9213规程（改）.docx

山西朔州山阴中煤顺通北祖煤业有限公司 9213综放工作面作业规程 山西朔州山阴中煤顺通北祖煤业有限公司 9213 综 放 工 作 面 作 业 规 程 编 制 单 位 综 采 队 编 制 人 审 核 人 负 责 人 编 制 日 期 年 月 日 执 行 日 期 年 月 日 会 审 人 员 签 字 名称9213综放工作面作业规程 会 审 单 位 人 员 签 字 日 期 总 工 程 师 安 全 矿 长 通 风 矿 长 生 产 副 总 机 电 副 总 防 治 水 副 总 调 度 室 生 产 科 机 电 科 安 检 科 地 测 科 通 风 队 机 运 队 会 审 意 见 1、 加强工作面及上、下两巷顶板管理，保证超前支护及端头支护的质量，上、下两巷安全出口要保持畅通； 2、 加强通风设施维护、管理、保证系统稳定可靠； 3、 加强监控系统维护、校验，保证可靠运行； 4、 加强工作面供液管理，泵站压力不低于30MPa，支架初撑力不低于24MPa，液压支柱初撑力不低于11.5MPa，杜绝跑、冒、滴、漏等现象； 5、 加强机电设备的维护、保养及检测，保证供电系统安全运行； 6、 作业人员要熟知避灾路线，认真学习规程、措施，保证安全生产； 7、 本规程中，安全风险辨识已制定有效的管理措施，认真落实预防事故的发生。 目 录 第一章 概 况1 第一节 编写依据1 第二节 工作面位置及井上下关系2 第三节 煤层和煤质3 第四节 煤层顶底板4 第五节 地质构造4 第六节 水文地质6 第七节 影响回采的其他因素9 第八节 储量及服务年限10 第二章 采煤方法12 第一节 巷道布置12 第二节 采煤工艺14 第三节 设备配置21 第三章 顶板管理26 第一节 支护设计26 第二节 工作面顶板控制30 第三节 端头及巷道超前支护范围顶板控制33 第四节 矿压观测37 第四章 生产系统41 第一节 运输系统41 第二节 通风系统42 第三节 排水系统66 第四节 供电系统67 第五节 压风、供水系统69 第六节 通讯照明69 第五章 监控与通讯71 第一节 安全监控系统71 第二节 人员定位系统76 第三节 通信联络系统78 第六章 劳动组织和主要技术经济指标80 第一节 作业方式80 第二节 劳动组织80 第三节 主要经济技术指标表79 第四节 煤质管理82 第七章 安全技术措施85 第一节 一般规定85 第二节 顶板管理87 第三节 防治水90 第四节 一通三防92 第五节 运输98 第六节 机电100 第七节 采煤工作面防治职业病危害安全措施114 第八节 其他116 第八章 采煤工作面安全生产标准化标准127 第九章 应急救援130 第一节 压风自救系统130 第二节 供水施救系统130 第三节 紧急避险系统131 第四节 人员定位监测系统131 第五节 通信联络系统132 第六节 应急管理机构及职责133 第七节 灾害预警设施与应急措施134 第十章 安全风险辨识及安全风险分级管控139 第一节 安全风险辨识139 第二节 9213综放工作面安全风险辨识清单140 山西朔州山阴中煤顺通北祖煤业有限公司 9213综放工作面作业规程 第1章 概 况 第一节 编写依据 1.9213放顶煤工作面开采设计； 2.9213综放工作面回采地质说明书； 3.山西朔州山阴中煤顺通北祖煤业有限公司煤矿生产地质报告； 4.山西朔州山阴中煤顺通北祖煤业有限公司煤矿地质规定； 5.山西朔州山阴中煤顺通北祖煤业有限公司矿井水文地质类型划分报告； 6.9213综放工作面供电设计报告； 7.2019年度北祖煤业有限公司矿井瓦斯等级鉴定报告； 8.2019年度北祖煤矿作业场所职业病危害因素检测报告； 9.煤矿安全生产标准化基本要求及评分方法； 10.煤矿安全规程和煤矿安全技术操作规程； 11.煤矿防治水细则和山西省煤矿老空水害防治工作规定； 12.安全风险分级管控年度辨识评估报告（2020年度）； 13.