时支护的方式，以全部垮落法并辅以人工强制放顶的方法处理采空区顶板。
2.工作面支护说明：
工作面共布置82架支架,其中过渡支架6架(头端头3架,尾端头3架)。普通支架76架。架中心距1.5 m,支架最小控顶距4.582m，最大控顶距5.382m,端面距控制在0.332 m以内。
顶压估算:
顶板压力=(4～8)×采高×岩石容重 =8×2.8×2.5 =56(T/㎡)
支护强度=支护密度×工作阻力 =560×1.5×(4.25+0.332+0.8) =4520(T/㎡) 根据上述计算可知，工作面支架强度大于顶板压力的估算值，故工作面支架满足开采的支护要求。
3.超前支护：
两顺槽巷至煤壁线超前30米加强支护，超前支护均采用DZ315或DZ350型单体液压支柱配铰接钢梁支护。其中前20米两排布置，柱距1米，后10米单排靠工作面煤壁侧布置，柱距1米与前20米煤壁支柱打成一条直线。钢梁铺设方向一般情况下顺着顺槽一致的方向，若遇顶板异常，视实际情况确定；如果顶板压力加大，顶板破碎，铰接钢梁需要铰接则必须铰接，一般正常情况下，不必铰接。（详见支护示意图）
4.端头支护:
两端头采用单体液压支柱加π型钢梁进行端头支护管理，根据输送机机头尺寸及位置，下端头选用3.5m长的π型梁对棚支护,齐梁并进,一梁三柱,其中上帮侧2根柱,下帮侧1根柱.上端头采用3.0m长的π型梁对棚支护,齐梁并进,一梁三柱.棚距为1.0m.
5.支回柱工艺：
（1）支设单体柱时，至少四人配合完成，两人扶铰接钢梁，一人扶单体柱，一人操作液枪。支柱时，将支柱缓慢升起，且升柱前要将单体柱三用阀嘴全部指向古塘方向。当钢梁接触到顶板时，由另一人继续操作液枪，其余三人撤到3m以外安全地点，使支柱逐渐达到初撑力。支柱时，严禁将单体柱快速升起，以防支柱滑倒伤人。单体柱支起后，必须用防倒绳索将单体柱串好、系牢，防止单体柱自降伤人。
（2）回撤所有单体柱均采用远距离回柱法，具体为：用专用回柱钩一端插入支柱的三用阀，且在回柱钩的另一端系3m的安全拉绳，人员站在距支柱3m外的安全地点远方操作，将支柱降下，使用2m长的钩取工具将支柱钩至有支护的安全地点后，人工将其抬出。
（3）回撤顺序：由里向外逐架回撤。 6.安全出口管理:
两安全出口,每班设专人进行清理维护,确保巷道高度不低于1.8m,行人道宽度不小于0.7m。
7.单体柱用量:
两巷超前支护单体柱用量为100根。
工作面回风巷材料场备有DZ3.5单体柱20根,铰接钢梁20根，道木30根,料场必须设在超前支护50m之外,物料要码放整齐。
二、放顶作业：
1.初次放顶及步距放顶：
根据天地科技股份有限公司为我矿进行的采煤方法论证和设计，认为我矿3#煤层顶板属于中等稳定的顶板，能随采随冒,且冒落的顶板岩石能及时充填采
空区,故不需进行人工强制放顶,如出现顶板不能正常冒落的情况时,另行制定处理措施.
