前 言
一、概况
山西怀仁中能芦子沟煤业有限责任公司（以下简称本井田）位于朔州市怀仁县、大同市左云县境内（井田范围约占怀仁县11 Km2、约占左云县6Km2）。东距怀仁县城11km，行政区划属怀仁县。井田东南8Km处有北同蒲铁路及大运公路通过，并有铁路专线与之相连，西南有左云至应县公路通过，村与村之间有乡镇公路相通，交通十分方便
井田南北长6.5km，东西宽5.5 km，面积为17.063 4km2。批准开采山4、2、3、5、8号煤层，生产规模300万t/年，新增生产能力150万t/年。批准开采深度由1395m至830m标高。
山西怀仁中能芦子沟煤业有限责任公司兼并重组整合前为原山西怀仁中能芦子沟煤业有限责任公司和山西怀仁财路煤业有限责任公司，山西怀仁中能芦子沟煤业有限责任公司采矿证可证号1400000722262。
二、设计的主要依据
1、《国家安全监管总局 国家煤矿安监局关于加强煤矿放顶煤开采安全管理工作的通知》（安监总煤行（2008）130号）
2、国家安全生产监督管理局和国家煤矿安全监察局令第6号《煤矿建设项目安全设施监察规定》；
3、国务院1982年颁发的《矿山安全条例》和《矿山安全监察条例》； 4、《煤矿安全规程》；
5、《煤炭工业矿井设计规范》（GB50215-94）； 6、《中华人民共和国煤炭法》； 7、《中华人民共和国安全生产法》； 8、《矿山安全法》；
9、《矿井防灭火规范》(试行)； 10、《矿井通风安全装备标准》；
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11、《矿井通风安全监测装备使用管理规定》； 12、《煤矿救护规程》； 13、《矿井水文地质规程》；
14、《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》； 15、《矿山电力设计规程》；
16、《煤矿井下粉尘防治规范》(试行)； 17、《工业企业设计卫生标准》； 18、采矿许可证；
20、2005年6月天地科技股份有限公司《山西省怀仁地方国营芦子沟煤矿采煤方法改革设计》（修改稿）；
19、2005年11月由山西省煤田地质115勘查院《山西省怀仁县芦子沟煤矿补充勘探地质报告》；
21、2006年6月，煤炭工业太原设计研究院《山西省怀仁县地方国营芦子沟煤矿1.2Mt/a高产高效矿井改造初步设计》；
22、2006年8月山西省煤炭工业局综合测试中心《煤尘爆炸性及煤层自燃倾向性鉴定检验报告》
23、2006年9月山西省煤炭工业局关于《山西省怀仁县芦子沟煤矿补充勘探地质报告》的批复；
24、2007年4月山西省煤炭工业局《关于怀仁县芦子沟矿120万吨/年高产高效改造工程项目初步设计的批复》；
25、2007年5月山西煤矿安全监察局《关于对怀仁县地方国营芦子沟煤矿扩建项目初步设计安全专篇的批复》；
26、2007年12月，煤炭工业太原设计研究院《山西省怀仁县地方国营芦子沟煤矿1.2Mt/a高产高效矿井技术改造初步设计首采工作面位置变更设计》及山西省煤炭工业局审查意见；
27、2008年1月山西省煤矿安全监察局《关于对山西省怀仁县地方国营芦子沟煤矿变更安全设施设计的批复》；
28、2008年1月，山西省煤炭工业局《山西省怀仁县地方国营芦子沟煤矿1.2Mt/a高产高效矿井技术改造初步设计首采工作面位置变更设计》及山西省煤
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炭工业局审查意见。
29、2009年2月关于朔州市2008年度30万吨/年及以上煤矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复；
30、2009年8月山西省煤炭工业厅关于印发《山西省放顶煤开采工作面设计审批和验收方案》的通知；
三、设计的指导思想与主要特点
坚决贯彻执行“安全第一、预防为主”的方针，建立健全和完善煤矿各系统、各环节的安全设施、装备及机构，将矿井建设成安全程度高、抗灾能力强的现代化矿井。
四、存在的主要问题与建议
1、对矿区断层进行进一步勘探，查明矿井大小断层，为矿井开拓巷道的布置提供地质保障，合理布置综放(综采)工作面，加大工作面推进长度，从而发挥综采设备的效率，实现矿井高产高效。
2、矿井断层较多，对断层的含水性及导水性没有充分说明，应做抽水试验，以进一步确定断层的含水性及导水性，确定合理防水煤柱，防止承压水上开采时断层突水，同时进一步查明矿井采空区老窑积水情况。进行采掘作业时，要严格做到“有疑必探，先探后掘（采）”。
3、芦子沟煤矿属于低瓦斯矿井，但2004年发生过瓦斯爆炸事故，应进一步加强瓦斯、煤尘的防治工作。
4、由于矿井周边小煤矿分布较多，采空区较多，目前采空区以及积水范围、火区范围不清，矿井生产时必须进一步详细调查或做物探工作，查清周边煤矿采空区情况，以便指导矿井安全生产。
5、建议芦子沟煤矿对该矿区及地面工业广场建设用地进行地质灾害危险性评估，为矿井灾害防治提供依据，以便采取相应的措施。
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第一章 采区概况及地质特征
第一节 矿井概况
芦子沟井田位于山西省朔州市怀仁县郝家坪～芦子沟一带，东距怀仁县11km，其地理坐标为东经112°53′26″～112°57′09″，北纬39°48′36″～39°52′07″。矿井隶属于山西中能芦子沟煤业有限公司。
区内交通十分方便，本矿东南8km处有北同蒲铁路及大运公路通过，并有铁路专用线与之相连，井田西南有左云至应县公路经过，村与村之间还有乡镇公路相通，交通十分方便，图1-1-1为矿井临近关系示意图。
图1-1-1 矿井临近关系示意图
芦子沟煤矿主采煤层为2号、3号、5号和8号煤层，矿井采用平硐～斜
井混合开拓方式，近距离煤层联合开采。矿井布置有主平硐、草沟进风斜井和西楼沟回风斜井三个井筒，矿井通风方式为
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中央并列式。全井田划分＋1200 m和＋1145 m两个水平进行开采，
现开采＋1145 m水平。按照煤炭工业太原设计研究院所做的初步设计，井田
内共划分4个生产采区，既：一采区、二采区、三采区和四采区，目前开采一采区的3号煤层。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。一采区3号煤层的平均厚度7.92m，依据3号煤层可采厚度，设计确定首采区3号煤层回采工作面的采煤机割煤高度2.8m，放煤高度为5.72m，3号煤层回采工作面长度为120m。下面为矿井生产系统介绍。
一、通风系统
（1）新鲜风流：平峒 、草沟进风井→北大巷→8#集中轨道巷→材料暗斜井→3401轨道下山→3208运输顺槽→3104工作面
（2）污浊风流：3104工作面→3207回风顺槽→3501回风下山 →西楼沟回风井→地面
二、供水、供液、排水系统
（1）管路布置：
回风顺槽布置两趟2吋管路。一趟为静压水管，每隔100m出一个三通截门，以供设备冷却、冲洗巷道及水幕用水；另一趟为排水管，及时排出巷道低洼处积水和防治工作面透水。
进风顺槽设置一趟2吋管路，用于排除巷道低洼处积水和防止工作面透水；设置两趟4吋管路：一趟为静压水管，每隔50m出一个三通截门，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；另一趟为注氮管路，每隔50米设置一个注氮口。
另外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：
西楼沟井下水处理站—→3501回风下山—→3207、3208巷及工作面各用水点。
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②排水：工作面及3207、3208巷→3501回风下山→5#集中运输下山→8#主水仓→西楼沟井下水处理站。
（3）供液系统：
回液管供支架各阀进液管乳化泵乳化箱BRW400/31.5乳化泵BRW400/31.5
三、运输系统
（1）运煤：3104工作面→3208皮带巷→3#-5#溜煤眼→5#集中胶带运输下山→5#-8#煤仓→8#集中胶带下山→主煤仓→平峒→地面
（2）运料：平峒→北大巷→轨道暗斜井→8#集中轨道巷→材料暗斜井→3401轨道下山→3207回风顺槽→3104工作面
四、供电系统
井下中央变电所→工作面
五、安全监测系统
矿井装备了完善的安全监测系统，3104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。
六、照明系统
3207、3208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
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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。
七、通讯系统
工作面溜头、顺槽皮带头及胶带下山皮带头、煤仓分别安置一部防爆调度电话。胶带下山皮带头处安装通讯声光信号器。
第二节 采区概况
芦子沟矿3#煤层一采区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，煤层埋藏平均深度291.2m。图1-2-1为3#煤层一采区在井田中的位置示意图。
经计算，矿井总资源量39299.1 万t，其中探明的经济基础储量（111b）14243.4万t，可采储量（111）8503.3万t（据2000年调研结果可采系数为59.7%）；控制的经济基础储量（122b）10005.3万t ，其预可采储量（122）5973.2万t；推断的内蕴经济资源量（333）13684.2万t，探明的次边际经济资源量（2S11）1365.2万t。
经计算矿井设计可采储量16020.409万t，其中上组煤设计可采储量12229.305万t，下组煤设计可采储量3791.104万t。
矿井设计年生产能力1.2Mt/a。
矿井服务年限95.35a，其中第一水平(上组煤)服务年限72.79a，二水平(下组煤)服务年限22.56a。
一采区倾斜长2250 m，走向宽1740 m，采区内可采储量4547.7万t，服务年限27.07 a。
根据井田内的煤层赋存特点，将全井田8号煤和2、3、5号三个煤层按照两组煤层对待，按照分组准备方式布置巷道，在初期开采的8号煤层中布置一条胶带运输下山，在开采后备区上组2、3、5号三个煤层时在5号煤层中再设置一条集中胶带运输下山，并相应地布置有轨道下山和回风下山，从而实现分组小联合开拓巷道的布置形式。
初期集中胶带输送机下山和集中轨道运输下山均设在8号煤层中，胶带输送机暗斜井落底于8号煤层底板，回风斜井井筒设在西楼沟。受上组煤层采空区的
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影响，后期开采上组煤层时，在5号煤层中重新布置一条上组煤层集中胶带输送机下山，回采工作面的煤炭通过煤仓到5～8号煤仓集中胶带输送机下山，再通过胶带暗斜井的胶带输送机提至平峒水平北翼大巷的煤仓中，然后装入3t底卸式矿车由电机车运至地面；在5号煤层中重新布置一条上组煤层集中胶带运输下山，在3号煤层中重新布置一条上组煤层集中轨道运输下山，原则上在2号煤层中重新布置一条上组煤层集中回风下山，轨道下山通过材料暗斜井联络，但回风下山位于2号煤层采空区下部时，则沿3号煤层顶板布置，位于2号实体煤层下部时，沿2号煤层顶板布置。在集中下山巷道的两侧直接布置回采工作面，回风下山通过煤巷直接与回风斜井相连。
全井田以现＋1200m水平和延伸水平+1145m共两个水平进行开采。依据水平大巷布置，暗斜井落底点的位置，结合井田内永久保安煤柱的留设情况，设计将全井田划分为四个采区，矿井先期开采位于胶带暗斜井井底附近的一采区。根据该矿的特点，矿井先期开采位于+1145m水平胶带暗斜井下部附近的一采区，即先开采位于2号、3号、5号煤层采空区下面的8号煤层，距离胶带暗斜井下部附近，然后按照先上后下的煤层开采顺序进行开采。
一采区设轨道、胶带、回风三条下山，均相互平行，其中轨道下山沿3号煤层底板布置，集中胶带下山沿5号煤层底板布置，回风下山位于2号煤层采空区下部时，沿3号煤层顶板布置，位于2号实体煤层下部时，沿2号煤层顶板布置。在集中下山巷道的两侧直接布置回采工作面，回采面采用走向长壁开采。先开采上组煤层中的2、3号煤层，再开采5号煤层。回采工作面胶带、轨道顺槽均沿3号煤层底板布置，胶带顺槽(兼进风)通过溜煤眼与集中胶带下山相接，并通过顺槽联络巷与集中轨道下山沟通；轨道顺槽(兼回风)直接与集中回风下山相连，并通过顺槽联络巷与集中轨道下山相接，形成回采工作面完善的运输、通风、排水、供电及井下消防洒水系统。
回采方式为采区内采用前进式开采，工作面采用后退式开采。
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图1-2-1 3#煤层一采区在井田中的位置示意图
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第三节 地质特征
工作面总体呈南西倾向的单斜构造，地质构造中等偏复杂。3104工作面煤岩层走向大致为东西向，倾向南东，倾角1°～5°。
根据已掘顺槽巷道资料，本回采工作面共发现多条断层，其中对回采有较大影响的有 1条正断层。位于距顺槽巷口350m处，走向北55°西，倾向北东，倾角80°，落差5m。
工作面煤岩层微含水，煤层及顶板有滴水及淋水现象，在巷道低洼处形成积水。据2008年瓦斯等级鉴定文件及煤层检验报告，矿井瓦斯绝对涌出量为2.54m3/min，煤尘爆炸指数为39.96%，煤尘有爆炸危险性。
2、3、5号煤层及顶底板物理力学性质如表1-3-1、表1-3-2、表1-3-3。
表1-3-1 芦子沟煤矿2、3、5号煤层及围岩试样物理性质测定结果 项 目 样 别 1 2 2层煤 #视密度 /kg·m-3 1366.72 1381.35 1390.09 1379 1317.50 1365.42 1352.44 1345 1285.50 1288.02 1282.78 1285 2458.38 2480.93 2445.13 2461 真密度/kg·m-3 1417.43 1423.49 1415.43 1419 1384.04 1378.36 1396.65 1386 1444.04 1452.43 1461.99 1453 2606.43 2609.60 2604.62 2607 含水率/% 自然吸水率/% 3.52 2.62 3.13 3.09 3.66 3.96 3.64 3.75 3.20 2.98 3.20 3.12 0.46 0.47 0.48 0.47 6.63 4.05 5.39 5.36 5.46 6.26 5.21 5.64 5.63 5.06 6.18 5.62 2.73 2.56 2.59 2.63 3 平均值 1 2 3 层煤 #3 平均值 1 2 5# 层煤 3 平均值 1 2#层煤顶板 2 3 平均值 天地科技股份有限公司开采设计事业部 10 芦子沟矿一采区3104放顶煤工作面开采设计说明书
1 3#层煤顶板 2 3 平均值 1 5#层煤顶板 2 3 平均值 1 5#层煤底板 2 3 平均值 2442.37 2481.57 2450.33 2458 2496.67 2488.05 2505.28 2497 2577.78 2570.89 2586.68 2578 2525.25 2518.47 2512.14 2519 2541.08 2536.35 2544.10 2540 2652.05 2636.67 2650.18 2646 1.18 1.17 1.77 1.37 0.91 0.95 0.93 0.93 1.04 1.07 0.83 0.98 1.38 1.47 2.16 1.67 1.96 2.12 1.56 1.88 2.26 2.24 1.52 2.01 表1-3-2 芦子沟煤矿2、3、5煤层及围岩试样力学性质测定结果
项 目 样 别 1 2 2# 层煤 3 4 5 平均值 1 2 3# 层煤 3 4 5 平均值 1 2 5# 层煤 3 4 5 平均值 2#层煤 1 2 单向抗压强度/MPa 27.65 28.69 26.52 / / 27.62 25.47 24.43 25.56 / / 25.13 22.17 28.04 29.73 / / 26.65 59.77 51.98 单向抗拉强度/MPa 0.67 1.34 1.01 1.22 0.64 0.98 1.29 1.08 1.22 1.09 1.06 1.15 0.99 1.86 2.04 1.54 2.08 1.70 3.90 2.92 弹性模量 /GPa 22.61 19.07 25.19 / / 22.19 23.43 18.24 16.91 / / 19.53 16.36 17.13 15.80 / / 16.43 84.53 91.78 泊松比 0.45 0.48 0.48 / / 0.47 0.45 0.49 0.49 / / 0.48 0.47 0.49 0.48 / / 0.48 0.35 0.26 25.2 20.3 τ=25.2+σ.t9.8 38.5 τ=9.8+σ.tg38.5 8 39.4 τ=8+σ.tg39.4 10 23.6 τ=10 +σ.tg23.6 内凝聚力/MPa 内摩擦角/° 强度 公式 天地科技股份有限公司开采设计事业部 11
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顶板 3 4 5 平均值 1 2 3 平均值 1 2 3 4 5 平均值 1 2 3 平均值 69.47 / / 60.41 23.57 32.48 / 28.03 70.42 39.12 / / / 54.77 38.60 49.56 30.26 39.47 2.93 2.74 3.38 3.17 2.16 0.81 2.98 1.98 4.76 2.32 3.02 4.15 4.16 3.68 2.11 3.63 2.50 2.74
94.06 / / 90.12 76.51 7.84 / 42.17 110.20 89.05 / / / 99.62 85.33 114.22 68.61 89.39 0.37 / / 0.33 0.47 0.07 / 0.27 0.43 0.33 / / / 0.38 0.48 0.48 0.41 0.46 13.5 37.5 / / 3.9 38.2 g20.3 3层煤顶板 #τ=3.9+σ.tg38.2 5层煤顶板 #/ 5层煤底板 #τ=13.5+σ.tg37.5 表1-3-3 芦子沟煤矿2、3、5煤层及围岩试样抗剪切强度测定结果MPa） 样别 项目 1 2层煤 # 38° 正应力 24.76 23.91 20.29 18.62 29.19 25.02 20.74 19.86 22.79 22.10 25.09 24.38 45° 剪应力 19.69 20.69 13.80 14.26 17.11 19.27 17.51 16.54 17.50 17.70 15.81 18.99 正应力 13.82 11.73 9.54 9.09 11.04 11.49 10.51 9.31 9.59 10.23 11.71 10.62 53° 剪应力 18.34 15.56 12.66 12.06 14.66 15.25 13.95 12.36 12.73 13.57 15.54 14.10 61° 正应力 7.39 6.49 5.32 7.71 6.73 7.36 6.90 4.93 3.95 5.78 6.16 5.99 剪应力 13.32 11.71 9.60 13.91 12.14 13.28 12.45 8.89 7.12 10.44 11.11 10.80 剪应力 正应力 19.34 18.68 15.85 14.54 22.81 19.55 16.20 15.52 17.80 17.27 19.60 19.05 19.69 20.69 13.80 14.26 17.11 19.27 17.51 16.54 17.50 17.70 15.81 18.99 2 3 4 平均值 1 3层煤 # 2 3 4 平均值 5# 层煤 1 2 天地科技股份有限公司开采设计事业部 12
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3 4 平均值 1 2#层煤顶板 2 3 4 平均值 1 5#层煤底板 2 3 4 平均值 21.89 19.55 22.73 55.33 49.54 47.95 47.60 50.11 28.06 31.05 23.90 31.90 28.73 17.11 15.27 17.76 43.23 38.71 37.46 37.19 39.15 21.93 24.26 18.67 24.93 22.45 13.63 19.65 17.02 37.12 40.86 31.62 29.95 34.89 25.61 18.80 21.89 17.11 20.85 13.63 19.65 17.02 37.12 40.86 31.62 29.95 34.89 25.61 18.80 21.89 17.11 20.85 9.79 9.52 10.41 29.63 24.95 29.86 28.26 28.18 12.98 10.50 15.07 10.75 12.33 12.99 12.64 13.82 39.32 33.11 39.62 37.51 37.39 17.23 13.94 20.00 14.26 16.36 7.04 5.52 6.18 11.92 19.05 15.25 11.63 14.46 7.55 7.25 10.71 9.11 8.66 12.70 9.95 11.14 21.50 34.37 27.51 20.98 26.09 13.62 13.09 19.31 16.44 15.61 直接顶为砂质泥岩，局部为砂岩，底板为炭质泥岩。煤层及顶底板情况详见柱状图1-3-1。
厚度层厚累厚柱 状1:500标志层岩 性 描 述69.62-122.06272.95100.22砂岩灰色、深灰色砂泥岩，泥质粉砂岩，细砂岩。砂砾岩，灰白色。煤：层位稳定，一般均可采，局部不可采。砂质泥岩、粉砂岩。0.28-4.622.403.267.361.114.402.407.928.0110.9710.002.890.328.99山4K323含砾粗砂岩：灰白色、斜层理发育。多为砂质泥岩。粉、细砂岩。煤：结构复杂，夹高岭岩和结晶状高岭岩。灰黑色泥质粉砂岩、粉砂质泥岩。煤：结构复杂，夹高岭岩和结晶状高岭岩。砂质泥岩及细砂岩。粗砂砾岩：局部含砾，砂泥岩中含植物化石。56煤：黑色，结构复杂，全区稳定可采。主要为泥岩，砂质泥岩。煤层：局部赋存，零星可采。泥质粉砂岩、粉砂岩互层；灰白色，灰黑色发育断续波状层理。
图1-3-1 3104工作面综合柱状图
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第四节 放顶煤工作面基本情况介绍
3104回采工作面布置在一采区3号煤层中，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，煤层埋藏平均深度291.2m。
3104回采工作面东侧为采空区，北接3401运输下山与3501回风下山巷，西侧为3205回采工作面，南部附近靠近F6断层，上部为2#层采空区。图1-4-1为3104工作面位置示意图。
（1）煤层厚度
3104工作面煤层最大8.52 m，最小7.32 m，平均7.92 m。 （2）煤层结构
工作面煤层为复杂结构，煤层上部有2～3层夹石分布，厚0.07m～0.3 m，岩性为炭质泥岩及高岭岩。
3104工作面走向长度1050米，工作面切眼前方700m位置有一落差5m左右的断层，3104工作面停采线设在距断层40m处。由于受断层影响，实际可采长度为660米，工作面倾向长度120米。
