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1、目 录第一章 工作面概况1第一节 工作面名称1第二节 工作面要素1第三节 开采程序及所采煤层层号、采高、循环进度、循环方式、循环产量、日产原煤量及月产原煤量1第二章 地质及水文情况2第一节 煤层构造特征2第二节 煤层顶底板岩石构造情况3第三节 地质构造情况3第四节 水文地质情况4第五节 煤尘、瓦斯情况4第三章 采煤方法及巷道布置5第一节 巷道布置5第二节 采煤方法6第三节 采煤工艺6第四章 顶板管理9第一节 该工作面采用全部跨落法管理顶板9第二节 支护要求10第三节 两巷超前支护11第四节 工作面上下端头支护11第五节 初次来压管理12第六节 采空区管理12第七节 顶板监测、记录、分析与处理1
2、3第五章 通风13第一节 通风系统13第二节 工作面风量计算13第六章 生产系统16第一节 运煤系统16第二节 运料系统16第三节 供电系统16第四节 消防、洒水、供水系统16第五节 压风系统17第六节 排水系统17第七节 供液系统17第八节 安全监测、监控及通讯系统17第九节 工作面其它附属设施17第七章 劳动组织情况18第一节 劳动组织形式18第八章 主要经济技术指标和危险源辨识20第一节 主要技术经济指标表20第九章 主要安全技术措施及避灾路线20第一节 总则20第二节 行人路线及行人安全措施21第三节 端头工安全技术措施25第四节 人员进入溜子道（煤帮）作业的安全措施26第五节 使用单
3、体柱的安全措施26第六节 使用绞车的安全措施27第七节 运料安全措施28第八节 防止溜子上窜下滑的措施28第九节 工作面吊溜的安全措施28第十节 移转载机安全措施29第十一节 处理歪架、倒架、死架安全技术措施29第十二节 拉设备列车及拖移高压液管、活动电缆、前移设备列车拖拉绞车等的安全技术措施29第十三节 巷道剪网措施30第十四节 遇煤质疏松时的安全技术措施31第十五节 退锚索安全技术措施31第十六节 吊挂、拆卸单轨吊安全技术措施32第十七节 更换机组截齿的安全技术措施32第十八节 更换机组滑靴安全技术措施33第十九节 更换机组剪切销安全技术措施33第二十节 更换支架立柱安全技术措施34第二十
4、一节 更换支架护帮板安全技术措施35第二十二节 检修安全技术措施35第二十三节 安全出口管理规定41第二十四节 高冒区架无腿棚安全措施42第二十五节 回采工作面遇断层、薄煤区、破碎带等地质构造的措施。44第二十六节 工作面顺槽回收锚杆、托盘措施45第二十七节 处理冒顶施工方法、技术要求及安全措施45第二十八节 处理死柱、弯柱安全措施及预防柱断伤人措施48第二十九节 煤质管理规定49第三十节 油脂管理50第三十一节 避灾路线及安全措施51第三十二节 其它规定57第十章 事故应急救援预案57第一节 组织领导和责任分工57第二节 救援组织状况58第三节 各种事故的紧急处理和急救措施59第四节 应急恢
5、复67第五节 应急预案的教育、培训与演习681162工作面回采作业规程第一章 工作面概况 第一节 工作面名称工作面名称：下组煤一采区西翼1162综采工作面。1、地面位置：本工作面地面相对位置位于120万吨洗煤厂精煤堆场地中部至西北方向860m左右 ，相对地面范围为丘陵，在工作面中上部有本矿炸药库值班室以及运输顺槽y11#导线点附近对应地面本矿炸药库，无其它建筑物、水体。2、井下位置及四邻采掘情况：1162工作面位于下组煤一采区西翼三条下山以北，是西翼的第一个工作面。工作面最北部为本煤矿与东亨煤矿的井田边界，以西相距19m为1164回风顺槽，以南为下组煤西翼三条下山，以东为DF11断层及1075
