煤矿认识实习论文作业规程.doc

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 表一水平名称-430水平采区名称7100采区地面标高(m)+98.7+106.2井下标高(m)-425.8-415.4地面相对位置及建筑物南距山阳铺村170米，东距原涧北村（废弃）670米。为一片向北东方向缓抬升的农田，区内有三条通村小路穿过。回采对地面设施的影响工作面回采后，受采动影响，将会造成地面不同程度塌陷。井下位置及相邻关系位于-430m水平7100轨道、皮带巷以北，7107工作面以西， bf102断层南东；东邻7107工作面正在回采。走向长度(m)201246/223倾斜长度(m)76面 积（m2）17234.4第二节 煤 层煤层情况表 表二煤层厚度(m)1.31.6/1.4煤层结构(m)0.65(0.12)0.63煤层倾角()412/7开采煤层7煤煤种气煤稳定程度较稳定煤层情况描述该面7煤为气煤，黑色，煤厚在1.301.60m之间，平均1.40m，为较稳定的煤层，煤层结构复杂，在煤层的中下部有一层岩性为粘土岩的夹石，厚度在0.100.18m之间，平均0.12m，分布较稳定。煤层倾角在412之间，平均7。煤层普氏硬度系数f=2.03.0。第三节 煤层顶底板煤层顶底板情况表 表三顶底板名称岩石名称厚度(m)岩 石 特 性老 顶直 接 顶粉砂岩6.09.7/7.9 深灰色，性脆，含黄铁矿、菱铁矿结核及植物化石，具方解石脉，下部致细。f=45伪 顶直 接 底细砂岩0.21.0/0.6 灰绿色，分选较好，具擦痕及灰黑色粉砂条带。f=45附图1：工作面地层综合柱状图第四节 地 质 构 造一、断层情况以及对回采的影响：本面区域煤岩层整体呈北陡南缓不对称向斜构造，向斜轴在工作面中部附近，向北东方向仰起，走向大约在6080，倾向约在240260。向斜轴南翼煤岩层走向在5370之间，倾向在323340之间，北翼煤岩层走向在7284之间，倾向在162174之间。工作面煤岩层倾角向斜轴附近较平缓，整面倾角在412之间，平均7。本面地质构造极其复杂，断层相当发育，且没有规律性，在掘进过程中巷道共揭露断层18条，落差在0.73.0m之间，根据七煤层构造发育特点预计回采过程中，还将遇到隐伏构造，它们的存在，将会对正常回采造成严重影响。本面及相邻区域断层情况详见下表： 断层情况构造表 表四断层名称走向()倾向()性质倾角()落差(m）对回采的影响bf1025965149155正70010严重bf102-161151正5006严重f(1)16979正502.0严重f(2)30120正601.8严重f(3)167257正502.0严重f(4)72342正451.5严重f(5)75345正601.5严重f(6)77347正501.8严重f(7)17383正602.0严重f(8)1601667076正501.02.0严重f(9)97187逆251.0较大f(10)25295正602.0严重f(11)29119正501.2严重f(12)31121正500.7较大f(13)89359正451.0较大f(14)101191正451.5严重f(15)143233正453.0严重f(16)37127正603.0严重f(17)55145正601.0较大f(18)54144正601.0较大二、褶曲情况以及对回采的影响本面区域煤岩层整体呈北陡南缓不对称向斜构造，向斜轴在工作面中部附近，向北东方向仰起，走向大约在6080，倾向在240260。向斜轴南翼煤岩层走向在5370之间，倾向在323340之间，北翼煤岩层走向在7284之间，倾向在162174之间。工作面煤岩层倾角向斜轴附近较平缓，整面倾角在412之间，平均7。 三、其它因素对回采的影响： 本工作面内无火成岩侵入、岩溶陷落柱及古河床冲刷现象。 附图2：工作面运输顺槽、轨道顺槽及切眼素描图第五节 水 文 地 质一、含水层基本情况：二灰：厚1.772.18m，平均1.98m。上部多含泥质，裂隙较发育；易疏干,对生产影响较小。下距7煤14.6916.11m，平均15.44m；下距三灰32.2138.49m，平均35.06m。四灰：为8煤层直接顶板，厚4.095.82m，平均4.55m，上部含大量泥质，中部夹厚00.35m的粉砂岩，下部质较纯，致密坚硬，多含燧石，垂向裂隙和顺层裂隙均较发育，偶见洞穴，常为方解石所充填。7111工作面斜下方的8100泄水巷沿8煤层施工，从巷道实际揭露情况看，四灰含水层已基本疏干。五灰：厚4.60(7111-放7)8.40m（7111-放2），平均厚度6.40m，上距7煤64.4068.00m，平均厚度65.80m。