11532工作面综合防治水设计及安全技术措施定稿

目录第一章概况3第一节工作面位置及井上下关系3第二节煤层3第三节煤层顶底板情况4第四节地质构造6第五节水文地质6第六节问题及建议6第七节影响回采的其它因素7第八节储量及服务年限7第二章采煤方法8第一节巷道布置8第二节采煤工艺8第三节设备配置12第三章顶板管理18第一节支护设计18第二节工作面顶板管理19第三节回采巷道及端头顶板管理20第四节矿压观测23第四章生产系统24第一节通风24第二节压风26第三节综合防尘26第四节防隔爆27第五节安全监控28第六节供电系统30第七节排水系统37第八节运输系统38第九节通讯、照明、信号38第五章劳动组织和主要经济技术措施39第一节劳动组织39第二节主要经济技术指标40第六章煤质管理41第七章安全技术措施42第一节一般规定42第二节顶板管理42第三节综合防治水措施45第四节“一通三防”及安全监测46第五节运输管理49第六节机电管理51第八章灾害应急救援措施、六大避险系统及避灾路线67第一节灾害应急救援措施67第二节六大避险系统70第三节避灾路线73第1章概况第1节工作面位置及井上下关系一、工作面的位置11532工作面北为F10断层；南为F12断层（距运输顺槽440M左右）；东为115轨道大巷及750南皮带大巷（一采区段）和115回风大巷；西为未掘区域。上覆为108采空区的两条下山巷道及10806相邻采空区，层间距约为80M左右。工作面底板最高标高为670M，最低标高为530M，工作面走向长159M，倾向平均长592M，可采平均长550M，可采面积为88024M2。二、地面相对位置北、东南为草地及山地；西部有一条小路；地面大部分为黄土覆盖，有松柏树及果树，出露地层为Q23、P2S1。三、回采对地面的影响工作面与淖马村供水站留有安全煤柱，不会对其造成影响；回采后会形成采动裂隙与地表塌陷。表11井上下关系表第2节煤层一、煤层厚度本地区分布有两个钻孔，北部为CK10钻孔，煤厚为679M；东部为CK5钻孔，煤厚为738M；该工作面煤层较稳定，煤层厚度在60M679M之间，平均煤厚为65M，含夹矸两层分别在005040M之间，夹矸厚度不稳定。本次开采为综采放顶煤，采取一采一放。二、煤层产状煤层倾角1220之间。煤层名称15水平名称750采区名称一采区工作面名称11532地面标高（M）932970工作面标高（M）530670地面位置北、东南为草地及山地；西70M为淖马村供水站；地面大部分为黄土覆盖，有松柏树及果树，出露地层为Q23、P2S1。井下位置及四邻采掘情况北为F10断层；南为F12断层（距运输顺槽440M左右）；东为115轨道及750南皮带大巷（一采区段）和115回风大巷；西为未掘区域。上覆为108采空区的两条下山巷道及10806相邻采空区，层间距约为80M左右。回采对地面设施的影响工作面与淖马村供水站留有安全煤柱，不会对其造成影响；回采后会形成采动裂隙与地表塌陷。三、煤层结构煤层结构为10（01）399（03）14四、煤质煤层牌号M102；A1156；V1293；S277。表12煤层特征情况表煤层结构（M）煤层总厚（M）679M10（01）399（03）14煤层倾角（）1220可采指数979变异系数（）18稳定程度稳定煤层情况该工作面煤层较稳定，煤层厚度在60M679M之间，平均煤厚为65M，（具体详见11532工作面平剖综合图）；含夹矸两层分别在005040M之间，夹矸厚度不稳定。MAVQFCSY工业牌号10211561293358161122770PM煤质情况第3节煤层顶底板情况一、煤层顶板老顶中粒砂岩，灰色中粒，石英质为主，上部为粘土，并加有页岩块，有小裂缝，下部致密，坚硬，含云母，中部夹一段砂页岩，厚度1731M；页岩，黑灰色，上部含砂性大，致密，断口参差不齐，含植物化石，厚度425M。直接顶石灰岩（L1）灰黑色，致密，性坚硬，有裂缝漏水，下部夹03M页岩，厚度271M。伪顶页岩，岩性疏软，厚度030M。