351综采工作面作业规程.doc

第一章 概 况第一节 工作面位置及井上下关系351综采工作面位于350采区轨道上山西翼下部，西为煤层变薄带，南为352面采空区，北为实炭区。垂直下方110m左右为796面采空区里端，无积水，垂直上方无可采煤层。其具体位置及井上下关系如下表所示。 工作面位置及井上下关系表 水平名称-550m采区名称350采区地面标高128.8142.3m井下标高-520.9-611.1m地面位置工作面位于我公司进风立井以北约2112m处。回采对地面设施的影响工作面位于我公司进风立井以北约2112m处垂直下方，地面多为可耕农田，工作面距地表垂深649.7753.4m，垂深间距大，预计回采对地面无影响。井下位置及四邻采掘情况井下位于350采区轨道上山西翼下部，西为煤层变薄带，南为352面采空区，北为实炭区。垂直下方110m左右为796面采空区里端，无积水，垂直上方无可采煤层。走向长度（m）583倾斜长度（m）84面积（m2）49288第二节 煤 层该工作面开采煤层为3煤层，据工作面上下出口实际揭露，煤层沉积较稳定。黑色，半光亮型煤,呈块状或粉末状。煤层平均厚度1.2m。具体情况如表二所示。煤 层 情 况 表 煤层厚度（m）0.71.51.2煤层结构简单煤层倾角（）开采煤层3煤硬度中煤种贫稳定程度较稳定煤层情况描述工作面内煤层沉积较稳定。黑色，半光亮型煤,呈块状或粉末状。附图1：351综采工作面地层综合柱状图第三节 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）特征老 顶细 砂 岩31.2灰白色石英长石为主，局部地段含水丰富。 直接顶砂质页岩4.85灰黑色致密，含植物茎叶化石和硫化铁晶体伪 顶页 岩0.250.4伪顶上方煤线0.10.2m。直接底粘土页岩1.18灰黑色，致密，含植物化石和硫化铁晶体。老 底砂质页岩22.2灰黑色致密，较坚硬。第四节 地质构造一、断层情况以及对回采的影响据工作面出口、皮带道及切眼实际揭露资料分析，工作面内3煤层沉积较稳定，厚度较大，地质构造简单。出口揭露一条断层，F1落差1.0m；皮带道内揭露2条断层，F2落差1.5m，F3落差1.0m，对回采影响较大；该工作面个别地段顶板破碎，压力大，对顶板控制影响较大。.断层情况断层名称断层性质落差走向倾向倾角对回采的影响程度F1正断层1.011920960 较大F2正断层1.5901601665较大 F3正断层1.01944104460较大附图2：351综采工作面平剖面图及煤层底板等高线图第五节 水文地质情况及防治水措施1、水文地质情况：该面水文地质条件较简单， 老顶细砂岩裂隙发育，含水丰富，但经过352面、354面、356面、358面、358上面回采后大部分已被疏放，顶板砂岩水对该面回采影响较小，在回采过程中遇构造、顶板破碎或裂隙发育地段将会出现少量淋水，对回采有一定影响。 2、防治水措施：及时清捞水沟，保证水流畅通。3、涌水量：预计该面正常涌水量为6 m3/h，最大涌水量18m3/h。第六节 影响回采的其它因素一、影响回采的其它地质情况（见下表）。瓦 斯绝对涌出量：CH4=0.80m3/min，相对涌出量：CH4=2.34m3/t二氧化碳绝对涌出量：CO2=0.21 m3/min，相对涌出量：CO2=0.61m3/t煤 尘本煤层的煤尘不具有爆炸性煤的自燃倾向性类不易自燃地 温23地 压第七节 储量及服务年限一、储量1、计算参数：煤层平均厚度1.2m，容重1.52t/m3 ，斜面积49288 m2，工作面回采率参考值为97%。2、计算结果： 工业储量：8.99万吨 可采储量：8.72万吨二、工作面服务年限服务年限=可采储量/设计月产量 =87200/（30561.78）5.2（月） 第二章 采煤方法第一节 巷道布置一、采区设计、采区巷道布置概况350采区是2000年4月设计，为双翼采区。采区平均走向长度为 1000m，倾斜长度为900m，采区面积：9.368万m2，地质储量105万吨，可采储量72万吨。采区巷道布置：采区皮带上山为采区主上山，全长900m，底部布置一条长460m的七反三皮带道与790二节顶部煤仓搭接。主要为采区运煤、回风、行人、敷设水管电缆等服务。采区轨道上山为采区副上山，全长900m，布置在皮带上山东侧30m，底部布置一条长450m的七反三轨道上山790轨道下山连接，主要为采区提矸、运料、进风、行人等服务。