煤矿33101综采工作面回采作业规程.doc

此文档收集于网络，如有侵权，请联系网站删除目 录第一章 工作面概况3第一节 工作面位置及井上下关系3第二节 煤层赋存特性4第三节 地质构造6第四节 水文地质情况7第五节 储量、生产能力及服务年限7第二章 工作面巷道布置及采煤方法8第一节 巷道布置情况8第二节 采煤方法及回采工艺9第三章 顶板管理18第一节 顶板支护设计18第二节 上下端头及安全出口管理19第三节 工作面顶板管理21第四章 生产系统23第一节 运输系统23第二节 通风系统24第三节 供电系统27第四节 排水系统37第五节 照明、通讯、监测监控及人员定位系统38第六节 防灭火系统40第七节 综合防尘系统45第五章 劳动组织及工作面主要经济技术指标46第一节 劳动组织46第二节 工作面主要经济技术指标47第六章 工作面管理及煤质管理48第一节 工作面管理48第二节 “一通三防”有关标准49第三节 机电设备管理50第四节 煤质现场管理52第七章 工作面灾害防治及避灾路线53第一节 工作面灾害防治53第二节 避灾路线56第八章 工作面安全技术措施57第一节 特殊条件下作业安全技术措施57第二节 各岗位人员安全操作注意事项98第九章 其 它111第一章 工作面概况第一节 工作面位置及井上下关系一、工作面名称本工作面名称为33101综采工作面，属于是一水平三盘区3-1煤层采区布置的第一个综采工作面。二、工作面位置工作面位置为：33101工作面位于井田的三盘区北部，工作面东部距3-1煤层露头230m；西部为三盘区3-1煤回风大巷；南部为未开拓33102工作面；北部为F3断层。地面为典型的侵蚀性丘陵地貌，标高1360.5m，最低点位于工作面东南部，标高为1286m,相对最大高差140.5m。该工作面煤层距地面垂深为2080m，东部距地表较浅。地面相对位置及临近采区开采情况水平一水平工程名称33101综采工作面地面标高/m+1360.5+1286m井下标高/m+1246.5+1256m地面相对位置建筑物、小井及其他33101综采工作面位于井田三盘区北部，该工作面位于井田南部，距副井口1800m，地表大部为荒山荒坡。工作面对地面设施的影响工作面地表大部为荒山荒坡，回采形成塌陷区对地表植被造成一定影响。井下相对位置及邻近采掘情况工作面东部距3-1煤层露头230m；西部为三盘区3-1煤回风大巷；南部为未开拓33102工作面。回采对地表影响：地表大部为荒山荒坡，回采过后形成塌陷区对地表植被造成一定的影响。第二节 煤层赋存特性1、 煤层赋存条件及围岩特性1、 煤层：根据山2、山4、S14、S15、及最近补充的补5钻孔资料显示：3-1煤与下部3-2煤层层间距在19.421.35m。工作面煤层构造形态一致，总体为一向北西倾斜的单斜构造，倾角13。根据S14、S15、山2、补5钻孔资料显示该工作面煤层东部无夹矸；但S5钻孔显示该工作面西部有一层夹矸，夹矸厚度50。工作面煤层厚度在1.852.03m，平均厚度1.95m。2、 顶底板：该工作面直接顶为砂质泥岩，厚度在2.25-34m之间，该岩层特性：黑灰色，砂泥质结构，以泥质为主，砂质次之，水平层理，呈层状，致密、半坚硬。该工作面直接底为砂质泥岩、泥岩，主要以砂质泥岩为主，砂质泥岩厚度为6.49-19.5m之间，特性与顶板砂质泥岩相同。泥岩厚度为2.15m主要分布在S14钻孔地区，特性：灰黑色，块状，松软，泥质结构，断口平坦，含植物化石，炭屑，含粘土质，层理发育。由于受到工作面北部F3断层以及F3断层次生断层的影响，33101辅运顺槽945米至1045米处断面及顶板出现黄泥岩等不稳定岩石。3、 煤层顶底板情况具体见表。 煤 层 顶 底 板 情 况 底顶板板顶底板名称岩石类别硬度厚度/m岩性特征老顶细砂岩61-13.54灰白色，细粒砂状结构，以石英、长石为主，含少量云母，碎屑，均匀层理，泥质填隙，分选差，磨圆一般，半坚硬。直接顶砂质泥岩42.25-34黑灰色，砂泥质结构，以泥质为主，砂质次之，水平层理，呈层状，致密、半坚硬。伪顶无底底板直接底砂质泥岩400mm，岩粉填加量7585。煤尘具有爆炸性。根据井田内煤芯煤样测定成果整理，煤的吸氧量在0.530.78cm3/g之间，煤为自燃容易自燃煤。另据内蒙古煤矿设计院对部分电厂用煤资料调查，东胜煤田煤自然发火期为4060天，堆积高度、堆积方式均是煤堆自燃的影响因素。