灰色、质纯、致密、厚层状细粒结晶石灰岩，据 8100泄水巷施工的五灰钻孔资料，下部五灰含水层岩溶裂隙发育不均匀，导致五灰含水层富水性差异较大，向斜轴部富水性较强，五灰联通性较好，水源补给充分，大部分地段富水性较弱。7111工作面下部共施工五灰钻孔7个，单孔最大水量95.0m3/h（7111-放1），最小水量1.0m3/h（7111-放7），单孔平均水量25.4m3/h。放水后7111工作面范围内五灰最高水位：-387.2m（7111-放7孔）。 奥灰：巨厚含水层，岩溶裂隙发育不均匀，富水性差异较大，是五灰含水层的主要补给水源层。五灰与奥灰间距为11.4m（-430-奥观2）15.1m(-430-奥观3)，平均13.1m。现-430m水平共有四个奥灰孔，最大单孔涌水量100.0m3/h，最小单孔涌水量5.0m3/h，平均涌水量41.3 m3/h，井下实测奥灰水位为+23.0m。二、7111工作面电法勘探情况：井下电法勘探证实有一处异常，位置在工作面中部，含水层富水性强，且隔水层不完整；是7111工作面回采期间防治水管理的重点。三、7111工作面放水试验情况：因7107工作面正在进行疏降采煤，而7105面、7107面及7111面又处于同一水文块段内，因此，位于7111面范围内的七个五灰钻孔均无法测定原始水位。7111工作面的五灰放水工作是在7105、7107面正在放水的基础上，又新增部分放水孔和观测孔来实现的。（一）放水钻孔及水量变化情况：为进一步查清7111工作面的五灰水文地质条件，确保7111工作面安全推采，结合工作面的电法勘探资料在工作面附近共设计施工了7个五灰钻孔，孔号分别为7111-放1、放2、放3、放4、放5、放6、放7，各放水钻孔资料见附表。放水期间，利用7111-放1、放2、放4、放6四孔放水，利用7111-放3、放5和放7三个钻孔进行观测。8100泄水巷原稳定放水量190.2m3/h,本次放水新增最大放水量为143.6 m3/h ，稳定放水量为76m3/h，水量衰减系数为47%，总放水量为16761.2m3。（二）放水期间水位变化情况：1、五灰水位变化情况本次放水试验，五灰水位降深最大的钻孔是7111-放5号孔，放水前水位为-316.4m，放水后水位稳定在-402.4m，最大水位降深为86m，该孔终孔位置位于7111工作面中部；其次为7111-放3号孔，该孔放水前水位为-304.4m，放水后水位稳定在-387.4m，最大水位降深为83m，该孔终孔位置位于7111工作面切眼附近；降深最小的钻孔是7111-放7号孔，该孔放水前水位为-312.2m，放水后水位稳定在-387.2m，最大水位降深为75m，该孔终孔位置位于7111工作面停采线附近，各钻孔水位变化情况见附表（二）。2、奥灰水位变化情况放水期间奥灰观测孔水位无变化，一直稳定在+23.0m。四、工作面五、奥灰突水系数计算（一）五灰突水系数计算1、7111工作面五灰突水系数计算本工作面五灰含水层最高水位-304.4m(7111-放3孔)，最低水位-322.4m (7111-放4孔)，工作面推采最低标高为-425.8m，7煤层距五灰最小隔水层厚度64.4m，则五灰突水系数计算如下：利用公式tsp/（mcpdg） 式中：p : 隔水层底板承受的水压(mpa)m : 底板隔水层厚度(m) cp : 采矿对底板隔水层的扰动破坏深度，取11m；dg : 底板隔水层的导高，取0m。代入公式计算得：ts最大p/（mcpdg）(-304.4+425.8+64.4)0.01(64.4110)0.035(mpa/m)放水后最大五灰突水系数为：ts最大p/（mcpdg）(-387.4+425.8+64.4)0.01(64.4110)0.019(mpa/m)因放水前、后最大突水系数均小于0.060mpa/m, 所以，7111工作面开采过程中在放水量不小于190.2 m3/h的情况下，基本不受底板五灰承压水威胁。（二）奥灰突水系数计算本工作面奥灰最高水位+23.0m(-430-奥观2孔)。工作面推采最低标高为-425.8m。7煤层距奥灰最小隔水层厚度83.9m，则奥灰突水系数计算如下：利用公式tsp/（mcpdg） 式中：p : 隔水层底板承受的水压(mpa)m : 底板隔水层厚度(m) cp : 采矿对底板隔水层的扰动破坏深度，取11m；dg : 底板隔水层的导高，取0m。代入公式计算得：ts最大 p/（mcpdg）=(23.0+425.8+83.9)0.01(83.9110)0.073(mpa/m)从计算结果来看，7111工作面为受奥灰水威胁工作面。