3110外回采工作面作业规程.doc

XX矿业（集团）有限责任公司 XX煤矿3110外工作面作业规程 第 72 页 共 72 页发放号：02编号：3110-01XX矿业（集团）有限责任公司XX煤矿回 采 工 作 面 作 业 规 程 工 作 面 名 称：3110外综采工作面编 制 人： XXX 区 队 长： 施 工 单 位： XXXXXXXX 编 制 日 期: 2007、12、20执 行 日 期: 2008、01、10目 录第一章 概况 4第一节 工作面位置及井上下关系 4第二节 煤层 5第三节 煤层顶底板 5第四节 地质构造 7第五节 水文地质 7第六节 影响回采的其它因素 8第七节 储量及服务年限 9第二章 采煤方法 9第一节 巷道布置9第二节 采煤工艺 11第三节 设备配置 14第三章 顶板管理 17第一节 支护设计 17第二节 工作面顶板管理 19第三节 顺槽及端头顶板管理 21第四节 矿压观测 25第四章 生产系统 26 第一节 运输系统 26 第二节 通防与监控系统 27第三节 排水系统 35第四节 供电系统 35 第五节 通讯照明系统 37 第五章 劳动组织和主要经济技术指标 39第一节 劳动组织 39第二节 主要经济技术指标 41第三节 工作面质量规定 42第六章 灾害预防及避灾路线 43第七章 安全技术措施 44第一节 一般措施 44第二节 顶板管理 45第三节 防治水 49第四节 “一通三防” 49第五节 运输管理 50第六节 机电管理 59第七节 火工品及井下放炮管理 64第八节 煤质 68第九节 其他 69第一章 概况第一节 工作面位置及井上下关系3110外工作面是一次采全厚综采工作面。本面开采山西组3上煤。工作面走向长153m，倾斜长123m，平均采放厚度3.03m,可采储量7.2万吨。工作面3上煤底板标高-264.6-236.5m。具体位置及井上下关系如表一所示。 工作面位置及井上下关系表表一水平名称-300水平采区名称一采区地面标高32.8733.10m井下标高-264.6-236.5m地面的相对位置地面位于XXX，有水塘， 西部有XXXX村。回采对地面设施的影响回采后，水塘将下沉。井下位置及与相邻关系井下位置东北临F3110-19、20断层，东南临F6断层，西南临F3断层，西北为3上煤露头风氧化带。走向长度153m倾斜长度123m面 积18819m2第二节 煤 层本工作面设计开采煤层为3上煤，通过地质资料分析，具体情况如表二所示。煤层厚度m平均厚度3.03m煤层结构复杂煤层倾角510（平均8）开采煤层3硬度1.031.28煤种半亮-半暗型稳定程度较稳定煤层情况描述上煤厚度1.23.5m，平均厚度3.03m, 3上煤无夹矸。3上煤黑色，性脆，油脂玻璃光泽，贝壳状或参差状断口，裂隙较发育，煤的硬度系数为1.031.28，宏观煤岩类型为半暗半亮型。 煤 层 情 况 表 表二第三节 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)特征老顶砂岩或砂、泥岩互层626m致密、坚硬直接顶泥岩1.351.50m灰色，层理较发育，性稍脆，易垮落。直接底泥岩或砂质泥岩01.30m较松软，遇水易泥化老底中、细砂岩1528.92m致密、坚硬。附图1：3110外工作面地层综合柱状图第四节 地质构造本面总体构造形态为一倾向100左右的单斜构造，倾角8左右。局部有小褶曲，造成两道略有起伏，倾角510。本面断层较发育，共揭露断层有10条，尤其是南部断层十分发育，面内可能还有隐伏小断层。断层产状及对回采的影响程度详见下表 序号断层名称断层产状影响 程度走向倾向倾角落差（m）1F3110-1 110SW651.3小2F3110-2100NE602.1小3F3110-3102NE600.6小4F3110-4102NE601.2小5F3110-59NW450.8小6F3110-6110NE652.7小7F3110-730SE700.7大8F3110-8340SW601.8大9F3110-1013SE807.3严重10F3110-1177NW700.7小本面无岩浆岩侵入现象，无陷落柱存在。第五节 水文地质（一)工作面充水性因素分析1、含水层根据各含水层的赋存特征分析，影响工作面安全开采的主要含水层是3上煤顶板砂岩含水层和上侏罗统一段砂砾岩含水层。3上煤层顶板砂岩含水层为裂隙承压含水层，其中砂岩平均厚10m左右，该含水层富水性较弱，为3上煤的直接充水含水层，通过3110里面等工作面的开采疏放，3上煤层顶板砂岩水已基本没有。