潞安环能股份公司五阳煤矿

- 1 -第一章 工作面概况第一节 工作面概况工作面概况见表 1-1。表 1-1 工作面概况煤层名称 3#煤 水平名称 +600 水平 采区名称 75 采区工作面名称 7803 地面标高（m） 830898 工作面标高 （m） 425443地面位置 位于杨家沟与付村之间，其上有漳河流过第二节 工作面四邻情况，采掘情况及影响范围7803 工作面位于 78 皮带巷以西，7801 工作面以南，7805 运输巷以北，回采将会对地表水体，建筑等设施有一定影响。 第三节 工作面参数及储量工作面参数见表 1-2表 1-2 工作面参数及储量块段号 走向长 m 倾斜长 m 斜面积 m2 煤厚 m 容重 t/m3 工业储量 wt 回采率 % 可采储量 wt320 175 56000 5.83 1.38 45.05 85 38.30260 235 61100 5.83 1.38 45.16 85 41.78储量计算90.21 80.08第二章 地质情况第一节 煤层赋存特征煤层赋存特征见表 2-1表 2-1 煤层赋存特征煤层厚度（平均） 5.83m 煤层结构1.5（0.01）3.17（0.05）1.1m煤层倾角(平均) 10开采煤层 3# 煤 种 瘦 煤 稳定程度 稳 定可采指数 1 普氏硬度 0.81.0 容 重 1.38煤 层情况描述工作面开采对象为山西组中下部的 3#煤层，煤层赋存稳定，平均厚 5.83m，含二层夹矸，分三个自然分层，其结构为 5.83=1.5（0.01）3.17（0.05）1.1。煤层类型以亮煤为主，暗煤次之，夹镜煤及丝炭条带，煤质为贫煤。第二节 地质构造情况地质构造情况见表 2-2表 2-2 地质构造情况概述：工作面运回两巷沿煤层走向布置，运输巷坡度有明显起伏变化，为-86,回风巷坡度较小，为 13，工作面沿煤层倾向布置，坡度较大，为 712。工作面回采至 0315 观测点向外 16m 左右时揭露长轴为 40m，短轴为 20m 的 47#陷落柱；在回风巷揭露有落差为 5-8m 的 78-1#正断层。陷落柱和断层附近裂隙发育，煤岩层破碎，对回采影响较大。构造名称 长轴（m） 短轴（m） 位置 对回采影响程度47#陷落柱 40 20 0315 测点向外 16m 影响较大地质构造情况构造名称 走向 倾向 倾角 性质 落差（m） 对回采影响程度- 2 -78-1# N80E N10W 70 正断层 5.0-8.0 有一定的影响第三节 围岩及其特征围岩及其特征见表 2-3表 2-3 围岩及其特征顶底板名称 岩石名称 厚度（m） 岩性特征老顶 细砂岩 2.8011.307.58 浅灰色、石英为主、硅质胶结、水平层理、层面黑色直接顶 泥岩及砂泥岩 1.006.703.71 黑色、质匀、致密、块状、含大量植物化石碎屑伪顶 炭质泥岩 00.500.25 黑色、夹煤线或煤屑、节理发育、易冒落直接底 砂质泥岩 2.305.103.49 黑色、质均、致密、团块状，含植物化石碎屑煤层顶底板情况老底 细砂岩 2.009.154.74灰白色、厚层块状、含长石、石英、层面黑色、云母及黑色矿物、钙质胶结、水平层理（附：7803 工作面煤层顶底板综合柱状图）第四节 瓦斯、火、煤层情况瓦斯、火、煤层情况见表 2-4表 2-4 瓦斯、火、煤层情况瓦 斯 绝对涌出量为 19.7m3/min 煤 尘 煤尘具有爆炸性,煤尘爆炸火焰长度为 15-20mm煤的自燃 煤层不易自燃地 温 1416第五节 水文情况巷道掘进中，主要充水因素为 3#煤层顶板以上的、号砂岩含水层的水受采动冒落及矿山压力影响通过有效裂隙渗入到工作面，并在局部地段、特别是在断层附近可能出现淋水现象。根据相邻工作面涌水情况分析，预计本工作面正常涌水量为 12m/h，最大涌水量为 20m/h。第三章 采煤方法及其工艺流程第一节 工作面巷道及设备布置1、工作面巷道布置：工作面运输巷长 800m，回风巷长 740m，里眼长 175m，外切眼长235m，运输巷和回风巷均沿煤层走向布置，均沿顶板掘进，运输巷坡度有明显起伏变化，为-86，回风巷坡度变化较小，为 13，工作面沿煤层倾向布置，坡度较大，为 712。（附：7803 工作面巷道布置示意图）2、工作面巷道支护形式：7803 运输巷，回风巷及开切眼均采用矩形断面树脂加长锚固锚杆组合支护系统，并进行锚索补强，7803 回风巷断面：4.5m 3.2m。7803 运输巷断面：5.0m3.5m，7803 里外切眼断面：7.0m3.2m，运回两巷部分地段架设工字钢棚。（附：7803 工作面巷道支护断面图）3、工作面设备布置及技术特征：- 3 -（附：工作面设备布置平面图）表 3-1 工作面设备配置序号 名称 型号 数量 生产能力 电压（V） 功率（KW）1 采煤机 MGTY-300/700 DA 1 1140 7002 前刮板运输机 SGZ764/630 1 900t/h 1140 23153 后刮板运输机 SGZ764/315 1 900 t/h 1140 23154 转载机 SZZ830/250 1 1000t/h 1140 2505 破碎机 LPS-1500 1 1500t/h 1140 1606 液压支架 ZZP-4800 1497 排头架 ZT-5600 98 胶带运输机 SDJ-1000 1 22009 乳化液泵 BRW-315/31.5 1 220010 喷雾泵 BPW-315/10 1 4511 移变 KBSGZY1250/6 3 1140 125012 移变 KBSGZY-630/6 1 1140 63013 移变 KBSGZY-500/6 2 1140 5001、7803 里切眼安装 ZZP-4800/17/23 型液压支架 112 架，ZT-6500/19.5/34 型液压支架 6 架，7803 里切眼共安装支架 118 架。