工业储量：660×120×7.92×1.35≈84.68（万吨） 可采储量：84.68×0.85≈72（万吨）
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图1-4-1 3104综放工作面位置图
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第二章 回采工作面布置及采煤方法
第一节 回采工作面的布置
3104回采工作面总体沿3号煤层底板布置两条顺槽巷道。两顺槽均为矩形断面，两顺槽巷局部顶板为砂岩，3104回采工作面两顺槽长度为1050m, 工作面走向可采长度660m，工作面长度为120m。
上顺槽布置在煤层底部，沿煤层底板掘进。巷道断面规格：矩形断面，净宽×高＝3.6×2.9m²，采用树脂加长锚固组合锚杆支护系统。支护目的主要是维护巷道围岩稳定，控制巷道围岩变形，以保证在回采期间基本不维修。上顺槽为回风、行人及辅助运输巷，上顺槽断面如图2-1-1所示。
下顺槽（运输顺槽）布置在煤层底部，沿煤层底板掘进，为实体煤掘巷。巷道断面规格：矩形断面，净宽×高=4.2×2.9m²。下顺槽为机轨合一巷，用于煤炭运输、进风及布置设备列车。运输顺槽采用树脂加长锚固组合锚杆支护系统，并进行锚索补强。运输顺槽断面如图2-1-2所示。
图2-1-1 回风顺槽巷道断面图
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图2-1-2 3104工作面下顺槽（运输顺槽）断面图
一、巷道顶板支护
锚杆形式和规格：杆体为20#左旋无纵筋螺纹钢筋，长度2.3m，杆尾螺纹为M22。
锚固方式：树脂加长锚固，采用两支锚固剂，一支规格为k2335，另一支规格为Z2360。钻孔直径为28mm，锚固长度为1300mm。
锚杆布置：锚杆间距800m，排距800m。
钢筋托梁规格：采用14mm的钢筋焊接而成，宽度80mm，长度3400m。 托板：采用与锚杆配套的拱型高强度托板。
锚杆角度：靠近巷帮的顶板锚杆安设角度为与铅垂线成30°。
锚索：单根钢绞线，15.24mm，长度8.0m，加长锚固，采用三支锚固剂，一支规格为k2335，两支规格为Z2360。每5排布置1根锚索，即锚索间距为4000mm。
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二、巷帮支护
锚杆形式和规格：圆钢锚杆，杆体直径16mm，长度1800mm，杆尾螺纹规格M18。
锚固方式：树脂端部锚固，采用一支锚固剂，规格为k2335。 托板：采用与锚杆配套的拱型高强度托盘。
锚杆角度：靠近顶底板的巷帮锚杆安设角度为与水平线成10°。 锚杆布置：锚杆间距800m，排距800m。
三、工作面切眼支护
3104沿煤层底板布置，规格为：净宽×高= 7.2×2.8m²，矩形断面，切眼采用树脂加长锚固组合锚杆支护系统，并进行锚索补强。切眼支护断面如图2-1-3所示。
图2-1-3 3104工作面切眼断面图
（1）切眼顶板支护：
锚杆形式和规格：杆体为20#左旋无纵筋螺纹钢筋，长度2300mm，杆尾螺纹为M22。
锚固方式：树脂加长锚固，采用两支锚固剂，一支规格为k2335，另一支规格为Z2360。
钻孔直径为28mm，锚固长度为1300mm。
钢筋托梁规格：采用14mm的钢筋焊接而成，宽度80mm，长度6.8m。
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托板：采用与锚杆配套的拱型高强度托板。
锚杆角度：靠近巷帮的顶板锚杆安设角度为与铅垂线成30°。 锚杆布置：锚杆间距800mm，每排8根锚杆，排距800mm。
锚索：单根钢绞线，15.24mm，长度8.0m，加长锚固，采用三支锚固剂，一支规格为k2335，两支规格为Z2360。每4排布置2根锚索，锚索间距2400mm。
（2）切眼帮支护：
锚杆形式和规格：圆钢锚杆，杆体直径16mm，长度1800mm，杆尾螺纹规格M18。
锚固方式：树脂端部锚固，采用一支锚固剂，采空区一侧规格为k2335。 托板：采用与锚杆配套的拱型高强度托盘。
锚杆角度：靠近顶底板的巷帮锚杆安设角度为与水平线成10°。 锚杆布置：锚杆间距800mm，每排每帮3根锚杆，排距800mm。
四、工作面煤柱的留设及接替顺序
煤柱的留设：相邻工作面之间留设20m煤柱，给采区主要巷道留设80m煤柱，给井田边界留设20m煤柱.。
工作面接替顺序：采区内采用前进式开采，工作面内采用后退式开采，3104工作面回采完毕后，接续回采3105工作面.。
第二节 回采工作面装备
运输顺槽为机轨合一巷，其中胶带输送机布置在运输巷下帮侧，设备列车布置在运输巷上帮侧，距3104工作面煤壁45～50m。动力电缆、乳化液进回油管、喷雾降尘用软水管和通信电缆通过电缆托架悬挂在运输巷的上帮侧。随着工作面推进，多出的管线临时存放在设备列车后部的电缆车内。回风顺槽只布置轨道，如图2-2-1所示。运输顺槽皮带与轨道位置如图2-2-2所示示。
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36002800
图2-2-1 回风平巷断面尺寸 皮带中心线巷道中心线轨道中心线图2-2-2 运输平巷断面尺寸
一、3104工作面割煤高度确定
综采工作面割煤高度主要应根据煤层赋存情况、通风、行人的要求以及回采率的要求而定。具体有以下几个方面：
⑴要根据煤层的厚度来确定割煤高度，《煤矿安全规程》规定，综放工作面采放比不能超过1：3，因此，要根据煤层厚度来确定割煤高度；
⑵煤层硬度对割煤高度确定的影响，对于较硬的煤层，一般而言，工作面煤壁片帮不大，工作面割煤高度可以适当增加；对于较软的煤层，工作面容易片帮，
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工作面割煤高度不宜太大；
⑶确定割煤高度要考虑对回收率的影响，增大机采高度，缩小采、放比，可以相应提高工作面的回收率，增大支架放煤空间，有利于大块顶煤的回收；
⑷通风的影响，割煤高度大，通风断面大，从而工作面允许风量就大，反之，工作面风量允许则小。因此，在瓦斯含量较高的综放工作面割煤高度适当加大，以增加工作面的通风断面；
⑸要考虑工作面设备的初期投资，工作面割煤高度大，相应支架的高度就加大，吨位也加大，从而工作面设备的初期投资就大。
目前，国内综放工作面割煤高度一般在2.0m~3.2m，考虑上面5个因素对割煤高度的影响后，兼顾全国综放工作面的经验和各煤层的具体条件。3104工作面割煤高度定为2.8m，放煤高度为5.12m，采放比为1：1.83。
二、3104工作面长度确定
工作面的长度一般情况下应根据所确定的工作面日产量和工作面的日进度进行计算。但在大多数情况下，各生产矿井多是根据采区几何尺寸和布置的工作面数进行圈定或根据经验和设备能力（刮板输送机的铺设长度）以及工作面设备的初期投资确定。工作面长度的加大，不仅能提高工作面单产、降低巷道掘进率，有利于矿井实现集中化生产，而且可以提高矿井资源回收率。
综放工作面两端存在放煤损失，工作面长度越长，这部分损失在总量中的比例就小，煤炭回收率就高。但由于受工作面设备配套设备的装备水平、通风、安全及管理等方面的制约，工作面长度不能无限增加。在一定时期内，工作面长度根据装备水平有一合理范围，当工作面长度超过这一范围，工作面设备可靠性将降低，生产管理困难，工作面反而难实现高产高效。根据对近年高产高效工作面统计，放顶煤工作面长度一般在200m以上。部分条件好的矿井工作面长度可随着工作面输送机铺设长度的增加，逐步达到250～300m。目前兴隆庄矿年产600万t工作面为国内最长综放工作面，工作面长度达300.5m；其次为潞安王庄矿，工作面长270m。
综放工作面长度的确定还应考虑工作面自燃发火期。综放工作面采空区浮煤增多，增加了自燃发火的可能性，如果综放工作面推进速度过慢，不能将自燃带甩入老空区。因此，为了防止综放工作面煤层自燃，必须保持一定的推进度，根
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据国内综放工作面防灭火经验，结合芦子沟煤矿煤层的实际情况，初步确定月推进度至少应达到70m以上。
芦子沟煤矿原8号煤层的综放工作面长度为90m。结合本矿井地质条件、开拓系统以及投资、管理、自燃发火等方面的因素，3104综放工作面倾斜长度确定为120m。
三、采煤机截深
按照有关文件精神，芦子沟煤矿为了实现一井一面，矿井布置一个综采面和两个掘进面达到年产120万t。由于工作面要求实现高产高效，采煤机的截深和放煤步距应保证工作面尽可能大的循环产量。我国综放工作面的采煤机截深近几年来逐渐加大，由原来的截深0.6m，2刀一放，改为截深0.8m，一刀一放。在日进刀数相同的情况下，截深0.8m可增加1/3的循环产量。综采工作面增加截深可以增加循环产量，在日进刀数相同的情况下，截深越大，生产能力也越大，但截深增大会相应地增大配套设备，导致工作面初期投资增加。因此，确定采煤机截深为0.8m。
四、3104工作面设备配套
（一） 面放顶煤液压支架选型
综放工作面支架选型过程中需考虑以下几个方面：煤层地质条件、生产技术条件、经济条件。芦子沟煤矿综放开采支架选型主要考虑以下几个因素：
⑴支架应有良好的通风、行人空间； ⑵设备投资要尽量节省； ⑶支架可靠性高；
⑷支架应具有满足放煤要求的空间。
3号煤层支架工作阻力确定的基本条件：3104综放工作面采厚平均厚7.92m，最厚为8.52m，采煤机割煤高度2.8m，放煤高度5.12m，采深281.04～333.98m，煤的普氏硬度系数（平均）f=2.513。
⑴统计类比法确定支架工作阻力
根据对我国30多个综放开采工作面实测支架最大载荷Pmax与煤层硬度系数f，采深H以及顶煤厚度Md进行回归，得到如下关系式：
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Pmax19392.2H471f155 Md将综放工作面煤层条件代入上式求出Pmax，考虑一定的安全系数，即可得到工作面支架所需设计工作阻力P，即
PKPmax（K1.2～1.35）
将3号煤层的参数值代入：
Pmax19392.2H471f155Md
1553771~3888 5.1219392.2281.04~333.984712.513则：PKPmax3696~38771.2~1.354435~5234kN ⑵估算法确定支架工作阻力
这种计算方法的基础是工作面支架工作阻力支撑冒落带顶板岩层和顶煤的重量，并平衡基本顶失稳时对支架的动载，计算公式为：
qKd(q冒q顶煤)
式中：q——工作面支架所需支护强度；
Kd——基本顶失稳时的动载系数，根据综放工作面矿压观测结果，一般Kd=1.1～1.8；
q冒顶h，q冒——冒落带岩层自重应力，顶为顶板岩层容重，取26kN/m³； q顶煤——支架上方顶煤自重应力，q顶煤煤Md，煤为顶煤容重。
根据芦子沟3号煤层的现场实际观测，取Kd=1.3。
当3号煤层开采时，上部2号煤层均为采空区，经过采动后，矿山压力已经得到释放，而2、3煤层之间间距较小，平均间距为2.4m。若支架支护强度能满足2号煤层综放开采要求，也能满足3号煤层的开采。本次设计代入3号煤层条件，支架支护强度为：
(18.8×2600+5.95×1379)= 0.742MPa q=1.3×
支护强度确定后，根据配套尺寸、支架顶梁长度、空顶距计算支架工作阻力，公式：
Pq(LKLD)B
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式中：P——支架工作阻力，kN；
q——支架的支护强度, 0.742MPa；
LK——空顶距 0.304m LD——顶梁长度 4.26m
B——支架宽度 1.5m 代入可以求得：
Pq(LKLD)B0.7420.3044.261.55079kN
根据上面计算，取最大值，支架工作阻力为5473KN，因此现有ZF6000/18/31液压支架（6000kN）完全适合3号煤层。
由于3104综放工作面前、后部输送机的电机和传动装置采用平行布置方式，将工作面普通放顶煤液压支架摆放到输送机的机头、机尾处，难以满足设备的几何尺寸配套要求。综放工作面长120m，输送机采用双电机，因此在综放工作面上、下端头的机头处各布置3组过渡支架。选用ZFG6400/18/31H过渡支架为反四连杆架型，额定工作阻力为6400kN；后部结构为大尾梁铰接小尾梁加插板，后部空间大，可实现放煤功能。
（二） 采煤机
⑴采煤机小时生产能力核算
采煤机端部斜切进刀单向割煤，采放平行作业一刀一放。割煤和放煤可以完全平行作业，互不干扰，互不等待。采煤机割完一刀煤后，不管放煤作业是否结束，立即反向跑空刀清浮煤。当采煤机清浮煤到达端头时，输送机的机头已经推向煤壁，可立即进行斜切进刀，端头作业对割煤和放煤都没有影响。因此，芦子沟煤矿3104工作面的采煤机的平均落煤能力为：
60QrL(1i)2iLmHfQr
KT1LC＋CfLf2TdHBHQm＝式中：
Qm——采煤机平均落煤能力,t/h；
Qr——工作面平均日产量，t/d；
B——采煤机截深，0.8m；
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H——平均割煤高度，3号2.8m；
——实体煤容重， 3号煤层1.35t/m³。
C——工作面采煤机割煤回采率，95%； L——工作面长度， 3号煤层120m； Ls——刮板输送机弯曲段长度，25m； Lm——采煤机两滚筒中心距，12.15m； Td——采煤机返向时间，1min；
Hf——综放工作面平均顶煤厚度， 3号煤层5.12m；
Cf——顶煤回收率，80%；
k——采煤机平均日开机率，0.45； T1——综放工作面日生产时间，1440min；
i——采煤机割煤速度VC与空刀牵引速度VK之比,iVC/VK，取
i=0.5。
对于3104综放工作面长度120m，Qr＝3396t/d，Lf＝114m，工作面采煤机平均落煤能力：
Qm603396[(120(10.5)20.512.15]
5.12339614400.45(0.951200.80114)212.80.82.81.35=190t/h
⑵采煤机平均割煤速度
VCQm1901.05m/min
60BH600.82.81.35⑶采煤机最大割煤速度和最大生产能力
当综放工作面日进尺为3.2m时，采煤机最大割煤速度：
VmaxKcVc1.51.051.575m/min
当综放工作面日进尺为3.2m时，采煤机最大生产能力：
QmaxKcQm1.5190285t/h
⑷采煤机装机功率
当综放工作面日进尺为3.2m时，采煤机单位能耗计算采煤机功率为：
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N60KbBHVmaxHw1.3600.82.81.5750.70193kW
在3号煤层中含黄铁矿石等夹矸，因此，为了保证采煤机的可靠性，采煤机的功率应有一定的富裕系数，因此矿井现有总功率600kW（切割功率500kW）的采煤机完全能够满足割煤要求。
⑸采煤机型号及主要技术参数
根据近年高产高效综采工作面设备配套与实践经验，电牵引采煤机可靠性明显高于液压牵引采煤机，同时电牵引采煤机对故障有自我诊断能力，因此选用电牵引采煤机。型号为MGTY250/600-1.1电牵引采煤机，其主要参数如下：
采高范围：2.0～3.5m； 机面高度：1548mm； 煤层倾角：≤16°； 供电电压：1440V； 总功率(kW)：600kW 截割部功率（kW）：2×250 牵引电机功率（kW）：2×40 泵站功率（kW）：20kW
摇臂摆角：上：32.1°，下：23.13°。 摇臂传动比：45.27 截割速度：3.1m/s； 滚筒转速：32.7r/min；
牵引方式：机载式交流变频调速、链轮销排式无链牵引； 频率范围：1.5～84HZ； 牵引速度：0～7.7～12.8m/min； 牵引力：580～350kN； 调高泵额定压力：20MPa； 喷雾灭尘方式：内、外喷雾； 牵引中心距：6080mm； 摇臂回转中心距：7630mm；
摇臂在水平位置时的滚筒中心距：11958mm；
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最大不可卸的主机架外形尺寸：4505×1350×1483mm； 滚筒直径：1800mm； 最大卧底量：300mm； 整机重量：47t。 （三） 前后部输送机 ⑴后部输送机能力核算
要实现综放工作面高产高效，工作面采煤机割煤和放顶煤工序应最大限度地平行作业，在选择综放工作面参数和设备能力时，应使采煤机平均循环割煤时间
Tc与放顶煤平行循环时间Tf匹配，以减少两个工序的相互影响时间，提高工作
面单产。
3104综放工作面长120m，日进尺为3.2m时，取VC=1.12m/min，则：
TcL(i1)2iLm2Td
Vc式中 Tc——采煤机平均循环割煤时间，min；
TfLfVf
Lf则： Vf
L(i1)2iLm2TdVc式中 Tf——工作面平均放顶煤循环时间，min；
Vf——沿工作面平均放煤速度，m/min； Lf——工作面放顶煤的长度，114m；
LfVf0.75m/s
L(i1)2iLm2TdVc因此与采煤机落煤能力相配套的工作面平均放煤能力为：
Qf60HfBmCf(1Cg)Vf=219t/h
式中 Qf——工作面平均放顶煤能力，t/h；
m——放煤步距与采煤机截深之比，一采一放时m=1；
Cg——放出顶煤的含矸率，取10%；
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Hf——顶煤平均厚度，这里取5.12m。
当日进尺为3.2m时,满足工作面最大放煤流量的要求的后部刮板输送机能力：
QKfKyQf=296t/h
⑵后部输送机选型
根据计算选用中部槽为764mm的刮板输送机，电机功率为250×2kW，具体参数如下：
SGZ764/250×2型输送机主要技术参数如下： 设计长度：120m； 输送能力：800t/h；
中部槽规格（长×内宽×高）：1500×764×222mm； 中部槽型式：铸造焊底 刮板链速：1.1 m/s； 圆环链规格：2×φ26×92mm； 装机功率：250×2kW； ⑶电动机功率校核
输送机电动机功率的大小要根据工作面倾角、输送机铺设长度和输送量的大小等具体条件决定，其关系式为：
kk1k2qcossin2q0'cosLvN0
1000式中：k—电动机功率备用系数，以1.15～1.2；
K1—刮板链绕过两端链轮时的附加阻力系数，取1.1； K2—输送机水平弯曲时附加阻力系数，取1.1； ； —刮板输送机安装倾角（°）L—刮板输送机铺设长度，m； V—刮板输送机链事，m/s；
—货载在溜槽中运行阻力系数，0.6～0.8；
1—刮板链在溜槽中运行阻力系数；0.3～0.4；
—传动效率，jy；
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j—减速器传动效率，0.9～0.94；
y—液力偶合器传动效率，0.96； q—货载每米重力，N/m，qQ.g3.6v； Q—输送量，t/h；
q0—刮板链每米重力，N/m。
代入值可以求得，N0251kW，而每个电机功率就达到250kW，因此所选刮板输送机功能250×2kW完全能够满足工作面年产112万t/a的需要。
为了便于设备和配件互换性，前部输送机选用与后部输送机同型号的。同理经过验算，功率满足工作面年产112万t/a的需要。
（四） 转载机 ⑴转载机生产能力核算
转载机的生产能力应能满足综放工作面两部输送机的卸载要求：其生产能力按下式计算：
22 QQmQf(Kf1)2Q2f(Kc1)Qm式中：Q——转载机生产能力，t/h；
Qm——采煤机平均落煤能力， t/h；
Qf——工作面平均放顶煤能力， t/h； KCKf——采煤机割煤速度不均匀系数，1.5； ——放煤流量不均匀系数．1.5；
当综放工作面长度120m，日进尺3.2m时，采煤机平均落煤能力为203t/h，平均放煤能力为245t/h，则转载机生产能力：
Q190219(1.51)21902(1.51)22192554t/h
⑵转载机选型
根据3号煤层3104面得开采要求，按照转载机的运输能力的计算，矿井现有的SZZ764/160型整体焊接箱式结构桥式转载机能够满足要求。
SZZ764/160型整体焊接箱式结构桥式转载机主要技术参数：
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转载机设计长度：50m； 输送能力：1000t/h
中部槽规格：槽内宽764mm； 装机功率：160kW； 刮板链速度：1.3m/s； 圆环链规格：2×Φ26×92mm； （五）破碎机和胶带输送机
破碎机选用现有的PCM132型锤式破碎机（山西煤矿机械制造有限责任公司生产并与SZZ764/160型整体焊接箱式结构桥式转载机相配套）。
胶带输送机的能力应与转载机的能力相匹配。由于胶带输送机输送能力与运输距离密切相关。工作面推进长度不同，胶带输送机在工作面生产能力相同的情况下，其装机功率需随运输距离的加长而加大。芦子沟煤矿综放工作面运输顺槽长约1200m。根据工作面生产能力，选用与转载机相配套的SSJ1000/160×2伸缩型强度胶带输送机。
SSJ1000/160×2伸缩型强度胶带输送机主要技术参数： 带宽(mm)：1000 带速(m/s)：2.0～4.0 输送能力(t/h)：1000 功率(kW)：2×160 运输距离：1200m
（六）乳化液泵站和喷雾泵站
综放工作面的乳化液泵站，由两台BRW400/31.5型的乳化液泵站（两泵一箱），其主要技术参数如下：
表2-2-1 乳化液泵参数表
型号： 公称压力 公称流量 电动机总功率 供电电压 BPW400/31.5 31.5MPa 400L/min 250kW 1140/660V 天地科技股份有限公司开采设计事业部 30
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工作介质 含3%～5%乳化油的中性水混合液 根据工作面喷雾降尘及设备冷却的需要，综放工作面喷雾泵站为两台KPB320/10型喷雾泵站。设备主要技术特征为：
公称压力： 10 MPa； 公称流量： 320 L/min； 电动机功率： 75 kW； 电动机电压： 1140 V；
外形尺寸（长×宽×高）： 2066mm×910mm×1040mm。 （七） 3104综放工作面设备配套结果
经过上述计算分析，综放工作面选型结果如表2-2-2所示。
表2-2-2 综放工作面主要设备选型表
序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 名 称 放顶煤支架 过渡支架 采煤机 前部输送机 后部输送机 转载机 破碎机 乳化泵站 喷雾泵站 胶带输送机 型号 ZF6000/18/31正四连杆 ZF6400/18/31H反四连杆 MG250/600-WD电牵引 SGZ764/250×2中双链铸焊封底式 SGZ764/250×2中双链铸焊封底式 SZZ764/160型整体焊接箱式结构桥式 PCM132型锤式 BRW400/31.5 KPB320/10 SSJ1000/2×160 数量 77 6 1 1 1 1 1 2 2 1 第三节 3104工作面设备总体配套设计
一、工作面中部“三机”尺寸配套
本设计按照及时支护原则，对芦子沟煤矿3104综放工作面中部的采煤机、放顶煤液压支架和前后部输送机进行总体配套，配套结果如图2-3-1所示。放顶煤支架的设计工作高度为2800mm，最大高度3100mm。为了同时满足设备尺寸配套
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和支架下井的尺寸限制，顶梁的最大外沿长度为4250mm。前后部输送机中心距4600mm,电缆槽与抬底座千斤顶之间的最小安全间隙为91mm。