山西省煤矿顶板管理规定及北祖煤矿规程编制制度等。 规程编写过程中，广泛征求各专业工程技术人员、现场作业人员及有关领导意见，并充分吸收会审人员的宝贵意见，多次修改完善确定。 第二节 工作面位置及井上下关系 煤层名称 9（49）煤层 水平 名称 一水平 采区名称 二采区 工作面名称 9213综放工作面 地面标高（m） 1550～1650m 工作面标高（m） 1370～1420m 地面位置 9213综放工作面位于井田东北部，属北祖村与观音堂村管辖地界，有部分耕地及荒地；自工作面切眼向南977-1141m，辅运顺槽一侧地面有一鑫利再生能源公司，面积15131㎡，受采动影响，回采至此处时会对该建筑产生较大影响；另工作面南部有一玉马公路通往马营方向，大致沿东北方向穿过工作面地表；地形地貌主要由缓坡、丘陵、冲沟组成，无水体、河流及铁路通过。 井下位置及相邻采掘情况 该面南至西回风巷，距西回风巷56m；北部为工作面切眼，距矿井井田边界244m，东侧为9217设计工作面，保护煤柱30m，西邻我矿回采的9211工作面采空区，区段煤柱30m；工作面上方存在原观音堂煤矿、原顺风煤矿采空区及老巷，4煤层大部分已被采空，距上覆采空区层间距约为7m左右。 回采对地面 设施影响 工作面回采对地表有一定影响，将造成地表沉陷、出现裂缝、滑坡。 可采走向长度（m） 1915 倾斜长度（m） 180.2 面积（m2） 345083 表1-1 工作面位置及井上下关系 第三节 煤层和煤质 表1-2 煤层情况一览表 煤层总厚（m） 8.0m 煤（岩）层产状 走向NE 倾向NNW 倾角近水平 煤层结构（m） 3.44-5.211.3-4.2 2.7 7.3-10.95.8-11.2） 煤质 M A V Q FC S Y 工业牌号 2.38 29.06 39.96 20.72 0.8 ＱＭ 煤（岩）层情况 4煤层与9煤层在本工作面为分层关系，9煤层顶板为灰黑色砂质泥岩，厚度1.3-4.2m，平均厚度2.2m，4煤层厚7.30-10.97m，含2-5层夹矸，大部分已被原观音堂煤矿、原顺风煤矿开采；9煤层厚3.44-5.21m，含夹矸3层，分别0.30-0.40、0.30-0.50、0.20-0.40，9煤层底板为1.60-2.20m的灰黑色泥岩。 4、9煤层宏观煤岩类型以半亮型煤为主，半暗型煤为辅，呈沥青玻璃光泽，质地较硬，断口平坦，参差状，偶见阶梯状，发育少量内生裂隙，水平层理，碎块状构造，条带状、透镜状及均一状结构。 9213综放工作面煤（岩）层产状较为稳定，无较大起伏。 第四节 煤层顶底板 表1-3 煤层顶底板情况表 顶、底板名称 岩石名称 厚度/m 岩石特征 老顶 中细粒砂岩 5.81-11.26 细至中粒砂岩，白色钙质胶结 直接顶 砂质泥岩 1.30-4.20 灰黑色砂质泥岩、块状 直接底 砂质泥岩 1.60-2.20 灰黑色泥岩、块状 老底 中粒砂岩 8.20-12.0 中至粗粒砂岩，白色钙质胶结 详见附图一9213综放工作面煤岩层综合柱状图 第五节 地质构造 地质构造情况及其对回采的影响 １、冲沟在9213综放工作面对应地表存在3条带状冲沟，冲沟常年无积水，对工作面回采无影响，冲沟对应地表位置及产状如下 冲沟①工作面自切眼往南832m-1014m，走向NNE，工作面延伸长度140m； 冲沟②工作面自切眼往南1394m-1502m，走向近WS，工作面延伸长度110m； 冲沟③工作面自切眼往南1974m-2006m，走向近WE,工作面延伸长度90m。 ２、褶曲根据现有资料分析，9213工作面基本为一单斜构造，但在局部地区发育有次一级向斜褶曲。 ３、断层9213综放工作面在掘进过程中共揭露断层4个，断层性质均为正断层，其中辅运顺槽揭露正断层2个，运输顺槽揭露正断层2个；断层实际揭露位置及产状如下 9213运输顺槽揭露2条断层 F9（运）、J13-5点里32m 走向16、倾向284、倾角50、H9.2m 13F2（运）、J13-12点里22m 走向38、倾向128、倾角75、H3.2m 9213辅运顺槽揭露2条断层 F9（辅）、F13-5点里32m 走向32、倾向302、倾角65、H6.0m 13F2（辅）、F13-14点里18m 走向58、倾向148、倾角60、H1.4m 由于F9断层落差较大，对回采工作有较大影响。 （1）13F2断层在掘进时上下两巷断层下盘均揭露10煤层底板砂岩，其中辅运顺槽断层下盘破10煤层底板砂岩24m，厚度0-1.2m，运输顺槽断层下盘破10煤层底板砂岩90m，厚度0-3.2m；随着工作面向前推进，辅运顺槽先揭露13F2断层，并沿断煤交线延伸至运输顺槽，断距也逐渐加大，影响回采距离约255m。 （2）根据掘进实测F9断层，断层上盘将9煤层断下，煤（岩）层产状有较大变化，回采时会造成工作面上盘留有部分9煤层底煤，其中辅运顺槽先揭露F9断层，并沿断煤交线延伸至运输顺槽，断距也逐渐加大，在断层上盘辅运顺槽侧揭露45m全煤巷道，运输顺槽揭露71m的全煤巷道。 （3）由于13F9断层断距较大，工作面在揭露断层时，会有部分层位处于4煤层中。 （4）受断层牵引力影响，工作面可能发育次一级的伴生褶皱，增加工作面地质条件复杂程度。 （5）断层处围岩较为破碎，回采至此处时可能出现片帮、漏顶等现象，对顶板维护带来不利影响。 为保证回采期间的安全，回采到断层附近时综采队应提前制定好过断层安全技术措施。 4、根据现有地质资料分析，本工作面没有发现岩浆岩体、陷落柱、冲涮带等构造。 综上所述断层是影响本工作面回采的主要地质因素。 第六节 水文地质 一、涌水量 预计回采时工作面正常涌水量为3.8m/h，遇小煤矿老巷及采空区或断层将含水层水引导下来，瞬时涌水量会加大，预计最大涌水量为7.7m/h。 二、大气降水及地表水 本区年平均降水量为397.3mm，属于干旱地区，工作面地表平时无积水，只在雨季时低洼处有短时性降雨汇集；受井田地形控制，大气降水主要是地表径流由沟谷排出井田，也可通过孔隙、裂隙、溶隙、地裂缝、塌陷等补给地下水，通过开采煤层形成的导水裂隙带进入矿井，使矿井涌水量增大。 3、 含水层 经现有资料分析，9煤层上方含水层自下而上依次为松散岩类孔隙潜水含水岩组、碎屑岩类裂隙孔隙承压水含水岩组、碳酸岩盐岩溶裂隙含水岩组；含水层富水性较弱，对回采工作无影响。 （1） 松散岩类孔隙潜水含水岩组 主要为第四系孔隙含水层组，本井田无上第三系上新统孔隙含水层组，分布于沟谷中，由次生黄土及砂砾石组成，厚度7.0035.5m ，是较好的含水层，普遍水位浅，导水性较好。 （2）碎屑岩类裂隙孔隙承压水含水岩组 ①石炭系上统太原组砂岩裂隙含水层，太原组为井田主要含煤地层，砂岩裂隙含水，地下水具承压性，按照煤层的开采情况，划分为2个含水岩段，第Ⅰ含水岩段（949煤层以上，第Ⅱ含水岩段（949-11号煤层间），现分述如下第Ⅰ含水岩段（949煤层以上）对井田内太原组949煤层以上的中、粗粒砂岩进行统计，砂体分布范围厚2.85-48.10m，平均26.65m，是太原组949号煤层直接充水含水层，井田内钻孔简易水文资料显示，当钻至该层位时孔内严重漏水，水位下降，许多孔为干孔，说明裂隙较发育，该地段导水储水条件较好。第Ⅱ含水岩段（949-11号煤层间）对井田内太原组9-11号煤层间的中、粗粒砂岩进行统计，砂体分布范围厚4.10-5.54m，平均4.55m，是太原组11号煤层直接充水含水层。 ②二叠系下统山西组砂岩裂隙含水层，岩性上部以浅灰色砂质泥岩、粉砂岩与灰白色石英砂岩为主，夹有连续之薄煤层。下部以深灰色砂质泥岩、泥岩、粉砂岩为主，夹少量薄煤层。底部为灰白色、石英质粗砂岩（即K3标志层），局部为细砂岩。对井田内钻孔的中粒级以上砂岩进行统计，砂体分布范围厚8.95-37.00m，平均22.78m。 ③二叠系下石盒子组含水层，主要为中粗砂岩和砂砾岩，胶结较疏松，富水性较好之砂岩与杂色泥岩或砂质泥岩相间形成良好之隔水层。其上部风化裂隙较发育，形成风化壳潜水储藏带，富水性弱，地表水井，泉水大多出自该含水层。