6、水仓煤柱。上垂直相距70m为8、10煤层一采区采空区（采空区根据标高分析，里高外低，预计推测有积水，总积水量在10万m以上，但影响本工作面范围的上部采空区积水量约在5000m左右，在工作面回采至积水影响前要将上部采空区积水全部放出），下垂直相距1.5m为17煤层（未采）。3、工作面回采后会形成裂缝及塌陷区，因地表存在建筑物及设施，故回采后地表塌陷对地面建筑物会有很大的影响。第二节 工作面要素详见下表：储量计算倾角走向长（m）倾斜长（m）斜面积（m2）煤厚（m）容重（t/m3）工业储 量（t）回采率（%）能回采出储量（t）4-136701711145704.51.577334793719213第
7、三节 开采程序及所采煤层层号、采高、循环进度、循环方式、循环产量、日产原煤量及月产原煤量本工作面为16煤，采用一次采全高支架，工作面设计采高为4.5m，工作面沿底板推进，机头、机尾各10m随巷道顶底板平缓过渡。循环进度0.8m。 三八制作业（一个班检修，两个班生产），循环方式为生产班进3个循环，日进6个循环。循环产量：Q Q1+Q2Q1 割4.5m采高段一刀煤产量Q2 割过渡段一刀煤产量Q1= L S * M * P =（171-20）*0.8 *4.5*1.5 =815(吨) Q2=L * S * M * P =20*0.8 *4*1.5 =96(吨) 过渡段采高取平均值: 4m则循环产量Q
8、=Q1+Q2=815+96=911(吨) 日产量=Q*日循环数=911*65466(吨)月产量=5466*26=142116(吨) 式中：Q循环产量，吨； L工作面倾斜长度 S循环进度0.8m； M采高 P煤的容重，1.5吨m3 预计可采期：6个月 附图一：1162工作面巷道布置平面示意图。第二章 地质及水文情况第一节 煤层构造特征煤层底板标高1012-1068m，地面标高1290-1300m。1162工作面采高最大高度为4.9m、最小高度为4.0m，煤层倾角4-13左右。区内煤呈黑色，条痕黑褐色，玻璃光泽为主，局部见沥青光泽，条带状结构，阶梯状及参差状断口，层状或块状构造。煤层厚度在整个工作
9、面的变化不大，大部不含夹矸，局部含一到两层夹矸。煤的容重1.5t/m3，煤质普氏硬度f (2-3)，覆盖层厚度215247m。第二节 煤层顶底板岩石构造情况煤层顶底板情况顶板名称岩石名称厚度（m）岩性特征直接顶砂质泥岩1.17灰黑色，砂泥质结构，含丰实的植物残片化石，参差状断口，水平层理。直接底泥岩2.4灰黑色，含丰实的炭化植物残片化石，裂隙较发育，方解石脉充填，参差状断口。第三节 地质构造情况地质构造情况1162回采工作面1条断层。其具体特征见下表：断层名称走向倾向倾角性质落差（m）对回采影响程度DF448535565正断层13.5位于工作面回风顺槽h6导线点前16m左右与运输顺槽y4导线点
10、后19m左右，回风顺槽揭露的断层落差为3.5m，运输顺槽揭露的断层落差为1m，断层对工作面回采有一定的影响，回采到断层处，需提前放震动炮。第四节 水文地质情况水文地质情况及防治水措施一、水文地质情况1、顶、底板水：16煤顶、底板水主要以净储量为主的砂岩水，16煤顶板与17煤直接底板的砂岩含水量均比较丰富，能够疏干。在断层和裂隙发育地段，涌水量较大，正常地段无水或仅有少量淋水。根据地面钻探和井下钻探资料，17煤与奥灰之间的砂岩含水性不均匀，已经施工的钻孔均水量很少。16煤顶、底板砂岩水位标高随着西翼三条下山开拓延深而逐步降低。 1162回风顺槽在掘进期间无水，运输顺槽开口段标高在1020m以下，
11、顶板砂岩水相对丰富，单个出水点均在5m/h左右，随着西翼三条下山的逐渐开拓，开拓标高逐渐降低，顶板砂岩水标高也随之降低，1162运输顺槽各个出水点逐步减小，直至无水。目前1162工作面顶、底板已无淋水、涌水现象。2、老空水：1162工作面为下组煤一采区西翼的第一个工作面，周围顺层方向均无采空区，垂直上方为上组8#煤、10#煤采空区，根据标高分析，上部8、10煤工作面标高里低外高，老空区预计有积水，积水量在10万m左右，本工作面回采前，必须将上部采空区积水打钻全部放出。3、钻孔水：该工作面范围无钻孔。4、地表水：地面无河流、湖泊及其它积水区。5、奥灰水：煤层下距奥灰46.6m，厚度约400m以上
