煤炭开采与地质分析毕业论文.doc

煤炭开采与地质分析毕业论文第一章 概 述第一节 工作面位置及井上下关系五2803炮采工作面位于五2煤层、西风井延深以西第八开采区段，该采面机巷底板标高-175-172m，回风巷底板标高-139-141m，根据该工作面提升水平、开采水平及顺序排列，故称五2803炮采工作面。具体位置及井上下关系见表1表1 工作面位置及井上下关系表水平名称八水平采区名称五2西区地面标高+160m井下标高-139-175m地面的相对位置回采巷道及停采线均位于三峰山西峰西山坡回采对地面的影响回采巷道及停采线均在三峰山西峰西山坡，预计本工作面回采对地面无大的影响。采面与地表相对位置无任何建筑物、河流等。井下位置及相邻关系五2803炮采工作面位于五2煤层西区五2八西大巷以上，五2七西回风巷以下，西至五2803采面切眼，东至五2八西2750轨道运输上山煤柱。走向长度630m倾斜长度150-180m 面 积11.34万m2平均容重1.5t/m3第二节 煤 层本工作面设计开采煤层为五2煤层，通过地质资料分析和上一水平五2703工作面回采证实，该工作面范围内五2煤层赋存稳定，全区可采，煤层厚度在1.2m左右。具体情况见表2表2 煤层情况表煤层厚度1.2m煤层结构简单煤层倾角13-15开采煤层五2硬度系数F=1.5煤种焦煤煤层情况描述该工作面五2煤层层位属二叠系下石盒子组。从勘探资料和现在巷道揭露的煤层资料分析，该采面煤层赋存稳定，煤层厚度在1.2m左右，煤层中部有一层0.2m的灰质泥岩夹矸，煤层属薄煤层。煤层类型为半暗光泽型。第三节 煤层顶底板表3 煤层顶底板情况表顶、底板名称岩石名称厚 度（m）特 征基本顶中粒砂岩4.2灰白色石英砂岩直接顶砂质泥岩和粉砂岩1.53-2.06砂质泥岩和粉砂岩均为灰色含小白云母片伪 顶炭质泥岩0.22灰黑色直接底粉砂岩和五1煤0.8-0.2粉砂岩为灰色，五1煤为黑色块状暗煤为主基本底细砂岩3.72灰白色附图一：五2煤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根据现有巷道揭露资料分析，该工作面小断层比较发育，掘进中发现落差1.0m以上的断层3条，分别在五2803采面切眼以东80m、246m和380m处，落差分别为1.3m、2m和1.5m左右，对采面正常回采有一定的影响，回采时应及时制定补充措施。 表4 断层情况表断层名称走向（）倾向（）倾角（）性质落差m对回采的影响F216325355正1.5有一定F317626654正2较大F417126150正1.3有一定二、褶曲情况及对回采的影响根据现有巷道揭露资料分析，在推进过程中会出现小褶曲，对采面无大的影响。后附图二：工作面下机巷、回风巷、开切眼素描图第五节 水文地质一、涌水量根据资料及掘进揭露情况，此区水文地质简单，工作面相邻的采空区无老空积水，在采面推进过程中局部顶板会出现裂隙渗水，对正常回采影响不大。正常涌水量为0.1m3/h，最大涌水量0.3m3/h。 第六节 影响回采的其他因素一、 影响回采的其它因素（表5）表5 影响回采的其它因素见表瓦斯属于低瓦斯工作面，瓦斯绝对涌出量为0.941%。CO2属于低CO2工作面，涌出量极小。煤尘爆炸指数洛阳矿山机械检测检验中心2009年5月提供的检验报告，具有中等强度爆炸性，煤尘爆炸指数为20.1%。煤的自燃性煤的自燃等级为级，自燃，至今未发生煤层自燃现象。地温危害温度在20-23之间。无地温危害冲击地压危害无冲击地压危害二、地质部门对工作面回采过程中的具体意见1、接近较小断层时，应提前做好过断层措施，加强煤壁和顶板管理。2、回采过程中如遇地质异常，及时与生产科联系，并补充措施。75 审批签字： 工作面下机巷、回风巷、开切眼素描图 第七节 储量及服务年限一、储量工业储量： 20.4万吨。可采储量；本矿炮采工作面回采率97%，可采储量19.8万吨。二、采煤工作面服务年限 工作面服务年限=可采推进长度月设计推进长度 =59060m/月=9.8月 第二章 采煤方法第一节 巷道布置一、采煤工作面巷道布置工作面采用走向长壁布置，运输大巷、回风巷、下机巷布置在煤层中，上帮捎底，下帮站在煤层底板上，切眼、联络巷沿煤层底板掘进。