五、工作面涌水量预计（一）在不考虑8100泄水巷五灰孔正常放水的情况下，工作面正常涌水量为7煤层顶板砂岩水、二灰淋水、生产用水之和，根据7111工作面现有顶板淋水，适当考虑7煤层老顶来压后的顶板砂岩水，预计在构造发育和顶板裂隙发育处巷道顶板有大约10.0m3/h的淋水；生产用水大约5.0m3/h； 因此预计本工作面正常涌水量为10.0 +5.0 =15.0（m3/h） （二）工作面最大涌水量为7煤层正常涌水量与稳定放水量之和，7105、7107面钻孔稳定放水量之和为190.2 m3/h ，7111面4个五灰放水钻孔稳定放水量为76m3/h。 本工作面最大涌水量为 ：15.0 +190.2+76.0=266.2（m3/h）六、邻区7107工作面水文地质情况：（一）7107面标高为-392.3-422.9m，面长5073m，推采长度538m，可采储量5.62万吨。面内共揭露断层23条,落差在0.54.5m。本面共施工了五个五灰放水钻孔，孔号分别为7107-放1、放2、放3、放4和放5孔，五灰厚6.612.3m，平均厚度9.5m，上距7煤66.577.9m。平均厚度69.2m，单孔最大放水量40 m3/h ，最小放水量1 m3/h ，单孔平均放水量13.2 m3/h 。在稳定放水量190.2 m3/h 的情况下，五灰最大突水系数为0.060mpa/m，奥灰最大突水系数为0.062mpa/m。（二）7111工作面下方8100号泄水巷已提前敷设一趟6吋排水管路，并分别与7111-放1、2、6孔相连接，放4孔打开孔口进行放水，以满足放水需要。七、综合评价（一）通过物探、钻探和放水试验已基本查清该区域的水文地质条件。7煤层下覆的四灰含水层除向斜轴附近还有少量淋水其余地点基本已疏干；从钻孔揭露资料及放水试验情况分析，五灰含水层富水性不均一，局部富水性较强，联通性好，水力联系密切；奥灰含水层顶部富水性不均，局部地段五灰、奥灰含水层有垂向补给通道，两含水层之间有一定的水力联系。通过放水试验证实，7111工作面采用疏水降压，可使突水系数降至0.019mpa，采用疏降采煤是可行的。（二）7111工作面构造极其复杂, 断层相当发育，回采面积范围内揭露正断层16条，断层落差在0.73.0米之间，预计在回采过程中，还将揭露新的断层，这些断层的存在，对该面正常回采具有较大影响。八、采取的防治水措施（一）7111工作面回采时，在8100泄水巷9个五灰放水孔（孔号为7105-放1、2、4、3、8、9、观1，7107-放2、放4孔）放水的基础上，打开7111工作面下方4个放水孔（7111-放1、2、4、6）进行放水，在前期6个观测孔（孔号为7105-放5、6、7，7107-放1、3、5孔）正常观测的同时，再对7111-放3、放5、放7孔进行观测，实施疏水降压采煤。（二）7111工作面下方8100号泄水巷已提前敷设一趟6吋排水管路，并分别与7111-放1、2、6孔相连接，放4孔打开孔口进行放水，以满足放水需要。（三）工作面备足58个木垛料，以备急用。（四）清挖8100泄水巷至-430m水仓的水沟，保证水沟泄水畅通。（五）工作面切眼及上、下两巷提前施工好放顶眼，回采过程中，及时进行人工放顶，严禁悬顶超规定。（六）因采用疏水降压后，工作面五灰突水系数已降至0.019mpa以下，工作面内断层不再留设防水煤柱，但工作面过断层时，要加强断层两盘顶板支护，并制定专门措施。（七）工作面支柱垫300mm的铁鞋，若发现支柱钻底，改垫380mm的大铁鞋，若支柱严重钻底，需在铁鞋下加垫条耙或板梁。（八）工作面推采结束后，由总工程师根据需要决定是否关闭放水孔，若需关闭，在5-7天内由里而外依次关闭13个放水孔。（九）-430m水仓、-250m水仓、8100临时水仓做到及时清挖，-430m泵房、-250m泵房及8100泄水巷大泵要加强管理，提前检修设备保证正常运转，确保排水正常。7111工作面推采过程中，7111工作面轨道顺槽低洼处要具备不小于30m3/h的排水能力。（十）-430m东大巷和东翼皮带巷的防水闸门，加强检修维护，保证应急状态下关闭后能起到隔离作用。（十一）工作面推采期间要加强水情观测，及时监测8100泄水巷内放水孔的水量以及观测孔水位、巷道内的淋水变化，出现异常及时汇报。第六节 影响回采的其它因素一、影响回采的其它地质情况：根据地质说明书提供的资料，本工作面煤层为低瓦斯煤层，涌出特征为普通涌出，该煤层可采指数为1，变异指数为30%，煤尘爆炸指数为36.05%，具有爆炸危险。具体情况如表五所示: 影响回采的其它地质情况 表五ch4 、co2ch4绝对涌出量为0.232m3/min，相对涌出量为0.464m3/t ；co2绝对涌出量为0.812m3/min，相对涌出量为1.624m3/t。