润宏煤业1301下分层综采工作面作业规程

晋煤集团泽州天安公司润宏煤业1301下分层综采工作面作业规程编制单位编制人编制时间1301下分层综采工作面作业规程初审、预审记录初审初审意见预审预审意见1301下分层综采工作面作业规程会审记录会审人员签字生产部机电部通风部调度部安全部地测部副总工程师生产经理机电经理通风经理安全经理总工程师会审意见目录第一章概况6第一节工作面位置及井上下关系6第二节煤层6第三节煤层顶板底板7第四节地质构造7第五节水文地质7第六节瓦斯8第七节影响回采的其他质情况8第八节工作面可采储量8第二章采煤方法9第一节巷道布置9第二节回采工艺9第三节顶板管理支护11第四节机电设备配备14第三章顶板控制18第一节支护设计19第二节工作面顶板管理23第三节运输巷、回风巷及端头控制25第四节矿压观测30第四章生产系统32第一节运输系统32第二节通风系统33第三节供电系统44第四节通讯照明45第五章劳动组织和主要技术经济指标45第一节劳动组织46第二节作业循环46第三节主要技术经济指标47第六章煤质管理48第七章安全技术措施49第一节安全规定49第二节顶板管理、割煤、移架、推移溜54第三节防治水65第四节爆破及爆破器材管理65第五节一通三防及安全监控66第六节安全设施及安全管理70第七节工作面运料及材料管理71第八节运输72第九节机电75第十节其它92第八章应急措施及避灾路线93第九章初采安全技术措施96第一章概况工作面位置及井上下关系工作面位置及井上下关系，见表11水平名称630采区名称一盘区地面标高9651020井下标高600630地面相对位置车郭庄村以西，地面为高山丘陵，无任何建筑物回采对地面设施的影响因地面为高山丘陵，无其它地面建筑设施，回采后不会造成太大影响。井下位置及相邻关系东1101皮带运输大巷南2106运输大巷西晋煤集团寺河矿井北13021巷表11工作面位置及井上下关系表附图采掘工程平面示意图第二节煤层本工作面开采煤层为3煤层，通过地质资料分析，煤层赋存稳定，具体见表12表12煤层情况表煤层厚度/M35煤层结构简单煤层倾角（）13开采煤层3煤种无烟煤稳定程度稳定煤层情况描述本工作面为3煤层灰黑黑色，以亮煤为主，次为镜煤、暗煤，镜煤多呈透镜状或薄层状，似金属光泽，条带状结构，层状构造，参差状、阶梯状断口，条痕为灰黑色，内生裂隙较发育，质坚硬，性脆易碎，据寺河精查地质报告，其视密度值为145T/M3，宏观煤岩类型为光亮型煤。该工作面煤层倾角为13，平均为15，煤层总厚度平均375M（上分层已采25M），稳定可采。第三节煤层顶底板工作面煤层顶底板情况见表13表13走向长度/M402M倾斜长度/M83103面积/40151顶底板名称岩石名称厚度M岩石特性老顶中粒砂岩613浅灰色，层理发育，致密坚硬。直接顶砂质泥岩415深灰色，夹煤线，砂质呈不均匀状分布。伪顶炭质泥岩0015黑色，不稳定，随采掘脱落。直接底砂质泥岩1200灰黑色、局部见层理，质较坚，上部夹02米泥质灰岩，可见植物化石碎片。第四节地质构造本工作面煤层稳定，总体呈一单斜构造，煤层倾角平均15左右，切眼处煤层平缓。附图综合柱状示意图第五节水文地质情况一、本工作面地表为高山丘陵地带，沟谷发育，排水能力较强；回采过程中会出现地表塌陷产生裂隙，地表水将沿裂隙下渗至工作面，造成工作面涌水增大。因此回采时，应加强水文地质观测并根据需要制定地表水防渗措施。二、在工作面回采前应及时制定工作面防治水方案，严格按照防治水方案安排排水系统，保证其正常工作。第六节瓦斯根据瓦斯地质说明书提供的数据“1301下分层综采放顶煤工作面煤层原始瓦斯含量状况工作面瓦斯含量为910M3/T”；取最大值则1301下分层综采放顶煤工作面瓦斯含量值为10M3/T。按矿井生能力45万吨/年；工作日330天/年；则日产量4500003301363吨/天。根据AQ10262006煤矿瓦斯抽采基本指标要求“10012500吨之间采煤工作面回采前煤的可解析瓦斯量必须7M3/T”，抽放量原始瓦斯含量残余量可解吸指标量根据我矿煤体瓦斯残存瓦斯含量约324M3/T的实际情况，则1301下分层综采放顶煤工作面需抽放量为0M3/T（WC103247024M3/T）；即1301下分层综采放顶煤工作面不需要进行瓦斯抽放。综上所述，1301下分层综采放顶煤工作面最大瓦斯可解析量应为7M3/T，根据工作面最大生产能力1500T/D计算得出最大绝对瓦斯涌出量为QCH471500/1440729M3/MIN。第七节影响回采的其他地质情况1）、涌水情况预计本工作面正常涌水量为1020M3/H，最大涌水量为50M3/H。2）、煤尘无煤尘爆炸危险3）、煤的自燃无4）、地温12165）、盖山厚度325590M6）、地压1724MPA第八节工作面可采储量工作面可采储量下分层走向可采长度倾斜长度设计采高煤的容重回采率（200833814520210338145）098206107060982019849188（吨）2020（万吨）第二章采煤方法第一节巷道布置一、采区设计、采区巷道布置情况该工作面巷道布置是以3煤层采掘工程平面图为依据，采用双巷布置方式。13011巷（下）为工作面进风兼皮带巷，13012巷（下）为工作面辅助运料兼作回风巷，两巷道均沿煤层底板布置。