据详查区内钻孔简易地温测量结果，区内地温变化无异常，属正常地温区，矿井建设无地温危害。33101工作面位于井田的三盘区北部，工作面东部距3-1煤层露头230m；西部为三盘区3-1煤回风大巷；南部为未开拓33102工作面。根据3-1煤层13106、13107、13108实际开采情况本工作面埋藏较浅无冲击地压现象。瓦 斯瓦斯矿井，瓦斯绝对涌出量为1.96m/min，相对涌出量为0.70m/t，无瓦斯突出。煤 尘煤火焰长度为350mm400mm，岩粉填加量7585。煤尘具有爆炸性煤层自燃自燃容易自燃煤二氧化碳绝对涌出量约2.61m/min地温危害无冲击地压危害无三、注意事项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；3-1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，故超前单体支护可通过垫木鞋、铁鞋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的11.5MPa。第三节 地质构造该工作面地质构造简单，总体为一向北西倾斜的单斜构造，呈宽缓波状起伏，倾角13。工作面范围内煤层近水平搌布。工作面以北发育F3断层。断层西部落差大，向东落差逐渐减小。走向北西南东，倾向北东，倾角75，断距从西到东逐渐变小：西部为85m，东部为68m。该断层从东到西纵贯全矿区。第四节 水文地质情况工作面水文地质条件与整个矿井一致，但地表沟谷发育，雨季可能有积水，通过钻孔柱状图、附近巷道，补充勘探报告收集情况。施工区域段为延安组第二岩段（J1-2y2）上部、基岩裂隙潜水承压水含水岩组。该岩性组合为灰深灰色砂质泥岩、粉砂岩及煤层，夹灰色、灰白色中细粒砂岩。含水层岩性主要为煤层及中细粒砂岩。该含水岩组水位埋深67.54106.19m，水位标高1200.511295m，水温813，单位涌水量q=0.0004310.00241l/s.，渗m透系数k=0.005410.00715m/d，水化学类型为HCO3K+NaCa型及HCO3ClK+Na型水，矿化度0.2030.666g/L，PH=7.67.7。含孔隙、裂隙潜水，局部为承压水，含水性普遍较弱，是矿井直接充水含水层。该区域内地下水的补给来源主要为大气降水，由于区内地表水体不发育，地下水的迳流条件较差，大气降水成为该区域地下水的主要补给来源。第四系潜水直接接受大气降水及地表水的渗入补给，其承压水在深部则以接受侧向迳流补给为主。第四系潜水的迳流受区域地形控制，分别向南北两个方向迳流进而排泄出区外；该区的蒸发量一般为2108.2mm，因此，强烈的蒸发亦是第四系潜水排泄的重要途径。基岩裂隙水迳流受单斜构造控制，基本沿岩层倾向即南西方向迳流，在沟谷深切地段以泉的形式排泄；在地形变化较小的地段则以侧向迳流的方式排泄出区外。根据巷道采掘水文地质情况：预计工作面最大涌水量为0.1m/h，正常涌水量为0.03m/h，根据现有地质情况，该巷道上部无采空区。第五节 储量、生产能力及服务年限33101综采工作面煤层平均厚度为1.95m，容重为1.35t/m，可采长度为830.9m，面长为202.8m，回采率为98%，可采储量为43.47万吨。每刀煤的产量：工作面长L采高H截深b煤容重回采率CQ2202.81.950.61.350.98331.92（t）产量计算日产量：每刀煤产量日推进刀数Qd331.9282655.36(t)月产量：日产量每月生产天数Qm2655.362566384(t)服务年限：工作面服务年限T2=Qy/(日产量生产天数)6.5个月第二章 工作面巷道布置及采煤方法第一节 巷道布置情况一、采煤工作面辅运顺槽1、 该巷道沿煤层顶板掘进，采用锚网索支护。矩形断面，净宽4.2m，净高2.4m，净断面积10.08m。2、 支护：顶部采用182000mm金属螺纹钢锚杆，间排距9001200mm；17.86300mm锚索，居中布置，排距3600mm，两帮未进行支护。3、 辅运顺槽主要用于本工作面回风、运料及行人。4、 辅运顺槽内布置有108mm供水、108mm压风、108mm注浆管路各一趟、安全监测等管线。5、 辅运顺槽底板已全部硬化，厚度为200mm.水沟为宽300mm厚200mm。二、采煤工作面主运顺槽1、 该巷道沿煤层顶板掘进，采用锚网索支护。矩形断面，净宽4.6m，净高2.4m，净断面积11.04m。