煤尘爆炸指数煤尘爆炸指数为36.05%，具有爆炸危险。煤的自燃倾向性根据煤层自燃发火倾向性鉴定，7煤层为不易自燃煤层。地温危害地温为1820，地温梯度为1.5/100m冲击地压危害向斜轴及构造发育区地压显现较明显，巷道易出现底鼓、片帮现象。二、应力集中区 本工作面向斜轴及构造发育区地压显现较明显，巷道易出现底鼓、片帮现象;回采时将会造成工作面压力显现明显，应加强支护和顶板管理。第七节 储量及服务年限一、储量：工业储量倾斜面积（m2）煤层厚度(m)容重(t/m3)17234.41.281.4531987t 可采储量工业储量(t)煤炭回收率3719870.9530387.65t二、工作面服务年限：服务时间=可采储量(t)/月产量(t/月)=30387.65/13989.6=2.1(月) 服务时间=可采推进长度（m）/设计月推进长度(m/月)=223/104.4=2.1(月)第二章 采 煤 方 法 第一节 巷道布置一、采区设计、采区巷道布置情况：7100采区为-430水平单翼采区，采区巷道布置了三条：7100轨道、7100皮带和7100联络巷。该面为7111工作面，采用走向长壁布置，布置三条巷道：轨道顺槽、运输顺槽、切眼。二、工作面轨道顺槽：7111工作面轨道顺槽沿煤层顶板布置，按中线掘进，单轨布置，梯形工字钢棚支护，棚距0.7m，上净宽2.2m，下净宽3.0m，净高2.0m，净断面积5.2m2。轨道顺槽用于工作面进风、行人及辅助运输，布置运输绞车，巷道内布置2吋的防尘管路和排水管路各一趟。 三、工作面运输顺槽：7111工作面运输顺槽沿煤层顶板布置，按中线掘进，有两种断面：顶板完整地段采用锚网支护，矩形断面，净宽3.2m，净高2.1m，净断面积6.72m2。局部因顶板压力大，又扶梯形工字钢棚加强支护，棚距1.6m，巷道上净宽2.7m，下净宽3.5m，净高1.9m，净断面积5.89m2。运输顺槽用于工作面运煤和回风，巷道内设2吋的防尘管路和压风管路各一趟，靠近上帮安设输送机运煤。四、采煤面切眼：7111工作面切眼沿煤层顶板布置，用于布置安设循环刮板输送机、采煤机，形成生产系统，切眼内采用架棚支护，梯形断面，棚距0.7m，上净宽2.2m，下净宽3.0m，净高2.0m，净断面积5.2m2。附图3：工作面巷道布置平面图第二节 采煤方法和采煤工艺一、采煤方法：7111工作面煤层厚度为1.31.6m，平均1.4m，煤层结构复杂，在煤层中下部有一层岩性为粘土岩的夹石，厚度在0.100.18m之间，平均0.12m，分布较稳定；工作面内煤层倾角在412之间，平均7。根据煤层赋存情况及巷道布置方式和现有技术装备，工作面采用单一走向长壁后退式采煤方法，采用高档普采，使用dy-150型有链牵引采煤机，一次采全高，因该面平均煤厚1.4m，不能正常过机，需要破顶或起底，因此平均采高为1.5m，采用全部垮落法管理顶板。二、采煤工艺工艺流程：（联网）采煤机沿顶板割煤挂梁、支临时柱至刮板输送机机尾处翻转挡煤板(回临时柱)松机割底煤（支临时柱、支贴帮柱）推移刮板输送机支正规柱（回贴帮柱）回柱在进刀处进刀。1、装落煤方式：本工作面使用dy-150型有链牵引采煤机；采煤机沿顶板割煤到刮板输送机机尾，松机割底煤，往返一次为一循环，循环进度1m，采煤机割下的煤借助弧形挡煤板自行装入工作面刮板输送机，余煤由人工装入刮板输送机。2、采煤机进刀方式：采煤机采用在滚筒窝处推入式进刀方式，即采煤机截割到刮板输送机机头前用人工炮采的方法提前在下角煤以上做出一个倾向长1.5m，走向长1.2m的滚筒窝，并用2架3.8m型钢梁支护好顶板，待采煤机松机装煤到刮板输送机机头后，翻转挡煤板向刮板输送机机尾牵采煤机至滚筒窝，用液压移溜器前移刮板输送机，采煤机完成进刀；当工作面顶板赋存完整时，改为在下端头割三角煤斜切进刀方式，即采煤机到刮板输送机机头后翻转挡煤板向刮板输送机机尾牵采煤机，到位后移直刮板输送机，翻转挡煤板向刮板输送机机头牵采煤机割三角煤；斜切进刀段倾斜长度不得超过15m。3、割煤、挂顶梁、支临时柱：使用hdja-1000型金属铰接顶梁，割煤后及时挂梁，顶梁上方用条笆背顶，条笆相互搭接严密，然后用扁销夹紧顶梁，用锤紧固，临时柱每隔23架顶梁支一棵；顶板破碎、压力大时，临时柱架架顶梁下支设。4、回临时柱、松机、清浮煤、支设临时柱、贴帮柱：采煤机沿顶板割煤到达刮板输送机机尾后，先停下采煤机改好上角煤临时柱，翻转挡煤板，回临时柱，松机割底煤，跟机支临时柱打扫煤粉。临时柱隔3架顶梁支一棵，顶板破碎、压力大时架架支设；贴帮柱间距不大于3m。