1212综采工作面设计.doc

1212综采工作面设计第一章 工作面地质概况第一节 工作面位置及井上下关系工作面名称1212综采工作面地面标高1655.5-1629.2m井下开采深度1150-1400m地面相对位置及建筑物地面位置为石仙岩沟西北部山梁，地表均为山地森林覆盖区，无公路、建筑物、水体等。开采对地面设施无影响。井下相对位置及掘进时对地面设施的影响1212综采工作面：南部间隔30米为1210采空区；东部为北采区运输、回风巷；北部为实体煤，距法定边界最近处50米；西部距矿界线最近点30米。整体位于井田西北部。因地表为山地森林所覆盖，无公路、建筑物、水体等，开采对地面设施无影响。走向西南-东北走向长186m倾向西-东倾向长1860m本工作面可采长度1830米，工作面长186米，可采储量106.9746万吨。第二节 煤层本工作面设计开采煤层为3上层煤，该煤层位于太原组下段的顶部，通过地质资料分析和两顺槽、切眼掘进证实，该工作面范围内，煤层赋存稳定，煤厚变化不大，厚度2.22.6m，均厚2.4m，9号和10号煤之间夹一层0.1m厚的泥岩层，9+10煤为中灰、高硫特低磷、发热量高的贫瘦煤，是较好的动力用煤；主要物理性质：黑色、强玻璃状光泽，条带状结构，层状构造，阶梯状与参差状断口，性脆，裂隙较发育。第三节 煤层顶底板9+10#煤层顶板为K2石灰岩,灰色,厚层状,质坚硬,性脆，一般含有燧石层及透镜体。厚度为2.5010.00m，平均厚7.05m。抗压强度29.5136.6MPa,均值32.253.9 MPa;抗拉强度0.854.70 MPa,均值3.304.10 MPa;抗剪强度4.5412.35 MPa，均值5.8710.82 MPa,为难冒落的坚硬顶板。局部K2石灰岩与煤层之间夹1.01.4米的黑色泥岩层（俗称“小青顶”），极不稳定，易垮落。9+10号煤层上部分布有2号煤层和6号煤层。2号煤层距9+10号煤层60.8599.86m，平均80.35m，煤层厚度0.001.18m，平均0.63m，含01夹矸，结构简单。顶板岩性以粉砂岩为主，底板以泥岩、粉砂岩。6号煤层位距9+10煤层49.0564.36m，平均58.18m，煤层厚度0.601.68m，平均1.07m，含01夹矸，结构简单，顶板为黑色粉砂岩，底板为泥岩、粉砂岩。9+10#煤层底板多为泥岩或黑色粉砂岩，有时为细砂岩，厚度为8m。当底板为粉砂岩时，抗压强度为54.573.8 MPa,均值66.5 MPa, 抗拉强度3.044.65 MPa, 均值3.64 MPa;抗剪强度5.3665.73 MPa,均值5.50MPa。第四节 地质构造切眼处煤层现状：工作面起初切眼呈运输顺槽处低、回风顺槽处高（机头低、机尾高），平均倾角8；在推进到1500米时会变为平缓，平均倾角7；1000米时会呈回风顺槽低，运输顺槽较高，平均倾角-8工作面煤层赋存状况：工作面整体倾向呈“V”型，运输与回风顺槽从入口起110米处属黄背岭向斜构造，较为宽缓。工作面自向斜构造以西呈上坡，西东倾向，倾角平均12；1860米1600米属于缓倾斜俯采煤层，倾角平均在8；1600米200米呈倾斜俯采，倾角平均在-12；200米至停采线呈近水平，倾角7。断层分布情况：根据两巷出露显现，有长度、落差不同的14条断层构造。其中以回风顺槽780、1020米处的正断层、落差1.8和2.5米，13000米处的逆断层、落差5.0米；运输顺槽1240米的逆断层、落差4.0米，1380m处的正断层、落差在1.3米；其余地段落差均小于1.0米，经过断层地段将会影响安全与生产，根据实际概况及时制定专项安全技术措施。陷落柱状况：根据巷道煤层揭露情况及物探结果分析：工作面回风顺槽1530米1600米处有“无炭柱”构造，已掘进绕道避开无炭柱。在运输顺槽的北帮800-810米出露有10米长的“陷落柱”构造。经过该地段时据情制定相应专项安全措施。根据运输、回风顺槽及切眼掘进所揭露情况来看，工作面共有14条落差较大的断层，2个陷落柱，具体产状见下表：地质构造产状情况表构造名称方位（）落差（米）性 质对开采影响程度工 作 面 具 体 位 置F13500.4正断层影响不大运输巷400米处F250.8正断层影响不大运输巷500米处F301.0正断层影响不大运输巷625米处F43400.7正断层影响不大运输巷680米处F5陷落柱影响很大运输巷800-810米处F63404.0逆断层影响很大运输巷1240米处F73401.3正断层影响不大运输巷1380米处F800.7正断层影响不大回风巷400米处F9350.4正断层影响不大回风巷480米处F1001.2正断层影响不大回风巷480米处F11751.8正断层影响较大回风巷730米处F123502.5正断层影响很大回风巷780米处F13822.0正断层影响较大回风巷1020米处F143405.0逆断层影响很大回风巷1300米处F153401.0正断层影响不大回风巷1450米处F16陷落柱影响很大回风巷1530-1600米处第五节 水文地质情况本工作面水文地质情况比较简单，主要为顶板K2石灰岩裂隙淋滴水，积水主要集于运输、回风顺槽各段的低凹处的小水仓内，根据涌水量观测资料，本工作面最大涌水量为0.33m3/h,正常涌水量为0.29/h。