二、煤层底板直接底页岩，黑色粘土页岩，含植物化石，性疏软，厚度266M。老底中粒砂岩，灰白色，上部约1M，含黄铁矿，次为黑色矿物，胶结疏松，颗粒分选不够好，为棱角状，石英颗粒，含页岩包容物，漏水，厚度1346M。三、煤层综合柱状煤层情况见煤层柱状图。附表煤层顶底板情况表表13煤层顶底板情况表顶板名称岩石名称厚度（M）岩性特征中粒砂岩1733灰色中粒，石英质为主，上部为粘土，并加有页岩块，有小裂缝，下部致密，坚硬，含云母，中部夹一段砂页岩。老顶页岩425黑灰色，上部含砂性大，致密，断口参差不齐，含植物化石。直接顶石灰岩（L1）217灰黑色，致密，性坚硬，有裂缝漏水，下部夹03M页岩伪顶页岩030岩性疏软直接底页岩266黑色粘土页岩，含植物化石，性疏软煤层顶底板情况老底中粒砂岩1346灰白色，上部约1M，含黄铁矿，次为黑色矿物，胶结疏松，颗粒分选不够好，为棱角状，石英颗粒，含页岩包容物，漏水。第四节地质构造本工作面构造在运输顺槽车场掘进过程中揭露F113M28逆断层，切眼在掘进过程中遇F209M56和F322M68两条断层；F10断层为工作面北部边界断层，断层对回采有影响。表14断层对回采影响统计表构造名称走向倾向倾角性质落差对回采的影响程度F109518575正断层70M北部边界F12329328逆断层13M影响较小F28035056正断层09M影响较小F38517568正断层22M影响较小第五节水文地质该工作面底板标高为530M670M，奥灰水位标高为778M，奥灰承压水压力最大为248MPA，主要充水因素为上覆108采空积水、15煤层顶板L1、L2灰岩裂隙水。针对工作面水文地质情况，特制定如下综合水文地质措施1、在工作面回采前已进行物探，并根据物探结果，对异常区域进行了探测及对整个工作面进行了有采必探，并无异常发现，在该工作面回采期间，须严格执行11532工作面综合防治水设计及安全技术措施。2、该区域属带压开采，奥灰承压水压力最大为25MPA，在太原东山煤矿奥灰水带压开采安全性评价报告中提出，在断裂发育简单区，突水系数小于等于006MPA/M为安全区域，11532工作面突水系数小于006MPA/M，属于安全区域。3、该工作面上覆108采空积水（层间距80M左右），探水队在运输顺槽施工了2个钻孔，钻孔已打通108采空区，总放水量为3000M3左右，已排除了上覆采空水对本工作面的威胁。4、L2灰岩富水性不均一，顶板跨落后采动裂隙将可能导通L2灰岩富水区域，回采前由探水队对L2灰岩水的富水性进行了钻探验证，截至到目前总水量为88000M3左右，现水量减小至20M3/H左右，该工作面为仰斜开采，正常回采前须将该上覆水疏放完毕，且工作面须备足排水设施，能力不小于80M3/H。5、回采过程中，应密切观察工作面、两顺槽，发现有顶板淋水加大、底鼓并有渗水、涌水等突水征兆时，必须立即停止回采，立即撤人，并及时汇报地测科、调度指挥中心等相关部门，采取措施，确认安全后方可回采。6、回采过程中，地测科每月对回采工作面进行水情水害分析预报，并提出有针对性的防治水措施。7、工作面所有人员须熟悉避灾路线，一旦发生水灾，能按正确的撤退路线撤离灾区。第六节问题及建议1、工作面回采时，在切眼T3导线点以南14M处有一条F209M56的正断层，T1以北8M处有一条F322M68的正断层，过断层时需制定专门措施。（具体详见11532工作面平剖综合图）。2、为防止造成水害，需在工作面须备足不小于80M3/H的排水设施及相同能力的备用泵。第7节影响回采的其它因素1、属于低瓦斯区。2、煤尘具有弱爆炸性，煤的自燃倾向性为容易自燃。附表15影响回采的其它地质情况表影响回采的其最大涌水量20（M3/MIN）正常涌水量10（M3/MIN）瓦斯属于低瓦斯区煤尘具弱爆炸性煤的自燃煤的自燃倾向为容易自燃地温正常地压正常普氏硬度（F）煤层夹矸直接顶直接底它地质情况253573第八节储量及服务年限该工作面走向长159M，可采倾向平均长550M，平均煤厚65M，煤层视密度为137TM3，地质储量为783857T，可采储量为585613T，割煤回采率95，放煤回采率84，平均回采率85，按每天6个正规循环（月工作日25天）计算该工作面服务年限为541个月。