上侏罗统一段砂砾岩含水层为岩溶裂隙含水层,厚度平均110m左右。中上部为砂岩，底部为砾岩，砾岩层厚度平均25m左右，富水性弱中强。本面3上煤顶板至上侏罗统底界岩柱26m左右。上侏罗统一段砂砾岩含水层为3上煤的主要充水含水层，但经过3110里面、3108等已开采工作面疏放及本面原放水孔的疏放，该含水层剩余水量已经较少。但上侏罗统一段砂砾岩含水层具有富水不均匀性，局部可能还有部分水量。以上各含水层皆以静储量为主。2、“两带”垮采比、裂采比分别按4、16计算，则垮落带高度和导水裂隙带高度分别为14.56m、58.24m，因此预计导水裂隙带能够到达上侏罗统一段砂砾岩含水层。3、断层的导水性预计回采中断层以及工作面裂隙发育区涌水量将较大。（二）涌水量预计根据以上充水性因素分析以及3108、3110里面工作面开采实践经验，预计该面涌水量以上侏罗统一段砂砾岩岩溶水为主，另外有部分3上煤顶板砂岩水。综合以上，预计本面最大涌水量50m3/h，正常涌水量20m3/h左右。（三）防治水措施1、建立畅通的排水系统，在轨顺和运顺分别安装一路108排水管路，各水仓处分别安装两台排水能力分别不低于50m3/h、扬程50m的水泵。（详见本面防治水系统设计）2、做好清淤工作，每班设专人及时清理巷道中淤煤，确保两道畅通。3、一旦发生水淹巷道事故，要按既定避水灾路线撤人，同时向调度室和有关领导汇报。 4、加强矿压观测和水文地质观测，做好预测预报。第六节 影响回采的其它因素上煤层工业牌号为气煤，特低硫，低磷，高挥发份，是优质动力用煤和较好的煤焦煤和配焦煤。属低沼气、低二氧化碳矿井，煤尘有爆炸危险性，煤尘爆炸指数为39.89%，煤层自然发火期为42（3）天，有自然发火倾向。地温在31的界线以浅，恒温点深度31m，平均地温梯度2.42/100m，属地温正常区。3上煤顶板由不稳定到中等稳定。第七节 储量及服务年限 一、储量：本面设计回采率为93%。工业储量=1531233.031.36=7.75（万吨）可采储量=7.7593%=7.2（万吨）二、采煤工作面服务年限工作面的服务年限 =可采推进长度/月设计推进长度= 153/86.4=1.77个月其中，月设计推进长度的计算为：月设计推进长度=月生产天数每天正刀循环总数循环进尺正规循环系数=30*6*0.6*80%=86.4m第二章 采煤方法第一节 巷道布置一、采区设计、采区巷道布置概况一采区是XXX煤矿2000年设计，XXX矿业（集团）公司批准，并于2001年投入生产的,开采一采区三层煤.二、采煤工作面轨道顺槽3110外综采工作面为左置工作面，左侧顺槽为轨道顺槽,沿煤层底板布置，靠右帮敷设轨道，铁轨型号：22kg/m。轨道顺槽采用锚网梯支护及局部锚网梯和铁棚复合支护。巷道采用矩形断面,净宽3.4m,局部3.2m； 净高2.3m,断面积7.36m2，局部7.82 m2，主要用于该工作面的进风和运料。轨道顺槽内布置有规格：50mm的防尘管一路、50mm的供水管一路，并在靠近工作面的地点设有移动电站一处，安设乳化泵站等设备。三、采煤工作面运输顺槽3110外综采工作面右侧顺槽为运输顺槽,沿煤层底板布置。运输顺槽采用锚网梯及局部锚网梯和铁棚复合支护。铁棚规格为11#工字钢。采用矩形断面,净宽3.m,净高3.2m,断面积10.88m2 ,局部为净高2.6m,净宽3.8m, 断面积9.88 m2。主要用于该工作面的回风和运煤。运输顺槽内布置有规格：50mm的防尘管路一路、108mm排水管路一路、束管监测管路等管线，并在靠工作面右侧设置转载机和胶带输送机。四、采煤面切眼切眼分里、外切眼，沿煤层底板布置。初掘时为梯形断面,采用局部锚网梯和铁棚复合支护,11#矿用工字钢棚支护（刷大部分也为钢棚支护）, 工字钢棚棚距0.6m。净宽6.8m,净高2.8m,断面积19.04m2。附图3：3110外工作面位置及巷道布置示意图。第二节 采煤工艺一、采煤工艺、采煤方法：单一走向长壁后退式综合机械化采煤法，全部垮落法管理顶板. 本工作面煤层厚度平均3.03 m，煤机可采高度1.83.65m，支架高度1.954.2m，工作面有效采高控制在2.83.5m；煤机滚筒截深为 0.63m，确定循环进尺为0.6m，煤机割煤高度3.6m，一次采全高，煤厚大于采高时，沿顶撇底。、回采工艺双滚筒采煤机双向割煤，在工作面端部斜切进刀， 往返一次进两刀，螺旋滚筒配合刮板输送机铲煤板装煤，刮板输送机运煤；液压支架支护顶板，全部垮落法处理采空区，为综采工艺。4、工序安排煤机上（下）行：割煤 移架推溜。在外部运输条件允许的前提下，适当加快煤机运行速度，提高工作面生产能力。