2.初次来压及周期来压预防措施：
(1)由技术科及时下达来压预报，工作面提前搞好来压预防工作。 (2)支架初撑力及泵站压力必须达到规程规定要求。
(3)加强机电设备管理，提高开机率，加速回采推进速度。 (4)伸出支架前伸梁，缩小端面距。 (5)确保超前支护数量及质量。
(6)遇有难回的棚腿时，先要用绞车将棚腿拉至有支护的安全地点，人员方可去抬，防止片帮伤人，且要避免碰倒其它支护，钢丝绳范围两侧严禁人员通过或逗留。
(7)机道内严禁人员进入，若必须进入作业时，必须严格按机道内作业措施执行。
3. 工作面如遇特殊地质构造支护措施另编。
第六章：一通三防
一、通风系统
1、工作面通风方式：
工作面采用“U”型通风。其通风路线为：
风流：平峒进风井/草沟进风井——北大巷——8#集中轨道下山——材料暗斜井——3401巷——3206巷——工作面——3205巷——3501巷——西楼沟回风井
风流：平峒进风井/草沟进风井——北大巷——8#集中皮带下山——5#集中皮带巷——3401巷——3206巷——工作面——3205巷——3501巷——西楼沟回风井（详见工作面通风系统图）
2、工作面风量计算：
工作面的实际需风量根据工作面瓦斯涌出量，并兼顾工作面气温、风速和同时工作人数等工作面环境卫生条件进行计算，并取其最大值。
（1）按瓦斯涌出量计算： QC=100×qc×kc
QC采煤工作队面所需风量，m3/min
100—工作面场所瓦斯体积浓度不超过1%
qc—工作面瓦斯绝对涌出量，根据2007年度省安监局瓦斯等级鉴定批复文件，工作面相对瓦斯涌出量为2.00m3/t。本工作面日产3100吨，绝对瓦斯涌出量为2.00×3100÷(24×60)=4.306m3/min.
为安全起见，绝对瓦斯涌出量按4.4m3/min计算。 KC—工作面瓦斯涌出不均衡的风量备用系数，取1.3 则工作所需风量为：
Qc=100×4.4×1.3=572m3/min
(2)按工作面同时最多工作人数计算：
Qc=4×N×K式中Qc—采煤工作面风量，m3/min N—采煤工作面同时最多工作人数，22人 K—风量备用系数，K=1.45
则工作面所需风量为：
QC=4×22×1.45=127.6m3/min
（3）按工作面气温与风速的关系计算： 风量计算公式： QC=60×V×S
式中：V——工作面风速，m/s
S——工作面平均过风断面，平均19.32m2(6.9×2.8）参考其它类似矿井，工作面气温约为20℃，则取V=1.0m/s.
则：QC=60×1.0×19.32=1159m3/min 根据上述计算结果，取三种计算方法最大值，工作面配风量 QC=1200m3/min,根据初步设计为了安全起见,按安全专篇批复风量计算,并考虑一定的富裕量,取QC=1440m3/min.
3、工作面风速验算：
（1）按工作面运输顺槽允许风速验算：
《煤矿安全规程》规定：运输机巷的风速必须满足0.25m/s≤V运输巷≤6m/s。本工作面运输顺槽的断面为11.76m2（4.2×2.8），则运输顺槽的风速V运输巷=1440÷(11.76×60)=2.04m/s，满足要求。
（2）按工作面回风顺槽允许风验算：
《煤矿安全规程》规定：采煤工作面回风巷的风速必须满足，0.25m/s≤V回风巷≤6m/s 。本工作面回风顺槽的断面为10.44m2(3.6×2.9m2),则回风槽的风速V回风巷=1440÷（10.44×60)=2.3m/s，满足要求。
（3）按工作面允许风速验算：
《煤矿安全规程》规定：采煤工作面的风速必须满足0.25m/s，≤V工作面≤4m/s。工作面的平均进风断面为19.32m2(6.9×2.8m2),则工作面的风速V工作面=1440÷（19.32×60)=1.24m3/s,满足要求。