二、巷道形状与断面规格1301下分层综采工作面回采巷道形状均为梯形，规格如下13011巷为进风巷，规格为净上宽35M，下宽42M,净高26M，沿煤层底板布置掘进。13012轨道顺槽为进风巷，规格为净上宽35M，下宽42M，净高26M，沿煤层底板布置掘进。三、巷道支护材料与支护形式工作面13011巷（下）、13012巷（下）巷采用工字钢梁支护，巷道断面及支护形式详见1301下分层综采放顶煤工作面巷道支护设计断面图。四、停采位置工作面停采线距1101皮带运输巷95M。附图工作面位置及巷道布置图附后。第二节回采工艺一、工艺顺序割煤拉架（推前部溜清煤）拉后部溜放顶煤二、主要工序1割煤采煤机在机头（机尾）采用斜切进刀割三角煤自开缺口，而后由机头（机尾）向机尾（机头）正常割煤。2拉架一般正常情况下，距采煤机后滚筒69M开始拉架，如遇到顶板破碎时，应超前拉架，及时支护顶板。3推前部溜拉架之后开始推前溜，推前部溜距采煤机应不小于15米，推溜时必须保证工作面溜子正常运行，严禁出现急弯，溜子弯曲段不少于10个架，溜子水平转角不大于10。以保证机组滚筒割不住溜槽，顶溜子机头、机尾时，必须停机进行。拉架及顶溜完成后，支架手把必须打到零位。4放顶煤放顶煤前应先调整后部溜，使溜子处于有利于放煤的工作状态。初放顶煤在工作面支架顶梁末端推出3个循环后，采用预裂爆破的方法对顶板进行弱化处理。正常放顶煤采煤机每割一刀煤（06M）放顶煤一次。放顶煤顺序排头架、排尾架不放煤。放煤顺序采用多轮顺序分段均匀放煤，由两人同时操作时，两人间距不小于5个支架。每架放煤都要均匀放出，放煤时出现矸石就立即关闭放煤口停止放煤。末采放顶煤工作面在距停采线15米时停止放顶煤。5清煤滞后放顶煤35节溜槽开始清浮煤。清理后的工作面浮煤厚度2平方米范围内平均不超过30毫米，且保证正常推拉后部溜。6拉后部溜清净浮煤后，拉后部溜，滞后清煤23节槽。第三节顶板管理及支护一、工作面顶板管理方法本工作面是放顶煤工作面，采用自然全部跨落法管理顶板。二、支护情况1机头支架布置情况（端头支护采用悬移支架进行支护，改正，李卫华）机头采用两架ZFG4000/17/28型排头架和DW3130/110型液压单体柱相结合方式进行支护，排头架滞后工作面支架距离不大于800MM。前后溜子机头靠排头架外侧100200MM架设R1504000MM的红松圆木梁带小平面的对接抬棚支护，靠对接抬棚外侧架设45米型钢梁抬棚,随工作面推进前移，在前溜机头靠煤壁侧、后溜机头靠老塘侧及前后溜机头间走向抬棚和巷道棚梁交叉点下打点柱支护。煤壁至切顶柱煤柱侧在两排钢梁中间套设木棚下紧靠煤帮距转载机150MM打点柱支护。切顶滞后转载机机尾两排钢筋梯，在两排钢筋梯间木棚下打密集点柱及两根不小于750的迎山戗柱，柱距不大于400MM（靠煤柱侧第一、二根柱距500MM），两根戗柱间距1000MM，戗柱要打实、打牢。2进风巷超前支护布置情况进风巷超前支护采用在两架钢梁中间套设木棚，顶板不平时，构顶支护，棚梁规格为R1503500MM的红松圆木梁带小平面，棚腿使用DW3130/110型液压单体柱，单体柱紧靠巷帮支设。套棚距离从工作面煤壁算起，保证两个生产班超前支护距离班班不少于30米，然后在所有棚梁下，工作面煤柱侧距转载机150MM处打一根液压单体柱，组成一梁三柱，距工作面煤壁15M范围内，在煤帮侧距煤帮800MM范围处所有木梁下打一单体柱，组成一梁四柱，柱子要用10铁丝与顶网联好。随循环推进，将影响割煤的工作面侧单体柱逐根回掉，不能提前回收，移过前后溜机头后及时补上空缺的点柱。煤柱侧单体柱一直延伸到和排头架顶线相齐，顶出转载机后，回收切顶单体柱时，然后由排头架侧向煤柱侧逐根回收，最后回戗柱，并在转载机机尾两排钢梁间木梁下补齐密集柱和两根戗柱。破碎机大轮处无法打点柱时，可在该处架抬棚支护，移转载机前将大轮前方单体柱回掉一根，移过转载机后及时补上空缺的点柱。3机尾支架布置情况（机尾端头采用单体柱加“”型钢梁支护，改正，李卫华）机尾采用两架ZFG4000/17/28型排尾架和单体柱相结合方式进行支护，排尾架滞后工作面支架，滞后距离不大于800MM。当机尾支架与煤柱间空间超过800MM时，应在所套棚下打点柱，排距800MM，柱距不大于700MM，支架旁边溜子机尾单体柱必须离开溜子机尾和支架100200MM，支护强度不够时，要及时加密点柱或架抬棚支护，但必须保证安全出口大于800MM。回收最后一排柱时，必须先在倒数第二排木梁下打两根不少于750的迎山戗柱，戗柱要打实、打牢，然后回柱放顶拉排尾架。4回风巷超前支护布置情况检修班在机尾支架前方巷道内，在两排钢梁中间套设木棚，顶板不平时，构顶支护，棚梁规格为R1503000M的红松圆木梁带小平面，棚腿使用DW3130/110型液压单体柱，单体柱紧靠巷帮支设。，其套棚距离从工作面煤壁算起，保证两个生产班超前支护距离班班不少于30米，然后在靠煤柱侧距煤帮柱800MM处所有棚梁下打一根单体柱组成一梁三柱。在距工作面煤壁15M范围内，在靠工作面侧距煤帮柱800MM范围处所有木梁下打一单体柱，组成一梁四柱，柱子要用10铁丝与顶网联好。随循环推进，将影响割煤的工作面侧单体柱逐根回掉，不能提前回收，煤柱侧单体柱回收到与排尾架掩护梁中部相齐，先回柱，后打木点柱支护，再拉架，巷道中部的单体柱移机尾前回收掉，不能提前回收，保证机尾支护完好，不能影响设备正常运行。