另一涌水点集中在运输巷200米与1210采空区联通的联络巷内，主要涌水为1210采空区渗水，经联络巷顶底板渗入运输巷内，该处的涌水量为1.5m3/h。第六节 影响回采的其他因素煤层：具有爆炸危险性。煤的自燃：自燃倾向性为级，属不易自燃煤层。瓦斯等级：为低瓦斯矿井，绝对CH4涌出量为5.5m3/min,相对CH4涌出量为5.66m3/t，绝对CO2涌出量为1.67m3/min，相对CO2涌出量为1.72m3/t。第七节 可采储量及服务年限两顺槽全长1860米，开采长度1830米。，工作面长186米，煤层厚度2.4米，容重1.35t/m3，回采率97%，储量计算如下： 可采储量：18301862.41.3597%=106.9746 (万t) 可采期还有：106.9746（0.63）=1016.8(天)式中：0.6为循环进度，3为日循环数。第二章 采煤方法第一节 巷道布置本工作面巷道布置较为简单，由运输顺槽、回风顺槽、切眼三部分组成。运输顺槽（进风巷）、回风顺槽（回风巷）均沿倾向布置、沿煤层掘进。两巷均采用锚杆（索）锚梁支护，巷道为矩形断面，两巷净宽4.0m，净高2.4m，净断面9.6m2。巷道顶部锚杆采用20螺纹钢树脂锚杆长度2000mm, 16圆钢锚梁长度3600mm进行支护，K2石灰岩坚硬顶板间排距为1.5m1.3m，遇顶板变化时支护间距缩小为1.20.5m，同时使用锚索、锚杆混合支护，锚索采用18.7钢绞线锚索，长度3000mm、4000mm、6000mm。锚固剂采用Z2360型锚固剂。在局部遇断层带时又使用工字钢架棚进行了补强支护，棚距1.0m。巷道煤帮采用长1500mm玻璃钢锚杆、塑料网、14圆钢长度3000mm，进行护帮，支护间排距为0.9m1.0m。切眼沿走向布置、沿煤层掘进。巷道为矩形断面，两巷净宽5.0m，净高2.6m，净断面13m2。顶、帮支护与两顺槽支护形式相同。运输顺槽铺设两趟供水管路，一趟为3.0寸水管,专供工作面泵站及支架喷雾使用；一趟为3.0寸水管，每隔50m设一个三通阀门,供巷道与各转载点洒水。回风顺槽铺设一趟3.0寸水管,每隔50m设三通阀门,供巷道洒水使用。运输顺槽用于进风、运煤、进出物料、行人。回风顺槽用于回风、进出物料、行人。切眼用于安装综采设备。第二节 采煤工艺一、采煤工艺该工作面采用倾向长壁综合机械化采煤法。使用滚筒直径1.6m的双滚筒采煤机割煤，采高2.4m，后退式回采，全部垮落法管理顶板,割煤深度0.6m，循环进尺0.6m。采煤机上（下）行割煤，追机移架，即割煤移架端部割三角煤斜切进刀推移运输机。二、采煤方法：1、采煤机进刀方式：端部割三角煤斜切进刀，进刀距离为30米。附端部割三角煤斜切进刀示意图（以端尾为例）。操作过程：斜切进刀：采煤机从大溜机尾处向上牵引，利用大溜弯曲段牵引切入煤壁，直至后滚筒全部进入煤壁为止。移机尾部分：采煤机后滚筒完全进入煤壁后，将采煤机后滚筒至机尾段的大溜推至煤壁，使大溜呈一条直线。返刀：大溜移直后，将两个滚筒的上下位置调换，往后返，向下割三角煤至割透端尾煤壁。2、采煤机正常割煤：割完三角煤以后，采用前滚筒在上部，后滚筒在下部的方式进入正常割煤状态。3、落、装、运煤方式：本面采用MG150/375-W型双滚筒液压牵引采煤机割煤。割煤时由采煤机螺旋叶片装入工作面运输机，少量煤在移工作面运输机时被铲煤板装入大溜内，运输机运煤至转载机和胶带运输机。4、移架、推移运输机移架：采用及时拉架方式，追机作业，正常情况下，移架滞后采煤机后滚筒不超过4架；顶板破碎及片帮时可及时拉架或将伸缩梁伸出及采取拉超前架方法来控制顶板，拉架步距0.6m，并按照先移架、后移运输机的顺序进行。推移运输机：移架后顺序推移运输机，自端部每次进刀后向上（下）割炭、跟机推移运输机，推移运输机滞后采煤机后滚筒12架，其中弯曲段长度不得小于15m，弯曲段要均匀过渡，推移运输机步距0.6m。严禁停机时进行推移运输机，防止大溜带回煤、发生压溜、卡溜、飘链事故。严禁由两头向中间推移运输机，以防损坏设备。三、工作面正规循环生产能力工作面长186米，平均采高2.4米，容重1.35t/m3，循环进度为0.6米，日循环进尺为1.8米，回采率97%。工作面循环生产能力为Q循环=0.61862.41.3597%=350.7(t) 工作面日产量为 L日=350.73=1052.1(t)服务期限为L月=1052.130=31563(t)第三节 设备选型设计一、工作面刮板运输机选型、验算1、工作面输送参数运输长度L=186m,运输角度=-8,运输量Q=1052.116=65.7t/h2、刮板运输机参数刮板机型号SGZ630/320,运输量Q=500 t/h,链速V=1.17m/s,功率N=2160KW，设计长度186m。