上山间由横贯连接。采区风道上山为采区副上山，全长680m，布置在皮带上山西侧25m，为采区回风等服务。二、工作面上出口工作面上出口为采煤工作面运料、进风、行人、敷设管线的安全出口。此巷道与350轨道上山相通，该巷道采用矩形锚网索支护，净宽为2.6m，净高为2.1m，净断面为5.46 m2。 三、工作面皮带道工作面皮带道为采煤工作面运煤、行人、回风、排水、敷设管线服务。此巷道与350皮带下山相通。该巷道采用矩形锚网索支护，净宽为2.6m，净高为2.1m，净断面为5.46m2。四、工作面切眼及停采线位置、工作面切眼：切眼沿煤层伪顶以上煤线顶板起底掘进，与两出口基本垂直布置。初掘时，采用矩形锚网支护，净宽为2.6m，净高为1.5m，净断面为3.9m2。刷大后，净宽为： 5.0m，净高为1.5m，净断面为7.5m2。 、停采线位置：自切眼开始由里向外推至580m处停采撤出。五、工作面峒室自工作面切眼向外每隔40m布置物料码放峒室一个，峒室宽2m，深2m，高2m。第二节 采煤工艺 一、采煤工艺工作面采用走向长壁后退式采煤法、综合机械化采煤，一次性采全高，全部垮落法管理顶板。 工作面采用MG100/238-WD型采煤机割煤，ZY2400/07/14型掩护式液压支架支护，考虑采煤机割煤高度、煤质及支架的合理支撑高度，确定工作面的割煤岩高度平均为 1.2m。沿煤层底板回采，割平顶底板，不留底煤，随工作面煤层及可采页岩厚度变化及时调整采高，必须多回收煤炭资源。二、采高的确定，落煤方式、装运煤方式、采高的确定：351综采工作面煤层厚度在0.7-1.5m之间，平均为1.2m，煤层以上为0.25-0.4m可采页岩，伪顶上方有0.1-0.2m厚的小碳。考虑采煤机割煤高度、煤质及支架的合理支撑高度，确定该面采高为0.9-1.3m，平均采高为1.2m，根据现场煤层情况，遇煤层变薄段割顶，一次性采全高。、工作面采煤机采用端部自开缺口，斜切进刀贴机的方式，进刀深度0.63m。、装落煤方式及要求 1、工作面放震动炮工作面个别地点遇断层、底鼓、压梁或顶板页岩变硬，机组负荷加大且机刀磨损严重，有时机组无法正常通过，给工作面回采和设备管理造成困难，需采用震动炮超前处理。 、采用风钻或者湿式煤电钻打眼。、炮眼采用单排眼排列方式，打眼深度0.8m,眼距0.81.2m。少装药（不超过150g），一次爆破距离不得超过20 m，炮眼封泥量不得小于0.4m。、装放炮与打眼的距离不得小于50m，在装放炮地点附近50m范围内不得从事其他任何工作。、工作面应一次装药一次起爆；采用分组装药时，一组装药必须一次起爆，组与组之间的炮眼间距不得小于5m。一个工作面严禁使用2台发炮器同时进行爆破。 、严禁运煤机运送大块矸石。大于0.15m以上的矸石必须进行破碎，否则不得过机组。放炮地点距机组不得少于30m，并用旧皮带保护好机组和电缆，以防损坏机组和电缆。 超前处理爆破时，要用挡皮将爆破地点及上下5m范围内的支架活柱、仪表及管线保护好，以防损坏。 、工作面爆破后若顶板破碎压力大、面前合理空顶距离超过0.4m或有溜壁征兆时要及时拉架，并保证架子高度，以便机组顺利通过。、工作面所有人员要随时观察工作地点的顶板、支架、煤壁片帮情况，如发现支架活柱下缩较快安全阀漏液严重或其它异常情况时，要在支架下及时支设木柱或单柱，加强控制顶板。跟班队长、班长、安监员要盯在现场，采取措施进行处理。、每次爆破后机组割煤前，由班长、跟班队长和安监员，对爆破地点要认真进行巡视，发现拒爆立即处理。、超前处理完毕控制好顶板后方可割煤。2、进刀具体操作如下： 采煤机端头斜切进刀（图6：采煤机端头斜切进刀示意图） 开始：机组由上往下进行割煤，下行割煤时，上滚筒割底煤，下滚筒割顶煤。割透后停机，推移工作面刮板输送机距机组10m时停止推移。 进刀：机组在输送机机尾处向上割煤，割至刮板输送机弯曲处以上（沿溜子过渡段逐渐切入煤壁）达到规定截深后停止割煤。 移机尾：将刮板输送机从弯曲处向下推移，使机尾和弯曲段刮板输送机逐步移成直线。 机组下割：机组下行割煤，与下出口割透后停止。 机组上割：机组向上割煤，上滚筒割顶煤，下滚筒割底煤。同时按规定距离追机推移刮板输送机。 无论机组上行还是下行割煤，移架距机组后滚筒4.57.5m（35个支架），移溜滞后机组后滚筒1215m（810个支架）。