三、初、末采的顶板管理1初采初放顶板管理及安全措施（1）在工作面切眼靠近煤帮侧铺设刮板输送机，溜子要铺直、铺平、垫实。（2）推移工作面刮板输送机到煤帮，使溜子内侧槽帮距煤壁20CM。（3）机组向机头方向牵引正常割煤，正常支护。（4）做好初次放顶前的一切准备工作。（5）设专人观察顶板，回出的柱梁要在指定地点摆放整齐。（6）放顶时，带班矿长、队长、安全员、班组长要现场指挥。（7）全体操作人员必须听从指挥，服从安排，严格执行安全措施（初次放顶前根据实际情况制定专项的初采初放措施）。2末采放顶的顶板管理及安全技术措施（1）工作面推进至距离停采线5M时，停止放顶煤。工作面推进至停采线时清理好安全出口，使之畅通。首先把工作面不用的设备回收，而后由工作面机头开始向机尾回撤支架。（2）工作面全部设备撤出后，封闭两个顺槽口，顺槽口密闭应在顺槽内距采区运输巷不大于5M。（3）带班矿长、队长、安全员、班组长现场指挥。（4）全体操作人员必须听从指挥、服从安排、严格执行措施。（5）末采放顶后通风科负责及时调整通风系统（末采放顶前，根据实际情况制定专项安全措施）。第四节设备配置一、机电设备配备表（1）MG160/380WD型采煤机型双滚筒联合采煤机技术特征表（2）ZF3800/16/26型支架技术特征表（3）ZFG4000/17/28型支架技术特征表（4）DTL80/40/240型皮带运输机技术特征表（5）SGZ630/220型工作面刮板运输机技术参数表（6）SZZ730/110型转载机技术参数（7）PLM1000型破碎机技术参数表（8）BRW315/315型乳化液泵技术参数表（1）MG160/380WD型采煤机项目技术参数项目技术参数采高范围1828M机组高度1140适用倾角35下切深度320截深600供电电压1140V最大采高2980截割功率2160KV两臂回转中心距6200配套滚筒直径1600喷雾方式内、外冷却方式水冷（2）ZF3800/16/26型支架项目参数项目参数初撑力3206KN移架步距06M工作阻力3800KN泵站压力315MPA支架高度1626M操作方式本架操作支护宽度143160M最大控顶距4480M支护面积522最小控顶距3480M平均支护强度72797KN/M2对底板的平均比压119MPA最小梁端距0388M安全阀额定开启压力3733MPA中心距15M（3）ZFG4000/17/28型支架项目参数项目参数初撑力3206KN移架步距06M工作阻力4000KN泵站压力315MPA支架高度1728M操作方式本架操作支护宽度143160M最大控顶距4797M支护面积570最小控顶距3797M平均支护强度70231KN/M2对底板的平均比压14MPA最小梁端距0393M安全阀额定开启压力393MPA中心距15M（4）DTL80/40/240型皮带运输机项目参数项目参数输送能力400T/H张紧电机功率4KW皮带速度2M/S张紧电机电压660/1140V带宽800张紧绳速767M/S储带长度50100M卷带电机功率4KWH架高度1000卷带电机电压660/1140VH架宽度1600卷带绳速042M/S电机功率240KW机头调高架长27M供电电压660/1140V机头外形尺寸418324951665转速1470RPM机尾外形尺寸162801620676传动滚简直径500（5）SGZ630/220型工作面刮板运输机项目参数项目参数输送量450T/H刮板链型式中双链刮板链速度10M/S链环规格2286C（）电机功率2110KW刮板链间距100M电机型号YBS110A中部槽型式整体铸焊封底溜槽减速器减速比29362中部槽规格1500590252（）中部槽间连接形式哑铃牵引方式齿轮销轨式（6）SZZ730/110型转载机项目参数项目参数机头高度1629电机功率110KW机头最大宽度2083电机型号YBS110A总长度40M供电电压660/1140V输送能力600T/H减速器型号JS110皮带可伸缩长度12M（7）PLM1000型破碎机项目参数项目参数破碎能力1000T/H电机型号YBS110A外形尺寸354018741710电机功率110KW机身重量141866KG电机转速1475R/MIN最大输入块度700（宽）700（高）破碎锤头冲击转速20M/S转动惯量890KG破碎主轴转速370R/MIN（8）BRW315/315型乳化液泵项目参数项目参数进口压力常压曲轴转速650R/MIN公称压力315MPA电机转速1480R/MIN公称流量315L/MIN电机功率200KW柱塞直径45MM工作液乳化液柱塞行程66MM总重量45T外形尺寸（）3380（长）1235（宽）1360（高）卸载阀恢复工作压力卸载阀调定压力的7585安全阀出厂调定压力347362MPA卸载阀出厂调定压力315MPA第三章顶板控制第一节支护设计一、液压支架选型设计1液压支架的选型结合我国架型选择要求和润宏煤业的实际情况，工作面中间支架采用ZF3800/16/26型液压支架，排头、排尾支架采用ZFG4000/17/28型液压支架。