工作面悬移支架规程

第一章 概况第一节 工作面位置及井上下关系工作面位置及井上下关系表水平名称+50水平采区名称11采区地面标高（m）+186.7+208.5井下标高（m）+79.6+45.4地面相对位置工作面地表位于来集镇陈沟村小王庄村民组。地表地形为丘陵和冲沟，全区被黄土覆盖，有树木，农作物，有一大冲沟。大致呈西高东低之趋势。回采对地面影响地面地形为丘陵，全区被黄土覆盖，有树木、农田，东部有小王庄部分农户。没有常年性河流和水体，回采时对地表设施影响不大井下位置及与四邻关系工作面东部为主井和主井水仓，11皮带巷，西部为11采区未开采区，北部为F22断层，南部为F48断层走向长（m）576倾斜长度（m）70面积（）40320第二节 煤层 煤层情况表煤层厚度（m）1-2.41.95煤层结构局部夹矸煤层倾角（）81712开采煤层二1煤 种贫煤稳定程度属较稳定型煤层煤层硬度系数（f）1.5绝对瓦斯涌出量（m3/min）0.3相对瓦斯涌出量(m3/t)3.54煤层情况描述二1煤层，黑色，粉末状，半光亮型，11062工作面为复采煤层，煤层底板局部起伏变化，引起煤厚度变化较大，含矸率较高，部分出现无煤带，F48支断层附近及以东属薄煤带。煤质情况见表1-3表1-3 煤质情况表MAVQFCStY工业牌号0.85%9.64%12.97%35.52KJ/Kg0.36%0.85%无烟煤第三节 煤层顶底板煤层顶底板情况表顶、底板名称岩石名称厚度（m）岩性特征顶板老顶大占砂岩厚度10m 灰绿色中粒长石石英砂岩，厚平均为6.5m，以石英为主，含植物化石及白云母碎片，下部呈砂泥岩裂隙较发育。 直接顶砂质泥岩7.617.6m灰绿灰黑色，挤压揉搓现象明显，极破碎，强度较低。工作面内直接压煤。伪底炭质泥岩0.20.5m深灰炭质泥岩，随开采随落。底板直接底砂质泥岩、粉砂岩或细砂岩厚度7.41m深黑色，含植物化石和白云母碎片，水平层理发育。老底L7、L8灰岩厚9m深灰色、隐晶质结构，含黄铁矿、蜒科化石并发育方解石脉。附图1-1：工作面地层综合柱状图。第四节 地质构造断层情况表构造名称走向（）倾向（）倾角（）性质落差（m）对回采的影响F227016070正断层172留设断层煤柱，防治断层水，造成储量损失，对回采有一定影响但不大。会引起工作面淋水F489518560正断层42留设断层煤柱，防治断层水，造成储量损失，对回采有一定影响。会引起工作面淋水F227016070正断层172留设断层煤柱，防治断层水，造成储量损失，对回采有一定影响但不大。会引起工作面淋水F48支4013070正断层17造成煤层底板起伏，出现无煤带，回采时过断层破碎带，顶板支护困难。会引起工作面淋水图1-2：工作面运输巷、回风巷、开切眼剖面图。第五节 水文地质一、含水层（顶部和底部）分析 本工作面水文地质条件中等。该工作面顶板水含水性不强，掘进过程中顶板有少量淋水现象，随着掘进延伸淋水逐渐减小或消失。据此分析，11062工作面顶板水不会对正常回采造成影响，该区域L78灰岩含水层富水性较弱，并且经过裴沟煤矿深部开采疏放，水位-200m，底板水对11062工作面的影响不大；掘进过程中未发现底板涌水现象，由此分析，工作面回采过程中不会出现大的底板涌水，但局部会出现少量底板渗水和涌水现象，预计正常涌水量为0.5m3/h，最大涌水量为3m3/h。影响施工的主要为老空水和断层水。矿井设计正常涌水量45m3/h，最大涌水量76.5m3/h，目前矿井实际涌水量只有,5.7m3/h。本工作面预计正常涌水量3.8m3/h，最大涌水量6m3/h。11062上付巷正常用水量为2.33/h，11062下付巷正常用水量为1.53/h。(1)、顶板：直接顶厚7.6-17.6m左右，遇煤层较薄段或小断层时将有打顶现象，遇顶板裂隙发育段老顶砂岩水将导入巷道内，一般以滴水、淋水为主，预计水量0.5m3/h；另外，该面采空区已将顶板水充分疏放，掘进期间，将不受顶板水威胁。（2）、底板：直接底炭质泥岩砂质泥岩，互层厚度在7.41米左右，老底为L7-8灰岩，厚度在9米左右。经裴沟矿对底板L7-8灰岩水已疏放多年，目前水位标高-200M因此，掘进期间底板无突水威胁。二、其他水源的分析（1）、断层水：F22、F48、F48三条断层均已揭露，这3条断层无水。（2）、钻孔水：该面界内无钻孔分布。（3）、老空水：该面均为采空区复采煤。老空区蓄水已疏放，但局部可能还存在有少量积水。所以，在11062工作面掘进回采时必须进行探放水。