41105綜采工作麵回采作業規程

丈八井41105綜采工作麵
SLJM-G-MK01-01-2009

回
采
作
業
規
程

2009年 月 日實施

二0 0九年四月

規 程 會 審 表
01manbetx 名稱 41105綜采工作麵作業01manbetx
會審時間
會審地點
會 審 人 員 簽 字
職 務 姓 名 日 期
礦 長
總 工
生產礦長
機電礦長
安全礦長
施工單位
施工負責人
編 製

備 注

分發號 受控狀態

采掘作業01manbetx 貫徹記錄表
作業01manbetx 名稱 41105綜采工作麵作業規程
作業隊組 貫徹人
隊 幹 貫徹時間
參

加

貫

徹

人

員






















備 注

目 錄


第一章 概 況 - 1 -
第一節 工作麵位置及井上下關係 - 1 -
第二節 煤 層 - 1 -
第三節 煤層頂、底板 - 2 -
第四節 地質構造 - 2 -
第五節 水文地質 - 2 -
第六節 影響回采的其他因素 - 3 -
第七節 儲量及服務年限 - 3 -
第二章 采煤方法 - 4 -
第一節 采煤方法與巷道布置 - 4 -
第二節 采煤工藝 - 4 -
第三節 設備配置 - 6 -
第三章 頂板控製 - 7 -
第一節 支護設計- 7 -
第二節 工作麵頂板控製 - 11 -
第三節 運輸順槽、回風順槽及端頭頂板控製 - 12 -
第四節 礦壓觀測 - 14 -
第四章 生產係統 - 15 -
第一節 運 輸 - 15 -
第二節 “一通三防”與安全監控 - 15 -
第三節 排 水 - 20 -
第四節 供 電 - 21 -
第五節 通訊、照明 - 21 -
第五章 勞動組織和主要技術經濟指標 - 21 -
第一節 勞動組織 - 21 -
第二節 主要技術經濟指標 - 22 -
第六章 煤質管理- 23 -
第七章安全技術措施- 24 -

第一章 概 況
第一節 工作麵位置及井上下關係
41105綜采工作麵位置及井上下關係
水平名稱 820水平 采區名稱 四采區
地麵標高 1050～1100 井下標高 842.321～865.5
地麵相對位置 該麵南部為梁上莊村莊保安煤柱線，工作麵中部有一關閉豎井（X=4102960，Y=19551140）
回采對地麵的影響 地表大麵積塌陷，會造成梁上莊村公路下沉。
井下位置及與相鄰關係 41105工作麵北接三條四采區集中巷，南靠礦井井田保安煤柱線，西為尚未規劃的41103工作麵，東為正在掘進的41107工作麵。
走向長度/m 737 傾斜長度/m 135 麵積/m2 99495

第二節 煤 層
采煤工作麵開采煤層情況表
地層年代 煤層編號 煤 層
厚度（m） 層 間
距（m） 傾角 穩定性 煤層結構 容
量
t∕m3 頂底板
岩 性 普氏係數f
係 統 組 最小—最大 最小—最大 頂板 底板
平均 平均
石炭係 上統 太原組 9＃ 1.66–1.7 0.9–1.9 0-8° 穩定 簡單 1.30 石灰岩 泥岩 f﹦1.5–2
1.68 1.5
石炭係 上統 太原組 10＃11＃ 8.49–8.80 0-8° 穩定 複雜 1.35 泥岩 泥岩 f﹦1.5﹣2
8.49

第三節 煤層頂、底板
開采煤層頂底板情況
頂底頂底板名稱 岩石名稱 厚度（m） 特征
偽 頂 炭質泥岩 0.2～0.4 隨采隨落
老頂 K2石灰岩 6.47（平均） 堅硬，可以懸露很大的麵積，到一定步距，隨放頂煤自行跨落。
直接底 粘土泥岩 0.8～3.0 厚度和質量變化大，有時相變為泥岩、砂質泥岩
附圖1：工作麵地層綜合柱狀圖

第四節 地質構造
由地質精查報告和已掘巷道證實，該區域內的煤層成單斜構造（西高東低），小型波狀起伏較為發育。

第五節 水文地質
一、水害03manbetx
區域內主要含水層為9#煤頂板K2灰岩，厚約6.47m，致密、裂隙溶洞發育，為富含水層；另外，根據實地調查，在工作麵東部分布有越層開采9#煤的天勝煤礦、工作麵西部有魚灣煤礦；工作麵中部為越層開采9#煤的孟家莊礦，其破壞範圍較大，預計在采空區的低窪處均存有一定量積水，因此掘進過程中應密切關注頂板水情，如有淋頭水出現以致增大或煤幫潮濕、掛汗等突水征兆，則必須堅持“有掘必探，先探後掘”的原則,以確保安全生產。

第六節 影響回采的其他因素
一、影響回采的其他地質情況
影響回采的其它地質情況表
瓦 斯 本礦屬低瓦斯礦井，相對湧出量0.14m3/t。
煤層爆炸性 煤塵有爆炸危險性，回采時要嚴格落實綜合防塵措施，防止煤塵積聚飛揚。
煤層自燃傾向性 煤層有自燃發火性，屬自燃煤層，發火期為4～6個月，
嚴格按防滅火措施進行管理。
二、頂板壓力監測
根據已掘巷道壓力顯現，上覆9＃煤層局部已被小窯破壞，將壓力傳遞到10＃、11＃煤層，使11＃煤層巷道頂板壓力加大，順槽局部工字鋼梁受壓彎曲，所以部分巷道必須加設錨索、鋼帶進行維護。上覆9＃煤層破壞將會造成回采時頂板冒落，因此回采時及時加強支護。

第七節 儲量及服務年限
儲量
工作麵工業儲量118.3萬噸。
工作麵開幫回采率95%，放頂煤回采率85%。留設底煤平均厚度1米，工作麵可采儲量為91.5萬噸。
二、工作麵服務年限
工作麵服務年限=開采推進長度/設計月推進長度=646.6/50=12.93（個月）。