2支架说明书排头架ZFG4000/17/28型支架技术特征为初撑力3206KN工作阻力4000KN支架高度1700/2800MM支护强度055MPA支护宽度1430/1600MM中心距1500MM支护面积78075M2对底板平均比压14MPA泵站供液压力315MPA最大控顶距5205M最小控顶距4605M支护形式即时支护操作方式本架操作中间架ZF3800/16/26型支架技术特征为初撑力3206KN工作阻力3800KN支架高度1600/2600MM支护强度060064MPA中心距1500MM支护面积63对底板平均比压119MPA泵站供液压力315MPA最大控顶距4468M最小控顶距3868M支架重量12T支护形式即时支护操作方式本架操作本工作面端面距规定为不大于340MM，超过规定要在支架前梁上支设板梁。附图1301综采工作面支架布置（包括机头、机尾超前支护布置）平面示意图附后3支架支撑高度的确定最大高度HMAXHMAXS1S338031823M式中HMAX煤层最大高度，取38M；（回采上分层时探底眼最长38M）S1伪顶或浮煤冒落高度，一般取200300MM；S3放顶煤冒落高度，取18M。最小高度HMINHMINS2AB240020050502100MM21M式中HMIN开采高度取2400MM；S2顶板最大下沉量，一般取200MM；A支架移架时所需最小降架量取50MM；B浮煤厚度按50MM计算。4支架支护强度计算根据支架支护强度估算法PNHL（68）242573700849344T/M2。取50T/M2，即050MPA。式中N支架载荷相当采高岩重倍数。中等稳定顶板以下取N68；H采高，取24M；L顶板岩石容重，取257T/M3。5支架工作阻力确定中间架ZF3800/16/26型F18MS1G8252722（34815）98278493KN3800KN排头、排尾架ZFG4000/17/28型F28MS2G8252722（379715）98303862KN4000KN式中F1工作面中间架上覆岩层所需工作阻力；KNF2排头、排尾架上覆岩层所需工作阻力；KNS1中间架最小控顶距时的护顶面积；M2S2排头、排尾架设计支护面积；M2初撑力验算根据工作面顶板岩性及相邻工作面回采经验，为使相邻支架错差不超过顶梁高的2/3,从而达到整体支护要求，支护顶板所需初撑力取不低于质量标准化中规定值30MPA的80，即30MPA8024MPA。F初4D2/4241064314022/42410630144KN3206（KN）式中D工作面所用两种支架立柱油缸直径；M底板比压的计算该面直接底为砂质泥岩，该底板允许的抗压强度为665MPA，大于支架对底板的比压119MPA、14MPA，故本工作面所选支架的底板比压性能满足要求。经过对所选支架的支护强度、工作阻力、初撑力、底板比压的验算，所选支架满足支护要求ZFG4000/17/28型型排头、排尾架以及ZF3800/16/26型中间架，其技术参数见下表。61301下分层综采放顶煤工作面共设计最多配套了71个支架，其中排头、尾架共4架，支撑高度170280M，该种排头支架采用单架式，减轻了支架重量，便于移架，采用正四连杆式结构，既留有行人空间，又满足前、后溜机头布置空间，结构设计合理。中间架124架，支撑高度1733M，每个支架均采用手动控制阀进行控制。二、乳化液泵站1泵站型号、数量1301工作面配乳化液泵型号为BRW200/315A，2台。2泵站设备位置泵站位于改造巷与煤库的联络贯内。3泵站使用规定开泵前，应首先检查齿轮箱和滴油池里油质、油位是否符合标准，泵体各部位螺丝是否紧固，各管路连接是否正常，乳化液配比是否达到标准，确保无误后方可送电开机。开泵时，要首先点动试车2次，无其它异常情况后，再启动持续开泵。司机严禁离开岗位，如果离开则必须停止设备运转。液压泵运转过程中，不能出现窜、漏液现象。泵站压力不低于315MPA，压力表必须完好，指示准确。泵站管路必须悬挂整齐，磨损严重的管路应及时更换，更换管路时要护好管头，防止杂物进入泵体。乳化液配比浓度达到35，使用专用油桶和油抽子，液箱上必须使用过滤网。更换管路或检修泵体时，必须要从开关上停电挂牌，并对系统卸载之后再进行处理。泵站在运转过程中，若出现异常声音，震动较大，压力、温度持续升高或打压不正常等特殊情况，应该立即停泵检查，认真分析处理。工作面顶板管理一、顶板支护1工作面支护工作面布置67架ZF3800/16/26型综采支架，4架ZFG4000/17/28型端头支架，共计71架支架，支护工作面顶板。工作面支架的中心距为1500MM，最大控顶距为4468MM，最小控顶距为3868MM，端面距不大于340MM。2端头支护端头采用两架ZFG4000/17/28型排头架和DW3130/110型液压单体柱相结合方式进行支护，前后溜子机头靠排头架外侧100200MM架设R1504000MM的红松圆木梁带小平面的对接抬棚支护，靠对接抬棚外侧架设45米型钢梁抬棚,随工作面推进前移，在前溜机头靠煤壁侧、后溜机头靠老塘侧及前后溜机头间走向抬棚和巷道棚梁交叉点下打点柱支护。二、初次放顶及步距放顶1初次放顶工作面初采措施附后。2步距放顶工作面参数及顶板岩石性质。3煤层1301工作面走向长400M，倾向186M本工作面为3煤层灰黑黑色，以亮煤为主，次为镜煤、暗煤，镜煤多呈透镜状或薄层状，似金属光泽，条带状结构，层状构造，参差状、阶梯状断口，条痕为灰黑色，内生裂隙较发育，质坚硬，性脆易碎，据寺河精查地质报告，其视密度值为145T/M3，宏观煤岩类型为光亮型煤。该工作面煤层倾角为13，平均为15，煤层总厚度平均375M（上分层已采25M），稳定可采。