1、第一章 工作面概况第一节 工作面位置及内外情况一、井上位置9205 工作面位于下寺头村以南、陈家湾村煤矿以西、狮尾沟联营煤矿以北范围内。地表地形复杂多为坡、沟和耕地，工作面范围内无建筑物、公路、河流分布，预计回采会造成地表裂缝塌陷，但影响不大。地面标高：9531078m，平均盖山厚度：192m。二、井下位置9205 工作面位于本矿二采区中部。东部与矿界相邻；西部至采区回风巷保安煤柱；北部与 9207 回采工作面相隔 25 m 保安煤柱；南部与 9203 采空区相距27m。工作面标高： 803m842m本工作面开采范围坐标为：轨道顺槽：X=4138271 X=4137888Y=19498929
2、Y=19499556皮带顺槽：X=4138113 X=4137730Y=19498835 Y=19499462第二节 煤层赋存一、煤层赋存9205 工作面可采的 9#煤层属石炭系上统太原组，根据两顺槽揭露本煤层平均厚度 4.5 米，含 13 层夹矸，厚 0.10.36 米，该煤层赋存稳定，结构简单，总体呈一单斜构造，属稳定的类型，煤层倾角 310，容重 1.4T/m3，摩氏硬度 23 级。二、储量 表 1-1顺槽长（m）可采长（m）倾向长（m）可采面积（m 2）煤厚（m）容重（t/m3）工业储量（万 t）采高（m）回收率（%）可采储量（万 t）732 702 185 129870 4.5 1.
3、4 85.3 2.8+1.2 95 69.1第三节 煤层顶底板一、顶、底板情况 表 1-2名称 岩石名称 厚度 岩性特征老顶 石英岩 8.07 黑色基本顶 泥岩及沙质泥岩 0.71.0黑色和灰白色粘土质，普氏系数 2.0，顶板属可垮落类型伪底 泥岩 0.10.3 灰黑色粘土质煤层顶底板情况基本底 粘土岩或细中砂岩 4.555.82 石英、长石附图 1：工作面地层综合柱状图第四节 工作面内地质构造一、地质构造：9205 工作面总体倾向西南，局部向斜、背斜相间，两顺槽极不平缓，从采区回风上山口开始连续下坡 100 米左右接着又开始上坡 250m 左右，在此以后顺槽较为平缓，该工作面最低处分别位于回
4、风顺槽一号贯眼附近，进风顺槽五号贯眼附近。本工作面切眼基本按倾向布置，回采按走向推进，易于破煤。在掘进过程中煤层结构变化不大，回风顺槽和切眼工作面发现有小断层存在，未发现有其它地质构造，这些断层会影响工作面采高。 第五节 水文地质一、水文地质概况。井田地处三川河南侧，地形以中低山黄土丘陵区，沟谷切割强烈，地势南高北低，雨季较大沟谷汇集，有季节性水流向北汇入井田北部罗候河，罗候河向西北汇入三川河，三川河然后向西流入黄河。二、本工作面范围内主要含水层1、奥陶系中统石灰岩岩溶裂隙含水层。2、石碳系上统太原组灰岩岩溶裂隙含水层。涌水量 0.014L/Sm，渗透系数 0.033m3/d，富水性较弱。3、
5、二叠系下统山西组砂岩裂隙含水层涌水量 0.00390.0041L/sm，渗透系数 0.003m/d，富水性弱。4、上第三系、第四系松散岩类孔隙含水层。受地面大气影响，富水性随季节变化大，局部地段含水量丰富。三、构造对井田水文地质条件的影响本区构造受区域构造的控制，总体呈一较平缓的单斜构造，工作面推进时无任何影响。四、工作面涌水情况本工作面在顺槽掘进时已在底凹处对顶板岩层水进行探放水，且在此处打小水窝，并安设两台水泵，进行排水（其中一台使用，一台备用）打小水窝设置离心泵排水，涌水对回采影响不大。第六节 影响回采的其它因素一、煤尘9205 工作面回采 9#煤层，煤尘具有爆炸性，爆炸指数为 17%，
6、煤的自燃倾向性等级为级，属不易自燃煤层。二、瓦斯据 08 年度瓦斯等级鉴定可知：矿井瓦斯相对涌出量为 2.7m3/t，绝对涌出量为 0.6m3/min，为低瓦斯矿井。三、二氧化碳相对涌出量为 4.05m3/t，绝对涌出量为 0.9m3/min。四、地温本工作面温度正常为 1618左右，无火区危险。五、冲击地压危险该工作面地压正常，无冲击地压。六、煤的自然倾向性9205 综采工作面回采 9#煤，煤的自燃倾向性为级，不易自燃。第二章 采煤方法第一节 巷道布置及工作面基本参数一、巷道布置井田内大巷采用下山方式布置，主要巷道有皮带下山、轨道下山、总回风巷，与主斜井、副立井、专用回风井构成生产系统。顺槽
