山贵煤矿综采面作业规程毕业论文.doc

山贵煤矿综采面作业规程毕业论文目 录矿审批意见1 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6 第五节 水文地质7 第六节 影响回采的其它因素7 第七节 储量及服务年限8 第二章 采煤方法9 第一节 巷道布置9 第二节 采煤工艺10 第三节 设备配置12 第三章 顶板管理16 第一节 支护设计16 第二节 工作面顶板管理19 第三节 顺槽及端头顶板管理22 第四节 矿压观测25 第四章 生产系统27 第一节 运输系统27 第二节 通防与监控系统28 第三节 排水系统37 第四节 供电系统38 第五节 通讯照明系统40 第五章 劳动组织和主要经济技术指标41 第一节 劳动组织41 第二节 主要经济技术指标表42 第六章 煤质管理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51 第四节 通防及安全监测51 第五节 运输管理53 第六节 机电设备55第七节 其它60第八章 灾害预防及避灾路62作业规程学习和考试记录及作业规程复查记录68第一章 概况第一节 工作面位置及井上下关系 32102综采工作面是山贵煤矿技改后的首采工作面，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1工 作面概况工作面名 称32102工作面水 平名 称一水平采 区名 称一采区煤 层名 称3-2煤层地 面标 高12601272m井 下标 高12011213m地面相 对位置及建筑 物32102工作面位于山贵煤矿工业广场的北部，东部为主、付平硐，西部为井田边界，北部为原3201炮采面；地表为山地和少量农田，无其它建筑物，无常年地表水。井下位置及对地面设施的影响该工作面位于副平硐以西，西邻井田边界，南至煤层露头，北部为F5断层，地表为山地和少量农田，开采后地表产生局部塌陷，对地面影响较小。邻近采区开采情 况该工作面位于一采区浅部，北部以F5断层为界与原3210炮采面相隔，西部为矿区边界，东侧和南侧均未开采。基 本特 征走向长度（m）328.5倾向长度（m）115煤层平均厚度（m）2.0煤层倾角（）15煤层层理近水平灰分（%）4.96-16.26煤层节理较发育硬度（f）23资 源储 量平均采高（m）2.0容重（t/m3）1.32资源储量（万t）9.973回采率（%）97可采储量（万t）9.674附图1：32102综采工作面平面图 第二节 煤层本工作面设计开采煤层为3-2煤层，通过地质资料分析和掘进实际揭露，该工作面范围内，3-2层煤赋存稳定，煤层的平均厚度在2.0m左右。具体情况如表二所示： 煤 层 情 况 表 表2煤层厚度m2.0煤层结构简单煤层倾角（度）15开采煤层3-2硬度23煤种不粘煤稳定程度较稳定煤层情况描述3-2煤层赋存稳定，平均厚度约2.0m。3-2煤为黑色，条痕褐黑色，沥青光泽，参次状、棱角状断口，煤岩组份以暗煤、亮煤为主，见丝炭，属半暗、半亮型煤，直接顶为细砂岩、粉砂岩；老顶为粉砂岩，直接底为泥岩、粉砂岩，老底为细粒砂岩。第三节 煤层顶底板 煤层顶底板情况表 表3煤层顶底板情况煤层顶底板岩石名称厚度（m）岩 性 特 征直 接 顶细砂岩2.4浅灰色，中厚层状，细粒砂状结构，半坚硬。老 顶中砂岩9.17灰白色，厚层状，中粒砂岩结构，成分石英长石为主，岩屑次之，分选中等，次圆状，泥质胶结，半坚硬。直接底板砂质泥岩1.2浅褐色，中厚层状，泥质结构，具滑感，半坚硬。老 底中砂岩13.65灰白色，厚层状，中粒砂岩结构，成分石英长石为主，岩屑次之，分选中等，次圆状，泥质胶结，半坚硬。备 注详见32102综采工作面煤层综合柱状图（附图2）第四节 地质构造一、断层情况及对回采的影响：本工作面地质构造相对简单，顶、底板局部地段略有起伏。掘进期间揭露2条断层，分别为运输顺槽、切眼各揭露一条正断层。断层特征如下：工作面运输顺槽导线点D10前16m处F16正断层，落差为3.0m，走向103，倾向193；切眼导线点D24前42m处F17正断层，落差为2.0m，走向145，倾向235。由于两断层落差较大，附近顶板岩石较破碎，易漏顶，对生产有一定影响。因此在生产推进中应加强断层带附近的顶板管理。另外单独编写过断层措施，防止因顶板破碎，维护不及时而漏顶，同时应根据断层的倾向、落差及延展方向及时调整支架上挑（或下卧）角度。二、其他因素对回采的影响1、根据32102综采工作面井上下对照关系，井田内地形较为复杂，沟谷纵横，流水侵蚀与风化剥蚀作用较强。