1、运输大巷沿煤层走向布置在五2煤层中，巷道总长度为150m，巷道断面为梯形，工字钢棚支护，规格为：上宽2m，下宽3.1m，中高2.35m，巷道净断面5.99m。2、下机巷布置在运输大巷以上的同一煤层中，下机巷东西总长度为630m，距运输大巷40m，巷道断面为梯形，工字钢棚支护，下机巷规格为：上宽2m，下宽2.9m，中高2m，净断面4.9m2。并沿运输大巷在2900m、2830m处各开一联络巷与下机巷相通，供采面行人、通风，在运输大巷2790m处开一联络巷与下机巷相通，供采面运煤使用，巷道断面为梯形，工字钢棚支护，联络巷规格为：上宽1.5m，下宽2.3m，中高1.8m，净断面3.42m2。3、切眼倾斜长度150m，巷道断面为梯形，木柿腿配合工字钢梁支护，巷道规格为：上宽1.8m，下宽2.0m，中高为煤层高度，但不低于1.2m；五2七西大巷为该采面的回风巷，巷道总长度为630m，巷道断面为梯形，供采面行人、回风、运料使用。采面回风巷在2750-3250m范围内为工字钢棚和水泥柱棚支护，其巷道规格为：上宽1.8m，下宽2.9m，中高2.3m，净断面5.41m2；在3250-3350m范围内为工字钢棚支护，其巷道规格为：上宽1.8m，下宽2.7m，中高2.0m，净断面4.5m2。3350m到五2803采面切眼为工字钢棚支护，巷道规格为：上宽1.5m，下宽2.3m，中高1.8m，净断面3.42m2。附图三：五2803炮采工作面位置及巷道布置 第二节 采煤工艺一、采煤工艺（一）工艺流程打眼装药放炮挂梁攉煤运煤移溜纫柱回柱放顶维修（二）采煤方式、采高和循环进度1、五2803采煤工作面采用走向长壁后退式采煤方式；正常回采期间，采高随煤层厚度确定，平均1.2m，工作面走向长度630m，倾斜长度150-180m。如遇局部煤层变薄可以破顶回采，保证采面高度不低于1.2m，遇特殊情况制定补充措施。2、循环进度：1.0m。（三）落煤1、工作面落煤、装煤及运煤方式：采用爆破落煤；人工装煤为主，爆破自装为辅，工作面采用SGW-150C刮板运输机运煤。2、爆破方法、炮眼布置方法：采面采用两台煤电钻同时打通排眼，底眼的炮眼位置距底板0.4m,眼深1.2m，眼距0.8m；顶眼距顶板0.2m，眼深1m，眼距1.6m。炮眼角度为：底眼的角度与水平方向向下15左右的俯角，与煤壁55左右的夹角；顶眼与顶板平行；放炮时可分组装药，但每组装药必须一次起爆；装药方式：正向装药；连线方式：串联；放炮顺序：自下向上，每组装药起爆不得超过15个炮眼。炮眼布置采用“双排三角眼”布置方式。见炮眼布置示意图。 每个炮眼装药量为0.3，采用水炮泥和粘土炮泥封眼，炮泥总长度为封满整个炮眼。具体见炮眼装药结构图3、爆破说明书（参见表6、表7）表6 炮眼特征名称距离位置角度眼深（m）利用率%装药量kg距底（m）距顶（m）角度（）顶眼1.60.2901.0950.30底眼0.80.4751.2950.30 表7 爆破说明表顺序项目单位说明1打眼工具型号MZ-12T煤电钻工作面打眼台数台22炮眼特征循环眼数个次338平均深度m1.03炸药炸药种类乳化炸药每孔装药量kg/孔0.3循环用量kg101.44雷管种类毫秒延期雷管循环用量个3385封泥水炮泥个/孔1封泥长度封满整个炮眼（四）装运煤 工作面放炮后，由人工将放落的煤装入刮板输送机，由刮板输送机运出，机巷采用刮板输送机和带式输送机运煤，运输大巷采用架线式电机车运输。（五）工作面支护及采空区处理1、工作面支护（1）支护形式：工作面采用DZ型外注式单体液压支柱与HDJA1000型金属铰接梁配套使用，支护方式为齐梁直线柱形式，正悬臂架设，支护形式为一梁一柱，柱子打在铰接梁上距煤壁侧梁头0.7米处，挂梁方式为分段自上而下，采一棚架一棚，不准空顶作业。（2）支护质量、工作面支柱要编号，编号要清晰。、支柱打成一直线，排距1000mm，偏差不超过100mm；柱距600mm，偏差不超过100mm；端面距不大于300mm。、支柱支设应垂直顶底板，并且迎山有劲，煤层倾角为68时支柱迎山角为1，工作面支柱必须全承载。、支柱钻底时要穿靴，禁止穿双靴戴双帽，初撑力不得低于11.5MPa，采面要坚持循环补液。、工作面配齐水平销，挂梁后水平销要打满劲，禁止用其它物品代替水平销，并绑齐绑牢防倒绳。