7、沿走向布置，本工作面南侧为运输（进风）顺槽，该顺槽为行人、进风顺槽，北侧为轨道顺槽，东侧为工作面切眼。其中皮带顺槽为进风、出煤；（轨道顺槽为回风、运料）顺槽方位角为 12125，切眼方位角为 21050，回采为后退式回采。运输顺槽与轨道顺槽通过贯眼分别与皮带下山、轨道下山贯通构成生产系统。附图 2：9205 工作面位置示意图二、工作面运输巷本工作面采用两条巷布置，皮带顺槽用来运煤与行人，轨道顺槽主要用来运送系列车。三、工作面回风巷本工作面采用一进一回通风方式，皮带顺槽用作进风，轨道顺槽用作回风。四、工作面切眼本工作面切眼全长 185m，切眼宽 6.0m，切眼高度为 2.8m。附图 3：9205
8、 进风顺槽、9205 回风顺槽及切眼断面图五、巷道断面特征 表 2-1巷道断面特征表 表 2-1项目 进风顺槽 回风顺槽 切眼断面形状 单位 矩形 矩形 矩形掘 11.2 11.2 15.9断面积 m2净 10.7 10.7 15.6掘 4 4 6.0宽度 m净 3.9 3.9 6.0掘 2.8 2.8 2.65高 m净 2.75 2.75 2.6净周长 m 13.3 13.3 17.2长度 m 732 732 185支护材料、形式 锚杆、锚索、W 钢带、金属菱形网联合支护三、停采线位置停 采 线 位 置 为 距 采 区 回 风 上 山 中 心 线 以 东 31. 5 米 ， 保 证 净 保
9、安 煤 柱 30 米 。第二节 采煤工艺一、采煤方法：本工作面采用走向长壁后退式全部自然垮落法综合机械化采煤方法，由MG170/410-WD 型采煤机割煤，SZB630/400 型刮板运输机（前部） 、SZB630/400型刮板运输机（后部）运煤；ZF3600/16/31 型四连杆低位放顶煤支架支护，自然垮落法管理顶板 9205 工 作 面 主 采 9#煤 层 ， 平 均 厚 度 4.5 米 ， 工 作 面 沿 稳 定 夹矸 顶 割 煤 ， 采 高 为 2.8m。 根 据 配 套 的 采 煤 机 、 四 连 杆 低 位 放 顶 煤 的 支 架 选 型 ， 确定 放 顶 煤 平 均 高 度 为
10、1.2 米 ， 放 煤 率 为 80%。二、回采工艺回采工艺流程交接班采煤机由运输机头（尾）部进刀采煤机向机尾（头）部 割煤 移 架 移 前 刮 板 放 顶 煤 拉 后 刮 板1、交接班实行井下现场交接班，根据各工种岗位按时对应交接以质量标准化为原则，对工作面顶板情况、支护情况、设备运行情况、任务完成情况，进行全面详细检查验收，做到责任明确，认真交接，做好开机前的准备工作。2、进刀与割煤正常情况下，完成一个循环后将机头（尾）刮板推进煤壁，推进刮板长度为 30m 左右；然后采煤机斜切进刀割通三角煤，并清扫干净三角煤段浮煤，调整前部刮板，使采煤机平行于煤壁；调整采煤机方向和前后滚筒高度，开始割煤循
11、环作业。此种进刀方法也可在上一班完成作业后，停采煤机时直接将采煤机头斜切进刀，以便下一班接班后便可开始割煤。附图 4：采煤机进刀方式示意图3、装、运煤由采煤机螺旋滚筒配合挡煤板将落煤装入前部刮板输顺机内，经转载机、皮带运输机进入煤库，再经主皮带运输机运出地面；推移前部刮板输送机后的余煤和架间的浮煤由清煤工用铁锹铲入前部刮板输送机内，浮煤每个循环清扫一次。4、移架拉架滞后采煤机滚筒 35m，移架时先收前探梁和侧护板，降架幅度不宜过大，能够满足移架即可；当顶板破碎时，应采用带压移架方式，移架必须做到降一架，移一架，移过后及时升起并打开前探梁，支架升起后必须接顶严实，达到设计初撑力，同时将支架调整移
12、成一条直线并伸出侧护板。支架支柱中心距偏差不得超过100mm，以保证支架的切顶性能。5、移前刮板工作面前部刮板输送机的推移是以支架为支承。由支架推移千斤顶（拉后刮板千斤顶）整体推移，推移输送机必须滞后采煤机后滚筒 1015m，移刮板时刮板槽在水平方向的弯曲度不的大于 3，且每段的推移千斤必须保证三个同时工作，以免损坏千斤。弯曲段长 度 不 得 小 于 15m 左 右 ， 移 到 位 的 输 送 机 必 须达 到 平 、 直 、 稳 ， 同 时 操 作 手 把 打 至 零 位 。6、放顶煤工作面采用每割一刀煤放一次顶煤的作业形式。滞后移架 35m 放顶煤，放顶煤采用单轮间隔顺序放煤的方法。两人相