第二章 采煤方法
第一節 采煤方法與巷道布置
采用走向長壁後退式綜采放頂煤一次采全高的采煤方法。
一、巷道布置附圖：41105巷道布置示意圖。
（1）、工作麵運輸順槽
工作麵采用11#礦用工字鋼梯形棚、鐵絲網聯合支護，中部支設木支柱，棚距（中—中）1米。根據巷道斷麵利用率，運輸順槽選擇了兩種不同的斷麵，小斷麵隻安設皮帶，上淨寬2.6米，下淨寬2.95米，淨高2米，大斷麵即安設吊掛皮帶，又安設軌道，上淨寬3.9米，下淨寬4.25米，淨高2米。
主要服務於工作麵的運煤、運料、進風、行人及設備的安設等。
（2）、工作麵回風順槽
工作麵回風順槽采用11#礦用工字鋼梯形棚、鐵絲網聯合支護，上淨寬2.6米，下淨寬3.04米，淨高2.5米。
主要服務於工作麵的運料、進風和安全出口等。
（3）、切眼擴幫
切眼采用爆破落煤的方法擴幫後（規格為4.4×2.2m），采用11＃礦用工字鋼、木板棚聯合網進行支護，切眼長度135米，安設綜采液壓支架87架,懸移支架6架切眼的安設依照《41105工作麵安裝安全技術措施》進行。

第二節 采煤工藝

一、采煤工藝
該工作麵為走向長壁後退式全部跨落法控製頂板的綜合機械化采煤。采用ＭＧ１５０-Ｗ１型雙滾筒采煤機，具體采煤工藝流程如下：
斜切進刀→割煤→移架→拉後溜→返空刀→推前溜→斜切進刀→割煤→移架→返空刀→推前溜→放頂煤→拉後溜
1、斜切進刀
根據采煤機性能采用斜切進刀的方法進刀，即采煤機割透機尾（頭）後，調換前後滾筒的上下位置並改變牽引方向，沿運輸機彎段向機頭（尾）逐步割進煤壁，待采煤機割過25～30米全部進入刀後，隨後移機頭（尾）段刮板輸送機，再調換滾筒上下位置並換向牽引，向機尾(頭）割三角煤，割透三角煤後，再次調換滾筒上下位置並向機頭（尾）進行正常割煤，即實現斜切進刀工藝。
2、割煤
斜切進刀後，前滾筒割頂煤，後滾筒割底煤，截深為0.6米。
3、移架
移架時采用本架操作，移架方式為單架依次順序式，即沿采煤機前進方向追機作業，移架一次到位，步距0.6米。
4、返空刀
為了減小推溜的阻力，采煤機割煤後，需再返空刀一次來清理餘煤。
5、推溜
在返空刀時，滯後采煤機15米開始推前溜，推溜時順序進行，彎曲長度不得大於15m，彎度不大於30，以免損壞刮板輸送機連接構件。
6、放頂煤
工作麵為“兩開一放”，即兩次開幫，放一次頂煤，放頂煤為兩刀割煤完成後，按照三架間隔放頂煤方式進行作業，同時打開的放煤口不得超過兩個，為更好地控製放煤效果，采取操縱擺梁來回擺動措施，對跨落的煤進行鬆動，還可借助插板的上下收縮來控製頂煤的排放量及對大塊卡口煤進行破碎，以提高放煤效果。按上述要求放到出露K2石灰岩時，關閉放頂煤窗口，進行下一組放頂煤工序。
7、拉後溜
機組割過第一刀煤後，不準放頂煤，滯後移架15米拉回後溜，待機組割過第二刀，移架放頂煤後，距放頂煤工序15米，開始拉後溜，具體要求同推前溜。
二、工作麵正規循環生產能力
W = W1W2=L·S·H1·Y·C1＋S·H2·Y·C2
式中：L—工作麵長度 135米
S—正規循環率 0.6米
H1開幫厚度 2.2米
H2煤層厚度 7.49米（不包括1米的護底煤）
Y—容 重 1.35t/m3
C1開幫回采率 95%
C2放頂煤回采率 85%
開幫：
W1= LSH1YC1 =135×0.6×2.2×1.35×95%=228.5噸
放頂煤：
W2= SH2YC2=135×0.6×6.95×1.35×85%=646噸
正規循環生產能力：
W = W1＋W2=228.5＋646=874.5噸