运输顺槽导线点D10前16m处F16正断层在地面显现为山沟，其沟底距工作面运输顺槽顶板的厚度较薄，在10-15m。在生产推进此段时应加强对顶板的控制和监测，防止雨季地表水随顶板破碎带渗入工作面，造成危害。2、3-2煤层顶底板岩石的力学强度较低，泥岩类岩石均为软弱岩石，岩石的含水率0.15-7.25%，吸水率3.43-7.58%，抗压强度吸水状态5.82-24.9MPa,自然状体7.07-48.5MPa，普氏系数0.72-4.95，软化系数0.35-0.95，抗拉强度0.41-2.87MPa，抗剪强度1.7-48.1MPa。遇水后软化变形，甚至崩解破坏，只有个别砂岩类岩石为半坚硬岩石。井田岩石又受到了断层的剪切破坏，因此煤层顶底板岩石的稳固性较差。附图3：32102综采工作面运输顺槽、回风顺槽、切眼素描图。第五节 水文地质一、该工作面水文地质条件简单，工作面主要充水源为3-2煤层顶底板砂岩裂隙水，煤层顶底板砂岩含水性弱，以静储量为主。地表水补给、迳流、排泄条件受地形地貌、水文气象综合控制，对施工生产不会造成威胁。另外工作面断层带略有少量淋水，对安全生产无影响。二、在32102运输巷D14导线点与32102回风巷E11导线点以外及顶部存有原车采巷道，预计巷道内含有少量积水，工作面回采到此处前25m时，查明老巷积水情况并采取有效措施，排除隐患后方可推进。三、运输顺槽正断层对应的地面山沟虽然在7、8、9月份之后处于枯水期，无地表水。但在生产过程中，要注意观察，监护好顶板淋水变化情况，防止天气突变出现的降雨流经山沟时水流沿顶板裂隙进入工作面。四、延安组碎屑岩含水层平均厚度38.8m，全井田赋存，分布广泛，地表出露在沟谷两侧，首采面处在其间，无大的危害。五、东北部沙梁川第四系含水层富水性弱，导水性差，地下水补给与迳流条件较差，含水层与上部潜水联系较小，对首采面无大的危害。但在生产过程中要防止含水层潜水通过断层破碎带向工作面充水。六、预计工作面正常涌水量5m3/h，最大涌水量10m3/h。第六节 影响回采的其它因素一、回采的其它地质情况见表4。 影响回采的其它地质情况表 表4瓦 斯低瓦斯矿井，瓦斯绝对涌出量为 0.30m3/min-0.63m3/min，相对涌出量为 0.08m3/min，本面参考值为0.44m3/min。煤 尘具有爆炸危险性，爆炸指数32.06%40.46%煤层自燃属易自燃煤层二氧化碳绝对涌出量约0.96m3/min，本面参考值为0.96m3/min。地温危害无冲击地压危害无二、冲击地压和应力集中区32102综采工作面周围均为未采区，无应力集中区，本工作面埋深较浅无冲击地压现象。三、问题及建议1、煤尘具有爆炸性，属容易自燃煤层，应保证通风系统畅通和降低煤尘浓度；3-2煤层顶板力学强度不高，回采期间应加强顶板控制，采取有效支护措施，防患于未然。2、煤层底板遇水泥化，支护强度降低，单体易钻底，故超前单体支护选铁鞋（45号钢，直径360mm）垫木料或铁鞋加垫废旧皮带以减小单体支柱钻底量，以增加受力面积，使工作面超前单体液压支柱初撑力能够达到规定标准。第七节 储量及服务年限 一、储量资源储量：115（面长）*2（采高）*328.5（走向长度）*1.32（容重）*0.97（工作面回收率）= 9.973万t；可采储量：本矿的综采工作面回采率参考值为97%，可采储量9.674万吨。二、采煤工作面的服务年限=可采储量/（日产量生产天数）=96740t/（1590.3t27）=2.2532个月1590.3日产量，t；27平均每月生产天数；第二章 采煤方法第一节 巷道布置一、采区设计、采区巷道布置概况采区名称为一水平一采区，初步设计委托内蒙古自治区煤矿设计研究院设计，完成时间为2010年6月。批准时间为2010年9月（鄂煤局发2010142号）。该采区已经形成生产系统。主要布置有：主、副平硐、井下中央变电所、井下中央泵房和水仓。工作面采用走向长壁布置。二、采煤工作面运输顺槽1、该巷道沿煤层顶板掘进，采用锚网索（锚杆+菱形金属网+钢筋梯+锚索）支护，矩形断面，净宽4.5m，净高2.5m，净断面积11.25m2。2、支护：顶部采用182000mm金属螺纹钢树脂锚杆，间排距800800mm；15.245000 mm锚索，间排距16002400mm，两帮未进行支护。3、该顺槽主要用于本工作面进风、材料供应、行人，并在靠巷道下帮安装顺槽刮板输送机、带式输送机，将煤炭外运至运输联络巷皮带机。