13、距 5 架支架进行。即第一人放3#、5#、7#奇数架，第二人放 4#、6#、8#偶数架；放煤顺序由运输机头部（尾部）向尾部（头部）进行，放煤工序与割煤工序平行作业，放煤时放煤工根据后部刮板的煤量适当控制放煤量，以免压死后部刮板。放煤时将支架放煤摆梁收回，顶煤就会自动流入后部刮板，不得一次将摆梁收回摆动最大角度。放煤过程中要相互配合，尽可能少让顶煤溢出后部刮板外，当有大块煤卡在放煤口影响放煤时，则反复上下摆动尾梁，把大块煤压碎，当发现窜矸时要及时将摆梁伸出，防止矸石混入煤中。7、拉后刮板拉后部刮板输送机时，先检查支架尾梁是否落在后部刮板输送机上，输送机上是否有大块煤矸，若有上述情况，处理后方可拉
14、移后部刮板输送机。后部刮板输送机拉到位后必须保证其呈一直线，不得出现急弯曲，防止折断哑铃棒或刮板槽错口。二、其它工序其它工序包括移转载机、破碎机、拉移皮带输送机机尾、拉移系列车、清理浮煤。1、移转载机、破碎机采用液压自移式拉移。拉移前先清理干净拉移段的浮煤、杂物，戗柱的支设必须牢固可靠，必须用厂家配备锚链拉移，且连接牢固。拉移时必须停机闭锁，无关人员远离作业地段。作业人员必须站在安全区域后，方可远距离供液拉移。拉移时要设专人指挥，专人观察，随时注意拉移情况，以防拉脱或拉不到位，转载机每循环拉移一次。2、拉移皮带输送机机尾采用液压自移式拉移。拉移前，首先把皮带开空通知皮带机司机停机，将开关打至零
15、位，并坚守岗位，没有得到专人和信号通知，严禁开机。然后回收皮带架的中连杆、H 架等，再清理干净拉移段的浮煤、杂物，检查戗柱的支设。拉移时，无关人员远离作业地段，作业人员站在安全区域后，方可进行远距离供液拉移。整个过程要设专人指挥、专人观察，随时注意拉移情况，拉到位后，通知皮带机司机拉紧皮带并试运转，皮带跑偏时，及时调整皮带上、下托辊和机尾滚筒。拉移皮带输送机机尾，根据皮带机尾和转载机位置情况，由检修班负责拉移。3、拉移系列车系列车包括泵站、移变、开关、电缆车、乳化液泵等平板车。上坡拉移系列车时，在绞车前 20m 外打一戗柱，戗柱穿柱靴，钢丝绳与戗柱连接牢固；下坡拉移系列车时，在绞车后 20m
16、外打一戗柱，戗柱穿柱靴，钢丝绳与戗柱连接牢固，然后进行拉移。A、拉移前的准备拉移用轨道巷的回柱绞车，绳径不小于 24.5mm，回柱绞车的开关按扭灵活可靠，闸把完好，刹车可靠，钢丝绳钩头完好，回柱绞车用两戗四压支柱打牢。拉移前，先清除系列车前后及周围的杂物，把所有电缆理顺，轨道有问题时要及时处理，防止掉道。检查各设备之间、设备与车之间的联接及车与车之间的软、硬联接是否可靠，有问题及时处理。 拉 移 前 ， 将 移 变 停 电 ， 开 关 手 把 置 于 零 位 ， 无 关 人 员 要 撤 离 到 安 全 地 点 ，严 禁 带 电 拉 移 。绞车信号采用电铃或哨子，严禁晃灯或喊话。信号规定为：一声
17、停，二声拉，三声放。B、拉移信号联系准确无误后，方可启动绞车，慢慢张紧钢丝绳，停止绞车，取掉挡在系列车中（后）的铁马凳、戗木、挡车器等，并在拉移后系列车预停位置前，放好铁马凳、挡车器等。在拉移过程中，要有专人站在运输机机尾安全区域观察，随时用信号与绞车司机联系，拉移过程中，要在拉移范围的上、下方设好警戒，任何人严禁在系列车两侧、下方及钢丝绳摆动范围内通过或停留，严格执行“行车不行人，行人不行车”制度。拉移过程中，绞车司机要持证上岗，精力集中，随时注意系列车的拉移情况，发现异常立即停车。拉移要平稳，严禁猛拉猛拽。当系列车拉到位后，应及时发出信号，停止并刹紧绞车，严禁拉脱电缆。当系列车停止后，重新
18、把铁马凳等挡车器搬至指定位置，将系列车挡刹牢靠，严防跑车。最后松开绞车钢丝绳，并摘勾，将绞车开关手把打至零位。4、清理浮煤每一循环对工作面人行道和机头机尾的浮煤全部清理一次，保证机头机尾出口及人行道畅通，液压支架保证支在实底上。第三节 设备配置工作面主要设备： 表 2-2工作面主要设备表 2-2设备名称 型号 数量 功率 长度采煤机 MG170/410-WD 1 410KW端头支架 ZFG4000/17/31 8 1.5 m中部支架 ZF3600/16/31 116 1.5 m转载机 SZB764/132 1 132KW 50m( 含破碎机长度)工作面前刮板输送机 SGZ630/264 1 2