二、落煤方法1、采煤机的进刀采煤机的进刀采用端部自开缺口、斜切进刀的方式，斜切进刀段长度为35m，进刀深度0.6m。具体操作如下：（1）采煤机向下（上）割透端头煤壁后，距煤机10架正常移架推溜，使得刮板运输机弯曲段不少于15m，将两个滚筒的上下位置调换，向上（下）进刀，通过15m的弯曲段至35m处，使得采煤机达到正常截割深度（即0.6m）。按要求推移刮板运输机至平直状态。（2）将两个滚筒的上下位置调换，向下（上）割三角煤至割透端头煤壁。（3）割完三角煤以后，将两个滚筒的上下位置调换，采煤机空机返回，进入正常割煤状态。附图4：采煤机进刀示意图。2、采煤机正常切割。采煤机向上（下）割煤，直至割透上（下）端头煤壁。采煤机正常割煤采用前滚筒在上部、后滚筒在下部的方式。三、循环作业方式选择及生产能力1、循环方式：该面运输设备运输能力最小为630吨/小时，按最大采高3.5m，截深0.6m计算： QV=（hsq93%）m630=3.98m/min（3.50.61.3593%）60采煤机日进刀数为：K1（24-t1） 0.8（24-8）N=-=9循环/日nL/60V+t2 1.2123/（603.98）+0.8式中：Q-最小运输能力；h-采高3.5m；s-循环进尺0.6m；q-煤的容重1.35T/m；min-分钟；L-面长123m；K1-事故影响系数0.6-0.8，取0.8；t1-准备时间取8；t2-每刀辅助时间取0.8；n-割煤方式系数取1.2；采用“四六”制作业方式，三班生产，一班检修，每班采三个循环。2、生产能力：工作面每天9个循环，正规循环率85%，面长L=123m，采高H=3.5m，循环进尺A=0.6m，日循环个数B=9个，割煤回收率K=0.93，煤容重q=1.35则：日割煤量=LHABKq=2918T循环产量= LHAqK=324T月产量=291830=87540T。第三节 设备配置 一、采煤机采煤机选用MG200/475-W型，功率475KW，采高2.03.65m，额定电压1140V，生产能力1120T/h，截深0.63 m，牵引速度: 06.2m/min二、液压支架的主要技术特征：(1)液压支架 型号：ZZ5200-19.5/42型四柱支撑掩护式液压支架 额定供液压力：31.5MPa 高度：最低1950mm；最高4200mm 宽度：最小1420mm；最大1580mm 额定初撑力：4864KN 额定工作阻力：5200KN 对底板比压(平均值)：1.7MPa 平均支护强度： 0.78MPa 支护面积：6.62(2)单体液压支柱 型号：DZ-2.8 DZ-3.15 DZ-3.5 DZ-3.8 伸缩行程：800mm 额定工作载荷：25T 额定工作液压：318Kg/c 油缸直径：100mm 泵站压力：31.5MPa 初撑载荷：11.815.7T 底座面积：109 c (3)金属铰接顶梁 “ 一”字型铰接顶梁型号：HDJB1000；HDJB600； 金属双楔铰接顶梁规格： HDJS1000；“十”字型铰接顶梁规格：1000600mm三、运输设备1.刮板运输机运输机型号：SGZ-764/500(中双链) 1) 电机功率：2250KW 2) 运输能力:800T/h 3) 链速：0.93 m/s4) 长度：176m5) 中间槽尺寸:1500764317mm2.桥式转载机一部，其型号：SZZ-764/160，设计长度60m，其它技术参数为1) 电机功率:160KW2) 运输能力:900T/h3) 链速:1.44m/S4) 中间槽尺寸:150O764222 mm 3.破碎机一部，型号为LPS-1000/110，技术参数为1) 破碎能力:1000t/h2) 电机功率:110KW4.可伸缩带式输送机两部，型号为SDJ-150，技术参数为1) 电机功率: 275KW2) 运输能力:900t/h，630 t/h3) 带宽:1000mm4) 带速:2.5m/s5.辅助运输设备选用1.0吨的矿车和叉车,牵引设备选用JD-11.4型调度绞车，其主要技术参数如下：1) 型号:JD-11.42) 静拉力:9.8KN3) 绳径:12.5mm4) 绳速:26-72m/min, 平均44m/min5) 绳容量:400m6) 滚简直径:550mm7) 外形尺寸:1100765730mm附图5：3110外综采工作面设备布置示意图：四、乳化液泵站（一）泵站及管路选型、数量乳化泵选用MRB200/31.5型两台。喷雾泵选用WPZ320/6.3清水泵两台,装备四泵一箱; 高压输液管路选用高压胶管，耐压45MPa以上。