第二章采煤方法第一节巷道布置工作面轨道顺槽从车场口至G5导线点往西30M内巷道断面规格为宽40M，净高26M，净断面104M2，其余轨道顺槽巷道断面规格为宽50M，净高26M，净断面130M2，采用锚杆、锚索网、钢带联合支护，矩形断面；运输顺槽巷道断面规格为宽50M，净高26M，净断面130M2，采用锚杆、锚索网、钢带联合支护，矩形断面；工作面切眼断面规格为宽62M，净高24M，净断面1488M2，采用锚杆、锚索网、钢带联合支护，矩形断面，轨道顺槽、运输顺槽铺设轨道运料，运输顺槽铺设转载机和皮带运煤。第二节采煤工艺一、采煤工艺工作面采用倾向长壁综采放顶煤采煤法，机采高度24M，放顶煤高度41M，采放比为1171。采煤机截深06M，一采一放，割煤循环进度06M，放顶煤步距06M。二、工艺流程割煤移架推前溜放顶煤拉后溜1、割煤机组进刀方式工作面采煤机采用斜切进刀、端头割三角煤的方式，端头进刀的具体过程为（1）采煤机正常下行割煤，左滚筒在上，右滚筒在下，下行割煤至下端头。（机头滚筒为左，另一个为右）。（2）换采煤机滚筒位置，左滚筒在下，右滚筒在上。采煤机上行，直到采煤机进入前溜直线段，完成斜切进刀。（3）采煤机停止牵引，推移前溜弯曲段及机头到煤壁，保证工作面前溜成一直线。（4）换采煤机滚筒位置，左滚筒在下，右滚筒在上，采煤机上行，同时跟机移架推溜。（5）割三角煤斜切进刀时，必须保证采煤机进刀长度不小于30M，弯曲段不小于15M，机组割煤时，严禁有人及行人通过。（6）割煤采煤机前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤并清煤，割平顶底，不留伞檐，割煤时及时收回前滚筒侧13架支架护帮板以及伸缩梁不大于340MM，严防割护帮板及伸缩梁，割煤后及时伸出支架伸缩梁护顶、打出护帮板护帮。割煤顺序机头（尾）机尾（头）机尾（头）机头（尾）循环往复进行。2、移架采煤机割煤后，距前滚筒35M单架依次顺序随机移架，追机作业。顶板破碎时移架距前滚筒超过5M或顶板坚硬时移架距前滚筒超过15M，机组必须停止割煤。（1）移架操作顺序A、上下各1组支架的推溜阀片扳到推溜位置。B、收回侧护板,收回伸缩梁不大于340MM。C、操作前梁短柱千斤顶，使前梁降低，躲开前面的障碍物。、移架时应采取少降快拉带压擦顶移架，2人进行操作，1人泄柱，1人将下一支架侧护板调架油缸打出拉架。、按规定步距移架。、调整支架工作状态，使推移千斤顶与刮板输送机保持垂直，调整侧护板，使支架不歪斜，中心线符合规定，以便使工作面支架排成直线。工作面机头到机尾支架前立柱前拉一根麻绳，使支架成为一条直线，立柱前后偏差不超过50MM，架间空隙不超过200MM，中心距偏差不超过100MM。、升柱后，保持支架顶梁与顶板严密接触，调整好掩护梁与顶梁角度保证顶梁末端与顶板垂直，最大仰仰角小于7，支架垂直顶底板，采煤倾角超过15时，歪斜不超过5。顶梁接顶后继续供液约510S，使支架达到规定初撑力不小于额定初撑力的80，31648KN（24MPA），相邻支架顶梁保持平整，不能有明显错差（不超过顶梁侧护板高的2/3）；支架不挤、不咬。、伸出伸缩梁顶紧煤壁、打出护帮板护帮。使用护帮板注意事项1）、机组割煤时，支架操作工提前13架将支架护帮板收回成45夹角时停止，然后收回伸缩梁、再将护帮板全部收回，严禁一次性将护帮板收回。2）、机组割煤后，支架操作工及时将支架伸缩梁打出顶紧煤帮，护帮板打出，而且必须保证护帮板紧贴煤壁。3）、严禁使用护帮板起吊设备及其它物件。（2）移架操作安全质量标准移架操作时要掌握八项操作要领，做到快、匀、够、正、直、稳、严、净，即各种操作要快。移架速度要均匀。移架步距要符合作业规程规定。支架位置要正，不咬架。各组支架要排成一直线。支架、刮板输送机要平稳牢靠。顶梁与顶板接触要严密不留空隙。