根据上述验算结果，工作面配风量QC=1440m3/min，符合要求。 二、通风管理措施：
1、工作面通风设施要有专人管理，保证经常处于良好的状态，并能够正常使用。
2、工作面必须配备专职瓦斯检查员，按照要求对瓦斯进行检查，并分地点挂牌，说明检测的结果和时间。
3、各种防尘、防瓦斯设施必须按照要求配备齐全。 4、运输顺槽及回风顺槽的隔爆水棚必须挂牌管理。
5、个人防护必须严格执行有关规定，工作面及回风流中所有工作人员必须佩戴防尘口罩，否则不得作业。
6、及时排除巷道内的污水和杂物，保证通风系统的正常运行。 7、通风科每旬进行一次测风工作，并将结果通知综采队。 8、任何人都不得以任何理由拆除或破坏通风设施。 三、工作面灾害预防： 1、工作面瓦斯防治： （1）瓦斯管理制度：
①工作面配风量不低于1440m3/min，并形成独立通风系统，无短路、旁路风流。
②工作面必须配备瓦斯传感器3个，分别在采煤机上、回风巷上隅角和回风
巷距机尾10m内安设。安设要求：距顶不大于300mm，距帮不小于200mm。对工作面和回风巷进行实时连续监测。
③瓦斯员对工作面的瓦斯检查工作负责，每班必须至少检查三次，除工作面风流、回风流检查CH4浓度外，重点加强工作面上隅角和局部瓦斯容易积聚的地方的检查，并每班向通风科和调度监控中心汇报CH4浓度及风量的变化情况。
④瓦检员必须跟班按时检测填写瓦斯记录牌板，并要求工作面现场交接班。 ⑤工作面风流中CH4浓度一旦超限（达到1%或以上），必须停止作业，停电撤人，由矿总工程师负责采取处理措施，只有将CH4浓度隐降到1%以下时，方可恢复工作。
⑥坚持对回风顺槽隔爆水棚的管理，水棚长度不小于30米，总水量不小于200L，距工作面的距离要保持在60米左右，且确保水质良好。
（2）工作面上隅角瓦斯管理：
虽然工作面瓦斯涌出量不大，但上隅角通风形成一个死角，容易发生局部瓦斯积聚现象，所以，必须加强对工作面上隅角的瓦斯管理工作。
①必须严格瓦斯检查，如发现体积大于0.5m3的空间内积聚的瓦斯浓度达到2.0%时,附近20m内必须停止工作,撤出人员,切断电源,进行处理.对因瓦斯浓度超过规定被切断电源的电器设备,必须在瓦斯浓度降到1%以下时,方可通电启动.
②如发现上隅角瓦斯积聚,根据实际情况采用风障引导风流法或在回风巷安设抽排风机的办法来解决.采用抽排法处理瓦斯积聚时,安设FSD(C)-No6.3/18.5x2抽排瓦斯风机2台,一台工作,一台备用,并在风机吸风口安设甲烷传感器及断电仪,保证抽排风机安全运行.
2、工作面防火措施：
（1）工作面的电气配电点、胶带输送机头、乳化液泵站、工具房及油脂库等应按要求配齐合格的干粉灭火器和防火砂箱及铁锹等灭火工具。
（2）皮带下山及3206巷要按要求配备消防水管，每50米一个出水口，并且灵敏可靠，不漏水。
（3）胶带输送机头前后20米范围内，不得有其它易燃物品堆放。 （4）胶带输送机不得严重跑偏及长时间的摩擦机架和打滑，以防摩擦着火。 （5）电气设备和保护要齐全可靠，严禁带电作业，杜绝电器设备失爆，皮带保护要齐全有效，使用可靠。
（6）地面消防水池必须经常保持不少于200m3的水量，井下消防管路系统要保持畅通无阻，水量充足。
（7）采煤机运行过程中，严禁割支架顶梁及挡煤板。
（8）做好电器设备的安全检查，防止因短路等故障，引起明火。 （9）机械设备和工具要轻拿轻放，防止因碰撞产生火花。 （10）由于采用放顶煤开采，局部采空区存在煤炭丢失，“U”型式通风易向采空区漏风，可能出现采空区遗煤自燃而造成隐患，故按照《安全专篇》要求，要配套注氮灭火系统和使用阻化剂进行防灭火。