2、7803 外切眼安装 ZZP-4800/17/23 型液压支架 37 架，ZT-6500/19.5/34 型液压支架 3 架，7803 里切眼共安装支架 40 架。3、7803 里外切眼对接后，共有 ZZP-4800/17/23 型液压支架 149 架，ZT-6500/19.5/34 型液压支架 9 架。第二节 采煤方法工作面采用走向长壁后退式，沿底开采低位放顶煤一次采全高的综合机械化开采方法，全部垮落法管理顶板。工作面设计采高 3（ ）m ，放全部顶煤，循环进度 0.8m。10里切眼：每正规循环产量1750.85.8385%1.38=957.4t，取 957t。里外切眼对接后：每正规循环产量2350.85.8385%1.38=1285.7t，取 1286t。可采期：（318+262）（0.85）145 天，取 145 天。第三节 采煤工艺1、循环工艺：采煤机在机头(尾) 开缺口斜切进刀割煤 移架顶前溜放顶煤拉后溜。循环进度 0.8m。采放比为 1：1.06, 放煤循环步距为 0.8m，放煤采用单轮间隔均匀放煤，由两人操作同时进行，其中一人操作单数支架(5、7、9) 放煤，另一人操作双数支架 (6、8、10)。两人间隔 24 架距离。根据相邻放顶煤工作面的回采情况，结合本工作面回采特点，确定初次放煤距离为 6m8m，即支架全部走出切眼后开始放煤，放煤循环步距为 0.8m，即采煤机割一刀煤，后边支架放一次顶煤。采放关系：在外部运输能力较大的情况下可采用采放平行作业方式，在外部运输能力小时可采用采放交替作业的方式。2、工艺详细说明及要求2.1、采煤机割煤：工作面采用 MGTY-300/700 DA 型双滚筒电牵引采煤机，配备滚筒直径1.8m，截深 0.8m。（附：采煤机进刀示意图）2.2、割煤要求：2.2.1、割煤时两个滚筒要保持一个切割平面，煤壁要采直、采齐，采高控制在 3m 左右，正负误差不超过 100mm。- 4 -2.2.2、工作面不得随意丢顶煤和底煤，工作面浮煤应及时清理干净。2.2.3、采煤机牵引速度要均匀，速度一般控制在 1.7m/min 内，不得过速运行，不得强行牵引，严禁频繁启动，以防负荷过大压溜损坏机器。2.2.4、采煤机司机要随时注意观察顶、底板情况，注意工作面推进方向倾角的变化，随时调整摇臂高度，防止飘刀或啃底，以免造成大溜不平，顶溜困难或采煤机掉道。2.2.5、随时注意电缆、大溜的运行状况，发现拉扯电缆，大溜卡堵涌煤或出现其它特殊紧急情况，应立即停机闭锁大溜处理，防止事故发生及扩大。2.2.6、当采煤机运行距端头(尾)10 架范围内时，必须降低速度，由一名司机控制前滚筒调高按钮，另一名司机在排头架内观察指挥，当前滚筒伸入巷道半个滚筒时，停止牵引。2.2.7、采煤机割煤必须分段限速，即当机组割煤至机头十架内时，割煤速度控制在 1.4m/min内，当机组割煤至机尾十架范围内时，割煤速度控制在 1.2m/min 内，其余范围割煤速度控制在1.7m/min 内。2.3、装煤：采煤机割煤时，大部分煤靠滚筒旋转时在叶片作用下装入大溜，剩余的少量浮煤在推溜时靠铲煤板装入运输机运出。2.4、移架：工作面采用及时移架方式，即先移架后推溜。采煤机割煤后，紧跟后滚筒开始移架，顶板不完整或片帮严重时，可采用超前移架及时打出防片帮等支护方式管理顶板。移架要求：2.4.1、一般情况下，移架工站在支架前、后立柱之间，准确操作手把，同时，注意支架动作部位的情况。2.4.2、移架时，采用带压移架，防止顶板下沉，尽量做到少降快移，以免出现支架歪斜，垛架现象。2.4.3、移架后及时升架，顶梁与顶板接触后，手把应再供液一段时间，确认达到初撑力后，再将手把打到“O”位。前梁上部不许出现空顶或点接触。2.4.4、移架后，支架成一条直线，其前后偏差不超过50mm ，及时打出防片帮板，将手把打到“O”位。2.4.5、移架后要保证溜的平直，随时加以调整以保证其正常运转。2.4.6、最大控顶距为 48938005693mm,最小控顶距为 4893mm。2.5、推溜：移架后 15m20m，开始推前部溜，其程序为：操作推溜手把，输送机出现弯曲段，逐步使弯曲向前移动，从而将前溜推进煤墙。推溜要求：2.5.1、运输机弯曲段长度不得小于 15m，每次操作推溜的架数必须相等，推溜后保持平、直、稳。2.5.2、除弯曲段外，输送机推移步距必须达到 800mm，推移时，各千斤应协调推溜，要求弯曲过渡平稳、自然，不得出现急弯现象。2.5.3、必须是顺序推溜，采取从机头（尾）往机尾（头）的顺序顶溜。