煤、矸、煤尘要清理干净。（3）移架操作技能移架前应将被移支架上下相邻的两组支架的推移千斤顶控制在推移状态，并检查被移支架上下5M范围支架后面或机道内是否有人作业或逗留，确认没有人员逗留，再进行移架。移架时，如遇阻力过大不得强拉硬拽，要查清原因进行处理，以免拉坏连接头销子伤人。移架要达到所要求的步距，工作面支架要按本规程的进度要求移成一条直线。在操作移架时，移架工应站在架箱内，面向煤壁操作，禁止脚蹬在底座上。支架在降柱、移架和放煤时，要开启喷雾装置同步进行喷雾降尘。底板松软时使用抬高千斤顶，抬高底座后再移架。移架时一定要控制降架高度不超过相邻支架侧护板高度的2/3，后立柱下降量比前柱稍多，使支架顶梁微仰，以免架前顶煤垮落。机道梁端至煤壁顶板冒落高度不大于300MM，若顶板破碎，支架梁端漏顶，必须及时用底梁及勾木勾顶处理，使支架能有效地支撑顶板，然后方可移架。移架时应采取少降快拉带压擦顶移架。移架时要对工作面自动矿压仪KJ345F2组分站（每10架安设一组传感器）及管线进行保护，防挤压损坏。（4）移设部刮板输送机规定、溜子出现下窜时，从机头开始移溜；出现上窜时，从机尾开始移溜。、若工作面出现圪顶盖时，移溜应从中间往两头移。、工作面处于正常状态时，正规移架、移溜。、移溜完成后，应保持支架推拉杆与溜子保持垂直。、移设前若发现前溜与煤帮浮煤较多，闭锁前溜及机组，并严格执行敲帮问顶制度后方可组织人员将浮煤清理干净，然后移设前溜，保证溜子与工作面底板成一个坡度，成一条直线。3、推前溜工作面每组支架都有推移千斤顶，推溜步距06M，移前溜时，滞后移架地点15M进行，推移时必须将前溜移成一条直线，同时符合以下规定（1）、前溜要移成一条直线，30M内偏差不超过50。（2）、推前溜要从一端顺序作业方式，工作面必须相邻支架推移千斤顶同时动作来完成前溜的推移工作。（3）、推前溜到位后，支架工将支架推移手把复零位，以免发生高压管崩破伤人或顶坏前溜的事故。（4）、若工作面坡度较大，或机头、尾长度不合适时，采取单向顶溜或进行采斜调整机头（尾）。4、放顶煤（1）、放煤工序采煤机割完煤移过架后，机头从工作面煤帮往里第三架开始放煤，机尾从第三架中部架开始放煤，采用单轮间隔顺序放煤法，两个放煤工相距5架支架，第一个人放偶数第二个人放奇数，一刀一放，放煤步距06M，工作面支架移架后，则可进行放煤作业，将所有可放支架上部的顶煤放落至后溜中运出，依次进行，并见矸停止，完成全工作面的放煤工序。放煤遵守“由底到顶，等量顺序均匀，大块破碎，见矸关门”的放煤原则，大块煤矸堵住放煤口时，摆动尾梁，升降插板破碎。放完顶煤后升起尾梁，降下插板，以免矸石窜入煤流。（2）、放顶煤操作要求A、放煤前，要认真检查工作面顶板、煤壁落山、后部刮板输送机的运转、工作面支架各部件的完好情况，发现问题，及时处理确认安全后方可开始工作。在放煤过程中喷雾自动开启进行喷雾降尘。B、放煤前，必须首先调整工作面后部刮板输送机位置，为了使后溜处于有利的放顶煤位置，支架尾梁插板与后溜高度保持500MM800MM，尾梁插板与后溜间距不小于200MM。C、放煤时，要适当控制放煤量，防止压溜事故发生。如放煤时，大块炭堵塞放煤口，要反复升降支架尾梁和插板处理，当见矸石无煤时，立即关闭窗口。D、放煤工要站在有利于自己安全的地点操作，面向采空区，同时密切观察后部刮板输送机的工作状态和支架的工作状态，发现隐患立即停止工作，进行处理。E、如顶煤坚硬放煤困难时，应反复升降支架尾梁。放煤工作正常时，支架尾梁的升降高度以保证支架能掩护住后部溜为准。F、放煤距采煤机距离不小于10M。J、放顶煤前要用扩播电话喊话并和工作面刮板输送机司机联系好，收到回复后方可开始作业。5、拉后溜拉后溜，由固定在支架底座侧面的拉后溜千斤顶与后溜专用联接装置的配合来完成拉后溜作业。（1）、拉后溜必须滞后放煤点15M后进行。（2）、拉后溜时，其弯曲过渡段不得小于30M，不出现急弯。（3）、拉后溜完毕，手把复零位，形成一条直线。