12、，是本地区开采下组煤威胁矿井安全的主要承压含水层。但根据物探以及地质报告资料和井下钻孔资料，奥灰水位1057.57m。本工作面回采最低标高为1012m，奥灰突水系数：T=P/MT=(1057.57-1012+46.6)/（46.6*100）= 0.02Mpa/m0.06Mpa/m根据上述计算突水系数可以认为该工作面在回采期间是比较安全的。1162回风顺槽在掘进期间无水，运输顺槽开口段标高在1020m以下，顶板砂岩水相对丰富，单个出水点均在5m/h左右，随着西翼三条下山的逐渐开拓，开拓标高逐二、防治水措施渐降低，顶板砂岩水标高也随之降低，1162运输顺槽各个出水点逐步减小，直至无水。目前1162
13、工作面顶、底板已无淋水、涌水现象。本工作面在回采前已做物探，物探结果显示，1162工作面内无强含水异常区，有2处相对低阻区，2处相对低阻区最低视电阻率均在26.m以上，均高于目前行业内认定的标准（视电阻率低于20.m的区域为异常区）。2处相对低阻区综合分析认为是底板砂岩层相对含水引起。综合分析，结合以上情况分析认定，工作面无奥灰水涌水特征，本工作面回采基本不受奥灰水的威胁。二、防治水措施1、要加强奥灰水文观测工作。2、在工作面运输顺槽低洼处安装排水设备，排水能力不小于30m/h（2台泵，2趟排管路）。3、在回采到对应上部8、10煤采空区积水区域时，要编制专门防治水害的措施，防止上部8、10煤采
14、空区水未全部放出。三、排水系统1、1162工作面运输顺槽与回风顺槽顶板有较少量的淋水，巷内形成小面积积水，已配置风泵抽水，同时在回采期间定时进行抽水排放工作。第五节 煤尘、瓦斯情况影响回采的其它地质情况瓦斯瓦斯绝对涌出量2.75 m3/min 。煤尘煤尘有爆炸性。煤的自燃自燃煤地温根据地温梯度值为（1-3）/100m和矿井实际观测，1162工作面地温一般为18-26，属地温正常区，无热害影响。地压无冲击地压。普氏硬度（f）煤层类矸直接顶直接底2314646附图二：1162工作面钻孔综合综合柱状图 第三章 采煤方法及巷道布置 第一节 巷道布置1、 本工作面为一进一回布置方式，工作面顺槽沿煤层底板
15、布置。工作面倾斜上方为回风、轨道顺槽，倾斜下方为进风、运输顺槽。 2、工作面巷道断面特征工作面巷道设计为矩形断面，采用锚、网、索支护方式。1162回风顺槽设计断面大小为宽4.0m高3.5m，运输顺槽设计断面为宽5.3m高3.5m，切眼为宽8.5m高4.0m的矩形断面。 第二节 采煤方法煤层平均厚度4.3m，煤层倾角平均7左右，煤质硬度f=23等特性，工作面采用走向长壁后退式一次采全高综合机械化采煤法。采高的确定：1162工作面的顶板支护选用ZY9000/25/50型掩护式液压支架，其最大支护高度5.0m，支架最小高度为2.5m，按照操作规程中的有关规定：其支架在使用过程中的最大高度必须小于支柱
16、支设最大高度的0.1m以上，最小高度必须大于支柱设计最小高度的0.2m以上。根据工作面煤层厚度，故采高确定为2.74.9m。 第三节 采煤工艺综采工作面的回采工艺主要包括以下五方面的内容，即：采煤、装煤、运煤、支护、采空区处理等，现叙述如下：采煤：利用MG750/1920-WD型交流电牵引采煤机进行割煤。装煤：利用采煤机和刮板输送机装煤、运煤。运煤：利用刮板机、转载机、皮带输送机等联合运输将煤炭运至主运输皮带。支护：1162综采工作面的支护采取ZY9000/25/50型液压支架及时支护。采空区处理方法：根据我矿的岩石性质及长期回采积累的经验采用全部跨落法处理采空区。工序：采煤机割煤拉架移溜清煤