三、涌水量1、正常涌水量为3.8m3/h2、预计最大涌水量为6m3/h第六节 影响回采的其他因素 影响回采的其他地质情况表瓦斯2011年瓦斯等级鉴定为瓦斯矿井，矿井绝对涌出量0.44m/min；11062工作面瓦斯绝对涌出量0.3m3/min，CO2无煤尘爆炸性指数煤尘具有爆炸性，爆炸指数13.08煤的自燃倾向性煤层自然等级为级，为不易自燃煤层。地温危害地温16.2度，地温梯度为1.18/100m,属地温正常区冲击地压危害最大地震烈度为六度，地压正常二、 地质部门的建议1、该工作面北部为F22断层，南部F48断层，掘进、回采时一定留足保护煤柱或采取注浆加固措施；2、要加强水文地质收集工作，必须对采空进行物探，加以控制，必须坚持探放水工作，做到“预测预报、有掘必探、先探后掘、先治后采，物探先行，钻探验证”。3、该工作面部分煤层厚，掘进、回采时，要加强通风管理，防止瓦斯积聚，以免造成瓦斯事故。4、该工作面由于受断层构造影响，掘进、回采时要加强顶板管理工作，以避免产生冒顶。5、该工作面过老井，雨季地表水容易顺井侵入工作面，加强地面裂隙、老井检查及充填工作。6、加强采区、工作面排水管路、设备管理。保证水路畅通。7 、掘进、回采时，采区、取洒水降尘、冲洗煤尘、控制风速等措施，防止煤尘爆炸。8、回采时一定留足村庄保护煤柱。第七节 储量及服务年限一、储量（一）工作面工业储量1、工业储量为：15.7万吨（二）工作面可采储量2、工作面回采率为95%可采储量为：12.7万吨二、工作面服务年限 工作面的服务年限=工作面可采储量/月计划产量 =12.71.2=10个月第二章 采煤方法采煤方法及其依据。该工作面采煤方法为走向长壁后退式一次采全高采煤法。全部垮落法处理采空区。第一节 巷道布置一、工作面巷道布置概况11062上副巷用途：回风兼运料，沿二1煤层底板布置，全煤巷道，巷道坡度0-3，11062下副巷用途：进风兼运煤，。11062上、下副巷均采用9m2U29型钢半圆拱巷道，规格为9m2。（详见巷道布置图）。二、工作面运输巷11062工作面下副巷进风兼运煤，下副巷采用9m2U29型钢半圆拱巷道，规格为9m2。下副巷铺设二部SGB-420/22型刮板运输机和一部DSJ650型皮带运输机。三、工作面回风巷11062上副巷回风兼运料，11062上副巷采用9m2U29型钢半圆拱巷道，规格为9m2。四、工作面开切眼支护形式:采用ZH2000/18.5/26.5Z整体顶梁组合悬移液压支架,每架四柱,正常生产时,支架中心距1000mm20mm。支架主要技术参数名 称单位参数备注名称单位参数备注支架最大高度mm2650立柱缸径mm125选用大直径的立柱顶梁用增强型支架最小高度mm1850支架中心距mm1000泵站额定压力MPa20-31.5在2031.5MPa之间根据实际情况选用支架长度mm2800支架步距mm800支护强度MPa0.55-0.71对应控顶距为2.83.6m伸缩梁伸缩长度mm800最大件重量Kg1200额定初撑力KN760-1939对应2031.5MPa附图2-1：工作面及巷道布置图。第二节 采煤工艺一、采煤工艺1、回采工艺流程：煤壁注水落煤移架移托梁移溜。2、落煤采用手镐（风镐）落煤。3、装煤人工装煤。4、运煤工作面切巷选用一部SGB-420/22型刮板运输机，下副巷铺设一部SGB-420/22型刮板运输机和一部DSJ650型皮带运输机。5、工作面支护: （1）支护形式:采用ZH2000/18.5/26.5Z整体顶梁组合悬移液压支架,每架四柱,正常生产时,支架中心距1000mm20mm。 （2）悬移支架移架过程落煤后护顶（伸前探梁超前护顶）收回前探梁提起四根立柱前移顶梁及四柱落四柱支撑顶梁移托梁。（3）移架操作顺序（见下图）分步前移式移架顺序示意图落煤后伸出前探梁超前护顶，在前探梁掩护下采煤工手工落煤。收回前探梁。操作手柄提起四根支柱，使支柱底盘脱离底板100mm。伸出移架千斤顶活塞，推动顶梁带动四根立柱同时向前移动0.8m。顶梁移到位后，操作手柄落下四根支柱，使顶梁与顶板严密接触约35秒，以保证足够的支柱初撑力。移架千斤顶活塞收回使托梁整体前移0.8m，恢复到原来位置。将各操作手把恢复到“零”位。6、移刮板输送机采面放顶结束后，工作面浮煤、杂物清理干净，然后开始移刮板输送机。 移刮板输送机必须从机头或从机尾进行，严禁从中间往两头移或从两头往中间移。刮板输送机要做到平、直、稳、正、牢，与煤壁支柱保持0.4m间距。移刮板输送机后及时打上机头、机尾压(戗)柱，盖好机尾盖板。 