5、移刮板输送机：使用yt-77c/1100型液压移溜器移工作面刮板输送机，沿工作面每6m安设一台，刮板输送机机头、机尾各安设一台，滚筒窝处增设2台。当采煤机松机够25m，停止采煤机和刮板输送机运转，自刮板输送机机尾向下移刮板输送机，刮板输送机机尾移够1m后，在机尾支好压柱子，再继续松机，随松机随移刮板输送机，刮板输送机弯曲段长度控制在1215m之间，中间槽扒口不超过30mm；移刮板输送机前，先在每个移溜器鞋上支好斜撑柱，拴好防倒绳，然后同时启动23个移溜器，由刮板输送机机尾向机头推移刮板输送机；移刮板输送机到位后，回掉斜撑柱，收回活柱杆；循环进度为1.0m。6、支柱：刮板输送机移到位后，先在每个移溜器档内支设23棵正规柱及时护顶，其余支柱及时补齐，支柱后爪支在顶梁后头第23个牙槽内，柱脚距刮板输送机30mm；支柱前拉好工程线按线支设。7、回柱放顶：拖后支齐正规支柱段15m，即可进行分组分段回柱，分段回柱距离不得低于15m。8、滚筒窝和角煤的落装煤工艺：工作面滚筒窝、上下角煤采用炮采，所出的煤由人工装入刮板输送机，上角煤倾向长度7.5m，走向长度1.0m；下角煤倾向长度3.0m，走向长度1.0m，滚筒窝走向长度1.2m，倾向长度1.5m，均采用爆破落煤，人工装煤。9、回收率：采煤机司机要掌握好采高，严禁随意留顶煤，根据煤层变化，及时调整采高，保证煤炭回收率不低于95%。三、爆破落煤：该面上、下角煤或因地质条件影响不宜机采地段采用打眼爆破的方法进行落煤，工作面煤层变薄处要爆破起底，爆破要求如下：1、采用mz-1.2型煤电钻配侧式供水钻杆，湿式打眼，严禁干打眼，炮眼布置为五花眼（煤层变薄处起底炮眼为三花眼），串联连线，正向装药，装药前首先清除炮眼内的煤粉，然后将药卷轻轻推入，不得冲撞或捣实，保证各药卷彼此紧密相接。装完药以后，先填上小块炮泥(约50mm)，再填上水炮泥，最后用炮泥封孔，用炮棍捣实，封泥长度不少于500mm。定炮要在打眼完毕后进行，严禁打眼定炮平行作业。采用分组装药、分次爆破，但一组装药，必须一次起爆。顶板完整时一次连炮个数不超过10个，顶板破碎，压力大时，一次连炮个数不超过4个；爆破时必须由专职爆破工用mfd-150/200型数显爆破器起爆，严格按照炮眼布置图(附图)和爆破说明书(表七)的要求执行。2、炮眼布置图（附三视图）3、炮眼特征表 表六名称距离（m）位 置角 度眼深（m）利用率（%）装药量（kg/孔）距顶（m）距底（m）仰俯（度）水平（度）上眼0.80.31.25880851.2850.30中眼0.80.750.75080851.2850.30下眼0.81.20.37980851.2850.304、爆破说明书 表七序号项目单位数量说明1打眼工具型号mz-1.2手提式煤电钻数量台22炮眼特征平均深度米1.23炸药炸药种类二级煤矿许用水胶炸药每孔装药量千克/孔0.3循环用量千克14.44雷管种类1-5段毫秒延期电雷管循环用量个48吨耗个/吨0.55封泥炮泥粘土炮泥水炮泥个/孔每孔不少于1块封泥长度米0.5填满封实6起爆连线方法串联连线起爆顺序1-5段顺序起爆7爆破器型号mfd-150/200型数显爆破器个15、装药量装药量计算表 表八项 目单 位顶 眼中 眼底 眼合计循环炮眼数个16161648每孔装药量kg0.300.300.30循环用量kg4.84.84.814.4消耗定额kg/万t10366、炸药的规格及性能：使用二级煤矿许用水胶炸药。 规格：药卷外径：271mm，药卷质量：3005g，药卷长度:4001mm。主要性能指标表 表九殉爆距离 (cm)爆速(m/s)猛度(mm)炸药密度(g/cm3)作功能力(ml)息爆直径 （mm）二级煤矿许用水胶炸药23.010100.951.25220187、雷管的规格：使用8号煤矿许用毫秒延期电雷管。脚线长度：2m。段别及延期时间表 表十段 别12345延期时间 ( ms)0255075100脚线颜色灰红灰黄灰兰灰白红绿附图4：工作面进刀方式示意图、炮眼布置图（正、俯、侧视图） 四、塑料网的使用 : 1、塑料网的规格：长宽=6.0m1.3m和长宽=3.0m1.1m两种菱形网，孔径均为75mm75mm。2、使用方法：塑料网在顶梁之上沿倾斜方向铺设，顶梁前端预留0.1m宽的网边，以便于下循环联网，塑料网随工作面回柱放顶自行下落。工作面整修期间，采煤机割煤前，将塑料网与上排塑料网联接，卷起挂在面前顶梁下，严禁妨碍采煤机通过。工作面割煤后，将网抬起、展开、伸平，及时挂梁，网的上下两端头要随挂梁随联好。联网的要求：各网边连接要严密，对接连好，联网使用塑料网带，眼眼穿过，隔一个眼打一个扣，塑料带要拉紧，打扣要实。根据现场情况，网可重叠使用，不准剪开。