17、1、割煤本工作面采用鸡西煤矿机械有限公司MG750/1920-WD型交流电牵引采煤机，采用双向割煤法，即采煤机往返一次为两个循环。进刀方式：采用端部斜切进刀割三角煤法。进刀方法：（1）机组割透机头（机尾）煤壁后，将上滚筒降下割底煤，下滚筒升起割顶煤，采煤机反向沿溜子弯曲段斜切入煤壁。（2）采煤机机身全部进入直线段且两个滚筒的截深全部达到0.8m后停机。（3）将支架拉过并顺序移溜顶过机头（机尾）后调换上、下滚筒位置向机头（机尾）割煤。（4）采煤机再次割透机头（机尾）煤壁后，再次调换上、下滚筒位置，向机尾（机头）割煤，开始下一个循环的割煤，割过煤后及时拉架顶机头（机尾）移溜。机组进刀总长度控制在5
18、0m左右。采煤机进刀示意图：插图 采煤机斜切进刀示意图（a）起始 （b）斜切并移直输送机 （c）割三角煤 （d）开始正常割煤质量标准：割过一刀煤后工作面要保证煤壁平直，无伞檐（长度超过1.0m，最突出部分不超过0.2m；长度在1.0m以下，最突出部分不超过0.25m）。顶底板平直，如特殊需要，每循环顶底板与上一个循环顶底板错差不能超过50mm。机头、机尾各10m要平缓过渡，防止出现台阶，支架顶梁必须接顶严实。2、移架及推溜本工作面采用ZY9000/25/50型液压支架进行工作面的支护，移架方式：手动移架同时本工作面可实现以下推溜方式：（1）双向邻架推溜（2）双向成组推溜（3）移架：采用及时移架
19、支护方式，移架滞后煤机后滚筒3-9m，追机作业，并及时伸出伸缩前梁打出护帮板，需要时可于煤机机身处移架或拉超前支护，移架步距为0.8m。 推溜：在移架后顺序推移前部刮板输送机，滞后移架1015m左右，其弯曲段长度不得小于30m，推移步距为0.8m，推溜时必须依顺序进行，严禁相向操作，溜子必须保持平、直。3、质量标准质量标准：支架拉过后必须成一直线，其偏差不得超过50mm。架间距要均匀，中心距偏差不超过100mm。支架顶梁与顶板平行支设，最大仰俯角7，相邻支架间不能有明显错差（不超过顶梁侧护板高的23），支架不挤不咬，架间空隙不大于200mm。 拉架滞后底滚筒35架，如果顶板压力过大或有冒顶危险
20、时，应及时追机拉架，（滞后上滚筒35架）以防顶板冒落；如移架过程中顶板破碎或片帮严重要及时拉过超前架，如果拉过超前架，梁端距仍超规定的，必须及时伸出伸缩梁，并打出护帮板；移架时要保证支架移到位，梁端距依据采高变化保持在350590mm之间；移架过程中要及时调整支架形状，如发生倒架咬架等现象，需在移架过程中及时利用侧护板进行调整。对工作面刮板输送机的要求：刮板输送机在推移后必须保证成一直线，保证刮板输送机平整，不得出现飘溜，凹溜和局部起伏过大等现象。刮板输送机的机头机尾推进度保持一致，且必须保持推移步距为0.8m，以确保截深、产量和工程质量。推移工作面刮板输送机时，必须距采煤机底滚筒大于15m进
21、行，不得出现急弯、除进刀所需外其它地段不准出现弯曲。若推溜困难时，不应强推硬过，必须查明原因并处理后再推溜。清煤工必须滞后移溜10个架，距采煤机大于50m，清煤人员必须面向刮板输送机机尾注意溜子、顶板、煤帮情况，以防发生意外。清煤质量标准：清煤工要将浮煤、碳块清到溜子里，严禁清到采空区，2m2内浮煤厚度不超过30mm。附表1：主要机电设备技术参数表表1 ：设备主要技术参数设备名称制造公司型号数量技术参数刮板运输机山西煤矿机械制造有限责任公司SGZ1000/14001部生产能力：2500t/h；运输机长度：200m（链轮中对中）总装机功率：7002kW ；电压等级：3300V中部槽尺寸（长宽高）
22、：17501000352mm转载机山西煤矿机械制造有限责任公司SZZ1200/4001部生产能力：3000t/h；运输机长度：40m（链轮中对中）总装机功率：400/200kW；电压等级：1140V中部槽型式：整体箱型焊接破碎机山西煤矿机械制造有限责任公司PLM30001台通过能力: 3000t/h；总装机功率:315kW电压等级:1140V胶带输送机DSJ120/1801部生产能力：900t/h；皮带宽度:1200mm电压等级：1140V；带速:3.5m/s乳化液泵南京六合煤矿机械有限责任公司BRW400/31.53台额定压力:31.5MPa；额定流量:400L/min；电机功率:250kW