2.5.4、严禁在大溜停机时推溜，以免卡死大溜。2.5.5、顶过溜后，手把必须打回“O ”位。2.6、放煤：放煤采用单轮间隔均匀放煤，由两人操作同时进行，其中一人操作单数支架(5、7、 9)放煤，另一人操作双数支架(6、8、10) 。两人间隔 24 架距离。放煤要求：2.6.1、初次放煤在回采 6m 8m，即支架全部走出切眼后开始放煤。 2.6.2、放煤时要随时注意后溜的运转情况，必须在后溜正常运转时方可放煤。2.6.3、本工作面一般采用采放平行作业方式，即割煤移架后，就开始放煤作业，如外部运输能力小时，可采用采放交替作业方式。2.6.4、放煤工在放煤前，应先打开放煤喷雾。在放煤过程中，两眼紧盯放煤口，注意放煤量，- 5 -以免放煤过多使运输机超载而损坏设备。2.6.5、顶煤放不下来时，可反复打开和关闭窗口将放煤口处的炭块挤碎，把煤放下，或操作支架后立柱，小范围内反复升降几次，以破碎炭块便于放煤。2.6.6、放下大块矸石后，必须及时向后溜司机发停机信号，同时关闭放煤口，处理矸石后再开机。2.6.7、每架支架放煤以放净为原则，发现有矸石出现应及时关闭窗口，放完煤后必须及时操作手把拉回后溜，拉溜“要求”同推前溜。采煤机割完煤后顶过前溜，将工作面架前、架间、电缆槽内以及框架内的浮煤清理干净，为移架做好准备。顶煤放完后，要把后溜前的浮煤清理干净，为拉后溜做好准备。2.6.8、放煤时，必须从下部向上部放煤。2.7、运煤方式：工作面煤流经前后溜进入转载机，然后经运输巷胶带运输机，经采区皮带、主皮带进入主斜井煤仓，由主斜井皮带运出地面。第四章 顶板控制管理及支架说明书第一节 工作面支架支护说明1、七八采区低位放顶煤综采工作面矿压观测情况1.1 顶板来压：根据矿压观测，直接顶初次跨落步距为 14.3m，老顶初次来压步距为 25.6m，老顶周期来压步距为 1213m 。1.2 支架阻力：支架初撑力为 33003650KN/架，平均阻力为 3475KN/架。 1.3 活柱下缩及煤壁片帮：经测定，活柱下缩量为 360mm，煤壁片帮深度为 0.31.2m；周期来压时，煤壁片帮严重。1.4 压力分布：压力峰值区预计位于煤壁前方 48m 处，该区域两巷顶底板移近量400500mm，超前压力影响区域预计在工作面前方 012m 范围内。1.5 底板比压：经过底板比压测定，其数值较小，无支架陷入现象，对生产无明显影响。2、液压支架选型2.1 支架工作阻力确定p=200+8L0 p支架支护强度， L0老顶初次来压步距，25.6mp=200+825.6=404.8KN/ m2 P=pS P支架工作阻力 KN， S支架支护面积 7.02m2 P=404.87.02=2841.70KN 2.2 支架高度确定Hzmax =H+（0.1 0.3）=3+0.2=3.2mHzmin = Hminh d he=2.5-0.0453-0.08=2.285 mHzmax 支架最大高度，mHzmin 支架最小高度，mHmin 最小采高，取 2.5mhd 预计的顶板下沉量 ， （0.040.05）H，取 0.045Hhe 避免支架压死的撤出高度，0.050.1m ，取 0.08mHzmin =2.50.04530.08=2.285m - 6 -根据我矿现有液压支架及其应用情况，选定 ZZP-4800/17/33 型液压支架。该支架在我矿应用以来，收到良好的效果，适合我矿的地质条件。该支架参数为 P=4800KN, Hzmax=3.3m， Hzmin=1.7m。理论计算值均在所选定的支架参数范围内。因此，7803 工作面采用ZZP-4800/17/33(双输送机低位插板式放顶煤支架) 进行支护，全部垮落法管理顶板。表 4-1 液压支架参数表支架高度 3300/1700mm 支架宽度 1500mm支护强度 0.65MPa 初撑力 3958KN支护宽度 1420/1580 mm 支护面积 7.02m2底板比压 1.98MPa 底座面积 2.5m工作阻力 4800KN 泵站压力 31.5MPa移架力 306/485KN 推溜力 360KN第二节 工作面顶板管理1 、支架管理1.1 移架时，要将支架底座前及架间的浮煤清理干净，以降低移架阻力。1.2 移架时要按操作规程进行，并注意周围行人及本人安全，操作完毕后，手把必须复“O”位。1.3 降架时，要前后立柱同时降，切不可只降前柱或只降后柱。2、支架防滑防倒措施2.1 对于工作面局部坡度较大处，部分支架可能出现滑倒现象，必须利用单体柱或摆架千斤及时摆架。2.2 利用单体柱摆架时，柱牙必须顶在被摆架前梁下方焊接装置处，柱尾放在下部相邻支架底座安全可靠处，柱牙柱尾必须垫木块或皮带并用绳皮拴牢单体柱，以防滑柱伤人。2.3 利用摆架千斤摆架时，将千斤两端拴上铁链，一端通过夹板固定于被摆架上部第四架的前立柱上，另一端拴于被摆架的前立柱上部或前梁下方连接耳上。2.4 落架及拉架时，摆架千斤或单体柱必须完全吃劲。人员通过高压枪管远距离操作。2.5 走架完毕后，应及时卸下摆架千斤和单体柱。卸柱或千斤时，不许把出液口正对人员。2.6 利用摆架千斤摆架时，应由上部向下部顺序摆架。2.7 移架时，要调整支架位置，严防大溜及支架上窜下滑，把伪斜调好，保证工作面工程质量。