泉水动态随季节性变化较大，有的甚至在旱期干涸，水位之深度受地形条件限制，一般高处水位深，河谷底洼处水位浅。对井田内钻孔的中粒级以上砂岩进行统计，下石盒子组砂体分布范围厚2-43.27m，平均22.63m。 （3）碳酸岩盐岩溶裂隙含水岩组 井田奥灰水位标高约为1170m～1173.5m。最高位于井田西北部，最低位于井田东南部，4号煤层底板标高1389.58m1434.57m，高于灰岩水位；949号煤层底板标高1384.12m1452.48m，高于灰岩水位；10号煤层底板标高1381.62m1423.81m，高于灰岩水位；11号煤层底板标高1365.37m1408.43m，高于灰岩水位，井田内各煤层底板高于灰岩水位，不存在带压开采现象。 2、构造水本工作面仅揭露两条断层，无其他构造，掘进时未观测到构造导水现象；分析含水岩组及其富水性与F9断层和13F2断层本身性质，这2条断层均无导水性。 四 、老空水 根据中国煤炭地质局一七三勘探队编写的山西朔州山阴中煤顺通北祖煤业有限公司生产地质报告分析，在9213工作面北部（1180m-1419m处）存在一处4层老空积水区BS1，该处积水区为原观音堂煤矿开采形成，处于9213综放工作面与9217设计工作面之间，面积3025㎡，积水量4537m，在前期掘进过程中已对该处积水区进行了专项探放水工作，共疏放老空积水25621 m，完成钻探工程量8765m，采空区积水已基本疏放完毕，同时对各见空出水钻孔都已经进行了封孔处理封孔处理和编号管理，并定期进行检查。 根据现有资料和钻探结果，9213综放工作面上部原观音堂煤矿和原顺风煤矿4煤层采空区及老巷内无积水，在前期掘进超前钻探过程中，除探放BS1积水区外未见有出水钻孔，上部老巷及老空积水、积气情况已基本探明，老空水对9213综放工作面回采无影响。 第七节 影响回采的其他因素 一、影响回采的其他地质因素 表1-4 影响回采的其他地质因素 序号 项目 指标及备注 1 瓦斯涌出量 矿井瓦斯绝对涌出量为2.92m/min，回采工作面绝对瓦斯涌出量为1.43m/min；矿井相对瓦斯涌出量小于10m/t；我矿属低瓦斯矿井。 2 煤尘爆炸指数 煤尘有爆炸性; 爆炸指数39.95 3 煤层自燃发火期 9（49）煤层为容易自燃煤层，最短发火期为69天。 4 地温 地温正常区 5 冲击地压 地压无异常 6 涌水量 预计回采期间工作面正常涌水量为3.8m/h，最大涌水量为7.7m/h。 7 工作面 走向长度（m） 可 采长 度 m 倾斜长 m 煤厚（m） 容重 （t/m） 工业储量（万t） 回采率（） 可采储量（万t） 9213 2307 1915 180.2 8.0 1.40 465.60 0.85 328.52 影响因素 1、9213工作面上部4煤层已被原观音堂煤矿开采，此采空区为房式回采，其内局部低洼处存有的积水已被疏放，局部采空区内含有一定浓度的CO气体，回采期间加强对有毒有害气体监测。 2、 房柱式开采形成的采空区煤柱处存在应力集中区。 3、工作面回采至断层附近时，可能遇顶板破碎、片帮、煤层松软、煤层倾角变陡等情况。 二、地质部门的建议 1、回采前根据9213综放工作面物探报告圈定的低阻异常区情况，制定专项探放水设计，进行钻探验证，确保无水害威胁后方可回采。 2、工作面揭露F9断层时，有部分地段层位处于4煤层中，回采至此处时应探清前方采空区及老巷的空间分布，防止直接揭露老巷。 3、受13F2断层和F9断层影响，工作面回采至断层附近时均有一定程度的丢底煤，地测科应及时下发丢煤通知单，综采队提前制定过断层安全技术措施，并提前加大俯采角度，尽量减少底煤的丢失。 4、遇断层破碎带或应力集中区时，加强顶板监测管理，必要时补充专项安全技术措施。 5、在工作面回采过程中选择合理的排水设施，上齐排水设备，以备及时排水。 6、加强工作面有毒有害气体的监测管理。 