19、200KW 188m工作面后刮板输送机 SGZ630/264 1 2200KW 188m破碎机 PCM110 1 110KW顺槽绞车 JD11.4 JD25 12 11.4KW25KW皮带输送机 SDJ100/60/290 1 290KW 1040m乳化泵 BRW-200/31.5 2 125KW喷雾泵 BPW315/10 1 75KW附图 5：综采工作面设备布置示意图第三章 顶板管理及支护第一节 支护设计一、综采工作面支护设计1、支护强度验算根据工作面采高 8 倍的顶板压力验算顶板最大压力：P max=8MT=82.62.7=56.16T/m2式中 M为采高 2.6T顶板平均容重 2.7 T
20、/m3根据我国经验公式进行验算我国经验公式为：P=Mrn10 -2/（k-1）式中：P支架单位面积的载荷 MPaM煤层开采厚度 mr顶板岩石容重 T/m3，取 2.7 T/m3n支架受力不均衡系数取 2K顶板岩石膨胀系数取 1.3计算结果：工作面 P=0.5MPa2、支架密度确定根据顶板与支架选型，工作面端部及中部共需支架 125 架，包括端头过度支架 8 架和中部支架 117 架，支架紧密相连。 3、选择合理空顶距根据支架选型，工作面最大控顶距为 4.2m，最小控顶距为 3.6m。放顶步距 0.6m，即每割一刀移一次架，顶板自由垮落。二、支护材料选择1、根 据 煤 层 厚 度 和 顶 板 分
21、 类 以 及 我 矿 现 技 术 装 备 ， 选 用 ZF3600/16/31 型 支 架支 护 顶 板 。 两端头支架选用 ZFG4000/17/31 型。2、支架选型验算经验算工作面 ZF3600/16/31 型号的支架支护强度为 P=0.59Mpa；工作面ZFG4000/17/31 型号的支架支护强度为 P=0.60 Mpa，符合工作面要求。三、乳化液泵站1、泵站选型及数量本工作面选用 BRW200/31.5 型乳化泵四台，配两台 RX-1500 型乳化液箱。BRW200/31.5 型的主要技术参数如下：公称流量：200L/min公称压力：31.5Mpa柱塞直径：50mm电机功率：125
22、KW电 压：660/1140V配套液箱容积：1500L工作介质：含 3-5%乳化油中性水溶液RX-1500 型乳化液泵箱主要技术参数：液箱有效容积：1500L吸液过滤精度：473m高压过滤精度：40m吸液口：40m高压过滤进口：与 32 通径的 K 型高压软管（KJR32-32）连接。泵卸载回液口：与 50 通径的 K 型高压软管（KJR51-8）连接。向支架系统供液（高压供液出口）：在交替伐上通过出截止球阀与 32 通径的 K 型高压软管（KJR32-32）连接。之间系统回液口：与 B40 型高压软管连接。配液口：与 19 通径的 K 型高压软管（KJR19-32）连接。2、泵站设置位置四台
23、乳化液泵和两个泵箱设在系列车上，系列车停在轨道顺槽距工作面3080 米处，用铁链连接，和移动变电站依次相连接。3、泵站使用规定乳化液泵要经常进行维护与保养，遇到问题要及时解决。每班上班前要进行班检。泵站司机要检查曲轴箱中的油是否达到标准油位，检查管路及接头的密封是否完好，接头处是否漏液。检查各重要连接位置是否松动。如遇反常声响，应立即停泵。第二节 工作面顶板控制一、管理方法及支护方式采 用 四 连 杆 低 位 放 顶 煤 支 架 支 护 顶 板 ， 采 空 区 全 部 自 然 垮 落 法 管 理 顶 板 。二、回柱放顶与其它工序平行作业的安全距离为：1、拉架滞后割煤 35 架2、推刮板滞后割煤
24、 810 架3、端头切顶支柱割一刀回一次三、正常工作时期的特殊支护方式（一）初采时的顶板管理初采时要求安全出口不小于 700mm，超前支护不小于 25m。严格控制采高不的 3m。且要求端头支架与中部支架初撑力都达到 30Mpa。初采时必须搞好工程质量，工作面要求三直、两平、两畅通。初采开始时，要对工作面两顺槽进行加强支护，选 用 3.2m 的 兀 型 梁 配 合DW3.15200 型 单 体 液 压 支 柱 一 梁 三 柱 进 行 支 护 。 在后刮板输送机正对位置打设一排带帽密集支柱，支柱采用金属液压支柱，点柱中心距 300mm。初采结束开始放顶煤时必须成立放顶煤小组。（二）来压及停采前的顶