、工作面顶梁挂设平直，梁头垂直指向煤壁，梁与梁之间相互平行。、保持顶梁铰接，铰接率要大于90，不得出现三架不铰接顶梁，不准有单梁单柱和单柱双梁及以上支架存在，顶梁与顶板平行架设，不得有扭梁现象。2、采空区处理工作面采空区采用全部垮落法处理。二、采煤工作面正规循环生产能力 W=LShrc =(1801.01.21.597%)t =314t式中 W-工作面正规循环生产能力,t；L-工作面平均长度，m；S-工作面循环进尺，m；h-工作面设计采高，m；r-煤的密度，t/m3;c-采出率，%； 第三节 设备配置表8 工作面机械设备配置表设备名称规格型号单 位数 量主要技术参数备注煤电钻ZM-12T 台3额定电压：127V额定功率：1.2千瓦两用一备工作面刮板运输机SGW150C部1额定电压：660V额定功率：275千瓦输送量：250T/时链速：0.868m/s机巷刮板运输机SGB620/40T部1额定电压：660V额定功率：40千瓦输送量：180T/时链速：0.755m/s机巷皮带运输机SJL80/40/40+40部1额定电压：660V额定功率：240千瓦输送量：250T/时带速：1.2m/s联络巷刮板运输机SGB420/40T部1额定电压：660V额定功率：40千瓦输送量：180T/时链速：0.755m/s乳化液泵站XRB2B(A)台2额定电压：660V额定流量：80/min功率：37千瓦一台备用附图四：五2803炮采工作面设备布置图第三章 顶板控制第一节 支护设计一、单体支柱支护强度验算1、采用经验公式计算支护强度。 Pt =9.81hrk =(9.811.22.57) =206式中 Pt工作面合理的支护强度，kN/m2； h采高，m；r顶板岩石的密度，t/m3,一般取2.5；k工作面支柱与支护的上覆岩厚度与采高之比，一般为4-8 2、参考五2801工作面观测资料，选择本工作面矿压参数表9，最大平均支护强度190kN/m2 3、选择工作面支护强度。根据以上计算和观测数据，190206，因此工作面支护强度应大于206kN/m2。 4、支柱实际支撑能力。 Rt=kgkzkbkhkaR= (0.990.950.91.00.95300)kN =241.2式中 Rt支柱实际支撑能力，kN；kg工作系数；kz增阻系数； kb不均匀系数；kb采高系数；ka倾角系数R支柱额定工作阻力，kN。 5、工作面合理的支护密度。 n=pt/Rt =206/241.2 =0.8式中 n-支柱的支护密度，根/m2。 表9 预计工作面矿压参数参考表序号项 目单位同煤层实测本面预计或选取1顶底板条件直接顶厚度m3.53.5基本顶厚度m4.24.2直接底厚度m0.70.72直接顶初次跨落步距m5-105-103初次来压来压步距m12-1612-16最大平均支护强度kN/m2190190最大平均顶底板移近量mm100100来压显现程度不明显不明显4周期来压来压步距m66最大平均支护强度kN/m2190190最大平均顶底板移近量mm8080来压显现程度不明显不明显5平时最大平均支护强度kN/m2120120最大平均顶底板移近量mm60606直接顶悬顶情况m117直接顶类型类8基本顶级别级9巷道超前影响范围m20206、根据规定要求，工作面基本支架的排距为1.0m，则基本支架的柱距： L柱=1.0（L排n） =1.00.8 =1.1m式中 L柱工作面基本支架的柱距，m；L排工作面基本支架的排距，m。根据参考五2801采煤工作面的柱距为0.6m，本工作面基本支架的柱距仍取0.6m，符合设计要求。7、合理控顶距的选择。根据该工作面顶底板条件，该工作面采用“三四”排管理，见四回一。 8、支护设备选择。本工作面选用型外注式单体液压支柱与1000型金属铰接梁配套使用。 二、乳化液泵站设计 1、乳化液泵站型号、台数：五2803采面配乳化液泵型号为XRB2B(A)，2台； 液压管路：泵站运输大巷联络巷下机巷下机巷超前棚工作面回风巷超前棚回风巷。2、泵站位置：五2八西大巷2730m处硐室。3、泵站及管理要求：（1）泵站设备的维修管理由一采队维修工负责。（2）泵站司机上岗，严格执行操作规程及交接班制度，必须配带乳化液浓度配比计且认真填写乳化液浓度检查记录。