2、 支护：顶部采用182000mm金属螺纹钢锚杆，间排距10001200mm，17.86300mm锚索，居中布置，排距3600mm，两帮未进行支护。3、 该顺槽主要用于本工作面进风、运煤及行人。4、 主运顺槽内布置有108mm供水、108mm压风、108mm排水管路各一趟。三、采煤面切眼切眼位于辅运顺槽巷道掘进里程883.1m处，切眼煤壁长度202.8m。该巷道沿煤层顶板掘进，采用锚网索支护。矩形断面，净宽6.5m，净高2.4m，净断面积15.6。工作面切眼采用锚网索单体联合支护，顶部采用202200mm金属螺纹钢锚杆，间排距10001000mm，17.87300mm锚索，矩形布置，间排距2000mm3000mm。切眼另有DW28型单体进行单排支护，单体间距3000mm，距离切眼煤壁2000mm。四、停采线位置33101工作面停采线预定为距三盘区3-1煤回风大巷与主、辅运顺槽交叉口52.2m处。第二节 采煤方法及回采工艺一、采煤方法根据本矿井地质条件及其现有的技术装备，确定本工作面采煤方法采用伪倾斜长壁后退式综合机械化采煤法。辅运顺槽及工作面采空区采用全部垮落法控制顶板，主运顺槽采用沿空留巷技术控制顶板。二、回采工艺（一）、工作面设备配备本工作面煤层平均厚度为1.95m，且倾角较小，根据设计生产能力及其地质条件，采用综采液压支架支护，双滚筒采煤机落煤、装煤，以及相应配套的刮板运输机、转载机、破碎机、胶带运输机运煤的综采工作面作业系统。附：配套设备主要性能及技术参数：MG300/720-AWD型双滚筒采煤机主要技术特征序号技术指导技术参考序号技术指导技术参考1采煤机型号MG300/720-AWD10供电电压1140v2适应倾角4511机身高度1150mm3适应采高1.5-3.2m12两摇臂回转中心距离7330mm4牵引速度0/8.7/14.5m/min13摇臂长度2221mm5最大牵引力649/389(kN)14摇臂总摆角53.86牵引方式无链电牵引15滚筒直径1400mm7装机功率720kw16截深600mm8截割功率2300kw17滚筒转速42r/min9牵引功率255kw，380v18重量45t掩护式支架主要技术特征序号技术指标技术参数技术参数备注1型号ZY6800/11/23ZYG6800/12.5/262支护初撑力5064（31.5MPa）5064（31.5MPa）3支护工作阻力 6800（42.3MPa）6800（42.3MPa）4支护强度0.82-0.94MPa 0.71-0.89MPa5支护高度1100-2300mm1250-2600mm6中心距1500mm1500mm 7支架宽度1430-1600mm1430-1600mm8操作方式本架操作本架操作9泵站压力31.5MPa31.5MPaSGZ764/630型刮板运输机主要技术特征序号技术指导技术参考序号技术指导技术参考1型号SGZ764/6308减速器59JS-3152长度169.5m-207m9圆环链规格30108mm3输送量1000t/h10刮板间距1080mm4电机型号YBSD-315/160-4/8Y11链条破断负荷1130KN5电机功率2315KW12中部槽1500mm整体铸焊式封底溜槽6电机转速1485r/min-741r/min13水平弯曲17电压1140V14垂直弯曲3SZZ764/160转载机主要技术特征序号技术指标技术参数序号技术指标技术参数1型号SZZ764/1608电压1140/660v2长度40m9传动比1:22.983输送量1000t/h10圆环链规格2692-c4输送机链速1.33m/s11刮板链中心距120mm5电机型号YBSDS-160/80-4/8(抚顺)12爬坡角度106电机功率160KW13破断力850KN7电机转速1480/740r/minPCM-110破碎机主要技术特征序号技术指标技术参数序号技术指标技术参数1型号PCM1106破碎主轴转速370r/min2破碎能力1000t/h7电动机功率110kw3电动机转速1470r/min8最大输入块度700500mm4破碎锤头冲击速度20m/s9外型尺寸354017851711mm 5机器重量14.2tBRW315/31.5*4A型乳化泵主要技术特征序号技术指标技术参数序号技术指标技术参数1进口压力常压4进口压力常压2公称压力31.5MPa5公称压力31.5MPa3公称流量315L/min6公称流量315L/minDSJ100-63-2125型伸缩带式输送机主要技术特征序号技术指标技术参数序号技术指标技术参数1电机功率125kw（125kw2）4带宽1000mm2输送量630t/h5电压1140v3带速2.0m/s采煤机效验（1）采煤机平均割煤速度VQd（Ll）/(603TKLHBC)式中：V采煤机割煤速度，m/min；Qd工作面日产量，考虑夹矸等因素按日产量4000t；L工作面长度，取202.8m；l采煤机开缺口行程，取40m；T每班工作时间，取8h；K工作面开机率，取0.7；H工作面平均采高，取1.95m；B采煤机截深，取0.6m；容重，取1.35t/m；C工作面回采率，取98%。