工作面移机头、机尾时，采面刮板输送机必须停机，机头(机尾)移过后在安全条件下开机。二、工作面正规循环生产能力 W=LShc =700.821.390.95=147.8式中 W正规循环生产能力，t；L工作面长度，m;S正规循环推进长度，m；h采高，m；煤的容重，t/m3；c工作面的采出率，%；第三节 设 备 配 备该采煤工作面采用走向长壁后退式采煤法，采用人工装煤，工作面支护采用ZH2000/18.5/26.5Z整体顶梁组合悬移液压支架。工作面切巷选用一部SGB-420/22型刮板运输机，下副巷铺设一部SGB-420/22型刮板运输机和一部DSJ650型皮带运输机。附图2-3：工作面设备布置示意图。第三章 顶板控制第一节 支护设计一、工作面的支护设计1、支护强度计算：按经验公式计算： P=（48）hYe=（4-8）22.5=2040t/ 式中: h-工作面采高 Ye-顶板岩石平均容重 2.5 t/ m3取以上计算的最大值，则合理的支护强度为Pn=40t/ m2.=0.41Mpa 由于ZH12000/18.5/36.5Z型顶梁组合悬移液压支架配备4根支柱时支护强度为0.457-0.533Mpa,大于工作面最大来压强度,所以支架支护强度满足要求。2、采空区处理采用全部垮落法处理采空区，要求冒落高度普遍大于1.5倍采高，当采空区冒落不充分（面积超过25m2）时，必须采取加固支架措施或制订强制放顶措施。3、控顶距与放顶步距该工作面最大控顶距3.6m，最小控顶距2.8m，放顶步距0.8m。工作面支护断面图 4、采面上、下安全出口支护 （1）、上安全出口支护上安全出口：采用4对8根长3.5 m型钢梁配合DW2230/100型单体柱支护,棚距0.6 m，主副梁均为一梁三柱，每对棚6根柱。每根支柱保证初撑力在55KN以上，安全出口长2.4m，宽1.0 m，高1.8 m。（2）、下安全出口支护 下安全出口：采用5对10根长4m型钢梁配合DW2230/100型单体柱支护棚距0.6m，主副梁均一梁四柱，每对棚8根柱。每根支柱保证初撑力在55KN以上，安全出口长3.0m，宽1.0 m，高1.8m。2）超前支护：采面上、下副巷安全出口与巷道连接处超前压力影响范围内，必须采取有效措施加强巷道支护，长度不得少于20m，高度不低于1.8m，行人道宽度大于0.7m，靠近工作面10m在替棚段下采用1m金属铰接顶梁配DW 2230/100型单体液压支柱打双排，其余10m在U型钢棚中间下方采用DW 2230/100型单体液压支柱单排支护。安全出口处超前支护不得打断，超前支护全部连锁，保证支柱完整无缺，初撑力达50KN以上，高度不低于1.8m。运输巷应留有0.7m宽的人行道。两巷超前支护必须连续架设，抬棚要一梁三柱，梁头对接，梁上背实，支柱迎山有力，单体液压支柱采取防倒措施，初撑力不小于50kN。抬棚必须打直，三用阀注液口背向风流方向。底板是煤底时，柱下必须采取穿木鞋等防支柱钻底措施。替棚顶空时，必须采取巷顶充填煤袋或垛设坑木等措施将顶背实。3）尾巷回收11062上、下副巷随采随回，要求上尾巷与放顶线回齐，下尾巷根据刮板输送机滞后情况可适当放宽1m回收，回收后，使用竹芭、椽子打严闭实。5、上下安全出口顶板支护设计该工作面直接顶初次跨落步距为910m，老顶初次垮落步距为1016m ，老顶的周期来压步距为812m。1）工作面支护设计（1）煤层顶底板岩性煤层顶底板岩性老顶：大占砂岩，平均厚10m，灰白色细粒砂岩，主要矿物质为石英长石，方解石脉、白云母片及黄铁矿发育。直接顶：砂质泥岩，平均厚12.6m，深灰色泥岩，含丰富的植物化石。伪 底：炭质泥岩，平均厚1.67m，黑色炭质泥岩，含有云母片，底部炭质渐少成砂质泥岩。直接底：砂质泥岩，平均厚度7.41m，深黑色，含植物化石和白云母碎片，水平层理。老 底：L7-8灰岩，平均厚13.24m，深灰色、隐晶质结构，含黄铁矿、蜒科化石并发育方解石脉。（2）顶底板分类直接顶为砂质泥岩，初次垮落步距68m，老顶初次来压步距1020m，周期来压步距810m，直接顶厚与采高之比为N = 6.45/2=3.225，老顶来压和周期来压不太明显，属I级顶板，本工作面沿底回采，底板比压6MPa，属II类松软底板。（3）顶板结构本工作面回采时，顶板结构为：煤直接顶老顶（4）采场控制设计本工作面顶板控制设计从“支”、“护”、“稳”三个方面考虑。a“支”，就是要求支架在其工作过程中，能够支撑住顶板所施加的压力，根据工作面的实际情况，用以下几种方法来确定本工作面的支护强度。