第八节 储量及服务年限 一、储量计算 工业储量走向长倾斜宽有益煤厚煤的密度 Q工2307180.28.01.4465.6万t 可采储量可推进长度工作面长有益煤厚煤的密度设计回采率 Q可1915180.28.01.40.85328.52万t 二、服务年限（以月为单位） 工作面设计生产能力，正规循环日割煤6刀，一刀0.8m，日进度4.8m。割一刀产量594.4吨（详见第二章正规循环生产能力计算），日产量7789.2吨，月产量233676吨。 工作面的服务年限可采储量／设计月产量3285190/233676≈14个月。 147 第二章 采煤方法 采煤方法本面采用走向长壁后退式综采放顶煤采煤方法，全部垮落法处理采空区，双滚筒采煤机落煤装煤，液压支架维护顶板和放顶煤，前后两部运输机运煤。 第一节 巷道布置 一、工作面巷道布置概况 9213综放工作面内共布置两条顺槽，分别是辅运顺槽、运输顺槽。两顺槽设计均沿10号煤层底板布置。 二、回采巷道规格布置 1、工作面辅运顺槽 9213综放工作面辅运顺槽为进风巷，巷道断面为矩形，宽4.7m，高3.1m，巷道断面积14.57㎡，沿10煤层底板掘进。 2、工作面运输顺槽 9213综放工作面运输顺槽为回风巷，巷道断面为矩形，宽4.7m，高3.1m，巷道断面积14.57㎡，沿10煤层底板掘进。 3、工作面切眼 9213综放工作面切眼与辅运顺槽、运输顺槽共同形成工作面采场，切眼全长180.2m，切眼断面为矩形，宽8.0m，高3.1m，切眼断面积24.8㎡，沿10煤层底板掘进。 三、巷道布置方式及用途 9213综放工作面两顺槽平行，大致与煤层走向一致，沿10煤层底板掘进。辅运顺槽担负进风、行人、行车任务，布置有移变、泵站、电缆、电器设备列车以及各种管路敷设等，是工作面的进风巷和安全出口。运输顺槽担负回风、行人、运输煤炭的任务；布置有胶带输送机、转载破碎机以及各种管路敷设等，是工作面的回风巷和安全出口。9213工作面切眼位于工作面北部，沿煤层倾向布置，沿10煤层底板掘进。工作面切眼担负设备安装、行人、通风的任务，布置有液压支架、输送机以及采煤机设备等，工作面切眼由北向南推进。 详见附图二9213综放工作面巷道布置示意图 四、巷道支护材料与支护形式 辅运顺槽、运输顺槽、切眼均采用锚网索W型钢带联合支护 1、辅运顺槽与运输顺槽 （1）顶部锚杆采用ф18mm*2200mm高强锚杆，间排距为1100mm1000mm。 （2）顶部锚索采用ф17.8mm的预应力钢绞线，长度为6.0m，按“三花”即“2-1-2”布置，排距为1000mm。 （3）帮部两帮部均采用ф16mm*1500mm高强螺纹钢锚杆，间排距为1200mm1000m，两帮金属网均采用ф3.0mm菱形金属网。 （4）顶部采用φ6mm-2800mm1200mm的钢筋经纬网，网格100mm100mm，帮部采用2700mm2500mm的菱形金属网，采用12铁丝编制。 2、工作面切眼 （1）顶部锚杆采用ф18mm*2200mm高强锚杆，锚杆打设在每排钢带上1、3、5位置，按“1-3-5”布置,间排距为1100mm1000mm。 （2）顶部锚索采用ф17.8mm的预应力钢绞线，长度为6.0m。锚索打设在每排钢带上2、4位置，按“2-2-2”布置，排距为1000mm。 （3）帮部煤柱侧采用ф16mm*1500mm螺纹钢锚杆，间排距为1200mm1000m，金属网采用ф3.0mm菱形金属网。 （4）顶部采用φ3mm-2800mm1200mm的钢筋经纬网，网格100100mm，煤柱侧采用2700mm2200mm的菱形金属网。 详见附图三9213综放工作面巷道支护平面、断面图 第二节 采煤工艺 一、采煤工艺 9213综放工作面采用综合机械化低位放顶煤采煤工艺。工作面安装了前、后两部刮板输送机，前部刮板输送机型号为SGZ800/1050，后部刮板输送机型号为SGZ800/1050。支架顶梁以下的煤炭，采用MG400/930-WD型采煤机落煤和装煤，双向割煤，煤炭由前部刮板输送机运出。