则：V=4000(202.8+40)/(60380.7202.81.950.61.350.98)=3.07m/min（2）采煤机生产能力采煤机正常开机时的理论生产率按下式计算：Q60HBVC601.950.63.071.350.98285.12t/h式中：Q采煤机理论生产率，t/h；H回采工作面平均采高，1.95m；B采煤机滚筒截深，取0.6m；V采煤机平均割煤速度，m/min；容重，取1.35t/m；C工作面回采率，取98%。（3）采煤机最大割煤速度：vmax=kcv式中：vmax采煤机最大割煤速度，m/min；kc采煤机割煤不均衡系数，取1.4。则：vmax=1.43.07=4.3m/min（4）采煤机割煤功率根据采煤机割煤速度，按能耗系数法计算采煤机切割功率N：N60BHVmaxHW/4.3式中：N采煤机切割功率，kW；HW采煤机割煤能耗系数，取3.04.0。则：N600.61.954.3（3.04.0）/3.07295394kW煤矿已有采煤机型号为MG300/720-AWD，截割功率600kW满足要求。（二）、回采工艺1、割煤工序正常割煤工序为采煤机前滚筒（采煤机前进方向为前）割顶煤，后滚筒割底煤。割煤到工作面一端头后升降两侧滚筒，变换割顶底煤方式，进刀割三角煤后正常割煤。采煤机为双向割煤，每割一刀煤，支架、刮板运输机前移一个步距，完成一个循环，往返一次完成两个循环。2、进刀方式采用端头斜切进刀，以采煤机从机头段进刀为例。（1）当采煤机在机头割通后（如图2-2a所示），降低左滚筒，升高右滚筒（即变换割顶底煤方式），将机身下的底煤清扫干净；（2）采煤机进入运输机直线段后，将工作面机头段运输机推直，如图2-2b所示；（3）升高左滚筒，降低右滚筒，向机头方向割三角煤至采通，如图2-2c所示；（4）采煤机降低左滚筒，升高右滚筒，清扫机身下的底煤进入运输机直线段后正常割煤，如图2-2d所示；（5）反刀进行下一个循环，如图2-2e所示。 2-2a 2-2b 2-2c 2-2d 2-2e在工作面溜子出现窜动，需调整工作面时，可改变进刀的方向。3、移架工序移架方式为依次顺序移架，通过收缩支架与工作面溜槽连接的推移油缸使支架前移。在割煤时滞后采煤机后滚筒距离3-5架，追机移架及时支护顶板，当顶板破碎时，追机带压擦顶移架，必要时停机移架。4、推移运输机工序当工作面支架移设一个循环步距，煤机割完底煤后开始推溜，通过伸出溜槽与工作面支架连接的推移油缸使溜子前移。必须保证距离采煤机后滚筒不少于10架。（三）、回采工艺说明及要求1、对采煤机割煤的要求（1）根据煤层的赋存情况调整，严格控制采高，确保煤质符合要求。（2）工作面保证做到三直、两平、两畅通。顶底板要割平，不能留有台阶，底板沿底割煤，不能出现飘底、挖底、局部起伏过大现象。（3）工作面顶、底板与两顺槽顶、底板要平缓过渡。（4）端头三角煤必须保证割透。（5）采煤机割煤时必须克服底板局部起伏，保证溜槽的上下垂直弯曲度不超过刮板运输机的技术要求3。（6）当工作面出现底板起伏时，采煤机割煤时每刀最大卧底或提底量不得超过100mm，而且要提或卧一刀，平推一刀，不允许一直提底或卧底；坡度保持和两顺槽坡度相一致。（7）合理控制采煤机速度，保持煤量均匀，不得将煤溢出溜槽外。2、对推移运输机的要求（1）推移刮板运输机时必须保持推移后成一条直线。（2）刮板运输机推移到位，机头、机尾推进度应保持一致，保证循环进度。（3）推移工作面刮板运输机时，必须距采煤机后滚筒不少于10架进行，不得出现急弯、死弯现象，除弯曲段外其余部分不准出现弯曲。3、对移架的要求（1）快：移架及时、迅速，做到少降、快拉。（2）正：支架定向前移，不左右歪斜，不前倾后仰。（3）够：每次移架要到位，支架移过后要成一直线。（4）匀：支架中心距要保持均匀。