为满足后部放煤的工艺要求，支架掩护梁长设计1668mm，插板长1357mm，最大行程650mm。当插板全部收回时的最小放煤口高度，即掩护梁底部与后部输送机中板的最小间隙为391mm；在插板全部伸出时的封闭状态，插板与后部输送机上沿的最小间隙为398.5mm。在缩回状态下，尾梁的最大下摆角度为38.1°，此时掩护梁到底板的最小高度为544mm，大于后部输送机的外沿高度300mm。因此，只要操作正确，尾梁在上下摆动的放煤过程中不会与后部输送机产生干涉。若放煤口上方的顶煤在放煤过程中出现成拱现象，可通过掩护梁上、下摆动松动煤体，掩护梁向上松动待放顶煤的最大摆角为24.7°。
在前部输送机移溜到位、后部输送机完成放煤和拉溜工序、放顶煤液压支架移架前的待割煤状态，前部输送机铲煤板前端到煤壁的距离为266mm，顶梁前端到工作面煤壁的空顶距为332mm，采煤机滚筒内侧与输送机铲煤板前端的侧向间隙为261mm，支架底座前端到前部输送机推溜耳子外沿保持828mm的移架空间和安全富裕量，支架底座外沿到后部输送机铲煤板尖端的安全间隙为395mm。此时处于伸出状态的掩护梁插板完全可以将采空区的矸石挡在采煤空间之外，后部输送机上方不存在串矸问题。
在采煤机割煤之后、移架工序还未执行的最大控顶状态，通过安装在前梁端的伸缩梁前伸，临时支护机道上方刚暴露的煤层顶板。此时，由于伸缩梁行程可达800mm,可以保证工作面煤壁的空顶距不变。
采煤机割煤工序和拉架工序完成后，工作面处于最小控顶距状态。此时，在前部输送机推溜工序完成之前，前后部输送机中心线间距为5400mm,支架底座前端到前部输送机推溜耳子外沿的最小安全间隙为28mm，抬底座千斤顶与前部输送电缆槽之间的最小安全间隙为91mm。在刮板输送机靠挡煤板一侧，采煤机与刮板输送机挡煤板间的最小侧向间隙位于采煤机牵引装置处,其值为59mm。在前部输送机推溜工序完成之后、后部输送机拉溜工序完成之前，前后部输送机中心线间离为6200mm。
采煤机在工作面采用骑溜运行，无链牵引，齿轮销排传动。采煤机依靠安装在工作面靠煤壁侧的行走滚轮和布置在工作面靠采空区侧的传动齿轮与导向滑靴，骑行在前部刮板输送机靠煤壁侧的铲煤板和靠采空区侧的销排轨上。采煤机
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的驱动齿轮在输送机销排上相对啮合前进, 从而实现采煤机在工作面往返运行。销排轨固定在刮板输送机靠挡煤板侧的轨座上。输送机溜槽间允许的偏摆角度1°3°为：水平方向±，垂直方向±。在确保以上参数的情况下, 采煤机可在刮板输送机上顺利行走。为了保证前、后部输送机处于良好的运行状态，减少输送机弯曲段的运行阻力和磨损，工作面中部前、后部输送机弯曲段的溜槽个数不少于17节，弯曲段长度应不小于25.5m。
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图2-3-1 工作面中部“三机”配套图
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二、过渡支架处的“三机”尺寸配套
由于前、后部输送机均采用平行布置方式，输送机的电机和传动装置的中心线与输送机中部槽的中心线平行，并分别布置在两端头处的前后部输送机之间，占用了前、后部输送机溜槽间的自由空间，使得按中部槽尺寸和工艺要求设计出的工作面中部支架不再适用于工作面两端头。因此，根据电机与传动装置的几何尺寸，需要在工作面的上下端头各布置3组过渡支架。为了增大支架后部的自由空间，以便放置体积较大的后部输送机机头和机尾，过渡支架采用四柱反四连杆机构，其顶梁长4680mm，伸缩梁最大行程为800mm，掩护梁长1250mm，插板长1846mm，底座长2840mm，前柱下铰点到底座前端的水平距离为779mm。
根据采煤机摇臂与输送机机头突出部分位置，可保证采煤机正常割煤和适当的卧底量，并避免采煤机的摇臂在端头割底煤或清浮煤时与前部输送机的过渡槽和机头、机尾架相互干涉。
在2800mm采高的正常工作状态下，工作面下端1号过渡支架处液压支架、采煤机和前后部输送机的尺寸配套关系如图2-3-2所示。由图可知，为满足前、后部输送机过渡槽处高度较大的实际需要，过渡支架掩护梁与水平面的夹角由工作面基本架的32°降低至15°；梁端距变为350mm；过渡支架拉移到位后，支架底座前过桥与前部输送机传动装置间的最小自由空间是201mm，前立柱与前部输送机机头传动装置间的最小间隙为476mm。后部输送机拉溜到位后，后部输送机的拉移耳板与支架底座间的自由空间为51mm，传动装置与尾梁千斤顶之间的最小间隙为252mm，后部输送机机头处的最小过煤高度为1040mm。
3号过渡支架在2800mm工作高度下，为防止过渡支架与基本架处侧向漏矸，的尾梁相对于1号过渡支架的尾梁下摆10°，与3号过渡支架相邻的第一架基本架
的尾梁应上摆5°。为满足这一挡矸要求，后部输送机过渡槽上的挡煤板不应突然加高，而应逐渐加高。
机尾部与机头部配套尺寸相同。
三、下端头处设备配套
⑴ 运输巷断面设计
根据当前高产高效综放工作面成功经验及锚杆支护技术发展状况，工作面的回采巷道采用新型组合锚杆支护技术进行支护，工作面的运输巷道采用矩形断
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面，巷道高度由工作面机采高度、巷道掘进条件及巷道变形量决定。考虑到顺槽在工作面超前支承压力作用下要变形、压缩，巷道高度应留一定的富余量，对工作面端头支护和保证工作面下端采高是有好处的。如兖州兴隆庄，采高3.0m，巷高3.5m；彬县下沟煤矿综放工作面采高2.6m，巷高2.8m；汝箕沟矿综放面采高2.8m，巷高3.0m。否则，在巷道压缩的情况下，工作面下端过渡支架处的采高会随之降低。架后过煤空间缩小，过煤困难，这样对工作面正常生产和管理不利。芦子沟工作面采高2.8m，工作面下端部采用过渡支架的情况下，试验工作面顺槽设计高度为2.9m。巷道宽度主要由顺槽转载机溜槽中心线的位置与机头的横向尺寸、人行道侧与非人行道侧宽度确定，同时为了实现端头直接割煤，并留有适当的富裕量，巷道宽度定为4200mm。如图5-3-1所示。
运输巷为机轨合一巷，其中胶带输送机布置在运输巷下帮侧，设备列车布置在运输巷上帮侧，距工作面煤壁45～50m。动力电缆、乳化液进回油管、喷雾降尘用软水管和通信电缆通过电缆托架悬挂在运输巷的上帮侧。随着工作面推进，多出的管线临时存放在设备列车后部的电缆车内。
⑵ 下端头设备布置
根据国内综放工作面开采的实践经验，为确保综放工作面实现高产高效，工作面前后部输送机仍采用端卸式平行布置方式。前后部输送机上的煤炭，在刮板的驱动下，通过机头的链轮之后作抛体运动，直接抛射到顺槽转载机的溜槽内，煤流比较畅通。工作面前、后部输送机的电机和传动装置与溜槽中心线平行，且布置在两部输送机之间。工作面前后部刮板输送机的链轮中心线在同一个垂直平面内，位于运输巷中心线下侧585mm处，距顺槽转载机溜槽中心500mm，顺槽转载机外帮距顺槽下帮630mm。第1架过渡支架中心到顺槽转载机中心的距离为1250mm，过渡支架之间的中心距为1500mm，过渡支架与第1架基本架的中心距为1500mm，基本架之间的中心距为1500mm。在工作面采煤机采用单向割煤方式时，前部输送机机头推移到位后，前部输送机机头架到顺槽转载机靠煤壁侧挡煤板的水平距离为200mm，即在前部输送机推溜之前，输送机机头与顺槽转载机靠煤壁侧的挡煤板之间保持一个1000mm的推溜空间，以保证采煤机截深800mm、单向割煤时推前溜工序与拉顺槽转载机工序互不干扰。考虑到工作面的配套设备在采煤机采用双向割煤时同样适用，与前部输送机紧邻的一段长1000mm的挡煤板应作成可拆卸式。为了保证采煤机滚筒割透运输巷靠工作面侧的煤帮并使采煤机在此位
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置仍有一定的卧底量，采煤机在机头侧割煤的停止位置为前滚筒中心过运输巷上帮22mm，相应的卧底量为138mm。此时采煤机滚筒与刮板输送机的电机与传动装置互不干涉。前部输送机的卸载高度870mm。
为解决机头高度与中部槽之间高差问题及与支架配合问题，需在前部输送机的机头和中部槽之间增设1500mm过渡槽2节；在后部输送机的机头和中部槽之间需增设2节长度分别为2550mm和1500mm过渡槽。
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图2-3-2 过渡支架处工作面“三机”配套关系（上、下端头）天地科技股份有限公司开采设计事业部 38
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四、上端头处设备配套
芦子沟3104综放工作面回风巷断面尺寸的确定，主要考虑设备列车的布置、工作面采高、采煤机在上端头割透煤壁的工艺要求、风量要求和适应围岩变形的合理断面富裕量。回风巷高2900mm，宽3600mm，内铺轨道，用于工作面辅助运输，其轨道中心线与巷道中心线重合。
由于工作面长度较大，工作面的前、后部刮板输送机均采用双电机驱动，机尾处的电机、减速器和相应的传动装置与机头处相同。与下端头相比，上端头的设备数量较少，设备配套关系简单，采煤机割透回风巷侧煤壁的要求容易满足。 前后部输送机的机尾链轮中心线距回风巷下帮2282mm。距回风巷上帮1318mm。
按照本设计的布置方式，采煤机滚筒可以清理机尾前方的浮煤，实现机械快速清理回风巷端头处的浮煤，为工作面快速推进创造有利的条件。采煤机在回风巷端头处割煤或清理浮煤时，采煤机的滑靴始终骑在前部输送机的中部槽或过渡槽上。因此，采煤机在机尾处运行时与刮板输送机互不干涉。
五、工作面设备总体布置
工作面总体布置的基本参数和原则是：工作面倾斜长120m，机采高度2800mm；煤机单向割煤，工作面基本支架滞后采煤机后滚筒3m及时支护；在采煤机下行清理浮煤到下端头之前完成下端进刀段的推溜工序，工作面前后部输送机采用自下而上的单向推拉溜方式；两端的过渡支架采用先推溜后移架的滞后支护方式；工作面后部采用单轮顺序放顶煤工艺；过渡支架处的放煤工艺安排在拉过渡支架之后进行；回风巷和运输巷均沿煤层底板布置，两巷均采用矩形断面，锚杆支护；在工作面上下端头各布置3组过渡支架，工作面具体布置如图2-3-3所示。
安装设备时，以工作面刮板输送机机头链轮中心线距运输巷下帮1615mm为基准，按照机头架、机头过渡槽、中部槽、机尾架的顺序依次布置工作面的前后部输送机，前后部输送机的机尾和中部槽之间各增加1节过渡槽。工作面前后部刮板输送机的铺设长度为124867mm，其中包括机头架、机尾架各1架、机头过渡槽各2架、机尾过渡槽各2架、中部槽各76架。前部输送机中部槽中心线到工作面煤壁的最小距离923mm；前部输送机的机头、机尾架中心线到工作面煤壁的最小距离为975mm。前、后部刮板输送机中心线的正常间距为5400mm。
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工作面下端第1架过渡支架到输送机机头链轮中心线的距离为750mm，支架顶梁前端到工作面煤壁的梁端距为350mm，以此为基准，自下而上依次安装工作面下端头的3组过渡支架，76组基本架，上端头3组过渡支架。
工作面下顺槽采用3排金属铰接顶梁配合单体液压支柱支护，上顺槽采用2排金属铰接顶梁配合单体液压支柱支护。为了防止端头区的冒落矸石涌入开采空间，保证工作面采放作业的正常进行，在工作面下端头的过渡支架和上端头最后一架基本支架尾部靠煤柱侧设置一组密集支柱。
在移溜过程中，前后部输送机溜槽弯曲段的长度均不少于15节溜槽，即不小于25.5m，以避免采煤机进入弯曲段割煤时滚筒与铲煤板相互干涉。
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图2-3-3 3104工作面设备总体布置图
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第三章 3104工作面回采工艺
第一节 回采工艺
一、采煤机割煤
3104工作面采煤机采用端头斜切进刀方式，单向割煤，液压支架及时支护顶板。采煤机下端头斜切进行刀→推前部输送机（推非斜切进刀段）→正常上行割煤→移架→放顶煤→拉后部输送机→采煤机返向下行清浮煤（采煤机割煤至机尾后）→推前部输送机（斜切进刀段）→下端头斜切进刀。
芦子沟煤矿3104综放工作面采用端部斜切进刀单向割煤，其工艺过程如图3-1-1所示。
(a)采煤机向上割煤
(b)采煤机向下清浮煤，下机头段推向煤壁
(c)采煤机下端头斜切进刀
(d)采煤机反向割下一刀煤，输送机全长推向煤壁
图3-1-1采煤机端部斜切进刀单向割煤
其工序如下：采煤机端部斜切进刀割透煤壁后反向时，将前部输送机全部推向煤壁，此时采煤机先割剩余12m的底煤，接着向另一端正常割煤（图3-1-1a）；采煤机到达工作面另一端割透煤壁后，立即反向先割剩余12m的底煤，而后向斜切进刀端跑空刀清理浮煤（图3-1-1b）；在采煤机到达斜切进刀段采煤机并完成斜切进刀后，反向向另一端割煤，开始下一个割煤循环（图3-1-1d）。对采煤机
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割煤质量要求如下：
⑴严格控制割煤高度，最高不能超过2.9m，最低不能低于2.4m，最低采高设置的目的是使支架后部有足够的过煤空间并保证支架的过人空间；
⑵控制机组牵引速度，防止压溜、涌煤事故发生，保持割煤过程中的顶底平整；
⑶只能在放尽顶煤的条件下，才能进行采煤机割煤。采煤机割过后，必须及时移架，其作用除防止架前冒顶、片帮外，由于支架的卸压前移和再支撑作用，将会造成顶煤的压裂、压碎，为后部放顶煤创造条件；
⑷为保证实现工作面“一刀一放”并完成日循环进刀数，当采放工序不平衡时，可通过及时调整采煤机的割煤速度或采取增加放煤口数等措施，实现采放平行作业；
⑸在采煤机割煤时，必须严格按照采煤机安全操作规程的要求进行操作。
二、推移放顶煤支架
由于工作面前后输送机采用机头平行布置方式，因而在工作面机头、机尾位置各设3架过渡支架，而过渡支架不能做到及时支护，即采煤机割煤后，过渡架必须在前部输送机机头推移后才能移架，因而造成工作面的基本支架和过渡架不能顺序前移，使得移架工序变得复杂，现将移架顺序描述如下（采煤机端部斜切进刀单向割煤）：
⑴采煤机斜切进刀割透煤壁反向时，将1～3号过渡支架的护帮板挑起；采煤机反向完成割底煤进入正常割煤，滞后采煤机前滚筒（或后滚筒，此时应滞后采煤机前滚筒2架将支架护帮板挑起）2架，顺序将基本架移一个步距，直到工作面上端头。当采煤机后滚筒到达25#架时，即将前部输送机机头推向煤壁，为下一个割煤循环斜切进刀做准备。
⑵机头推移后，将工作面下端头过渡架（1～3#架）移一个步距，移架的顺序为：先移2#架，后移1#架，再移3#架；
过渡支架的移设是按上述移架顺序在特定时间内完成的；而基本支架的移设是由采煤机的割煤位置控制的。即在采煤机正常割煤的情况下，滞后采煤机前滚筒3m进行移架（或滞后采煤机前滚筒3m先将支架的护帮板挑起，临时支护顶板，等滞后采煤机后滚筒3m时再进行移架）。
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移架的动作如下：
收护帮板→降柱(保持一定压力)→移架(擦顶移架)→升柱(保持初撑力)。 移架质量要求如下：
⑴必须严格按移架安全操作规程进行移架，其移架的程序是：收缩支架后部尾梁→伸出支架后部插板→降支架立柱→以前输送机为支点，用移架千斤顶移架0.8m的距离→升起支架立柱，并在升柱手把位置保持几秒钟使支架达到额定的初撑力。
⑵为保证拉架时不致将前部输送机后拉，在移架时，应将邻架的推移千斤顶手把打在推溜位置。
⑶当煤壁片帮较深或顶板碎破时，应在采煤机前滚筒割煤后及时移架或挑起护帮板；
⑷在移架时，必须使工作面支架保持成一条直线，其直线误差在±5mm以内。
三、推前部输送机
推移前部输送机分两个阶段进行：
⑴在采煤机从工作面另一端反向跑空刀清浮煤到达工作面斜切进刀段以前，前部输送机头必须推向煤壁。即在采煤机完成斜切进刀反向割底煤后进入正常割煤，其后滚筒到达25#架时，即将前部输送机机头推向煤壁；
⑵在采煤机进行端部斜切进刀时，将前部输送机按顺序自10#支架处斜切进刀段开始，包括机尾全部推向煤壁。
推前部输送机质量要求：
⑴每次推进应保持0.8m的推进度，并与煤壁平行成一直线，其直线误差应在±30mm以内。
⑵为了减少输送机在弯曲段的磨损，提高其寿命，在推输送机时，必须要保持采煤机之后的弯曲段长度不得小于15m。
⑶推输送机必须单方向进行，严禁从两头向中间进行，
⑷为防止卡死输送机，停机时严禁推溜，由于采用单向割煤，移机头、机尾时不需停机作业；
⑸为了保证在推输送机时操作顺利，不致发生飘底，啃底现象，在推输送机时，应同时使用3个千斤顶一起推。
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⑹在完成推移输送机后，必须及时清扫散落在电缆槽内、输送机与液压支架之间等处的浮煤，并且把浮煤和矸石一起装入输送机内。
顺槽运输设备的移设：
转载机的移设在后部输送机前移后，由转载机拉移装置或自移装置前移。
四、放顶煤工艺
工作面运转正常后，即可进行放煤作业。利用超前支承压力、支架反复支撑、老顶回转等综合作用松动顶煤，通过摆动尾梁和伸缩插板机构实现控制放煤块度和挡矸作用。为利于端头管理，下端头过渡支架原则上不放煤，为提高顶煤回收率，当顶煤冒落块度较小时，基本支架侧过渡支架可适当进行放煤。根据我国放顶煤经验，以单口放煤为例，目前主要有单轮顺序放煤、单轮间隔放煤、双轮顺序放煤、双轮间隔放煤、多轮顺序放煤、多轮间隔放煤等放顶煤工艺。
单轮顺序放煤工序：采煤机上行割煤时，第一人先从机头3#支架开始放煤（开始放煤时间一般滞后移架3～5架支架开始放煤），第二人滞后第一人30s进行4#架放煤，第一人在3#架放煤口放煤量明显减小并出现矸石的情况下，关闭3#支架放煤口，停止放煤，然后进行5#支架的放煤工作；当4#架放煤口放煤量明显减小并出现矸石时，关闭放煤口停止放煤，然后进行6#支架放煤工作。如此往复，直至放到机尾为止；如果遇顶煤冒落块度大时，第一人和第二人可以同时打开放煤口进行放煤。
单轮间隔放煤工序：采煤机上行割煤时，第一人先从机头3#支架开始放煤（开始放煤时间一般滞后移架3～5架支架开始放煤），第二人滞后第一人30s进行5#架放煤，第一人在3#架放煤口放煤量明显减小并出现矸石的情况下，关闭3#支架放煤口，停止放煤，然后进行7#支架的放煤工作；当5#架放煤口放煤量明显减小并出现矸石时，关闭放煤口停止放煤，然后进行9#支架放煤工作。如此往复，直至放到机尾。然后两人返回到下端头4＃支架，第一人开始放煤，第二人滞后第一人30s进行6＃支架放顶煤，第一人在4#架放煤口放煤量明显减小并出现矸石的情况下，关闭3#支架放煤口，停止放煤，然后进行8#支架的放煤工作；当6#架放煤口放煤量明显减小并出现矸石时，关闭放煤口停止放煤，然后进行10#支架放煤工作。如此往复，直至放至机尾。
双轮顺序放煤工序有两种方式，第一种是简单的单轮顺序放煤的重复，即第
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一人和第二人按单轮顺序放煤至工作面上端头时，再返回下端头开始第二轮放煤，方式同第一轮单轮顺序放煤；第二种是第一轮和第二轮同时进行，第二轮放煤滞后第一轮4～5架开始第二轮补放（放煤位置从机头3＃支架开始），并见矸停止，直至机尾，放煤结束。
双轮间隔放煤工序也有两种方式，第一种是简单的单轮间隔放煤的重复，即第一人和第二人按单轮间隔放煤至工作面上端头时，再返回下端头开始第二轮放煤，方式同第一轮单轮间隔放煤；第二种是第一轮与第二轮同时进行，第二轮滞后第一轮4～5架开始第二轮补放（放煤位置从机头3＃支架开始），并见矸停止，直至机尾，放煤结束。
双轮放煤与双轮放煤相似，只是放煤的轮数有所增加，多轮放煤主要应用于煤层厚度较大，冒放性相对较差的煤层综放开采。
根据我国综放工艺实践经验，无论是顺序还是间隔放煤，双轮比单轮提高1～3%的放出率，其关键在于多轮放煤能保持煤岩分界面在放出过程中平衡下降，减小煤矸混合，从而提高回收率。而间隔又比顺序放煤工艺回收率高。在实际生产过程中，若采用双轮放煤，每个放煤口很难保证等量放出，不能使用煤岩分界面保持平衡下降，因此在操作过程中，需要有丰富经验的放煤工来控制每轮放煤量。
根据各放煤工艺的特点，并结合芦子沟煤矿煤层的实际情况，2号煤层厚度较小，宜采用单轮间隔放煤，而3、5号煤层厚度较大，宜采用双轮间隔放煤。
放顶煤工艺要求：
⑴放煤工作是在采煤机割煤并移架后进行，滞后距离为3～5架，采放平行作业，放煤步距要保持0.8m。
⑵放煤时，先收回放煤插板，并操作尾梁千斤顶，使尾梁摆到适当位置，以便能使顶煤直接流入后部输送机。放煤时，可多次反复地摆尾梁使大块煤破碎，便于放尽。放煤过程中如遇见大块煤，应用尾梁将大块挤碎或用插板将大块煤捣碎。见矸停止放煤，并伸出插板封住矸石，使矸石不能滑入后部输送机，最后完成放顶煤工作；
⑶放煤时，必须注意后部输送机中运煤量的情况，可以从放煤量和放煤时间上进行控制，使输送机不致于超负荷输送，达到能均匀输送的目的；
⑷放煤时，必须同时进行喷雾防尘，以利于工人身体的健康。
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五、拉后部输送机
工作面后部输送机在支架前移后处于放煤位置。滞后放煤支架30m拉后部输送机，按割煤方向自下而上拉移一个步距。同时要求相邻5组支架顺序逐步动作，输送机弯曲段不小于30m。
拉后输送机的操作及注意事项与推前部输送机的要求基本相同。
六、循环作业及劳动组织
3104工作面1年工作日数：330天，实行“四六”工作制度，每天3班生产1班检修，每班工作6h。
3104工作面采用正规循环作业，整个循环包括：割煤、移架、放煤、推前部输送机、拉后部输送机等主要工序，循环推进度0.8m，每天(24h)完成4个正规循环，进尺3.2m，循环作业图表见图3-1-1。
劳动组织形式为：以正规循环作业为基础，以采煤机的工作为中心，采用割煤与放煤平行作业，采煤机割煤时移架、放煤、拉溜追机作业，设固定专人包机组检修方式组织生产，人员安排见劳动组织见表3-1-1。
表3-1-1 综放工作面劳动组织安排
序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 工 种 班 长 采煤机司机 支架工 放煤工 泵站工 机电维修 端头支护 刮板输送机司机 载转机司机 辅助工 合计 生产班1 2 2 3 3 1 2 4 1 1 2 21
生产班2 2 2 3 3 1 2 4 1 1 2 21 检修班 2 2 2 0 1 6 6 1 1 2 23 合计 6 6 8 6 3 9 14 3 3 6 65
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生产班 109015分检修班56121314生产班 215161718生产班 31234工75作面长度(m)604530150同生产班1图采煤机割煤移 架推前部输送机放顶煤交接班 工作面\"四六\"制作业，3班生产1班 注： 检修，每天完成4个循环。例反向割底煤采煤机下行清浮煤采煤机端部斜切进刀拉后部输送机检修班图3-1-1 3104综放工作面循环作业图
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第二节 工作面顶煤冒放性及回采率
一、顶煤冒放性分析及放煤方式的确定
综放开采顶煤冒放性是顶煤本身可冒落并可放出的特性，是顶煤在支承压力作用下冒落和放出难易程度的特征度量参数，亦即顶煤可冒性和可放性的综合。顶煤具有良好的冒放性是进行综放开采的必要条件，根据顶煤冒放性的不同采取相应的技术措施与工艺参数是实现发挥综放开采优势的基础。影响顶煤冒放性的因素有：
根据对综放开采顶煤冒落运动规律、支架上方顶煤破碎深度的现场观测和有限元数值分析计算研究可知，顶煤从原生裂隙的扩展以至出现强度破坏到最后从放煤口中放出受许多因素的影响，也就是顶煤的冒放性与很多因素有关，其中既有顶煤内部的因素，也有外部因素，概括起来最主要的影响因素有如下几种：
1）煤层强度；