采煤机正常工作时，割煤速度小于3m/min，空机行走速度小于6m/min。在工作面上头进刀同样使用该方式。（2）割煤落煤采用MG100/238-WD型双滚筒采煤机沿底板双向割煤，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤和扫浮煤，一刀一个循环。装煤 采煤机滚筒截割装煤和工作面刮板运输机前移配合装煤。运煤 工作面刮板运输机将煤运到皮带道刮板运输机，再由皮带道刮板运输机与SSJ800/255型皮带机搭接将煤运出。3、质量要求： 割煤时，必须做到顶、底板平直，不留底煤，无台阶。伞檐：伞檐长度超过1m时，其最大突出部分不超过150mm，伞檐长度在1m以下时，伞檐最大突出部分不超过200mm，掉顶高度100mm，煤壁齐直，采高均匀。严格掌握好机头、机尾高度和运输机的水平角度（即两平一直），并与两巷顺平以确保设备的平稳运转。机道梁端至煤壁的顶板冒落高度不大于300mm，工作面支架前梁接顶严密。 三、移溜方式 工作面在移架后顺序推溜，滞后采煤机后滚筒4.5m(3架)开始移溜，其弯曲段长度不得小于15m，弯曲段要均匀过渡，推移步距为0.63m。推溜质量要求：1、推溜必须沿采煤机前进方向依次进行，不准采用从两端向中间推移的方式。2、推溜时，应在运输机运转时推移（推机头、机尾时除外）。3、推溜后，溜子必须保证平、直、稳；溜头与转载机搭接合理，底链不拉回头煤。4、移机头、机尾前，应首先将周围浮煤、浮矸等杂物清理干净，各种连接装置牢固可靠，电缆、管线悬挂好，按照先支后回的原则，改好支柱，确认无前移障碍时停运输机进行推移工作。5、推移机头、机尾时，要有专人指挥，专人操作，动作协调一致。机头、机尾推不动时，应停止操作，查明原因并及时进行处理后在进行推移工作。6、完成机头、机尾的推移工作后，将支架的操作手把打回“0”位。四、采煤工作面正规循环生产能力v工作面每天6个循环，每循环进尺0.63m，平均采高1.2m。工作面日生产能力：Q=HRMGC =1.21.52843.7897%=561.78t 式中：Q日生产能力，t/d； H平均采高，1.2m ；R容重，1.52t/m3 ； M面长，84m；G日进度，3.78m ，C回采率97% 第三节 设备布置一、 液压支架工作面配置ZY2400/07/14型掩护式液压支架，液压支架的有关主要技术特征如下：型 式： 两柱掩护式液压支架支撑高度： 7001400mm支架中心距： 1500mm支撑宽度（顶梁） 1440mm工作阻力： 20052305kN，（P=38.2MPa）支护强度： 0.420.47MPa支架对底板比压： 1.5MPa（f=0.2）（底座前端）操纵方式： 手动邻架控制重 量： 约5.5t整体运输尺寸： 38861440700 mm （长宽高）泵站压力： 31.4MPa适应倾角度： 20二、采煤机采煤机主要技术性能：采煤机型号：MG100/238WD型截割电机功率：2100kW 供电电压：1140V滚筒直径：0.75m 截 深：0.63m滚筒转数：81.6r/min 喷雾除尘方式：内外喷雾牵引电机功率：215kW 供电电压：380V泵站电机功率：24kW 供电电压：1140V行走方式：摆线轮-销轨无链牵引、交流变频调速行走速度：010m/min 行走牵引力：162-270kN 制造厂家：天地科技股份有限公司上海公司三、运煤设备选型 351综采工作面采用SGZ-630/132型刮板运输机，皮带道采用两部40T溜子和一部SSJ800型可伸缩带式输送机联合运输。、工作面刮板运输机主要技术性能型号：SGZ-630/132型（S-输送机，G-刮板，Z-中双链，630-中部槽宽度，132-功率）1、输送量：250t/h2、刮板链速： 1.1m/s3、电动机：型号：YBSS-132-4；功率：132kW； 电压：1140/660V。4、刮板链：圆环链规格：2286-C；破断负荷：610kN；型式：中双链5、制造厂家：矿机集团有限公司、可伸缩带式输送机主要技术性能 1、型号： SSJ-8002、输送量： 300450t/h3、带速：1.02.5m/s4、胶带规格：800mm5、电动机功率：255kW、刮板运输机主要技术性能型号： SGB620/40T（1）输送量：150t/h（2）链 速：0.86m/s（3）电动机功率：40kW 电压：660V 转数：1470r/min （4）刮板链型式：边双链（附图10：351综采工作面排水系统、运输系统及设备配备图）第三章 顶板管理第一节 支护设计一、 工作面的支护设计1、参考3煤层353工作面矿压观测资料，选择本工作面矿压参数。 