主要技术参数如下: 乳化泵:型号: MRB200/31.5 公称流量 :200L/min 公称压力 :31.5MPa电机功率 :125KW 喷雾泵:型号: WPZ320/6.3公称流量:320L/min公称压力:6.3MPa电机功率:45kW（二）泵站设置位置泵站安设在轨道顺槽距离采煤面80150m的位置。（三）泵站使用规定要保证泵站压力大于30MPa，乳化液浓度3%5%或乳化液浓度0.9%1.5%。要加强支架与泵站的维修,杜绝液压系统的窜漏液。第三章 顶板管理第一节 支护设计一、液压支架支护强度验算1、经验计算支护强度支架支护强度Pmin= 0.78MPa经验计算支护强度：Pj8hr83.22.59.81000627200Pa0.6272 MPa式中： h-采高，取3.2 m r-岩石容重，取2.5吨/ m2由计算结果知：支架支护强度PminPj，因此工作面支护强度满足要求。2、支护设备选择3110外工作面选用基本液压支架ZZ5200-19.5/42型支架,共95架,从运输顺槽到轨道顺槽依次编号为195号支架。根据工作面条件与支架适应条件对照表可以看出，选用ZZ5200-19.5/42型支架，在满足顶板管理支护强度需要的同时，也能满足底板比压值要求。通过对比、验算，证明选用ZZ5200-19.5/42型支架能满足要求。预计工作面矿压参数参考表 表五序号项 目单 位同煤层实测本面选取或预计1顶底板条件直接顶厚度m1.35-1.501.35-1.50老顶厚度m6-266-26直接底厚度m15-28.92272直接顶初次垮落步距m18183初次来压来压步距m28-5028-50最大平均支护强度Mpa0.780.78最大平均顶底移近量mm100-120120来压程度明显明显4周期来压来压步距m12-1612-16最大平均支护强度Mpa0.6950.695最大平均顶底移近量mm100100来压程度明显明显5平时最大平均支护强度Mpa0.62720.6272最大平均顶底移近量mm1001006直接顶悬顶情况m007底板容许比压MPa18188直接顶类型类119老顶级别级II10巷道超前影范围m2020工作面条件与支架适应条件对照表 表六工作面条件支架适应条件采高3.62.14.2m煤厚4.0m4.2底板比压18MPa1.7MPa支护强度0.7056MPa0.78MPa顶板种类I级一类支撑掩护式第二节 工作面顶板管理根据已开采的一采区相邻工作面矿压观测资料,其煤层顶板为老顶来压明显,直接顶不稳定的一类一级顶板。本工作面的顶板管理采用全部跨落法。工作面配置95架液压支架,对工作面顶板实行全支护法管理。一、正常工作时期顶板支护方式采用追机移架的方式对顶板进行及时支护，即割煤移架移运输机；采用带压移架的方式移架。正常移架要滞后采煤机后滚筒35架，顶板破碎时要紧跟前滚筒移架或人工操作超前移架，即：当发现片帮严重时，不等采煤机割煤，就进行移架，再进行其它操作，工艺为移架割煤移运输机，移架步距0.6m。推溜滞后采煤机后滚筒不少于15m，并确保弯曲段长度不小于15m。移架顺序为：1、采煤机向下（上）端正常割煤时,滞后煤机后滚筒35架移架(顶板破碎时可紧跟前滚筒移架)。2、采煤机割煤并移架后，及时将支架的伸缩梁及护帮板伸出护好顶、帮。3、采煤机进刀，向上（下）正常割煤时，自下（上）而上（下）滞后煤机后滚筒35架移架(顶板破碎时可紧跟前滚筒移架)。4、机头处二架排头架的移架的顺序为:先移2#架，后移1#架。5、在采煤机割煤时，超前采煤机前滚筒3架将护帮板收回，并滞后采煤机前滚筒3架,顺序将护帮板挑起。工作面支护要求：1、工作面应达到动态的质量标准化要求,确保“三直、二平、一净、二畅通”的质量要求。2、加强支架的支护强度,确保支护质量,支架初撑力不得小于24MPa。3、采煤机割煤后，要及时移架，移架与采煤机后滚筒的距离一般不超过8m，防止长时间空顶。4、工作面出现冒顶时，要及时用木料接顶，并支好支架。5、工作面生产以前要编制初次放顶的专项措施。二、特殊时期的顶板管理(一)来压及停采前的顶板管理 :1、工作面老顶初次来压前必须编制专门安全技术措施。2、工作面老顶初次来压和周期来压期间,应加强来压的预测预报工作,由矿压部门在轨道、运输顺槽挂牌标明来压位置。3、工作面支架以及轨道、运输顺槽所有单体支柱必须达到初撑力,特别注意工作面中部支架的初撑力及支架状态,及时采取措施预防冒顶。4、加强上、下端头顶板管理,要提高支护质量,适当加大支护密度,防止出现端头冒顶。5、工作面停采时要编制停采措施,加强顶板管理。(二)过断层及顶板破碎时的顶板管理：加强过断层及顶板破碎回采时的顶板管理工作。