刮板链：中双链规格2692-C，中部槽规格：长宽高=1250590263mm。3、验算结果Q刮=450Q生=65.7，可能满足生产需要。二、顺槽转载机选型、验算1、参数运输长度L=25m,运输角度=5，运输量Q=65.7t/h。2、选用转载机参数型号：SZB730/75，输送量Q=500 t/h，长度25m，链速V=1.33 m/s，功率N=75KW，刮板链：边双链。3、验算结果根据选用转载机的性能参数得知，选用SZB730/75型转载机能满足使用要求。三、顺槽皮带机选型、验算 1、参数顺槽长1860m, 运输角度=5，运输量Q=65.7t/h。2、皮带参数型号：DSJ80/2132,输送量：400 t/h，带速：2 m/s，带宽：800mm，电机功率：2132KW，输送长度：800m。3、验算结果根据选用皮带机的性能参数得知，选用两部DSJ80/2132型皮带机能满足使用要求。四、工作面采煤机选型、验算1、工作面参数工作面采用综采采煤，采高2.0-2.6m,煤层倾角0-8。2、采煤机参数型号：MG150/375-V，采高范围：1.4-3.0m，截深：0.63m，滚筒直径：1.6m，倾角：30，煤质适应中硬度，牵引方式：液压无链牵引，总功率：375KW，喷雾方式：内外喷雾，供电电压：660V。3、验算结果从以上技术参数可知，选用MG150/375-V型液压双滚筒采煤机能满足生产要求。第三章 顶板管理第一节 支护设计一、液压支架所需支护强度计算：1、支架的最大高度hmax= Hmax+a =2.6+0.2=2.62m式中：Hmax煤层开采的最大高度，取2.6m，a考虑伪顶，煤顶接触薄皮层冒落后，支架仍有可靠初撑力所需要的支撑高度的补偿量；按：中厚煤层可取200mm，厚煤层可取300mm，薄煤层适当减小。取200mm。2、支架的最小高度hmin= Hmin-s-g-e =2.0-0.2-0.1-0.1=1.6m 式中：Hmin煤层开采的最小厚度；取2.0m。 S顶板最大下沉量（一般取支架后排立柱处顶板的下沉量，可借鉴邻近工作面的观测资料选取，若无这方面资料，可按100-200毫米选取，I级老顶取大值，级老顶取小值。 e支架卸载前移时，立柱伸缩余量，煤层厚度大于1.2米时，取80-100毫米。 g支架顶梁上存留的浮煤和碎矸石厚度，一般取50-100毫米。我们选择的支架支护高度为1.4-2.7m,能满足支撑高度要求。3、支架的工作阻力及初撑力的校验根据采高及上覆岩层碎胀系数计算垮落带高度M=Hi(L-1)=0 M=Hi(L-1) HK=Hi2.7=Hi(1.2-1) HK=Hi=13.5mHi-上覆岩层第i分层厚度（m）；M-煤层最高厚度，取最大采高2.7m;L-上覆岩层第i分层的岩石碎胀系数,取1.2;HK-理论垮落带高度(m)。根据垮落带高度计算支护强度Pt= HKkcos=13.524.5cos9=326.68KN/m2式中：Pt-工作面支护强度，KN/m2；HK-垮落带高度(m)； k顶板平均容重，24.5 KN/m3；煤层倾角，取9。所选支架支护强度为650 KN/m3，大于326.68KN/m2，满足支护要求。4、对底板比压的确定我矿的底板为泥岩或粉砂岩，当底板为为粉砂岩时，抗压强度为54.7-73.8MPa,大于支架的对底板比压（0.17-0.9 MPa）。5、护帮板的选择由于所采煤层厚度在2.0-2.6m之间，必须在割煤后及时打出支架设置的护帮板，防止煤帮片帮。综上所述，ZZ2800/14/27Z支架的初撑力、工作阻力、采高及防止片帮方面满足本面生产的需要，选择该架型是合适的。ZZ2800/14/27Z型支架说明表项 目参 数项 目参 数支架型号ZZ2800/14/27Z支护强度650KN支撑高度14002700mm泵站压力31.4Mpa支架宽度1200-1340mm对底板比压0.170.9Mpa支架中心距1250mm伸缩梁形式内伸缩工作阻力2800KN伸缩梁行程600mm初撑力2525KN整机重量7900kg二、两端头及超前支柱的规格选择1、端头用超前支柱的规格选择支柱最大高度计算：Hmax=Mmax c=2.6-0.1=2.5m支柱最小高度计算：Hmin=Mminc-SX-s=1.8-0.1-0.2-0.05=1.45m式中：Hmax 工作面开采范围内的煤层最大采高，m; Mmin 工作面开采范围内的煤层最小采高，m;C 顶梁的厚度，c=0.1m;SX顶板下沉量，SX=MminL1=0.0251.84.4=0.198m;取SX=0.2m;（顶板下沉系数；L1工作面顶板最大控顶距，取4.4m）S 工作面顶板最大下沉量，取S=0.05m。