支架顶梁以上的煤炭随支架放顶煤自行垮落进入后部刮板输送机运出，实行“一采一放追机移架放顶煤”作业方式，全部垮落法管理采空区。 二、工艺流程 准备进刀→割煤→装煤→运煤→移架→推前部刮板输送机→放顶煤→拉后部刮板输送机 （一）准备 开工前，必须由班组长以上管理人员对工作面安全情况进行全面检查，确认无危险后，方可准许重要岗位人员进行下一步的详细检查。处理上班遗留或现场发现的问题，并填写采煤工作面作业前安全确认签字记录表后，方可开工作业。 （二）进刀 割三角煤端头斜切进刀即机组割至工作面端头后，随机组拉架暂停，机组调换滚筒上下位置，反向斜切行进45m完成进刀后暂停割煤，调换滚筒上下位置；按顺序向端头逐一拉架、推溜。然后机组第二次向工作面端头切割至端头，停机调换滚筒上下位置，反向割煤至进刀处，从端头开始逐架拉架、推溜，机组调好前后滚筒位置正常割煤。 详见附图四9213综放工作面采煤机进刀方式示意图 （三）割煤和装煤 （1）采用MG400/930-WD型采煤机落煤和装煤，端头斜切进刀，双向割煤，滚筒配合铲煤板装煤，滚筒直径2.0m，截深0.8m，割煤高度不低于2.5m，不高于3.3m。 （2）正常情况下采煤机牵引速度控制在2m/min即可，严禁超过10m/min，割至距两端头15m处或煤质松软破碎及变硬时，速度适当减慢。如遇移架跟不上、溜子负荷大或顶煤未放完时，必须减速或停止割煤，严禁超速及空顶作业。 （3）正常情况下必须沿底板割煤，不得留底煤，如遇过构造为减少割底，可适当调整坡度丢底煤，待构造过完后必须沿底板割煤，需丢底煤作业时另报专项措施。 （4）根据9213采掘工程平面图可知，辅运顺槽与运输顺槽存在一定的高差。为防止窜溜，在回采过程中，要根据高差随时调整辅运顺槽与运输顺槽的推进度。另外还可以更改液压支架拉后部输送机千斤顶的位置，或使用单体柱调整支架架向，加快溜子移动。 （5）采煤机司机在割煤过程中收护帮板时，必须在液压支架顶梁的掩护下并面向煤壁进行操作。 （四）运煤 前后两部刮板输送机→转载机（大块煤矸必须破碎为不大于300mm300mm300mm的小块方可运出，如煤矸过大不能正常运出时，必须破碎机破碎成小块方可运出）→皮带机（运输顺槽）→西运输巷皮带机→集中运输大巷皮带机→主皮带机（主斜井）→选煤厂原煤仓。 （五）移架 （1）工作面支架采用本架操作，支架型号ZF9000/22/35。 （2）机组前滚筒割过2～3架时，伸出护帮板挤严煤帮。 （3）移架步距0.8m，移架距离机组后滚筒5架，降架幅度0.1～0.15m，顶板破碎地段采取带压擦顶移架措施，移架同时要收护帮板；底板较软地段使用抬底千斤先抬底后移架。 （4）支架拉出后必须成一直线，顶梁必须升平，仰俯角小于7，支架升起后必须保证接顶严密，立柱达到初撑力。 （5）支架端面距不大于340mm，如超过必须提前移架或前梁上挑并打开护帮板。 （6）若遇片帮严重时，支架护帮板不能控制煤帮顶板时，应提前移架，若仍不能控制顶板，应及时在前梁下，用锚链拴单体柱顶死煤帮，并用板木接实来维护顶板。 （7）支架拉出后，煤壁顶板破碎地段，必须升紧前梁、打出护帮板，并保证支架初撑力，以防漏顶。 （8）支架操作完后及时将各手把打回“0”位。 （六）移前、后部输送机 （1）移前部输送机在机组返空刀时，利用液压支架推移千斤顶在前部输送机运行中滞后机组后滚筒10～15m左右开始推移，相继操作相邻支架上推移千斤2～3次，每次推移300mm左右，每节溜分三次均匀推移800mm，保证15～20m的弯曲段，不得将前部输送机顶成急弯，不得由两端向中间推移，移溜后煤溜要成直线。 （2）拉移后部输送机放完顶煤后即从端头开始移后部溜，后部输送机移置方法及注意事项同前部输送机，拉完后部输送机开始下一个循环。 （3）推移机头、机尾时，如遇推不动，不得强行硬推，手把回“0”位，应通知机组司机停止割煤，待检查处理后方可开机。 （七）放顶煤 放顶煤原则逐架顺序放煤、均匀放煤、多架联合放大块煤、多轮循环放煤、见顶板岩石停止放煤。 