（5）平：要使顶梁和底座平整的和顶底板接触，确保受力均匀。（6）紧：使顶梁紧贴顶板。（7）严：架间空隙要挡严，侧护板要保持正常工作状态。（8）净：将底板上的浮煤、浮矸清理干净，保证支架顺利前移。（9）架前出现浮矸，立即采用抬底拉架，严禁浮煤产生堆积。（10）端头支架提前拉出，采用带压擦顶移架，严禁同时动作两台端头支架。（四）、正规循环说明采用正规循环作业方式：即割煤、移架、推溜的全过程。采煤机两端头斜切进刀，双向割煤的循环方式，往返一次，完成两个循环。根据本采煤机设计性能以及煤层厚度，在回采过程中采煤机为一次采全高运行，每班利用30min时间进行交接班和生产前准备工作，每个生产班按4个循环，日进8刀，循环进度为0.6m。（五）、正规循环作业图表附：33101工作面正规循环作业图表第三章 顶板管理第一节 顶板支护设计一、顶板支护设计支护强度的计算 工作面液压支架的阻力采用估算法来计算估算法首先考虑支撑冒落带岩层的重量：P9.8srhcos式中：p支架承受的荷载 KNS支架支护的顶板面积，。为5.985r顶板岩石密度，Kg/m。为2200Kg/mh冒落带岩石的高度（直接顶厚度）， mh等于m/(k-1)m采高，为2mk岩石碎脆系数，取1.25-1.5煤层倾角，为3上式可写成P（4-8）9.8srmcos即：P89.8srmcos计算中再考虑支架受力不均衡的安全系数1.2-2，则P（5-16）9.8srmcos则： P（5-16）9.85.9852200cos312904129（KN）设计选用ZY6800/11/23支撑掩护式液压支架，其工作阻力6800KN满足要求。全工作面支架工作阻力总和为：6800138938400KN工作面每平方米顶板压力Pnm/kp-1r1.22/（1.5-1）2.210KN/n增载系数 取1.2 m采高 取2.0mkp-碎脆系数 取1.5 r岩石容重 取2.2t/m则 p1.22/（1.5-1）2.210105.6KN/工作面整体压力计算：1、在最小控顶距状态，工作面的顶板压力：PminTLminp202.83.99105.685448.6KN2、在最大控顶距状态下，工作面的顶板压力PmaxTLmaxp202.84.59105.698297.9KN其中 T-工作面长度 Lmax-最大控顶距Lmin-最小控顶距所以：全工作面支架总阻力938400KN工作面最大压力98297.9KN，说明支架满足需要。3、支护设备选择(1)33101工作面选用ZY6800/11/23液压支架130架，上端头选用ZYG6800/12.5/26型过渡支架4架，工作面下端头选用ZYG6800/12.5/26型、110M-ES6800/14/28型沿空留巷端头支架各2台，工作面共安装液压支架138架，编号依次为001138号支架，另外，主运顺槽内安装110M-CR5000/14/26型切顶支架4台。(2)通过对比、验算，证明所选用支架符合支护强度要求。第二节 上下端头及安全出口管理一、安全出口管理根据工作面顶底板岩性、煤厚等条件，以往回采过程的工作面经验来看，工作面上下两端头矿压显现不明显，选用ZYG6800/12.5/26（110M-ES6800/14/28下端头两台）型支架支护工作面上下端头，完全满足要求。两顺槽必须视空顶情况补打单体支柱加强支护，并保证安全出口处700mm的行人宽度，按照超前支护柱距往外补打单体支柱，与支架一块前移。由跟班队长或班长检查上下安全出口宽度情况，适时调整工作面运输机窜动。二、工作面超前支护本工作面顺槽均为矩形断面，采用锚网锚索支护，顶板完整性较好，故超前支护用单体配合铰接顶梁的支护方式。1、 超前支护支柱采用DW-28型单体支柱，顺槽巷道高低如有变化，则更换合适的单体支柱进行支护。2、 单体超前支护下端必须支在巷道的底板上，严禁架设在浮煤上。3、 超前支护必须使用合格的支护材料，严禁使用漏液、变形等损坏的单体支柱。4、 单体支柱必须穿鞋；超前支柱初撑力：初撑力不小于90KN（11.5Mpa）。5、 超前支护距离：主运顺槽、回风顺槽各打双排20m支护顶板。主运顺槽超前支护两排分别打在转载机两侧；回风顺槽超前支护两排分别打设在距巷道中心线1m位置。6、 超前支护必须保证至少3人作业；其中2人操作，1人负责安全监护（包含单轨吊的拆卸时）。7、 单体支柱要打成一条直线，打正，三用阀注液口面向采空区方向。