工作面割煤时，临时挂网，每块连接点不少于5个。顶板破碎时塑料网之下每个顶梁档内，用23根条笆捆背顶，以防塑料网下垂及便于下循环挂梁。3、使用时注意事项：顶板铺网要严，所有的网连接要牢固。回柱前要先检查塑料网是否损坏，如有损坏，要及时补网挡矸。联网要23人协同操作，并注意观察周围顶板、煤壁、支架及溜子运转等情况，发现问题及时处理。塑料网搭接处尽量避开顶梁，以利于联网，分段回柱处要尽量避开网头，以免损坏塑料网。当因工作面地质条件变化需要预挂顶梁时，可根据需要使用长度3.0m的网或重叠使用。当局部顶板发生冒落时，先维护好顶板，然后再挂网。工作面联网时，要先敲帮问顶，处理好面前伞檐活石，确认无片帮危险时方可操作，后退路要畅通，严禁站在面前联网。 五、工作面正规循环生产能力：wlshrc7611.281.450.95134t式中:w循环产量t； l工作面平均长度，取76m s循环进度1m; h平均采高指煤厚(不含夹矸及起底量)，1.28m； r煤的容重，取1.45t/m3； c工作面回采率，95。第三节 设备配置一、设备配置情况: 工作面采煤机选用dy-150型，工作面循环刮板输送机采用sgw-150c型，运输顺槽固定刮板输送机采用sgw-40t型，皮带选用ssj-800型伸缩皮带机，乳化泵选用rb80-350型，喷雾泵选用pb-120/5.5型，电煤钻选用mz-1.2型。二、单体液压支柱及金属铰接顶梁：（一）单体液压支柱主要技术参数:型 号：dz1418/100型 支柱直径：100mm支柱初撑力90kn（11.5mpa） 额定工作阻力294.5kn（37.7mpa）。 （二）金属铰接顶梁主要技术参数：型 号：hdja-1000型 长度：1.0m三、采煤机：型 号：dy-150 采高：13002500mm滚筒直径：1250mm 截深：1000mm电机功率：150kw 灭尘方式：内外喷雾 滚筒转速：63r/min 供电电压（v）：660牵引速度：06m/min 牵引力：120kn四、工作面刮板输送机：按照刮板输送机应满足的生产能力和采煤机型号，工作面选用 sgw-150c型可弯曲刮板输送机电机功率：75 kw 运输能力： 600t/h电 压：660v 长 度： 76m 五、运输设备：1、运输顺槽选用两部sgw-40t型刮板输送机，选用一部ssj-800型伸缩皮带输送机，其中ssj-800型伸缩皮带输送机主要技术参数如下：电机功率：60kw 运输能力：350t/h带 宽：800mm 带 速：1.63m/ssgw40t型刮板输送机主要技术参数如下：电机功率:40kw 运输能力:150t/h 溜槽尺寸:1500630175mm2、轨道顺槽辅助运输设备为jd-11.4kw 和jd-25kw 绞车 。其主要技术参数如下表： 主要技术参数 表十一绞车型号配用电机功率电机电压额定牵引力配用钢丝绳容绳量合计jd-11.411.4kw660v10kn15.5mm250m4jd-2525kw660v25kn18.5mm400m1合计5六、工作面配电点的位置及要求：工作面轨道顺槽、运输顺槽各设一个配电点，距工作面不超过100m，不小于30m。配电点使用不燃性材料制作的背板背顶护帮，要求卫生清洁，并且有照明，各种开关全部上架，电缆吊挂整齐；各种保护齐全、灵敏可靠，配电点突出部分与输送机或铁路保持0.7m以上的安全距离。七、乳化液泵站：泵站及管路选型、数量 泵站选用两台乳化泵rb80/350型乳化泵，一台使用，一台备用，两泵一箱，其主要技术参数为：1、乳化泵 型 号： rb80/350 公称压力：35mpa 电机功率：55kw 电机电压：660v 乳化液配比：2%3% 公称流量：80l/min2、喷雾泵 型 号：pb-120/5.5 额定流量：120l/min 额定工作压力：5.5mpa 电机电压：660v 电 机功 率：15kw附图5： 工作面设备布置示意图。第三章 顶 板 管 理 第一节 支护设计一、工作面支护设计：(一)利用山东科技大学的“单体支柱工作面顶板支护设计决策支持系统”进行工作面顶板控制设计。根据咨询资料提供的支护参数，本工作面支护密度为1.3棵m2，柱距0.75m，排距1.0m，结合我矿开采七层煤的实际情况，为增大安全系数，确定支柱柱距为0.65m，排距1.0m，基本支柱的实际支护密度为1.39棵/m2，其支护强度大于咨询结果，故能满足现场的要求，是安全可靠的。 (二)柱鞋直径的计算：根据支柱对底板的压强应小于底板容许比压的原则，采用下列公式计算铁鞋的直径：200 200 145mm 式中 rt-支柱实际支撑能力，采用下列公式进行计算。