见下表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m2.02.0老顶厚度m3.63.6直接底厚度m22.522.52直接顶初次垮落步距m8128123初次来压来压步距m3030最大平均支护强度kN/m2324324最大平均顶底板移近量mm8080来压显现程度较明显较明显4周期来压来压步距m1212最大平均支护强度kN/m2324324最大平均顶底板移近量mm8080来压显现程度较明显较明显5平时最大平均支护强度kN/m2162162最大平均顶底板移近量mm56566直接顶悬顶情况m0.50.57底板容许比压MPa33.9633.968直接顶类型类2类2类9老顶级别级10巷道超前影响范围m1313预 计 工 作 面 矿 压 参 数 参 考 表2、合理支护强度的计算采用经验公式计算：Pt=89.81hr= 89.811.22.5=235.44（kN/m2）式中：Pt 工作面合理的支护强度（kN/m2） h 采高 r 顶板岩石容重（t/m3），一般可取2.5 t/m3。选取“预计工作面矿压参数参考表”中最大平均支护强度为324kN /m2。大于经验公式中计算支护强度235.44 kN /m2，因此，能够满足要求。工作面条件与支架适应条件对照表工作面条件支架适应条件采高1.2m0.71.4m倾角1120煤厚平均1.2 m0.71.4m煤硬度 中底板比压33.96 MPa前端值小于1.1MPa支护强度235.44kN/m2580610kN/m2顶板种类2类2类二、乳化液泵站乳化泵站选用型WRB200/31.5型乳化液泵两台，其中一台备用，选用R200/16A乳化液箱一个。输液管路选用高压胶管，耐压45MPa以上。 1、 乳化液泵 型 号： WRB-200/31.5, 2台制造厂家： 无锡采煤机械厂 公称压力： 31.5 MPa(可调) 公称流量： 200 L/min电机功率： 125 kW 电 压： 660 V空体重量： 2600kg外形尺寸: 23009801040 mm 2、乳化液箱型 号： 1个制造厂家： 无锡采煤机械厂 公称容积： 1600L 乳化油储存室容积：25L外形尺寸: 26529021356mm三、泵站的位置 移动泵站安设在工作面上出口距离采煤面50m100m的位置。 四、泵站使用规定要保证泵站的压力大于30MPa以上，乳化液浓度在3%5%之间。要加强泵的维修和保养，杜绝系统的窜漏液。第二节 工作面的顶板管理根据同煤层工作面矿压观测资料，其老顶来压明显，直接顶为二类二级顶板，预计351综采工作面顶板来压时，最大支护强度324 kN/m2。本工作面安装时配置56架ZY2400/07/14型掩护式液压支架，对工作面顶板实行全支护法管理。（随工作面外推，根据工作面刮板运输机与转载机的合理搭接间隙及工作面面长合理调整支架数量）一、正常工作时顶板支护方式 1、采用及时拉架的方式对顶板进行支护 在采煤机割煤后，先移支架，再移运输机，即割煤移架推溜；正常移架滞后采煤机后滚筒4.5m (3架)7.5 m (5架)，不得超过9m (6架)。移架时两人配合作业，一人拉架，一人监护，一次只能移一个支架。推移循环溜子时必须将面前清理干净并将底板顺平，如果出现推移困难，应立即停止供液，查明原因采取措施处理完毕后，方可推移。移溜时操作人员不准站在两支架中间和支架连杆上，也不准将身体探入电缆架上方，以防支架挤伤和电缆架鼓起伤人。顶板破碎处可紧跟采煤机前滚筒停机移架或拉超前架及时支护顶板，移架步距为0.63m。 2、移架质量要求 采用邻架操作方式（第一架设操作台在上出口操作），第一架操作第二架，第二架操作第三架，由上而下依次类推。移架要做到少降快拉，防止出现漏顶现象；移架后，必须保证支架齐直，其偏差不大于50mm；保证支架垂直于运输机，其夹角控制在5；保证支架垂直于顶底板，其歪斜误差控制在5，支架中心距控制在1500100mm以内；支架端面距最大值340mm，前梁要接顶严密；支架顶梁要与顶板平行，其最大仰角7；相邻支架不得出现错差，若出现错差，其高度不得超过侧护板高度的2/3。