（3）泵站压力为18-20MPa，乳化液浓度达到2%-3%，有配比和检测手段，配液用水为中性水包油型，泵站周围不得有积水、杂物。（4）泵站油箱必须有过滤网，正常情况下油箱盖必须盖好。（5）泵箱的自动给液装置应配备齐全完好，严禁开空泵，严禁乳化液漫出水箱。（6）开泵时先检查泵站和液压系统各部件，达不到完好标准不准开泵。（7）注液枪及管线设专人管理维护，管线吊挂整齐，注液枪使用后应悬挂在人行道两侧，不得放在地上。（8）液压管路无跑冒滴漏现象，密封圈和油管损坏及时更换。（9）乳化泵压力由专职检修工调定，其他人员不得随意调整，正常情况下只准开一台泵，另一台泵备用，若有损坏及时修复。（10）更换液压管或液压管密封时，应停泵或关闭断路阀。 第二节 工作面顶板控制 一、正常工作时期的顶板管理1、工作面采用DZ型外注式单体液压支柱与HDJA1000型金属铰接梁配套使用，支护方式为齐梁直线柱形式，正悬臂架设，支护形式为一梁一柱，柱子打在铰接梁上距煤壁侧梁头0.7米处，正常生产为三梁四柱，采煤后为四梁四柱（都不包括密集支柱）。2、控顶距及放顶步距:工作面正常地点最大控顶距4.2米，最小控顶距3.2米，机头机尾处最大控顶距6.1米，最小控顶距5.1米，具体规定正常地点见四回一，机头机尾地点见六回一，放顶步距米。采空区采用全部垮落法管理顶板。单体支柱和技术特征见表10表10 单体支柱和技术特征表型 号项 目DZ10-30100DZ12-30100DZ14-30100DZ16-30100DZ18-30100DZ20-30100最大高度（mm）100012001400160018002000最小高度（mm）685792900100511101215工作行程（mm）315408500595690785额定工作阻力（kN）300300300300300300初撑力（kN）909090909090缸直径（mm）100全行程降柱时间S101214161820升柱时间10泵站压力Mpa18-20质量kg32.0736.3439.9141.545.249.2二、特殊支架1、密集支柱：沿放顶线一排的每棚之间打一根单体液压支柱，以利于挡矸石和增加切顶能力，密集支柱必须迎山打牢，沿放顶线打成一直线，打密集柱必须戴柱帽，但严禁穿双靴戴双帽。2、矸石带：工作面上下安全出口，沿放顶线各垒砌一个矸石带，垒砌时，上口要靠回风巷的下帮，下口要靠近下机巷的上帮。规格要求：长3米，宽1米，硬边0.3米，并保证质量，做到垒直、在底、接顶、咬缝、无空心，石带内无浮煤和坑木，在工作面顶板较破碎、压力增大时，应增加矸石带，以增强控顶能力。3、双柱：放顶后从放顶线回出的支柱必须打在材料排紧靠人行道侧的基本柱边，上方打在每排棚子中间一根铰接梁上，严禁打在梁头上或直接打在顶板上，双柱严禁站在浮矸或浮煤上，按规定打设迎山、升紧达到初撑力。4、木垛：工作面在初采初放、过老眼或有异常情况时要架设木垛，质量要求必须在底、接顶、打紧背牢、压点成垂线，木垛的每层木柿之间不准有背寨或出现双背寨，压木垛木柿要用方木。5、临时柱：架梁后，要在机道内每隔2棚支架打一棚临时柱，临时柱必须打到铰接梁下边，严禁打在顶板上。三、回柱放顶方法1、回柱方式：由人工采用卸载支柱手把卸柱、用手拉柱的方法进行回柱2、回柱顺序：卸载支柱拉柱打掉水平销回收铰接顶梁。3、操作方法 （1）放顶工作人员进入工作地点后，首先检查支架及顶板情况，发现支架变形或缺梁少柱等情况，应先维护整修支架，缺梁缺柱补齐，并进行二次注液后，再开始工作。（2) 放顶前必须清理放顶排浮煤，并将放顶范围内的杂物清理干净，选择好退路，做好放顶准备工作。（3）正常放顶为两人一段，互相照顾配合工作，放顶顺序由下向上，由里往外，放顶要求安全迅速，回净塌实，分段放顶距离不小于15米，15米内严禁采放平行作业。（4）对放顶困难地方，班长或组长指定一名技术熟练的老工人进行操作，班组长必须现场指挥，确保安全。（5）严禁在控制区内提前摘柱。（6）放顶回出的梁必须整齐地放在本棚的材料排，回出的支柱必须全部打在该棚对应梁上，工作面内严禁出现空载柱。（7）回柱卸载时要用专用工具卸载，如出现“死柱”时，不准用溜子回撤，可用掏底、刨顶或用回柱器的方法回出，严禁炮崩。