当工作面局部地段片帮较严重时,可超前采煤机移架,及时支护煤壁；在顶板破碎的地段,为了有效地防止顶板冒落、控制煤壁片帮,应采取及时拉超前架的方法维护顶板。1. 当工作面顶板出现悬顶、掉矸、空顶、片邦、压力大等严重情况，必须加强临时超前支护，工作人员进入机道进行接顶和进行临时支护时，工作面采煤机、前部刮板输送机等设备，开关要停电打闭锁，并设专人观察顶板和煤壁，护好帮，执行好敲帮问顶制度，确认安全后方可工作，否则，严禁进入。2. 处理顶板条件差时，必须从顶板好的区域逐渐向孬的区域进行维护，严禁空顶作业。3. 进行顶板维护时，首先用长把工具找掉危岩悬矸，进行好临时支护，护好顶帮，严防冒顶、折帮，确认安全后方可进行维护工作。4. 进行顶板维护时，现场要有专人指挥，运料、递料、维护人员分工明确，坚持“有人作业，有专人观察顶板”的原则，维护顶板时，应闪开维护人员在特殊应急情况下，能够及时撤离的通道。5. 进行维护工作时，左右15m不得有与维护工作无关的工作，统一口号，递料、装顶维护等动作，要协调一致，需要动作液压支架时，必须安排专人进行操作，且工作人员要闪开被动作液压支架，躲入安全地点后，才可进行操作。6. 确保顶板维护区域液压支架、单体液压支柱设备完好，液压支架支撑状态良好，不挤、不咬、不歪，达到初撑力；顶板维护后，接顶要严密。7. 当需要维护的顶板处高度较大时，工作人员维护必须使用脚手架，脚手架的搭设要牢固可靠，稳固有力，不影响进行其它工作。8. 采煤机在顶板条件差的区域割煤时，必须放慢割煤速度，当出现顶板漏顶时，要及时返机，必要时必须停机移架或超前移架，且割一架，移一架；移架、割煤时，人员必须在架箱里进行操作。第三节 顺槽及端头顶板管理一、工作面轨道、运输顺槽的超前支护要求:1. 工作面在生产前，运顺采用“十”字型铰接顶梁和“一”字型铰接顶梁，互相铰接；轨顺采用“一”字型交接顶梁沿走向互相铰接；且两巷顶梁均配合单体液压支柱，走向打三排支柱。运顺 “十”字顶梁走向互相铰接，倾向和两“一”字顶梁互相铰接。下棚巷道时，替换工字钢棚支护顶板，锚网梯巷道时，直接支护顶板；超前巷道维护运顺倾向跨度3.4m，轨顺倾向跨度3.4m。若巷道超宽时，可在运顺上帮或轨顺下帮加挂一字梁（HDJB-1000或HDJB-600型），走向距离从煤壁算起25m，柱距1.0m，运顺人行道排距为1.2m，转载机道排距为1.6m；轨顺人行道排距为1.4m，电缆道排距为1.4m。若超前维护以外的巷道出现棚梁变形时，可打点柱一梁三柱支护或套棚支护（见工作面平面布置图及巷道支护剖面图）。2. 支护要求： 、上下巷替棚时，一定要坚持先支后回的原则，铁棚(木棚)同十字顶梁间距大于1.0m时，及时加挂铰接顶梁支护顶板，严禁空顶作业。 、回撤工字钢前应首先观察好顶板，顶板不好时及时维护，做到先支后改，确保回撤安全。 、两巷工字钢的回撤沿工作面推进方向由里向外的顺序进行，撤工字钢棚，必须扶设临时支护，单体支柱作腿，方木作梁，一梁三柱，木梁规格为：3200200150mm 。 、用两台千不拉将顶梁两端生根在相邻的棚梁上，然后用单体支柱将被撤换的工字钢梁升起，用千不拉在安全地点先把棚腿回掉，然后再慢慢地松千不拉，把棚梁放在底板上，外运到指定起点码放整齐。、支护质量应符合如下标准要求：a、支拄应纵横成线，左右偏差不大于50mm。b、支柱应支到实底，并做到迎山有力。c、铰接顶梁之间要用圆柱销联好，保持平直，铰接率应达到100 %以上，不得出现连续不铰接的顶梁，严禁使用失效的单体液压支柱和损坏的十字顶梁。3. 顺槽超前支护的长度从工作面煤壁起，轨顺不得少于25m，运顺不得少于20米，单体液压支柱2/3以上，必须上好防倒安全杆。4. 超前支护以外的巷道出现工字钢棚梁变形时应及时打点柱支护，棚腿损坏时要及时更换。详见附图六：3110外工作面、端头及两巷超前支护示意图（平、剖面图)。3、单体液压支柱参数型号：DZ-2.8；DZ-3.15；DZ-3.5；DZ-3.8 伸缩行程：800mm额定工作载荷：25T额定工作液压：318Kg/cm2油缸直径：100mm泵站压力：31.5MPa初撑载荷：大于50KN底座面积：109 cm24、金属铰接顶梁 “ 一”字型铰接顶梁型号：HDJB1600；HDJB1000；HDJB600； “十”字型铰接梁规格：1000600 mm金属双楔铰接顶梁：HDJS1000型5、支护质量控制标准1) 支柱纵横成线,偏差小于50mm。2) 支柱应支到实底,并做到迎山有力（迎山角度为20左右）。单体液压支柱初撑力不小于11MPa，班班进行二次注液，并有现场检测手段。