支架不挤、不咬，架间空隙不超过规定（小于200mm）。工作面支架初撑力不少于24.0MPa。3、机组割煤、移架移溜时面前不准有人。如有特殊情况需要到面前工作时，必须停机、停溜、停电上锁，并在支架或贴帮支柱掩护下工作。二、与其它工序平行作业的安全距离 “移架”工序距采煤机后滚筒4.5 m (3架)7.5 m (5架)。 推溜滞后采煤机后滚筒12 m (8架)15m(10架)。 三 、特殊时期的顶板管理1、工作面初次来压、周期来压时顶板管理工作面初次来压前，要派专人掌握可靠的矿压显现数据，制定专项初次放顶措施并成立初次放顶安全管理小组。、要切实加强综采工作面顶板来压的观测预报工作综采工作面顶板来压的观测预报依据根据同煤层工作面矿压观测数据，确定该面老顶初次来压步距30m；周期来压步距12m。在生产过程中要加强矿山压力观测，为今后的安全生产提供可靠的依据。A、对于上下两出口的超前支护，工作面要配备增压式单体液压支柱测力计2台，其中一台备用。B、对于面上液压支架，必须按一架一表的标准配齐压力表。现场观测和预报区队要派专人负责24小时监测。要求两出口超前支护单体液压支柱的初撑力不小于11.5MPa，液压支架立柱的初撑力不小于24MPa，并对支架和支柱及时进行二次注液，由跟班安监员对工作面支架载荷进行巡回监测。每推进一排，对各组支架初撑力和支架工作阻力各进行观察记录一次，观察记录时间为支架初撑后及卸载移架前。特别是初次来压、周期来压和过断层期间，发现异常情况及时汇报调度室，由安全生产技术部门进行分析，采取相应措施。、加强支护材料的准备DZ1.2或1.4型单体液压支柱各60棵。小头直径不小于160mm，长度为12001800mm的圆木柱40棵。20mm20mm（12001500mm）的方木或规格相差不多的枕木40块，并备足一定数量的木楔和柱帽。将以上加强支护材料垛放在上出口较宽的地段或专用材料硐室，以备应急时用。工作面初次来压时，工作面液压支架必须全部达到初撑力（坚持二次注液制度），保证支护状态完好。及时拉超前架，缩小架前空顶距和顶板悬露时间，应坚持“少降快移”及时支护。两端头的支架支撑平稳有力，歪咬架应立即调正。加强两出口的超前支护工作，出口内超前支护所有单体支柱必须支到实底，要迎山有力并达到初撑力要求。来压期间，工作面要组织快速推进，加快推进速度。2、工作面过断层或顶板破碎时顶板管理工作面过断层或顶板破碎时要及时拉架，要做到“少降快移”，若顶板不平，要用木料填平，支架初撑力要达到要求。断层落差较大时，支架要打好趄柱，爬台处要适当顺坡，并根据现场情况另行编制措施。采煤机至此要放慢牵引速度。如果已发生冒顶，要根据现场情况停止割煤，立即采取措施，在冒顶区内严禁出现咬架现象，并尽量减少空顶时间。工作面所有人员要随时观察工作地点的顶板、支架、煤壁片帮情况，如发现支架活柱下缩较快、安全阀漏液严重或其它异常情况时，要在支架下及时支设木柱或单柱，加强控制顶板。跟班队长、班长、安监员要盯在现场，采取措施进行处理。3、处理冒顶措施工作人员要首先将冒顶周围的支架加固好，控制其范围不再扩展，处理前，必须备齐备足所需物料，人员操作要精力集中。处理冒顶时要由外向里逐架进行，由工作面（上）下头开始，采用假顶的方法进行处理，先在支架顶梁上使用两条工字钢，一端担在顶梁上，另一端抗在垠子口，并支设好支柱，然后用木板或大料足顶，顶板控制安全后，随移架推溜，逐步将顶板棚住。处理冒顶应分组处理，三人一组，两人配合作业，一人观察顶板，并有专人先维护好后退路，确保后退路畅通，方可处理冒顶。遇顶板冒实，要先通风后处理，并有专职安监员、瓦斯检查员现场监护。冒顶处理完生产时，人员必须熟悉冒顶范围、高度、接顶等情况，及时移架，保证支架初撑力要达到要求。4、当工作面局部煤层厚度超过支架最大支撑高度时，要在支架上方用方木或半圆木打木垛控制顶板，使其接顶严密，保证支架初撑力达到24Mpa。 第三节 顺槽及端头的顶板管理一、工作面出口、皮带道超前支护的顶板管理1、工作面超前支护根据国家安全生产监督管理总局第29号令规定要求，以我公司三煤层矿压观测资料为依据，三煤层采煤工作面上下出口煤壁以外矿山压力13m范围内有影响，10m以内影响明显，5m以内影响显著，超前压力影响范围均在20m以内，因此确定三煤层安全出口超前支护距离为20m。