8、 超前支护支柱必须采取防倒措施，相邻支柱用专用防倒带相连，防倒带的两端钩子钩在单体上部提手处，单体须用专用防倒绳与巷道顶板网片相连。9、 在采煤机割到端头往回返到工作面中部时开始回柱。工作面端头要做到先回柱后拉架。当安全出口宽度大于1.0m时，最后一棵单体支柱到端头支架柱脚的距离不大于1.0m；当安全出口宽度小于1.0m时，最后一棵单体到机头、机尾的距离不大于1.0m,若顶板完整距离可放到1.5m。10、 当移动端头支架、运输机机头、机尾或其他设备，需要拆除附近支柱时，必须先架好替代支柱（改柱）后方可移动。11、 回柱时必须先检查顶帮情况，确认安全后方可进行回柱工作。回柱时监护人必须时刻观察顶帮情况，有异常时立即通知回柱工及时撤离；如顶板破碎无法保证回柱人员安全，应采用钢丝绳拉倒单体再拽出危险区域的措施进行回收单体，严禁超前回柱。12、 回柱前要先敲帮问顶，在顶板完整无离层确认安全情况下进行回柱。如果顶板离层则须打替换木支柱后再进行回柱。13、 要时常检查单体的完好状况，对不完好的及时更换。回收的坏支柱不允许靠帮立放，应集中平放在超前50m外的巷道上帮侧并及时升井。14、 所有人员必须在有支护的顶板下行走。15、 由于工作面主运顺槽实施沿空留巷作业，主运顺槽1#端头支架距主运顺槽下帮预留700mm行人通道供留巷作业行人、运料。主运顺槽留巷作业后在距主运顺槽恒阻锚索右侧100mm支设双排单体（顺槽走向方向），靠近采空区侧支设DW28单体，单体间距600mm，单体穿鞋戴帽、迎山有力并支设在实底上；靠近恒阻锚索采用倾向棚进行支设，倾向棚距采空区侧单体200mm，棚梁采用11#矿用工字钢，棚梁长度3.3m/根，棚腿采用DW28单体进行支设，形成“一梁三柱”，棚腿间距1m。16、 工作面辅运顺槽上隅角沿工作面支架切顶线支设一排（138#支架距上帮间距大于1.2m时增加切顶排长度）切顶单体，采用铰接顶梁、短花边梁配合单体进行支设，形成“一梁三柱”并配有2根防倒单体进行支设，单体必须达到足够的初撑力，达到切顶效果。第三节 工作面顶板管理本工作面顶板管理方式采取全部垮落法,主运顺槽采用沿空留巷技术控制顶板。根据相邻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。工作面安装液压支架138台，其中，中间支架（型号：ZY6800/11/23）130台，端头支架（型号：ZYG6800/12.5/26）6台，端头支架（型号：110M-ES6800/14/28）2台。一、 工作面初采初放顶板管理（一）矿压观测在工作面从切眼开始到初次来压结束，通过矿压观测，分析掌握工作面初次来压期间的矿压及顶板岩层变化规律，并根据回采获取的资料来合理指导生产，保证工作面初次来压的顺利通过。（二）工作面矿压观测区的设置工作面所有支架支柱压力表上均可显示工作面支架阻力。在初采初放期间，每班至少记录2次，时间必须包含有交接班时、生产过程中、来压显现（安全阀卸载）时，同时要记录本班的来压次数、步距（第几刀、两端头进尺）。二、工作面正常回采期间的矿压观测（一）矿压观测内容工作面矿压观测内容主要有：支架阻力、两巷超前支护范围内支架支护阻力，以及支护质量动态监测。根据观测结果对工作面顶板活动规律、来压特征，工作面支架受力特点，超前支撑压力影响范围和分布特点，顶板、煤层稳定性，工作面支护质量进行定期分析，进一步了解煤、岩体力学参数等基础数据。（二）矿压观测方法根据工作面支架顶板压力检测分站监测支架立柱的阻力情况。每班支架操作工都必须保证支架初撑力必须符合要求（达到24Mpa）。（三）支护质量监测每旬由技术员不定期对工作面和两巷支护质量动态检查1次，对检查的问题由当班负责人立即整改。三、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对顶板进行支护，共安装138台液压支架，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，拉移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3-5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。第四章 生产系统第一节 运输系统一、主运输系统工作面采用双滚筒采煤机割煤，螺旋滚筒和工作面刮板运输机前移配合装运煤。