4、运输顺槽内布置有110mm的SSPE管供水（防尘）、压风管路各一路，75mm排水管路一路。并在靠近工作面120m的地点设有移动电站一处、乳化泵站等。三、采煤工作面回风顺槽1、该巷道沿煤层顶板掘进，采用锚网梯（锚杆+菱形金属网+钢筋梯）支护，矩形断面，净宽3.5m，净高2.2m，净断面积7.7m2。2、支护：顶部采用182000mm金属螺纹钢树脂锚杆，间排距800800mm，两帮未进行支护。3、该顺槽主要用于本工作面回风、行人。4、回风顺槽内布置有75mm的SSPE防尘管路一路、110mm的SSPE压风管路一路、DN50注浆管路、75mm排水管路、安全监测等管线。四、采煤面切眼切眼位于32102综采工作面两顺槽的终点位置，该巷道沿煤层顶板掘进，采用锚网索（锚杆+菱形金属网+钢筋梯+锚索+单体）支护，矩形断面，净宽6.5m，净高2.2m，净断面积14.3m2。（切眼安装液压支架前使用单体支柱加强支护。）五、停采位置工作面停采位置预定为运输顺槽D10导线点与E5导线点连线处。第二节 采煤工艺一、采煤工艺1、32102工作面采用走向长壁采煤法，全部跨落法控制顶板。2、工艺顺序：双滚筒采煤机割煤刮板输送机运煤液压支架移架支护顶板推移刮板输送机。3、落煤：采用采煤机双螺旋滚筒截割落煤，滚筒截深600mm。4、装煤：采煤机螺旋滚筒配合SGZ-764/400型刮板输送机铲煤板装煤。5、运煤：工作面采用SGZ-764/400型刮板输送机，运输顺槽采用1部SGB-630/150C型刮板运输机和2部DTL80/240型带式输送机。6、工作面支护：一次采全高，最大采高2.2 m，最小采高1.9m，平均采高2.0 m，循环进度600mm，采用ZY6400/12/24液压支架支护顶板。二、采煤方法 1、采煤机的进刀采煤机的进刀采用端部自开切口、斜切进刀的方式，斜切进刀段长度为35m(进刀深度过急、溜子弯曲度过大，易造成采煤机扭矩轴断裂)，进刀深度600mm。具体操作如下：（1）采煤机向下（上）割透端头煤壁。（2）从上往下（下往上）方向推移刮板运输机，使得刮板运输机弯曲段为15m后，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，使得采煤机后滚筒达到正常截割深度（即600 mm）。按要求推移刮板运输机至平直状态。（3）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。（4）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。2、采煤机正常切割。正常割煤长度80m，采煤机以2.04.0m/min的速度向上（下）割煤，采煤机正常割煤采用前滚筒在上部、后滚筒在下部的运行方式。3、工作面割煤及采煤机牵引方式。工作面采用双向割煤，采煤机牵引方式为交流变频调速无链电牵引。附图4：32102综采工作面采煤机进刀方式示意图三、工作面正规循环生产能力正规每循环产量：W = LSHRC = 1150.62.01.320.97=176.6952t 176.7t 式中 W-工作面正规一个循环生产能力，t；L-工作面长度，115m；S-工作面循环进尺，600mm；H-工作面平均采高，2.0m；R-煤的容重，1.32t/m3;C-工作面回收率，97%；工作面每天割9个循环，则日产量 = W 9 = 1590.3t月产量 =1590.327 = 42938.1t第三节 设备配置 一、采煤机选用MG2150/700WD型双滚筒采煤机，其主要技术参数如下： 型 号： MG2150/700WD双滚筒采煤机 制造厂家： 鸡西煤矿机械有限公司 采高范围： 1250-2580 mm 过煤高度： 289 mm截 深： 600 mm 滚筒直径： 1400 mm 装机功率： 700 KW 供电电压： 1140 V牵引方式： 双驱动销轨无链交流变频调速电牵引 牵引控制形式： 手动及遥控变频无级调速控制 滚筒转速： 56.71 r/min 牵引速度： 07.4m/min 最大牵引力： 550 KN 采煤机总重： 31 t 二、液压支架的主要技术特征：1、基本支架 型 号： ZY6400/12/24 支撑高度： 1.22.4 m 支撑宽度： 1.431.6m 额定初撑力： 5064 KN（P=31.5MPa） 工作阻力： 6400KN（P=39.8MPa） 支护强度： 0.830. 