rt=kgkzkbkhkar=0.990.950.90.951.0294.5 =236.8kn（30.2mpa）式中：r-支柱额定工作阻力，kn； k-支柱阻力影响系数，从支柱阻力影响系数表中查得： kg0.99,kz=0.95,kb=0.9,kh=0.95,k=1.0 rt=236.8kn（30.2mpa） q-底板比压，取18.24mpa根据我矿开采-430水平7105、7107工作面的实践经验，结合我矿支护材料的现有情况，为增大支柱与底板的接触面积，选用直径为300mm的铁鞋，当支柱钻底超过100mm时，要穿直径380mm的大铁鞋或在铁鞋下垫条笆或板梁，以保证支柱初撑力达到要求。附：工作面顶板支护设计决策支持系统咨询结果：（后附）二、乳化液泵站：1、泵站选型、数量：乳化泵采用两台rb80/350型，一台正常使用，一台备用；为提高采煤机喷雾降尘效果，采用pb-120/5.5型喷雾泵。2、泵站位置设置：泵站安设在7107工作面联络巷处。3、输液管路运输顺槽选用无缝钢管，工作面选用高压胶管，耐压均在40mpa以上。4、泵站使用规定：乳化液泵有专人看管，开动时按操作规程操作。乳化液泵保持清洁，乳化液配比浓度要达到2%3%，乳化液泵压力不低于18mpa，现场使用自动配比器，有检测仪器，并由专人定期检修。喷雾泵压力保证不低于4mpa。泵站设备与轨道的安全距离不低于0.5m，移动变电站用圆环链或绳套子固定牢固。第二节 工作面顶板管理一、正常工作时期顶板支护方式：根据工作面顶板支护设计决策支持系统咨询结果和开采-430水平7105、7107工作面的实践经验，决定工作面采用同一路顶梁下“见四回一”的控顶方式控制顶板，全部垮落法处理采空区。工作面使用外注式单体液压支柱配合hdja-1000型金属铰接顶梁支护，采用正悬臂齐梁齐柱的支护形式，顶板破碎时挂梁用条笆或拉杆背顶；刮板输送机机头、机尾分别使用六路双楔顶梁做特殊支护。1、机道宽度及端面距的确定机道宽度的确定机道宽度r是无立柱宽度l减去循环进度l1即r=l-l1无立柱宽度l是由输送机溜槽宽度w，电缆槽与导轨宽度之和j，溜槽前沿与滚筒后沿的间距b，截深h ,电缆槽与第一排支柱的间距e组成。即l=w+j+b+h+e=630+290+200+1000+30=2150（mm）机道宽度r=l-l1=2150-1000=1150（mm）端面距的确定c=r-（a-b）式中：c-端面距 r-机道宽度 a-顶梁长度 b-顶梁末端至第一排支柱的距离当支柱后爪支设在顶梁靠老空侧第2个牙口上时为270mm，则c=r-（a-b）=1150-（1000-270）=420mm当支柱后爪支设在顶梁靠老空侧第3个牙口上时为320mm，则c=r-（a-b）=1150-（1000-320）=470mm平均端面距为（420+470）/2=450mm2、本工作面采用同一路顶梁下“见四回一”的控顶方式，机道宽度1150mm，支柱后爪支设在顶梁靠老空侧第23个牙口上，工作面平均端面距为450mm，所以本面最大控顶距为4.45m，最小控顶距为3.45m，放顶步距为1m。 3、支柱高度的选择最大高度：hmax=mmax-b=1.6-0.1=1.5m最小高度：hmin 按机采时过机高度，即hmin=1.3m,其中：hmax、hmin最大、最小支柱高度，mmax最大采高 即：mmax=1.6m（煤层薄处放震动炮起底） b顶梁高度0.1m，选用dz1418/100型单体液压支柱，支柱初撑力90kn（11.5mpa），额定工作阻力294.5kn（37.7mpa）。二、正常工作时期特殊支护形式：1、面内趄柱支设：支设方法：放顶线排顶梁下架架支设趄柱（支设丛柱的顶梁下将趄柱垫鞋支设到放顶线排两正规柱中间作为备用支柱）,当工作面沿走向近水平推采或上山推采时，趄柱柱脚距老空侧第一排正规柱不大于0.3m，柱顶紧靠正规柱;当工作面沿走向为下山推采时，趄柱支设成对柱形式，柱脚距老空侧第一排正规柱不大于0.3m。支设要求：调整柱顶位置保证趄柱迎山有力，支设牢固；趄柱支设时初撑力达到90kn（11.5mpa）以上，如达不到此规定时，要在柱下垫铁鞋，以确保支柱初撑力合格；回柱前，在分段处新放顶线一排超前所回撤支柱12路顶梁下支齐趄柱后方可开始回柱。2、丛柱支设：支设方法：在工作面放顶线排连续三路顶梁下各加支两棵支柱，三棵支柱要均匀布置，柱脚间距0.3m，单排布置。支设要求：丛柱的每棵支柱必须迎山有力、垫鞋（铁鞋直径为300mm），初撑力达到90kn（11.5mpa）以上。初次来压前间距5m一组，初压过后丛柱间距改为7.5m一组，丛柱不能提前回撤，回撤前，先在新放顶线排顶梁下下错一档支设好新丛柱,然后方可回柱。