第三節 設備配置
工作麵機械設備配置表
使用地點 設備名稱 規格型號 數 量 單 位
工 作 麵 采煤機 1 台
液壓支架 QZFS2400-16/24D 87 架
懸移支架 XDY-1 5 架
前刮板輸送機 SGB-630/180 1 部
後刮板輸送機 SGB-150C 1 部
運 輸 順 槽 刮板輸送機 SGB-150C 1 部
吊掛皮帶 SP-40 2 部
乳化泵 MRB125/31.5C 2 台
噴霧泵 XPB250/5.5 1 台
噴霧泵 BRW80 1 台
移動變電站 KBSGZY-500/b 1 台
移動變電站 KBSGZ-630/b 1 台
調度絞車 JD-11.4 部
照明綜保 個
回風順槽 調度絞車 JD-11.4 部
水 泵 潛水泵 台
照明綜保 個
第三章 頂板控製
第一節 支護設計
一、液壓支架選型設計
1）、支護強度驗算
根據經驗公式，支架應達到的支護強度為：
P=4～8Mr 式中：
P-----考慮老頂來壓時的支護強度
M-----采高 M=2.2m
r-----上覆岩層平均容重，采用加權平均法進行計算。
由綜合柱狀周知，在工作麵上覆煤岩層中，9＃.10＃＋11＃煤層厚度為7.49 m容重為1.4T／m3,k2石灰岩厚度6.47 m，容重為2.45 T／m3，頁岩厚度7.35m，容重為2.2 T／m3（個岩層容重由所查資料得出）。故按照6倍采高岩重進行驗算。
r=（∑hi×ri）／∑hi=(7.49×1.4＋6.47×2.45＋7.35×2.2)／(7.49＋6.47＋7.35)=2.0T／m3
p=6×2.2×2.0=26.4 T／m3
顯然p＜p架，故能滿足支護要求。
P架-----支架支護強度。
2）、底板比壓驗算
工作麵底板允許比壓為14.41MPa，而液壓支架設計底板比壓為1.34 MPa，顯然工作麵底板允許比壓大於支架設計底板比壓，故支架不會發生鑽底現象。
二、端頭支護強度計算
1）、上覆岩層壓力計算
根據經驗公式，支架應達到的支護強度為：
P=4～8Mr 式中：
P-----考慮老頂來壓時的支護強度
M-----采高， M=2.2m
r-----上覆岩層平均容重，采用加權平均法進行計算。
由綜合柱狀周知，在工作麵上覆煤岩層中，9＃.10＃＋11＃煤層厚度為7.49 m容重為1.4T／m3,k2石灰岩厚度6.47 m，容重為2.45 T／m3，頁岩厚度7.35m，容重為2.2 T／m3（個岩層容重由所查資料得出）。故按照6倍采高岩重進行驗算。
r=（∑hi×ri）／∑hi=(7.49×1.4＋6.47×2.45＋7.35×2.2)／(7.49＋6.47＋7.35)=2.0 T／m3
p=6×2.2×2.0=26.4 T／m3
=258.72KN／m3
2）、機尾端頭支護強度驗算
單體液壓支柱最大控製麵積為
S=4.92×5.705=28.069㎡
每根DZ-----25型單體液壓支柱承受的重量G支柱=258.72×0.71=183.69KN小於DZ-----25型液壓支柱的最大工作阻力250KN。
顯然，支護滿足要求
3）、機頭端頭支護強度驗算
單體液壓支柱最大控製麵積為
S=6.5×5.705=37.08㎡
每根DZ-----22型單體液壓支柱承受的重量G支柱=258.72×0.84=217.32KN小於DZ-----22型液壓支柱的最大工作阻力250KN。
顯然，支護滿足要求
4）、最大、最小控頂距
根據支架的技術參數確定最大控頂距4300㎜，最小控頂距3700㎜，放頂步距1.2米，端麵距≤340㎜. 見最大、最小控頂距示意圖
三、支護材料
根據該工作麵的技術參數及地質條件，使用QZFS2400-16/24D型低位放頂煤支架，共87架；上下兩端頭選用改造後的XDY—1型懸移支架5付，從運輸順槽到回風順槽依次編號為1～87號支架。
QZFS2400-16/24D四柱支撐掩護式支架技術特征表
項 目 內 容 單 位 規 格
適用條件 煤層厚度 m 6.95
煤層傾角 ( 0 ) 0～8
頂板 直接頂 類
基本頂 級 Ⅲ
底板 直接底或煤底要求底板平整，留有0.8～1.2m護底煤
地質構造 地質構造簡單，煤層賦存穩定。
總體特征 支架高度 m 1600 ～2400
工作阻力 KN 2400
初撐力 KN 2000
對底板平均比亞 MPa 1.34
四、乳化液泵站
根據本礦其它工作麵在礦壓觀測期間，對泵站到采麵的壓力及壓力損失進行了統計觀測。通過實測選用MRB125/31.5C型係列乳化液泵站，一台液壓泵站滿足工作麵需要，但是為了保證工作麵正常運轉，做到用一台工作，一台備用。。
（一）、泵站設置位置
41105綜采工作麵乳化液泵站安設在41105運輸順槽內。
（二）、乳化液泵站使用管理規定
1、乳化液泵操作人員必須經過培訓考試合格後方可上崗。
2、乳化液泵必須使用自動配液裝置。開泵前，首先檢查乳化液的液量大於箱體1/2，用濃度計檢查乳化液濃度（濃度在3% -5% 之間）。每次配置後用濃度計檢測，要做到管路不漏液，泵站壓力正常。
3、泵站及液壓係統必須完好，做到不漏液、串液，振動正常。
4、供液管路吊掛整齊，保證供液、回液暢通。液箱內幹淨無雜質，確保供壓係統的潔淨。
5、開泵後，若發現泵的壓力、聲音、溫度、潤滑等有異常情況，立即停泵處理。
6、在泵箱附近掛管理牌，明確配比方法、用液比例、責任者等，保證設備性能良好。
7、現場配比法
（1）、乳化液箱規格為2660mmⅹ800mmⅹ1176mm。 （2）、堅持使用乳化液自動配液裝置，經常檢查、調整配比濃度在3﹪—5%的範圍內。
（3）、不得直接將清水注入箱內。
8、發現下列情況之一的，應立即停泵：
(1)、異聲異味。
（2）、溫度超過規定。
（3）、壓力表指示壓力不正常。
（4）、自動配液裝置啟動不正常。
（5）、控製閥失控、失效。
（6）、供液管路破裂、脫開，泄液。