（8）端头支架放顶时一定要有经验的老工人观看顶板和操作，并选择好退路，有危险预兆时，要立即处理或撤离危险区。（9）分段回柱时，要选择顶板完好，悬臂较短，压力较小，最后一根支柱容易回出的地方。（10）回柱时必须按八项操作要令进行，即问顶板；松掉矸石；清理好退路；打好超前支柱；招呼周围人员；回出支柱；运出支柱；支柱打在梁顶上，梁整齐竖放在材料排。（11）回柱人员必须脸朝老塘，站在回柱上方棚档内的安全地方，背对出口，姿式要便于退出。四、过断层或褶曲时的顶板管理方法采煤工作面过断层或褶曲时的顶板管理，往往出现顶板破碎、倾角变化、煤层变软或有淋水等现象最容易发生顶板事故，因此应采取顶板控制措施。1、经过断层时，如果附近煤层较薄难于铺设溜子、送料或行人时，要根据顶底板及断层情况，进行挑顶或卧底，使工作面的坡度能平缓变化，工作面高度不得小于1.2 m。2、如断层落差较小，顶底板或断层面较平整，断层带基本不破碎的情况下，要加打点柱或戗柱，并及时打临时柱。3、如果断层较宽，顶板破碎，顶板压力大时，在加打点柱、戗柱或临时柱的同时，可在断层附近沿放线垒石带或压木垛。4、当顶板岩石破碎，塌落下来的矸石很多或挑顶较高，支架不接顶时，要在支架上架楼接顶。5、合理确定放顶步距，一次回完断层外侧支架，另根据实际情况适当扩大或缩小一排控顶距。6、为了不影响工作面正常回采，断层附近应超前处理，在断层附近要打浅眼，少装药，放小炮，禁止放大炮和糊炮。7、工作面过褶曲，如变化平缓，可以在加强支护后硬采过去，如果变化较大，则要挑顶卧底，并采取相应安全措施。8、采面若发生大的地质变化或遇其它特殊情况时，要及时制定特殊安全措施以保证安全。五、初次来压及周期来压的顶板管理1、初次来压期间，根据实际情况可适当加大工作面控顶距，或增设木垛、临时柱、矸石带等特殊支架。2、实现正规循环作业，加强工作面进度，以保证煤壁完整性，使之具有良好的支撑作用。3、在有大面积顶板压力大时，最后回撤独立承压死柱时，如果正常回不掉时，要停止回柱，在周围补打临时棚或点柱，必要时可根据情况压小木垛，等顶板稳定时用镢头刨窝，再用回柱器直接回柱，回柱时把所有人员撤到危险范围之外。六、停采前的顶板管理1、停采前必须加强顶板管理，保证顶板的完整性。采面工程质量必须严格要求，特别是停采前最后四排支架，必须保证质量，支柱必须升紧有力，支柱初撑力必须达到11.5MPa以上。在铰接梁上方必须上够四根川杆并打好，严禁空顶漏矸。2、采面采至最后一排，不再推移溜子，但把梁挂至煤壁，并严格按照要求每棚都打好贴帮柱，贴帮柱必须纫迎山、打紧。上、下安全出口处的支架必须确保质量，采面支柱初撑力必须达到11.5MPa以上。还要清净采面的浮煤和采面的杂物，保证采面畅通无阻。3、采面最后一排正常放顶时，如果顶板破碎或顶板压力大，可在采面材料排加木垛，以增加顶板的支护强度和稳定性，便于采面安全回撤。木垛地段的支架回撤方法为：在压木垛前先在架木垛处的周围加打点柱或打托板，再把木垛里边的支柱、铰接梁回掉，然后压木垛。4、工作面在停采前首先要缩小控顶距到m，沿放顶线垒砌矸石带，采面塌落不好时，矸石带数量和长度不够时，可采用压木垛加强支护。 第三节 运输巷、回风巷及端头顶板控制一、工作面安全出口的管理工作面上下端头支护采用铰接顶梁和四根长3.6m的“兀”型钢梁配合单体液压支柱支护，铰接梁为一梁一柱，柱距0.8m； 3.6m的“兀”型钢梁为一梁三柱，与机头机尾一起前移，严禁出现“T”字棚和缺梁少腿现象。并在机头、机尾的放顶线各垒砌一个矸石带，上口要靠回风巷的下帮、下口要靠近下机巷的上帮垒砌。如果无矸充石带时必须在机头、机尾的放顶线各压一个木垛。二、两巷及超前管理方法工作面上、下安全出口距煤壁20范围内打双抬棚。抬棚由单体液压支柱配合铰接梁支护。下机巷上帮抬棚打在距工字钢棚上帮梁口0.3m处，下帮抬棚打在距工字钢棚下帮梁口0.8m处；上回风巷上帮抬棚打在距工字钢棚上帮梁口0.3m处，下帮抬棚打在距工字钢棚下帮梁口0.3m处，要架设牢固，符合质量要求，同时还必须保持煤壁以外20米范围内无断梁拆柱，无废料堆积，畅通无阻。绑齐绑牢防倒绳，所打的超前抬棚在顶、底板条件较好地段初撑力必须达到6.5MPa以上，顶板破碎及木柿腐朽或巷道内有冒顶架楼地段初撑力不得低于3MPa。