25、板控制在此期间还需加强工作面矿压观测，准确测定周期来压步距，并根据周期来压步距适当调整停采线位置，使停采线位置避开周期来压。为缓和停采期间的矿压显现，在距工作面停采线 15m 时停止放顶煤，停采后割煤机必须停在机尾处。当工作面距停采线还有 10m 时，开始铺单层金属菱形网；距停采线 9m 时，开始铺双层金属菱形网；工作面推进到距停采线 3时，停止移架，摘开支架与前部刮板连接头，由单体支架顶推移刮板，继续割煤至停采线，顶板采用锚杆、锚索、W 钢带、经纬网联合支护，割一刀，支护一排。第三节 运输巷、回风巷及端头顶板控制一、工作面两顺槽的顶板控制1、两顺槽超前支护距离不小于 25 米。2、工作面皮带
26、顺槽和轨道顺槽都采用“锚杆+W 钢带+金属菱形网+锚索”联合支护，回采开始后对进风巷和回风巷至工作面 25m 范围内进行超前维护。二、工作面安全出口的管理（一）支护形式对 进 风 顺 槽 和 回 风 顺 槽 至 工 作 面 25m 范 围 内 进 行 超 前 维 护 ， 在 靠 煤 壁 500mm处 ， 沿 顺 槽 走 向 两 邦 加 强 支 护 ， 选 用 3.2m 的 兀 型 梁 配 合 DW3.15200 型 单 体 液 压支 柱 进 行 支 护 ， 靠 工 作 面 10m 范 围 内 采 用 一 梁 三 柱 ， 后 15m 采 用 一 梁 两 柱 。（二）质量要求1、单体液压柱要求初撑
27、力达到 12Mpa，要求单体液压支柱设防倒链。2、 端 头 切 顶 排 戗 柱 与 支 架 顶 梁 相 齐 ， 回 收 时 ， 坚 持 “先 支 后 回 ”的 原 则 。3、切顶戗柱必须戴柱帽，当顶板破碎或压力过大时，需再加棚板确保有效的顶板管理。4、端头支护必须保证行人宽度70cm，高度1.8m 。三、工作面机头、机尾端头支护（1）为满足工作面前后刮板输送机与转载机搭接及运料等行人和安全通道需要，工作面机头、机尾电机、减速器段上方顶板采用 ZFG4000/17/31 型正四连杆低位放顶煤过渡液压支架支护。（2）端头切顶采用密集点柱维护顶板。皮带顺槽端头落山侧沿支架护梁延长线滞后 1.2m 支
28、设两排密集支柱，选 用 1.2m 的 兀 型 梁 配 合 DW3.15200 型 单 体液 压 支 柱 一 梁 两 柱 进 行 支 护 ， 柱距 0.3m；轨道顺槽端头落山侧沿支架护梁延长线滞后 1.2m 支设两排密集支柱，选 用 1.2m 的 兀 型 梁 配 合 DW3.15200 型 单 体 液压 支 柱 一 梁 两 柱 进 行 支 护 ， 柱距 0.3m。第四节 矿压观测一、矿压观测内容顶板移近量、顶板压力、支架载荷。二、矿压观测方法（一）顶板移近量在工作面任选 3 点，各点间任选 3 架共 9 个观察点，量支架立柱高差。（二）顶板压力1、采用标点法观测活柱下缩量。2、采用压力表观测法。
29、工作面每 5 架支架前后立柱上各安装一个压力表，每班进行数据观测并记录，及时掌握工作面顶板压力情况。对超前支护达不到设计的支柱现场进行整改，压力不够进行注液打压，接顶不严垫加柱帽或木楔接顶，确保安全出口的畅通。对工作面出现的顶板隐患，及时填写隐患报告单，及时提出处理意见，并反馈回队组，以采取有效措施。在工作面初采初放、末采末回等专项工程及正常回采中，由队技术员对工作面初次来压步距、老顶来压周期、周期来压步距、顶底板移近量、煤壁片帮深度等进行现场观测，并做好记录，报送技术科进行数据分析。所分析的各类图表、数据报有关领导和单位，并及时反馈回队组，队组及时采取措施处理。第四章 生产系统第一节 运输系
30、统1、运煤系统9205 工作面前后刮板输送机转载机9205 顺槽皮带煤库主斜井皮带栈桥转载皮带地面煤场2、运料系统地 面 材 料 库 主 斜 井 主 斜 井 井 底 车 场 轨 道 下 山 采 区 回 风 巷 采 区 回 风上 山 9205 轨 道 顺 槽 工 作 面3、行人路线工作面行人要走工作面托缆架与液压支架立柱之间的通道，机头设过桥，机尾处绕行机尾与煤柱之间，若因工作面刮板输送机前（后）窜导致安全出口不畅或无安全出口时，在积极组织摆机头（尾） ，行人时要停机过人。过转载机时要走行人过桥或停转载机过人。地面副立井副立井井底车场轨道下山采区进风巷9205 进风顺槽工作面或地面副立井副立井井
31、底车场轨道下山采区回风巷采区回风上山9205 回风顺槽工作面以上路线为可逆路线。工作面运输设备及其它主要设备详表 表 4-1：设备名称 型号 数量 功率 长度工作面前刮板输送机 SGZ630/264 1 2200 kw 188m工作面后刮板输送机 SGZ630/264 1 2200 kw 188m转载机 SZB764/132 1 132 kw 50m( 含破碎机长度 )破碎机 PCM110 1 110 kw皮带输送机 SDJ100/60/290 1 290 kw 1200m乳化泵 BRW-200/31.5 2 125kw喷雾泵 BPW315/10 1 75 kw第二节 “一通三防”与安全监控系