2）岩体自重应力，即煤层赋存深度；
3）煤体的完整性，即顶煤的节理裂隙发育程度； 4）煤层结构，即顶煤夹石情况；
5）顶板，包括直接顶和基本顶的岩性与厚度；
6）开采工艺参数，主要指采放高度比，也反映顶煤厚度因素。 ⑴ 煤层强度对顶煤冒放性的影响
煤层强度是煤层本身抗破坏能力的主要指标，包括煤层的单向抗压强度、粘结系数和内摩擦角。由图3-1-1可得煤层单向抗压强度(Rc)与粘结系数(C)和内摩擦角的关系为：
SinRc2RcCctg2Rc Rc2CctgRcRcsin2Ccos
故 (3-1-1)
由上式可以看出，当一定时，Rc随C的增大而增大是显而易见的，而当C一定时，对(3-1-1)式求导得：
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图3-1-1 煤体力学参数关系
2dRc2Csin(1sin)2Ccos 2d(1sin)2C(sin2cos2sin(1sin)2
2C (2-1-2)
1sin显然：
2C0
1sin根据函数的性质，在(0，π/2)域内，(3-1-1)式为单调增长的，也就是说，单向抗压强度(
Rc)在C一定时，随内摩擦角φ的增加而增加，反之，则意味着煤
层单向抗压强度的增大，煤层的粘结系数或内摩擦角亦增大，因此，煤层的单向抗压强度在一定程度上代表了煤体对应力的反应能力。煤层的单向抗压强度是煤体抗单向压力的能力，在煤体没有任何弱面的情况下，其对煤体在压力作用下发生破坏破碎的影响是成正比的，其值越大，煤层越难以破碎，反映在顶煤的冒放性上，则顶煤的冒放性越差。
煤层的单向抗压强度(Rc)影响着顶煤在压力作用下破坏破碎过程和程度，因此与顶煤的垮落角有着密切的关系。根据对综放工作面的现场观测，单向抗压强度(
Rc)越大，即顶煤越硬，顶煤垮落角越小。根据顶煤的冒落运动规律，当顶煤
Rc的垮落角较小，对顶煤的放出不利。图3-1-2反映了煤层单向抗压强度（
fRC/10）和顶煤垮落角的关系，由图可知对于芦子沟煤矿3煤层（顶煤
f=2.5），顶煤垮落角约为65°。从顶煤强度和垮落角来看，顶煤垮落状况一般。
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图3-1-2 煤层硬度系数与顶煤垮落角关系
⑵ 煤层赋存深度对顶煤冒放性的影响
煤层赋存深度(H)直接影响着原岩应力(H)大小，同时也影响着回采面四周围岩内支承压力峰值(KH)的大小。从这个意义上讲，煤层赋存深度对放顶煤综采面的顶煤破坏破碎效果有决定性的影响。综放面采场煤壁前方顶煤受超前支承压力作用，预先发生变形、破碎直至松散，是顶煤能顺利放出的先决条件，在不考虑构造应力场影响的情况下，煤壁前方顶煤单元体的受力状态如图3-1-3。可见，正因为受采动后支承压力(KH)的作用，顶煤煤体才有可能超前变形、破碎，煤层赋存深度是影响顶煤冒放性的一个重要因素。
放顶煤采场，顶煤内的单元体为三向受力状态(σ1，σ2，σ3)。顶煤在压应力作用下，原生裂隙首先闭合。随压应力增加，沿闭合裂隙面产生相对滑移摩擦效应，沿裂隙的长度方向上形成垂直的较短张拉裂隙，当压应力继续增加时，在原生裂隙尖端产生拉应力，裂隙扩展并相互贯通，最终形成顶煤内的次生裂隙(采动裂隙)，直至顶煤发生强度破坏。考虑到长壁采场沿平行工作面推进方向上的平面应力（2）变化不大，故可将其简化为平面应变模型，根据格里菲强度理论，有：
13式中 σ1——第一主应力，MPa；
σ3——第三主应力，MPa；
1f1f22ffRc (3-1-3)
Rc——煤的单轴抗压强度，MPa；
f——煤的内摩擦系数，一般可取f=0.7。
由此，将顶煤受力状态与煤体强度有机联系起来，满足(3-1-3)式顶煤即发生
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强度破坏。为了探讨赋存深度(H)和煤体强度(Rc)的关系，将1KH和
3H代入(3-1-3)式，可得：
(3-1-4)
假设'1,μ为煤的泊松比，3煤层μ=0.3。代入(3-1-4)式则得：
(3-1-5)
(3-1-5)式即为赋存深度(H)和煤体强度(Rc)之间的比例关系。若K=4，顶板岩层平均容重γ=2.5t/m3，并将其它参数代入(3-1-5)，经过简化整理可得：
H11.32 RC在煤体强度(Rc)一定时，若其它影响因素参数不变，要使顶煤煤体在支承压力作用下完全破坏，则赋存深度(H)应满足下式：
H≥11.32·Rc
由上式可知：当H越大时，顶煤的临界破坏条件越容易满足，在煤层的单向抗压强度Rc一定时，H大于临界值越多，顶煤破碎效果将越好，反映在冒放性上则顶煤冒放性越好。3煤层拟综放工作面埋深平均为291.2m左右，属于浅埋深。根据3煤层上部煤体的强度Rc＝25.13MPa可知，3煤层赋存深度大于顶煤的临界破坏深度284.47m，有利于放顶煤开采。
图3-1-3 顶煤单元体受力状态
1KH； 2KH； 3H； 123
⑶ 顶煤节理裂隙对顶煤冒放性的影响
一般岩体都程度不同地含有地质弱面和构造，比如层理、节理、裂隙、断层及褶皱等，煤层更是如此。这些弱面将严重削弱岩体的强度而增加岩体的变形性。根据在现场的观测研究，对综放工作面顶煤冒放性影响最大的地质弱面是煤的节
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理、层理和裂隙。显然节理裂隙发育的煤层，煤体的完整性较差，整体强度下降，顶煤在支承压力作用下易于破碎，同时，裂隙越密集，顶煤越易破碎、冒放块度越小，越利于放出，也即顶煤冒放性越好，反之则越差。
据研究，节理裂隙对岩体强度的影响程度与节理裂隙的走向、倾角(即裂隙面相对于作用载荷方向的倾角)、密度、裂缝充填程度和充填材料等有关，就单个裂隙对单轴压缩的影响来讲，当裂纹面与载荷方向之间的角度为β时，在不考虑侧向力的情况下，展开库伦方程式，可以得到如下关系式：
RcRcCc[(1tg2)1/2tg2Csin2tg(1cos)]
式中：Rcγ——因裂纹使岩石变弱的岩石抗压强度；
Rc ——整体岩石的粘结力（内聚力）； Cγ——沿裂纹面的抗压强度； C——整体岩石的粘结力(内聚力)； tgφγ——沿裂纹方向的摩擦系数； tgφ——整体岩石的摩擦系数； β——载荷方向与裂纹面之间的夹角。
可见，当Cγ、C、tgφ、tgφγ一定时，RCγ：RC将视角β的不同而各异，即被弱面切割后岩石的抗压强度将根据弱面的切割方向不同而不同，而当β一定时，则RCγ：RC将随Cγ、tgφγ的变化而变化，也就是说，被弱面切割后岩石的抗压强度将根据弱面的内聚力和摩擦系数变化而变化，因此，对于某一裂隙，其对岩石强度的影响将因断裂面的形态、裂缝充填情况不同而不同。变化情况如图3-1-4，其中：tgφ=1.0，tgφγ=0.5。
1 与加压方向垂直的切面
2 与加压方向平行的切面
图3-1-4 裂纹面倾角对岩石强度的影响 图3-1-5 弱面密度对材料强度的影响
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图3-1-4仅反映了单个弱面对岩石强度的影响情况，但在实际条件下，节理、裂隙的密度往往是很大的，根据原捷克斯洛伐克煤炭科学院曾做过的相似材料方块试件(20×20×20cm)的压力试验，得出了如图3-1-5的试验结果。虚线代表带垂直弱面的试件，实线则代表弱面与压力(单轴)作用方向相平行的试件。
从图上可以看出，在两种不同情况下，岩石都将随着弱面密度的增加强度降低，如果弱面的密度为1cm，则其强度仅为均质试件强度的45～55%。
根据芦子矿一采区已开挖巷道可见，3煤层完整性比较好，节理、裂隙发育一般，表现为煤体整体好，放煤时易产生大块煤。
⑷ 煤层夹石对冒放性的影响
煤层夹石对顶煤冒放性的影响比较复杂，其影响程度与夹石层的岩性(即硬度)、层厚、层数及空间位置有关。对于比煤软的夹石层，它则成了煤层的弱面，夹石的存在有利于顶煤的破碎冒落和放出，增加了顶煤的冒放性，层数越多、层厚越大、岩性越软，顶煤冒放性越好；而对于比煤硬的夹石，其对顶煤的冒放性就有不利影响，开采实践证明，其影响程度主要取决于单层夹石厚度，当单层夹石厚度大于300mm时，煤层的冒放性就将由夹石的性质所决定。阳泉的现场观测结果也表明，由于夹石层的存在使上、下位顶煤体的冒落运动过程有了较明显的差别。
由地质报告可知可知，3煤层部分区域存在夹矸，但夹矸岩性一般为砂质泥岩、高岭质泥岩、粉砂岩等，比较松软，对顶煤冒放性影响不大。
⑸ 顶板条件对顶煤冒放性影响
煤层顶板包括两部份，即直接顶和基本顶。直接顶影响着顶煤的冒落运动过程，能够随采随冒并具有一定的厚度的直接顶是放顶煤开采顶煤破碎冒落后顺利放出的基本条件。直接顶滞后冒落或冒落厚度较小，都将造成破碎冒落的顶煤垮向放出体以外的采空区，造成顶煤不能放出而丢失。所以直接顶对顶煤冒放性的影响表现为两个方面；一是要能随采随冒，一是冒落后要有一定的厚度即对采空区的充填程度。根据现场观测和相似模拟试验，综放开采要求能随采随冒直接顶的最低厚度为：
Σhmin=M/Kp
式中：Σh——能随采随冒分层厚度之和，m；
M——采煤高度，m；
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Kp——岩石碎胀系数，一般取1.35。
3煤层直接顶为2m左右厚度的砂质泥岩，局部为砂岩，强度不高，基本能够随采随冒，有利于顶煤的回收。综合分析，3#煤层的冒放性是可以的，有利于放顶煤的开采。
研究表明，当综放开采时，一刀一放每次移架放煤为顶煤提供了松动空间，使移架过程变为一次放煤过程，使上部悬伸的顶煤即时冒落充填，下次尾梁摆动放煤时即可放出；两刀一放虽然支架卸载前移，但由于移架后松动煤体未放出，上部悬煤不易冒落，下次移架时虽然冒落，但因滞后放不出来。根据对综放工作面顶煤损失机理的研究，当工作面放煤步距大于后部刮板输送机宽度时，工作面支架后部放煤存在步距损失，具体如图3-1-6所示。
图3-1-6 工作面放煤步距损失形成机理
一刀一放时，移架、放煤及拉后部输送机各工序的关系为（a）(b)(c)(a)；二刀一放时，移架、放煤及拉后部输送机各工序的关系为(a)(b)(c)(d)(a)。由图3-1-6（d）可以看出，二刀一放时，工作面放煤存在步距损失。当前工作面国产后部输送机中部槽最大宽度为1200mm，一般为730～1000mm，因此从减少放煤步距损失的角度出发，工作面放煤步距应以0.8m为宜。兖州矿区、平朔矿区、宁煤矿区综放开采实践也表明，一刀一放的工艺是合理的，根据兴隆庄煤矿、磁窑堡二矿、平朔安家岭井工矿放顶煤开采试验结果，一刀一放（放煤步距0.8m）时顶煤的回收率可达80%以上，较其他工艺回收率高。因此对于芦子沟煤矿3104综放工作面可借鉴兖矿集团、宁煤集团、平朔公司的经验，为提高顶煤回收率，将3104工作面放煤工艺确定为一刀一放，放煤步距0.8m。
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二、工作面采放比及大块煤和矸石的处理
我国综放工作面的采煤机截深近几年来逐渐加大，由原来的截深0.6m，2刀一放，改为截深0.8m，一刀一放。在日进刀数相同的情况下，截深0.8m可增加1/3的循环产量，确定采煤机截深为0.8m。由于3104工作面割煤高度定为2.8m，放煤高度为5.12m，采放比为1：1.83。
工作面处理大块煤（矸）安全技术措施为：
1、工作面如发生大块煤卡在前部刮板机溜槽内，发生堆煤时，首先闭锁刮板机，并将大块煤相邻支架的护帮板打出，观察大块煤周围是否有片帮发生，如有片帮可先将其处理，确认周围环境安全时，方可进入溜槽内作业。
2、人员进入溜槽内，可用风镐、大锤和单尖镐将其快速分成若干块，直到顺利通过溜槽为止。
3、大块煤如卡在转载机内，不能顺利通过破碎机时，工作人员应先闭锁刮板机，然后再闭锁转载机，并将端头组合支架全部拉出，且将护帮板打出，同时将破碎机两帮鳞皮处理掉，确认周围环境安全时，人员方可进入转载机内处理，如用大锤和单尖镐无法快速处理时，可利用短单体支柱进行处理。
4、利用单体支柱进行处理时，单体一头置于大块煤较平整处，另一头应与顶板相接触，如另一头与超前支架的护帮板相接触时，必须在接触面之间加垫木板或柱帽，并保持单体支柱垂直于顶板，慢慢给单体供液，以防单体受力不均飞出伤人。
5、工作面如发生大块煤或矸卡在后部刮板机溜槽内，及时停机闭锁，以防堆煤导致压死运输机或运输机断链事故发生。同时将两边支架的尾梁摆起，伸出插板，确保安全后，方可进入溜槽内处理。
6、人员进入后部刮板机溜槽内，溜槽外面必须有人监护。进入溜槽作业人员可用风镐、大锤和单尖镐将其快速分成若干块，直到顺利通过溜槽为止。
7、工作面或转载机内被大块煤或矸石卡住，利用上述方法不能有效处理，需放炮处理时，必须编制《放炮安全技术措施》报相关部门审批后，方可实施放炮处理，处理过程中要求严格执行《放炮安全技术措施》，且将工作面支架等设备保护好。
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三、工作面初采和收尾采放形式的确定
根据已采工作面的经验，预计顶板初次来压步距为20m（从工作面切眼采空区侧算起），为了保证初次顶煤和顶板垮落的安全性，尽可能减少初次放煤损失。建议对顶煤和顶板进行强制放顶处理。
3104工作面采用综合机械化放顶煤回采，在工作面初次来压后开始放煤。顶板冒落时可能会形成飓风，为保证人员安全，初次来压前不能放煤。工作面初次来压前，在工作面设矿压观察点，每10架设一个观察点，从十号架开始设点，矿压观察组实行现场连续观察，对上下出口、两顺槽及工作面煤帮天天检查，并及时向技术人员汇报直接顶和老顶来压情况，以指导工作面顶板管理，保证安全生产。上下顺槽超前支护的单体支柱一定要达到初撑力。 初次来压前，带班队长及班长对本措施的贯彻及本班顶板动态检测负全面责任。同时严格控制采高。采高与矿山压力有一定的函数关系，采高大时，矿山压力显现强烈。根据以往工作面的开采实践证明，保证采煤机正常通过、支架不被压死，确定初次来压期间的采高保持在2.6m以下。带班队长对工作面、上下顺槽支护及顶板动态情况进行巡回检查，每2小时检查一次，发现问题及时采取措施处理。井下作业人员在发现顶板来压和透水征兆时 ，要立即向跟班队长和调度室汇报，以便及时采取处理措施；作业人员在听到顶板大面积来压产生的剧烈声响或发现严重片帮时，要及时撤离工作面，待顶板稳定后，确认安全后，方准工人进入工作面进行作业。
3104工作面在工作面剩余15.0m时开始挂第一茬网，至与主回撤通道贯通， 末采期间，工作面顶板压力显现不稳定，工作面会出现支架漏顶，支架出现安全阀泄液等现象。末采时为保证工作面安全，工作面要降低采高，放煤方式可有一采一放调整为两采一放，到距离停采线尚有15m时，可停止放煤。
为了防止工作面贯通时顶板大面积来压，工作面贯通从机尾开始向机头方向推溜，具体步骤为：当采煤机运行到机头时，从30#液压支架开始向机尾方向推溜，采煤机从中部进刀，运行到机尾后正常进刀，运行到机头，从32#液压支架处进刀，直至全工作面贯通。
具体的方法是:在工作面提前接好3个煤电钻，每刀割完后，闭锁三机及停下煤机，用事先准备好的煤电钻每隔10米探一次顶底煤厚度。根据所探底煤厚度逐渐调整工作面底板高度，到8m时必须将工作面底板调成与回撤通道底板一
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致。
每个探测点的顶煤厚度必须与回撤通道相应点的顶煤厚度一致，保证贯通时工作面顶底板与回撤通道顶底板持平。
末采期间，工作面要执行初采时的顶板管理，加强支护，支架达到初撑力，护帮板及时收打。工作面末采时另补安全技术措施。
四、工作面机头、机尾顶煤处理方式
在工作面回采过程中严格要求采煤机司机沿底回采，现场跟班队长做好指导、监督、检查、验收工作。每班交接班时煤机司机、跟班队长对两顺槽以及工作面顶底板变化进行强调说明，接班后要根据变化情况进行合理调整。
工作面机头、机尾处过渡支架不放顶煤，顶底板要与两顺槽缓慢过渡，过渡段坡度应控制在3°以下。机头、机尾需进行调整时必须得到跟班队长许可，严禁煤机司机私自进行调整。煤机到机头、机尾需卧底或提底时，卧底或提底量每
刀不能大于150mm，同时应卧底或提底与平刀相结合，杜绝一味卧底或提底。
五、工作面回采率、采区回采率计算
根据测算，芦子沟矿顶煤回收率为80%，割煤回收率为95%，则工作面回收率为：
工作面回采率=（2.8×95%+5.12×80%）/7.92=85.3%
放顶煤工作面回采率主要受顶煤回收率影响。综放工作面的顶煤损失由初采损失、末采损失、端头损失和工艺损失组成，其中除工艺损失外，都可以根据顶煤损失体的几何形状进行理论计算。
（1）初采损失
初采损失为顶煤初次垮落以前顶煤无法回收以及直接顶垮落前顶煤只能回收一部分所造成的损失，因而初采损失由两部分组成：一部分是顶煤在工作面离开切眼后不能及时垮落而丢失的部分，也就是说，在顶煤初次垮落步距范围的顶煤全都丢失；第二部分损失为顶煤开始垮落后，直接顶垮落前，有一部分顶煤落在采空区里无法回收而丢失的顶煤。
在顶煤初次垮落以前，高度为h1的顶煤全部丢失。当顶煤初次垮落步距为S1时，其损失量按下式计算：
Nc1ld1h1
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式中 Nc1——顶煤强制放顶前的损失量，t； d1——顶煤强制放顶距离，m； l——工作面长度，m； h1——顶煤厚度，m； ——煤体密度，t/m3。
在顶煤全部垮落，而直接顶尚未垮落的情况下，如图3-1-1所示，当支架移动一个放煤步距s 后，高为 hl的顶煤（图中 abcd部分），即垮落成为图中所示 aefg部分，其横截面积可以表示为hl×s。由于直接顶尚未跨落，顶煤垮落后按安息角呈自然堆积，此时，冒落的顶煤尚未形成放落漏斗，只能放出堆积体积线以上的落煤，其下部分全部丢失，其损失量按下式计算：
Nc2l××(d2d1)×sin45°×(b0.54b24hs)
式中Nc2——顶煤初次垮落后至直接顶垮落前的顶煤损失量，t；
d2——直接项初次垮落步距，m；
E——在采空区丢失煤的高度，m； α——散煤自然安息角，45°。 则工作面的初采损失为：Nc＝Nc1＋Nc2
图3-2-1 初采损失计算图
由于3104面，初采期间在老顶初次来压之后才开始放煤。老顶初次来压之前一直没有放煤，工作面正常推进，只割煤不放煤，初次来压之后，工作面开始放煤。参考临近工作面，预计初次来压步距为20m，根据初次来压步距计算的初采损失为：
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Nc＝a×h1×l× =20×5.12×120×1.35 =1.66万t
a——初次来压步距，30m；
h1——工作面顶煤厚度，5.12m；
l——工作面长度，120m；
——煤体密度，1.35t/m3。
（2）末采损失
工作面到达停采线以前，为了保证支架拆除时的顶煤完整性，在距停采线15m处即停止放煤。末采损失量与顶煤的物理特性无关，只与顶煤的厚度和工作面长度有关。
Nmlbh1120155.121.35 1.25万t式中 b——工作面停采前不放煤的推进距离，15m；
l——工作面长度，120m。
（3）端头损失
为了易于端头管理，综放工作面两端各有2～4部支架不放煤，如图3-2-2所示（c——巷道宽度），所造成的顶煤损失称为端头损失。损失量可按下式计算：
h12Nd2s01.75n1h12tg式中 L——工作面走向推进长度，m；
β——顶煤放落角；
n1——工作面端头不放煤支架数； h1——工作面顶煤厚度，m。
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图3-2-2 端头损失计算图
芦子沟矿3104面液压支架共159台，架宽1. 5m，其中工作面ZF6000/18/31正四连杆基本架77台，ZF6400/18/31H反四连杆过渡支架6台（头尾各3台）。计算工作面回收率时，将端头损失一并考虑为工作面工艺损失，在此不再单独列出另算。
（4）巷道顶煤损失
在计算采区损失时，上顺槽宽度为3.6m，下顺槽宽度为4.2m，顺槽高度为2.9m，由于顺槽上部顶煤不能回收，这部分损失要计算在采区损失之内。
巷道顶部煤炭损失为：
Nh2Lch1660(3.64.2)5.021.35
3.49万t式中 L——工作面推进距离，660 m；
H——煤层平均厚度，5.92m；
c——工作面顺槽宽度，分别为3.6和4.2 m；
h1——工作面顶煤厚度，5.12 m。
（5）工艺损失
回采过程中所有其它损失的总和为工艺损失，其构成比较复杂，主要有脊背损失、矸石混入过多而失去采出意义造成的损失、大块煤矸卡放煤口造成的损失等。其影响因素有煤层硬度、采放比、顶煤层理节理发育程度、煤层上覆岩层结构、工作面仰俯角度、选用架型、循环放煤步距、放煤方式、后部输送机高度、放煤工的熟练程度和责任心等；在开采条件和设备确定的情况下，放煤工艺（循环放煤步距、放煤方式）和放煤工的技术水平起决定性作用。这一煤量尚无办法计算，但在某一个工作面的实际回采率确定后，工作面总损失量中减去其它4种
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损失即为工艺损失。
芦子沟矿3104面工艺损失为：
Ng=（L-a-b）×l×H××（100%-86.7%）
=（660-20-15）×120×7.92×1.35×（100%-85.3%） =11.79万t
芦子沟矿3104面采区煤炭储量为：
Ql2cwLH1207.8256607.92
107.83万tQ——采区煤炭储量；
l——工作面长度；
L——工作面推进距离；
H——煤层平均厚度； 放顶煤工作面采区回收率为：
采区储量初采损失巷道顶煤损失工艺和端头损失末采损失采区储量QNcNqNhNg100%
Q107.831.661.253.4911.79100%107.8381.07%根据上式计算的一采回收率为：81.07%。虽然芦子沟矿3104面综放工作面净回收率为85.3%，但由于3104面涉及初采和末采损失，巷道顶煤和煤柱损失，以及割煤和放煤工艺损失，这一切导致一采区的回收率降低5%左右，但仍达到了国家规定的采区放顶煤回收率不能低于75%的要求。
第三节 工作面主要经济技术指标
3104综放工作面日推进度按下式进行计算：
nK1Qr
LHBC式中：L——工作面长度，120m；
k1——生产不均衡系数，取k1=1.1；
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Qr——工作面日产量，分别为3396t；
n——日循环数； H——煤层采厚，m； B——循环进尺，0.8m。 ； ——煤体容重，t/m³C——工作面回采率。
综放工作面长度为120m，年产为120万t时，3104综放面日推进4刀（3.2m），其月推进度达到90m以上，满足月推进度70m以上的自燃发火要求。
表3-3-1 3104面日进刀数计算表
煤层 3 工作面长度/m 120 截深/m 0.8 煤层厚度/m 7.92 割煤高度/m 2.8 回收率/% 80 容重 -3/t·m 1.35 要求日产量/t 3396 日进实际刀数 刀数 3.33 4 （1）割煤产量
QgSh1LgCg
式中：Qg——割煤日产量，t；
S——工作面日进度，m；
h1——采煤机割煤高度，m； Cg——割煤回收率，95%； ——采煤机割煤长度，m。
Lg3104工作面割煤产量：综放工作面日推进3.2m时，
Qg=3.2×2.8×120×1.35×0.95=1379t
（2）日放煤产量 日放煤量由下式计算：
QfSh2LfCf
式中：Qf——日放煤产量，t；
h2——放顶煤高度，m； Lf——工作面放煤长度；
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Cf——顶煤回收率。
综放工作面长120m（放煤长度为114m）、顶煤厚度为5.12m，日推进3.2m时，3104工作面放煤产量：
Qf=3.2×5.12×114×1.35×0.8=2017t
（3）工作面计算日产量
考虑工作面一定的正规循环率（根据经验及现场实测，综采工作面正规循环率0.9计算），工作面日产量计算公式为：