23、 喷雾泵南京六合煤矿机械有限责任公司BPW500/12.52台公称压力:10Mpa；额定流量:516l/min电机功率 :132kW 。采煤机鸡西煤矿机械有限公司MG750/19201台总装机功率：1920 kW；电压等级：3300V动力负荷组合移变KBSGZY-2000/102台容量:2000kVA；输入电压:10kV输出电压:1140V/3300V；KBSGZY-1600/ 101台容量:1600kVA；输入电压:10kV输出电压:1140V/127V支架郑州煤机公司ZY9000/25/50二柱掩护式支架100架架型：ZY9000/25/50 手动本架操作支架中心距：1750mm支架最大高
24、度：5000 mm支架最小高度：2500 mm支架支护宽度：16801880 mm额定工作阻力：9000KN 初撑力：7144 KN (31.5MPa)平均支护强度：1.03MPa（以实际设计为准）平均底板比压：2.43MPa（以实际设计为准）推移行程/推移步距：960mm/865mm泵站压力：31.5MPa重量：32吨2% 第四章 顶板管理 第一节 该工作面采用全部跨落法管理顶板1、根据工作面顶底板岩性及煤层厚度、采高等条件，选用郑州煤矿机械公司生产的二柱式掩护支架及其相配套的端头、过渡支架。从工作面机头到机尾前期分别布置：ZYT9000/22/45型端头架7架，ZYG9000/22/45型
25、过渡液压支架2架，ZY9000/25/50型中间架91架，共计100架；2、支架说明书架型： ZY9000/25/50 手动本架操作支架中心距： 1750mm支架最大高度： 5000 mm支架最小高度： 2500 mm支架支护宽度： 16801880 mm额定工作阻力： 9000 KN (39.7MPa)初撑力： 7144 KN (31.5MPa)平均支护强度： 1.03MPa（以实际设计为准）平均底板比压： 2.43MPa（以实际设计为准）推移行程/推移步距： 960mm/865mm泵站压力： 31.5MPa重量：32吨2% 架型： ZYG9000/22/45支架中心距： 1750mm支架最
26、大高度： 4500 mm支架最小高度： 2200 mm支架支护宽度： 16801880 mm额定工作阻力： 9000 KN (39.7MPa)初撑力： 7144 KN (31.5MPa)平均支护强度： 0.92MPa（以实际设计为准）平均底板比压： 2.40MPa（以实际设计为准）推移行程/推移步距： 960mm/865mm泵站压力： 31.5MPa重量：34吨2% 第二节 支护要求 1、支架中心距保持1.75100mm之间，保持支架接顶严实，支架状态良好，支架垂直顶板，歪斜不得超过50mm。2、支架初撑力不小于额定值的80，泵站压力不小于31.5Mpa。3、及时按移架要求支护，上行割煤滞后左
27、滚筒35m开始移架，要求移架工与机组司机配合好，防止出现滚筒割到顶梁，顶板要一次性割平。 4、上、下端头支护上安全出口高度不低于1.8m ,下安全出口高度不低于1.9m，上下安全出口行人宽度不低于0.7m。ZYG9000/22/45型过渡液压支架在机头布置一架，机尾布置一架。5、支护强度校核（1）根据矿井的煤层地质条件，按倍数岩重法计算液压支架的支护强度，公式如下：qn.m.式中：q液压支架的支护强度，t/m2 ；n岩重倍数，按中等稳定以下顶板考虑，取68；m采高，设计取最大采高5m；顶板岩层的容重，取2.6t/m3。则：q（68）52.6（78104）t/m2，取104t/m2（1019.2