第二節 工作麵頂板控製
一、正常工作時期頂板支護方式
本礦域頂板為Ⅲ類，采用全部跨落法控製頂板，采空區頂板隨支架前移自行跨落充填。最大控頂距為4.3m，最小控頂距為3.7m，放頂距為1.2m（機道寬為0.63m）。移架方式采用本架操作單架依次順序式，即沿采煤機前進方向逐架追機作業，移架一次到位。
二、正常工作時期的其它特殊支護形式 遇頂板破碎頂板壓力增大時，除應加快工作麵推進度外同時還必須立即進行支護，即沿采煤機前進方向逐架追機作業，移架時，支架進行部分卸載，帶壓擦頂移架。以盡快擺脫壓力影響。
三、特殊時期的頂板控製
1．初采來壓時：在兩順槽靠采空區側支設雙排密集點柱，排距0.6m，間距0.5m。（附工作麵布置圖）
2、停采前工作麵頂板管理：工作麵推進距停采線2米時，把液壓支架與運輸機的連接銷摘開，隻移溜不拉架，采高調整至2.2～2.4米，割完第一刀煤後在液壓支架頂梁上方插入木梁，木梁沿走向放置，每一個支架插兩根，互相平行，間距0.75m。木梁垂直於煤壁，梁頭距煤壁0.3m（規格為：100×200×1400mm），木板插入前探梁0.8米 ，外露0.6米並及時在木梁的靠煤壁梁頭下支設一根單體液壓支柱，柱距0.75米。為防止支柱漏液倒柱傷人，在支柱與金屬網間用鐵絲拴好。然後用單體支柱將前部運輸機推出，用單體液壓支柱推溜時至少要有三個力點同時頂溜，頂溜過程中不得硬頂急彎，保證彎曲段長度不少於15米，彎曲度數不得大於3 0，頂溜時不得停溜。割第二刀煤時，必須把運輸機調直，煤壁割直，把底板割平，偏差不得超過±100mm。
機組割完第二刀煤後，不再推溜，從機尾向機頭撤下每付前探梁上1.4米的木板，重新支設規格(100×200×2000mm)的木板梁，木板插入前探梁0.6米 ，外露1.4米。每一個支架插兩根，互相平行，間距0.75m，使梁頭頂住煤壁，及時在木梁的靠煤壁梁頭下支設一根單體液壓支柱，柱距0.75米。為防止支柱漏液倒柱傷人，在支柱與金屬網間用鐵絲拴好。
工作麵停采後，緊貼煤壁再掛兩道金屬網，使網包住煤壁，防止片幫傷人。
工作麵停采後，淨高不得低於2.2m，清理幹淨工作麵和兩巷道的浮煤，把采煤機停在機尾處（具體規定需要製定專門的安全技術措施）。
3、工作麵發生冒頂時的頂板管理：首先處理冒落的煤矸及不安全因素，打上臨時支護再進行處理工作。工作過程中，班、隊長要現場指揮；然後及時將冒頂處兩邊緣支架拉出，在煤幫平行於工作麵支設木梁，以防02manbetx.com 向兩邊擴展；在冒頂地段，先在煤幫挖好柱窩，視冒頂的長度平行於工作麵交錯支設1.2米枕木，然後垂直於煤壁在木梁上用枕木勾頂，木梁一端支在支架前探梁上，另一端支在木梁上，待支架拉出挑住木梁後再回掉單體支柱。

第三節 運輸順槽、回風順槽及端頭頂板控製
一、工作麵運輸順槽、回風順槽的頂板控製
（一）、運輸順槽、回風順槽的超前支護
1、運輸順槽、回風順槽超前支護距離不得小於20m，若兩順槽壓力增大時，超前支護長度要增加到30～40米。機尾超前支護在原巷道工字鋼梁下支設兩根單體液壓支柱進行加強支護，隨著工作麵的推進需拆除工字鋼支架時，應先沿工作麵煤壁方向補打兩根單體液壓大帽點柱，機頭超前支護采用三排一梁三柱3.2m長的“∏”型鋼梁和一排單體液壓大帽點柱抬棚進行替換支護，柱間距1m，梁間距1m,鋼梁上必須用背板相互勾緊、背實。如果頂板破碎、底板底鼓嚴重無法回收工字鋼支架時，不得強行拆除工字鋼支架，加設“∏”型梁垂直於工字鋼梁加單體液壓支柱加強支護。
2、、超前支護的“∏”型梁要平直，單體支柱打成一條直線，單體支柱迎山有勁升緊打牢，所有單體支柱必須用鐵絲與菱形網拴好或“∏”型梁捆結拴牢。
3、上“∏”型梁時，倆人托住板梁，倆人扶單體支柱，1人送液，必須口號一致，手要扶在側麵，不得扶在梁的上麵，頭部要放在安全一側，要求密切配合，抓牢“∏”梁，扶穩支柱，送液準確。
（二）、運輸順槽、回風順槽的加強支護
工作麵兩順槽采用11#礦用工字鋼梯形棚、鐵絲網聯合支護，在頂板破碎壓力大的地段，增補錨杆、W型鋼帶、錨索、樹脂錨杆進行加強＄支護。
二、工作麵安全出口的管理
（一）、支護形式
機頭采用兩付改造後的XDY—1型懸移支架、六根一梁三柱的“Ⅱ”型梁並鋪設鐵絲網進行聯合支護；機尾采用三副改造後的XDY—1型懸移支架並鋪設鐵絲網進行聯合支護，端頭鋪網要延至工作麵兩端首付液壓支架上方，並與順槽內的菱形鐵絲網連接擰緊（至少擰三圈），靠采空區切頂側支設排密集點柱，排距0.6m，間距0.5m.
移輸送機時可一梁兩柱，移完輸送機後及時補齊，柱爪必須卡住梁牙。
移懸移支架：①、在支架完好的支護下用戶卸荷手把將主梁支柱卸荷提起，移動主梁，移到位後，立即將支柱支起。
②、給副梁支柱卸荷，移動副梁與前探梁梁邊對齊，然後給支柱注液，達到規定的初撐力。
（二）、質量要求
1、上下安全出口高度不得低於1.8m；
2、采高不超過作業規程規定±0.1m。
三、支護材料的使用數量和存放管理
支護材料的使用數量和存放管理
種 類 規 格 使用量 複用率/% 備 注
懸移支架 XDY—1 6付 100% 端頭用
單體支柱 DZ—22（25） 100% 端頭、超前用
“Ⅱ”型梁 100% 端頭、超前用
第四節 礦壓觀測
礦壓觀測內容
工作麵支架頂底板移近量、支架阻力、活柱下縮量、液壓支架的初撐力、端麵距。
兩順槽支柱阻力、巷道頂底板移近量。
礦壓觀測方法
（1）、觀測儀器：圓圖壓力自記儀、卷尺或者是測杆。
（2）、壓力表分別設置在工作麵17＃、28＃、39＃、50＃、73＃支架上，每天更換一次記錄紙，並調整好記錄筆、對好時間、注明原因，整理後填入表中。
（3）、工作麵壓力觀察，每天進行一次，用卷尺量取單體液壓支柱下縮量並記錄表中，由觀察人每天八數據報回觀察領導小組。
三、數據采集
數據必須由觀察人報回礦壓觀察小組，填表必須真實有效，不得填報虛假數據。
四、成果03manbetx
由礦壓觀察小組和總工03manbetx 後，由計算機進行數據處理。
第四章 生產係統
第一節 運 輸
一、運輸路線
工作麵采出的煤→運輸順槽內的刮板輸送機→運輸順槽內的膠帶輸送機、→五部皮帶→四部皮帶→三部皮帶→二部皮帶→頭部皮帶→中間煤倉→主斜井強力皮帶→地麵筒倉、儲煤場。
二、輔助運輸路線
地麵工業廣場→副斜井→八二零大巷→四采區集中材料巷→41105回風順槽→41105工作麵。
附圖：41105運輸係統示意圖。