QrKX(QgQf)
工作面长120m，日推进3.2m时，3104面日产量：
QrKX(QgQf)=0.9×(1379+2017)=3396t
每年按330个工作日计算，则3104综放工作面日进尺为3.2m时，年产量为112万t，月产量为9.339万t。3104工作面主要经济技术指标如表3-3-2所示。
表3-3-2 3104工作面主要经济技术指标
序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 循 环 产 量 名称 工作面长度 平均走向长度 可采走向长度 平均煤层厚度 割煤高度 平均顶煤厚度 循环进度 割 煤 放 煤 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 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 1050 660 7.92 2.8 5.12 0.8 345 504 4 4340 80 79 0.4 150 250 5 天地科技股份有限公司开采设计事业部 64
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第四章 放顶煤开采的安全技术措施
第一节 顶板管理
一、顶板的垮落特性分析，初次和周期来压安全技术措施
本矿井为非冲击地压矿井，故没有制定专门的冲击地压措施。顶板的垮落特性分析：
1、加强液压支架检修，保证液压系统无窜漏液，支架动作灵活。 2、检查所有支架立柱、平衡千斤顶安全阀，保证所有支架安全阀达到额定开启压力，泵站压力达到31.5MPa。
3、认真检查液压支架损坏情况，发现支架大脚、掩护梁、底座有开焊、断裂现象时，应及时焊好。
4、割煤时支架工升架初撑力必须达到额定初撑力，及时跟机拉架。 5、采煤机司机应割平顶板，保证支架接顶良好。 6、跟班队长观察周期来压情况，准确掌握来压步距。 7、来压时要组织快速推进，加快推进速度。
8、来压时工作面严格按支架操作的基本要求操作，液压支架梁端距不应大于518mm。
9、工作面正常回采过程中严格按照规定层位回采。
10、在顶板离层的情况下，应采用“带压移架法”，即首先将支架立柱快速下降，当支架顶梁与顶板稍有距离时，停止降架，立刻拉架使支架的顶梁与顶板相擦而快速前移，将支架前移一个步距，停止拉架，然后升起支架，并初撑力达到252bar以上，进行正常的操作支架的过程。
11、在顶板比较破碎的情况下，应采用超前拉架法，稍降支架，将支架快速拉前，顶到煤帮上。采煤机割煤时沿底走，下一刀返回时将顶煤割掉。
3104工作面采用综合机械化放顶煤回采，在工作面初次来压后开始放煤。由于采用综采放顶煤回采要求的支架长，使工作面超前应力增大，顶板冒落时可能会形成飓风。为保证人员安全，特制定如下安全技术措施：
1、初次来压前不能放煤。
2、工作面初次来压前，在工作面设矿压观察点，每10架设一个观察点，从
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十号架开始设点，矿压观察组实行现场连续观察，对上下出口、两顺槽及工作面煤帮天天检查，并及时向初次放顶领导小组汇报直接顶和老顶来压情况，以指导工作面顶板管理，保证安全生产。
3、上下顺槽超前支护的单体支柱一定要达到初撑力。
4、初次来压前，带班队长及班长对本措施的贯彻及本班顶板动态检测负全面责任。同时严格控制采高。采高与矿山压力有一定的函数关系，采高大时，矿山压力显现强烈。根据以往工作面的开采实践证明，再依据SL750采煤机技术参数，保证采煤机正常通过、支架不被压死，确定初次来压期间的采高保持在3.6m以下。
5、带班队长对工作面、上下顺槽支护及顶板动态情况进行巡回检查，每2小时检查一次，发现问题及时采取措施处理。井下作业人员在发现顶板来压和透水征兆时 ，要立即向跟班队长和调度室汇报，以便及时采取处理措施；作业人员在听到顶板大面积来压产生的剧烈声响或发现严重片帮时，要及时撤离工作面，待顶板稳定后，确认安全后，方准工人进入工作面进行作业。
6、初次来压前，不得在机道内行走，特别是在超前支护范围内，降架、移架的地点不准有人滞留。
7、初次来压期间，上下顺槽端头维护工、转载司机和电工要注意安全，发现有来压情况影响安全时，立即停止作业，撤到安全地点。
8、加强工作面设备的维修与管理，以保证设备的正常运转和快速推进。液压支架的液压系统严禁漏窜液现象，杜绝支架自动下降，安全阀灵敏可靠。
9、初次来压前，严禁任何人动作支架尾梁、插板和放煤键。
10、采煤机割平底板，严格按照规程要求控制好采高，调节好支架中心距和支架的状态，达到“三直”、“二平”、“一净”、“两畅通”的要求。
11、初次来压前上、下顺槽超前支护长度30m；单体支柱一定要达到初撑力，放在实底上，防止来压时两顺槽支护达不到要求，必要时要改变支护方式，采用加密支柱加强支护强度。
12、初次来压时，工作面及顺槽均要清洗煤尘，防止老顶大面积垮落造成煤尘飞扬引起更大的灾害。根据工作面实际情况，各岗位工应随时停止各设备运转，切断电源。
13、在工作面初次来压前，排水组要设好不小于100m3/h的排水工程，将两
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顺槽排水泵、排水管路彻底检查整理一遍，保证排水系统畅通无阻。另外在两端头组合支架与两顺槽负帮之间设警戒线挂免进牌。
14、所有人员一律不准进入支架后方的采空区内停留或作业。 15、瓦检员在初次来压前，要加强有害气体检查。 16、来压时应每班向调度室汇报矿压、涌水情况。
17、综采队要对全体职工进行初次来压顶板管理的贯彻学习，同时切实抓好现场的安全管理和生产技术管理工作，杜绝来压时顶板事故的发生。
3104工作面是综合机械化放顶煤工作面，周期来压与初次来压不同，在回采过程中要做好矿压观察，准确掌握周期来压步距。
1、利用班前会时间由值班队长组织讨论现场顶板情况以及所需采取的措施，并学习顶板管理有关常识。
2、技术员必须按施工图纸和作业规程规定，并结合实际情况，将顶板注意事项等向管理人员、班组成员交代清楚，同时要对全体职工进行顶板管理基础知识教育，切实抓好现场的安全管理和生产技术管理工作。
3、如发现顶板有异常情况时，应及时向调度室汇报，并立即停止作业，采取处理措施。
4、上、下顺槽超前支护的单体支柱一定要达到初撑力，放在实底上，防止来压时两顺槽支护达不到要求，必要时要改变支护方式，加强支护强度。
二、顺槽超前支护和端头支护及安全技术措施
（一）顺槽超前支护及工作面顶板管理
由于3104综放工作面局部上覆基岩中可能发育有同煤层走向的裂隙带，其中导致该处顶板破碎。为保证采煤推进度和人身安全，加强工作面顶板管理，特制定如下安全技术措施：
1、胶运顺槽自端头架前梁不大于1m起采用点柱支护，前10m内打两排单体液压支柱，间距都为1m。初次来压前超前支护为30m，间距为1m，初次来压后改为20m。
其中回风顺槽三排单体液压支柱均匀布置，排距为1.8m。运顺根据实际情况进行调整。
2、回风顺槽自工作面煤壁起采用液压单体支护。超前20m内打两排单体液
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压支柱，间距都为1m。初次来压前超前支护为30m，间距为1m，初次来压后改为20m。
3、正常回采时，回风顺槽至工作面超前30m范围内所有调车硐室及联巷靠口打三根木点柱，间距都为1.5m进行支护；
4、进行超前支护作业时，回风顺槽单体应“穿靴”支护，使用好柱帽。单体必须打牢打正，上好柱帽（柱帽上好后，用14＃铅丝将柱帽与单体绑紧），系好防倒杆，防倒杆两头必须与单体可靠连接以防倒柱伤人，同时必须保证单体的初撑力，特别是使用新单体时要求排净单体活柱内空气。
5、在生产过程中，如遇巷道顶板压力大等特殊情况，必须根据实际情况对两顺槽进行加密支护，同时顶板使用钢梁加固。
6、超前维护工回柱时应割一刀煤回一次单体支柱，不得提前回柱造成空顶。单体严禁打在浮煤、浮矸上。
7、胶运顺槽，最后一颗单体支柱到端头支架前梁端距不大于1m；回风顺槽，排头支架与副帮间从后溜减速机到煤壁处打单体两排；并打切顶支柱两排共8根，所有单体不得提前回收，并且可靠上好防倒杆。
8、打单体或撤单体时，必须将上、下出口、人员活动范围内顺槽片帮及顶板零皮处理掉，并及时将端头支架超前拉出、升紧。
9、打柱或回柱时必须两人作业，并有一人监护安全，柱帽一定放稳并与单体用14＃铅丝绑紧。
10、巷道凸凹不平的地方，根据顶板情况，必须将点柱打在凹处。 11、过往行人必须在有支护的顶板下行走，通过破碎段时应观察好顶板情况，确保安全后方可迅速通过。
12、两人或多人抬木支柱或液压单体时，必须由一人统一指挥，达到协调一致，以免碰伤手脚。
13、回采至硐室时，马蒂尔司机和刮板机头人员负责观察硐室范围内的顶板变化，发现不安全隐患，及时向跟班队长汇报，以便采取加强支护措施。
14、马蒂尔司机在拆皮带架子或清理转载机两侧浮煤时，必须先对工作区内顶、帮情况进行观察，将不安全隐患处理后，再进行其他作业。
15、如回采中遇到硐室或联巷时，必须确保端头支架操纵阀无漏窜液现象，液压管路无跑、冒、滴、漏。安全阀、千斤顶等液压元件运行可靠，对安全阀、
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液压管路等易损元件必须提前备齐备全。
16、移架要做到快降、快拉、快升，及时支护顶板。
17、行人在通过上下顺槽时，必须先仔细观察顶板及副帮是否有片帮或冒落危险，认为安全后方可通过。操作端头支架时，严禁任何人员通过。
18、要求行人必须快速通过上下安全出口，不得在工作面超前50m范围内停留或单独作业；
19、处理转载机压死事故时，原则上只能用马达处理，如果马达拉不动，必须清理转载机内的煤块时，必须将端头支架拉出并把护帮板打出，并派专人负责观察顶板，发现顶板有不安全隐患立即将人员撤离，待隐患处理支护稳定后，方可进入工作区工作。
20、超前维护工及时对两巷工作区域进行“敲帮问顶”；跟班队长必须每隔2小时对两顺槽超前范围50m“敲帮问顶”情况进行检查，对有片帮或冒顶危险的地方，要及时处理。
21、加强液压支架检修，保证液压系统无窜漏液，支架动作灵活。 22、检查所有支架立柱、平衡千斤顶安全阀，保证所有支架安全阀达到额定开启压力，泵站压力达到31.5Mpa。
23、认真检查液压支架损坏情况，发现支架大脚、掩护梁、底座有开焊、断裂现象时，应及时焊好。
24、采煤机司机应割平顶板，保证支架接顶良好。 25、来压时要组织快速推进，加快推进速度。
26、来压时工作面严格按支架操作的基本要求操作，液压支架梁端距不应大于518mm。
27、工作面过破碎裂隙带时或顶板离层的情况下，应采用“带压移架法”，即首先将支架立柱快速下降，当支架顶梁与顶板稍有距离时，停止降架，立刻拉架使支架的顶梁与顶板相擦而快速前移，将支架前移一个步距，停止拉架，然后升起支架，进行正常的操作支架的过程。若工作面来压或顶板破碎时，支架工必须紧跟采煤机前滚筒及时拉架。
28、在顶板比较破碎的情况下，应采用超前拉架法，稍降支架，将支架快速拉前，顶到煤帮上。采煤机沿底割煤，下一刀返回时将顶煤割掉。
29、当工作面以及两巷顶板出现特殊情况时，根据现场实际及时编写相应安
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全技术措施。
（二）端头支护方式及安全技术措施
1、端头维护工必须了解工作面顶板的岩性、结构、基本掌握顶板来压预兆，熟悉支架、单体液压支柱的适用条件及支设方法。
2、端头维护工进入工作地点后，必须严格执行敲帮问顶制度，严格检查两顺槽超前50m的顶板煤壁、支护等情况，将片帮煤处理掉，确保安全。
3、工作前详细检查安全出口处端头支架及超前液压支柱的支设情况，及时更换损坏的安全阀、高压液管，确保可靠支护，清除一切影响工作的矸石、浮煤及其他杂物。
4、对单体液压支柱要经常进行检查，发现漏液失效的支柱要及时更换，坏柱上要做上标记，严禁使用，及时进行检修。
5、使用注液枪时，枪口不准对人，以免失手伤人，注液枪使用后要挂在支柱上不许随意乱放，更不准用注液枪敲打硬物。
6、每一根支柱都要严格按作业规程的规定支设，严禁在浮煤、浮矸支设单体，柱间距误差不超过±100mm，同时保证单体初撑力：柱径为100mm的不得小于90KN；柱径为80mm的不得小于60KN；单体的行程不得小于0.4m；每根单体必须戴好柱帽，柱帽与单体之间必须用14＃铅丝绑扎牢固。
7、支柱的回撤、支设必须由双人作业，一人负责观察顶板，严禁单人作业，同时必须对柱帽与单体绑扎情况进行检查，如发现铅丝脱落及时重新绑扎。
8、拉架和回撤超前支护支柱的工作不许平行作业，要先移架，后回柱。 9、所有单体液压支柱必须用保险绳连在一起，以防倒柱伤人；同时单体“三用阀”应与巷道平行，以免单体泄液时，液体伤人。
10、端头维护工推机头、机尾时应和推溜工配合好，防止推断机头机尾哑铃销。
11、安全出口支护的各项工作中应注意保护机电设备。
三、预防顶煤漏冒和煤壁片帮技术措施
（一）预防顶煤漏冒安全技术措施
1、在正常生产过程当中，采煤机司机，支架工要严格按照作业规程、操作规程要求执行，同时要保证泵站压力以及支架初撑力，支架前梁要接顶，及时打
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出支架护帮板，减少煤壁片帮。
2、工作面煤壁片帮比较严重时，根据现场实际情况及时拉出超前架，加强支架对顶板及煤壁的封闭能力。
3、在生产过程中，班长、跟班队长及时观察工作面顶板破碎情况、煤壁片帮情况；如发现顶板破碎，可根据实际情况及时拉出超前架，调整工作面采高以及两端头三角煤长度，加快推进速度。
4、如采取以上措施仍不能有效控制顶板时，及时根据现场实际情况，编制专项安技措施。
（二）工作面防片帮安全技术措施
由于3104综放工作面采用放顶煤回采工艺，采空区垮落程度大，两顺槽顶板破碎极不稳定，为防止片帮掉顶伤人，特制定如下安全技术措施：
1、每班接班生产前必须由班长或指派专人（一般情况，机尾维护工负责机尾超前50m范围内片帮、零皮处理，机头维护工负责机头超前100m范围内片帮、零皮处理，马蒂尔司机负责自己工作区域范围内片帮、零皮处理工作，看大块工负责机头出口处片帮、零皮处理工作）将上下出口的片帮煤和顶板零皮撬下来。处理片帮煤和零皮时，必须使用合适的专用工具，人员应站在安全的地方，一人作业一人监护。
2、跟班副队长、班长、安全岗网员及各区域负责人必须认真负责，在接班前、生产过程中、交班前，对所负责区域的顶板及片帮情况全面彻底地检查一遍。发现有安全隐患时，立即组织人员采取有效措施彻底处理，自己不能处理的，立即向调度室汇报，彻底处理后，方可开机生产，真正做到“不安全不生产，生产必须安全”。
3、班长和跟班副队长组织人员处理顶板及片帮煤时，必须组织有经验的工人进行处理，且班长或跟班副队长必须有一人在现场进行观察顶板和煤壁的变化情况，确保处理片帮人员的安全。
4、对于片帮煤块过大而放不下的，班长和跟班副队长必须组织人员紧靠片帮煤壁打单体进行加固。
5、所有人员在两顺槽行走时，必须首先观察好顶板及煤壁的片帮情况，确认安全后，方可在补强支护的顶板下通过。
6、如果检修或其它原因需要越过溜槽进入工作面煤壁侧工作时，工作人员
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必须在工作面机头段进行。先把工作范围内的护帮板全部打出，并闭锁支架，班长必须安排专人监护顶板及煤壁的安全情况。监护人员必须认真负责，发现有顶板或煤壁有片帮危险，及时通知工作人员躲到安全地点，彻底处理后，确认安全方可进行作业。
7、生产时，工作面人员严禁在支架与电缆槽之间或溜槽内行走；检修时必须要从溜槽内或大脚上行走时，必须在专人监护下，支架护帮板全部打出并密贴煤壁时，检修人员佩戴好个人防护用品后方可行走。如施工段煤壁较破碎时可用护帮板将长道木顶在煤壁以增大护帮面积，放置长道木时也要在其它护帮板掩护下进行。
8、进入工作面的所有人员，必须戴好个人防护用品，在支架内行走时，当听到片帮声响时，必须在支架立柱后躲避，待片帮稳定后，方可继续行走。
9、支架工跟机拉架时不得正视工作面煤壁，采煤机割煤时采煤机司机严禁站在支架前，且前滚筒司机必须距前滚筒10m以外。
10、采煤机司机割煤时必须戴好头盔系好帽带，并且有防护镜，以防飞溅的煤块伤人。
11、严禁在规定的控顶区域内提前摘柱。当发生支柱失效、巷道底鼓变形时必须及时更换和清挖；当移动端头支架、刮板输送机头、机尾或其它设备，需要拆除附近支柱时，必须先架好替代支柱（改柱）后方可移动。
12、进入溜槽内换截齿或检修设备时，可将设备停在工作面压力较小，片帮不严重的区域，同时必须将片帮煤处理掉，将护帮板打出去，并有专人监护。
13、任何人员到煤机机身附近清理电缆槽内的块煤时，必须停止煤机，打开护帮板，有人监护煤壁、煤机机身上的块煤，防止片帮伤人、架间漏矸伤人、煤机机身上的块煤滑落伤人。同时工作地点附近的几架严禁拉出，给清理人员留好撤离路线。
14、人员到支架前处理大块煤，必须将工作范围内的护帮板打出，并执行两人作业，一人工作、一人监护。听到收护帮板的声音时，必须迅速回到支架内，停留并观察煤壁，待煤块落下后，再进入工作区域。
15、采煤机割煤时，过往行人必须迅速通过，并且不得面向工作面正视工作面煤壁。
16、采煤机割煤时人员不得在架前行走，必须在支架内行走。
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17、严禁架前行人；特殊情况需在架前行走、停留、作业，必须先打出支架护帮板，并观察工作面煤壁片帮情况，确认安全后方可作业；无论任何人在工作面捡大块煤时，必须将工作范围内的护帮板打出去，一人作业，一人监护。
18、行人在通过上下出口时，必须先仔细观察顶板及副帮是否有片帮或冒落危险，认为安全后方可通过。
19、行人必须快速通过上下安全出口，不得在安全出口内停留或与他人交谈、喊话。特别是采煤机牵引到两端头时，从工作面起巷道10m范围内设置警戒不准有人工作或停留，以防煤块崩出伤人。
20、无论是清理电机盖板及上下巷出口片帮煤还是处理转载机事故时，任何人不得在电机盖板上休息，更不得随意摘下安全帽。
21、在清理电机盖板及上下巷出口片帮煤时，必须带好安全帽系好帽带，并实行两人工作制，一人工作，一人观察顶板，如发现安全隐患，应将隐患处理后方可进入工作区工作。
22、转载机压死后，必须由班长先检查片帮及顶板情况，认为安全后，方可进入工作区工作，并派专人负责观察顶板，发现隐患后应及时将人员撤出。
23、在正常生产中，机头看大块人员应随时将下出口片帮及顶板零皮处理掉，在他人通过时，应事先警告他人注意安全。并负责及时将机头端头支架超前拉出、升紧。
24、端头支架之间如果离开缝隙较大时，为防止煤快从缝隙中掉下伤人，可将侧护板伸出再关闭截止阀，行人必须从架内迅速通过。
25、上下两巷的超前支护必须及时有效，不得有空顶现象。
26、超前支护必须由两人以上作业，严禁单人作业，要求必须有一人负责观察顶板和片帮情况，协助其他人回、打单体。
27、工作面作业人员有责任提醒他人注意工作面片帮、零皮，有权利制止他人在存在片帮、零皮区域停留通行；同时对工作面以及两巷存在片帮、零皮现象，执行“谁发现谁处理”原则，如单人处理比较困难，必须先设警戒，后汇报班长或跟班队长进行处理。
四、工作面初采、收尾的专项安全技术措施
（一） 工作面初采安全技术措施
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3104工作面采用综合机械化放顶煤回采，初采时顶煤破碎充分，有利于顶板提前冒落，顶板冒落时可能会形成飓风。为保证人员安全，特制定如下安全技术措施：
1、初次来压前不能放煤。
2、上下顺槽超前支护的单体支柱一定要达到初撑力。
3、带班队长对工作面、上下顺槽支护及顶板动态情况进行巡回检查，每2小时检查一次，发现问题及时采取措施处理。井下作业人员在发现顶板来压和透水征兆时 ，要立即向跟班队长和调度室汇报，以便及时采取处理措施；作业人员在听到顶板大面积来压产生的剧烈声响或发现严重片帮时，要及时撤离工作面，待顶板稳定后，确认安全后，方准工人进入工作面进行作业。
4、加强工作面设备的维修与管理，以保证设备的正常运转和快速推进。液压支架的液压系统严禁漏窜液现象，杜绝支架自动下降，安全阀灵敏可靠。
5、采煤机割平底板，严格按照规程要求控制好采高，调节好支架中心距和支架的状态，达到“三直”、“二平”、“一净”、“两畅通”的要求。
6、所有人员一律不准进入支架后方的采空区内停留或作业。 7、瓦检员在初次来压前，要加强有害气体检查。 8、来压时应每班向调度室汇报矿压、涌水情况。
9、综采队要对全体职工进行初次来压顶板管理的贯彻学习，同时切实抓好现场的安全管理和生产技术管理工作，杜绝来压时顶板事故的发生。
（二） 工作面收尾安全技术措施
为了防止工作面贯通时顶板大面积来压，工作面贯通从机尾开始向机头方向推溜，具体步骤为：当采煤机运行到机头时，从68#液压支架开始向机尾方向推溜，采煤机从中部进刀，运行到机尾后正常进刀，运行到机头，从32#液压支架处进刀，直至全工作面贯通。
具体的方法是:在工作面提前接好3个煤电钻，每刀割完后，闭锁三机及停下煤机，用事先准备好的煤电钻每隔10米探一次顶底煤厚度。根据所探底煤厚度逐渐调整工作面底板高度，到15m时必须将工作面底板调成与回撤通道底板一致。
每个探测点的顶煤厚度必须与回撤通道相应点的顶煤厚度一致，保证贯通时工作面顶底板与回撤通道顶底板持平。
末采期间，工作面要执行初采时的顶板管理，加强支护，支架达到初撑力，
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护帮板及时收打。工作面末采时另补安全技术措施。
第二节 通风管理
一、工作面通风方式及合理性分析
矿井采用机械抽出式通风方式，此方式使井下风流处于负压状态，当主扇因故停止运转时，井下的风流压力提高，可减少采空区瓦斯涌出量，对安全生产十分有利，漏风量小，通风管理较简单，是国内外煤矿最常用的一种通风方式。
回风井地面设备使用两台FBCDZ54-8-No24B防爆对旋轴流式通风机，其中一台工作，一台备用。这两套同等能力的通风装置为矿井正常通风、人员的生命安全提供了保障。当工作风机出现故障时，备用风机在10min内及时投入运行；当矿井根据用风的要求，需要反风时FBCDZ54-8-No24B型通风机可以反转反风，通风机供给风量大于正常供风量的40%。在通风机旁设配电控制室，电源通过电缆引自矿井变电所不同母线段上，一回工作，一回备用。一回电源线路停止供电时，另一电源回路能够保证通风机房全部负荷运行。通风机电控系统设有电动机短路、欠压、过载、断电、定子温度和通风机轴承温度等保护，风机在线监测装置对电动机的电流、电压、温度和通风机轴承温度进行实时监测，保证通风机安全可靠的运行。
矿井采用中央分列式通风系统，该通风系统不但可保证井下各用风地点正常通风，而且对抵御灾害具有很大的优越性：
(1)矿井共布置主平硐、草沟进风井和西楼沟回风斜井3个井筒，均作为安全出口，井下发生灾害时，人员可由附近井筒返回地面，避灾路线短。
(2) 井下发生灾害时，可采用全矿井反风来控制灾害扩散。合理有效的反风系统可使矿井灾害减小到最低。
矿井开拓巷道布置有集中带式输送机下山、轨道下山进，回风下山，集中带式输送机下山、轨道下山为进风巷，回风下山为专用回风巷，满足《煤矿安全规程》的规定。
井下所有通风巷道中的风流速度均满足《煤矿安全规程》规定。主要巷道和车场硐室均采用不燃性材料支护。
采掘工作面均采用独立通风，其进风和回风均不经过采空区或冒顶区，符合
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《煤矿安全规程》规定。
矿井共布置主平硐、草沟进风井和西楼沟回风斜井3个井筒。主平硐采用架线式电机车运输，担负矿井主、辅运输兼进风井和安全出口，草沟进风井为专用进风井兼安全出口，西楼沟回风斜井为专用回风井兼安全出口。各井筒装备对矿井通风效率基本无影响，井筒中风流速度均满足《煤矿安全规程》要求。3104工作面由3208巷道进风，3207巷道回风。