三、上、下两巷维护要求1、加强上、下出口管理，自工作面煤壁向外20m范围内，保持巷道净高不低于1.6m，人行道宽度不小于0.7m。2、下机巷和上回风巷，两巷净高不得小于1.8m，行人侧宽度不小于0.7m，巷道断面不小于设计断面的 80%。3、支柱必须穿柱鞋，绑齐绑牢防倒绳，初撑力达到标准要求。4、加强两巷维护，发现棚子变形、片帮、漏顶要及时维护，确保两巷支架完整，无断梁折腿，无空帮空顶。5、巷道无积水、无浮矸杂物；柱梁、材料、设备等必须挂牌管理，摆放整齐， 严禁乱堆、乱放。6、两巷回出的工字钢及从工作面运出的坏柱、坏梁要及时装车运走，不得影响通风、行人及运输。7、下机巷回出的工字钢梁、腿以及采面的坏梁、坏柱严禁从刮板运输机上往外运，必须有人工运出到运输大巷装入矿车打平地。8、五2七西回风巷超前支护方法和工字钢棚的维护：（1）五2七西回风巷超前支护是在采面煤壁以外20m范围内打双排抬棚。煤壁以外30m范围内的水泥柱棚或工字钢棚及时拉换成木柿棚，拉换后的巷道高度不低于1.8m。（2）五2七西回风巷拉换工字钢棚时先套木柿棚，后回工字钢棚。回棚时先在工字钢顶梁两端各打一点柱，然后拉掉棚腿，拉棚腿时要先挖好腿窝，然后再拉，避免强拉硬拽以防伤人。9、下机巷刮板运输机落后采面刮板运输机3.5m时，需及时对下机巷的刮板运输机槽子进行拆除。10、上回风巷、下机巷支架回撤时，必须有班组长在场指挥，先处理不安隐患，然后用回柱器回出工字钢棚腿，再回撤单体柱，最后松掉工字钢梁下边的铰接梁平销，回出铰接梁和工字钢梁。回撤后的支架不得落后放顶线，必须沿放顶线加打2-4根点柱或戗柱。如果顶板垮落不好时，可落后一排，但必须在放顶线压木垛。四、支护材料的管理（一）材料的管理1、工作面备用材料必须整齐的码放在采面回风巷内，分类挂牌专人管理，严禁影响通风、运料及行人。2、单体柱、铰接梁必须整齐竖立摆放，单体柱编号管理。3、工作面回风巷内必须有备用单体柱、铰接梁、坑木、方木、川杆，数量分别为150根、120根、50根、50根、2000根左右；坑木直径不小于10cm，长度在1-1.5m之间，方木长度为1.1m和1.8m，放置在回风巷内距工作面50-100m范围内。（二）单体柱的管理、区队要明确一人负责支柱管理工作，配备梁、柱管理小组及专职管理人员。、建立健全支柱管理制度，每班必须设专职管理支柱人员，不得空班漏岗。3、单体液压支柱使用前，必须检查零部件是否齐全，支柱有无弯曲、凹陷，顶盖变形，缺爪、漏液等不合格的支柱不得使用。4、工作面严禁出现梁柱平放，不准有空载支柱，放顶回出的支柱要及时打在对应棚材料排的顶梁下边，坏梁坏柱要及时运走，工作面缺梁柱时要及时往工作面运梁柱。5、对于条件变化地点回柱困难时，要加强现场管理，防止丢梁丢柱。6、管柱人员所管理的内容包括：铰接梁、平肖、单体柱、3.6米“兀”型钢长梁，以上支护材料各部件损坏时要及时升井检修，数量不足时要及时下井，由于梁柱数量不足而使工作面不能按要求支护的有管柱工负主要责任。附图五：工作面支架支护布置示意图第四节 矿压观测一、工作面的矿压监测 1、监测工作必须按公司有关文件要求执行，把监测工作纳入正常技术管理中，切实掌握支护质量和顶板动态，把好安全关。2、安装工作面和初放期间，支柱必须全部监测，正常回采期间，有重点有选择地监测，发现达不到要求应及时补液。3、跟班人员认真填写当班发现的问题及处理办法，遗留问题要附处理意见，并送到矿安全信息站。4、值班人员对当天反馈的信息，分析原因，并提出处理意见。5、质量验收员要带测压表进入工作面，必须对支柱进行精心测量，认真填写，不得乱造数据，上井后及时将数据交生产科。6、对工作面上、下端头、破碎带、断层处及冒顶处等异常地段的支柱要全部进行监测，以加强对事故多发点和薄弱区域的管理。二、支护质量监测1、每旬由生产科对工作面和两巷支护质量动态进行检查，对存在问题由采煤队立即整改。2、监测内容包括：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、两巷单体支柱初撑力、超前支护质量等。三、观测时间要求1、工作面：观测到老顶初次来压和6次周期来压。