要求支架在工作过程中能够支撑住顶板所施加的压力。在直接顶初次垮落、老顶初次来压及周期来压期间支架所受压力比平时大。因此，支护强度设计从这三个时期计算取最大值。直接顶初次跨落期间直接顶初次跨落期间要把直接顶安全地切在采空区，在此期间支架至少应承担起直接顶初次垮落步距一半的重量，合理的支护强度为：P1=MALAYA/2L小 式中：P1-支架支护强度 t/m2 MA -直接顶及顶煤厚度 12.6+2=14.6m YA -煤岩平均容重 2.5t/m3 LA -直接顶初次垮落步距 8m L小 -最小控顶距 2.8m=(14.682.5)/（22.8）=14.7t/m2老顶初次来压期间要求支架在不被压死的情况下，P2能承担起老顶重量的1/4及全部直接顶的作用力。P2=A+MBYBCB/4ktL小=40.5+(102.512)/（42.52.8）=51.2t/m2式中：P2 -支架支护强度 t/m2MB -老顶厚度 10m YB -煤岩容重 2.5t/m3 kt -岩重分配系数 kt=2.5 L小 -最小控顶距 2.8m CB -老顶初次来压步距 12m式中： A-直接顶作用力 t/mA=MzYzL/LK =（12.62.53.6）/2.8 =40.5t/mMz-直接顶厚度 2.14mYZ-直接顶平均容重，t/m3；2.5L-最大控顶距 3.6mLk-最小控顶距，m。 2.8顶板周期来压期间在此期间，要求支架承担起直接顶，并能承担部分老顶的作用力，以减缓老顶的来压速度，合理的支护强度为：P3=A+MCYCCC/4ktL小式中:P3 -支架支护强度 t/m2 Mc -老顶厚度 10m Yc-岩石容重 2.5t/m3 kt -岩重分配系数 kt=2.5 L小 -最小控顶距 2.8m Cc-老顶初次来压步距 12m则P3=40.5+(102.512)/(42.52.8)=51.2t/m取以上最大值，合理的支护强度应为：P=P3=51.2t/m2b、工作面支护密度G(根/m)G=P/Fn 式中:F-支柱工作阻力的80%；支柱额定工作阻力为 200t/根额定工作阻力的80%为： 20080%=160t/根n-支柱工作阻力利用系数 0.85P-最大支护强度 则G=P/Fn=25.9/(1600.85)=0.19根/m实际支护密度为：Gs=4/2.8=1.4根/mGs G,工作面支护强度可满足安全生产需要。c、护护帮顶:工艺要求，对顶板、煤壁、老塘实行全封闭管理，保证不漏顶、不片帮、不窜矸。工作面所选支架顶梁规格为:长2800mm,宽1000mm,可以满足护顶要求。护底：护底要求支柱对底板的压强小于底板的比压，否则支柱下要站铁鞋，该工作面直接底为砂质泥岩，抗压强度为29Mpa,支架工作阻力在2000KN时对底板最大比压为6 Mpa，工作面在丢底煤地段支架支柱钻底量大于200mm时支架支柱底部采用 300mm的铁鞋护底，可满足支护要求。d、稳要求支架具有抵抗来自层面方向推力的能力，为防止复合顶板推垮冒顶事故的发生，须提高支柱的初撑力，控制复合顶板的初期离层，增大软硬岩层间的摩擦力。P初 =hr（cos+sin/f）/G实式中：P初 -支柱初撑力 KN/根h-复合岩层厚度 取2m r-复合岩层密度 2.0t/m -煤层倾角 取最大20 G实-支护密度 1.4根/米2 f-软硬岩层之间摩擦系数 取0.5则：P初=22.0(cos20+sin20/0.5)/1.4 =4.6t/m2= 46kN回采期间泵站压力达到20MPa，悬移支架支柱初撑力达到760kN，防止冒顶事故的发生。二、选择支护材料工作面上下副巷均采用9m229U型钢进行支护，采面采用ZH2000/18.5/26.5Z型整体顶梁组合式悬移支架。三、乳化液泵站（一）泵站型号、参数11062采煤工作面选用BRW-125型乳化泵， 压力31.5MPa 流量125L/min 电机75kW。（二）泵站设置位置11062采煤工作面乳化液泵站设置在副井底车场乳化液泵站。（三）泵站使用规定1、泵站必须水平放置，最大倾角不得大于5o。 2、传动箱内有清洁的N68机械油，工作时油位不得低于油标玻璃的红线，但在绿线之下。 3、润滑池内有加有清洁，充足的N46机械油。 4、各连接管道无渗漏现象，吸液软管无折叠，各部位的连接螺钉紧固，泵体无带电现象。 5、电机专项于所示箭头相同。 6、泵体无异常噪音、震动、管道泄漏现象。 7、泵站无串液现象。 8、安全保护装置齐全，动作灵敏可靠。仪表指示正确。 9、乳化液泵站使用队组必须每班指派取得操作资格证件者进行看守。 