3) 铰接顶梁之间要用圆柱销联好,并保持平直。4) 所有单体液压支柱三用阀方向一致,朝向老塘。5) 两巷的支撑高度不得低于1.8m, 人行道宽度不得小于0.7m,单体支柱活柱行程不得小于150mm。6) 两巷单体支柱均穿铁鞋支护，铁鞋规格：45号钢，直径250mm。铁鞋小链要顺时针盘在柱体上，挂钩挂住单体手把，挂钩开口方向对准工作面煤帮侧。二、上、下安全出口端头支护要求：1) 靠工作面运顺机头排头支架外侧的“一”字梁或“十”字梁，在距排头支架不大于0.5m，不小于0.4m处，使用双楔铰接顶梁配合液压单体支柱支设，超前支护距工作面煤壁前不少于三梁，直至端头密集支护处。单体液压支柱支在双楔铰接顶梁下，确保支撑有力，防止顶梁下垂，一梁一柱，柱距1.0m，铰接率确保达到100。轨顺按超前支护要求正常支设。2) 金属双楔铰接顶梁支护时，必须由两人进行操作，一人托梁，一人插圆销，在铰接插好圆销后，先打后侧的弧形楔，待顶板用护顶材料穿好，再打紧前弧形楔。3) 端头、尾应支设切顶密集支柱，单体液压支柱支设带帽点柱，每间隔一密集支柱跟一棵戗柱，密集支柱净宽400 mm。4) 端头、尾切顶排必须及时回撤，最大拖后量不得超过排头架切顶线老塘侧1.2m。回撤顺序为：先远后近，先老塘后煤帮；回柱前要先清理加固好安全退路，并确保退路安全畅通。回料时要二人配合作业，一人观察顶板及四周安全情况，另一人回料。5) 严格执行好“敲帮问顶”制度和“先支后回”制度。顶板破碎或压力较大时，必须打好临时护身柱，确保人员在安全的条件下作业，严禁空顶作业。6) 回撤端头单体支柱时，必须实行远方卸载回料，并使用千不拉将卸载的支柱拉出，严禁人员进入老塘内取料或作业；回出的支柱、顶梁等要及时运出，严禁堵塞退路。8）机头、尾采高应与两顺槽顶底板割平，成一顺坡，严禁出现台阶；支护时接顶严密。三、支护材料使用数量、备用数量1. 工作面正常需要单体液压支柱198棵，铁鞋198个，十字顶梁91块，1.6m一字顶梁41棵，1.0m一字顶梁50棵，0.6m一字顶梁41颗，双楔铰接顶梁40棵。2. 3110外工作面备用各种支护用品备用量按不少于在用量的10%计算，支柱DZ-2.8，DZ-3.15，DZ-3.8单体液压支柱各20棵，十字铰接顶梁10块，铁鞋（45号钢，直径250mm）25个，坑木5m3，小板材料5m3，双楔铰接顶梁2棵。 3. 备用材料的存放地点，应保持距工作面50100m之间，材料分类摆放整齐，实行挂牌管理，标明材料名称、型号、数量、单价等内容，并由专人负责。材料存放地点必须保证有0.7m以上宽度的人行道。附图6：3110外工作面、端头及两巷超前支护示意图（平、剖面图）第四节 矿压观测一、矿压观测内容3110外工作面的矿压观测研究内容主要有：支架阻力观测、支架活柱缩量观测、巷道围岩变形观测、巷道围岩表面位移观测、顺槽超前支护范围内单体液压支柱阻力观测以及支护质量动态监测。根据观测结果对工作面顶板及顶煤活动规律、来压特征，工作面支架受力特点，支架对顶煤的适应性和控制效果。超前支承压力影响范围和分布特点，顶板、煤层稳定性，工作面支护质量等进行定期分析，并进一步了解煤、岩体力学参数等基础数据。二、观测方法1、工作面的矿压观测1) 支架阻力观测利用圆图压力自记仪分别在工作面上、中、下部均匀布置8条观测线,观测支架前、后柱工作阻力的变化情况。测线布置：上、下端头的排头架各1条、中间基本支架6条,即分别布置在2#、17#、32#、46#、61#、76#、85#、94#支架上。2) 统计观测沿工作面采煤机移动方向每隔10架作为一观测剖面,矿压部门每天(班)统计一次端面顶板的破碎及煤壁的片帮情况(包括梁端距、片帮、冒高超过0.5m以上的区域及顶板破碎情况),同时统计支架安全阀开启量(率)、顶板冒落状况和支架因顶板压力损坏的部件等。三、支护质量监测每旬由生产技术部不定期对工作面和顺槽支护质量动态检查两次,对存在的问题,由施工单位立即整改。施工单位派专人观测两巷顶板离层仪读数变化情况，并做好记录，发现读数超出正常范围及时汇报。监测内容要包括支架初撑力、煤壁片帮情况、梁端距、采高及端面顶板冒落情况、两顺槽单体支柱初撑力、超前支护质量等。第四章 生产系统第一节 运输系统一、运输设备及运输方式1. 运煤设备及装、转载方式采煤机割煤，运输机平行运煤,集中到桥式转载机、破碎机和胶带输送机上通过溜煤眼运出2. 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1.0t矿车或叉车、JD-11.4、JD-25 、JD-40绞车，通过轨道顺槽运进工作面。