2.8 支架工要维护好支架的液压系统及管路，不得有窜液、漏液现象，各阀组要灵敏可靠。2.9 必要时，可采用擦顶移架法，可降前梁带压移架。2.10 支架的各卡、销必须齐全，保证正常使用。3、顶板管理3.1 采煤机割煤后，要及时打出防片帮板。3.2 如发现工作面顶板破碎或片帮宽、漏顶时，要及时支护，面积较小时，及时超前移架进行管理。面积大时，超前走架后，在支架前梁上挑垂直于工作面的板皮、配合临时柱管理顶板，通过机组时提前在煤墙挖柱窝打替柱管理顶板。3.3 机组过后及时移架，缩小空顶距离，减少空顶时间。3.4 如工作面架间间隙大，侧护板无法调整时，可用单体柱与板皮对空顶间隙进行维护，每根- 7 -板皮下不少于二根柱。3.5 如顶板破碎，煤壁片帮严重，顶板管理困难时，经生产科同意可适当降低采高，但最低不少于 2.8m。3.6 随采高变化，及时调整加长段，保证立柱行程，以免过高导致失效定型或过低导致“死架”。3.7 如煤墙片帮严重时，应在煤墙补打玻璃钢锚杆或预注马丽散加固煤墙。 第三节 上、下端头及安全出口顶板管理1、端头支护设计因工作面安装前、后两部大溜，故使用单体柱配合抬棚架管理。1.1、端头（尾）的矿压计算：综采工作面端头（尾）可以近似看作为一侧是实煤体，一侧是液压支架组成的梯形巷道，根据普氏公式 Pd=2ard。其中：Pd顶压，KN/m 2a巷道跨度之半，m，取 2.0 mrd巷道顶板容量， KN/m3，其中泥岩为 22.625.5， 取 24Pd=22 24=96KN/m2根据煤矿支护手册 “回采工作面周围应力的重新分布的规律”介绍，超前支承应力峰值位置深入煤体内的距离约为 210m ，端头（尾）处不属于应力峰值位置，该处的矿压可以认为是96KN/m2。考虑到工作面回采及放顶煤的影响，工作面两侧的煤体支承应力将会增加，应力峰值位置会在侧向上深入煤体一定距离，端头（尾）恰好处于卸载区边界，尽管侧向上的矿压会与原有的矿压形成一定叠加，但叠加后的矿压不会超过原有矿压的两倍，即 962=192KN/m2。综上所述，工作面端头（尾）处的矿压可以确定为 192KN/m2。1.2、端头（尾）的支护密度计算：1.2.1、确定支护密度常通过下式计算：n=Pd/Pt 式中，n-支护密度，根/m 2Pd-巷道顶压， KN/m2，取 192Pt-支柱实际承载能力，kN/根，取 240理论支护密度 n=192/240=0.8 根/m 21.2.2、当端头（尾）液压支架顶梁到巷帮距离大于等于 1.6m 时，采用双抬棚、一梁三柱管理顶板，两面平长 3.0m，按每架抬棚交错 400mm、最宽距离 2.5m 计算，在（3.00.4）=2.6m 长，2.5m 宽的区域内，有 6 根单体柱支撑，支护密度为：6/（2.62.5） =0.92 根/m 21.2.3、当端头（尾）液压支架顶梁到巷帮距离小于 1.6m 时，采用单抬棚，一梁三柱管理顶板，两面平长 3.0m，按每架抬棚交错 700mm.计算，在 3.00.7=2.3m 长，1.6m 宽的区域内，有三根单体柱支撑，支护密度为：3/（2.31.6）=0.82 根/m 2设计支护密度均大于理论计算所需的支护密度。2、安全出口管理上、下顺槽由专人负责维护，超前维护距离始终保证超过采动影响应力变化范围，其距离最终通过矿压观测后确定。从工作面煤壁起在每两排锚网支护正中间架设两面平料与单体液压柱组成的双腿棚。运巷使用 4.50.180.12m 的两面平。回巷使用 4.00.180.12m 的两面平。两巷超前维护段的上、下帮的单体柱要分别用拴柱链按规定要求拴好。严禁在工作面及两巷使用加长焊接的单- 8 -体柱。两巷压力大时，应提前在钢筋托架下或工字钢梁下打点柱加强支护。单体柱要编号管理。安全出口高度不得低于 1.8m，宽度不少于 0.7m，安全出口必须保持畅通，严禁堆放杂物。3、超前维护段单体柱支撑强度计算：3.1、根据煤矿支护手册中的“深部巷道矿压计算公式”计算两巷顶压。3.1.1 普氏公式 Pd2ard其中：a巷道跨度之半，m，取 2.3m；rd巷道顶板容重，kN/m 3，其中泥岩为 22.625.5，取 24；Pd顶压，kN/m 2。Pd22.324110.4kN/m 23.1.2 我国修正的顶压公式：Pd2ardb，其中 ba1/2f 式中：b修正系数，无量纲；a1压力拱跨之半，约等于巷道跨度之半，m，取 2.3m；f普氏硬度系数，煤巷取 1.1。Pd22.3242.3/ （21.1）115.42kN/m 2顶压取较大值 115.42kN/m23.2、我矿使用的 DWQ35-300/110 型单体液压支柱主要技术特征如下：4-2 单体液压柱技术特征项 目 单 位 DWQ35-300/110额定工作阻力 kN 300额定工作液压 MPa 31.5最大高度 mm 3500最小高度 mm 2700工作行程 mm 800泵站压力 MPa 20初撑力 kN 190在实际运用中，确定支柱的承载能力要结合到支柱的额定工作阻力、新旧状况、保养情况等，以支柱额定工作阻力乘某一百分数核定。本工作面 DWQ35-300/110 支柱承载能力核定为：300kN80%240kN。