工作面端头选择支柱型号规格DW-25与 DW-28，最大高度2.5m、2.8m，大于计算所需高度2.5m；最小高度1.45m，小于煤层最小采高1.8m。符合工作面使用的要求。2、端头支柱参数确定。工作面顶板为2累计，利用估算法确定工作面的支护阻力。的支护强度pt:Pt=km=72.425=420kPa支柱的有效支撑能力E：PE=KEPA=0.8300=240KN所需支护密度n：n=1.75根/m2支柱的柱距a：a=0.6m考虑工作面的支护管理要求，选取工作面支柱柱距，取a=0.6m。式中k采高厚度系数，工作面基本顶为级，取k=7；m工作面的平均采高，m=2.4m；工作面顶板岩石平均重度，这里取=25KN/m3;kE支柱有效支撑系数，单体液压支柱取kE=0.8；PA支柱的最大工作阻力，单体支柱最大工作阻力，PA=300kN;b工作面支柱排距，和工作面所选顶梁一致，这里b=1m。3、工作面两端头所需支柱、顶梁数量。 N=LN（1）=4（1）=30根式中LN最大控顶距时支柱的排数，LN=4； L工作面两端头的长度，L=4m； 考虑支柱必须有备用量的要求，工作面端头须配备支柱35根，4米顶梁14根。超前支护每侧20米需21根4米钢梁，63根单体液压支柱；两侧共需42根4米钢梁，126根单体液压支柱。三、泵站设备乳化液泵站选用BRW250/31.5型泵站两台，乳化液箱规格型号为RX250/20A，主要动技术参数如下：公称压力31.5Mpa，公称流量250L/min,电机功率30KW。喷雾泵选用BPW320/6.3（L）型两台，清水箱型号为SX-2500型，装备两泵一箱，输液管路选用高压胶管，耐压45MPa以上。第二节 工作面顶板管理本工作面顶板管理采用全部垮落法。本工作面安设ZZ2800/14/27Z型掩护式液压支架151组，两端头空顶处使用单体液压支柱与3.6m型钢梁支护顶板。一、支架最大、最小控顶距及放顶步距最大控顶距：3324+600+340=4164mm;最小控顶距：3224+340=3564mm。放顶步距：600mm。二、正常工作时期顶板支护方式：采用追机移架的方法对顶板进行及时支护，在采煤机割煤后，先移支架，后移运输机，即：割煤移架顺移运输机。顶板坚硬稳定时，采用及时移架少降快移一次到位的方式移架，正常移架滞后采煤机后滚筒4架，端面距不大于340mm。顶板破碎及过断层时，要紧跟采煤机前滚筒带压移架或超前移架控制顶板即：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。在移架后，若遇面前片帮要及时伸出伸缩梁护顶，减小端面空顶。移架顺序为：1、采煤机正常割煤时，滞后采煤机后滚筒4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伸出护顶。3、在采煤机割煤时，超前采煤机前滚筒3架将护帮板收回，并滞后采煤机后滚筒3架，顺序将护帮板挑起。支架操作顺序为：收逼帮板、侧护板、升缩梁落后柱落前柱移架升紧前后立柱升出升缩梁升出帮板、侧护板各手把复零位。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、一平、一净、二畅通”的质量要求。2、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5米，防止长时间空顶。3、工作面支架中心距为1.25m，其偏差不超过100mm，支架歪斜不超过5，支架与运输机保持垂直，偏差小于5，垂直顶底板支撑，拉线移架，支架直线性偏差不得超过50mm，支架与顶板最大仰俯角小于7。4、泵站压力不小于30MPa，支架系统压力不低于24MPa，前梁及顶梁接顶严密，受力状态良好，当支架上顶板冒高超过300mm时，应用木料接顶。5、相邻支架不得有明显错茬（不超过顶梁侧护板高的23），支架不挤、不咬、不歪，支架间空隙不超过200mm。6、工作面液压支架实行编号管理。二、特殊时期的顶板管理（一）、初采初次来压前的顶板管理：从切眼掘进时所揭露的顶板情况为：切眼内均属坚硬稳定的石灰岩层。根据以往综采工作面回采推进情况来看，当工作面出现小青顶顶板破碎带时，工作面推进到15-20米时会出现顶板初次来压，若无小青顶时，工作面推进到20-25m时来压。顶板垮落厚度为3.6-5米，之后每隔20-25米会出现一次周期来压。为此应做好以下工作： 1、初采来压前成立矿压观测小组，矿压组要在工作面设矿压观测点，实行现场连续观测，对两顺槽及端头的顶板情况天天抽查，并及时向矿初次来压和初次放顶领导小组预报顶板动态和顶板悬空情况，指导顶板管理工作，保证安全生产。 2、上、下顺槽超前支护的单体支柱初撑力不低于90KN，支在实底上，并穿铁鞋，防止来压时两顺槽支护达不到要求，必要时要加密支护，加强支护强度。