二、工作面瓦斯涌出量
根据山西省煤炭工业局文件晋煤安发[2009]89号《关于朔州市所属132座矿井2008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2.54m³/min，相对瓦斯涌出量1.5m³/t，属低瓦斯矿井。
三、工作面供风量、风速计算及合理性分析
设计3104工作面采用“U”型通风，通风路线为：
平峒进风井→平硐→北大巷 轨道暗斜井→集中轨道大巷→草沟进风井→4256进风巷→4301进风巷 胶带暗斜井→集中运输大巷工作面←运输顺槽←3号煤层胶带大巷3号煤层轨道下山←联络巷←材料暗斜井2号煤层回风下山→总回风巷→西楼沟风井→地面 3104工作面风量计算
3104综放工作面的实际需风量主要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。
⑴按瓦斯涌出量计算
Qc100qckc
式中：Qc——采煤工作面风量，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2008年瓦斯等级及二氧化碳涌出量批
复文件，工作面相对瓦斯涌出量为1.5m³/t，对综放工作面年产112万t，瓦斯绝对涌出量为3.54m³/min。
kc——综放工作面瓦斯涌出不均衡的风量备用系数，即工作面瓦斯涌出量的
最大值与平均值之比。通常机采工作面取1.2～1.6，炮采工作面取1.4～2.0，水
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采工作面取2.0～3.0，芦子沟综放工作面安全系数取1.3。
年产112万t工作面风量：
Qc=100×3.54×1.3=460m³/min
⑵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，23人； k——风量备用系数，k=1.45 则：
Qc=4×23×1.45=133.4m³/min。
⑶按工作面气温与风速的关系计算
《煤矿安全规程》规定，采煤工作面的气温与风速应符合表8-3-1。 风量计算式：
Qc=60·V·S
式中：V—综放工作面风速，m/s；
S—综放工作面平均过风断面，平均约12.88m²；
参考其它类似矿井，综放工作面的气温约为20℃，则取值1.0 m/s。 则：Qc=60×12.88×1.0=772.8m³/min。
根据上述计算结果，取三种计算方法最大值，年产120万t时取Qc=773m³/min。
表8-3-1 气温与风速关系表
采煤工作面空气温度（℃） <15 15～18 18～20 20～23 23～26 26～28 采煤工作面风速 V（m/s） 0.3～0.5 0.5～0.8 0.8～1.0 1.0～1.5 1.5～2.0 2.0～2.5 3104工作面风速验算
⑴按3104综放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。
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设计首采综放工作面的运输顺槽的断面为12.18m²（4.2×2.9m²），则运输顺槽的风速V运输巷＝773/(12.18×60)=1.06m/s，满足要求。
⑵按3104综放工作面回风顺槽允许风速验算
《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。设计综放工作面回风顺槽的断面为10.44m²（3.6×2.9m²），则回风顺槽的风速V回风巷＝773/(10.44×60)＝1.23m/s，满足要求。
⑶按3104综放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。设计综放工作面的平均过风断面为12.88m²（4.6×2.8m²），则综放工作面的风速V工作面＝773/(12.88×60)＝1.00m/s，满足要求。
对年产112万t工作面Qc=733m³/min，经验算，满足要求
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四、防止漏风和降低风阻的措施
①回风斜井风硐、风道等地面建筑需严实，经常检修，以防漏风。 ②各进、回风联络巷中的风门、风帘、调节风门及风桥等通风设施要经常维护，保持完好，经常检查风门的关闭情况。
③尽量减小局部阻力，开掘巷道时积极采用光爆锚喷技术，主要进、回风巷道中不要长期堆放物料和存放矿车。
五、通风设施及保证风流稳定可靠的措施
为了保证矿井通风风流按拟定路线流动和安全生产，设计在有关巷道中设置了双向风门、调节风门、风桥及测风站等通风构筑物，布置要求如下：
1、双向风门、调节风门
在进、回风巷之间的联络巷设置2道相互连锁的正反向风门，在控制风量的巷道中设置调节风门。
双向风门、调节风门避免在弯道和倾斜巷道布置；门前后5m内支架完好，门墙厚不小于0.45m,四周掏槽深0.2～0.3m；结构严密，漏风少，向关门方向倾向80°～85°。
2、风桥
在进、回风巷道的立交处设置风桥。
风桥用不燃性材料建筑成流线型坡度不大于25°，结构坚固；主要风桥断面积不小于原巷道断面的百分之八十，砌墙厚度不小于0.45m，掏槽深度同主要风门；漏风小，桥下巷道前后6m支架需加固。
3、测风站
在主要进、回风巷中建立测风站，以便准确测定风量。
测风站应设在平直的巷道中；测风站本身长度不得小于4m，附近至少要有10～15m断面没有变化；测风站不得设在风流会合处附近，站内不得有障碍；测风站内要悬挂测风记录板，记录板上记明测风站的断面、风速、风量、瓦斯和二氧化碳浓度等项目。
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第三节 瓦斯防治
一、工作面瓦斯来源分析
根据山西省煤炭工业局文件晋煤安发[2009]89号《关于朔州市所属132座矿井2008年度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2.54m³/min，相对瓦斯涌出量1.5m³/t，属低瓦斯矿井。
二、工作面瓦斯抽放方式及参数确定
本矿井为低瓦斯矿井，因此本设计不做瓦斯抽放设计，故也没有施工专门的瓦斯排放巷道。
三、工作面上、下隅角和采空区瓦斯积聚的管理措施
防止瓦斯聚积、瓦斯浓度超限，确保矿井有稳定、可靠的通风系统，保证各作业地点有足够的风量和合适的风速
1、通风是防止瓦斯积聚、瓦斯浓度超限行之有效的方法，矿井通风必须做到有效、稳定和连续不断，使采掘工作面和生产巷道中瓦斯浓度符合《煤矿安全规程》要求。矿井必须建立完善的瓦斯检测制度，所有采掘工作面每班至少应检测三次。采取有效措施及时处理局部积存的瓦斯，特别是采煤工作面上隅角等地点，应加强检测与处理，同时上隅角采用FSD(C)型矿用对旋塑料叶片压抽式局部通风机排出上隅角瓦斯。
2、采掘进工作面一定要做到风电、瓦斯电闭锁，采煤机、掘进机均装备KJ3901型瓦斯断电仪。
3、使用局部通风机通风的掘进工作面，不得停风；因检修、停电等原因停风时，必须撤出人员，切断电源。恢复通风前，必须检查瓦斯。掘进工作面采用双风机、双电源自动切换，只有在局部通风机极其开关附近10m以内风流中的瓦斯浓度不超过0.5%时。方可人工开启局部通风机。局部通风机因故停止运转，在恢复通风前，必须首先检查瓦斯，只有停风区中最低瓦斯浓度不超过1.0%和最高二氧化碳浓度不超过1.5%，且符合掘进工作面恢复通风前，必须检查瓦斯，只有在局部通风机及其开关附近10m以内风流中瓦斯浓度都不超过0.5%时，方可人工开启局部通风机。
4、因停电检修，风机停止运转，或通风系统遭到破坏时必须有恢复通风、
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排除瓦斯和送电的安全措施。
5、健全完善瓦斯安监系统，采掘工作面必须按规程要求设置瓦斯传感器监测风流中的瓦斯动态，并将信息及时传送到地面安全监测系统控制室。当瓦斯浓度超限时，及时自动切断电源。
6、井下专职人员等配备个体检测设备，便携式瓦斯检测报警仪使用人员为矿长、矿技术负责人、爆破工、采掘区队长、通风区队长、工程技术人员、班长、下井电钳工、瓦斯检测工、安全检测工。
7、电焊、气焊和喷灯焊接等工作地点的风流中，瓦斯浓度不得超过0.5%，只有在检查证明作业地点附近20m范围内巷道顶部和支护背板后无瓦斯积存时方可进行作业。
8、严格控制和加强管理生产中可能引火的热源。
9、西楼沟回风斜井井口设置防爆门，以防冲击波毁坏风机。
四、工作面瓦斯监测监控
监测设备应符合国际、国家及行业的有关规程、规范、标准。遵循先进、成熟、适用、可靠的原则，选用通过国家技术监督局认证、经过有关部门检验，取得“MA标志准用证”的产品。
分站分别设置在井下中央变电所、水泵房、工作面、工作面进回风顺槽口，掘进头、回风大巷等处均设分站。分站安装在附近机电硐室，无机电硐室吊挂在巷道壁有动力电源的地方。
各种类型的传感器布置在需要监测环境参数或工况参数的地方，具体位置见传感器平面布置图。
传输设备及器材的选用应符合国际、国家及行业的有关规程、规范。遵循先进、成熟、适用、可靠经济的原则，选用通过国家技术监督局认证有关的检验机构的检验，并取得“MA标志准用证”的产品，确保装置安全可靠运行
传输电缆采用已取得“MA标志准用证” 的矿用信号电缆，中心站至井下各分站之间采用PUYV31-2×2×1/1.0型信号电缆，分站至传感器之间采用PUYVR-2×2×7/0.3型信号电缆，控制电缆采用PUYVR-2×2×7/0.3型信号电缆。
在3104工作面设瓦斯传感器1个，馈电传感器1个，设备开停传感器3个，工作面回风巷设瓦斯传感器、一氧化碳传感器、温度传感器各1个。为及时监测
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回采工作面的环境参数变化情况，回采工作面的传感器应尽量靠近工作面设置。为保证回采工作面回风巷传感器能正确反映瓦斯、一氧化碳含量，回风巷瓦斯传感器应设置在瓦斯等有害气体与新鲜风流混合均匀，且风流稳定的位置。
当工作面瓦斯浓度达到以下数值时，分别进行报警、断电、复电。 ≥1.0%CH4 报警 ≥1.5%CH4 断电 ＜1.0%CH4 复电 当工作面回风巷瓦斯浓度达到以下数值时，分别进行报警、断电、复电。 ≥1.0%CH4 报警 ≥1.0%CH4 断电 ＜1.0%CH4 复电 断电范围：工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备
另外在采区回风巷的测风站内设有风速传感器1个，风速传感器应设置在巷道前后10m内无分支风流、无拐弯、无障碍、断面无变化、能准确计算测风断面的地点。在主水仓设有水位传感器2个；在煤仓设有煤位传感器1个。对主要风门开关状态进行监测，设有风门传感器。风门传感器安装在风门处。对中央变电所进线电流、电压及主要负荷馈电状态进行监测，设有电流、电压传感器各2个，馈电传感器4个。对采煤机、掘进机、给煤机、局扇、主排水泵以及其它主要机电设备、的开停及馈电开关状态进行监测，设有开停传感器12个、馈电传感器11个。
为及时监测主要机电设备的工况信息，将开停传感器卡在被控设备的负荷侧电缆上。
第四节 粉尘防治
一、开采煤层粉尘的爆炸危险性分析
芦子沟煤矿属于有煤尘爆炸危险性的矿井，煤尘爆炸指数为33～36%，因此,要进行专项粉尘防治设计。
地质报告未提供井下岩巷掘进时风流中游离SiO2的含量及浓度，矿方也未做这项工作，建议矿方补做这项工作。本矿井下新增巷道均沿煤层布置，岩巷不多，在岩巷掘进时会产生大量的岩尘，其主要成分为SiO2。岩尘和煤尘一样，都会污染环境，给作业工人带来一定的身体危害，长期吸入，还会引起尘肺病，因此应对其引起足够的重视，并采取相应措施，加以防范。
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二、工作面防尘供水系统
1.水源、用水量、水质
矿井改扩建后，正常排水量为45m³/h（1080m³/d），最大排水量为65m³/h（1560m³/d）。矿井井下排水作为主要的消防洒水水源，深井水作为井下辅助的消防洒水水源。根据矿井用水水质特点，井下排水经处理后作为矿井生产、地面消防及井下消防洒水水源。
井下除尘洒水用水量为1500m³/d。同一时间火灾次数按一次考虑，火灾地点按坑木场考虑，消防流量按20L/s设计，火灾延续时间为6h，则消防一次用水量为432m³/次。
2.井下消防及除尘洒水系统
井下消防、洒水采用合流制系统，水源来自处理后的井下排水，供水由井下水处理站清水池和高山水池静压供水，管道由回风斜井至井底，经减压阀减压后，再送至各消防洒水点。
3.供水方式、给水管路系统
矿井现有清水池5座，作为工业场地的生产、生活及消防供水系统，其中1、2、3号清水池容积均为200m³，高山水池共2座，每座容积300m³。
井下消防管路采用枝状管网，管材采用无缝钢管和焊接钢管（主要管路采用DN125mm、DN150mm、DN200mm），管径DN≥50mm采用法兰连接，管径≤50mm采用丝扣连接，阀门采用法兰连接，管道敷设用支架架设在巷道侧壁上，或用支墩沿底板敷设。
在变电所等机电硐室入口，材料库、检修硐室入口，掘进巷道入口，回采工作面进回风巷口，胶带输送机机头等附近设置消火栓。胶带输送机大巷每隔50m，井底车场每隔100m。
运输顺槽、回风顺槽每隔50m，主要运输巷道、主要回风巷道等所敷设的洒水管路上每隔100m、煤巷每隔50m设置DN25给水栓支管和阀门，供巷道冲洗及洒水用。
在井下采掘工作面、煤仓、溜煤眼、胶带机转载点处设置喷雾防尘装置。在回风顺槽靠近出口、装煤点下风向20m、采区回风巷、运输顺槽、带式输送机上下山等处设置风流净化水暮，各采煤机、掘进机等处均接引水管。
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三、工作面采煤、降柱、移架和放煤时的防尘措施
井下主要产生粉尘的地点有采掘工作面及运煤系统转载点。为了保证矿工的身体健康，降低职业病的发生率，给井下工人创造一个良好的工作环境，设计采取了以下防尘及降尘措施：
1、煤层预注水
采煤工作面配备煤层注水设备，对煤层进行超前预注水。 2、湿式作业
采掘工作面必须采取湿式钻眼、水炮泥，放炮前后喷雾洒水、净化风流、冲洗巷帮等措施。采煤工作面采煤机安装有内外喷雾装置，掘进工作面掘进机安装有内外喷雾装置。
3、通风除尘
搞好采掘工作面通风，防止悬浮粉尘过量积累，在掘进工作面配备掘进通风除尘器，按《煤矿安全规程》规定，严格控制进回风巷道的风速，防止煤尘飞扬。
4、粉尘监测
矿井配备有专职防尘人员及粉尘采样器、粉尘预捕集装置、呼吸性粉尘采样器、测定仪等设备，在矿井生产期间及时对井下粉尘进行监测。
5、个体防护
井下所有接触粉尘作业人员均配备防尘口罩和防尘安全帽。
四、工作面煤层注水防尘设计
为了降低采煤工作面煤尘，设计对开采煤层进行采前预注水。3号煤层位于2号煤下0.70～6.76m，一般2.4m左右，煤厚3.27～12.55m，平均8.52m。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。
1、注水方式选择
根据采区巷道布置及采煤方法，结合煤层特征，采煤工作面煤层注水选用本煤层下行长孔注水方式，即在3104综采工作面回风顺槽内超前工作面一定距离（初步定为50m，在回采过程中根据注水效果进行适当调整），垂直煤壁打长钻孔的注水方式。
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2、注水参数的确定
根据3号煤层结构、工作面长度、注水时间和注水压力，工作面单向钻孔长度为110m，钻孔角度与煤层角度基本一致，钻机选用MYZ-150、22kW钻机，钻孔直径65mm，钻孔间距20m。
3、封孔方式的选择及封孔长度的确定
封孔方式分为水泥砂浆封孔，根据确定的注水方式和煤层特征，设计选用灌注水泥砂浆封孔方式。
封孔深度一般通过试验和生产实践确定，参照邻近矿井煤层注水的参数，暂按10m考虑。矿井生产中应按实际情况进行调整。
4、注水系统的选择
注水系统分为静压注水系统和动压注水系统两类，鉴于本矿煤层注水钻孔较长、注水压力较大，设计选用动压注水系统。注水泵型号为7BZ-4.5/160。
5、注水的压力、速度、单孔注水量、时间的确定 (1) 注水压力
本矿煤层注水采用动压注水。由于煤层的透水性暂无法测定，设计考虑以实测煤层注水压力为准，届时由注水泵站调整煤层注水压力。
(2) 单孔注水量
钻孔注水量按下式计算： Q=B·L·M·γ·(W1-W2)·K
式中：Q—— 单孔注水量，m³； B——孔间距m； L——工作面长度，m； M——煤层厚度， m； γ——煤的容重，t/m³；
W1——注水后要求达到的水分，取4%； W2——煤层原有水分， %；
K——考虑围岩吸收水分、水的漏失和注水不均匀系数，取1.5。 Q=20×120×8.52×1.35×(4%-1.64%)×1.5=651.47m³ (3) 矿井日注水量 矿井日注水量按下式计算：
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Q日=K1·G·(W1-W2)
式中：Q日——矿井日注水量，m³；
K1——注水系数，取1.5；
G——矿井计划注水采煤工作面日产量，t。 Q日上=1.5×3636×(4%-1.64%)=128.7m³ (4) 注水流量(或注水速度)与注水时间
注水流量与注水压力直接相关，由于注水压力暂无法确定，注水流量也无法计算，建议在矿井投产后取实测值。
注水时间为钻孔开始注水至煤体全面湿润为止，注水煤体全面湿润的标志为湿润范围内煤壁出现均匀“出汗”渗水。注水时间通常为7～10天。
6、注水设备及仪器
煤层注水钻机：MYZ-200， 1×2台； 煤层注水泵：KBZ-150/100， 1×2台； 夹布压力胶管(与泵配套)： 20×2m； 冷拔无缝钢管(与泵配套)： 120×2m； 高压钢丝编制胶管(与泵配套)： 100×2m； 快速接头：K型， 20×2个； 安全阀： 1×2个；
内螺纹升降止回阀：H41H-160， 1×2个； 弹簧式压力表： 5×2个； 叶轮湿式水表: 1×2个；
高压注水水表：DC-4.5/200， 2×2个； 等量分流器：DF-3型， 4×2台； 高压闸阀：J13H-160Ⅲ， 5×2个； 水泥砂浆封孔泵: SLB-Ⅱ， 1×2台； 钢制三通：K型, 5×2个；
便携式快速水分测定仪: WM-A， 1×2台； 水箱: 1×2个。 7、煤层注水水源
煤层注水水源取自井下消防洒水系统。从采煤工作面顺槽给水管网中接水管
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至注水泵站，将水注入水箱中，注水泵从水箱中吸水加压向煤层注水。
五、工作面顺槽隔爆水棚布置
本矿属低瓦斯矿井，开采的3号煤层均有煤尘爆炸性，根据《煤矿安全规程》要求，设计在以下地点设置隔爆水棚：①与井筒相连接的主要运输大巷和回风大巷巷道中，设置主要隔爆棚；②3104采煤工作面胶带顺槽、轨道顺槽中，设置辅助隔爆棚；③采区大巷中，设置辅助隔爆棚；④煤层掘进巷道同与其相连的巷道间，设置辅助隔爆棚；
(1)水棚的结构与选型
隔爆水棚采用水槽棚，水槽型号为GS40-4A，规格为40L。其横断面为梯形，上宽390mm，下宽350mm，高210mm；纵断面亦为梯形，上宽570mm，下宽530mm，高210mm。
(2) 布置方式及架设要求
水棚的布置方式：架设高度不低于1.8m，棚距1.2～3.0m。首列(排)水棚与工作面的距离为60～200m。主要隔爆棚的棚区长度不小于30m，辅助隔爆棚的棚区长度不小于20m。水槽采用横向嵌入式安装。水槽距离巷帮不小于100mm，距巷道轨面不小于1.8m。各排水棚的安装高度一致。棚区处的巷道需要挑顶时，其断面积和形状应与前后各20m长度的巷道保持一致。水棚设置在巷道的直线段内。水棚与巷道的交岔口、转弯处、变坡处之间的距离不小于50m。
(3) 水棚设置地点
根据上下组煤采区巷道布置，井下共布置主要隔爆水棚3组，辅助隔爆水棚12组。
（3）隔爆水棚给水系统
隔爆水棚给水水源为井下消防洒水给水系统。在设有隔爆水棚的地点，均设有井下消防洒水管路通过，管路每隔50m设有一个三通管并装设阀门，水棚可由其给水或补水。
第五节 防灭火管理
一、开采煤层的自燃倾向性，自然发火期及历年来的发火情况
根据测定结果，芦子沟煤矿3号煤层的自燃等级为Ⅰ级，属于易自燃煤层，
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2、5、8号煤层自然等级为Ⅱ级，属于自燃煤层。
本矿井3号煤层在1983年、5号煤层在1993年开采时出现过自燃，火区大小分别为0.0075km²、0.045km²，并分别于当年当月进行灭火并密闭，目前火灾无异常情况。至今未发现任何新的火区情况。上述两处旧火区均位于井田南部采空区，对矿井开拓开采无影响，但以后开采过程中仍需注意火区情况，加强监测和管理。
二、自然发火预测预报
1．从煤的炭化程度看，本矿井各主要可采煤层以气煤为主，属第Ⅱ变质阶段。
2．从煤的水分分析，各可采煤层原煤水分相对较高，不利于煤的氧化。 3．从煤岩成份上看，各煤层的宏观煤岩特征，组分主要由暗煤和亮煤组成，宏观煤岩类型为半暗型煤。各煤层主要为条带状结构，断口呈棱角状，内生裂隙发育。故从煤岩成份上分析，各可采煤层自燃倾向性较小。
4．从煤的含硫量分析，各可采煤层原煤以低硫煤为主，其次是特低硫煤。从硫含量来看，对煤层自燃影响甚微。
5．本矿井井下主要巷道基本沿煤层布置，巷道周围煤层受采动影响较大，漏风可能加快煤体氧化进程。
6．从煤层厚度、倾角、埋深来看，煤厚与倾角越大，自燃危险性就越大。在厚煤层开采时，由于回收率相对较低，采区煤柱容易遭受破坏，采区封闭不严，漏风较大等原因造成容易自燃。此外，煤是热的不良导体，煤层愈厚，愈易造成良好的热积聚条件。煤层埋藏深度增加，煤的原始温度增加，也使自燃危险性增加。
7．回采工作面装备为综合机械化开采，工作面推进速度快，对防止采空区煤炭自燃有利。
根据上述分析，本矿井煤层虽有自燃倾向，在煤炭开采过程中，只要提高防火意识，采取必要的预防煤层自燃的措施，完全可以防止火灾发生。
三、工作面通风方式、合理推进度与自然发火的关系分析
⑴设计根据煤层赋存条件、顶底板岩性、矿井开采布局等因素，将主要开拓巷道布置在岩层中，采用锚喷或砌碹支护，准备、回采巷道主要以煤层巷道为主，
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准备巷道主要采用锚喷支护，回采巷道主要采用锚网支护。矿井在生产和建设过程中，根据煤层的暴露情况合理调整煤层巷道的支护形式，原则是：及时封闭暴露的煤层，若巷道服务年限长，应进行喷浆处理，防止暴露煤层氧化。巷道布置采用“U”型后退式开采，避免前进式推进。
⑵选择合理的巷道布置和开采程序。
⑶选择合理的采煤工艺。本矿井采用综放(综采)开采，巷道布置比较简单，工作面采用后退式回采方式，有效减少了采空区漏风，防止采空区遗留浮煤氧化、发热和自燃。
⑷提高顶煤回收率，减少采空区浮煤。综放(综采)开采工作面发火的主要部位是采空区浮煤氧化自燃，因此，在生产过程中，根据顶煤的实际冒放情况，采取切实可行的技术措施，以提高顶煤的冒放效果，提高放煤口的放煤量，提高工作面的回收率，减少采空区浮煤量，对预防采空区自燃将起到积极的主导作用。
⑸选择合理的工作面推进度，防止浮煤自燃。采空区按煤层自燃条件分为散热带、氧化带和窒息带。一般来说，在工作面外部条件不变的情况下，散热带和氧化带的宽度只在一个有限范围内波动，并随工作面一起推进。采用综合机械化采煤设备，加快工作面推进速度，在时间上、空间上减少煤炭在氧化带内暴露的时间，有效地防止煤炭自燃。
⑹采用合理的工作面配风量，减少采空区漏风，缩短氧化带宽度。采空区氧化带宽度在浮煤厚度和地温一定的情况下，主要受采空区漏风影响，而采空区漏风量在特定工作面则主要取决于工作面供风量。根据有关生产矿井和科研机构提供的统计资料显示，采空区漏风量与工作面供风量平方成正比关系。因此，回采工作面的合理配风是有效减少采空区漏风，缩短氧化带宽度，防止采空区煤层自然发火的主要措施之一。