二、移溜方式采用支架的推拉千斤顶推移运输机，推溜步距 0.6m，弯曲段长度不小于15m，推移方向为自下（上）而上（下）：1、采煤机向下（上）端正常割煤时, 按照自上（下）而下（上）的顺序，依次推移刮板运输机，至距离采煤机后滚筒15m处。2、在采煤机向上（下）斜切进刀切入煤壁规定截深后，将前部运输机按自下（上）而上（下）的顺序推向煤壁,成一条直线。三、煤的运输3110外工作面3110外工作面运输顺槽3110 溜煤眼强力胶带运输机道井底煤仓主井地面四、辅助运输系统路线：地面-100井底车场轨道下山石门轨道下山（一、二级轨道）3110外工作面轨道顺槽3110外工作面。附图7：3110外工作面生产系统、通风系统及避灾路线示意图。第二节 通防与监控系统一、 通风系统（一）风量计算1、分别按照瓦斯和二氧化碳涌出量进行计算：按照瓦斯涌出量进行计算：Q采=100q采kcH4 =1003.451.4=483 m3/min式中：Q采回采工作面实际需要风量，m3/min；q采回采工作面回风巷风流中瓦斯的平均绝对涌出量，3.45m3/min；KCH4采面瓦斯涌出不均衡通风系数。取1.2按二氧化碳涌出量进行计算：Q采=100q采kco2 =1005.981.5=146.85 m3/min式中：Q采回采工作面实际需要风量，m3/min；q采回采工作面回风巷风流中二氧化碳平均绝对涌出量，5.98m3/min；kco2采面二氧化碳涌出不均衡通风系数。 取1.52、按工作面温度选择适宜的风速计算:Q采=60V综S综K综 (m3/min) =601.19.861.15=748.374 (m3/min)式中：V综综采工作面风速，取1.1m/s； S综采煤工作面的平均通风断面积，9.86m2K综综采工作面的通风系数；取1.153、按回采工作面同时作业人数计算需要风量：每人供风4m3/min： Q采31104N =438=152（m3/min）N工作面的最多人数, 38人4、低瓦斯矿井的采煤工作面按气象条件确定需风量，其计算公式为：Q采=Q基本K采高K面长K温=Q基本K采高K面长K温=4.92.80.7601.01.51.01.0=715.42（m3/min）式中：Q采采煤工作面需风量（m3/min）Q基本不同采煤方式工作面所需基本风量（m3/min）Q基本工作面控顶距工作面实际采高工作面有效断面70%适宜风速（不小于1.0 m /s）K采高工作面采高调整系数K面长工作面长度调整系数K温工作面温度调整系数5、按风速进行验算：15SQ采240S （m3/min）159.36748.3742409.86即140748.3742366.4 符合要求式中：S工作面平均通风断面积，9.86m25、确定该工作面的需风量最终确定为748.374m3/min（二）通风路线地面副井和新主井井底车场轨道石门轨道下山和人行下山-300车场3110联络巷3110外工作面3110运顺3110回风巷3110入仓皮带道强力皮带回风巷矿井主回风巷地面。详见附图：3110外综采工作面生产系统、通风系统及避灾路线示意图。二、防治瓦斯1、瓦斯检查（设点、检查次数）（1）瓦斯检查地点设置在距工作面煤壁线1050m处的回风巷内、工作面回风隅角、回风巷道的机电峒室。记录工作面回风流中瓦斯的检查牌板设在距工作面煤壁线1050m处的回风巷内，记录工作面回风隅角内瓦斯的检查牌板设在距工作面煤壁线0-20m处的回风巷内。（2）瓦斯员每班对瓦斯、二氧化碳浓度检查2次，每次检查取其最大值，间隔时间35h；本班未进行工作时，每班可检查1次。每次检查结果必须记入瓦斯检查员手册、现场记录牌板、瓦斯班报和瓦斯日报上，并通知现场工作人员（每次检查瓦斯必须由现场工作班组长在瓦斯检查员手册上签字）。（3）瓦斯员必须执行瓦斯巡回检查制度、请示报告制度、“两签字”制度（瓦斯员、班组长）和“三对口”制度，并持有效瓦斯检查证件上岗。瓦斯检查员要及时检查可能瓦斯涌出的地点，消灭瓦斯积聚，并做到无瓦斯超限作业。瓦斯超限时瓦检查员、安监员立即责令现场人员停止工作并撤到安全地点。2、瓦斯安全监测（1）在工作面回风巷道内距工作面10m范围内安装1台甲烷传感器，其断电浓度大于或等于0.8%，复电浓度小于0.8%，断电范围为工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备，实现瓦斯超限自动报警断电。监测分站设置在新鲜风流中。在距监测分站不大于10米的位置能够控制工作面运顺全部非本安型电器设备的馈电开关，并在该开关电源侧留出接监测分站、电源的喇叭口，留出接控制线、馈电状态传感器的喇叭口。