三、正规循环生产能力（1）循环割煤量QGLMBRC式中L工作面平均长度L159MM采高M24MB截深B06MR煤层容重R137T/M3C割煤回采率C95QG1592406137095298T（2）循环放煤量QFLHBRC式中L放煤长度，机头、尾排头架处不放煤，L150MH放煤高度，H41MC放煤回采率，C84QF1504106137084424T（3）循环产量Q0QGQFQ0（298424）722T计算得工作面正规循环生产能力为722T。四、11532运输顺槽从Y10导线点开始至Y13导线点结束约148M巷道沿顶掘进，回采至该段时工作面顶煤厚度小于1M时可不进行放顶煤作业，其它回采工艺正常进行；同时回采至该段时制定专项措施并严格按措施施工。第3节设备配置1、设备配备情况表16设备配置情况统计表序号设备名称规格型号数量主要技术特征1采煤机MG160/380W1台生产能力1800T/H，截割速度075M/MIN2前部刮板输送机SGZ6302641部运输能力600T/H电机功率2132KW链速13M/S3后部刮板输送机SGZ7304001部运输能力700T/H电机功率2200KW链速13M/S4中部支架ZF4400/17/28105架工作阻力4400KN支撑高度1728M5过渡支架ZFG4800/20/304架工作阻力4800KN支撑高度2030M6中置式端头支架组ZFTZ7500/21/321组工作阻力7500KN支撑高度2132M7转载机SZZ764/1321部运输能力1000T/H电机功率132KW链速133M/S8破碎机PCM1101部破碎能力2000T/H电机功率110KW9皮带运输机DSJ100/63/21601部运输能力2000T/H电机功率2160KW带宽10M带速355M/S9皮带运输机DSJ100/63/1501部运输能力2000T/H电机功率2150KW带宽10M带速355M/S10乳化液泵BRW315/3152套（用一备一）流量315L/MIN额定压力315MPA电机功率200KW11喷雾泵WPE320/102套（用一备一）公称压力10MPA，公称流量315L/MIN12组合开关QJZ1600/114066061台额定电压1140/660V，额定电流4400A13软启动开关QJR4008台14真空电磁力启动器QJZ4002台15水泵MDA4554台二、主要技术特征1、采煤机MG160/380WD采高范围（M）1432最佳采高范围（M）1828煤质硬度中硬或中硬以下煤层倾角35滚筒直径160M滚筒转速333R/MIN牵引速度075/10M/MIN截深600MM牵引方式开关磁阻电机调速，销轨牵引最大牵引力360KN卧底量320MM牵引部功率222KW截割电机功率160KW调高电机YBRB185KW额定电压1140V2、中部支架ZF4400/17/28支架型式四柱支撑掩护式支架高度最大2800MM最小1700MM顶梁长度3595MM初撑力P初314MPA3956KN工作阻力P安3503MPA4400KN操纵方式本架手动控制外形尺寸最大（长宽高）520014202800MM3、过渡支架ZFG4800/20/30支架型号ZFG4800/20/30型支架型式反四连杆四柱支撑掩护式支架高度20003000MM支架宽度14201590MM支架中心距1500MM初撑力P初314MPA3956KN工作阻力（P382MPA）4800KN泵站压力315MPA操纵方式本架手动控制4、端头支架ZFTZ7500/21/32型中置式端头支架组（一）支架型号ZFTZ7500/21/32（1）支架支架高度21003200MM支架宽度2160MM初撑力（P314MPA）5916KN工作阻力（P398MPA）7500KN支护强度037MPA底板比压138MPA泵站压力314MPA（2）推移千斤顶缸径180缸径105行程700推力527KN拉力799KN根数4根（二）支架型号ZTQZ7500/21/32型中置式前端头支架（1）支架支架高度21003200MM支架宽度2160MM初撑力（P314