⑺风门、风墙和风桥等通风设施，应设置在围岩坚固、地压稳定的地点，还应避免引起采空区或附近煤柱裂隙使漏风量增大。
⑻采取措施，降低采区进回风巷之间、区段进回风巷两端的负压差，以减少漏风；
⑼主扇设有反风装置，可满足全矿井反风要求。在合适的地点设双向风门，使矿井既可实现全区反风，也可实现局部反风，以防火灾事故扩大。
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四、工作面周边及部采（老）空区自燃情况
本矿井3号煤层在1983年、5号煤层在1993年开采时出现过自燃，火区大小分别为0.0075km²、0.045km²，并分别于当年当月进行灭火并密闭，目前火灾无异常情况。至今未发现任何新的火区情况。上述两处旧火区均位于井田南部采空区，对矿井开拓开采无影响，但以后开采过程中仍需注意火区情况，加强监测和管理。
五、放顶煤工作面的自燃火灾监测措施及其装备
设计考虑到矿井具有开采煤层自燃的可能，设计安装了KJ90安全监测系统和ASZ-2型矿井火灾束管监测系统。KJ90对关键点的CO、温度等指标进行监测，从而进行火灾的预测预报。ASZ-2系统通过束管取样分析矿井采空区、密闭区、巷道中的一氧化碳、氧气、二氧化碳、瓦斯等气体浓度，早期预报煤矿自燃火灾的装置。系统由安装在井下的管缆及接管箱、储水器、粉尘过滤器等附件，以及安装在地面的抽气泵、监控设备组成。
检测点设在采空区、密闭区、运输顺槽、回风顺槽以及掘进巷道中，测量采空区和火区内的漏风量、漏风方向、空气温度、防火墙内外气压差等。同时按规定进行定期检查、观测，并将结果留存。
六、工作面防灭火措施及其装备
根据我国防灭火技术措施现状，主要有注氮防灭火、注阻化剂、黄泥灌浆、叠土袋墙、加快工作面推进度、及时充填地表裂隙等方法。
其中黄泥灌浆防灭火方法在我国应用较早，黄泥灌浆的最大特点是系统简单、成本低，虽然该方案设备投资省，系统简单，但占地面积大，破坏水土资源，不易管理，结合芦子沟矿井地处山区而黄土稀少和水资源缺乏的客观情况，该方法不宜选用。结合本矿井3#煤层特点及开采方法，设计采用注氮防灭火、注阻化剂、加快工作面推进度和及时充填地表裂隙等方法进行矿井综合防灭火。
1.氮气防灭火
目前国内煤矿所采用的氮气防灭火主要有4种：地面固定式制氮装置系统、地面移动式制氮装置系统、井下固定式制氮装置系统和井下移动式制氮装置系统。根据分析，本矿井的氮气防灭火系统宜选用井下移动式制氮装置系统。
设计采用埋管间隙式注氮方式，即在采空区拟处理区域埋入注氮管路注入一
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定量的氮气后停止注氮，考察氮气在该区域内的滞留时间，随着氮气的泄漏，采空区内的氧气浓度会逐渐回升，当氧气浓度回升至自然发火的临界氧浓度之上时，开始新一轮的注氮；当注氮口推移到氧化危险带以外而进入“窒息带”时，启用下一个注氮口，如此重复。
2.阻化剂防火
芦子沟煤矿可采煤层以弱玻璃光泽为主，油脂-玻璃光泽次之，宏观煤岩成分以暗煤为主，亮煤为辅，条带状结构、块状构造，参差状或阶梯状断口，内生裂隙发育。2、3、5号以半暗淡型煤为主，半光亮型煤为辅，少数光亮型煤及暗淡型，致密块状，带有镜煤条带或薄层暗煤，偶见黄铁矿薄膜及黄铁矿结核。8号煤以半亮型煤为主，部分具线理状结构，带有镜煤和亮煤细条带，含有星散毒药黄铁矿及黄铁矿结核。各煤层均为气煤。
②阻化剂的物理化学性质
阻化剂多为化学物质，如CaCl2，MgCl2，ZnCl2等表面活性剂为盐类，化学性质稳定，不易与氧发生反应。阻化剂能粘附于煤的表面，阻止煤的氧化，降低煤的氧化能力，起到防火作用，设计确定药剂采用MgCl2或CaCl2。
3．加快工作面推进速度
采空区中，存在有不自燃带、自燃带、窒息带三带的划分。综放(综采)开采工作面向前推进的过程中，工作面的推进速度越慢，自燃带的宽度越大，采空区煤层自燃的可能性越大。因此，在保证综放(综采)工作面回采率的前提下，加快其推进度，缩短采空区自燃带的宽度，从而减小采空区煤层自燃火灾发生的可能性。矿井目前无“三带”参数，因此根据国内目前防灭火经验，确定芦子沟煤矿最小推进度满足大于3m/d的要求，在以后开采过程中，最小推进度可以根据矿井实测“三带”参数而作出合理的调整。
4．及时充填地表裂隙
由于矿井开采强度的加大，有可能导致地表沉陷，形成较大裂隙，从而与工作面采空区导通，加大工作面向采空区的漏风，从而加剧工作面煤层自燃，因此就及时检查地表沉陷区，及时充填地表裂隙，一般采用黄泥进行充填。
七、工作面停采后的防灭火措施及永久密闭构筑设计
密闭堵漏和喷浆堵漏措施。为了杜绝或减少工作面及采空区漏风，工作面采
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完后应对采空区及时封闭。对于布置在煤层中的巷道，如产生裂隙，应采取锚喷支护或二次喷射混凝土进行封闭，以防止漏风、煤层氧化自燃。
1、工作面结束后，对工作面采空区进行封闭，封闭时对采空区有浮煤的地方能够洒岩粉的全部覆盖岩粉。
2、在通往采空区的所有联巷内和停采线以内的巷道中撒布岩粉。 3、加强防火密闭的施工管理，确保密闭工程质量。
4、对采空区通过的联巷密闭经常进行检查，发现问题及时处理。 5、按照通风质量标准要求及时封闭与采空区相通的联巷，对受采空区压力影响受损坏的密闭进行加固、堵漏处理，防止采空区漏风。
6、发现自然发火预兆时，要立即报告调度室和通风部门，以便采取措施进行处理。
八、工作面机电设备防灭火措施
1、井下机电硐室防火措施
（1）中央变电所及主排水泵房采用砼碹支护，其通道中设有密闭门和防火栅栏两用门。
（2）井下设有完善的消防洒水系统。
（3）加强管理，及时清理机电设备硐室内的可燃物，消灭事故隐患。 （4）机电设备硐室内应按规定配备了消防器材。 2、井下电气设备的防火措施
车场变电所10kV配电装置选用PBG1-10Y矿用隔爆型高压真空配电装置，设有一台KBSG-200/10 10/0.69kV矿用隔爆型干式变压器。
东翼变电所设KBSG-400/10 10/0.69kV和KBSG-315/10 10/0.69kV矿用隔爆型干式变压器1台。10kV配电装置均选用PBG1-10Y矿用隔爆型高压真空配电装置，660V侧配电装置均选用BKD9矿用隔爆型真空馈电开关。
采区变电所分别设1台KBSG-1000/10 10/1.2kV、1台KBSG-500/10 10/0.69kV和1台KBSG-200/10 10/0.69kV矿用隔爆型干式变压器，10kV配电设备选用PBG1-10Y矿用隔爆型高压真空配电装置，1140V、660V侧配电装置选用BKD9矿用隔爆型真空馈电开关。
井下所有高、低压变配电设备及控制设备均为矿用隔爆型设备。车场变电所
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的两回电源引自地面35kV变电所10kV不同母线段。井下变压器中性点不接地。
为防止地面雷电波侵入井下，由地面直接入井的轨道及各种露天架空引入（出）的金属管路等，在井口附近将金属体做不少于2处的良好的集中接地；通信线路在入井处装设熔断器和防雷电装置。
3．井下电缆的选择、敷设、连接
根据井下负荷大小经计算：两回下井电缆选用MYJV22-8.7/10 3×240矿用交联聚乙烯绝缘聚氯乙烯护套电力电缆，钢带铠装型。当任一回电源电缆停止运行时，另一回仍可满足井下全部负荷用电。
井下非固定敷设的高低压电缆均选用符合MT818标准的电缆： 井下至移动变电站的电缆，选用MYPTJ-8.7/10矿用监视型屏蔽橡套电缆；井下660V及1140V用电设备的电源电缆选用MYP-0.38/0.66及MCP-0.66/1.14型矿用移动屏蔽橡套电缆；电钻选用MZ-0.3/0.5型电钻电缆；照明电缆选用MYQ-0.3/0.5型橡套软电缆。
上述电缆主芯线截面均根据负荷大小要求选择，并校验过设备的正常压降及起动压降。井下一律采用铜芯电缆。
井下水平巷道或倾角在30°以下的井巷中，除手持式或移动式设备的电缆外，其它电缆均采用在巷道壁或巷道顶板用电缆挂架敷设，挂架间距不超过3m；倾角在30°以上的井巷中，电缆用电缆卡子夹持装置敷设，电缆卡子间距不超过3m。高低压电缆敷设在巷道同一侧时，高压与低压电缆之间的距离大于100mm，高压电缆之间、低压电缆之间的距离大于50mm。
井下电缆需要连接的地方均用隔爆接线盒连接。在井下，橡套电缆的修补连接采用冷补方式。
4．井下电气设备的各种保护
排水泵房水仓内设主接地极，各变电所、配电点及机电硐室均设局部接地极。所有局部接地极和电气设备的保护接地装置均应可靠联接，并同主接地极相连，形成井下总接地网。接地网上任一点所测得的接地电阻均不应超过2Ω。
井下配电网路均设有过流、短路保护装置。变压器的高压控制设备设有短路、过负荷、接地和欠压释放保护，BKD9矿用隔爆真空馈电开关均设有漏电继电器，能自动切断漏电的馈电线路。各变电所为移变馈电的高压配电装置设有选择性的动作于跳闸的单相接地保护装置；低压40 kW及以上电动机均选用BQD15及
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BQD10型矿用隔爆型真空磁力起动器控制，40 kW以下电动机均选用QC815型矿用隔爆型磁力起动器控制，以上控制设备均设有短路、过负荷、单相断线、漏电闭锁保护及远程控制功能。
煤电钻的矿用隔爆电钻综合保护装置设有检漏、漏电闭锁、短路、过负荷、断相、远距离起动和停止煤电钻的功能。
5．井下电气设备的检查、维护、修理和调整
电气设备的检查、维护和调整，必须由电气维修工进行。井下电气设备防爆性能遭破坏的，必须立即处理或更换，严禁继续使用。
电气维修工具体操作时，严格按照《煤矿安全规程》第四百八十八条、第四百八十九条、第四百九十条、第四百九十一条之规定执行。
带式输送机常因煤流超载、张紧力不够、水侵入后摩擦系数减少、托辊阻力过大、卸载受阻等原因，使运行阻力大于驱动滚筒与胶带间的摩擦驱动力，而产生滚筒与胶带的打滑现象，时间一长，将因摩擦生热而使胶带着火，若胶带与滚筒表面不是阻燃材料，将会使火势蔓延造成重大的火灾，同时在燃烧过程中还将产生大量的有毒气体，严重地危害井下工人的生命安全。为此在设计中要求带式输送机在生产制造和安装、使用中必须符合GB14784《带式输送机安全规程》和《煤矿安全规程》的有关规定，井下所有带式输送机均采用阻燃输送带，且包胶滚筒的胶料也采用阻燃的；巷道内设照明灯，便于观察烟雾；在输送机头部传动滚筒处设有打滑检测器、逆止器，张紧采用液压自动拉紧装置，可避免由于打滑而产生火灾；输送带两侧设有跑偏检测器，可避免由于输送带与其它物体的摩擦而产生火灾；机头溜槽处设有溜槽堵塞堆煤传感器，及时检测机头煤位，避免堆煤，从而减小火灾隐患；液力偶合器使用非可燃性传动介质，避免火灾的发生。
井下胶带均选用抗静电胶带，其性能符合MT668-1997标准和要求，其具有摩擦全不可燃性和外来火焰移动后的自熄性，能有效地避免火灾事故的发生。
6．胶带机硐室装置DMH型自动灭火系统。
井下带式输送机设有综合保护控制装置。该装置具有驱动滚筒防滑保护、烟雾保护、温度保护、断带撕裂保护、跑偏保护、煤仓煤位、自动洒水、火灾报警、等功能。根据煤炭运输系统的特点编写胶带输送机及其运输系统的操作规程，相关工作人员要通过技术业务培训，合格后方可上岗。
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第六节 水害防治
一、工作面水文地质条件，含水层的危险性分析
（一）主要含水层 ⑴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，终孔抽水试验，单位涌水量0.299L/s.m，静止水位埋深185.70m，静止水位标高1207.02m,渗透系数1.1766m/d。富水性中等。另据以往资料，芦子沟矿平硐揭露奥陶系灰岩，单位涌水量仅为0.001L/s.m，由此说明，本区奥陶系灰岩岩溶裂隙发育在水平方向及垂直方向具有不均一性。
⑵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。3～5号煤层之间含水层岩性为中粗砂岩及细砂岩，厚度一般为5～7m，岩芯完整，裂隙不发育，8号煤层上部砂岩厚5～10m，全区分布稳定，孔隙式、基底式泥质胶结，裂隙少。
⑶ 山西组砂岩裂隙含水层
山西组含水层主要是2号煤层顶部的K3砂岩，岩性以粗砂岩为主，局部为中细砂岩，厚0～11.2m，平均3.45m，砂岩胶结致密,裂隙少，多数钻孔不漏水，山西组总体属含水性弱的含水层，局部受断层影响，砂岩裂隙较发育，可赋存一定的裂隙水，含水性较好。
⑷下石盒子组砂岩裂隙含水层
出露于本区南部和东南部，受地形控制，位于侵蚀基准面之上地层，由于风化作用，岩石破碎，裂隙发育，地层多导水不含水，在地势低洼地段，易于大气降水汇集，富水性相对较好，北部下石盒子组含水层埋深渐变深，岩石胶结致密，裂隙不发育，含水性极弱。本区南部在沟谷切割处，以往有风化壳泉水出露，流量在0.07～1.05L/s，因煤层开采，泉水沿地表塌陷裂缝进入井下，泉水已干枯。
⑸上石盒子组砂岩裂隙含水层
出露于本区的北部和中部，地势高处，风化裂隙发育，地层多导水不含水，上石盒子上部地层漏水，位于断层附近的钻孔，岩石较为破碎，构造裂隙发育，在构造条件利于地下水赋存的情况下，可赋存一定量的地下水，含水性较好。分
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析全区的简易水文资料，钻孔钻进至该组下部时，由于砂岩裂隙不发育，含水性弱。
⑹永定组、大同组砂岩裂隙含水层
本组地层赋存于本区的西北部，出露地势高而且分布范围小，多平铺于山梁之上，四周因受沟谷切割，地形陡峻，利于地表迳流排泄，而不利于向下入渗，岩石多导水不含水，含水微弱。
⑺第四系全新统冲积层
分布于西部小峪河、东部楼子沟及区内较大沟谷中，含水层为砂土、砂砾石层，厚0～10m，接受大气降水及风化壳泉水补给，区内村民多掘井饮用冲积层潜水，水井流量小于5m³/d，含水性弱。
（二） 主要隔水层
本区隔水层主要为石炭系中统本溪组地层，本区仅L5号孔全部揭露了该组地层，厚31.57m。本组地层以泥质岩类为主，岩性为砂质泥岩，铝土质泥岩，总厚22.68m，据周边资料，本组地层分布稳定，延续性好，是煤系下伏良好的隔水层。
（三）断层、裂隙等构造的导水性
本区断层以北西向、北东向两组正断层为主，总计12条，落差3～80m。北东向断层延伸短，且多为压扭性断层，导水、含水性差。北西向断层是本区主要断层组，为张性、张扭性结构，导水且含水。区内331、325、补3、L7、L1号钻孔揭露断层，据简易水文观测资料，331号钻孔上石盒子组消耗量3.48m³/h，向下延伸冲洗液消耗量变小，5～8号煤层间冲洗消耗量0.3m³/h，其它钻孔揭露断层均不漏水，上述资料证实，断层带构造水含水性弱，对煤层开采影响不大。本区北西向断层为导水断层，断层延伸距离远，落差一般都在10～15m之间，缩小了奥陶系灰岩与上盘8号煤层之间的距离，少数断层，如F3断层下盘的奥系灰岩与上盘8号煤层对接，与5号煤层间距仅20m。奥陶系灰岩岩溶裂隙发育不均一，据L5号孔奥陶系灰岩抽水试验，单位涌水量0.299L/s·m，富水性中等。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，并采取具体的防水措施以防止奥灰水通过导水断层突入矿井，造成矿井淹没。
（四）矿井正常涌水量及最大涌水量
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根据地质报告提供的矿井涌水量计算结果，矿井预计正常涌水量45m³/h，最大涌水量65m³/h，属于水性弱的矿井。
（五）地表水体
本地区为缺水地区，年降水量较少。区内较大的河谷为楼子沟，源于西北老婆山分水岭地带，至楼子口全长约5.5km。坡度0.045，扇状水系，沟内有的地段有泉水出露，平时多为涓涓细流，雨季有洪水通过。地表除楼子沟河谷外无其它地表水系。矿井井口及工业场位于地势较高的坡地上，无内涝之患。
二、工作面周边及上部采空区积水情况
本井田开采多年，矿井存在老窑积水，据矿井初步探测预计，矿井上部老空区积水约900m³，矿井正常回采期间，需进一步探明老空积水。
三、工作面导通采空区积水的可能性
矿井浅部的老窑老空积水，通过勘探预计，老空积水约有900m³。在开采过程中由于采空区引起的冒裂带形成导水裂隙带而涌入工作面带来水患，因此开采过程中采用探水钻机提前进行疏排。
四、带压开采突水系数计算
奥陶系含水层是本区煤系下伏主要含水层，岩溶裂隙发育不均，富水性较强，下部8号煤层底板隔水层承受的水头压力大。本区奥灰水位在1207左右，在可采区，高于9号煤层0～320m，8号煤层50～350m，5号煤层在井田的中西部，煤层底板也在奥灰水位以下100m左右，属于带压开采煤层。据L5号孔资料，3号煤层低板至O2顶界距离为105.85m，8号煤层底板至O2顶界距离为51.85m，9号煤层底至O2顶界距离为42.77m，奥灰岩溶水的水头压力为1.996MPa。依据《矿井水文地质工程地质勘探规范》GB12719-91突水公式计算突水系数。
突水系数公式：
Ts式中：Ts—突水系数；
P
MCpP—隔水层承受的水压，1.996MPa；
M—底板隔水层厚度，m；
Cp—采矿对隔水层底板扰动破坏厚度，取10m；
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代入值可以求得突水系数3号煤层为0.021，8号煤层为0.048。
就全国实际突水资料来看，临界突水系数在0.06～0.15之间（正常块段0.15，构造块段0.06）。因此认为开采8号煤层在没有构造导水情况下是安全的，即正常情况下奥灰水突水的可能性不大，同样开采位于8号煤层之上的2、3、5号煤层在没有构造导水情况下也较为安全。
总之，本地区水文地质条件相对简单，地表无较大水体，因此本井田开采不会存在较大的水患，但不排除尚未发现的隐伏的陷落柱等积水的可能。在生产过程中，矿井地质人员应特别注意观测和采用直流电法、红外遥感测温法等综合手段探测，以便提前采取措施。
五、工作面探放水及防水害措施
（一）探放水原则
1、采掘工作面必须坚持“有疑必探，先探后掘(采)”的原则。当采掘工作面有突水征兆时必须进行超前探水。
2、掘进巷道接近断层、构造和矿井边界时，或者水压、水量增大，发现有异常征兆和有可能突水处时，要及时探水。
3、开采邻近煤层时，必须在工作面顺槽巷道内采用探放水钻机对上覆煤层采空区积水进行探放，并针对具体的情况制定详细探放措施，并报矿总工程师批准。
(二) 探放水设备选择
根据《矿井通风安全装备标准》，井下探放水钻机可利用煤层注水钻机，设计选择ZYJ269/168-Ⅱ型架柱式液压回转钻机作为探放水钻孔设备2台，配用泵站电机功率7.5kW，用于巷道掘进、采煤工作面等需要超前探放水的地段。
封孔采用黄土、炮泥以及水泥等进行封孔。 (三) 探放水措施 1、老空区探放水措施
邻近煤层开采时，必须对上部采空区进行探放水，并坚持“有疑必探，先探后掘(采)，有水必放”的原则，必须在工作面顺槽巷道内采用探放水钻机对上覆煤层采空区积水进行探放，并针对具体的情况制定详细探放技术措施和安全措施，并报矿总工程师批准。实际生产过程中必须经常监测工作面的涌水情况，发现异
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常时，必须立即停采，同时组织实施钻孔探水措施进行探放水。
2、断裂构造带探水措施
由于本井田内的断裂构造带较多，掘进过程中应坚持有疑必探的原则，建议采用三维地震勘探或探水钻机等具体措施进行探明，离断层距离大于50m外（具体情况应视断层的大小而定，断层落差和水平断距越大，超前探水的距离越大）对断层的进行探水，钻孔数目应不少于3个钻孔，分别与巷道中心线成0°、±60°方向探水，若断层无含水，无可疑现象则可以继续掘进，若发现可疑现象和含水情况，应立即停止掘进，报矿技术部门和调度室，应立即采取技术措施，并留设足够的安全煤柱，报矿总工批准。
3、周边矿井边界处探水措施
根据地质报告及矿方提供的有关地质资料表明，周边矿井尚未发现越界开采的现象。在实际施工中，距离矿井边界大于100利用钻机沿煤层倾角方向进行探水，每组探水钻孔不应少于3个，与矿井边界线30°、90°、150°方向打钻孔，若发现有异常情况，立即停止掘进，报矿调度室和技术办，并及时封孔、堵水，以确保掘进工作面安全。
（四）排水设施 1 排水设施设计依据
矿井正常涌水量：45m³/h，最大涌水量：65m³/h。
西楼沟回风斜井井口标高+1334.102m，井底标高+1064.52m。 2 排水系统方案选择
综采工作面回风顺槽以及运输顺槽涌水将排至下山水沟，自流主水仓，然后经由主排水泵房的水泵和敷设于总回风巷、回风斜井内的排水管路，直接排至设在西楼沟回风斜井工业场地的井下水处理站调节池内。
3 矿井水仓布置及容量
主要水仓必须有主仓和副仓，当一个水仓清理时，另一个水仓能正常使用。 新建、改扩建矿井或生产矿井的新水平，正常涌水量在1000m³/h以下时，主要水仓的有效容量应能容纳8h的正常涌水量。
根据矿井井巷工程的布置，矿井水仓布置于西楼沟回风斜井井底车场。矿井正常涌水量为45m³/h，最大涌水量为65m³/h，考虑一定的富裕系数，确定矿井主水仓主仓有效容量应大于200m³，副仓有效容量应大于180m³，本设计主副水
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仓平行布置，长度150m，有效容积500m³，满足水仓容积要求。
4 井下排水能力计算
矿井正常排水能力为20h能排出矿井24h正常涌水量，而备用排水能力应大于正常排水能力的70%，检修排水能力应大于矿井正常排水能力的25%。经计算矿井正常排水能力为54m³/h，最大排水能力为78m³/h。排水垂高269.58m，因此排水泵扬程H=1.1×(269.58+5)=302.04m
5.排水设备选型 ⑴水泵型号选择及台数
根据计算结果选用三台MD85-67×5型水泵，正常涌水时一台工作，一台备用，一台检修。
工作面回风顺槽3台9.2kW水泵，运输顺槽2台9.2kW水泵；掘进工作面分别布置1～2台9.2kW水泵。
⑵排水管路
通过计算，取排水管路直径为123mm，因此排水管路选用两趟φ133×5无缝钢管，矿井正常涌水量和最大涌水量时，均一趟使用，一趟备用。吸水管管径：φ159×6。管中实际流速：排水管1.92m/s，吸水管1.3m/s。
6．水泵排水时间
正常涌水及最大涌水时期均为一台水泵工作，日排水时间分别为前期11.74h，16.96h；后期13.5h，19.5h。
7．供电及安全出口
水泵房电源引自井下中央变电所。
主要水泵房有3个安全出口，1个安全出口与8号煤层胶带运输大巷相连，另2个安全出口与8号煤总回风巷以及与西楼沟回风斜井相连。
（五）防水设施
通过本井田现有的水文地质资料分析，矿井水文以裂隙充水为主，水文地质条件为简单类型。本设计井下中央水泵房和中央变电所通道均设置了能防水的密闭门，发生水患时，关闭密闭门，可保证矿井排水系统的正常工作。虽然该矿井奥灰突水可能性小，但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，也不排除奥灰突水的可能，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，本矿井开采设计中在8号煤胶带运输下山、总
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回风巷均设置防水闸门硐室（距离中央水泵房上方30m处），以防止奥灰水通过导水断层突入矿井，造成矿井淹没。
同时建议矿井做进一步的水文地质勘探，对地质构造的影响作专门性研究，以确保矿井生产安全。
第七节 机电设备管理
一、供电负荷统计.