工作面主运顺槽SZZ764/160型转载机、PCM110型破碎机、DSJ100/63/2125型胶带输送机至三盘区3-1煤主运大巷DSJ100/63/125型胶带输送机至三盘区3-2煤运输斜巷DSJ100/63/125型胶带输送机至溜煤眼至二盘区3-1煤运输大巷DSJ100/63/125型胶带输送机至溜煤眼至集中运输斜巷至一盘区东翼3-1煤（南）运输大巷DTL100/120/2200型胶带输送机至煤仓至主斜井强力皮带DTL100/50/2185型胶带输送机运输至地面。33101工作面33101主运顺槽三盘区3-1煤主运大巷三盘区3-2煤运输斜巷溜煤眼二盘区3-1煤运输大巷溜煤眼集中运输斜巷一盘区东翼3-1煤（南）运输大巷煤仓主斜井强力皮带地面。二、辅助运输系统辅助运输主要采用无轨胶轮车运输。副斜井副斜井底二盘区3-1煤辅运大巷三盘区3-2煤辅运斜巷三盘区3-1煤辅运斜巷三盘区3-1煤辅运大巷33101辅运顺槽工作面。第二节 通风系统一、通风方式工作面采用全风压“U”型通风方式，工作面的通风线路：新鲜风流：主、副斜井二盘区3-1煤辅运大巷三盘区3-2煤辅运斜巷三盘区3-1煤辅运斜巷三盘区3-1煤辅运大巷33101主运顺槽（33102辅运顺槽）33101工作面。主、副斜井二盘区3-1辅运大巷三盘区3-2煤辅运斜巷三盘区3-2煤运输斜巷三盘区3-2煤运输大巷三盘区3-1煤运输斜巷三盘区3-1煤主运大巷33101主运顺槽(33102辅运顺槽）33101工作面。乏风风流：33101工作面（33102切眼）33101辅运顺槽（33102主运顺槽）三盘区3-1煤回风大巷三盘区3-2煤回风上山二盘区3-1煤回风大巷一盘区3-1煤回风大巷回风上山暗回风井回风斜井地面。二、风量计算风量计算1、按瓦斯涌出量计算 Q采100q采Kc 式中：Q采回采工作面风量，m/min； q采 回采工作面绝对瓦斯涌出量，m/min； Kc 工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，1.5； 根据相邻煤层2014年矿井瓦斯等级鉴定报告，回采工作面瓦斯相对涌出量为0.14m/t； 回采工作面Q采1000.3241.548.6m/min。 2、按二氧化碳涌出量计算 Q采100q采Kc式中：Q采 回采工作面风量，m/min； q采 回采工作面绝对二氧化碳涌出量，m/min； Kc 工作面因二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，1.5； 根据相邻煤层2014年矿井瓦斯等级鉴定报告，回采工作面二氧化碳相对涌出量为0.16m/t； 回采工作面Q采1000.371.555.5m/min。 3、按工作面温度计算 Q采 =60VCSCKi式中： VC回采工作面适宜风速，1.1m/s； SC回采工作面有效断面，8.082m； 则Q采=60VCSC=601.18.082=533.4m/minS采工作面平均有效断面积，取8.082V采工作面适宜的风速，取值为1.1K采高回采工作面采高调整系数，取值为1.0,见表5-1K采面长工作面长度调整系数，取值为1.3见表5-2K温工作面温度调整系数，取值为1.1，见表5-3Q采533.41.01.31.1=762.7m/min根据以上计算，33101回采工作面最大需风量为762.7m/min。故按回采工作面温度计算，回采工作面最大需风量为Q采=12.7m/s。表5-1 采煤工作面长度调整系数序号采煤工作面长度m长度风量调整系数1150.8215800.80.93801201.041201501.151501801.261801.301.40表5-2 采煤工作面进风流气温与对应风速序号采煤工作面进风流气温采煤工作面风速（ms）1201.0220231.01.5323261.51.8表5-3 采煤工作面长度调整系数序号采煤工作面长度m长度风量调整系数1150.8215800.80.93801201.041201501.151501801.261801.301.40故按回采工作面温度计算，回采工作面最大需风量为Q采=11.6m/s。 4、按回采工作面同时作业人数 每人供风4 m/min： Q采=4N采=455=220m/min式中：Q采工作面风量，m/min； N采回采工作面最多人数，取55人。综合以上各项计算结果确定工作面最大供风量为693m/min。 