3.3、确定支护密度，常通过下试计算：nPd/PT 式中：n支护密度，根/m 2；Pd巷道顶压，kN/m 2，取 115.42；PT支柱实际承载能力， kN/根，取 240。n115.42/2400.481 根/m 2本工作面两巷锚网支护排间距为 1.0m，作业规程设计为每 0.8m 架设由一根两面平和两根DWQ35-300/110 型单体柱组成的双腿棚，所以设计支护密度为：n 设计2/(0.84.5)0.55 根 /m2设计支护密度大于根据理论计算得出的支护密度。（附：工作面两巷超前支护平面示意图）第四节 特殊情况下的顶板管理周期来压及顶板破碎时的顶板管理：1、割煤后及时带压擦顶移架，及时伸出防片帮板。- 9 -2、移架时少降快移，支架升起后保证足够的初撑力。3、片帮严重地段，在保证采高的情况下，及时超前移架，严防架前冒顶。4、顶煤裂隙发育、压力大，易片帮、冒顶时，加快推进速度，超前移架，减少空顶距。5、严禁空顶作业，处理冒落区时，人员站在安全地点，并设专人监护，有安全出口，并且确保安全出口畅通。6、冒顶区、顶板破碎区尽可能减少支架反复升降次数。7、及时检修处理支架窜漏液，保证乳化液浓度和泵站压力，保证支架高度，严防支架压低放不出顶煤或被压死。8、对片帮、顶板破碎地段及时利用两面平和单体柱配合管理顶板。第五章 工作面矿压监测第一节 工作面矿压监测的内容和方法描述1、工作面矿压观测方法及规定1.1、 观测目的掌握综采工作面上覆岩层的运动规律，回采空间围岩及支架的相互关系，采动引起支承力的分布，探索搞好综采工作面顶板管理的有效措施。1.2、 观测内容主要观测液压支架载荷、顶底板移近量、活柱下缩量、支架压入底板量及采场超前支承压力范围，运回两巷支架折损和顶底板移近量，工作面在采动影响下发生变形、冒落高度、煤壁片帮深度等进行了现场描述，从中获得一定的规律。1.3、测点布置及观测组织在工作面，每架支架上均安装 ZLY-60 型矿压数字压力仪，对支架的前后立柱及前梁油缸压力进行观测，并且在工作面均匀布置 10 台在线矿压监测仪对安装支架的前立柱、后立柱以及前梁油缸压力进行在线监测。1.4、矿压观测工作由生产科负责组织实施，工作面所有作业人员必须积极配合观测人员的工作，爱护观测设施，接受生产科改进顶板管理和支护措施的指导和建议。第二节 两巷回采期间的矿压监测1、两巷采动影响范围观测方案1.1、观测目的确定综采工作面两巷受采动影响的范围1.2、观测范围两巷采动影响应力变化范围内均进行观测1.3、观测内容支柱载荷量、活柱下缩量、两帮移近量1.4、测点布置两巷在超前维护段以外，靠工作面一侧，每隔 5m 竖直打一根 3.5m 单体液压支柱，见图：50m5m 5m 5m 5m 5m 5m20m- 10 -随工作面推进，靠近工作面的测点顺序向外移动，测点数量不变，但测点编号相应变化，见图：1.5、观测手段1.5.1 支柱载荷量1）通过矿压观测仪观测并记录；2）支柱必须升紧，初始初撑力不低于 90KN，并记录初始压力值；3）每天安排专人进行观测，并按编号记录每根单体支柱的压力。1.5.2 活柱下缩量1）单体支柱升紧后，按编号记录下活柱伸出量的初始值；2）每天安排专人，使用卷尺对活柱下缩量进行观测；3）单位精确到 mm。1.5.3 两帮移近量1）每天对测点处的巷道两帮距离进行观测记录；2）单位精确到 mm。1.6、数据处理“三量”数据收集后，如果某测点支柱载荷量增大不超过 10KN、且活柱下缩量小于 5mm、两帮移近量小于 10mm，可以认为该处不受采动影响，并对该测点至工作面范围进行超前维护。第三节 回采工作面矿压监测管理要求及安全技术措施1、每班移架作业完成后，支架必须升紧、升实，保证支架的初撑力，泵站压力必须达到规定要求。2、每班由质量验收员对支架的初撑力情况进行监测记录，并对两巷的顶板离层情况进行监测并记录。3、两巷超前维护段的液压支柱的阻力观测采用单体测力计进行监测。超前维护架设后由验收员对单体支柱的初撑力进行测量并记录，并对超前维护的单体柱工作阻力进行观测，发现异常及时汇报处理。4、队组技术员负责对收集的数据进行分析处理，并每周把数据报生产科矿压组。5、每旬由生产科不定期对工作面及两巷支护质量动态检查 2 次，对检查中存在的问题，队组负责及时整改。生产科矿压组每周要把矿压分析处理情况及时反馈到队组，并指导队组正确组织安31 2 4 5 620m工作面向外推进 10m20m20m3 4 5 6 1 2- 11 -全生产。6、对工作面和两巷，整个生产期间都要进行矿压观测。对支护质量监测，整个生产期间都要进行监测。7、对生产过程中出现的矿压异常现象，队组要及时汇报到生产科，由生产科派专人负责处理。8、队组要负责对矿压监测设备、仪器的维护管理，严禁人为破坏，如属非人为损坏应及时和生产科联系更换。第六章 生产系统第一节 一通三防1、 通风系统：进风流：南丰进风井78 皮带巷（78 架空人车巷）7803 运输巷7803 工作面回风流：7803 工作面7803 回风巷（7803 瓦抽巷）78 轨道巷（78 专用回风巷）南丰回风井（附：7803 工作面通风系统图） 2、风量计算7803 工作面的瓦斯绝对涌出量为 19.7m/min，其中的瓦斯抽采排放量约为 5.6m/min，因此，7803 需要通风稀释的瓦斯涌出量为 19.7-5.614.1m/min 。