挂三路HDJB-900型铰接顶梁，支三排DZ（2.22.5）/100型单体支柱进行支护，超前支护距两帮距离不得大于 0.5m。超前支护以外的巷道出现断腿、裂腿、蹬腿、片帮、滚顶等现象的地段应及时进行支护。(附图7：工作面及上出口、皮带道支护平面示意图)附：单体液压支柱技术参数 DZ2.2/100型单体液压支柱 初 撑 力 11.5 MPa 最大工作阻力 250 kN 最大支撑高度 2240 mm最小支撑高度 1440 mm单 柱 总 重 55Kg DZ2.5/100型单体液压支柱 初 撑 力 11.5 MPa 最大工作阻力 250 kN 最大支撑高度 2500 mm最小支撑高度 1700 mm单 柱 总 重 68Kg2、支护质量要求 支柱要支设齐直，并用2钢丝绳或新型防倒装置连好，以防倒柱伤人。 两出口内超前支护顶梁要保持平直，顶梁必须铰接使用，不得出现连续不铰接顶梁。 超前支护范围内严禁使用损坏的铰接顶梁和失效、漏液、自动卸载、柱体弯曲的单柱。 单体支柱应支在顶梁前七后三位置，并支于实底，底板松软时必须穿铁鞋，支柱要迎山有力，支柱顶梁上方必须压肩，足顶背实。若顶板破碎压力大时可托住原棚顶（此时单体支柱可支设在棚顶下方铰接顶梁位置），随面回撤可将原棚顶撤出，不得丢失。单体支柱初撑力不小于11.5MPa，不得出现空载支柱。支柱的注液口应方向一致，朝向采空区，手把体朝向面推进方向。 两出口超前支护高度不得低于1.8m,人行道宽度不得小于0.8m，所支单体支柱行程不得小于200mm。如果巷道压力大时，要在超前支护以外，提前10架棚子在上下两帮各支设一排顺槽棚或点柱托住原支架，加强支护。随工作面推进，出口、皮带道要及时回撤，回撤位置与工作面密集齐，并加好横头密集。当后部悬顶超过5m不垮落时，必须在密集支柱上支设趄棚，棚梁采用直径不低于160mm的圆木，长2m，一梁三柱，抗在密集上端，打紧支牢。二、端头顶板管理采煤机在两端头斜切进刀时，靠近工作面上下端头三排超前支护顶梁必须使用水平销，且每排超前支护不少于5路顶梁，并挂牢防飞链，水平销循环使用。由于SGZ-630/132型刮板输送机机头电机与工作面平行布置，因此，工作面上头两组支架始终拖后一排，以保证行人空间。上头两组支架顶梁前支设一排单体液压戴帽点柱控制顶板，柱距0.8m，支柱距上出口第一排超前支护距离不大于0.7m,距工作面上头第三组支架距离不大于0.6m。工作面上出口、皮带道在掘进期间一般沿煤层顶板起底掘进，在回采时，工作面上下两头当遇躲避所、车场、或工作面变短时，支架下方必须用两面见锯料足底，以防支架倾斜、下沉。两端头进刀侧，采煤机回头前，由两巷维护工提前5m回撤靠近工作面两帮的锚杆托盘进行回撤，并分类码放在指定地点。回撤时要两人作业，一人观察顶帮，一人操作，并严格执行“敲帮问顶”制度。机头、机尾无法支柱的超前顶梁必须提前插好水平销，用锤砸紧并挂牢防飞链，以增加铰接顶梁的支护效果，减小端头顶板下沉。上出口、皮带道隅角应支设切顶密集各一排，密集支柱与支架掩护梁齐直，正常情况下拖后不得超过1.0m，密集支柱间距不大于400mm。 回撤上出口、皮带道密集支柱或抬棚时，严格执行“先支后回”制度和“三角回柱法”。回撤时要使用卸载把手，作业人员要站在支架完整，支护条件可靠的安全地点操作。工作面超前支护顶梁没有条件支柱时，必须使好扁销，挂好防飞链，使顶梁成一整体，足顶有力。两端头的支架前梁支撑平稳有力，歪、咬架应立即处理。拉两端头的支架时应坚持少降快移的原则，减少空顶时间。机组割至上下两头后，及时移架护顶，停止溜子运转，人员进入面前清理三角煤，三角煤清不到实底，严禁移溜。人员进入面前捲煤时，必须支设贴帮支柱，贴帮支柱每节溜子支设一棵。三、工作面安全出口的管理超前支护以外巷道，发现断腿、劈腿、滚顶等，要及时进行更换、整改，处理后的巷道净高度不低于2.0m。四、支护材料的使用和存放数量名 称使用地点规格型号使用量备用量液压支架工作面ZY2400/07/1456架6架单体支柱上出口、皮带道DZ2.2DZ2.5 100棵100棵 20棵20棵铰接顶梁上出口皮带道HDJB-900HDJB-900100条100条20条20条水平销上出口皮带道15个15个5个5个铁鞋上出口、皮带道300mm200只20只各种备用材料要分类挂牌码放整齐，存放在距工作面煤壁50m100m范围内的料场内，不得影响行人、通风和运输。