2、支护质量监测：整个生产期第四章 生产系统第一节 运输系统一、出煤系统（一）运输设备及运输方式工作面回采出的煤通过工作面刮板运输机（1部）运至机巷，经机巷刮板运输机（1部）、皮带运输机（1部）运至联络巷刮板运输机，再经联络巷刮板运输机（1部）运到大巷矿车，然后由电机车运输经五2八西大巷至车场，经三级提升、二级提升、一级提升串车提升至地面。（二）推移方式1、工作面要严格执行开溜不移溜的原则，但在移溜子机头、机尾以及特殊地点时，必须有一名班组长在场指挥移溜。2、移溜子机头、机尾时，要先将四根长梁按规定架好，在整修支架时，要按先支柱后回柱的原则进行维修。3、溜子机头、机尾移过后，首先按规定打好压机点柱然后再试溜，无问题后再使溜子正常运行。4、工作面移溜子机头时要用5T导链移动，不准用平巷末部溜子拉，若特殊情况下，需要用末部溜子拉移时，施工单位必须制定措施经批准后方可执行，必须有专人看管开关，专人传递信号，要确保末部溜子按钮灵活可靠，移溜时煤壁侧严禁站人，所有人员必须站在安全地方，并用信号进行联系由值班队长统一指挥。5、移工作面溜子机尾时，可用单体液压支柱推移，机尾煤壁侧严禁站人，而且其它人员必须站在支架完整的安全地点，推移机尾人员随时观察移动情况。6、工作面移溜时必须按顺序移溜或统一移溜，严禁顶死弯或把溜子顶错节。7、移溜时还必须保护好工作面电缆、高压水管，防止损坏。8、推移溜子前，工作面支架必须完整，行人排顶板有推力或顶板破碎时要打戗柱加强维护，凡推过溜子的地方，应及时打设支柱。9、移溜子前，把机道和行人排的浮煤清净，否则，不准移溜。 （三）煤炭的运输运煤：煤由工作面运输机下机巷运输机联络巷大巷溜子头装入矿车五2八西大巷五2八西车场三级提升二级提升一级提升地面 二、运料系统 （一）设备运输方式 工作面需要的材料、设备等物资。采用绞车、矿车、卡子车等，通过主井、八西车场、五2八西大巷、五2803采面下机巷运至工作面或五2八西2750轨道运输上山、五2803采面回风巷、运至工作面。 （二）材料的运输运料系统：采面供料用矿车由地面一级提升二级提升三级提升五2八西车场五2八西大巷五2八西2750轨道上山五2七西回风巷采面。附图六 ：运输示意图 第二节 “一通三防”与监控系统 一、通风系统 （一）通风附图七:通风系统示意图风流方向：新鲜风流由主、副斜井五2八西大巷采面联络巷采面下机巷采面工作面乏风流：采面五2七西回风巷西风井延深西翼总回风西风井地面（二）、风量计算1、按瓦斯涌出量计算:采100q瓦斯K备1000.9412188mmin其中：采采面所需风量minq瓦斯采面瓦斯涌出量min备备用风量系数按二氧化碳涌出量计算：采=67qco2Kco2=670.4421.9=56.3min其中：qco2采面二氧化碳涌出量0.442min Kco2co2涌出量均衡系数2、按工作面温度选择适宜的风速计算:采60SV604.161.5399min其中：S工作面断面取值4.44V工作面风速取1.5s（工作面温度平均为200C230C）3、按炸药消耗计算：采25254.5112.53min其中：采面一次放炮的最高炸药消耗量4.5kg 25每公斤炸药爆炸时每分钟所需的风量3min4、按工作面工作的最多人数计算风量:采4N4953803min其中:采面同时工作的最多人数95人4每人每分钟所需的风量3min5、按气候条件确定风量:采=基本k采高k采长k温=317.511.21.1=4193min其中：基本=60工作面控顶距采高适宜风速70%=317.53mink采高工作面采高调整系数：取1 k采长工作面长度调整系数：取1.2k温工作面温度调整系数：取1.16、风速验算:V最小419(60S最大)384/(604.21.2)1.39m/sV最大419(60S最小)384/(603.21.2)1.82m/s其中：V最大采面最大风速V最小采面最小风速S控顶距采高4.2最大控顶距3.2最小控顶距1.2平均采高根据煤矿安全规程要求炮采工作面风速0.25V4ms而风量取419m3/min时，采面的风速范围为1.39m/s至1.82m/s之间，符合安全规程要求。6、根据计算、演算结果确定风量：根据以上计算，取Q= 4193min为设计风量，符合供风规定。