3、工作面支架液压系统要有足够的压力（不低于24MPa），泵站系统压力不得低于30 MPa，乳化液浓度在35范围内，支架支护状态良好，系统不渗不漏，安全阀满足要求。4、按正规循环作业，尽量加快推进速度，尽可能的减小来压对回采的影响。5、来压时要带压操作及时拉超前架，正确使用好伸缩梁、护帮板，对顶板及时支护，拉架时要做到少降快拉或擦顶移架。若出现片帮应及时伸出支架伸缩梁，用好护帮板，缩小面前空顶。 6、每班应指派专人对工作面及上、下顺槽支护情况进行巡回检查，发现情况及时向班长及安全指挥中心汇报。 7、采煤机司机必须割平顶、底板，调节好支架中心距，达到“三直、一平、两畅通”的要求。8、初次来压前，行人在立柱与支架掩护梁间，刮板机机头、机尾及上下顺槽超前支护区不准人员停留。 9、初次来压期间工作面所有人员要注意安全，发现有来压情况影响安全时，立即停止作业，撤到安全地点。 10、初次来压时，工作面及顺槽均要清洗煤尘，防止老顶大面积垮落造成煤尘飞扬引起更大的灾害。根据来压情况，各岗位工作人员应随时停止设备运转，切断工作面供电电源。11、工作面初次来压之前，采高保持在2.4-2.6m，工作面所有人员作业过程中要时刻注意顶板来压情况，一旦发现有异常声响，要立即躲在支架行走间，同时抓紧支架液管。 12、通风科必须派专职瓦检员跟面作业，监测工作面通风与瓦斯情况，发现问题及时处理。 13、安全科要把工作面初次来压作为监督检查的重点，安全员配合综采队做好安全检查工作。 14、在工作面初次来压前，必须在工作面入口处设栅栏悬挂“闲人免进”牌，来压前严禁非作业人员进入工作面进行参观。 15、严禁任何人进入支架后方的采空区内停留或作业。16、初次来压前，每班必须安排管理人员跟班负责协调处理生产中的一切工作。17、综采队要对所属职工进行初次来压顶板管理的预防知识贯彻学习，同时切实抓好现场的安全管理和生产技术管理工作，杜绝来压时顶板事故的发生。（二）周期来压及日常顶板管理措施： 根据以往综采工作面的初次、周期来压情况来看，来压显现主要是顶板垮落时将采空区瓦斯涌出，导致瞬时上隅角瓦斯浓度升高，造成短时间停产。工作面初次、周期来压前，必须加强上下端头空档支护与超前支护，顶板破碎时采用带压移架，以免上下端头空档处发生冒顶事故。 1、成立顶板管理领导小组，由队长负责每周召开安全会议讨论施工现场顶板情况和顶板管理有关常识。 2、综采队长必须根据作业规程规定，并结合实际情况，将顶板注意事项等向当班班长、班组成员交代清楚，同时要对全体职工进行顶板管理基础知识教育，切实抓好现场的安全管理和生产技术管理工作。 3、如发现顶板有异常情况时，应及时向有关领导汇报，并立即停止作业，采取措施处理。 4、工作面顶板无台阶下沉，架间或机道顶板冒落高度大于300mm时要及时处理。 5、超前支护不少于20m，支柱要排成一条直线。 6、上、下出口与超前支护的单体支柱必须达到初撑力，支在实底上，防止来压时推到支柱。必要时要加密支护，加强支护强度。 7、组织严密，及时推进，尽量避免长时间的停产。 8、不论生产或检修过程中，必须及时支设护帮板。护帮板必须紧贴工作面煤壁。 9、采煤机司机要掌握好工作面顶、底板，保证顶、底平整，以便于支架接顶严实。 10、采煤机司机要与支架工相互配合作业，支架工保持拉架滞后采煤机后滚筒不超过4架。 11、工作面所有支架要保持完好状态，杜绝液压系统跑、冒、滴、漏现象，严禁支架自动卸液。 12、严禁留顶煤作业，一旦局部发生漏顶要采用道木或厚度适宜的木板充填进行控制。 13、工作面遇有其它地质构造时，要及时制定有关顶板方面的安全技术措施。（三）过断层及顶板破碎时的顶板管理：工作面过断层期间（顶板破碎地段），要及时拉超前架伸出伸缩梁使用护帮板护帮，移架时配合铺铁丝网及木料控制顶板。断层落差在1.5米以上时补充措施。（四）工作面及两端头放顶采空区顶板管理采用自然垮落法管理顶板，如初采推进进度超过25米，顶板仍未初次来压时，或者两端头的悬顶面积超过25m时，应停止推进采取人工强制放顶的方法进行放顶，具体放顶措施另行制定。第三节 顺槽及端头顶板管理一、运输、回风顺槽的超前支护1、支护说明：运输、回风顺槽两巷超前支护均采用2.5（2.8）米单体液压支柱配合3.6米型钢梁棚支护，超前支护长度不少于20m。顺槽断层破碎带、架棚区及超高地段，工作面来压前应提前支护处理，超高地段打顶垛压料降低高度不大于2.7m。 2、支护密度：垂直顺槽架设型钢梁棚，“一梁三柱”式支护，石灰岩坚硬顶板时棚距1.0米，小青顶或顶板破碎地棚距0.5米，柱距1.6米（运输顺槽因有转载运输机可适当调整柱距）。3、支护质量标准：支柱纵横成线，其偏差不大于100mm。支柱支到实底，支柱下穿铁鞋（120mm），支柱迎山有力（迎山角度适中），单体支柱初撑力为90KN（15Mpa）。型钢梁与顶板之间上4块木楔，分别设在两梁头、中部点柱对应的梁上上1块木楔，梁上其余地段上1块分布均匀打设，顶梁要尽量避开顶板锚杆盘位置，防止顶梁不平稳、打滑，降低支护强度。