沿空留巷主运顺槽所需风量 Q留=VS60=0.25(4.62.2)60=152m/min式中：Q留沿空留巷主运顺槽所需风量，m/min； S主运顺槽断面面积，取10.12m； V主运顺槽断面面积，取0.25m/min； Q总=Q留+Q采=152+693=845m/min 5、根据煤矿安全规程规定，工作面最低风速为0.25m/s，最高风速为4m/s的要求进行验算，即工作面回采期间风量应满足： 0.25SQ采4S( m/s) 1218451939 式中：S工作面平均断面积，8.08。 经过计算及验算后，符合煤矿安全规程的要求，最终确定该工作面计划供风量为14.08m/s。 根据上述计算及风量验算结果，33101工作面若气温、瓦斯浓度等不超过煤矿安全规程的有关规定时，可确定工作面配风量为845m/min，经观测一周后，若工作面气温、瓦斯超过规定时，则及时重新调整工作面风量。沿空留巷期间通风区在33102主运顺槽巷口施工两道正反风门及调节风窗，保证留巷段巷道内风速不低于0.25m/s。留巷段巷道瓦斯、CO有毒有害气体超限通风区及时调节巷道内风速，稀释有毒有害气体。第三节 供电系统一、工作面供电概述 （一）供电情况 本工作面供电移动变电站设置在辅运顺槽设备列车处，由三盘区采区变电所引出10KV电源，经MYPTJ-350+325/3+32.5mm型矿用高压移动移动金属屏蔽监视型橡套软电缆引至设备列车处移动变电站。设备列车处设2台1250KVA移变供三台QJZ-1200/1140-6六组合开关控制各用电负荷。移动变电站（设备列车）随工作面推进前移，距工作面80m100m。 （二）供电线路 为保证供电系统可靠、安全，采区设备列车1250KVA移变电源直接取自三盘区采区变电所。 （三）33101综采工作面供电线路： 1、高压电缆 三盘区采区变电所三盘区3-1煤主运大巷三盘区3-1煤辅运大巷33101辅运顺槽设备列车移变。 2、低压电缆 三盘区采区变电所三盘区3-1煤主运大巷三盘区3-1煤辅运大巷33101辅运顺槽设备列车开关群。设备明细表: 序号设备名称型 号额定功率(KW)额定电压(V)数量1液压支架ZY680011/23130110M-CR7300/14/2642过渡支架ZYG6800/12.5/266110M-ES6800/14/2823采煤机MG300/720-AWD720kw114015刮板运输机SGZ764/630630kw114016喷雾泵BPW200/6.3K230kw660/114027乳化液泵BRW 315/31.5F200kw660/114028回柱绞车JH2022kw660/114029组合开关QJZ-1200/1140-61140310移动变电站KBSGZY-T-1250/1010000211潜水泵BQS30-40-7.5/N7.5660312转载机SZZ764/1601601140113破碎机PCM1101101140114自移辅助装置ZY1100115自移装置ZY2300116通信控制装置KTC111.ADC 18V117单轨吊DGY-100118乳化液箱XR-WS2500A119清水箱QX-WS250-16120防灭火阻化多用泵BH-40/2.53.0KW660/1140121矿用移动式防灭火注浆装置ZHJ-5/1.8G7.5KW660/11401二、采煤工作面供电系统负荷分配及验算（一）工作面1140V负荷统计序号设备名称设备型号功率（KW）单位数量1双滚筒采煤机MG300/720-AWD1720台12刮板运输机SGZ764/6302315台13转载机溜子SZZ764/160160台14乳化液泵BRW315/31.5F200台25破碎机PCM110110台16喷雾泵BPW200/6.3K230台2Pn1=2080KW Pn1工作面额定总功率,KWPnsi1=1850KW Pn1工作面同时工作负荷功率,KW（二）660V负荷统计 1小水泵BWQ-15-254.0台22防灭火阻化多用泵BH-40/2.53台13回柱绞车JH-2022台2矿用移动式防灭火注浆装置ZHJ-12/1.25.5+2*2.2台1 Pn2=64.9KW Pn2总负荷功率,KW Pn.si2=44KW Pn.si2同时工作负荷功率,KW（三）电气设备、电缆校核验算 1、移动变电站的选择式中：S 为电力负荷总的视在功率 (KVA) PN为参加计算的所有用电设备（不包括备用）额定功率之和 (KW) cos为参加计算的用电设备的平均功率因