工作面供电负荷统计如表4-7-1所示。
表4-7-1 综放工作面主要设备负荷统计
序号 1 2 3 4 5 6 7 8 10 11 12 13 设备名称 采煤机 前部刮板输送机 后部刮板输送机 转载机 破碎机 可伸缩胶带输送机 乳化泵 喷雾泵、冷却泵 涨紧绞车 调度绞车 排水泵 综保装置 合计 型号 MG250/600-WD SGZ764/500 SGZ764/500 SZZ764/160 PCM1132 SSJ1000/2×160 BRW400/31.5 WPZ320/10 JD-50 功率（kW） 合计（kW） Ue(V) 600 500 500 160 132 160×2 250×2 75×2 4×1 50×2 4×1 2.5×4 600 500 500 160 132 320 500 150 4 100 4 10 2980 1140 1140 1140 1140 1140 660 1140 1140 660 660 660 660 地点 工作面 工作面 工作面 顺槽 顺槽 顺槽 顺槽 顺槽 顺槽 顺槽 顺槽 顺槽 二、移动变电站配置 1#移动变电站（KBSGZY）：采煤机600kW，1号乳化液泵250kW，1号喷雾泵75kW，合计925kW；
2#移动变电站（KBSGZY）：前部运输机500kW，后部运输机500kW，合计1000kW；
3#移动变电站（KBSGZY）：2号乳化液泵站250kW，2号喷雾泵站75kW，转
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载机160kW ，破碎机132kW，合计617kW。
4＃移动变电站（KBSGZY）：可伸缩胶带输送机320kW，张紧绞车4kW，调度绞车100kW，排水泵4kW，综保装置10kW，合计438kW。
工作面移动变电站配置结果如表4-7-2所示。
表4-7-2 工作面移动变电站选型结果
编号 1 2 3 4 型号 容量 输入/输出电压 10/1.14kV 10/1.14kV 10/1.14kV 备注 采煤机、乳化液泵、喷雾泵 前、后运输机 乳化液泵站、喷雾泵站、转载机、破碎机 KBSGZY-1000/10/1.2kV 100kVA KBSGZY-1000/10/1.2kV 1000kVA KBSGZY-630/10/1.2kV 630kVA KBSGZY-630/10/0.69kV 800kVA 10/0.66 kV 顺槽皮带、绞车、水泵、综保等 根据计算结果，选用1台BPG9L－300型矿用隔爆型移动变电站真空配电装置，经验算，满足要求。开关选型结果如表4-7-3所示
表4-7-3 工作面馈电开关选型结果(矿用隔爆型真空型)
序号 1 2 3 4 5 型号 8SKC9215 （4组合） 8SKC9215 （4组合） 8SKC9215 （双速4回路） DW80-400/660 DW80-200/660 额定电压 数量 1140V 1140V 1140V 660 660 1台 1台 1台 1台 1台 电流 400A/回路 300A/回路 200A/回路 400A 200A 控制设备 采煤机、乳化液泵、喷雾泵 乳化液泵、喷雾泵、转载机、破碎机 前部输送机、后部输送机 顺槽皮带 绞车、综保、水泵等 采煤机、乳化液泵站、喷雾泵站、转载机、破碎机、前后刮板输送机均采用组合开关控制，仅660V级电器设备选用馈电开关，并配备相应的磁力启动器如表4-7-4。
表4-7-4 磁力启动器选型结果(矿用隔爆真空型)
序号 1 2 型号 QJZ-200/660 QJZ-80/660 额定电压 数量 660V 660V 2台 5台 电流 200A 80A 控制设备 顺槽皮带 绞车、综保、水泵等 采区变电所两台高压配电装置、移变高压开关、移变低压开关、磁力启动器、控制系统等电器设备的选型如表4-7-5所示。
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表4-7-5 电器设备实际选型结果表
序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 设备名称 高压配电装置 移动变电站 移动变电站 移动变电站 组合开关 组合开关 馈电开关 馈电开关 磁力启动器 磁力启动器 规格型号 BPG9L-300 KBSGZY-1000/10/1.2kV KBSGZY-630/10/1.2kV KBSGZY-630/10/0.693kV 8SKC9215（四组合） 8SKC9215(双速4回路) DW80-400/660 DW80-200/660 QJZ-200/660 QJZ-80/660 数量/台 2 2 1 1 2 1 1 1 2 5 备注 300A、400A各1台 200A 根据综采工作面设备功率大，经常移动、经常受到弯曲或扭曲、机械外力的破坏等特点，高压电缆应选用UGSP型10kV矿用监视型双屏蔽高压橡套电缆。根据简化工作面机电管理，应尽量减小电缆数量，结合本矿的实际情况，初步确定1号高压配电开关给1号、3号移动变电站供电。
根据电缆选型原则及本工作面的电缆配套供应情况选择本工作面的低压电缆，电缆选择结果如表4-7-6所示。
表4-7-6 低压电缆选择结果明细表
序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 型号规格(截面mm2) UCPQ-1140-3×95＋1×25＋4×7 MYP-1140-3×70＋1×16＋3×6 MYP-1140-3×50＋1×16＋3×6 MYP-1140-3×35＋1×10＋3×4 MYP-1140-3×35＋1×10＋3×4 MYP-1140-3×50+1×16＋3×6 MYP-1140-3×35+1×10＋3×4 MYP-1140-3×50＋1×16+3×6 MC-660-3×16+1×4 MC-660-3×16+1×4 长度(m) 200 80/200 80/200 60 30 30 20 1200 20 300 根数 1 各2根 各2根 1 1 2 2 2 1 2 负荷名称 采煤机干线 前后部输送机高速 前后部输送机低速 转载机 破碎机 乳化液泵站 喷雾泵站 顺槽皮带 水泵 绞车 天地科技股份有限公司开采设计事业部 103
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11 U-3×6+1×4 50m 5 综保 三、工作面供电系统 通过工作面配电装置、移动变电器、开关（组合开关）、磁力启动器、电缆等的计算选型，并对综放工作面供电系统进行了设计，如图4-7-1所示。
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图4-7-1 3104综放工作面供电系统图
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四、设备布置形式
3104回采工作面总体沿3号煤层底板布置两条顺槽巷道。3208皮带顺槽：净宽为4200mm，高为2800mm；3207回风顺槽：净高为3600mm和2900mm；
（一）运输系统
（1）运煤：3104工作面→3208皮带巷→3#-5#溜煤眼→5#集中胶带运输下山→5#-8#煤仓→8#集中胶带下山→主煤仓→平峒→地面
（2）运料：平峒→北大巷→轨道暗斜井→8#集中轨道巷→材料暗斜井→3401轨道下山→3207回风顺槽→3104工作面
回风顺槽布置两趟2吋管路。一趟为静压水管，每隔100m出一个三通截门，以供设备冷却、冲洗巷道及水幕用水；另一趟为排水管，及时排出巷道低洼处积水和防治工作面透水。
进风顺槽设置一趟2吋管路，用于排除巷道低洼处积水和防止工作面透水；设置两趟4吋管路：一趟为静压水管，每隔50m出一个三通截门，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；另一趟为注氮管路，每隔50米设置一个注氮口。
（二）供液系统
回液管供支架各阀进液管乳化泵乳化箱BRW400/31.5乳化泵BRW400/31.5
（三）设备布置形式
设备列车和皮带均布置在运输顺槽，其中皮带布置在运输顺槽靠近工作面煤壁侧。设备列车布置在运输顺槽靠近3105工作面实体煤侧，并和顺槽煤壁之间留有行人通道。工作面设备布置示意图如图4-7-1所示。
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五、机电设备的保护措施
（一）带式输送机保护措施
1、开机前应首先检查传动装置，各滚筒是否完好，胶带机附近是否有人工作，各种安全设施、安全保护、信号、闭锁是否完好、齐全、灵敏可靠；检查各部油位是否符合规定，清扫器是否完好；检查胶带周围是否有杂物磨刮胶带，各种托辊是否齐全，否则不准开机。
2、胶带机运转过程中，司机应注意监听传动装置、各滚筒是否有异常声音，注意观察胶带机运行情况，当出现跑偏现象时应及时调整，发现异常问题时立即停车处理。
3、在推移刮板输送机时，马蒂尔司机必须密切注意行走小车和单轨吊电缆小车，发现卡阻时立即通知停止推移，同时推移过程中，马蒂尔司机与单轨吊至少保持2m以上的距离，防止单轨吊掉落伤人。
4、在推移刮板输送机时，严禁人员从转载机桥身段经过，刮板机司机和马蒂尔司机必须严格把关；转载机推移过程中下滑时应及时设戗柱顶住。
5、马蒂尔司机必须及时清理前后滑靴附近的浮煤，清煤时身体任何部位不得深入皮带下，铁锹不得接触运转中的设备，锹把长度不小于1.5m，防止因堆煤造成推移、调整困难。
6、皮带运转中严禁清理马蒂尔非行人侧的浮煤。
7、皮带运转中清理马蒂尔行人侧浮煤时，应避开大煤量时间，防止皮带上的煤块飞出伤人，尽量在采煤机割底刀时清理浮煤。
8、人员进入皮带非行人侧拾拣杂物时必须在停机状态下进行，并且一人作业，一人监护，开机时严禁人员进入皮带非行人侧。
9、拆卸单轨吊时，马蒂尔司机必须通知运输机司机严禁推移机头，并要求运输机司机做好监护工作。拆单轨吊时必须两人作业，一人工作，一人负责监护，单轨吊拆卸到只剩一道螺丝联接时，先将单轨吊一头担在转载机减速器上放稳后，再拆卸最后一道螺栓，拆卸完毕后马蒂尔司机将单轨吊放到地上。拆卸时监护人员负责通知马蒂尔附近的人员撤离，并做好监护工作，拆卸工作开始后严禁任何人员经过马蒂尔机尾。
10、停机前应将胶带上的煤拉完，避免出现重载启动发生断带事故。指挥拆
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架子时，无皮带架子支撑的皮带长度不能超过6m，防止撒煤。
11、当需要解转载机马达时，必须通知转载机内的人员撤离，并释放转载机张力后，方可操作，转载机马达必须由马蒂尔司机或三机检修工操作。
12、在初次来压期间做好自我保护工作。
13、生产时，马蒂尔司机站在马蒂尔操作阀旁，严禁靠煤帮或皮带站立。 （二）机电设备保护措施
排水泵房水仓内设主接地极，各变电所、配电点及机电硐室均设局部接地极。所有局部接地极和电气设备的保护接地装置均应可靠联接，并同主接地极相连，形成井下总接地网。接地网上任一点所测得的接地电阻均不应超过2Ω。
井下配电网路均设有过流、短路保护装置。变压器的高压控制设备设有短路、过负荷、接地和欠压释放保护，BKD9矿用隔爆真空馈电开关均设有漏电继电器，能自动切断漏电的馈电线路。各变电所为移变馈电的高压配电装置设有选择性的动作于跳闸的单相接地保护装置；低压40 kW及以上电动机均选用BQD15及BQD10型矿用隔爆型真空磁力起动器控制，40 kW以下电动机均选用QC815型矿用隔爆型磁力起动器控制，以上控制设备均设有短路、过负荷、单相断线、漏电闭锁保护及远程控制功能。
煤电钻的矿用隔爆电钻综合保护装置设有检漏、漏电闭锁、短路、过负荷、断相、远距离起动和停止煤电钻的功能。
1、各种机电设备安装处的顶板必须支护好，防止掉矸、片帮时影响设备运转或将设备砸坏。井下不得带电维修、搬迁电气设备。非专职电气人员不得擅自操作井下电气设备。井下供电应做到：无鸡爪子、无羊尾巴、无明接头，有过电流和漏电保护。
2、如果设备安装处有滴水或淋水，应用胶带或帆布将设备上方遮盖好，以防止水渗入电气设备内而造成绝缘程度降低。
3、工作面各种机电设备的安全防护装置必须齐全、完整、牢靠。 4、设备周围的杂物必须清理干净，特别是采煤机和输送机传动装置周围及其上面的碎煤要清除干净，以便保证设备有良好的散热条件。
5、不得在设备上放东西或打柱子，以防止设备受压后变形或损坏。 6、虽然工作面机电设备有一定过载能力，但要尽量减少设备的反复起动次数。尤其是当工作面输送机起动不了时，应从溜槽中将煤攉出后再起动，以防止
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损坏设备。
7、若工作面更换大件，人工运输困难时，可用溜子运送，但必须保证溜子平直无煤的条件下进行，同时所运设备要用钢丝绳或铁链等与工作面刮板链连在一起，机头设一人，且在距设备后3m设一人护送，另外必须在运输过程中和卸载地点有人看管闭锁装置，设备距目的3m时必须立即停机。
8、工作面若要用支架起吊重量物时，必须在该支架处煤壁顶板条件好的情况下进行，否则不准用支架起吊。
（三）电器维护工安全技术操作规程
1）未经专门培训，未持合格证人员不得操作电气设备。
2）操作高压带电设备时，必须戴绝缘手套和穿绝缘靴并站在绝缘台上。 3）操作千伏级电气设备主回路时，必须戴绝缘手套或穿绝缘靴。 4）供电系统所有继电保护装置均应符合要求，灵敏可靠、不准甩掉，当任一种保护失灵时，都应立即停电处理，处理不好不准送电。严禁拆除短接运行。
5）综放工作面的各配电点均应设置可靠的局部接地极和移变及照明综保的辅助接地装置。
6）综放工作面的配电点，整体移动的设备及电缆，必须由专人检查，确认无误时方可移动，注意在移动前必须切断电源。
7）严禁拆除集中控制、通讯系统的闭锁装置。 8）所有动力电缆在更换后必须检查电动机的转向。
9）各电器操作人员必须熟悉供电系统。每台设备应有标志牌，注明型号、电压、用途、功率及过流整定值。
（四）停、送电
1）停送高压电必须做到一人操作，一人监护。
2）停送电前应保证所需操作的开关是否与停电指令相符，只有在停止断路器后，才能切断隔离开关，合闸时，操作程序相反。严禁带负荷操作隔离开关。
3）停电后应使用与电源电压等级相适应的验电笔检验，检验无误后，再进行导体对地完成放电（在瓦斯可能积聚之处必须进行检查，瓦斯浓度在百分之一以下时才准放电），装有接地装置的设备，停电后必须将相应的开关手柄打到“接地”位置。
4）停电后必须挂“有人工作，不得送电”的指示牌，执行“停送电工作票
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许可制度”，非执行该工作人员，不得摘牌送电。
5）送电前必须检查撤除导体放电接地装置，无误后方可送电。 （五）电器设备检修维护
1）电器设备检修前必须切断电源，严禁带电明火试验。
2）检查电器设备的绝缘性能时，必须使用与其电压等级相适应的摇表行测试。
3）妥善检查保护设备的防爆性能及工作性能、设备各种仪表、液晶显示，操作手把、按扭必须指示正常、灵活可靠。
4）在处理较复杂的电路故障时要冷静、细致，认真查阅图纸、对照线路仔细分析原因，必须做到有的放矢，严防检修检查后造成事故，损坏设备。
5）按井下供电“三无”、“四有”、“两齐”、“三全”、“三坚持”的规定内容进行检修维护设备。
6）对各台电器设备检查后要有记录。同时要做好运行记录。
7）设备发生漏电、过载跳闸、短路跳闸，必须查明原因、排除故障后可复位送电运行。
8）对各种不同型号设备应严格按照设备出厂说明进行检修试验，严禁拆卸，不准在井下拆检电子元件。
9）电器接线应按《煤矿机电设备完好标准》中有关规定进行。
10）按井下供电“三无”、“四有”、“两齐”、“三全”、“三坚持”的规定内容进行检修维护设备。
（六）电缆：
1）电缆的吊挂必须严格执行《煤矿安全规程》规定，吊挂间距不大于3m，所有电缆必须上电缆钩，严禁用铁线吊挂电缆。
2）每更换一次电缆，要注意相序连接，要检查电机旋转方向是否正确。 3）盘放电缆应成“8”字形，各类电缆应有足够的弯曲半径。
4）所有移动电缆或待收电缆必须盘放整齐，严禁在电缆盘旋处放金属部件，以防损伤电缆造成漏电。
5）电缆护套损伤时，应按部颁标准进行硫化热补或同等效应的冷补。 6）各种电缆连接盒、连接器的高度应略高于电缆悬挂高度，以防电缆上的水滴沿电缆渗入。
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7）各种电缆只能在规定的电压等级下使用，严禁超过安全载流量。 8）定期进行各类设备电缆的绝缘测定，对绝缘值低于安全值以下的电缆应检查、处理需要更换时必须写书面报告、经总工批准后执行。
9）拆除移动电缆时，电缆插销应妥善保管不得砸碰，不得放在水中浸泡，不用的电缆插销座应加封堵。
（七）移动变压器的操作
1）操作高压电器设备时要穿绝缘靴、戴绝缘手套。
2）故障断电后，要认真查看高低压侧的状态显示，故障处理后进行复位，复位后确认无人工作时方可送电。
3）严禁在带电的情况下打开移变高低压开关的各部盖板，进行检查、检修。 4）必须严格执行对移动变电站先送高压电后送低压电的操作规程。 5）在运行中要时刻注意各个仪表的指示值、液晶显示值。
六、机电设备管理措施
（一）机电设备管理措施
1）机体、机架各连接件间无严重变形、开焊、无松动缺件。 2）在设备运行过程中，必须符合相关的技术性能要求等。 3）设备做到不漏油、不漏液、不漏电。
4）运动件接触面间无损坏、无变形、无磨损过限，间隙配合要符合要求。 5）各阀件、活塞、缸体均不得带有磁性，配合面不得有毛刺、划伤、锈斑和点蚀缺陷。
6）各种安全保护装置必须齐全、灵敏、可靠，并按规定调整，不得随意甩掉任何一种保护装置。
7）各润滑部位必须按规定注油。
8）电气设备严禁出现失爆，确保安全供电，设备环境清洁卫生。 9）正确使用操作设备，精心维护设备，确保机电设备符合质量标准。 （二）机电设备管理制度 1、设备运行、维护、保养制度
1）、设备运行之前，维修和操作人员必须对设备进行详细检查，发现问题及时处理。
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2）、操作人员必须经过所操作设备的安全、技术培训，经考核合格后持证上岗，维修人员必须经过技术培训，有上岗证，操作设备严格按照操作规程的规定进行操作。
3）、各类司机必须熟悉所属设备的操作方法及安全注意事项，保持设备运行文明生产环境。
4）、应根据设备使用情况规定日检时间，并加强巡回检查，以确保设备处于完好状态。
5）、应有检修计划，按照计划严格执行，并留有记录。
6）、对使用的设备逐台进行包机，做到包运转、包维护、包完好。 7）齿轮传动设备运行达到规定时间后，应更换润滑油，更换之后保持正常油位，并按规定周期进行铁谱分析做到预诊断，定期取样化验，确保设备检修内容。
2、设备包机检修制度
1）机电设备检修实行包机，分四个包机组。即三机组（转载机、破碎机、刮板输送机）、支架组（工作面支架、泵站）、采煤机组、电气组。各设组长一人，设检修班长、检修副班长各一人，均在机电副队长的统一领导下负责全队的设备检修保养工作。
2）包机组实行“三定”、“四包”、“一保证”，即定人员、定设备、定任务。“四包”是包管理（支领回收、更换）、包维修、包故障排除、包完好，不失爆。保证设备正常运转。
3）各包机组要把所包的设备落实到责任人，专人负责，挂包机牌。做到人人有专责，台台设备有人管，工作有标准，有检查。
4）包机组除特殊情况外，必须按预检图表进行检修。
5）各包机组要严格执行队所制定的各项规章制度，特别是有关设备、备件、工具、材料的有关管理制度。检修记录由各包机组长填写。
3、设备巡回检查制度
1）小班维护和各包机组长、生产班长要负责设备的巡回检查，每班最少两次。
2）巡回检查中发现问题要立即组织处理，重大问题要立即汇报。 3）生产中发现较大隐患可责令停止工作，能维持生产的要向值班队干
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汇报清楚，允许后方准维持生产。
4）发现问题要做到四不放过。 产生原因没找见不放过。 排除措施不确定不放过。 问题不排除不放过。 责任人不处理不放过。
5）巡回检查人员必须及时做好检查记录。
第八节 避灾路线
（一）工作面冒顶时的避灾路线
工作面安装通讯系统：控制台、机头、机尾各安装固定电话一部，随时可以和调度室以及地面取得联系。设备列车集中控制台放置急救箱。
冒顶事故发生后，必须立即组织营救灾害人员，组织撤离或采取有效的措施保护危害区域的其他人员，并立即向调度室汇报，汇报事故的性质、影响范围及受灾等情况。营救行动必须迅速、准确、有序、有效地实施现场急救与安全转送伤员，并指导或组织人员采取各种措施进行自身防护、自救互救。发生冒顶事故后的避灾路线为：
3104工作面——3401巷——材料暗斜井——8#集中轨道下山——北大巷——平硐——地面，图4-8-1为3104综放工作面顶板事故避灾路线图。
（二）工作面水灾时的避灾路线
井下采取了探、封、堵、排等综合防治水措施，并在井下设置了防水闸门、防水密闭门等措施，可有效地防止井下水灾的发生，并且一旦井下发生水灾，能够确保主排水系统的正常运转和井下人员的安全撤离。发生水灾后的避灾路线为：
（1）3104工作面——3501巷——西楼沟风井——地面
或：（2）3104工作面——3401巷——材料暗斜井——8#集中轨道下山——北大巷——平硐——地面，图4-8-1为3104综放工作面水灾避灾路线图。
（三）工作面发生火灾和瓦斯爆炸时的避灾路线
根据测定结果，本矿开采的3号煤层自燃等级为Ⅰ级，属于易自燃煤层。设
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计针对防治火灾，在井上、下均设置了消防材料库并配备了足够的消防器材；井下机电设备硐室采用阻燃性材料支护，其通路中和硐室间均按规定设置了密闭门或防火门，在硐室内配备有足够数量的灭火器材；井下设置有完善的消防洒水系统；矿井设计采用注氮、喷阻化剂、加快工作面推进度等措施来防止煤层自燃。通过采取上述措施，可有效地防止矿井火灾的发生，并且一旦井下局部发生火灾，能够及时地在火灾初起时将其扑灭或隔绝火源，防止火灾蔓延，为灭火工作创造有利条件，也能使井下人员按设计的避灾路线安全地撤离灾区。发生火灾、瓦斯、煤尘爆炸避灾路线为：
（1）正常通风时：3104工作面——3401巷——材料暗斜井——8#集中轨道下山——北大巷——平硐——地面
（2）反风时：3104工作面——3501巷——西楼沟风井——地面，图4-8-1为3104综放工作面火灾和瓦斯爆炸避灾路线图。
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图4-8-1 3104综放工作面顶板、水灾、火灾和瓦斯爆炸避灾路线图
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目 录
前 言.............................................................................................................................. 1
一、概况 ................................................................................................................. 1 二、设计的主要依据 ............................................................................................. 1 三、设计的指导思想与主要特点 ......................................................................... 3 四、存在的主要问题与建议 ................................................................................. 3 第一章 采区概况及地质特征 ..................................................................................... 4
第一节 矿井概况 ................................................................................................... 4 第二节 采区概况 ................................................................................................... 7 第三节 地质特征 ................................................................................................. 10 第四节 放顶煤工作面基本情况介绍 ................................................................. 14 第二章 回采工作面布置及采煤方法 ....................................................................... 16
第一节 回采工作面的布置 ................................................................................. 16 第二节 回采工作装备 ......................................................................................... 19 第三节 3104工作面设备总体配套设计 ............................................................ 31 第三章 3104工作面回采工艺 .................................................................................. 42
第一节 回采工艺 ................................................................................................. 42 第二节 工作面顶煤冒放性及回采率 ................................................................. 49 第三节 工作面主要经济技术指标 ..................................................................... 62 第四章 放顶煤开采的安全技术措施 ....................................................................... 65
第一节 顶板管理 ................................................................................................. 65 第二节 通风管理 ................................................................................................. 75 第三节 瓦斯防治 ................................................................................................. 80 第四节 粉尘防治 ................................................................................................. 82 第五节 防灭火管理 ............................................................................................. 87 第六节 水害防治 ................................................................................................. 95 第七节 机电设备管理 ....................................................................................... 101 第八节 避灾路线 ............................................................................................... 113
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工程编号：
工程规模：120万t/a
院长（总经理）：孙震 总工程师： 项目负责：徐刚
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设计人员名单
专业 姓名（签名） 徐刚 黄志增 采矿 范志忠 于 雷 王东攀 机电 张会军 任艳芳 四大件 张学亮 李春睿 给排水 祝凌甫 高维智 通风及安全 孙晓东 职务 采矿室主任 职称 工程师 工程师 工程师 工程师 工程师 工程师 工程师 工程师 工程师 工程师 高工 工程师
审查人员名单
专业 采矿 机电 四大件 给排水 通风及安全 姓名（签名） 毛德兵 孙玉平 于海勇 樊运策 姚建国 职务 采矿所所长 副所长 所长助理 学术委员会主任 职称 研究员 高工 教授 研究员 研究员
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