97MPa 支架中心距： 1.5 m 对底板比压： 2.993.56MPa（底座前端最大）适应煤层倾角： 横向不大于15，纵向不大于10支架重量： 14770 Kg 推移千斤顶行程：700 mm平衡千斤顶行程：379 mm侧推千斤顶行程：170 mm2、过渡支架型 号： ZYG6400/12.5/26 支撑高度： 12.52.6 m 支撑宽度： 1.431.6 m 初撑力： 5064 KN工作阻力： 6400 KN 推移千斤顶行程：700 mm三、运输设备1、工作面前部刮板运输机一部，其型号为SGZ-764/400，主要技术参数为： 型 号： SGZ-764/400 运输能力： 700 t/h 刮板链速： 1.12 m/s 刮板间距： 920 mm链 间 距： 120 mm 圆环链规格： 2692-C 最小破断负荷： 850 KN中间槽尺寸（长内宽高）：1500724275 mm 总 功 率： 2200 KW 电 动 机： YBSS-200 电压等级： 1140 V/660v 2、顺槽安装刮板输送机一部80m，其型号为SGB-630/150C，主要技术参数为： 型 号： SGB-630/150C 运输能力： 250 t/h 设计长度： 120m 链 速： 1.1m/s刮板间距： 900 mm 电机功率： 275KW 电 压： 660/1140 V3、运输顺槽和运输联络巷各安装胶带运输机一部，型号均为DTL80/240。型 号： DTL80/240 电机功率： 240KW 输送量： 400 t/h带 速： 2.0 m/s带 宽： 800mm电 压： 660/1140V四、辅助运输设备。1、JSDB15型双速多用绞车，主要技术参数为： 型号： JSDB15 静拉力： 慢速150KN；快速18KN 绳径： 26mm 容绳量： 200m 滚筒直径： 470mm 外形尺寸： 322012101050mm2、辅助运输设备选用WC1.8J防爆无轨胶轮车，额定载荷： 1.8T功率： 26kw附图5：32102综采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、液压支架支护强度计算1、支架所需支护强度计算如下：q=n.m. q-液压支架的支护强度，t/ m2 n-岩重倍数，按中等稳定一下顶板考虑，取68；m-最大采高，取2.2m； -顶板岩层的容重，取2.6t/ m3；q=(68)2.22.6=（34.3245.76）t/ m2取46t/m2(460KN/ m2)。2、支架的工作阻力：p =q(支架顶梁长度+支架端面距)支架宽度 支架的工作阻力：460（3.6+0.3）1.51.0=2691KN 3、选择工作面支护强度经计算工作面最大平均支护强度取0.65MPa，支架的支护强度为0.830. 97MPa，满足使用要求。4、支护设备选择（1）32102综采工作面选用基本液压支架ZY6400/12/24型支架76架，支护强度为0.830.97MPa；上端头选用ZYG6400/15/26型过渡支架各2架，下端头选用ZYG6400/15/26型过渡支架各3架，支护强度为0.830.97MPa；切眼及上下端头共安装液压支架81架，编号依次为0181号支架。（2）通过对比、验算，证明所选用支架符合支护强度要求。二、泵站（一）乳化液泵站及管路选型、数量乳化泵型号为BRW315/31.5，数量1套， 2泵1箱；输液管路选用32mm高压胶管，耐压32MPa；回液管路选用51mm高压胶管，耐压8MPa。乳化液泵主要技术参数如下： 型 号： BRW 315/31.5 进口压力： 常压 公称压力： 31.5 MPa 公称流量： 315 L/min 电机功率： 200 KW 电机转速： 1480 r/min 电 压： 1140 V （二）喷雾灭尘泵站及管路选型、数量喷雾灭尘泵型号为BPW315/6.3；数量1套， 2泵1箱；输液管路选用32mm高压胶管，耐压32MPa。喷雾灭尘泵主要技术参数如下： 型 号： BPW315/6.3 进口压力： 常压 公称压力： 6.3 MPa 公称流量： 315 L/min 电机功率： 45KW 电机转速： 1480r/min 电 压： 1140 V （三）泵站设置位置泵站安设在运输顺槽距离工作面120m左右。（四）泵站使用规定1、要保证乳化液泵额定压力31.5MPa；喷雾灭尘泵额定压力6.3MPa。2、乳化液泵卸载阀整定值为31.5MPa；喷雾灭尘泵卸载阀整定值为6.3MPa。3、使用乳化液自动配比装置，乳化液浓度保持在3%-5%之间，要经常使用乳化液浓度检测仪检查乳化液浓度。