32、统一、通风系统（一）风量计算（1）按瓦斯涌出量计算：Q 采 =100q 采 kcH 采=1000.301.5=45 m3/min式中：Q 采 回采工作面实际需要风量，m 3/minq 采 回采工作面回风巷风流中瓦斯的平均绝对涌出量，m 3/minkcH 采 采面瓦斯涌出不均衡通风系数，取 1.5。（2）按气象条件计算：Q 采 =Q 基本 K 采高 K 采面长 K 温=604.22.80.71.01.31.11.0970m 3/min式中：Q 采 工作面需要风量，m 3/minQ 基本 60工作面控顶距工作面实际采高70%适宜风速（不小于 1m/s）K 采高 回采工作面采高调整系数，取 1.5K
33、 采面长 回采工作面长度调整系数，取 1.3K 温 回采工作面温度调整系数，取 1.0（3）按工作面同时工作人数计算:Q 采 4N=434=136 m3/min式中：Q 采 工作面需要风量，m 3/minN n 采煤工作面同时工作的最多人数，取 34 人（4）按风速进行验算15S 1.5%时） 在上隅角挂导风帘，加强上隅角通风2 架后瓦斯管理 放煤时必须打开架后喷雾3 工作面各地点瓦斯管理瓦 斯 队 每 班 派 专 职 瓦 斯 员 巡 回 检 查 ， 认 真 填 写 瓦 斯管 理 牌 ， 瓦 斯 超 限 时 ， 所 有 工 作 人 员 服 从 瓦 斯 员 安 排4工作面 CH4、CO 2浓度1
34、.5%时，电动机或开关附近 20m 内瓦斯浓度达到 1.5%时必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理5工作面体积大于 0.5m3的空间，局部积聚瓦斯浓度达 2%时 必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理6因 CH4或 CO2浓度超限而被切断电源的电气设备 必须在 CH4、CO 2浓度降到 1%以下时，方可复电启动7 执行煤矿安全规程有关瓦斯管理规定（2）瓦斯管理措施表 瓦斯管理措施表 表 4-3（3）其它传感器监测情况： 表 4-4表 4-4附图 7：9205 工作面监控系统图三、综合防尘系统综合防尘表 表 4-5负责 队长负责全队综合防尘工作，积极搞好防尘宣传教育 维护负责人采煤机安
35、装内外喷雾，内喷雾压力2Mpa，外喷雾压力1.5Mpa 采煤机司机支架 前后喷雾，实现降柱、移架或放煤时同步喷雾降尘 支架工各转载点安 设 喷 雾 设 施 ， 喷 嘴 距 落 煤 点 0.5m， 成 对 安 装 ， 固定 牢 固各转载机司机破碎机破碎机内安装两道覆盖全断面的水幕，与破碎机同时开启 破碎机司机喷雾系统工作面运输、回风巷距 工 作 面 50m 内 分 别 设 两 道 净 化 水 幕 ， 迎 风 喷 雾 ，覆 盖 全 断 面 队指定专人洗尘 生产班冲洗工作面支架和工作面运输巷、回风巷超前支护段及各转 生产班设置地点 名称 型号 报警值 监测状态温度传感器 KGW5 30 9205 回
36、风巷温度变化状态9205 回风测风站一氧化碳传感器 KGA3 24PPm9205 回风巷一氧化碳浓度变化情况烟雾传感器 GQLO.1 9205 运输顺槽皮带运行状态9205 皮带机头一氧化碳传感器 GKJ127-1140 24PPm9205 回风设备处 馈电传感器 KGA3 24ppm9205 工作面及回风巷设备的通、断电状态载点 20m 内的煤尘检修班冲洗工作面运输巷、回风巷的煤尘检修班、指定专人备注1、系列车上的煤尘不得用水冲洗，须用棉纱擦拭干净。2、做好个体防护，佩戴防尘口罩。3、喷雾系统在生产时打开，停机、检修时关闭。附图 8：9205 工作面防尘洒水系统图四、隔爆水槽表9205 工作