第二節 “一通三防”與安全監控
一、通風係統
（一）、回采工作麵風量計算
a:回采工作麵按氣候條件確定需要風量，其計算公式為：
Q采=Q基本×K采麵長×K溫 式中：
Q采—采煤麵需要風量，m3／min;
Q基本—不同采煤方式工作麵所需的基本風量m3／min。
Q基本=工作麵控頂距×工作麵實際采高×70﹪×適宜風速（不小於1m／s）×60
Q基本=4×2.2×70﹪×1×60=369.6 m3／min
K采高—回采工作麵采高調整係數取1.5（見表1）
K采麵長—回采工作麵長度調整係數取1.0（見表2）
K溫—回采工作麵溫度調整係數取0.9（見表3）
Q采=369.6×1.5×1.0×0.9=499 m3／min
表1 K采高—回采工作麵采高調整係數
采高 ＜2.0 2.0～2.5 2.5～5.0及放頂煤
係數（K采高） 1.0 1.1 1.5
表2 K采麵長—回采工作麵長度調整係數
回采工作麵長度 80～150 150～200 ＞200
長度調整係數（K長） 1.0 1.0～1.3 1.3～1.5
表3 K溫—回采工作麵溫度調整係數
工作麵空氣溫 采煤工作麵風速 配風調整係＜
＜18 0.3～0.8 0.90
18～20 0.8～1.0 1.00
20～23 1.0～1.5 1.00～1.10
23～26 1.5～1.8 1.10～1.25
26～28 1.8～2.5 1.25～1.4
28～30 2.5～3.0 1.4～1.6
b：按瓦斯湧出量計算
Q采=100×q采×KCH4 式中：
Q采—采煤工作麵實際需要風量，m3/min；
Q采—回采工作麵回風巷風流中瓦斯的平均湧出量；根據2007年度瓦斯等級鑒定報告取0.25 m3/min.
KCH4—采煤瓦斯湧出不均衡係數取1.2.
Q采=100×0.25×1.2=30 m3/min；
c：按二氧化碳湧出量計算：
Q采=100×q采co2×KCo2 式中：
Q采—采煤工作實際需要風量，m3/min；
Qco2—回采工作麵回風巷風流中二氧化碳的平均湧出量；根據2007年度瓦斯鑒定報告取0.62 m3/min.
KCo2—采麵二氧化碳湧出不均衡係數取1.2
Q采=100×q采co2×KCo2=100×0.62×1.2=74.4 m3/min；
d：按工作麵溫度計算
工作麵溫度不大於18°
Q采=60×V×S 式中：
V—工作麵適宜風速取0.9m/s
S—工作麵斷麵，根據規程為6.7m2
Q采=60×0.9×6.7=361.8 m3/min;
e：按工作麵同時工作的總人數計算：
Q采=4×N 式中：
N—工作麵同時工作的人數，根據規程為46人。
Q采=4N=4×46=184m3/min
按風速進行驗算：
15S＜Q采＜240S 式中：
S—工作麵平均斷麵㎡
100.5 m3/min＜ Q采＜1608 m3/min
根據上述計算，確定回采工作麵所需風量為：499 m3/min
41101綜采工作麵計劃風量確定為499 m3/min
本礦井為低瓦斯礦井，工作麵通風的主要任務時創造良好的氣候條件。
二、通風路線
地麵→主、副井及人行斜井→八二零大巷→四采區材料上山→四采區集中材料巷→41105運輸順槽→41105工作麵→41105回風順槽→四采區集中回風巷→總回風→風井→地麵
附圖：41105通風係統示意圖。
三．瓦斯、一氧化碳、溫度監測監控
在41105綜采工作麵回風順槽安設KJ9701型瓦斯傳感器、KJ9201A型一氧化碳傳感器和kJ傳感器接入KFD—3型9#分站，並在其遠程控製口接一KDD—2型遠程斷電儀，以控製工作麵饋電開關回路。斷電範圍為工作麵及回風巷中全部非本質安全性電器設備，瓦斯報警點1%CH4,瓦斯斷電點1.5% CH4,複電點＜1% CH4,一氧化碳不得超過0.0024%。采煤工作麵溫度不得超過260。
監測係統必須由專人進行維護，確保係統的靈敏可靠。
當瓦斯超限或監控係統報警時，要按規定撤人，並及時查明原因，進行處理。
附圖：41105監測監控係統示意圖。
四．綜合防塵係統
防塵管路係統
工作麵兩順槽布置有專門的防塵水管、水幕、隔爆水袋、各裝載點噴霧、機組內、外噴霧等防塵裝置。