初采推进10m，落山侧无大面积悬顶（≥6m2）开始放顶煤，末采距停采线20m，停止放顶煤。两端头7台过渡支架不放煤。 放煤方式放煤工自后向前逐架放煤，放完后，可再按顺序放一遍，直至放干净为止，以提高顶煤的回收率。操作方式为本架放煤。 放煤顺序放顶煤滞后割煤作业，即割完煤后再放顶煤，要求每割一刀煤，放一次顶煤，依次循环。 放煤步距0.8m。 放顶煤要求 （1）放顶煤前，工作面支架成直线，严禁存在弯曲段。 （2）放顶煤时，先收放顶煤插板，待煤量减小时，再上下摆尾梁，严禁先摆尾梁再收放煤插板，以防卡死后部输送机或损坏放煤插板。 （3）放顶煤时，要控制好煤量，以防涌入架内或压死后部输送机。 （4）放顶煤时，如遇大块或放不下的顶煤，应采用伸缩插板、摆动尾梁、升降后立柱方法破碎大块或顶煤。当大块煤矸卡在溜内时，人员进行处理必须要停电闭锁，大块煤矸处理后方可恢复放煤。严禁采用爆破方法处理卡在放煤口的大块煤矸。 （5）放顶煤时，如有大量矸石涌出或矸石挡在放煤插板处时，要求立即伸出放煤插板关闭放煤口。 （6）放煤时，必须进行喷雾降尘工作。 （7）放完煤后，调整尾梁与顶梁的夹角成135的最佳受力状态，并将放煤插板伸出，尾梁插板与后部输送机靠采空区侧大边间距离控制在400mm左右，插板末端在后部输送机大边平面以下。 （8）后部输送机与支架立柱、底座间的浮煤必须清理干净。 （9）当支架上使用道木等支护材料时，防止材料进入后部输送机煤流。 （八）拉移转载机 工作面每推进三个循环,必须及时拉移转载机，不得滞后，以避免转载机尾伸入运输顺槽采空区侧过多，而造成转载机尾处顶板难以维护。转载机拉移后要保证与前、后部输送机的搭接，搭接标准为前后部输送机机头与转载机搭接长度须达到100～200mm（以溜头外沿为准），搭接高度不得低于200mm，确保底链不拉回头煤。 （九）过机头（尾） 1、为保证顺槽巷道底板与工作面底板平稳过渡，机头（尾）三角岩石区域将采取留底岩回采。割两端头时，如果岩石过硬时，严禁使用采机强行截割，应采取松动爆破方式进行处理。 2、机组距机头（尾）20架往外，停机停溜，清理杂物，把喷雾挂到安全位置，将工作面推进方向1m范围内采帮金属网剪断、与顶网连接处也剪断，防止机组破坏非截割范围内的支护，方可继续开机作业。 3、在割透两端头时，利用机组松动锚杆、锚索，人工取出，禁止强行硬割，取帮锚杆、帮锚索时，必须停机停溜，并拉掉工作面急停闭锁。人员进入煤帮取锚杆、锚索等作业时，严格执行“敲帮问顶”制度，并设专人监护顶板。 4、当机组割透两端头，将机组开回45m处，待中间架全部拉出后，开始移机头（尾）。机组割透两端头时，人员严禁站在机组割煤方向。 5、推移机头（尾）或移机头（尾）架时，落山侧及煤帮附近严禁有人作业，人员撤离至距机头（尾）支架10架外，进风巷、回风巷工作人员撤至距机头（尾）10m以外（在支架内移架人员除外）。 6、推移机头（尾）及机头（尾）架时，要闭锁生产溜，严禁开溜作业。 （十）采空区处理 采空区采用全部垮落法管理。 （十一）交接班 跟班安全员、队长、班长必须在现场交接班，做到上不清下不接的原则。接班安全员、队长对下一班进行全面检查，有不符合的地方当班整改，整改不完的扣除工程量给下班，下班必须处理完成；现场不交接的，在哪班发现哪班负责处理完成。 三、工作面正规循环生产能力 1.循环产量 （1）工作面机采产量QgLBgHgRKg Qg割一刀煤产量，t; L工作面长度，180.2m； Bg采煤机截深，0.8m； Hg采煤机平均割煤高度，3.1m； R煤的容重， 1.4t/m； Kg采煤机平均割煤回收率，取95； Qg 180.20.83.11.495﹪594.4t （2）放顶煤产量 QfLfBfHfRKf Qf放一刀煤产量，t; L工作面放顶煤长度，171m； Bf放煤步距，同采煤机截深，0.8m； Hf平均放煤高度，8.0-3.14.9m； R煤的容重，1.4t/m； Kf平均放煤回收率，取75； Qf171（8.0-3.1）0.81.475﹪703.8t （3）循环产量 Qf Qg 703.8t594.4t1298.2t 2.