根据顶板岩石性质以及已采的1301上分层工作面矿压观测结果，确定直接顶初次放顶步距为16M范围内；老顶初次垮落步距在3035米范围内；老顶周期来压步距在1520米范围内。三、特殊时期的顶板管理（一）来压及停采前的顶板管理1工作面初次来压前必须编制专门安全技术措施。2工作面初次来压和周期来压期间,应加强来压的预测预报。3工作面支架初撑力不低于315MPA，安全阀开启压力349MPA，轨道、运输顺槽除端头对梁支柱要求初撑力不低于1146MPA外,其它单体支柱初撑力也不得低于1146MPA，安全阀开启压力20MPA；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，预防冒顶。4加强上、下端头顶板管理,打好密集柱，柱距03米，排距06米，并拴齐防倒绳。5工作面末采时要编制专项末采措施，加强顶板管理。工作面推进至停采线时，将工作面顶帮支护好，工作面浮煤清理干净。工作面回撤设备时，首先把工作面进风设备及工作面溜子回收，而后由工作面机头侧向工作面机尾侧回撤支架。工作面每撤一个支架在所撤支架处打两根木点柱，每撤四个支架在已回撤的支架空间打一个木垛或在煤帮侧支设不小于2米的斜撑木柱，以维护撤架空间，保证通风。如果通风效果不良，则应配备风机向工作面回撤支架作业点供风。6工作面全部设备撤出后，封闭两个顺槽口，顺槽口密闭应在顺槽内距运输巷及回风巷不大于5M顶帮完好、支护有效的地段。第三节运输巷、回风巷及端头顶板控制一、工作面超前和端头顶板支护1运输顺槽三排超前支护为一排紧靠转载机靠人行道侧支设（顺槽转载机靠西帮侧安设），另两排分别支设在运输顺槽东、西两帮侧距原支护柱腿不大于02米处保持行人通道不小于08米，三排保持平行，各自成一直线。回风顺槽三排超前支护为两排分别支设于距原顺槽支护柱腿03米处，中间一排支设于巷道中线处，三排保持平行，各自成一直线。工作面两顺槽的超前支护采用DW3130/110型单体液压支柱配合28M型钢梁支护。超前支护的支设方法A、替换钢棚将顺槽原钢棚替换为木梁加单体液压柱组成的支架，每次替换长度以34架为宜，遵循先支后撤的原则。即在所要替换的钢棚附近支设木梁加液压柱组成的支架控制顶板后，撤除原钢棚（撤除时用单体柱支设于原棚架腿附近钢梁下，然后撤除钢架腿，再由三人协同操作，一人放柱，两人扶梁，放下钢梁），然后在原钢棚处支设木梁加液压柱组成的支架（木梁与原钢梁长度相同，液压柱支设于木梁两端并栓绳防倒），再撤除前期支设的木梁加液压柱支架（方法与撤除钢梁相同）。B、支设超前支护型钢梁加液压柱支护，钢梁要与前期支设的钢梁梁头相对，一梁不少于三柱并栓绳防倒。2工作面端头支护工作面端头采用迈步长钢梁对梁支护（L28M型钢梁）。长钢梁将工作面的机头（尾）支架外侧至顺槽煤帮顶板覆盖，一梁不少于三柱。每对型钢梁间距不得大于01M，每组对梁中心间距不大于06M,保持人行道不小于07M。对梁和综采过渡液压支架间最大距离不大于03M。每组型钢梁间靠空区侧增设两根戴帽点柱以切顶及挡矸，保持密柱间距不大于03M，支设密集支柱的区域均要支打有效戗棚，戗棚梁使用适当长的16CM的优质松木，一梁不少于两柱，戗棚柱倾向矸山侧，与垂直方向夹角为7585。工作面运输、回风顺槽与工作面切顶线放齐。二、工作面端头及安全出口的管理端头采用沿走向架设的钢棚对梁进行支护。梁使用型钢梁，柱子使用DW3130/110型单体柱，每对梁由两根型钢梁组成，梁间距不大于100MM，每根梁必须保证不少于一梁三柱，每组型钢梁间距为06M，钢梁移动采用交替迈步前移，移动步距为06M。型钢梁前移时，顺槽必须保证型钢梁落山侧梁头与液压支架尾移齐。两端头切顶线处各打一排密集切顶柱，柱距不大于03M。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。前移方法采用迈步式前移，即先前移对梁中的一根梁，由三人协同操作，一人放柱，两人扶梁，将钢梁前移一个步距（06M）后按要求支设好液压柱并栓绳防倒，然后用相同的方法前移另一钢梁。如此方法前移所有端头支护对梁。端头对梁前移后不可避免的要与顺槽超前支护的钢梁交汇，在此情况下不可撤除超前支护的钢梁，只有待端头支护对梁与最近一超前支护钢梁移齐后方可撤除超前支护钢梁及其液压柱。切顶支护的回撤、放顶方法切顶支护的回撤、放顶作业在端头支护前移完成后进行，严格执行先支后撤的原则。先撤除戗棚支护木梁，然后将戗棚支护液压柱重新支设于对应的切顶支护木梁上，在新切顶线支设切顶柱（留设一06M宽的出口以便回撤原切顶支柱），然后逐步回撤切顶支柱（从过渡支架处开始，回撤支柱时要一人操作，面向矸山侧，保证退路畅通，一人观察顶板，确保安全），直至原切顶线支柱全部回撤完毕后，支设新切顶线剩余的06M空间，最后按要求支设好戗棚支护。安全出口的高度不得低于18M，宽度不小于08M，上、下出口超前支护符合煤矿安全规程要求。三、支、回柱工艺1支设单体柱时，至少3人配合完成，1人观察顶板变化，1人支设单体柱，1人运输物料，将单体液压支柱缓慢升起，且升柱时要将单体液压支柱三用阀嘴调整到指向老塘方向。当柱帽接触到工字钢、木料时，操作注液枪的人继续操作，另2人撤到3M以外的安全地点，使单体液压柱逐渐达到初撑力。为防柱倒伤人，所有液压单体柱都必须用铁丝串紧与顶板生根。