（二）、防塵措施
1、采煤機內噴霧裝置水壓不得低於2MPa,外噴霧水壓不得小於1.5MPa,噴霧流量要與機型相匹配，霧化程度高，特別是外噴霧要能夠封閉截割產塵部位。如果內噴霧裝載置不能正常噴霧，外噴霧壓力不得小於4 MPa，無水或噴霧裝置損壞時必須停機。
2、水幕安設在采煤工作麵距上、下安全出口不超過30米處，應封閉全斷麵，靈敏可靠、霧化好，使用正常。
3、各轉載點、煤倉口處必須設噴霧裝置，並有專人負責管理，運輸順槽、回風順槽必須每天清掃或衝洗浮煤和煤塵，不得有煤塵堆積。
4、進入工作麵和回風順槽工作的所有人員必須佩戴防塵口罩。
（三）、防止瓦斯、煤塵爆炸措施
1、巷道內物料碼放整齊，不準堆入多餘的閑置設備和雜物，以避免減小通風斷麵，增加通風阻力。
2、嚴禁同時打開順槽內的兩道風門，防止風流短路，風門前後5米內不得堆放物料或雜物。
3、兩巷道必須設有隔爆水袋棚，隔爆水袋距工作麵的距離為60～200米，棚區長度不小於20米，並隨工作麵推進而移動。
附圖：防塵灑水管路示意圖。
五．防止煤層自燃發火技術措施
（一）、監測係統
充分利用礦井瓦斯監測係統監測一氧化碳及會風流的變化情況，在回風順槽內安設一氧化碳傳感器及溫度傳感器，隨時監測巷道內氣體變化，以掌握各種可靠的數據。
（二）、綜合防滅火係統
1、檢察工作麵上隅角及順槽內的溫度，加強火區標誌性氣體監測，發現溫度異常，及時彙報處理。
2、工作麵杜絕一切明火，使用過的潤滑油、棉紗、布頭和紙等，必須存放在蓋嚴的鐵桶內，並由專人定期運往地麵處理，不準亂放亂扔。
3、如發現CO濃度有超限情況，撤出人員，彙報調度室進行處理。
4、工作麵采完後抓緊時間撤出一切設備，及時密閉采空區，預留灌漿管道然後進行采空區處理，方法為：用泥漿泵將小蘇打和水玻璃（阻化劑）經預留管道灌入采空區，兩順槽各灌漿3～5噸。
5、回風順槽內安設KJ9201A型CO傳感器，發現異常，立即進行處理。
6、加強用電管理，井下所有電氣設備的安裝與使用除遵守使用外，還應正確使用各類安全保護裝置，防止過流引起火災。
（三）、防滅火要求
任何人發現井下火災時，應視火災性質、災區通風和瓦斯清況，立即采取一切可能的方法直接滅火，控製火勢，並迅速報告礦調度室。礦調度室在接到井下火災報告後，應立即按災害預防和處理計劃通知有關人員組織搶救災區人員和實施滅火工作。
礦值班調度和現場的區、隊、班組長應依照災害預防和處理計劃的規定，將所有可能受火災威脅地區中的人員撤離，並組織人員滅火。電器設備著火時，應首先切斷其電源；在切斷電源前，隻準使用不導電的滅火器進行。
搶救人員和滅火過程中，必須指定專人檢查瓦斯、一氧化碳、煤塵、其他有害氣體和風向、風量的變化，還必須采取防止瓦斯、煤塵爆炸和人員中毒的安全措施。
封閉火區滅火時，應盡量縮小封閉範圍，並必須指定專人檢查瓦斯、氧氣、一氧化碳、煤塵以及其他有害氣體和風向、風量的變化，還必須采取防止瓦斯、煤塵爆炸和人員中毒的安全措施。
避火災路線：41105工作麵→41105運輸順槽→四采區集中材料巷→八二零大巷→主、副井及行人斜井→地麵
附圖：41105工作麵避火、水災路線示意圖。
第三節 排 水
一、設備選型
本工作麵K2、K3、K4石灰岩為含水層， K3、K4石灰岩含水微弱，主要含水層為K2石灰岩，最大湧水量為22.68m3/h，湧水量相對較小，當局部低窪處積水時，用排水泵將積水排到四采區水倉，以提高排水效果。
二、排水路線
工作麵→41105回風（運輸）順槽→四采區集中材料巷→四采區水倉→八二零大巷→中央水倉→地麵
三、避水災路線（本著人往高處走的原則）
工作麵→41105回風順槽→四采區集中回風巷→總回風→地麵
第四節 供 電
供電係統
41105工作麵及兩巷道用電均由四采區變電所引入。
供電與電器設備布置
附圖：41105工作麵供電係統示意圖、電氣設備布置圖。
第五節 通訊、照明
通訊係統
工作麵機頭、機尾各設電話一部。
照明係統
在各裝載點及機頭、機尾、工作麵安設照明，工作麵照明燈間距不得大於15米。
附圖：41105通訊係統示意圖。
第五章 勞動組織和主要技術經濟指標
第一節 勞動組織