（11）使用的油脂、绵纱等严禁在井下乱扔乱放，严禁所有设备过负荷运转。 3、工作面防尘措施：
（1）工作面综合防尘措施：
①支架要使用移架自动喷雾降尘系统，做到移架时能自动开启，喷雾灭尘。 ②采煤机要保持有完好的内外喷雾装置，雾化程度高，能罩住采煤机的滚筒，并且喷头不堵，采煤机能正常使用。否则，及时停机处理。
③采煤机的截齿必须锋利，对磨损的截齿要及时更换，另外要调整好牵引速度，使之与产尘量最低的匹配关系达到最佳。
④采煤机和液压支架的喷雾降尘系统要坚持使用喷雾泵和降尘剂，增强降尘、灭尘效果。
⑤各转载点和破碎机前后要有完好的喷雾降尘设施，其位置固定，正常使用。 ⑥检修班必须对喷雾降尘系统进行全面检修，保证正常使用，在生产过程中必须随时更换损坏的喷雾设施和疏通被堵塞的喷雾嘴，加强对喷雾系统的管理和维护。
⑦在生产过程中，机组司机、移架工等必须按要求佩戴防尘口罩。 （2）顺槽巷的综合防尘：
①工作面的进、回风顺槽巷，必须按标准安设防尘洒水管路，吊挂平直，接口严密，并且每50米设置一个“三通”阀门，其供水量必须满足工作面防尘用水要求。
②进、回风顺槽巷距安全出口50米以内均要安装风流净化水幕，要求灵敏可靠，使用正常，能封闭全断面。
③工作面供水管理中必须按要求安设过滤装置，保证水质符合要求。 ④坚持巷道冲洗制度，工作面和转载点处每个班冲洗一次；运输顺槽每旬至少全面冲洗一次；胶带输送机前后10米范围内由皮带司机随时冲洗；回风顺槽距安全出口50米以内每班冲洗一次，50—100米内每天冲洗一次，100米以外至巷口每5天冲洗一次。
⑤机电设备、电缆上的煤尘要随时清理干净，经常保持清洁，无煤尘堆积。 4、工作面防水措施：
工作面回采期间预计没有大的水患影响，可通过排水系统排出。在回采过程中，如发现可能出现水患的异常情况，应立即采取打钻探放的措施，一旦发生涌水事故，所有人员要立即沿避灾路线向外撤退，然后向调度室汇报，并积极组织排水人员。
第七章 煤质与质量标准化管理
一、提高煤质措施
1.严格按作业规程进行支护，防止工作面漏顶。
2.加强放顶煤管理，严格执行“见矸关窗”的原则。
3.严禁将木料或其它杂物乘皮带与煤一起运入溜煤眼。若有必须停机将其拣出，寄放在规定的地点以待回收上井。
4.做到开机开水，停机停水，严禁往溜煤眼放水。 5.班班设专职拣矸工，将矸石在溜头拣出扔入古塘。 二、加强质量标准化管理措施 （一）、质量管理工作：
1.坚持支护质量和顶板动态监测并有健全的分析和处理责任制。
2.坚持开展对工作面工程质量和顶板管理及规程兑现情况的班评估工作。 3.开展工作面地质预报工作，每月至少有一次预报，并将反馈意见报告地质科。
4.开展顶板来压预报工作，并将反馈意见报告技术科。
5.工作面出现地质构造影响正常生产时，要编制专项安全技术措施。 6.每月进行一次作业规程的复审工作。
7.每月至少进行一次支架初撑力考评工作。 （二）、工作面现场管理：
1.工作面控顶范围内，顶底板移近量不得超过300mm。
2.工作面顶板不出现台阶现象，顶煤要割平。支架接顶要严实。 3.液压支架初撑力不得低于标准化规定值。
4.支架顶梁与顶板平行支设，其最大仰俯角<7°。
5.支架要排成一条直线，其偏差不超过±50mm。中心距1500mm， 偏差不超过±100mm。
6.相邻支架间不能有明显错差，支架不挤、不咬，架间空隙不超过400mm。 7.支柱全部编号管理，牌号清晰。超前支护单体柱支设要成一条直线，其偏差不超过±100mm。
8.巷道无积水（长5m,深0.1m）；无浮碴、杂物； 9.材料、设备码放整齐并有标志牌。
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