3、临时柱支设：割煤后及时挂梁支临时柱，临时柱隔23架顶梁支一棵，顶板破碎，压力大时架架支设；临时柱支在承压大的顶梁下或支在钢梁下；松机临时柱每隔3架顶梁支一棵，支在承压大的顶梁前端或钢梁前端，顶板破碎、压力大时架架支设。临时柱必须棵棵拴绳，防止倒柱伤人。支设或回撤临时柱时，人员应站在人行道内所支或所回支柱斜上方，在完好支护的掩护下进行操作，必须注意刮板输送机运行情况，当支柱有倒入刮板输送机的征兆时，要立即停采煤机停刮板输送机；回撤时做到远距离卸载。回撤临时柱前，必须将扁销和圆销紧固合格，检查附近顶梁情况，回撤的支柱要及时支在材料道内。临时柱支设时初撑力达到90kn（11.5mpa）以上。4、贴帮柱支设：松机时支设贴帮柱，间距不大于3m，柱头戴条鞋或道木大帽，支柱紧贴煤壁支设，且要用道木或条鞋挤紧煤壁，支柱要拴好防倒绳。支设（回）贴帮柱时，必须注意刮板输送机运转情况，当支柱有倒入刮板输送机的征兆时，必须立即停采煤机停刮板输送机，防止支柱倒入刮板输送机。支设贴帮柱时，人员站在支柱地点上方，在顶梁的掩护下操作，一人扶柱，将手把体和注液阀调整至正确位置，一人用注液枪清洗注液阀嘴，均匀注液升柱，待支柱接近顶板时停止注液，在柱头上放置条鞋（或道木）后再进行升柱。回贴帮柱时必须远距离卸载，必须先敲帮问顶，去掉背帮料，处理好伞檐活石，防止片帮、顶板冒落伤人，人员应站在人行道内所回支柱斜上方，在完好支护的掩护下进行回撤。支齐柱子后去掉面前贴帮柱。贴帮柱支设时初撑力达到90kn（11.5mpa）以上。三、回柱放顶及与其它工序平行作业的安全距离：回柱放顶拖后支齐正规支柱处的距离不小于15m，分段回柱间距不小于15m。四、特殊时期的顶板管理：1、初采及停采前的顶板管理：初采期间的顶板管理：工作面切眼长87m，架棚支护，梯形断面，棚距0.7m，上净宽2.2m，下净宽3.0m，净高2.0m；工作面开采前，在切眼内沿工作面走向加支双排铰接顶梁，背实顶，垫鞋支设两排正规柱形成正悬臂齐梁齐柱支护形式，柱距0.65m，排距1.0m。初采4m，跨度6m，每路顶梁放顶线排支齐趄柱。初采6m，跨度8m，加齐丛柱，间距5m一组。同时必须使用顶板动态仪进行顶板动态观测和初压预报，顶板管理员不得从事其它工作。初压前由生产矿长或总工程师组织初压管理领导小组成员及工区干部，现场会诊，制定相应措施，并安排现场实施。初采前，在切眼及两顺槽提前施工好放顶眼，回采时要及时实行人工强制放顶，初次放顶后，回采过程中面后悬顶达到（25）m2，仍不垮落或无缓慢下沉现象时，要进行人工强制放顶；采取人工强制放顶时要编写专项措施。初压过后及周期来压期间的顶板管理：经矿初压管理领导小组现场会诊，确认初压已过，制定相应的管理措施，方可解除初压管理，撤除顶板管理员，并将丛柱间距改为7.5m一组。该工作面周期来压期间，压力大时，面后要加密丛柱，面前加密贴帮柱来加强支护，以保证有足够的支护强度。 工作面正常推采期间，如局部悬顶和冒落高度不充分，小于（25）m2地段增支丛柱，超过的要进行强制放顶；特殊条件下不能进行强制放顶时，要专门会诊制定措施。停采前的顶板管理：严格工作面的支护质量，及时对支柱进行二次注液，面后特殊支护齐全有效，保证工作面支护强度。顶板破碎压力大时，每隔3架顶梁套支一架3.2m型钢梁加强支护，柱下垫鞋，达到初撑力。面前压力大有片帮现象时，要采取面前支设条鞋戴帽贴帮柱、前窜钢梁或超前挂梁等加强支护措施。2、过断层及顶板破碎、压力大时的顶板管理：破碎顶板的支护：当工作面过初压、周压或遇地质构造而出现顶板破碎压力大的情况时，在顶梁档内每隔3架顶梁套支一架3.2m型钢梁支护，柱下垫鞋（铁鞋直径为300mm），达到初撑力，割煤后，要先及时引挂顶梁，把顶板背严背实并打好临时柱后，再把钢梁前窜至煤壁。如遇顶板来压显现较明显或顶板十分破碎，前窜钢梁确有困难时，在相邻的顶梁档内再套支一架钢梁，待前窜拖后的钢梁，控制好面前顶板后，方可回柱。保证相邻顶梁档内的两根钢梁交错迈步前移，且两根钢梁的间距不大于0.7m，同时，套支钢梁处支柱最大柱距不大于0.8m。过断层时的处理措施：本工作面在推采过程中，遇到断层时，在断层的上、下盘各支设1对3.2m型钢梁，支柱穿铁鞋，达到初撑力，并在断层上、下盘5m范围内各支设丛柱一组，过落差大于0.5m的断层，另补措施。型钢梁的支设：型钢梁前头距煤壁不低于0.1m，不大于0.2m，割煤后型钢梁一梁两柱，支柱支在第一排和第二排(两棵支柱下垫鞋，初撑力达到90kn（11.5mpa）以上)；松机移刮板输送机支齐支柱后，钢梁一梁三柱（面前一棵，面后两棵，面后两棵支柱下垫鞋，初撑力达到90kn（11.5mpa）以上），为便于回柱时