2.1、按瓦斯涌出量计算：Q 采 100Q 瓦 K/（1+1.5M） ，m 3/min式中：Q 采 工作面实际需要风量 ，m 3/minQ 瓦 工作面瓦斯绝对涌出量， 14.1m3/minK-瓦斯涌出不均衡系数，取 1.3M-瓦斯尾巷的风量与工作面风量之比，取 M=0故 Q 采 10014.11.3/(1+0) 1833m 3/min2.2、根据工作面人数计算 （按每人每分钟需用 4m3 风量计算）Q 采 4N，m 3/min式中：N工作面最多同时工作人数，取 90Q 采 490360m 3/min2.3、按工作面温度计算：Q 采 60VS，m 3/min式中：V采煤工作面平均风速，按工作面温度为 16，风速应为 0.50.8m/S ，取平均值0.65m/SS采煤工作面平均断面积，取 4.53.214.4m 2故 Q 采 600.6514.4561.6m 3/min2.4、根据割煤速度计算Q 采 100V 采 haptQ 瓦 n/T式中：V 采 机组截割速度， m/min, 取 1.7m/minh煤层厚度 5.83ma截深，0.8mp容重，1.38t/m 3Q 瓦 工作面预计瓦斯涌出量 14.1m3/mint每天分钟数 6024落煤时瓦斯涌出百分比，预计 0.60- 12 -T 日循环产量，6430 吨Q 采 1001.75.830.8 1.3814.160240.664302073.04 m 3/min ，取 2074 m3/min综上所述，工作面风量应不小于 2074m3/min。2.5、按采煤工作面允许风速验算：工作面允许风速的范围是 0.25m/s4m/s，取断面为 14.4由此可得工作面风量必须在： 216m/minQ 采 3456m/min 范围内，而计算所需 Q 采 =2074m3/min，符合允许风速要求，此时风速为 2.4m/s。根据以上计算确定，7803 综放面供风量确定为不低于 2074m3/min。2.5、各班跟班队干、班组长必须加强工作面通风设施的管理，严禁同时打开两道风门或者长时间打开一道风门不关。一旦发现通风设施损坏，应及时通知通风调度安排有关人员进行处理。2.6、 通风设施前、后 5m 范围内不许堆放材料、设备等，车场卡轨器前加设道木。2.7、通风科应按规定要求安排人员对 7803 工作面风量进行监测，发现风量不足或有瓦斯超限现象，必须停止生产，及时调整风量，以确保通风安全。3、瓦斯管理3.1 通防队必须安排专职瓦斯员对 7803 工作面入风口、工作面风流、煤帮、上隅角、工作面回风口、瓦抽巷等地点认真巡回检查。每班检查、汇报不得少于三次。3.2 为随时掌握工作面瓦斯涌出情况，跟班队干、班长、流动电钳工、探头看护工、下风侧采煤机司机、安全员、回风流中的绞车司机都必须携带便携式瓦斯报警仪，负责所经地点和作业场所的瓦斯检查工作，端尾工（探头看护工）带的瓦斯报警仪必须挂在机尾上隅角。3.3 工作面(含上隅角)风流中瓦斯浓度等于或大于 0.8%时应发出预警信号，等于或大于 1.2%时，必须停止作业，撤出人员，切断电源，报通风调度和生产调度处理。3.4 工作面回风巷风流中瓦斯达到 0.8%时，必须停止工作，撤出人员，汇报调度处理。3.5 工作面风流中的 CO2 浓度达到 1.2%时，必须停止作业，撤出人员，查明原因，制订措施，报矿总工批准，处理后方可恢复生产。3.6 电器设备附近 20m 以内风流中瓦斯达到 1.2%时，必须停止运转，撤出人员，切断电源进行处理。3.7 工作面及运回两巷内体积大于 0.5m3 的局部空间内积聚瓦斯浓度达到 1.6%时，附近 20m 内必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。3.8 由机电队长负责，认真组织机电工对工作面所有机电设备进行检查，精心维护，确保台台设备达到完好标准，严禁出现失爆现象。3.9 工作面每班开工前跟班队干、班组长、安全员、瓦检员对工作面通风、瓦斯及“一通三防”等安全设施进行检查，确认无隐患后分别在开工牌上签字开工；如存在隐患，必须整改完毕合格后方可签字开工；工作面未经瓦斯检查，不得生产。3.10 瓦斯员每班至少检查汇报三次，做到牌板、记录、台帐三对口，严禁虚报、假报瓦斯数据。遇有特殊情况，必须随时检查汇报。检查同时必须对探头的数据进行记录，并与光学瓦检仪读数比较，当两者误差大于允许误差时，要以数据大的为依据，采取安全措施并及时汇报通风调度，由通风调度通知自动化科和通风科安排人员在 8 小时内处理正常。3.11 采煤工作面机尾要及时按规定回柱，如回柱步距较大时，必须在中部补打单体柱使顶板呈逐步跨落。在回柱和放顶作业时，必须由专职瓦斯检查人员及安监人员在现场监督检查，以防高浓度瓦斯涌出。3.12 工作面回采过程中，应严格控制割煤速度，正常情况下不应超过 1.7m/min，以尽量控制瓦斯不均衡涌出现象。3.13 为有效防止上隅角瓦斯浓度超限，采用挡风帘的办法管理上隅角瓦斯。- 13 -3.14 挡风帘管理办法：挡风帘必须上够两道，中间留足机组空间。挡风帘每班设专人管理。