4、要加强支架、泵站设备及管路的维修和保养，保持液压系统完好，杜绝跑、冒、滴、漏、窜液现象。第二节 工作面顶板管理根据临近矿井工作面矿压观测资料，工作面顶板属中等稳定顶板，老顶来压显现不明显。工作面安装ZY6400/12/24型支撑掩护式液压支架81架，对顶板实行全支护跨落法控制。最小控顶距为4.174m，最大控顶距为4.774m。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维护。在采煤机割煤后，先移支架，再移输送机。具体操作要求如下：1、工作面使用液压支架进行支护，共安装81架液压支架（含5架过渡支架、2架端头普通支架）。其中切眼上端头配置2架过渡支架；下端头配置3架过渡支架，运输顺槽切眼端头和回风顺槽切眼端头各安装1架普通支架作为工作面端头支护，对工作面顶板实行全支护管理。2、液压支架的移架方式采用单架依次顺序式，即在采煤机割煤后，支架沿采煤机的割煤方向依次前移，采用带压移架的方式移架，移动步距等于采煤机的截深即600mm。3、割煤、移架与推移输送机的配合采取立即支护的方式，即采煤机割煤后，支架依次前移，对顶板进行及时支护，输送机随移架逐段向煤壁移动，即割煤移架推溜。正常移架要滞后采煤机35架，不得超过5架。顶板破碎时要紧跟前滚筒采用带压移架的方式移架或超前移架。即当发现片帮严重时，不等采煤机割煤，就进行移架，然后再进行其它操作，工艺为移架割煤推溜。4、移架顺序为：（1）采煤机向下（上）端正常割煤时，可以滞后采煤机后滚筒35架移架(顶板破碎时可紧跟前滚筒移架或超前移架)。（2）机头（尾）处端头架、过渡架的移架的顺序为：先移81#（2#）架，再移80#（1#）架。支护有关要求：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。（三直：煤壁直、刮板输送机直、支架直。二平：底板平、刮板输送机直。一净：浮煤净。二畅通；工作面上、下出口畅通。）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，移架后顶梁与煤壁的端面距340mm，移架与采煤机后滚筒的距离一般不超过5架，防止长时间空顶（移架前最大空顶距为940mm）。4、工作面支架前梁接顶严密，机道梁端至煤壁顶板冒落高度不大于300mm，工作面出现冒顶时，要及时用木垛料接实顶，并升实支架。5、支架要排成一条直线，其偏差不得超过50mm，中心距偏差不得超过100mm。6、支架顶梁与顶板平行支设，其最大仰俯角不得超过7。7、相邻支架间不能有明显错茬（不超过顶梁侧护板高的2/3），支架不挤架、不咬架，架间空隙不超过200 mm。8、支架要垂直顶底板，歪斜5。支架高度与采高相符，不得超高使用，支架不漏液、不串液、不卸载。二、特殊时期的顶板管理（一）来压及停采前的顶板管理：1、工作面生产以前必须编制初次来压安全技术措施。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。3、工作面支架初撑力不低于24 MPa，运输顺槽、回风顺槽所有单体支柱一般初撑力不低于11.5 MPa。特别注意工作面中部、两端头支架的初撑力及支架状态，确保整体支护强度，及时采取措施预防冒顶。4、加强上、下端头顶板控制，打好关门柱，保证支护质量。5、工作面接近停采线前要编制停采撤面专项安全措施，加强停采撤面期间的顶板管理。（二）过断层及顶板破碎时的顶板管理：根据已掘巷道资料，本工作面共揭露2条断层，断层落差较大，必须加强过断层回采时的顶板管理工作。断层带支架初撑力要达到要求并提前编制有针对性的补充措施。当工作面局部片帮超过0.6m时，可超前采煤机移架，及时支护顶板。经过顶板破碎地段时，为了有效地防止顶板冒落，控制煤壁片帮，要采用带压移架的方法及时前移支架。（三）工作面底板泥岩软化造成支架下沉时，首先要控制好工作面淋水量，减少底板泥岩软化；其次控制好支架水平角度，支架不得出现下卧现象；第三控制好采高和生产进度，尽量快速推进经过支架下沉地段。（四）回采至运输顺槽导线点D10前16m处顶板较薄一旦发生顶板跨落到地面时，为防止地表水通过裂隙渗入井下，应采取地面人工填平、压实等措施。第三节 顺槽及端头顶板管理一、工作面运输顺槽、回风顺槽的超前支护1、支护要求：加强两顺槽及端头的补、联网，网扣联结不大于200mm。两顺槽超前支护采用铰接顶梁配合单体液压支柱支护，支护距离不小于20米。超前支护以外的巷道若出现顶板下沉时应及时打点柱支护或复棚支护。