2回撤所有液压单体柱时，作业人员必须站在安全地点作业，并且3M范围内禁止其他人停留，至少3人配合完成，1人观察顶板变化，1人回柱，1人运输物料，并安排有经验的老工人现场指导。回撤单体液压柱时，应先里后外，回柱前，要详细检查周围支护情况；两巷放顶后，在后溜后方要多出1M控顶距，以免后方喷碴埋住后溜；运顺端头放顶必须在转载机溜尾拉移后进行。四、工作面安全出口的管理1支护形式两巷端头安全出口不得低于18M，人行道宽度不得小于08M，单体液压支柱行程不得小于150MM。工作面回出的钢梁和梁腿等一切杂物都要及时运出工作面超前支护段，并分类堆放整齐，定期出井回收。2支、回柱质量控制标准两巷超前支护单体柱必须成一直线，偏差不超过100MM，初撑力90KN。单体柱符合完好标准，失效柱严禁使用。所有支柱三用阀朝向一致，必须用绳子连接成一体，并与顶网连接，以防歪倒伤人。两巷端头安全出口不得低于18M，人行道宽度不得小于08M，单体液压支柱行程不得小于150MM。上下两顺槽每班由专人负责检查支护情况，当矿压显现超过支护范围时，应根据现场实际顶板破碎下沉、巷道变形严重的程度，可沿走向加密支护,进入超前支护段时，可作为上下顺槽的超前支护形式，但排距不大于1000MM。端头切顶线支设的密集支柱，柱间距不大于05M，坚持先支后回制度，回密集柱前，按端头回柱步距支好超前排密集支柱（排距不大于08M），超前排密集柱中间留有0510M的出口，以利于后排密集柱的回撤。后排密集柱回撤完毕，前排密集柱中间出口处补支单体柱，使其间距不大于05M。端头回柱原则上与支架后尾梁齐，超前或滞后此支架位置不得超过08M，回柱时必须保证3人以上，有专人进行安全监护。铁鞋钻底量超过100MM时，单体液压支柱必须穿铁鞋。铁鞋的尺寸为300300MM。3与其他工序之间的衔接关系采煤机进两端头时，严格禁止支、回单体液压支柱；禁止人员通过三角区。五、支护材料的使用数量和存放管理运输顺槽、回风顺槽超前支护分别需支设长度不小于20M，需要支设DW3130/110支柱72根、72根、48根，L28M的型钢梁24根、24根、16根，L36M型钢梁4根，L40M型钢梁4根，两端头支护和切顶支护需DW3130/110支柱70根，型钢梁18根，合计需要270根单体支柱，98根型钢梁。按10的备用量计算,共计需300根单体液压支柱,102根型钢梁。要求1支柱、顶梁要建帐统一管理，现场牌板与实物相符。2支柱、顶梁码放整齐，损坏的柱、梁不得使用，及时更换上井。3支护材料存放于回风顺槽距工作面5080M处，距轨道距离不少于05米,有10M以上宽度的人行道和必需的运输通道，专人负责并挂好标志牌。第四节矿压观测一、矿压观测内容（一）支架支护阻力监测1观测目的通过此项观测，主要了解本采煤工作面顶板运动规律及顶板对支架产生的压力特征，由此可确定顶板初次来压和周期来压强度，掌握综放面的矿压显现规律。根据1301上分层工作面的矿压显现规律，预测本工作面的来压步距为1520M。为了掌握本工作面矿压显现规律，在本工作面布置矿压观测站，以便本队领导及技术人员及时掌握工作面情况，并及时在班前会贯彻落实，同时由本队采取相应措施。2观测内容。支架受力主要是立柱受力测定，包括测定受力时间和工序。3工作面支护质量监测。将整个工作面分为10个测站，每个测站包括7个支架，对液压支架初撑力、工作阻力进行监测，确保工作面支护质量，准确及时地预报工作面顶板来压，保证安全生产。（二）数据处理1由专人每三天对工作面矿压观测压力表显示的数据进行统计。2对统计数据进行整理，求出最大值和平均值，对顶板动态进行综合描述，作为来压预计的依据。（三）组织措施1观测前，掌握观测技术要领和方法，严格按本设计要求进行观测。2工作面开始观测后，要及时对观测数据进行整理，随时掌握现场动态，及时指导现场施工。第四章生产系统第一节运输一、运输设备及运输方式运输设备运煤设备型号转载方式刮板输送机SGZ630/220自动破碎机PLM1000自动转载机SZZ730/110自动胶带输送机SSJ800/402自动二、移溜、移转载机方式移溜都是利用支架推移千斤顶来完成的；移转载机是利用转载机自移系统完成的。辅助运输设备辅助运输设备型号运输方式双速多用绞车JDSB19钢丝绳牵引调度绞车JD25钢丝绳牵引三、运煤路线煤由工作面刮板输送机转载机13011巷1101巷煤库630主运输大巷主斜井地面。（工作面运输系统图附后）四、辅助运输路线材料由地面材料场斜井630主运输巷630辅助运输巷1101巷13011运输巷工作面。（工作面运输系统图附后）第二节通风系统一、通风方式1301下分层综采放顶煤工作面采用“U”型通风方式；其中13011巷为进风巷，设计长度为500M；13012巷为回风巷，设计长度为517M。二、通风路线主斜井630主运输大巷副立井630辅助运输巷1101巷13011巷工作面13012巷2106巷1110巷总回风巷风井地面排空三、风量计算根据晋煤Q/JMJ100012013试行标准中煤矿矿井风量计算方法要求，由于1301下分层综采放顶煤工作面绝对瓦斯涌出量为729M3/MIN，矿井为高瓦斯矿井，因此风量计算应采用高瓦斯矿井风量计算方法。