行人或机组通过后应尽快放下挡风帘，严谨长时间揭开。使用过程中，挡风帘出现破损后，必须及时更换，否则，不允许生产。3.15 机组通过回风巷岩石钻场时必须安设导风筒，且导风筒直径不小于 800mm4、瓦斯监测监控系统管理4.1 瓦斯监测监控仪表布置方式 在回风巷距切眼煤墙小于 10m 处安设一台 KJ101-45B 智能型高低浓度甲烷传感器（T 1）,在距回风巷车场口往里 1015m 处安设一台 KJ101-45B 智能型高低浓度甲烷传感器（T 2） ，在工作面上隅角安设一台 KJ101-45B 智能型高低浓度甲烷传感器（T 3） ，机组上安设一台 KHJ1 型机载式甲烷断电仪(T 4)，在后溜机尾处安设一台 KJ101-45B 智能型高低浓度甲烷传感器（T 5） ；在距运巷口 10-15m 处安设一台 KJ101-45B 智能型高低浓度甲烷传感器（T 6） ；在运回两巷适宜地点各安设一台(GFD15)型风速传感器；在运巷距皮带驱动滚筒下风流处 10-15m 处安设一台 GYH1000 型 CO 传感器；在回巷距回风口 10-15m 处安设一台 GYH1000 型 CO 传感器。名称 报警浓度 断电浓度 复电浓度 断 电 范 围T1 0.8% 1.2% 0.8% 工作面及回风巷中全部非本质安全型电气设备T2 0.8% 0.8% 0.8% 工作面及回风巷中全部非本质安全型电气设备T3 0.8% 1.2% 0.8% 工作面及回风巷中全部非本质安全型电气设备T4 0.8% 0.8% 1.2% 机组电源T5 0.8% 1.2% 0.8% 工作面及回风巷中全部非本质安全型电气设备T6 0.5% 0.5% 0.5% 工作面及运回两巷中全部非本质安全型电气设备5 瓦斯监测监控管理制度5.1 瓦斯监测监控设施，必须按标准设置，严格按五阳煤矿质量标准化标准要求进行管理。5.2 工作面瓦斯员每班应对回风巷瓦斯探头检查三次，对探头数据进行记录。发现仪器损坏或误差超标时，先以数据大的为依据，采取安全措施并及时汇报通风调度和自动化科，由自动化科安排人员在 8 小时内处理正常。5.3 瓦斯探头应垂直悬挂，探头进气孔位置距顶板不得大于 300mm，距巷道侧壁不小于200mm，并设置瓦斯传感器管理牌板。使其始终与探头保持 2m 的平行距离，并在巷帮上 1.6m 高的地方固定。5.4 随工作面推进，班组长应每班安排人员及时移动工作面里口探头后溜机尾和上隅角探头及其线缆、瓦斯传感器管理牌板。移探头时，严禁人为碰撞、损坏探头。5.5 瓦斯探头发生故障，瓦斯员、班组长或跟班队干应立即通知自动化科值班人员，自动化科值班员应立即安排人员下井处理，在井下无法处理的，在 8 小时内必须更换好，处理期间由专职瓦斯员在探头处悬挂便携式瓦检仪，对瓦斯进行不间断监测，安全员现场监督，确保安全生产。5.6 任何人不得损坏监测监控系统的设备，在冲洗巷道时必须避开监测监控系统装置的安设部位，不得直接用水冲刷装置（尤其是传感器） 。5.7 甲烷传感器应每七天由自动化科监测工负责更换一次。5.8 每周综采工作面进行一次瓦斯电闭锁断电实验。瓦斯电闭锁断电实验由自动化科负责进行，队组机电队长配合，通风科、安技科、机电科现场监督，试验完毕后，双方在相关记录上签字。5.9 试验中如存在问题，致使断电试验不成功，试验人员必须立即会同有关部门查清原因进行处理，处理完毕后，重新进行试验。在故障处理期间，由专职瓦斯员在探头处悬挂便携式瓦检仪，对瓦斯进行不间断监测，安全员现场监督，确保安全生产。5.10 瓦斯探头管理实行“三位一体”移探头制度，需要移动时要有瓦斯员、安全员、班组长共同移动。- 14 -5.11 每班需要安排一名探头监护工负责看护所在区域的监控监测设备。6、综合防尘及隔爆设施6.1 洒水系统运输巷安装一趟四寸水管，供采煤机各种转载点灭尘和架间喷雾用水以及乳化液泵用水。回风巷安设一趟四寸水管，供巷道灭尘、冲洗用水。要求运回两巷水管每隔 50m 留设一个三通，便于接管使用。6.1.1 运回两巷安设防尘管路，两巷每 50m 设置一个三通，三通外接甩头和不少于 25m 长的15mm 的高压管按标准悬挂在行人侧，要求阀门开启灵活，手轮齐全。严禁跑、冒、滴、漏，水路不通不准开工。6.1.2 胶带运输机、转载机、大溜等转载点及破碎机出口处，必须安设喷雾灭尘装置并固定，保证喷雾正常使用，开启阀门必须安设在操作人员一侧。6.1.3 支架必须安设移架和放煤喷雾装置，设专人负责，保证正常使用。6.1.4 机组必须有喷雾设施，严格执行“无水不割煤”制度，要求雾化程度高能封闭滚筒，使用正常。6.1.5 回风巷距工作面不超过 30、50m 处，各设一道净化水幕，并安设捕尘网，运巷距工作面不超过 30m 处设一道净化水幕，要求能封闭全断面，由专人维护，保证正常使用。6.1.6 运回两巷及工作面设专人冲洗煤尘，工作面每班冲洗一次。运回两巷距工作面 50m 内，每班冲洗一次，50100m 范围内，每天冲洗一次； 100m 以外每周冲洗一次，严禁煤尘堆积。6.1.7 运回巷水管进水处各安设一道过滤器。6.1.8 运回两巷按标准各挂三组隔爆水袋，隔爆水袋规格为 40L/袋。隔爆水袋与工作面的距离必须保持在 60200m,距风门距离应大于 25m。