2、支护材料及支护密度：(1)回风顺槽使用两排HGD-1000型铰接顶梁与两排DW25250/100型单体液压支柱配套支护，柱距1.0米，排距为1.8米，距离均为支柱的中中。(2)运输顺槽使用三排HGD-l000型铰接顶梁与三排DW28250/100型单体液压支柱配套支护，柱距1.0米，刮板输送机机道排距为1.5米（跨刮板机两侧），人行道排距1.8米(人行道一侧有0.5米宽的电缆滑道)，距离均为支柱的中中。3、支护质量控制标准：支柱纵横成线，其偏差不得超过l00mm。每棵单体支柱都系好防倒绳，以防止倒柱伤人。支柱应支到实底上，并做到迎山有力，单体液压支柱初撑力不小于11.5MPa。由于底板泥岩遇水泥化，抗压强度差，单体易钻底，故超前单体支护选铁鞋（45号钢，360mm）垫木料或加垫半圆木和废旧强力皮带以减小单体支柱钻底量，根据跟踪测试该工作面超前支护采取措施后单体支柱初撑力能够达到11.5MPa。铰接顶梁之间要用圆柱销联好，并保证平直，顶梁上方起伏不平处用木料接实顶板。水平销要楔紧，水平销的大头不得朝向人行道以防弹出伤人。所有单体液压支柱三用阀方向一致，朝向采空区。两巷的高度不得低于1.8m，行人道宽度不得小于1.0m，单体支柱活柱行程不得小于200mm。两巷超前单体支柱支设时必须穿铁鞋（45号钢，360mm）垫木料支护。超前支护范围内严禁堆放闲置设备及杂物，确保人行道畅通。二、工作面端头及安全出口的管理（一）工作面端头支护形式根据工作面端头空间的大小采用铰接顶梁配合单体液压支柱进行顶板支护，当其与端头支架间隙大于0.5m时,应打设戴帽点柱，或采用单楔顶梁配合单体液压支柱进行支护。上下端头应支设关门支柱，端头切顶关门支柱可以在1# 和 81# 端头支架顶梁末端处支设，柱距不大于 500mm。（二）与其它工序之间的衔接关系端头严禁出现空载的顶梁，跨溜头、溜尾时可加长铰接顶梁，避免出现空顶，同时必须正确使用水平销。端头支护的前移、支设应在端头支架移架完成并达到初撑力后方可进行。上（下）端头影响采煤机割煤的钢筋带、金属网、单体及单楔顶梁等，在采煤机开机前，提前松动锚杆上的螺母，解开金属网之间的连接，当采煤机前滚筒割至15#5#（66#76#）之间时撤除以上支护。上、下顺槽顶板完整、压力不大、巷道变形不严重时，根据情况可在回撤正巷时分别将顶板的钢筋带及锚杆托盘卸掉回收，但是严禁超卸或提前卸掉。三、支护材料的使用数量和存放管理 1、回风顺槽超前支护20米，使用40棵DW25250/100型单体支柱，40根HGD-l000型铰接顶梁；端头支护需12棵单体支柱和12根铰接顶梁。合计需要52棵单体支柱和52根铰接顶梁。2、运输顺槽超前支护20米，使用60棵DW28250/100型单体支柱，60根HGD-l000型铰接顶梁；端头支护需16棵单体支柱和16根铰接顶梁。合计需要76棵单体支柱和76根铰接顶梁。3、支柱、顶梁要建账统一管理，现场牌板与实物相符。4、备用的支柱、顶梁码放整齐，损坏的支柱、顶梁单独存放，不得使用，并要及时更换升井。5、按工作面正常使用量的10%准备备用支护材料，支护材料存放在运输顺槽距工作面5080m处，材料要分类摆放整齐，由专人负责管理并挂好标志牌。备用材料的存放要保证有1.0m以上宽度的人行道和必要的运输通道。支护材料使用数量、备用数量 表5名称使用地点规格型号使用量备用量过渡架工作面端头ZYG6400/12.5/265架中间架工作面ZY6400/12/2476架单体支柱上下顺槽DW25250/100DW28250/10052棵76棵10棵10棵金属网运输顺槽0.84.510张铰接顶梁运输顺槽HGD-1000153条20条水平销运输顺槽148个20个半圆木、坑木(mm)上下顺槽 1800、100030块20块附图6：32102综采工作面、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32102综采工作面的矿压观测内容主要有：支架阻力观测、巷道围岩变形观测、两巷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。根据观测结果分析工作面顶板活动规律、来压特征、工作面支架受力特点，以及支架对顶板的适应性和控制效果。对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、矿压观测方法1、工作面的矿压观测工作面支架选用直读式压力表，直读式压力表每个支架立柱各设1块，监测支架支护阻力情况。每班施工人员在操作支架时必须将支架升实，保证支架的初撑力。