28、kN/m2）。支架工作阻力：P=q（支架顶梁长度支架端面距）支架宽度1019.2（4.20.3）1.751.08026.29000 kN通过校核，支架支护强度满足要求。 第三节 两巷超前支护1、超前支护：工作面运输顺槽煤壁以外不小于20米范围内应进行超前支护，并保证支护完好无缺， 1.0m铰接顶梁配合4.2m单体支柱进行支护，具体支护方式为交接顶梁平行顺槽两帮支护，支柱柱距按1.0m支护。支柱需用防倒绳拴好、拉紧，支柱要迎山有力、迎山角合格、左右对称，沿顺槽形成一条直线，正负不差50mm。 超前支护随工作面的推进不断前移，保证超前支护的距离不小于20m，人工回柱时严格执行先支后回的原则，按照由
29、里向外的顺序进行，严禁空顶作业。2、机头、机尾切顶处封尾支柱：工作面运输、回风顺槽切顶线齐处必须支设封尾柱，支柱（中至中）间距不大于0.4m，支柱初撑力必须达到额定载荷，并悬挂“严禁入内”牌板。随着工作面的推进，及时回撤前移封尾柱。封尾柱回撤标准为：封尾柱与支架尾部位置标齐，超前或拖后支架尾部位置距离不得超过0.8m。支设封尾柱时，必须在规定的切顶线处支设。 第四节 工作面上下端头支护综采工作面端头是指工作面与回采巷道的交汇处，端头区是采运设备的交接点，设备布置密集，而且是行人、输煤的咽喉。1、 工作面上下端头采用ZYT9000/22/45型端头支架支护，机头3架、机尾4架，其滞后普通支架一个
30、循环。上下端头支架外侧距煤壁小于1.0m需支护时，支设贴帮戴帽点柱，柱距0.8m；当上下端头支架外侧距煤壁大于1.6m时，空顶区使用4.2m长型钢梁配合液压单体支柱支护顶板，支护形式为交替迈步“一梁三柱”，支护方向与顺槽方向一致，柱距1.0m，交替错差0.8m，梁间距0.2m，梁端距封尾支柱0.5m；当梁距煤壁、端头支架大于0.8m另支设一对迈步抬棚支护顶板。附：1162工作面上下端头支护图。第五节 初次来压管理1、遇初次来压时必须加强工程质量管理及两巷超前支护管理。2、根据所总结出的初次来压步距，认真做好初次来压时顶板管理。3、初次来压前必须保证两巷超前支护质量达规程要求，班长及安检员必须进
31、行巡回检查，发现有不符合要求的支柱立即重新支设。4、初次来压前两巷超前支护必须迎山有力，以防来压时摧垮支柱。5、初次来压时工作面支架必须达到初撑力，严禁任何人乱改或关闭支架自动补液功能。6、初次来压时工作面支架自动补液功能必须完好有效，检修班加强检修必须保证每班安全正常的运行。7、根据前面三个工作面在回采时的初次来压情况，16#煤初次来压步距为25-35米，顶板随采随落，未进行人工干预。本工作面顶板比较坚硬，若老顶不及时来压冒落时，必须采用强制放定措施。 第六节 采空区管理采空区采用自然垮落法处理，在1162回风巷顶帮条件好的情况下，必须在1162回风巷将支架前梁前一排锚索和切顶柱前一排锚索退
32、掉，确保机头端头老塘悬顶面积(从支架切顶线算起)不超过10m2,若超过必须对采空区强制放顶，相应措施按有关规定执行：如因顶板压力大锚索不好退则采取剪网措施；如顶帮条件不好，要制定并采取暂不退锚补充措施，防止冒顶事故或瓦斯事故发生。附图三:1162工作面支架布置、超前支护、工作面最大、最小控顶距示意图。 第七节 顶板监测、记录、分析与处理1、巷道施工时已由掘进队负责在巷道顶部每100m安装一个顶板离层仪，对顶板离层状况进行监测、记录、分析。2、 每天责任人必须对1162回风巷及1162运输巷超前工作面100m内顶板离层仪进行监测，上井后向值班人员汇报情况，若出现顶板离层现象，离层值在60mm以内