运巷净断面均为 53.517.5，回巷的净断面为4.53.214.4，因实际水量应不小于设计水量，所以运巷每组隔爆水袋不少于 88 个，回巷每组隔爆水袋不少于 72 个，棚区长度不少于 20m，必须按公司“一通三防”管理规定汇编要求悬挂。水袋要充满水，保证其完整无缺，设专人负责，并实行挂牌管理。（附：7803 工作面防尘及监测监控系统图,监测监控系统断电控制图）7、工作面洒水：7.1 采煤机必须执行“无水不割煤”制度，工作面每架支架要安装移架喷雾装置，支架放煤口必须设有喷雾。割煤或放煤时必须先打开喷雾，然后才能割煤或放煤。7.2 工作面煤尘必须班班冲洗，各责任人必须认真检查喷雾装置，以保证其正常使用。8、防灭火8.1、工作面运输巷皮带机头、油脂存放处、移变等处，均应配备两个完好的 8kg 干粉灭火器和一个 0.4m3 的砂箱，两把小锹。8.2、杜绝摩擦火花，冲击火花。遇有坚硬岩石时，采煤机不能强行截割；工作面出现冒顶漏石头时，必须提前处理；运输机必须按规定加注难燃液，皮带不跑偏，托辊运转灵活，不擦底。8.3、井下使用的润滑油、棉纱、布头和纸等，必须存放在盖严的铁桶内，用过的棉纱、布头和纸也必须放在盖严的铁桶内，并由专人定期送到地面处理，不得乱放乱扔。第二节 主、辅助运输系统1、运煤系统：7803 工作面7803 运输巷皮带78 皮带76 皮带75.3#皮带75.1#皮带主皮带主斜井井底缓冲煤仓主斜井皮带2、运料系统：南风进风井78 轨道7803 回巷车场7803 回风巷7803 工作面南风进风井78 轨道7803 运巷车场7803 运输巷3、辅助运输材料、设备运输：工作面辅助运输材料、设备采用小绞车运输方式，绞车司机必须经专门培训合格后持证上岗。- 15 -表 6-1 绞车的安设编号 绞车型号 功率（kw） 绳径（mm） 线长（m） 固定方式 所在地点 备注1 SDJ-28 37 24 100 永久 7803 运巷车场2 JD-55 55 18.5 800 永久 7803 运巷3 JD-55 55 18.5 800 永久 7803 运巷4 SDJ-28 37 24 250 临时 7803 运巷5 JD-11.4 11.4 15.5 100 永久 7803 回巷6 JD-40 40 18.5 350 永久 7803 回巷7 JD-25 40 15.5 450 永久 7803 回巷8 JD-25 40 18.5 100 永久 7803 回巷9 SDJ-28 37 24 150 临时 7803 回巷 7803 外切眼10 SDJ-20 22 24 200 永久 7803 回巷11 JD-55 55 18.5 450 永久 7803 回巷12 SDJ-20 22 24 100 永久 7803 回巷车场13 JD-25 25 18.5 200 永久 7803 回巷车场14 SDJ-28 37 24 150 临时 7803 回巷3. 1、绞车固定方式：永久固定：采用砼底座，每部固定绞车均要掘出绞车峒室，其规格为：宽高深=322m。两巷轨型均为 24kg/m，枕木长 1.2m，轨距 600mm。临时固定：采用四压两戗的固定方式，木柱直径不小于 160mm，戗柱前倾 7580，压戗柱必须吃力，发现顶煤酥软时要在压柱下垫一块垛板，上端有不少于 100mm 的柱窝，各种绞车安装地点的支护必须合格，峒室前后 5m 范围内的支护必须完好。保证不漏矸、不漏水、不片帮、无存水、无淤泥、无杂物。警示系统：在两巷车场口和轨端前 5m 处，两巷三岔口处，回巷各部绞车前 5m 处，设置红灯。多部绞车接力运输时，警示红灯必须串联为信号警示系统。由司机控制，作业前先送上红灯，作业完毕后方可熄灭红灯。信号系统：小绞车的信号装置，必须声光兼备，能实现双打对打。多部绞车接力运输时，各绞车信号不得串联。操作、信号按钮固定牢固，固定位置符合司机伸手即可触到和位于护绳板侧绞车- 16 -机座以前的要求，声光信号装置距离司机不大于 5m。挡车装置：在绞车摘挂钩地点，必须设置挡车栏或卡轨器。挡车栏立柱和横杆强度应满足挡车要求，采用矿用 11#工字钢，立柱必须用砼基础固定，规格为长宽深=0.60.41.0m。信号约定：一声停，二声开，三声放车，四声慢开，五声慢放。3.2、小绞车接力运输的倒钩位置一般定在绞车前方 1020m 处。换钩方法：两巷采用双轨卡轨器，两巷车场采用挡车栏配合双轨卡轨器的形式更换钩和稳车。具体方法是：当需换钩或稳车时，把钩工提前关闭挡车栏或打好双轨卡轨器，让司机将车辆慢慢放到挡车装置上，并刹紧手把。换钩时，把钩工应迅速更换掉绞车钩并用大链、链环及直径为 20mm 的螺丝联接好，并拴好保险绳，经检查确认无误后，再返回到上部绞车峒室，打信号使绞车司机将车拉上一段距离，并刹好车，把钩工在峒室内通过皮绳，打开挡车栏，并撤至绞车峒室。车过后，立即打好卡轨器，关闭挡车栏，车辆到达位置后，用双轨卡轨器稳车，把钩工取下绳钩。3.3、绞车质量要求滚筒无裂纹、破损、变形，固定螺栓和油塞不得高出滚筒表面，钢丝绳在滚筒上排列整齐。钢丝绳无打结，底座无裂纹，底座丝紧固，安装平稳；滚筒边高于最外一层钢丝绳，高度不少于绳直径的 2.