根据压力显现，及时在重点地段采取相应措施进行整改。2、顺槽巷道的矿压观测顺槽超前支护范围内单体液压支柱阻力观测采用单体支柱测力计进行监测。在工作面生产推进中，专职测压工负责对工作面端头及两巷超前维护的单体支柱进行测量记录。检修班打完超前维护后由专职测压工对单体的初撑力进行两次测量，并做好记录。根据连续观测单体支柱支护阻力的变化，了解分析围岩变形时支柱阻力的变化情况。3、顶板离层仪的观察、记录对两巷顶板离层仪每周观察一次，做好记录，及时分析顶板稳定情况。出现顶板离层量大于50mm时，及时向矿上汇报，采取相应的措施进行处理。4、矿压在线监测工作面支架，每10架安设一块矿压在线监测传感器，时刻监测顶板及围岩压力变化情况，出现异常情况调度监测员及时通知技术科及现场施工负责人，以便采取有效措施避免顶板事故。三、支护质量监测每天由综采队专职测压工对工作面支架支护、端头支护及超前支护进行压力检测，并记录好测压数据。监测内容要包括支架初撑力、煤壁片帮情况、端面距、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。四、观测时间要求1、工作面：观测老顶初次来压和周期来压。2、顺槽：整个生产期间。3、支护质量监测：整个生产期间。第四章 生产系统第一节 运输系统一、运输设备及运输方式(一) 运煤设备及装、转载方式工作面采用双滚筒采煤机割煤，其螺旋滚筒和工作面刮板运输机前移配合装运煤,工作面运输机集中运煤到顺槽刮板机，至顺槽胶带输送机，至运输联络巷胶带输送机再经主平硐大巷皮带机运到地面。（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，采用防爆无轨胶轮车经运输顺槽运到设备列车处，再使用20T稳车或人工运进、运出工作面。二、推移刮板输送机方式采用支架推拉千斤顶推移工作面刮板运输机，推移步距 0.6m，推移刮板输送机距采煤机1215m。输送机弯曲度不得超过35，且推移刮板输送机弯曲段长度不得小于15m，推拉方向为自下（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，距离至采煤机后滚筒20m处。2、在采煤机向上（下）斜切进刀切入煤壁规定截深后，将工作面输送机按自下（上）而上（下）的顺序推向煤壁，成一条直线。三、煤炭的运输路线32102综采工作面32102运输顺槽32102运输联络巷主平硐皮带运输大巷地面。四、辅助运输系统路线：地面副平硐南北联巷32102运输联络巷32102运输顺槽32102综采工作面。附图7：32102综采工作面运输系统示意图第二节 通防与安全监控一、通风系统（一）采煤工作面风量计算：Q采= Q基本K采高K面长K温 =601/2（4.174+4.774）2.070%1.51.11.01.0 =620.0964 m3/min620 m3/min；式中，Q采采煤工作面需要风量，m3/min； Q基本不同采煤方式工作面所需的基本风量，m3/min； Q基本=60工作面控顶距工作面实际采高70%适宜风速（取1.5m/s）；K采高采煤工作面采高调整系数，取1.1 K面长采煤工作面面长调整系数，取1.0 K温采煤工作面温度与对应风速调整系数，取1.0 1、按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算：（1）按瓦斯涌出量计算：Q采100q采K采通=1001.921.4=269m3/min（2）按二氧化碳涌出量计算：Q采67q采K采通=670.961.4=90.048m3/min按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算，需风量为90.048m3/min。式中，q采-采煤工作面的瓦斯（二氧化碳）绝对涌出量，根据初步设计q采为1.92m3/min；二氧化碳绝对涌出量取0.96m3/min。 K采通-采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，回采工作面取1.4。2、按工作面每班工作最多人数计算： Q采4N采=430=120m3/min 式中，N采-采煤工作面同时工作的最多人数，取30人。3、按风速进行验算： 15S采Q采240S采 151/2（4.174+4.774）2.0Q采2401/2（4.174+4.774）2.0 134.22Q采2174.52式中，S采采煤工作面平均断面积，m2。