10、乳化液泵站每次使用前，除检查安装标准所设内容外，还应检查一下内容： 吸液阀螺堵是否松动。乳化液箱系统各部积垢是否过多。各连接运动部件、紧固件是否松动。11、泵站压力要按照规程要求达到20mpa。 12、乳化液泵站运行期间应保持一下标准： 柱塞表面带液但不滴液或滴液较少。 滑块与柱塞之间无间隙。 阀组动作的节奏声和压力表跳动正常，近排液阀组完好。 油温低于85。 工作面乳化液浓度应达到3%5%。 13、泵站无看护人员或看护人员擅自脱岗者，将给予责任人100200元的经济处罚，如造成影响者，视情况加重处罚。14、由于看护保养不到位造成泵站损坏者，将给予相关责任人乳化液泵站带病运转或乳化液浓度配比不足，将给予相关责任人100200元的经济处罚，如造成事故，视情况加重处罚。第二节 工作面顶板控制一、正常工作时期顶板支护方式。采用放顶煤支架支护顶板，采空区全部自然垮落法管理顶板。二、正常工作时期的特殊支护形式。（1）、上安全出口支护上安全出口：采用4对8根长3.5 m型钢梁配合DW2230/100型单体柱支护（安全出口内5棚、上副巷抬口棚1棚），棚距0.6 m，主副梁均为一梁三柱，每对棚6根柱。（2）、下安全出口支护 下安全出口：采用5对10根长4m型钢梁配合DW2230/100型单体柱支护棚距0.6m，主副梁均一梁四柱，每对棚8根柱。2、采面上、下副巷安全出口与巷道连接处超前压力影响范围内，必须采取有效措施加强巷道支护，长度不得少于20m，高度不低于1.8m，行人道宽度大于0.7m，靠近工作面10m在替棚段下采用1米金属铰接顶梁配DW 2522/100型单体液压支柱打双排，其余10m在U型钢棚下采用DW 2822/100型单体液压支柱打单排。安全出口处超前支护不得打断，超前支护全部连锁，保证支柱完整无缺，初撑力达50KN以上，高度不低于1.8m。运输巷应留有0.7m宽的人行道。3、两巷超前支护必须连续架设，抬棚要一梁三柱，梁头对接，梁上背实，支柱迎山有力，单体液压支柱采取防倒措施，初撑力不小于50kN。抬棚必须打直，三用阀注液口背向风流方向。底板是煤底时，柱下必须采取穿木鞋等防支柱钻底措施。替棚顶空时，必须采取巷顶充填煤袋或垛设坑木等措施将顶背实。三、回柱放顶与其他工序平行作业的安全距离。1、移架后采35架。 2、推溜后采810架。 四、特殊时期的顶板控制。1、初采时的顶板管理初采时要求安全出口不小于700mm，超前支护不小于20m。严格控制采高为2.0m。且要求端头支架与过渡支架初撑力都达到设计要求。初采时必须紧抓工程质量，工作面要求四直、三平、两畅通。初采开始时，要对上下副巷进行加强支护，使用型梁和单体液压支柱，一梁三柱进行加强支护，在后溜正对位置打设一排密集支柱，支柱采用木点柱，点柱中心距200mm。 2、来压及停产前的顶板控制。在此期间还需加强工作面矿压观测，准确测定周期来压步距，并根据周期来压步距适当调整停采线位置，使停采线位置避开周期来压。为缓和停采期间的矿压显现，在距工作面停采线20m时停止放顶煤。3、应力集中区的顶板控制。根据已揭露的资料分析，预计局部的应力集中对正常回采影响不大。4、单体液压支柱有防倒措施；采煤工作面倾角大于15时，液压支架有防倒、防滑措施，其他设备有防滑措施；倾角在25以上时，工作面刮板输送机有防止煤（矸）窜出伤人的措施。第三节 运输巷、回风巷及端头顶板控制一、工作面运输巷、回风巷的顶板控制1、采面上、下副巷安全出口与巷道连接处超前压力影响范围内，必须采取有效措施加强巷道支护，长度不得少于20m，高度不低于1.8m，行人道宽度大于0.7m，靠近工作面10m在替棚段下采用1米金属铰接顶梁配DW 2530/100型单体液压支柱打双排，其余10m在U型钢棚下采用DW 2825/100型单体液压支柱打单排。安全出口处超前支护不得打断，超前支护全部连锁，保证支柱完整无缺，初撑力达50KN以上，高度不低于1.8m。运输巷应留有0.7m宽的人行道。2、两巷超前支护必须连续架设，抬棚要一梁三柱，梁头对接，梁上背实，支柱迎山有力，单体液压支柱采取防倒措施，初撑力不小于50kN。抬棚必须打直，三用阀注液口背向风流方向。底板是煤底时，柱下必须采取穿木鞋等防支柱钻底措施。替棚顶空时，必须采取巷顶充填煤袋或垛设坑木等措施将顶背实。二、工作面安全出口的管理（一）支护形式（1）、上安全出口支护上安全出口：采用4对8根长3.5 m型钢梁配合DW2230/100型单体柱支护，棚距0.6 m，主副梁均为一梁三柱，每对棚6根柱。