二、瓦斯防治1、严格执行瓦斯检查制度，每班检查不少于2次，检查瓦斯后及时向矿调度室汇报检查结果，检查地点为：采面、上隅角、回风巷、电气设备地点的风流中，严禁空班漏检。 2、放炮时严格执行“一炮三检”制度，发现问题及时处理。 3、防止瓦斯积聚，严禁超限作业。 4、加强通风管理，爱护通风设施，保证足够的风量。 5、加强采面上隅角瓦斯管理，如有瓦斯超限，必须采取措施。 6、大巷安装瓦斯断电仪，上回风巷必须安装瓦斯传感器，上隅角必须悬挂便携式瓦斯报警仪，采煤队长、值班队长、放炮员、电钳工须携带便携式瓦斯报警仪并正确使用，仪器要灵敏可靠。 7、管理好轨道上山和下机巷的风门，两道风门不得同时打开，有损坏的风门及时向调度室汇报，安排人员及时处理。三、综合防尘1、防尘方式：工作面使用湿式打眼，放炮时使用水炮泥，生产中坚持洒水制度，各运输机转载点喷雾洒水，下机巷和上回风巷各安设两道水幕。下机巷距采面50m内安装一道水幕，50-100m之间安装另一道水幕；采面回风巷内距采面50m安装一道水幕，50-100m之间安装另一道水幕；定期清扫浮尘和配戴防尘口罩。2、防尘系统供水管路：五2八西2750轨道上山蓄水池轨道上山水管 五2八西大巷水管溜子头水管下机巷采面3、防尘管理（）各转载点的喷雾洒水装置，由各部输送机司机负责管理。（）其它防尘措施按矿上的规定执行。4、隔绝瓦斯、煤尘爆炸措施下机巷、回风巷距工作面100m各设一道隔爆水棚，铺设水棚长度不少于20m，隔爆水袋间距为1m，每米安装2个水袋，每个水袋容量为40升，上回风巷断面5.41m2需要1082升水，需要28个水袋；下机巷断面4.9m2需要980升水，需要26个水袋。四、防灭火系统 1、机电硐室、电气设备地点、乳化泵站、移动变压器、胶带输送机机头处应各放置两具灭火器、一个装有0.2m3沙土的灭火沙箱，一张灭火掀和一个消防桶。并且放在机电硐室和皮带机头的进风流侧，并齐全完好，井下所有人员必须会使用灭火器材。 2、下机巷防尘水管每50m设置一个三通阀门，并作为防灭火管路用。附图八：工作面防尘系统示意图五、通风安全监测系统（一）瓦斯监测传感器安装位置示意图 附图九：瓦斯监测传感器安装位置示意图（二）技术要求1、瓦斯报警浓度：0.75CH42、瓦斯断电浓度：1.0CH43、断电范围：五2803采面合车处电气设备、下机巷皮带开关、下机巷溜子开关、下机巷水泵开关、采面溜子开关、采面煤电钻综保、五2七西上副巷电气设备和五2七西回风巷电气设备以及2750轨道上山的绞车窝内的非本质安全型电气设备。4、复电瓦斯浓度：0.70CH45、瓦斯传感器悬挂在顶板完整的地方，距顶不大于300mm，距帮不小于200mm，采面瓦斯传感器悬挂在回风巷内距采面机尾5-10m处；回风巷瓦斯传感器悬挂在回风巷内距2750轨道上山平台10-15m处。6、便携式瓦斯检测仪悬挂在采面机尾上隅角，报警浓度:0.75%。7、温度传感器应悬挂在采面回风巷内距2750轨道上山10-15m之间，报警设置为26。8、一氧化碳传感器应悬挂在采面回风巷内距2750轨道上山10-15m之间，报警浓度为0.0024%。 第三节 排水系统 一、排水路线五2803采煤工作面采面下机巷联络巷五2八西运输大巷八号泵房五2803采煤工作面回风巷五2八西2750轨道上山五2八西运输大巷八号泵房二、排水方法 1、机巷、回风巷低洼处少量积水可安设水泵排放到运输大巷。 2、水沿运输大巷下帮掘进水沟排水。3、水泵、水管必须由专人维护。附图十：工作面排水系统示意图 第四节 供电系统由八号中央变电所供给所需电源电压6KV，经移动变电站供给工作面电源电压为660V，供电分为2路，一路接下机巷刮板运输机、工作面刮板运输机、煤电钻综保电源回路；另一路接溜子合车处刮板运输机、信号综保、机巷胶带输送机。后附图十一：供电系统图 第五节 通讯照明系统 一、通讯系统 1、通讯系统路线地面调度室副斜井五2八西大巷溜子合车处小川风联络巷下机巷地面调度室副斜井五2八西大巷2750轨道上山五2803采面回风巷采面机尾 2、通信设施及相关事项：（1）通讯电话一部安装在工作面回风巷距采面以外5m处；一部安装在下机巷采面机头处；另一部电话安装在溜子头合车处。不得随意拆移电话，严格执行每班三汇报制度，发现问题及时向调