日循环个数 确定日循环数为6个。 3.日产量 1298.267789.2t 4.月产量 7789.230233676t 5.年产量 233676122804112t 详情见附图五9213综放工作面作业循环图表 第三节 设备配置 一、工作面机电设备明细 表2-1 机电设备配套表 序号 名称 型号 功率∕KW 数量 1 采煤机 MG400/930-WD 930 1 2 前部输送机 SGZ-800/1050 1050 1 3 后部输送机 SGZ-800/1050 1050 1 4 转载机 SZZ-1000/400 400 1 5 破碎机 PLM3000 250 1 6 带式输送机 DSJ1200/150/4250 4250 1 7 喷雾泵 BPW400/16 132 2 8 乳化液泵 BRW500/31.5 250 3 9 清水泵箱 QX-400/30 1 10 乳化液泵箱 RX500/30 2 11 移变 KBSGZY-4000/10/3300 1 KBSGZY-2000/10/1140 1 KBSGZY-200/10/660 1 12 组合开关 QJZ9215-2400/3300-11K 1 QJZ9215-2400/1140-9K 1 QJZ9215-2400/3300-8K 1 二、液压支架技术参数 表2-2 ZF9000/22/35液压支架技术特征表 序号 技术指标 技术参数 1 支架型号 ZF9000/22/35 2 支护高度 2200～3500mm 3 支架中心距 1500mm 4 初撑力 7754 kN 5 工作阻力 9000kN 6 支护强度 1.1MPa 7 适应煤层倾角 ≤15 8 操作方式 本架手动操作 9 自移步距 800mm 表2-3 ZFG13000/25/38液压过渡支架技术特征表 序号 技术指标 技术参数 1 支架型号 ZFG13000/25/38 2 支护高度 2500～3800mm 3 支架中心距 1750mm 4 初撑力 10128kN 5 工作阻力 13000kN 6 支护强度 1.2MPa 8 适应煤层倾角 ≤15 9 操作方式 本架手动操作 10 自移步距 800mm 表2-4 采煤机技术特征表 序号 技术指标 技术参数 1 适应采高 2.0-4.1m 2 生产能力 ≥2200t/h 3 煤层倾角 ≤16 4 装机功率 930KW 5 牵引力 720/430kw 6 牵引速度 08-13.5m/min 7 截深 800mm 表2-5 刮板输送机技术特征表 序号 技术指标 工作阻力/kN 高度/m 技术参数 数量 1 出厂长度 210m 2 输送量 1500t/h 3 装机功率 1050KW 4 刮板链速 1.21m/s 5 中部槽型式 铸焊封底 6 圆环链规格（平环/立环） 34126mm 7 卸载方式 交叉侧卸式 表2-6 转载机技术特征表 序号 技术指标 工作阻力/kN 高度/m 技术参数 数量 1 自移最大推力（单杠） 989KN 2 额定推力（单杠） 627KN 3 推移缸行程 950mm 4 抬高缸行程 250mm 5 泵站出口压力 31.5Mpa 表2-7 破碎机技术特征表 序号 技术指标 技术参数 1 破碎能力 3000t/h 2 电动机功率 250KW 3 最大输入块度 1000*1100mm 4 破碎主轴转速 22.8m/s 5 破碎锤头数 8个 表2-8 胶带输送机技术特征表 序号 技术指标 高度/m 技术参数 1 铺设长度 2600米 2 电动机功率 4*250 3 皮带宽 1200mm 4 带速 3.15m/s 5 输送量 1500t/h 表2-9 乳化泵技术特征表 序号 技术指标 技术参数 1 进水压力 常压 2 公称压力 31.5MPa 3 公称流量 400L/min 4 曲轴转速 650r/min 5 电机功率 250KW 三、主要设备布