37、面运输顺槽、回风顺槽各安装 3 组隔爆设施 表 4-6表 4-6地点断面m2容量（L（L/个 -1）个数（个）排数（排）排距（m）长度（m）说明9205 进风巷11.2 50 50 10 2.5 259205 回风巷11.2煤矿安全规程规定每平方米巷道断面按 200L 水量计算50 50 10 2.5 25横向吊挂每周补水一次上下顺槽隔爆水袋吊挂距工作面的距离为 60200m。挂牌管理设专人检查维护，每周一次并有记录。五、防灭火表 表 4-7机电检修 杜绝失爆，严禁带电作业，严禁带电搬迁电气设备风 门 前后 5m 内严禁堆放易燃物品（如油脂类）电 缆 按标准吊挂，严禁浸水、淋水保护装置 各设备
38、保护装置每日由检修班负责检修，严禁甩保护作业采煤机 严禁割支架前梁，伸缩梁及底板，避免产生火花托 辊 及时更换淤煤塞死及不转动的托辊，防止摩擦起火矿 灯 严禁在井下拆卸、敲击、撞击油 脂 必须完善保管，用后拧紧桶盖，并在矿指定地点存放废旧棉纱 不准随意乱扔，必须放入盖严的铁桶内，由专人定期送到地面处理，严禁将剩废油泼在井巷和硐室内干粉灭火器各输送带机头分别配备 2 个，移动变电站处 2 个，油脂库房 2 个，井下作业人员必须会使用灭火器沙 箱带式输送机头、移动变电站处、油脂库房各备一个，尺寸：0.5m0.6m0.7m 沙箱内必须有一把小锹消防水管 工作面运输巷、回风巷配备静压水管，每隔 50m
39、 安一个球形闸门第三节 供、排水系统一、供水系统采用地面蓄水池静压供水，4 寸钢管下井至采区进回风巷口，3 寸管路经采区回风巷，采区回风上山直至 9205 轨道顺槽，采区进风巷接 4 寸管路，9205皮带顺槽接 2 寸管路，用于两巷道内降尘水幕、冲洗煤尘、各转载点喷雾洒水、乳化液泵站、采煤机喷雾等，水源为地面高位水池。9205 轨道顺槽及工作面：地面高位水池主斜井清煤斜巷采区回风巷采区回风上山9205 轨道顺槽9205 工作面9205 皮带顺槽：地面高位水池主斜井清煤斜巷采区进风巷9205 皮带顺槽二、排水系统分别在 9205 两顺槽低洼处根据实际情况布置水仓由小水泵配合 2 吋纳米胶管排至中
40、央水仓，经主水泵通过 6 吋管路由主斜井排至地面污水厂处理后排往罗候沟。每个小水仓配备 1 台潜水泵，并且要有备用水泵，必要时配备泥浆泵，排水能力要能满足生产需要。9205 轨道顺槽及工作面：9205 轨道顺槽中央水仓主斜井地面污水站9205 皮带顺槽：9205 皮带顺槽中央水仓主斜井地面污水站附图 9：排水系统示意图第四节 供电系统1、设备列车的布置设备列车布置在 9205 轨道顺槽中，由移变、组合开关、乳化液泵站和喷雾泵站组成。乳化液泵站由两泵一箱组成，其中 2#泵为备用泵，喷雾泵供采煤机、支架动压喷雾及冷却用水。按工作面推进方向，由里向外设备顺序为：清水箱、喷雾泵、乳化液箱、2#乳化泵、
41、1 #乳化泵、控制箱、2 #组合开关、1 #组合开关、2 #移变、1 #移变、电缆车等。随着工作面的推进，设备列车由回柱绞车牵引向外逐渐移动。2、供电系统引至中央变电所（详见供电系统图）附图 10：9205 工作面供电系统示意图3、机电管理1）供电系统电缆必须吊挂整齐，四线分开，设备面貌清洁，摆放整齐端正，开关上台上架，信号电铃上板吊挂固定，为用好和管好设备，线路及设备必须严格包机到人，实行挂牌管理。2）加强对移变及照明灯信号综保的管理，每班由指定的维护人员对移变低压馈电开关进行一次漏电试验，发现问题及时处理，并将试验结果交班后填入机电检修记录簿中。3）油脂、绵纱等易燃物品应送到指定地点存放。
42、4）所有动力电缆必须与乳化液泵的胶、铁管分开吊挂，并不得有脱勾、交叉、盘圈和挤、压、埋等现象。5）一切电气设备必须完好，完好率达 95%以上，杜绝失爆，做到“三无”即：无鸡爪子、无羊尾巴、无明接头；“三全”即：防护装置全、绝缘用具全、图纸资料全；“四有”即：有接地保护、有过流保护、有螺丝和弹簧垫、有挡板、挡圈和密封圈；“两齐”即：电缆悬挂整齐，机电硐室设备整齐。6）所有设备的保护要齐全可靠，不准带病运行，一切转动的机械设备必须有可靠的防护罩，严禁甩掉各类保护不用。7）严禁带电检修和搬迁电气设备，有故障严禁强行送电，严禁明火操作。8）机电设备检修、验放电时，作业电工必须配带便携式瓦检仪，检查作业
43、地点 20 米范围内瓦斯浓度，只有浓度在 0.5%以下方可作业。9）各种机电设备必须有专人维护，任何人不准乱动与本工种无关的机电设备。10）液压系统不准有漏、滴、串液现象，各类“U ”型卡必须双孔插入，严禁用铁丝或其它物品代替，使用专用容器配制乳化液，且保证配比浓度在35%范围内。11）检修泵站和液压支架时，必须切断高压释放余电。12）设备车在移动过程中，根据巷道坡度，采取必要的防滑措施，移动后设好挡车装置。13）绞车闸把、电机护罩等必须齐全，压柱牢固有效，钢丝绳必须完好无损。14）机械设备的启动、停止必须有可靠的信号装置，信号不清不启动，各类管线吊挂整齐，电缆严禁用铁丝吊挂。15）检修采煤机