一、作業方式
采用“三八”製作業，兩采一準，即兩班采煤一班檢修，專業工種，追機作業。
二、勞動組織
勞動組織表
序 號 工 種 頭班 二班 檢修班 工種合計
1 隊 幹 2 2 4
2 移架工 5 5 10
3 端頭支護 5 5 10
4 機組司機 3 3 6
5 運輸機司機 3 3 6
6 皮帶司機及維護 4 4 8
7 機電維護 1 1 2
8 攉煤工 6 6 12
9 撿矸工 5 5 10
10 煤庫工 2 2 4
11 安全員 1 1 2
12 乳化泵司機 1 1 2
13 檢修工 9 9
14 送餅工 1 1 2
15 合 計 39 39 9 87
附圖：41101工作麵正規循環作業圖表。
第二節 主要技術經濟指標
工作麵主要技術經濟指標
序號 項目 單位 數量 備注
1 工作麵平均采高 m 2.2
2 工作麵長度 m 135
3 循環進尺 m 0.6
4 頂煤厚度 m 6.95 留設底煤1.2米
5 開幫產量 t 228.5 兩刀
6 開幫回采率 % 95
7 頂煤回收率 % 85
8 放頂煤產量 t 646
9 煤層總厚度 m 10.15
10 坑木消耗 米3/萬噸 5
第六章 煤質管理
工程質量
1.41105綜采工作麵正式試采之前，必須進行井巷工程、綜采設備安裝工程等項目的驗收，合格後才可正式生產。
2.支架要排成一條直線，其偏差不得超過±0.05m，支架中心距偏差不得超過±0.1m 。
3.支架頂梁與頂板平行支設，其最大仰俯角＜7°。
4.支架與運輸機要保持垂直，偏差不得超過±5°。
5.相鄰支架間不能有明顯錯差，支架不擠、不咬，架間空隙不超過規定（＜200㎜）。
6.支架要垂直頂底板，歪斜不超過±5°與頂板接觸要求嚴密，嚴禁空頂作業。
7.要及時進行移架，斷麵距不得大於340㎜.
8.支架要保持完好，無漏液，不串液，支柱缸體，閥組動作靈敏可靠。
9.支架內浮煤、浮矸咬及時清理，缸體上端麵和閥體要保持清潔。
10.相鄰支架高差不超過側護板高度的2∕3.
11.機道寬度不大於作業規程規定的0.2m，不小於0.1m。
12.煤壁平直，與頂底板垂直。傘簷長度不超過1m時，其最大突出部分不超過250㎜，
13.采高不超過作業規程規定±0.1m.
14.工作麵所有設備必須完好，電纜、乳化液管懸掛要整齊，電器設備不得由失爆、漏電等現象，行人寬度不小於0.7m.
15.巷道安全出口不低於1.8m.
16.支架初撐力不低於現定值的80﹪.
17.巷道無積水，無浮渣，雜物。
二．煤質管理
1.放頂煤工必須樹立高度的質量意識，嚴格按照規程規定執行，不許隻在一處放頂煤，一次放徹底，以免一次放煤過量老頂矸石提前跨落。放完頂煤時，要及時伸出插板，防止矸石流入。
2.工作麵後溜要設專人撿矸，遇大塊矸石及雜物時，必須停機處理，撿出的矸石或雜物要扔到後溜與支架擺梁間，不準進入集中輸送帶。
3.兩巷勾木、廢舊鋼絲繩、網、棉紗、廢舊零件等嚴禁混入煤流中運出。
4.防塵用水應保持噴霧方式，停止生產後，防塵用水要及時關閉。支架液壓管路及工作麵供水管路出現漏液、漏水現象要及時處理。兩巷及工作麵積水由專用排水管路排出，不得排入煤流中。
5.割煤過程中，司機要嚴格掌握好層位，嚴禁超挖割破鋁質泥岩。
第七章安全技術措施
安全製度
1、所有上崗人員必須嚴格執行《煤礦安全規程》、《煤礦01manbetx 》、《41105綜采作業規程》。嚴禁違章指揮、違章作業、違反勞動紀律。
2、嚴格執行班前會製度、出入井考勤製度、隊幹跟班製度、特殊工種持證上崗製度、礦井的各種管理製度。
3、每班嚴格執行交接班製度，並對有關問題交情接明，班組長認真填寫交接班記錄。
4、在進入工作麵前，必須由班組長、安全員、瓦斯員對工作麵進行細致的安全檢查，確認無隱患後方可作業。
5、嚴格執行“敲幫問頂”製度，嚴禁空頂作業。
二、支護
1、本工作麵采用及時移架支護，即采煤機割過後及時移架伸出前探梁，移架滯後采煤機6m依次順序進行，超過此距離或發生片幫冒頂時，必須停止割煤。
2、如果頂板破碎，必須采用立即支護，即采煤機後滾筒割過後帶壓及時移架，拉架要動作迅速。
3、如果工作麵片幫嚴重時，必須超前支護，即移架在割煤之前進行。
4．拉架時，架側、架前嚴禁站人，操作者要站在支架底座上，防止架間滑矸傷人或被支架底座擠壓。
5．移架時，不得出現擠架、咬架現象，相鄰支架不得出現明顯的錯位。
6．移架工移到要支設的位置及時升架，達到支架初撐力。
7．移輸送機頭、機尾或其他原因需拆除附近單體支柱時 ，必須先打好臨時支護 。
8．嚴格按照支架規格質量要求拉架，保證工作麵支架直平。
三、采煤
1、采煤前，首先對機組各部位進行細致的檢查，確認無誤後方可開車。
2、割煤時，必須嚴格按照采高控製在 2.2m
3、割煤時，時刻注意電纜、煤壁、支架等，若有異常情況立即停機處理。
4、有下列情況之一者不得開車：
（1）、采煤機內、外噴霧無水；
（2）、工作麵有片幫、冒頂危險；
（3）、移架跟不上（＞6m）；
（4）、刮板輸送機停止運轉；
（5）、不符合《煤礦安全規程》第六十九條的規定。
5、采煤機上必須裝有能停止工作麵刮板輸送機運行的閉鎖裝置，必須每班試驗一次。
6、啟動機組前，必須先巡視采煤機煤機四周，確認對人員設備、設施無危險後方可接通電源。
7、采煤機停止工作或檢修時必須切斷電源， 並打開其磁力啟動器的隔離開關，並閉鎖掛上“有人工作，嚴禁合閘”的停電牌。
8、更換截齒和滾筒上、下3m以內有人工作時，必須護幫護頂，切斷電源，打開采煤機隔離開關和離合器，並對工作麵輸送機實行閉鎖。
9、其它注意事項按《煤礦安全規程》第五十一條，第五十四條、五十七條、第六十七條、第六十九條、第七十二條的相關條款執行。
四、推移刮板輸送機
1、推移刮板輸送機彎曲長度不得小於15m，彎曲度不得大於3°，千斤頂應與溜槽保持垂直。
2、輸送機停止運轉時，除刮板輸送機機頭、機尾外，嚴禁移中部溜槽。
3、移輸送機前應將浮煤清理幹淨，保護好油路及水路。
4、輸送機推移後，應保持與煤壁200-300mm的間距，如間距過大，采煤機割煤時達不到截深的要求。間距過小，采煤機搖臂擠壓煤壁，即增加截割阻力，又容易產生掉道02manbetx.com 。