（2）、下安全出口支护 下安全出口：采用5对10根长4m型钢梁配合DW2230/100型单体柱支护棚距0.6m，主副梁均一梁四柱，每对棚8根柱。（二）质量要求回风巷安全出口长2.4m，宽1.0 m，高1.8 m。棚距0.6m。运输巷安全出口长3.0m，宽1.0 m， 高1.8m。每对棚交替迈步前移，工作面机头与顺槽搭接处架设一对抬口棚。型钢梁严禁侧向使用，变形或断裂型钢梁要及时更换。（三）与其他工序之间的衔接关系立柱要求打成一排直线，工作面逐架前移，步距为0.8m。三、支护材料的使用数量和存放管理11062工作面采用25架ZH2000/18.5/26.5Z整体顶梁组合悬移液压支架。附图2-4：工作面、运输巷、回风巷及端头支护示意图（平面、剖面图）。第四节 矿压观测一、矿压观测内容1、围岩应力2、工作面状况统计3、支柱与支架的载荷与压缩4、采空区上覆岩层移动和破坏过程的观测5、地板比压的测定6、端面顶板宏观参数：工作面中设置端面顶板宏观统计观测点，观测记录工作面顶煤冒落、煤壁片帮、采高、端面距等参数。观测上下副巷所安设顶板离层仪离层变化情况及锚杆、锚索测力计受力变化情况。 7、工作面出现异常来压时，进行专项矿压观测，分析原因，总结规律。二、矿压观测方法1、矿压数据收集方法 工作面开始回采后，定期统计各项观测数据，直接顶初次垮落后，每班对各项矿压数据统计一次，直至老顶初次来压结束，之后每天观测一次，直至前五个周期来压结束。 工作面初次放顶、过泄水巷及出现异常来压时进行专项矿压观测。 2、矿压数据整理分析 定期对所收集的矿压数据进行整理分析，由防冲办及时进行整理编制工作面矿压观测简报及矿压日报旬报。 工作面回采结束后，编制完整的工作面矿压观测报告。第四章 生产系统第一节 运输一、运输设备及运输方式。11062采煤工作面（刮板输送机）11062下副巷运输巷皮带巷主井底煤仓主井地面。（一）运煤设备及装、转载方式。采用人工装煤；破碎并垮落到支架掩护梁上方的顶煤，在插板缩回后利用自重自溜进入输送机中运出，集中到下副巷皮带输送机上运出。（二）辅助运输设备及运输方式。工作面需用的材料、设备等物资，采用人工运到工作面。工作面旧料采用人工回收上井。二、移溜（转载机、破碎机等）方式。1、本工作面移溜采用单体液压支柱推移刮板运输机的方式。 2、采用单体液压支柱推移要由上向下或由下向上推移，严禁从两头向中间推移，推拉方式为依次推移。3、推移刮板输送机步距 0.7m，推移刮板输送机最长弯曲距离12m。最大弯曲度不得超过25。4、刮板运输机布置在架内，落煤后先移架，使刮板运输机靠后排支柱，将刮板运输机前移，移溜时采用单体液压支柱进行推移，单体液压支柱移溜时要加横挡，以两根支柱的根部作为支撑点，并对两根支柱进行补液，撑紧顶板，严禁顶在单独的一根支柱下方进行移溜。三、运煤路线。11062采煤工作面溜子11062下副巷溜子皮带巷主井煤仓主井地面。四、辅助运输路线。1、设备安装路线 地面副井皮带巷11062上副巷切巷 2.设备撤出路线 工作面停采时设备撤出路线（采用绞车运输） 停采工作面11062下副巷皮带巷副井地面。 3.材料运输路线 副井皮带巷11062上副巷工作面。附图4-1：运输系统示意图。第二节 “一通三防”与安全监控一、描述工作面范围内通风设施的安设位置和质量要求。根据工作面生产需要，为了降低工作面煤尘，在工作面上、下副巷分别设置水幕，在各运输机机头处安装喷雾装置，工作面实行煤壁浅孔注水。1、 矿井通风设施必须坚持工程质量标准，保持完好状态，确保通风系统的正常稳定运行。2、 所有通风设施必须编号登记造册，建立卡片，达到实物与账卡相符。 3、永久密闭 用不燃性材料建筑，严密不漏风。（手触无感觉，耳听无声音）。 密闭前后5m内无杂物、积水、淤泥，支护完好，无片帮冒顶。 密闭前无瓦斯积聚。 密闭四周要掏槽，见硬底帮与煤岩接实。 密闭内有水的要设反水池或反水管。有自然发火煤层的采空区密闭要设观测孔、注浆孔，孔口封堵严实。 4、密闭前要设栅栏、警标、记事板和检查箱。（进回风间的挡风墙除外）墙面平整（1m内凹凸高度差不大于10mm），壁面要勾缝或用灰、泥满抹，无裂缝、无重裂缝、空缝。 5、永久风门 每组风门不少于两道，行人门间距不小于5m，巷道长度限制的不受此限。所有的风门都要设反向风门。风门设在帮顶良好处，顶帮刹杆上无悬浮煤岩。 风门前后5m内巷道支护良好，无杂物、无积水、无淤泥。 