第四节 矿压观测 一、矿压观测的内容由于3煤层353工作面有矿压观测数据资料，所以对351综采工作面主要进行工作面综采支架及上出口、皮带道支柱初撑力、支柱正常工作阻力进行动态观测研究。二、观测方法 1、 工作面矿压观测工作面液压支架，必须按一架一表的标准配齐压力表，随时观察工作面支架初撑力和工作阻力，掌握顶板压力情况和支护质量，发现支架初撑力不足或支架质量有问题时立即督促施工人员处理。由跟班安监员对工作面支架载荷进行巡回监测。每推进一排，对各组支架初撑力和支架工作阻力各进行观察记录一次，观察记录时间为支架初撑后及卸载移架前。2、上出口、皮带道矿压观测每班对上出口、皮带道超前支护范围内的单体支柱进行初撑力和工作阻力监测，发现初撑力不足立即督促采煤队进行注液，发现顶板压力大时，督促采煤队加强支护措施。3、旬查法：每旬由矿和井至少各组织一次工作面和顺槽支护质量检查和工程质量验收，对查出的问题进行整改和落实。三、观测时间要求：工作面整个生产期间。 第四章 生产系统第一节 运输系统一、运输设备及运输方式1、运煤设备及装、转载方式采煤机滚筒截割装煤和工作面刮板运输机前移配合装煤。工作面刮板运输机将煤运到下出口刮板运输机，再由刮板运输机与皮带运输机搭接将煤运出。2、辅助运输设备及运输方式 351综采工作面运料设备采用一部JD40型绞车联合运输。二、运煤路线 运煤路线：351综采工作面351皮带道350皮带上山七反三强力皮带790高强皮带-550煤仓-350高强皮带延深主巷主斜井地面。 三、辅助运输路线 （运料） 351综采工作面所需的物料：地面提矸副井0电车路延深副巷平推三层石门三水平轨道下山790平推石门790轨道下山七反三轨道上山350轨道上山351出口351综采工作面用料点。附图10：351综采工作面排水系统、运输系统及设备配备图第二节 通防与监控系统一、通风系统 （附图3：351综采工作面通风系统图）（一）工作面需要风量的计算：351综采工作面实际需要风量，应按工作面气象条件、瓦斯（二氧化碳）涌出量、人员和爆破后的有害气体产生量等规定分别进行计算，然后取其中最大值。（1）按气象条件计算Qcf=6070%VcfScfKchKcl =6070%1.54.1461.01.0=261.2（m3/min） 式中：Qcf采煤工作面实际需要风量，m3/min；Vcf采煤工作面的风速，参照淄川区矿井需要风量计算办法，按采煤工作面进风流的温度从表1中选取，m/s；实取Vcf =1.5m/sScf采煤工作面的平均有效断面积，按最大和最小控顶有效断面的平均值计算4.146m2（最大控顶距3.77m，最小控顶距3.14m，采高1.2m，S采=（3.77+3.14）21.2=4.146m2）。Kch采煤工作面采高调整系数；一般采高小于2 m，取Kch=1.0；采高在22.5 m，取Kch=1.1；实取Kch=1.0Kcl采煤工作面长度调整系数，参照淄川区矿井需要风量计算办法表2；实取Kcl=1.070%有效通风断面系数；60为单位换算产生的系数。（2）按照瓦斯涌出量计算Qcf=100qcgKcg=1000.801.6=128（m3/min） 式中:Qcf采煤工作面实际需要风量，m3/min； qcg采煤工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量0.80m3/min（取值于2009年度358工作面瓦斯鉴定值)。Kcg采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，正常生产时连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量和月平均日绝对瓦斯涌出量的比值；通常机采工作面可取Kcg1.21.6；炮采工作面可取Kcg1.42.0；实取Kcg1.6 100按采煤工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1的换算系数。