5、移刮板輸順機應達到“三平”、“三直”、“一穩”、“二齊全 ”、“一不漏”、“兩不”要求：
“三平”刮板輸順機槽接口要平，電動機和減速器底座要平，對輪中心接觸要平；
“三直”機頭、刮板輸送機槽和機尾要直，電動機和減速器的軸中心要直，大小鏈輪要直；
“一穩”整台刮板輸順機要安設平穩，開動時不搖擺；
“二齊全”刮板要齊全，鏈環螺絲要齊全；
“一不漏”接口嚴密不漏煤；
“兩不”運轉時鏈子不跑偏，不漂鏈；
五、支架檢修
1、改管換閥時，必須停液，在閥組上卸載，任何時候不得將高壓管對向自己和他人。
2、嚴禁在井下拆裝控製閥。
3、支架檢修分段負責，並有維修保養製度。
4、支架的安全閥要求定期更換。
5、加強支架檢修，保證支架完好。特別是立柱、前探梁等必須完好，使支架達到較好的支護頂板。
6、不同型號的U形銷不得混用，嚴禁用鐵絲代替。
六、設備檢修與使用
（一）、常規要求
1、所有設備必須按規定進行檢修。
2、各種設備的油脂按使用要求進行使用，不準把不同的油脂混合使用。
（二）、設備檢修操作特定要求
1、要求工作麵輸送機機頭、機尾 、帶式輸送機有明確的責任人，每班出坑後填寫檢修記錄，以備查用。
2、生產出煤班，工作麵輸送機機頭、機尾責任人要時刻注意減速機油溫、冷卻油、運轉是否正常。
3、刮板輸送機責任人要注意減速機溫度、噪聲、鏈輪油位、液力聯軸器中的冷卻油、各部聯接螺栓及刮板鏈鬆緊程度，發現鬆弛應及時緊鏈。
4、檢修班除完成上述各項要求外，每班要檢查減速機油位處齒輪聯軸節內浮煤以防損壞齒輪聯軸節內，出坑後填寫記錄並注明責任人。
5、要經常保持液力聯軸器內的規定油量，各密封處不得有滲漏現象，在任何情況下不許用其他材料代替易熔合金。
6、運轉中傳動裝置聲音不能有異常，如發現異常，應及時處理。
七、端頭機電設備維護
（一）、極尾端頭機電設備維護
1、開機前刮板輸送機司機要發出起動信號，得到回點後方可起動。
2、機頭（尾）信號工要經常檢查，電機減速機溫度、杜絕電氣設備的一切失火現象。檢修設備時，必須切斷電源閉鎖開關進行操作，嚴格執行停送電製度，不準帶電檢修和搬遷電氣設備。聲音出現異常即可閉鎖刮板輸送機。
3、嚴禁將單體支柱、圓木及其他雜物堆放在電機或減速機上，落在電機側的煤、矸石要及時清淨。
4、機尾嚴禁將膠管、半圓木及煤矸石以外的其他物品拉入刮板輸送機。
5、端頭工回撤的單體支柱應及時抬到超前支護以外。
（二）、機頭端頭機電設備維護
1、刮板輸送機膠帶機司機必須有受過培訓的持證專職人員擔任，司機開機前必須對各部位詳細檢查，若有問題，處理好後方可開機。
2、端頭移刮板輸送機前，先與順槽內的刮板輸送機司機聯係，並檢查刮板輸送機機尾無單體或其它雜物時，發出可推信號。
3、頂刮板輸送機時，刮板輸送機司機觀察機頭各個連接部位，發現異常，立即停止頂刮板輸送機。
4、開機前，機頭必須設噴霧裝置，水壓符合要求。
5、機頭工回收的單體，禁止放在刮板輸送機上，嚴禁使用刮板輸送機運單體支柱或鋼梁。
6、推移刮板輸送機必須在運轉時進行。
八、運輸
1、運送物料時，開車前把鉤工必須檢查牽引車數，各車輛連接和軌道情況，牽引車數超過規定，連接不好或裝載物料超高、超重、超寬和偏重有翻車危險時，嚴禁發出開車信號。
①、一次隻準推一輛車，嚴禁在礦車兩側推車。同向推車的間距，巷道坡度在5‰以下時，不得小於10米；坡度大於5‰時，不得小於30米。
②、推車時必須時刻注意前方。在開始推車、停車、掉道、發現前方有人或障礙物，從坡度較大的地方向下推車以及接近道岔、彎道、巷道口、風門、硐室出口時，推車人必須及時發出警號。
③、嚴禁蹬車、放飛車。巷道坡度大於7﹪時，嚴禁人力推車。
④、需扳道岔時，必須先停止礦車，車通過後再停車將道岔扳回原位。
⑤、不得在自動滑行的軌道上停放車輛，確需停放時，必須用可靠的製動器穩住。
⑥、在有摘掛鉤地點倒車，要首先和專職把鉤工聯係好，不得自行摘掛鉤。
3、運輸過程中通過風門時，不準用車頂風門，應先打開風門，車過後將風門關好，必須過一道風門隨即關閉上，不得將兩道風門同時打開。
4、各工種司機，必須嚴格按照《01manbetx 》進行。
5、作業人員進入工作麵嚴禁蹬采刮板輸送機。
6、作麵前刮板輸送機不能超過抗彎曲度，防止采煤機掉道。
7、嚴禁用皮帶輸送機、刮板輸送機運送物料。
8、物料時，上、下車場必須使用聲光行車報警裝置，並有“正在行車，不準進入”的醒目標誌。
9、在巷道內運送物料時，嚴格執行“行人不行車，行車不行人”的規定。
10、開動刮板機輸順機前必須發出開車信號，確認人員已經離開機器轉動部位，發出預警信號或點動二次後，才準正式開動。
11、進行掐、接鏈，人員必須躲離鏈條受力方向；正常運行時，司機不準麵向刮板輸順機運行方向，以免斷鏈傷人。
12、刮板輸送機發現下列情況之一，要立即發出停機信號停機，進行妥善處理：
①、超負荷運轉，發生悶車時；
②、刮板鏈出槽、漂鏈、掉鏈、跳齒時；
③、電氣、機械部件溫度超限或運轉聲音不正常時；
④、溜槽被拉開或者被提起時；
⑤、液力耦合器的易熔化或其油（液）質噴出時；
⑥、發現大木料、支柱、鐵絲網、“Ⅱ”型梁、大塊煤矸等異物時；
⑦、信號不明或發現有人在刮板輸送機上時。
九、備注
1、在工作麵生產前一個星期要進行回采作業規程的認真學習，並填寫貫徹記錄，考試合格後才能上崗工作。（附：作業人員考試成績單）
2、遇地質條件發生變化時，將及時製定安全技術措施。







規 程 複 審 表
規程名稱 41105綜采工作麵作業規程
複審時間
複審地點
會 審 人 員 簽 字
職 務 姓 名 日 期
礦 長
總 工
生產礦長
機電礦長
安全礦長
施工單位
施工負責人
編 製

備 注

分發號 受控狀態



會 審 記 錄

規程名稱：《41105綜采工作麵作業規程》
會審時間：
會審地點：丈八井二樓會議室
主持人： 樊建明
參加人： 有關單位負責人
會審意見：
田殿濮：
樊建明：
楊廣明：
薛光亮：
以上會審意見已在本規程中修改、補充，並於二零零九年五月 日對本規程進行了複審。附會審、複審簽字表。

41105綜采工作麵作業規程考核表

姓 名 成 績 姓 名 成 績 姓 名 成 績