在变电所设置断电设备，控制高压移变的供电。工作面煤机附近、回风隅角关门柱子处悬挂瓦斯便携仪。 （2）瓦斯便携仪、瓦斯传感器必须垂直悬挂，距顶板不大于300mm，距巷道侧壁不小于200 mm。每10天必须对使用标准气样和空气样对甲烷传感器调校一次，每10天必须对甲烷超限断电功能进行测试，保证传感传器灵敏可靠，时时处于完好状态。详见安全监测设备布置示意图。附图8：3110外工作面监测设备系统示意图。三、综合防尘系统（一）防尘管路系统（1）3110外工作面运顺：地面静压水池副井井底车场-100轨道石门一二级轨道下山和吊猴下山-300车场3110联络巷3110外工作面运顺3110外工作面。（2）3110外工作面轨顺及工作面供水：地面静压水池副井井底车场-100轨道石门一二级轨道下山和吊猴下山-300车场3110联络巷3110外工作面轨顺3110外工作面（3）轨道顺槽供水管路选用两路直径50mm的水管,每隔50m设一个三通阀门,在水管进入顺槽处安装闸门，向泵站及工作面架间喷雾、煤机和防尘水幕供水。（4）运输顺槽供水管路选用直径50mm的水管,每隔50m设一个三通阀门,在水管进入顺槽处安装闸门，向防尘水幕和各转载点供水。详见防尘系统示意图。（二）防尘措施1、工作面轨顺和运顺必须安装齐全防尘管路。防尘管路安设要平直（30 m范围内高低差不大于100 mm），小于或等于90的要设弯头，不准拐死弯，接头不漏水。2、工作面架间喷雾、煤机的内外喷雾必须安装齐全，降柱、移架同步喷雾，保证时时完好，正常使用。3、采煤区队对采煤面及两巷必须及时冲尘，确保无煤尘堆积。4、在轨道顺槽、运输顺槽内距工作面50m各安一道净化喷雾，必须保证及时移挪，并确保喷雾覆盖全断面。5、工作面的各转载点都必须安设喷雾设施。破碎机必须安装防尘罩和喷雾装置或降尘器。6、必须正常使用所有的防尘喷雾设施，确保防尘喷雾设施的完好、灵敏可靠，符合质量标准要求。7、凡是割煤、移架、开溜子等所有能产生煤尘及造成煤尘飞扬的工作，必须使用喷雾设施。8、采煤机内、外喷雾压力均不得小于2Mpa，喷雾流量应与机型匹配。若内喷雾装置不能正常喷雾，外喷雾压力不得小于4Mpa，无水或喷雾装置损坏时必须停机。9、机组司机、移架工、回柱工、溜子司机等必须佩戴防尘口罩。10、煤机必须安装二次负压降尘系统，并正常使用。在移动电站后安装WPZ320/6.3高压水泵,通过25mm的高压供水管路与煤机二次负压降尘装置构成煤机二次负压降尘系统。供水管路敷设在电缆槽内,其供水压力为1015MPa。当煤机割煤时,启动开关实现二次负压降尘。以采煤机司机处煤尘浓度小于40mg/m3及顺槽内煤尘浓度小于20mg/m3进行考核。11、架间自动喷雾和放煤口自动喷雾降尘:（1）供水采用25mm的高压胶管。（2）动作方式：均采用自动化控制方式,实现架间、放煤口自动喷雾降尘。 （3）喷嘴布置: 工作面至少每1架安装一道架间喷雾装置，后部溜子架架放煤口必须安装喷雾装置，煤机割煤时下风口至少有三道喷雾帘同时开启，移架时应开启喷雾帘。工作面应至少每天冲刷一次煤尘。 （4）喷雾要求：架间喷雾喷嘴迎风喷雾,放煤口喷雾把放煤口呈半包围形式,罩住放煤口产尘部位。（5）工作面煤机割煤时,下风口20m范围内必须保证有2架以上的喷雾头正常工作,并保证雾化效果良好,覆盖全断面。 12、对工作面实施煤层注水措施。为保证防尘用水的清洁，在供水管路进入顺槽的地点给每条支管路安设一过滤器。超前工作面,由两顺槽每隔1015m向煤壁打深孔注水。钻孔直径32mm，钻孔长度608Om,钻孔沿煤层打，终孔点距顶板1.52.Om。采用静压注水,水压不小于2MPa。在工作面煤壁外40100m向煤层注水。13、对工作面实施短臂煤体注水措施。短臂注水是在回采工作面垂直煤壁或与煤壁斜交打钻孔注水，注水孔深度35m。参数选择：1、注水压力：注水压力的高低取决于煤层透水性的强弱和钻孔的注水速度。选用采煤工作面的喷雾泵加压注水的动压注水方式。注水压力控制在45MPa。注水达到使煤壁出现一定程度的渗水。2、注水速度（注水流量）：注水速度是指单位时间内的注水量。动压注水速度为0.0020.24m3/(h.m)。3、注水量：注水量是影响煤体湿润程度和降尘效果的主要因素。厚煤层为0.0250.04m3/t.单孔注水量在0.41.2m3。4、注水时间：单孔注水时间严禁低于60min.在预定的湿润范围内的煤壁出现均匀“出汗”（渗出水珠）的现象，作为判断煤体是否全面湿润的辅助方法。施工工艺：1、钻孔：采用风钻打眼，孔径42m