（3）按照二氧化碳涌出量计算Qcf=67qccKcc =670.211.6=23（m3/min） 式中:Qcf采煤工作面实际需要风量，m3/min；qcc采煤工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量0.21m3/min(取值于2009年度358工作面瓦斯鉴定值)Kcc采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，正常生产时连续观测1个月，日最大绝对二氧化碳涌出量和月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值；通常机采工作面可取Kcc1.21.6；炮采工作面可取Kcc1.42.0；实取Kcg1.667按采煤工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5的换算系数。（4）按工作人员数量验算Qcf4Ncf =426=104（ m3/min）式中：Qcf采煤工作面实际需要风量，m3/min；Ncf采煤工作面同时工作的最多人数，26人；4 每人需风量，m3/min。（5）按风速进行验算1、验算最小风量Qcf600.25Scb Scb=Icbhcf70% Qcf600.25Scb =600.25（Icbhcf70%）=600.25（3.771.270%）=48（m3/min） 2、验算最大风量Qcf604.0Scs Scs=Icshcf70%Qcf604.0Scs =604.0（Icshcf70%） =604.0（3.141.270%） =634（m3/min） 3、综采工作面，在采取采煤机喷雾降尘措施后，验算最大风量 Qcf605.0Scs = 605.0（Icshcf70%） = 605.0（3.141.270%） =792（m3/min）式中：Qcf采煤工作面实际需要风量，m3/min；Scb采煤工作面最大控顶有效断面积，3.77m2（最大控顶距3.77 m，采高1.2m，Scb =3.771.2=4.524m2）Icb采煤工作面最大控顶距，3.77m；hcf采煤工作面实际采高，1.2m；Scs采煤工作面最小控顶有效断面积，3.14m2（最小控顶距3.14m，采高1.2m，Scs =3.141.2=3.768m2）Ics采煤工作面最小控顶距，3.421m；0.25采煤工作面允许的最小风速，m/s；70%有效通风断面系数；4.0采煤工作面允许的最大风速，m/s；结论：由以上计算可知351综采工作面的需要风量为：262m3/min，经验算风速符合煤矿安全规程的要求。（二）通风路线：（1） 新鲜风流由790平推石门790轨道下山350七反三轨道350轨道上山351出口351综采工作面乏风流经351皮带道350皮带道350七反三皮带道350总回790风道下山790总回三水平风道下山（-550东风道）（2）反风时： 新鲜风流由三水平风道下山（-550东风道）790总回790风道下山350总回350七反三皮带道350皮带道351面皮带道351综采工作面乏风流经351出口350轨道上山350七反三轨道790轨道下山790平推石门二、防尘系统（附图4：工作面防尘系统图） 防尘供水管路计算：1、采煤工作面用水量计算： 本采煤工作面防尘用水量包括采煤机械设备用水、内外喷雾、转载点喷雾、净化水幕用水、冲洗积尘、单体液压支柱乳化液、液压支架喷雾等。1采煤机内外喷雾用水量：Qc1Gq1350.0 31.05m3/h式中：G 每小时产煤量， 取G=35t/hq1吨煤喷雾水量，取q10.03 m3/t2 运输顺槽转载点喷雾用水量：Qc22nc2Qcz240.21.6m3/h式中：nc2转载点个数，4个Qcz个喷嘴的喷雾流量，取Qcz0.2 m3/h， 2每道转载水幕2个喷嘴3进、 回风顺槽风流净化水幕用水量：Qc32nc3Qcm230.10.6m3/h式中：nc3处水幕的喷嘴个数，3个Qcm个喷嘴的喷雾流量， 取Qcm0.1 m3/h2进风顺槽和回风顺槽各一道水幕，合计2道。4 回风与运输顺槽冲洗沉积煤尘用水量：取Qc42 m3/h5 单体液压支柱乳化液用水量：取Qc51m3/h6 液压支架降、移架喷雾水量：取Qc62 m3/h 因此，351综采工作面的用水量为：QcQc1+Qc2+ Qc3+ Qc4 +Qc5+ Qc6=1.05+1.6+0.6+2+1+2=8.25m3/h=0.0023m3/s2、管径的计算：Q=D2V/4D=(4 Qc/V)1/2=40.0023/(3.141.5)1/2=0.045m =45(mm)式中：Q计算流量 m3/ s D管路直径