计算过程如下1工作面需风量计算按气象条件计算Q采6070V采S采K采高K采面长607015（38684468）/2251510985（M3/MIN）式中Q采采煤工作面需要风量，M3/MIN；V采采煤工作面的风速，按采煤工作面进风流的温度从表1选取；工作面进风流气温20，应取风速值10M/S，但综合考虑防尘最佳效果选风速值为15M/S较适宜；S采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S采工作面控顶距L最大L最小/2工作面实际采高；K采高回采工作面采高调整系数（见表2）；取15；K采面长回采工作面长度调整系数（见表3）；取10；60为单位换算产生的系数。70有效通风断面系数；表1采煤工作面进风流气温与对应风速调整系数采煤工作面进风流气温（）采煤工作面风速（M/S）20102023100110232611012526281251402830140160表2采煤工作面采高调整系数采高/M2020252550及放顶煤面系数K采高101115表3采煤工作面长度调整系数按照瓦斯涌出量计算根据煤矿安全规程规定，按采煤工作面回风流中瓦斯浓度不超过1的要求计算Q采100Q采KCH4100729141021（M3/MIN）回采工作面长度/M长度调整系数K采面长1508158008098012010120150111501801218013015式中Q采回采工作面实际需要风量，M3/MIN；Q采回采工作面回风巷风流中的平均瓦斯绝对涌出量，取729M3/MIN；KCH4采面瓦斯涌出不均衡通风系数。（正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日瓦斯绝对涌出量的比值）。取14100按采煤工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1的换算系数按照二氧化碳涌出量计算根据煤矿安全规程规定，按回采工作面回风流中二氧化碳浓度不超过15的要求计算Q采67Q采KCO267081580（M3/MIN）Q采回采工作面实际需要风量，M3/MIN；Q采回采工作面回风巷风流中二氧化碳的平均绝对涌出量，取08M3/MIN；KCO2采面二氧化碳涌出不均衡通风系数。（正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对二氧化碳涌出量与月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值）。取1567按采煤工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过15的换算系数按炸药量计算（现采用三级矿许用炸药，该工作面为综采工作面正常情况下不需要炸药，预见矸石等特殊情况时，才需要使用炸药）A一级煤矿许用炸药Q采25A（M3/MIN）每千克炸药供风量25M3/MINB二、三级煤矿许用炸药Q采10A（M3/MIN）每千克炸药供风量10M3/MINQ采10A1010100M3/MIN式中A一次爆破炸药最大用量，取10KG。25每千克一级煤矿许用炸药需风量，M/MIN；10每千克二、三级煤矿许用炸药需风量，M/MIN。按回采工作面同时作业人数验算每人供风4M3/MINQ采4N采440160（M3/MIN）式中N采采煤工作面同时工作的最多人数，取交接班时最多40人；4每人需风量，M/MIN按风速进行验算A验算最小风量无瓦斯涌出的岩巷Q采60015S采有瓦斯涌出的岩巷，半煤岩巷和煤巷（综采面为有瓦斯涌出煤巷）Q采60025S采B验算最大风量Q采6040S采C综合机械化采煤工作面，在采取煤层注水和采煤机喷雾降尘等措施后，验算最大风量Q采6050S采15S采Q采240S采1594141（M3/MIN）QMAX1021（M3/MIN）240942256（M3/MIN）式中S采工作面平均断面积，取94M2通过以上计算及验算，回采工作面需风量取最大值，即Q采1021（M3/MIN）由上面计算过程可见，1301综采工作面需风量取1021M3/MIN符合规程规定。四、监测系统设计1依据及标准根据晋煤Q/JMJ100442013试行标准甲烷传感器设置规范中关于工作面采用“U”通风方式时，工作面甲烷传感器设置标准进行设置。1301下分层放顶煤综采工作面共设4个甲烷传感器T、T0、T1、T2，详细参数设置见表5。1301工作面瓦斯传感器设置标准编号地点名称悬挂位置（以顶板完好，无淋水为准）悬挂标准（支架内侧为准）报警值（浓度）断电值（浓度）复电值（浓度）T煤仓上口煤仓溜煤眼上方距顶300MM距帮200MM081212T0上隅角13012巷内回风隅角煤柱侧距最后一排支架切顶线处，距煤壁06M处距顶300MM距帮200MM081208T1工作面13012巷内距工作面煤壁线10M处距顶300MM距帮200MM081208T2回风流13012巷内距回风口1015M处距顶300MM距帮200MM0808081301下分层综采面所有瓦斯传感器断电范围均为工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备。2悬挂标准及要求甲烷传感器应垂直悬挂，距顶板（顶梁）不得大于300MM，距巷道侧壁不小于200MM。悬挂点前后5M内支护良好，顶板、两帮无片帮、淋水。甲烷传感器报警断电后，必须等到巷道中的瓦斯浓度降到规定浓度以下时，只允许人工复电。五、综合防尘系统1洒水喷雾数量计算1301下分层综采放顶煤工作面进、回风巷各铺设一趟防尘管路，即13011巷、13012巷各铺设一趟防尘管路。