两巷超前支护及上下端头单体支柱全部用防倒链栓牢，支一棵，拴一棵，所有支柱注液阀方向一致朝向采空区。超前支护人行道净高不低于1.8m，人行道净宽不低于0.7m，单体支柱活柱行程不得小于150mm。单体支柱必须进行编号管理。二、工作面端头支护及安全出口管理1、端头支护说明：本面没有端头支架，端头空档不得大于2.0米，大于时必须增设支架与溜槽，支架与煤帮两端空档处采用2.5（2.8）米单体柱与3.6米型钢梁棚迈步式进行支护管理，型钢棚平行与支架支设。2、支护密度：垂直工作面架设型钢梁棚，一梁三柱迈步式支护，石灰岩坚硬顶板时排距0.5米，小青顶或顶板破碎地棚距0.3米，柱距1.6米（运输顺槽因有转载运输机可适当调整柱距），步距0.6米。工作面两端头放顶线处打设切顶点柱，点柱间距不大于0.3米。3、支护要求：两端头支柱穿鞋支设，初撑力不低于90KN。两端头回柱放顶时，要停止转载机运转，清理好后退路畅通，使用卸载手把远距离操作，作业人员站在1米以外用长把工具敲击卸载手把放液，待回柱顶板跨落稳定后，方可拾取柱梁。严禁回柱放顶与拉支架平行作业。两端头若遇巷道局部地段宽度变化，人行道宽度变小或无人行道，人员需运料及行人进出上下出口时，要停止工作面运输机、转载机运转，拆除工作面运输机溜槽。转载机机尾要及时前移，设盖板防护，横跨转载机未封闭段要设过桥，人员通过时，要停止其运转，以防止人员误入转载机内；前移两端头型钢梁棚时，人员严禁在其工作或逗留。严格执行敲帮问顶、先支后回制度，严禁空顶作业，两巷及两端头型钢梁棚支护及回撤地段，都要三人协同作业，并有专人监护顶帮掌握安全。两端头支柱与支架后尾梁齐。上下两端头及两出口、超前支护转载机桥身下要班班清理，保持卫生清洁、出口人行道宽度不小于0.7m畅通无阻。两端头型钢梁棚与两巷超前支护顶梁间距不大于0.6m。加强端头及两巷超前支护，支柱质量检查，每班要派人检查、检测，发现失效、漏液支柱及时更换，并坚持好支柱二次注液制度。加强工作面及两巷支护质量、顶板动态监测工作，做好老顶初次来压，周期来压期间的顶板管理及预测、预报、记录工作；超前支护以外锚网支护巷道若出现顶板、开裂、离层、破碎等现象时，要及时采取措施用单体支柱与型钢梁棚架棚维护。正常生产中，要根据安设巷道中的顶板离层仪、巷道已暴露断层、破碎带及压力异常地段的支护强度等实际状况，提前采取措施加强支护，及时改变超前支护形式、长度、密度，保证行人及运输安全。三、支护材料备用数量及存放地点支护材料按使用量的10%备用，备用材料存放在距工作面50100m之间的回风巷内，材料分类码放整齐，实行挂牌管理，标明材料名称、型号、数量等内容，并由专人负责清理码放，保证人行道宽度不小于0.7m及行车畅通无阻。四、回收两巷锚杆、塑料网、锚梁及托盘1、回收的材料种类：锚梁、锚杆螺帽、塑料网、锚索锁具与托盘。2、回收要求：支设好超前支护后，回收距工作面1.5m范围内巷道顶板的锚梁、托盘，巷道两帮的锚梁、托盘与塑料网在正常割煤作业前，必须随着割煤推进度进行提前回收，严禁随意放弃回收支护材料，造成财产损失。3、回收方法具体如下：顶板锚梁回收时，必须用专用工具通过旋转松开锚杆螺帽，取下托盘，依次进行，最后摘下锚梁。煤帮材料回收时，操作人员先回收下部锚梁，再中部锚梁，最后上部锚梁。根据巷道高度回收上部锚梁时，必须用稳定可靠的凳子或梯子，用专用扳手旋转松开锚杆螺帽，取下托盘摘取锚梁，然后将塑料网沿煤壁卷成小捆。 4、拆除顶部锚杆托盘前，应仔细观察顶帮变化，坚持敲帮问顶制度，当发现有离层或片帮时，首先设专人站在安全地点用长把工具找掉悬煤危岩，以防掉落煤矸伤人，必要时（巷道开裂严重、煤壁及顶板离层、断层带等）打牢护身柱，工作人员必须站在片帮掉顶滚矸波及不到的地点作业。5、拆除煤帮锚杆托盘、塑料网时，人员应站在安全地段配合长把工具，坚持“一人作业、一人监护”制度。如活帮在塑料网内已形成“网兜”时，必须先卸下底部锚梁，用铁棍将“网兜”活煤从下部漏掉，方可进行回撤中部、上部锚梁。6、移端头支护或采煤机割煤至机头，机尾期间不准拆除。7、采煤机割煤至机头机尾时，两帮严禁人员通过及靠近，以防片帮伤人。8、采煤机割煤至机头机尾时，采煤机司机要集中精力，放慢速度，同时做好自我保护，其他工作人员全部都远离滚筒5m以外，闪开滚筒旋转方向，以防甩出物料伤人，严禁人员进入面前作业。9、回收出的锚杆、托盘等材料，必须及时外运，分类码放在指定地点，严禁堵积在两端头及人行道上，并积极做好回收工作。10、端头的支架在经过顶板有锚杆、锚索的地段时，必须在支架上垫2根木料，防止出露的锚杆与锚索在移架时刮坏、顶坏支架顶部。五、超前支护回收：1、随着循环割煤作业，必须及时回收端头支架前的型钢梁棚。撤除型钢梁棚后必须及时前移架设，始终保持超前支护不少于20米。2、随着割煤推进，超前支护撤除支护呈循环作业。