33、时，记录在验收板报上。若顶板离层仪显示值超过60mm时，及时组织人员架棚或支密集柱加强支护。 3、工作面及顺槽巷道必须加强顶板维护，工作面支架能够超前拉时必须超前拉架，且工作面所有支架拉过后必须升紧达到初撑力；顺槽巷道超前工作面50m加强维护，对于失效锚杆要重新补打，对于网破地点必须进行补网并联好，联网要做到每米10道，每道扭两圈半。4、矿压监测由当班调度室完成，每班班后记录在矿压观测记录表上。5、采用支架工作阻力在线监测系统连续监测支架阻力变化。6、检修班支架检修工负责每天对支架工作阻力在线监测系统进行检查。7、生产技术部负责定期对记录结果进行分析。8、生产技术部必须将记录结果的分析情况反馈
34、给区队，针对分析结果，区队及时采取措施进行处理。 第五章 通风 第一节 通风系统1162工作面采用U型抽出式通风系统，即新鲜风流从1162运输顺槽进入工作面，经1162回风顺槽汇入16#回风下山。风流路线为：新风路线为：主井16#运输下山16#西翼运输下山1162运输巷副井1075车场16#轨道下山16#西翼轨道下山1162运输巷乏风路线：1162工作面1162回风巷16#回风下山回风立井地面。 第二节 工作面风量计算1.按瓦斯涌出量计算Q采=100q采KcQ采采煤工作面实际需风量，m3/min；q采采煤工作面绝对瓦斯涌出量。根据矿井瓦斯等级鉴定报告（2014年），矿井相对瓦斯涌出量为1.36
35、m3/t，1162工作面采高为4.5m，工作面长171m，16#煤容重1.62t/m3，每天推进4刀（3.2m），则工作面q采=1.364.51711.623.2/(2460)=3.77m3/min；Kc工作面因瓦斯涌出量不均匀的备用系数，通常综采工作面取值为1.21.6，设计取值1.6。所以，经过计算可得：Q采16=603m3/min。2.按二氧化碳涌出量计算Q采=67q采KcQ采采煤工作面实际需风量，m3/min；q采采煤工作面绝对二氧化碳涌出量。根据矿井瓦斯等级鉴定报告，相对二氧化碳涌出量为2.03m3/t,根据工作面的推进度，1162回采工作面q采=2.034.51711.623.2/
36、(2460)=5.62m3/min；Kc工作面因瓦斯涌出量不均匀的备用系数，通常综采工作面取值为1.21.6，设计取值1.6。所以，经过计算可得：Q采16=603m3/min。3.按工作面温度计算本矿井无地温热害，井下巷道温度一般不超过17，工作面加上设备的散热，环境温度一般不超过20。Q采=60VcScKiVc回采工作面适宜风速，根据工作面进风温度，对应适宜风速为0.81.0m/s，取1.0m/s；Sc回采工作面平均有效断面，按最大和最小控顶有效断面平均值的70%计算，1162回采工作面为（5.0+5.8）24.570%=17.01m2；Ki工作面长度系数。回采工作面为171m，长度系数取1
37、.2。所以，经过计算可得：Q采16=1225m3/min。4.按工作人员计算Q采=4nc4每人每分钟呼吸需风量4.0m3/ min；nc采煤工作面同时工作的最多人数，按交接班两班人员同时在井下考虑，取40人。所以，经计算Q16采=160m3/min。综上计算，取其最大值，则1162工作面正常生产时配风量为Q采16=1225m3/min。5.按风速验算根据煤矿安全规程规定：采煤工作面最低风速不得低于0.25m/s，最高风速不得超过4m/s。则：1225/（17.0160）=1.2m/s经验算，该风速符合煤矿安全规程规定。 附图四：1162工作面通风系统、监测、防尘系统示意图附图五：1162工作面
38、避灾路线示意图 第六章 生产系统 第一节 运煤系统1162综采工作面选用SGZ1000/1400型刮板输送机，运输能力为2500t/h，胶带运输巷选用SZZ1200/400型转载机，运输能力3000t/h，DSJ120/180型胶带输送机，运输能力为900t/h。煤由工作面刮板运输机1162运输巷转载机、破碎机1162运输巷胶带输送机16#西翼运顺上山16#运顺上山主斜井井底煤仓主斜井胶带输送机120万t洗煤厂。 第二节 运料系统1162工作面运输路线如下：地面车场 副斜井1075井底车场16#轨道下山16#西翼轨道下山1162运输顺槽/1162回风顺槽1162工作面 第三节 供电系统工作面通