门框要包边沿口，有衬垫，四周接触严密，门扇平整，单层门扇要错口对缝和穿带，双层板门要夹衬料；风门要有适当角度，门扇与门框不歪扭； 风门水沟处要设反水池和挡风帘，电缆孔要堵严。 门墙结构要求与永久密闭相同。 6、永久测风站 测风站前后10m内无风流分支、汇合点，巷道无拐弯，无障碍，断面无变化。 记录板填写清楚、齐全、及时。 7、临时性设施 1）临时密闭 密闭设在帮顶良好处，四周要掏槽，见硬底硬帮，与煤岩接实。 密闭前后5m内支护完好，无片帮、冒顶，保持清洁卫生。 密闭四周接触严密，木板密闭采用鱼鳞搭接，闭面用灰、泥满抹或勾缝，不漏风。 密闭前要设栅栏、警标。 密闭前无瓦斯积聚。 2）临时风门 每组风门不得少于两道，通车门间距不小于一列车长度，行人门间距不小于5m（因巷道长度限制不在受此限）。 通车门要设专人负责开关；行人门能自动关闭。 风门设在帮顶良好处，顶帮刹杆上无悬浮煤岩。 风门前后5m内巷道支护良好，无杂物、无积水、无淤泥。 门墙四周接触严密，木板门墙应采用鱼鳞式搭接，墙面要用灰、泥满抹或色缝。 门框要包边沿口，有衬垫，四周接触严密。门扇平整，木门扇要错口对缝不透光。门扇与门框接触严密，不坠扇。通风门必须设底坎、挡风帘（包括溜子通风门）。二、风量计算1、按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算；100k式中：K-瓦斯涌出不均衡系数 取1.5-瓦斯绝对涌出量取0.3m3/min.则：=100k=1001.50.3=45(m3/min)、按工作面同时工作的最多人数计算4NK式中：N-工作面交接班时的最多人数,取72人。K-修正系数,取1.2。则：4NK4721.2345.6m3/min3、按工作面温度计算；Q21091=60V采S采式中：V采回采工作面风速，1.2m/s S采回采工作面平均断面积，6 .6m211062回采工作面空气温度为23，采煤工作面风速为1.2m/s,采煤工作面平均断面积为6.6m2,按上式计算如下：则：Q21091=60V采S采=601.26.6475（m/min）根据以上计算，工作面风量最大值为475m3/min,根据集团公司采煤工作面风量配备有关规定，工作面风量不小于450m3/min。4、按炸药用量计算； 该工作面手镐风镐落煤。5、按风速进行验算； V小 V采 V大 =0.25 （475606）4 =0.251.254 式中：V小回采工作面最低风速，0.25m/s V大回采工作面最高风速，4m/s经上述验算工作面风量取 475m3/min符合:煤矿安全规程中第101条要求。故确定11062工作面设计风量为475 m3/min,工作面开始生产时通风科可根据瓦斯涌出情况调整工作面配风量。三、通风路线新鲜风流由主井皮带巷11062下副巷工作面。乏风流路线由工作面11062上副巷11062回风巷总回风巷风井地面。五、瓦斯防治（一）瓦斯检查（设点、次数）1、工作面设专职瓦斯检查员巡回检查，每隔35小时检查一次，每班检查不少于三次，检查结果通知当班采煤班长并签字认可，并及时向通风调度汇报。 2、瓦斯检查点分别设在：工作面回风出口外10m以内；工作面回风隅角；工作面回风出口以里10-15m处。 3、加强初次来压时瓦斯检查，来压前指定专职瓦斯检查员蹲点观测。 4、出现瓦斯浓度超过规定时，必须立即停止生产，撤出人员，汇报调度，适当加大风量，采取相应措施，进行处理。（二）瓦斯监测1、传感器设置 在工作面回风隅角安设瓦斯传感器一台； 在回风巷、距工作面面口不大于10m的地方安设瓦斯传感器一台； 在回风巷靠近工作面方向、距该回风巷与采区回风巷的联络巷门口10-15m处安设CO、温度、风速传感器各一台。（详见图） 2、报警值：瓦斯：0.6%；CO：5ppm；温度：30。 3、瓦斯断电浓度：0.8%。 4、瓦斯复电浓度：0.6%。 5、瓦斯电断电闭锁：当任何一只所测瓦斯浓度0.8%，或安全监测监控设施故障时，切断工作面及回风巷内所有非本质安全型电气设备的电源并闭锁；当瓦斯浓度0.6%，且安全监测监控设施故障解除后，自动解除电气闭锁。 6、维护、校验、试验 采煤队的班组长负责传感器的吊挂、移动，防止传感器、线路损坏，确保监测监控正常运行； 监测人员负责每7天进行一次瓦斯电断电闭锁试验，并按规定校调传感器。 7、采掘队长（包括副职）、技术人员、各班班长、流动电钳工、必须携带便携式瓦斯检测报警仪，班长将便携式瓦斯检测仪悬挂于工作面回风隅角。（三）回风流及隅角瓦斯治理 1、工作面溜子停止运转时，应尽量将后部输送机开空。 