架设型钢梁棚时：将准备好的单体柱插入两帮挖好的硬底柱窝立起，然后将型钢梁扛起放在单体液压支柱柱齿上，再分别将钢梁两端梁口对准柱齿后摆正棚架，插入液枪慢慢加液升紧。上好一端上一端，依次进行。当型钢梁距顶板810时，分别在梁头、点柱对应的梁上、其它两处，分布均匀撑木楔再升紧，形成“一梁四楔”。3、经过顶板破碎地段, 架设型钢梁棚时，必须预先处理网兜内的碎石，并在铁丝网与型钢梁之间上背板后方可升紧型钢梁棚。4、撤除型钢梁棚时，要先对相邻棚架进行加固，然后方可撤除棚架，撤除棚架后及时前移架设，支架前梁端头距超前支护棚架最大控顶0.6米，严禁超控顶作业。 5、回收人员首先要选择好退路与操作位置，手扶单体液压支柱手柄插入放液把慢慢放液，降落80100mm后由一人将型钢梁上的木楔全部敲掉，然后扶住型钢梁，再对两侧液压支柱慢慢放液，待钢梁缓缓落到一定高度时，由2人扛住钢梁抬到指定地点。严禁用绞车强行硬拽回收单体柱。 6、回撤端头单体柱：卸载前必须详细观察支柱的倾斜方向，判明支柱与支柱上的木楔跌落方向，摘下防倒链。然后，一人护住柱体，一人将卸载手把插入三用阀的卸载孔中，转动手把，支柱卸载活柱下降，撤出支柱。 7、在回收顶板破碎或垮落岩石埋没柱缸的危险地段时，先将所回的单体液压支柱用绳子或回柱器拴好，再用长把工具撞击已插好的卸载手把进行卸载，卸载后，拽绳子或用回柱器拉出支柱。8、回撤死柱必须先支设一根临时支柱，然后采用局部掏底的方法挖空柱缸底部，再用回柱器拉出死柱。严禁采用绞车强行回撤。9、顶板破碎时, 撤除型钢梁棚架时，必须坚持“先支后撤”的原则打设替柱进行作业，必要时增设大板棚,控制好顶帮,并对周围的钢梁棚进行加固,方可撤除棚架。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、运输设备及装、转载方式采煤机割装底煤和工作面运输机前移配合装运底煤，集中到转载机和胶带输送机上，通过北运输巷皮带和东运输巷皮带巷皮带运至煤仓。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、料架由JT-1.6型调度绞车，通过回风顺槽运进工作面。二、移溜方式采用支架推移千斤顶推移工作面运输机，推移步距0.6m，弯曲段长度不小于15m，推移运输机顺序方向为：采煤机端部进刀后由端头向端尾或由端尾向端头推移运输机。三、运煤路线采煤机落煤工作面输送机运输顺槽转载机皮带输送机北运输皮带东运输皮带主井煤仓主井皮带地面煤场。四、运料路线主斜井井底车场东运输大巷北运输巷1212回风顺槽联络巷1212运输顺槽工作面。第二节 通风系统一、通风路线本工作面采用全风压通风系统。新鲜风：主斜井东运输大巷北运输巷1212运输顺槽1212工作面。污风：工作面1212回风顺槽北回风巷总回风巷地面。二、风量计算1、按瓦斯涌出量计算Q采=100qCH4K=1002.361.8=424.80m3/min式中：Q采工作面需用风量，m3/min；qCH4工作面瓦斯绝对涌出量来源于1210综采回风瓦斯绝对涌出量，为2.36 m3/min；K工作面瓦斯涌出不均衡系数，取1.8。2、按工作面温度与风速关系计算， 即： Q采=60VSQ采=60VS =601.09.12=547.20m3/min最大控顶断面积9.84m2，最小控顶断面积8.4m2，平均断面积为：(9.84+8.4)2=9.12m2式中：Q采工作面需用风量，m3/min；V采煤工作面风速，根据工作面温度1820，取对应风速1.0m/s; S回采工作面平均断面积m2， 3、按人数计算Q采=4N=438=152m3/min式中：N工作面最多人数，取38（交接班时人数）；4每人每分钟应供给的最小风量（m3/min）。4、按风速验算煤矿安全规程规定，回采工作面最低风速为0.25 m/s，最高风速为4 m/s。其中工作面最大净断面为9.84 m2，最小净断面为8.4m2。按最高风速验算，工作面的最大风量为：Q采15S=159.84=147.60m3/min经上述计算，本工作面实际配风不得小于最小风量547.20 m3/min，不得大于最大风量2016.00 m3/min，符合规程要求。三、瓦斯检查1、工作面必须有专职瓦检员负责瓦斯浓度检查，每次检查地点不少于五点，且根据情况随时进行检查。并填写好瓦检记录牌板。瓦斯检查牌板应设置在回风顺槽中距工作面50m附近，检查结果要及时填写，并及时向现场作业人员通报瓦斯情况。 2、工作面机尾上隅角每班吊挂便携式瓦斯报警仪，报警点为1.0%，生产班由端尾维护工负责，检修班由班组长负责。 3、采区回风巷风流中：瓦斯浓度1.0%或二氧化碳浓度1.5%时，必须停止作业，采取措施，进行处理，同时报告调度中心。 4、工作面及其它作业地点风流中：瓦斯浓度1.5%时，必须切断电源，停止作业，撤出人员，采取措施，进行处理，同时报告调度中心。 