39、过中央变电所直接供电到1162运输巷联巷移变，经移变供给工作面所有设备。详见图附图六：1162工作面供电系统图 第四节 消防、洒水、供水系统 16#回风巷1162回风巷水源由工业广场副斜井1075车场 16#轨道下山1162运输巷 1162工作面 第五节 压风系统 16#回风下山1162回风巷地面空压机房副斜井1075井底车场 16#轨道下山1162运输巷工作面 第六节 排水系统工作面1162回风巷、运输巷各敷设一趟4寸排水管路，在1162回风巷、运输巷低洼处建水泵窝，水由工作面排到水窝，再由水窝通过排水管排到1075水沟汇入中央水泵房。在每个水窝处安设2台水泵，一台工作，一台备用，主泵的排水
40、能力不小于100m3/h，备用泵的排水能力不小于主泵的70%。水流方向：1162工作面1162回风巷/1162运输巷中央水泵房副斜井地面污水处理池 第七节 供液系统工作面供液由3台乳化液泵提供，乳化液泵放在设备列车上，通过管路直接向工作面供液现场配液：浓缩液浓度在0.91.4（对应乳化液浓度3%5%），乳化油测量仪读数在1.22.0（相当于乳化液的35%），水由专用渗透装置制水。泵站液箱配液乳化液泵加压1162运输巷巷单轨吊51mm进液胶管至工作面机头、机尾支架51mm回液胶管液箱。 第八节 安全监测、监控及通讯系统采用KJ101N-F2分站式监测监控系统。分站贯穿到每一个传感器、控制器。本安
41、电源断电仪与控制器联接起到“瓦斯电”闭锁作用，实现对工作面的环境瓦斯和设备工况、人员定位的监测、监控。通讯系统在1162上下顺槽、联巷处分别安装通讯电话，接入全矿的通讯系统，保证井下与井下，地面与地面随时通讯。 第九节 工作面其它附属设施1162工作面的照明系统、喷雾洒水系统等。要求如下：1、胶带运输巷（1162运输巷）安装照明灯16盏，每隔50m一盏，由顺槽皮带移变供电，工作面安装照明灯10盏，每10架一盏，由负荷中心供电。2、工作面防灭火系统利用冷却水管、机头机尾电机冷却水，以及干粉灭火器、沙箱、消防锹等组成；安装在各需要地点：如皮带机头、泵站、油脂堆放点，移变放置处，设备列车处等。另外在
42、机组上安设两个干粉灭火器。3、采煤机降尘由采煤机内外喷雾完成，其水源由安装在设备列车上的两台喷雾泵提供，在整个回采过程中，采煤机内外喷雾及喷雾泵必须保持完好并坚持使用，内喷雾压力不小于2Mpa，外喷雾压力不小于1.5Mpa，内外喷雾要雾化程度好,能覆盖滚筒。4、各转载点安设喷雾洒水装置，并坚持完好有效。工作面所有净化水幕装置和各转载点喷雾的供水压力不得小于0.7Mpa5、进回风巷道各安装2道净化水幕，并坚持使用。在1162回风巷、1162运输巷入口向里不超过30米、距工作面上下出口不超过100m分别安装净化水幕一道，水幕必须封闭全断面，灵敏可靠，雾化好，使用正常。 6、定期冲洗巷道，1162运
43、输巷安设一趟3寸防尘水管,每50m一个三通阀门。1162回风巷安设一趟1.5寸防尘水管,每50m安一个三通阀门，以备冲洗巷道时使用。7、工作面刮板机、转载机、破碎机冷却水由1162回风、运输巷安设3寸静压水管提供。8、工作面所有人员要佩戴防尘口罩。9、每个支架安装移架自动喷雾，坚持正常使用。 第七章 劳动组织情况劳动组织以采煤机割煤工序为中心来组织拉架、移溜、清煤等工作，即采用分工种追机平行作业，以充分利用工时、空间，充分发挥综合机械化效能。 第一节 劳动组织形式采用“三、八”制作业，即两个班生产，一个班检修，均执行现场交接班制，每班有效工时为八个小时。附图七：24小时正规循环作业图表 附表2：劳动组织配备表 表2：劳动组织配备表 班组岗位 班 次其 它定 员生产一班生产二班检修班采煤机司机336移架推溜工336溜子司机1 12转载机司机224泵站司机112胶带机司机224端头维护工448看电缆工22