44、时，把采煤机停在顶板完整无片帮的地段，把支架移到最小控顶位置，将滚筒离合器、手把和电机隔离开关手把打到零位并闭锁后，方可作业。16）严禁人员乘坐刮板输送机、皮带输送机和严禁在此“两机”运行时，跨越运送物料。17）各工种持证上岗，建立包机责任制。18）认真执行油脂管理制度。19）各种机电设备定期检修，严格按机电质量标准进行，严把机电入井关，不完好设备不进坑。20）严格执行煤矿安全规程机电管理部分的有关规定，并认真填写检修记录。第五节 通信照明系统一、通信系统工作面安装一部远程监控语音系统。在工作面转载机头、顺槽转载机头、工作面机尾均安设一部矿用本质安全型电话直通变电所及地面调度室，工作面刮板及顺
45、槽转载刮板均安设声光信号装置。二、照明系统工作面两顺槽每隔 20m 安装一隔爆灯管；工作面每隔一架安装一隔爆灯管。附图 11:9205 通信系统示意图第六节 压风系统一、设备选型9205 工作面采用 4 寸压风管从主斜井接至采区进回风巷口，9205 进风顺槽接 2 寸钢管，采区回风上山、9205 轨顺接 3 寸钢管。二、压风管路路线9205 轨顺巷及工作面：地面主斜井轨道巷采区回风巷采区回风上山9205 轨顺巷9205 皮顺巷：地面主斜井轨道巷采区进风巷9205 皮顺巷第五章 劳动组织和主要技术经济指标第一节 劳动组织一、作业方式依据工作面顶板稳定程度和我矿开采经验以及工作面所配备的回采机械设
46、备、支架型号，确定循环进度为 0.6m，全天一班检修，三班生产，每班两个循环，每循环放一次顶煤。二、劳动组织劳动组织表 表 5-1生产班 核定人员 检修班 核定人员副队长 1 副队长 1带班长 1 带班长 1安全员 1 安全员 1采煤司机 2 采煤机司机 2泵站司机 1 泵站司机 1皮带司机 1 支架检修 6转载机司机 1 运输机检修 6工作刮板司机 2 注油工 1端头支护工（回收） 6 验收员 1移架工 4 超前支护 3移刮板工 4 运料工 3放顶煤 6 电工 4电检机检 2 抽水洗巷工 2质量标准化 1 质量标准化 1排水工 1合计 343 33注：队设队长 1 名；考勤调度 2 名；领料
47、员 1 名；共计 139 人。第二节 作业循环一、本工作面循环进度为 0.6m，每班 2 循环，每天 6 循环，正规循环率不低于 80%。二、最大、最小控顶距确定工作面采用 ZF3600/16/31 型四连杆低位放顶煤支架支护，其最大控顶距为4200mm，最小控顶距为 3600mm。三、循环个数1、循环时间T=K.t 割 t 入 t 移 （min）t 割 =L/V 上 L/V 下 （min）式中：K每刀影响系数，取 1.0；t 割 纯割一刀煤所需时间，min；t 入 采煤机进刀时间，10min；t 移 移机头、机尾时间，10min；L工作面长度，取 185m；V 上 采煤机平均割煤速度，2.8
48、m/min；V 下 采煤机平均割煤速度，2.8m/min；则：t 割 = L/V 上 L/V 下=185/2.8185/2.8=6666=132minT= K.t 割 t 入 t 移 =1.0132（1010）=152min故纯割一刀煤所需时间为 152min。2、循环个数N=K（t 班 t 交 t 休 ）/T式中：t 班 班工作时间，360min； t 交 交班时间，10min；t 休 班中休息时间，15min；K事故影响系数，取 0.98；T1 循环时间，152min；则：N= K（t 班 t 交 t 休 ）/T=0.98（3601015）/152=2故每班循环个数为 2 个。3、循环方式每班 2 个循环，每日 6 循环，日平均推进 3.6m。四、循环产量、日产量和月产量循环产量=工作面长度采高循环进度容重回采率=1854.00.61.495%=590.52t日产量=循环产量日循环个数=590.526=3543.12t月产量=日产量月生产天数=3543.1225=88578t五、可采期与回采工效可采期=可采储量/平均日产量=7021854.01.495%/3543.1