5、跟班领导、班组长、电工、采煤机司机必须携带便携式瓦检仪，报警点为1.0%。第三节 瓦斯监控系统一、1212综采工作面瓦斯监控系统电源取自综采变电硐室总馈电，监控分站控制甲烷传感器T1、T2、T0。 二、安设位置：监控维护工必须按要求安设三台甲烷传感器T1、T2、T0，并与监控中心站联网。位于回风顺槽距工作面510m范围内安设T1甲烷传感器；距回风顺槽口10米处安设T2甲烷传感器；在工作面上隅角安设T0甲烷传感器；馈电传感器安设在被控开关负荷侧电缆上，采煤机安设机载式传感器T机，闭锁采煤机电源。三、报警指数：T11.0% T21.0% T01.0% T机1.0% 断电指数：T11.5% T21.0% T01.5% T机1.5% 复电指数：T11.0% T21.0% T01.0% T机1.0%四、传感器使用要求：1、甲烷传感器吊挂距巷道顶板不大于300mm，距巷帮不小于200mm，并挂牌管理。2、每10天必须使用标准气样和空气气样调试一次，日常若有故障应及时处理。3、每7天必须对甲烷超限断电功能进行一次测试。4、T1、T0传感器应随工作面推进及时按规定移位。5、因瓦斯超限断电的电气设备必须在瓦斯浓度降到规定值以下时方可人工复电。6、监控维护工每天负责对甲烷传感器与光干式瓦检仪进行校对，确保灵敏可靠。 7、传感器断电范围为工作面及回风巷道内全部非本质安全型电器设备。五、班长、安全员、采煤机司机下井时必须携带便携式甲烷报警仪，并实时监测作业地点的瓦斯浓度，当报警时，停止作业，进行处理。六、电钳工必须携带便携式甲烷报警仪，在检修工作地点20m范围内检查甲烷气体浓度，有报警现象时，严禁送电或检修。第四节 防尘供水系统 一、 防尘供水系统工作面的防尘用水：地面蓄水池安全行人井井底车场东运输巷北运输巷1212两顺槽工作面。运输顺槽铺设两趟供水管路，一趟为3.0寸水管,专供工作面泵站及支架喷雾使用；一趟为3.0寸水管，每隔50m设一个三通阀门,供巷道及各转载点洒水。回风顺槽铺设一趟3.0寸水管,每隔50m设三通阀门,供巷道洒水使用。 二、防尘方式 1、为保证防尘用水的清洁,在井下东运输巷总风桥处的总管路上安设一过滤器，防止杂物堵塞进入顺槽的喷水装置。 2、采煤机内外喷雾：要求喷雾嘴完好不堵塞,内喷雾压力不得小于2MPa,外喷雾压力不得小于1.5MPa,如果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。 3、架间喷雾降尘：架间喷雾喷嘴迎风喷雾，呈半包围形式，罩住产尘部位，采煤机割煤时,下风口20m范围内必须保证有3架以上的喷雾装置正常工作,并保证雾化效果良好,覆盖全断面。 4、转载点的喷雾：工作面运输机机头及转载机头各设一组喷雾装置，运输皮带机机头设一组喷雾装置，实现运煤过程中的喷雾降尘，各转载点喷雾必须停机停水。 5、顺槽防尘水幕：在回风顺槽中距工作面煤壁30m处,安设第一道水幕,在第一道以外50m处安设第二道水幕，两道水幕均随工作面的推进而向外移动，在距回风顺槽口50m处安设第三道水幕。每道水幕的喷雾喷头不少于10个,且雾化良好,覆盖全断面。6、煤尘冲刷：对回风顺槽每班冲刷一次,运输顺槽每周冲刷一次,工作面、支架阀组及其它部位每班冲刷一次。 7、捕尘网：在回风顺槽中距工作面煤壁30m处安设一道捕尘网，捕尘网全断面覆盖巷道，随着工作面的推进前移。8、个体防护：所有作业人员必须佩戴防尘口罩。三、隔绝瓦斯煤尘爆炸措施1、在回风顺槽、运输顺槽各安装集中式两组辅助软质隔爆水棚。 2、隔爆水棚安装质量要符合煤矿质量标准化标准要求。 3、辅助隔爆水棚棚区长度不小于20m,每棚间距1.53.0m。水棚的用水量按巷道断面积计算，设计水量不少于200升/m2，隔爆水袋25L/个，做到经常清刷,保证水量。 4、第一组隔爆水棚距工作面6020Om,并随工作面推进而移动，第二组隔爆水棚距回风、运输口不小于60m。5、辅助隔爆水棚挂钩位置要对正、相向布置（钩尖与钩尖相对），挂钩角度（605）度，挂钩长度25mm。6、辅助隔爆水棚之间的间隙与水棚同巷壁之间的间隙之和不得大于1.5m，棚边与巷壁之间的距离不得小于0.1m，水棚距巷道轨面不应小于1.8m，棚区内各排水棚的安装高度应保持一致，棚区巷道需挑顶时，其断面和形状应与其前后各20m长度的巷道保持一致。第五节 防灭火1、工作面防火重点是防机械摩擦生热、电缆线和人为火灾。顺槽内各运转电器处必须备有消防沙、灭火器、消防锹等防灭火设施。2、机油和润滑油的使用管理，严格按规程第224条执行。因检修使用的润滑油、棉纱、布头、和纸废油等必须存放在盖严的铁桶内。用过的棉纱、布头和纸必须集中存放在规定铁箱内并由专人定期运送到地面处理，不得乱扔。严禁将剩油、废油泼洒在井巷或硐室内。3、皮带机头配备砂箱一个、消防锹一把、消防桶一只、两台干粉灭火器；电气列车前配备砂箱一个、消防桶一只、消防锹两把、四