MPA）3944KN工作阻力（P398MPA）5000KN支护强度049MPA底板比压187MPA泵站压力314MPA（2）立柱缸径200活柱外径185行程1080初撑力（P314MPA）986MPA工作阻力（P398MPA）1250KN根数4根，单伸缩（3）护帮千斤顶缸径100活柱外径70行程435初撑力（P314MPA）247/126KN工作阻力（P398MPA）312KN根数2根（三）ZYD2500/21/32型中置式后端头支架（1）支架支架高度21003200MM支架宽度2160MM初撑力（P314MPA）1972KN工作阻力（P398MPA）2500KN支护强度040MPA底板比压059MPA泵站压力314MPA（2）立柱缸径200活柱外径185行程1080初撑力（P314MPA）986KN工作阻力（P398MPA）1250KN根数2根，单伸缩（3）伸缩梁千斤顶缸径100活柱外径70行程600推力247KN拉力126KN根数2根（4）推移千斤顶缸径180缸径105行程700推力799KN拉力527KN根数2根5、前部刮板输送机SGZ630/264输送量600T/H刮板链速10M/S电压1140V减速器型号2JS132传动比132677刮板链型式中双链圆环链规格2692C链间距120MM中部槽规格1500590263紧链型式ZJ1000型紧链器6、后部刮板输送机SGZ730/400输送量700T/H链速11M/S装机功率2200KW减速器型号16JS/02传动比17635刮板链型式中心双链圆环链规格2692链条中心距120MM紧链装置闸盘紧链中部槽型式规格长宽高1500680（内槽宽）335MM中部槽联接型式联接环中部槽与支架联接型式圆环链联接（2692圆环链用户自备）7、转载机SZZ764/132双链桥式转载机输送量1100T/H出厂长度45M刮板链速133M/S与自移皮带机尾有效搭接长度45M爬坡角度10（1）电动机型号YBKYSS132/654/8功率132KW转速1475R/MIN电压1140V（2）减速器型号40JSKA速比2411冷却形式水冷（3）刮板链型式中双链圆环链规格2692MM链条间距120MM刮板间距736MM（4）紧链装置紧链型式闸盘紧链与伸缩机头辅助紧链。第3章顶板管理第一节支护设计一、工作面支护设计参考本矿同煤层矿压观测资料，选择本工作面矿压参数。工作面合理的支护强度PT981HRK式中PT工作面合理的支护强度，KNM2；H采高，24M；R顶板岩石重力密度，25TM3；K工作面支柱应支护的上覆的岩层厚度与采高之比，一般为48，该处取5。经计算得P2943KNM21液压支架实际支撑力RTKBKHKARRT液压支架实际支撑力，KN；K支架工作系数，099；KZ支架增阻系数，095；KB支架不均匀数，09；KH采高系数，095；KA倾角系数，095R支架额定工作阻力，4400KN。经计算得R336125KN2工作面合理的支护密度NPT/R31882/336125009架/立方米工作面支架密度1/3995/150166架/立方米支架的平均控顶距为3995M，架与架支架的距离为15M。支护密度的验算0166架/立方米009架/立方米3单体柱支护强度校验A、顶板未来压时，超前支柱为主动支护，单体柱支撑顶煤载荷。本工作面顶煤厚度41M，容重137TM3，取动载系数13，支护宽度两顺槽均为50M，则每根单体柱受力为F轨道顺槽（305411371398）80/30/0837633KN根，DW315单体柱的初撑力（柱径为100）不得小于90KN，大于F轨道顺槽满足要求；F运输顺槽（205411371398）80/20/0837633KN根，DW315单体柱的初撑力（柱径为100）不得小于90KN（115MPA），大于F运输顺槽，能够满足要求；B、顶板来压时，超前支护转变为被动支护，单体柱承受顶煤载荷及伪顶、直接顶部分载荷。