进风巷防尘管路供水用于本巷道净化水幕、转载点喷雾、破碎机喷雾、工作面机组、支架喷雾、冲洗巷道；回风巷防尘管路供水用于本巷道煤层注水、净化水幕。由于进风巷用水量大于回风巷用水量，故以下按进风巷进行计算。表6防尘用水设施安装数量情况用水设施净化水幕转载点喷雾破碎机喷雾机组内喷雾机组外喷雾移架喷雾放煤喷雾喷嘴数量8个/道3个36个5个17个2个/架2个/架备注两架同时移架两架同时放煤由表6中各用水设施及使用状况可得，同时开启喷嘴数量应为8365174447个。（1）洒水喷雾单咀流量计算VW40ML/S0D82WP4108636102式中VW耗水量，M3/S；D0喷嘴的喷口直径，M；矿井所用喷雾喷嘴直径1MM；PW喷水压力，PA；根据煤矿安全规程相关规定，采煤机组外喷雾必须达到15MPA，内喷雾必须达到2MPA；W水的密度，1000KG/M3；（2）每小时防尘洒水流量计算VL474036006768000ML/H677M3/H2煤层注水（1）注水方式施工注水钻孔进行静压注水，将注水钻孔直接连接在进风巷防尘供水管路上进行注水。静压注水速度一般为00010027M3/（HM），采用静压注水方式对煤体进行渗透，加大煤体的湿度，从而降低工作面煤尘。如图1所示抽放钻孔供水干路三通流量表压力表截止阀工作面图1利用顺层瓦斯抽放钻孔进行煤层注水示意图（2）注水钻孔参数钻孔间距135M；钻孔长度钻孔长度设计为100M；钻孔直径钻孔直径为75MM。（3）注水参数1注水压力通常，透水性强的煤层采用低压（小于3MP）注水，透水性较弱的采用中压注水（310MP）注水，必要时采用高压注水（大于10MP）。根据我矿煤质及煤层特性（瓦斯抽放使得煤体的孔隙率和破碎程度增大），选择低压注水。2注水量注水量是影响煤体湿润程度和降尘效果的主要因素。它与工作面倾向长度、煤厚、钻孔间距、煤的孔隙率、含水率等多种因素有关。一般，厚煤层为0025004M3/T。机采工作面及水量流失率大的煤层取上限值。根据AQ10202006煤矿井下粉尘综合防治技术规范有关标准，1301工作面将利用抽放钻孔注水，注水后煤质水分增量至少为15。1301下分层综采放顶煤工作面抽放钻孔间距为45M，注水孔间距取135M（345M，后期采用施工注水孔），则单个注水孔注水量为MLHLK1202413514510001581103KG即81M3式中L工作面煤壁长度，110M；H采面平均厚度，25M；L注水钻孔间距，135M；P工作面煤的密度，145103KG/M3；K煤体水分增量，15；注水量及注水有关工作，由防尘队建立专门的煤层注水管理台帐，并监督实施。3注水时间每个钻孔的注水时间与钻孔注水量成正比，与注水速度成反比。在实际操作过程中，在预测的湿润范围内的煤壁出现均匀“出汗”现象，则可判定已达到预期效果，“出汗”后再过一段时间可结束注水。（4）施工方法1钻孔的拆除根据工作面推进情况，在距工作面煤壁40100M时拆除该区段的抽放钻孔进行注水。2注水钻孔的连接每个抽放钻孔经蛇形软管、快速变径、截止阀并入高压液管。高压液管上安装注水压力表和注水流量表经过三通截止阀并入供水干管。3注水打开三通截止阀、各钻孔截止阀进行注水。当压力表稳定、流量表读数稳定或每组注水量大于85M3时或煤壁有“出汗”现象（煤壁大面积渗出水珠），即可关闭本组注水孔截止阀，进行下一循环注水。4拆除每组注水钻孔在注水量满足85M3或压力流量稳定两天时可提前拆除。5相关注意事项连接注水钻孔时，首先在供水干路上接截止阀、注水压力表和注水流量表。供水支路由三通、高压液管和蛇形软管通过快速变径连接而成。在供水支管上安装截止阀，防止注满水后水往外溢。注水钻孔连接好后，安排专人每班对注水流量和注水压力进行观测二次并检查注水区的连接、注水情况，做好记录，发现有钻孔注水管脱落或溢水等情况时，及时进行处理。每个注水钻孔孔口必须悬挂钻孔参数说明牌板，内容符合集团公司及矿标准化有关要求。注水完毕的钻孔要及时用水泥进行封闭。（5）冲洗巷道用水量计算综采工作面三八制作业，日常冲洗巷道的用水量按25M3/D考虑。参考1302工作面实际注水情况，单孔注水时间为三天，每天注水量则为81327M3。综上所述，工作面每天最大需水量为V677162725160M3（6）综合防尘措施1工作面进回风巷道必须敷设防尘管路，进风巷每50M设一处三通阀门，回风巷100M一处三通阀门，所有阀门必须设在方便人员操作的地点，手轮、手把必须齐全可靠，便于开启。2防尘管路使用铁管时，必须统一刷绿漆，并安设平直，吊挂牢固，吊挂间距不大于5M，不得拐死弯，接头严密不漏水。3采煤机必须安装内、外喷雾装置。截煤时必须喷雾降尘，内喷雾压力不得小于2MPA，外喷雾压力不得小于15MPA，且内外喷雾必须雾化良好，能够覆盖全滚筒，喷雾流量应与机型相匹配。如果内喷雾不能正常喷雾，外喷雾压力不得小于4MPA，无水或喷雾装置损坏时必须停机。4进入采煤机喷雾及冷却系统的水必须经过过滤器净化。5若采煤机喷雾压力达不到要求，必须设置两台喷雾加压泵站，一台使用，一台备用。6每个支架安装一组移架自动喷雾，且应均匀布设。每个支架放煤口处应设一组自动放煤喷雾。架间喷雾与放煤喷雾应能实现与移架、放煤同步，并保持完好，喷雾压力达0815MPA。7前、后溜机头，转载机机头，各部皮