4、确定工作面实际需风量根据以上计算，确定工作面实际需要风量为620m3/min。（二）通风路线1、副平硐南北联络巷32102运输联络巷32102运输顺槽32102综采工作面32102回风顺槽32102回风联络巷3201回风巷回风斜井地面。2、主平硐32102运输联络巷32102运输顺槽32102综采工作面32102回风顺槽32102回风联络巷3201回风巷回风斜井地面。附图8：32102综采工作面通风系统示意图二、瓦斯防治1、瓦斯检查（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，每班检查两次。（2）瓦斯检查点分别设在：综采面移变列车、工作面风流、回风隅角、回风流。（3）瓦斯检查牌板应设置在回风顺槽距工作面30m附近，检查结果要及时填写，瓦斯检查手册必须由工作面班长签字。（4）当瓦斯浓度超限时，必须按下列规定处理，并向矿调度室及通防科汇报。采煤工作面进风流中的瓦斯浓度超过0.5%，回风巷风流中的瓦斯浓度超过1.0%或二氧化碳浓度超过1.5%时，都必须停止工作，撤出人员，采取措施，进行处理。采煤工作面及其它作业地点风流中，电动机或其它开关安设地点附近20m以内风流中的瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理。采煤工作面及其他巷道内，体积大于0.5m3的空间内积聚的瓦斯浓度达到2.0%时，附近20m内必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。对因瓦斯浓度超过规定而被切断电源的电器设备，必须在瓦斯浓度降至1.0%以下时，方可通电开动。采煤工作面风流中二氧化碳浓度达到1.5%时，必须停止工作，撤出人员，查明原因，制定措施，进行处理。（5）工作面初次来压及过断层时，瓦斯检查员必须重点检查，如瓦斯超限，严禁作业。2、瓦斯监测：（1）便携式瓦斯检测报警仪的配备和使用：区（队）长、技术员下井时必须携带便携式甲烷检测报警仪，对其分管范围内的甲烷进行不间断的监测。采煤机司机下井时，必须携带便携式甲烷检测报警仪，将仪器悬挂在采煤机机身上，随时监测瓦斯情况。当班的班长下井时必须携带便携式甲烷检测报警仪，随时监测工作范围内的瓦斯浓度。机电流动电钳工下井工作时，必须携带便携式甲烷检测报警仪，检修时需检查检修工作地点20m范围内甲烷气体浓度，有报警现象时，不得通电或进行检修工作。便携式甲烷检测报警仪的报警浓度为0.8%。（2）安全监测监控系统：矿井安装KJ83N型安全监测监控系统。监控分站主机：应安装在便于人员观察、调试、校验及支护完好、无淋水、杂物的巷道或硐室内，应吊挂或垫高，距巷道底板不小于300mm；供电电源必须取自被控制开关的电源侧，严禁接在被控开关的负荷侧。在回风巷距工作面10米处和回风隅角分别装设瓦斯、CO、温度传感器，其中瓦斯传感器的报警浓度为1.0%CH4，断电浓度为1.5%CH4，复电浓度为1.0%CH4，断电范围均为：工作面及其设备列车处全部非本质安全型电气设备。传感器应垂直悬挂在巷道上方，距顶板（顶梁）不得大于300mm，距巷道侧壁不得小于200mm的位置。在采煤工作面回风巷距回风巷道口1015m处分别设置瓦斯、CO、温度和风速传感器，其中瓦斯传感器应垂直悬挂在巷道的上方，距顶板（顶梁）不得大于300mm，距巷帮不得小于200mm。采煤机设置机载式甲烷断电仪。被控制开关的负荷侧应设置馈电状态传感器。设备列车处安装设备开停传感器进行在线监测。（3）便携式瓦斯报警检测仪或瓦斯传感器若出现报警时，必须立即停止工作、撤出人员，查明原因，进行处理；并向通防科、调度室汇报。只有当瓦斯浓度低于0.8%时，方可恢复工作。（4）便携式甲烷检测仪、甲烷传感器和一氧化碳传感器必须定期用空气样和标准气样调校；必须定期对甲烷超限断电功能进行测试。三、综合防尘系统（一）防尘管路系统1、管路系统：（1）运输顺槽：地面蓄水池主平硐（89mm）32102运输联络巷（110mm）32102运输顺槽（110mm）32102综采工作面（10mm）；在水管进入顺槽处安装阀门，每隔50米设一个消防三通阀门。（2）回风顺槽：地面蓄水池主平硐（89mm）32102运输联络巷 32102回风顺槽（110mm）工作面（10mm）；在水管进入顺槽处安装阀门，每隔50米设一个消防三通。（二）防尘方式1、采煤机内外喷雾 ：要求喷雾嘴完好不堵塞，内喷雾压力不小于2Mpa，外喷雾压力不小于1.5MPa，雾化程度高，特别是