2、加强工作面气体检测，发现气体情况变化及时处理；回风隅角悬挂的便携仪报警时，机尾人员必须立即向班组长汇报。 3、当回风隅角瓦斯浓度达到0.6%或回风流瓦斯浓度超过0.6%时，工作面必须立即停止生产，切断电源，撤出人员。并汇报通风管理部门采取措施处理。 4、加强回风隅角瓦斯监测，定期进行取样分析。 5、指定专人负责检查、维修电气设备、电缆，杜绝失爆。六、综合防尘系统（一）防尘管路系统副井108mm供水管11062上副巷50mm供水管沿途各洒水点。副井108mm供水管皮带巷11062下副巷50mm供水管接至工作面（该管路供下副巷除尘水幕、转载喷雾、架间喷雾、放煤口喷雾、工作面洒水降尘等）。（二）防尘措施进行煤体浅孔注水。工作面两巷要敷设静压水管，每隔50m设一个三通阀门，防尘工每天要对巷帮顶洒水降尘。各输送机头洒水降尘设施齐全并坚持使用。上、下副巷定期清扫浮煤，每天8点班安排专人洒水。进、回风巷防尘水管端距安全出口不得大于20m，向里必须配备20m以上的防尘洒水软管，出煤时及时洒水降尘。采面上、下两巷距切巷2050m内设置水幕，灵敏可靠。 实行个体防护，工作面内的作业人员、回风流中的作业人员及在其它粉尘产生点工作的人员须佩戴防尘口罩，加强个体防护。（三）隔绝瓦斯、煤尘爆炸措施我矿为瓦斯矿井，煤尘不具有爆炸性。七、防治火灾技术措施（一）监测系统1、做好发火早期预测预报， 利用束管监测系统对工作面回风进行连续监测，并采用定期人工取样（每周至少一次）对回风隅角CO进行分析等方法，做好自然发火早期标志性气体趋势分析,加强灾害的预测预报能力。2、 工作面结束生产时的防灭火措施 工作面停采后,要立即对工作面进行限风处理，风量降至400m3/min； 工作面停采后必须在45天内撤出并封闭。封闭时下副巷、上副巷停采线处预留注氮管路。（二）综合防灭火（内因、外因）措施1、外因火灾入井人员不得随身携带烟草、火柴等易燃易爆物品。加强设备管理，对胶带、运输机、溜子等高速运转与煤粉摩擦的部件要经常检查。井下供电必须做到三无、四有，即无鸡爪子无羊尾巴、无明接头；有过电流和漏电保护装置，有螺丝和弹簧垫，有密封圈和挡板，有接地装置。井下严禁拆卸、敲打矿灯。2、内因火灾上副巷及下副巷的支护材料要回收干净，采面能回收的坑木严禁埋入老塘，竹笆椽杆要回收干净。采面要搞好正规循环作业，加快推进速度, 清净浮煤,提高回收率。采面要执行采后洒水，防止采空区煤层自燃。工作面舍帮侧必须挡严护好，尽量减少采面漏风，工作面的浮煤，木料必须回收干净。采面推进至距停采线30m时，由采煤队负责向舍帮洒入黄土20mm以上，不洒黄土，不准向前推进回采，（严禁超过停采线）。工作面结束后，由采煤队负责在45天内，撤出一切设备和材料，进行永久密闭，由通风科监督落实。密闭必须设在煤层坚硬的地点，严禁设在丁字口或十字口处，保证密闭质量, 采面要及时调整通风设施，减少进回风的压差，杜绝漏风，避免自燃。及时进行预测预报，安监负责对主要密闭，回风巷等重点区域按时进行CO、CH4、CO2和温度等参数的监测，发现问题及时报告。井下人员若发现煤壁发汗，感觉精神困乏、闷气、头疼、四肢麻木及闻到煤油、汽油、煤焦油气味时，应立即撤出工作地点，并报告矿调度室。巷道回收范围及位置，由矿按设计图现场标号，密闭前后5m巷道不准回收，不准替棚。 工作面采至停采线时，必须采取措施使之冒落严实。附图4-2：通风系统图第三节 排水一、根据工作面的最大涌水量，选择排水设备和排水系统。根据11062工作面地质说明书提供的数据，11062工作面最大涌水量为6m/h，我矿在11062下付巷设置有一个水仓，容积约为100m，在水仓口安装并配备2台5.5kW潜水泵，做到一备一用，能满足11062工作面排水要求。二、疏排水路线工作面下副巷水仓皮带巷主井水仓地面。附图4-3：排水系统示意图。第四节 供电一、供电系统 一、供电方式根据设备布置图和变电所位置， 11062工作面所有用电全部由主井变电接井底配电室，敷设一趟MY1KV3*70mm2+1*25mm2供电线路，至11062上付巷总开关处（400A），供给11062上付巷皮带运输、掘进工作面电器设备用电，另加两趟MY1KV3*35mm2+1*10mm2局扇专线。接井底配电室，敷设一趟MY1KV3*70mm2+1*25mm2供电线路，至11062下付巷总开关处（400A），供给11062下付巷掘进及工作面回采期间电器设备用电，另加两趟MY1KV3*35mm2+1*10mm2局扇专线。详见11062工作面供电系统图。 二、设备配备表机