顶煤厚度41M，容重137TM3，取动载系数13；直接顶厚度217M，伪顶厚度为03M,容重25TM3，取动载系数15，则每根单体柱受力为F轨道顺槽（305411371398803050247251598）80/30/08315789KN根，单体柱的工作阻力为200KN，大于F轨道顺槽能够满足要求；F运输顺槽（205411371398802050247251598）80/20/08315789KN根，单体柱的工作阻力为200KN，大于F运输顺槽，能够满足要求；二、乳化泵站泵站及管路选型乳化液泵装备设在运输顺槽车场设备列车上，型号为BRW315/315。泵站使用规定1坚持使用乳化液浓度配比仪，使用光学检测仪进行检测，乳化液浓度必须保证35，每班必须对乳化液进行一次检测，如检测不达标要及时对乳化液浓度进行校对。曲轴箱内润滑油合格，在油位线之间，油槽内润滑合格，油绳放置合理，并有合格的过滤网。2泵站压力表动作灵活，压力达到额定值，必须保证不低于30MPA，支架支柱、阀组、胶管无漏、窜液，部件不缺损；支柱、注液枪完好，控制阀有效，液压管路无挤压。3泵件、泵箱、液压管路无漏、串液现象。4曲轴箱内温度不得高于50，不低于5。5每班泵站司机及时填写好乳化液浓度记录、泵站检修司机做好泵站清洗记录。第2节工作面顶板管理一、工作面支架布置方式工作面采用ZF4400/17/28型低位放顶煤液压支架、ZFG4800/20/30型过渡支架，ZFTZ7500/21/32中置式端头支架组（ZTQ5000/21/32中置式前端头支架、ZYD2500/21/32中置式后端头支架），全部垮落法管理顶板，采空区冒落高度不应小于15倍采高（36M）。轨道顺槽悬顶面积超过10M时，减小切顶柱间距为03M，同时打设三柱一体的丛柱，丛柱间距2M，单体柱初撑力不小于90KN，并使用软连锁装置与顶网进行连锁。支架最大控顶距4295MM，最小控顶距3695MM，正常情况下活柱伸缩量为700MM，特殊情况最小不得小于300MM，最高不得大于900MM。1、支架布置工作面布置105个中部支架、4个过渡支架、1组中置式端头支架组。2、支架控顶距根据支架、采煤机、刮板输送机配套关系的支护长度，求得支架最小和最大控顶距最小控顶距LL13695MM最大控顶距LL1D36956004295MM式中L1综放支架（中间架）的顶梁长度3695MMD采煤机截深，600MM。第3节回采巷道及端头顶板管理一、工作面端头支护1、端头支护工作面下端头用过渡架与端头支架组配超前支柱支护，过渡支架型号ZFG4800/20/30，中置式端头支架组型号ZFTZ7500/21/32（ZTQ5000/21/32中置式前端头支架、ZYD2500/21/32中置式后端头支架）。前、后输送机头、机尾分别安装在工作面的上、下顺槽内。当机头端头架与运输顺槽北帮距离大于或等于15M时，在工作面运输顺槽端头增设2对（前后各一对）型梁与单体液压支柱构成顺巷枱棚，一梁三柱支护；当机头端头架与运输顺槽北帮距离1015M时，打设戴帽点柱（柱帽规格为1200200150MM）；当机头端头架与运输顺槽北帮距离小于10M时，不打设戴帽点柱支护顶板。工作面上端头采用40M型梁配合DW315单体柱支护，机尾过渡支架与轨道顺槽北帮距离大于或等于15M时，在工作面轨道顺槽端尾增设2对（前后各一对）型梁与单体液压支柱构成顺巷枱棚，一梁三柱支护；机尾过渡架与轨道顺槽北帮距离每增加08M，增加一对型梁与单体柱构成顺巷枱棚，一梁三柱支护。支柱初撑力不小于90KN（115MPA），梁垂直煤壁成对交叉迈步，梁尾与机尾过渡支架顶梁尾对齐，对梁与过渡支架间距03M，柱距不大于20M，两对梁间距08M，每对梁内间距02M，移梁步距12M。机尾过渡支架与轨道顺槽北帮距离1508M时，打设一排单体柱戴帽点柱（柱帽规格为600200150MM），柱帽平行于轨道顺槽，单体柱柱间距为08M，距离轨道顺槽北帮为05M，单体柱使用软联锁装置与顶网连接可靠，机尾过渡支架与轨道顺槽北帮距离小于08M时，轨道顺槽端尾不设置顺巷枱棚或打设点柱。工作面回采过程中根据巷道高度使用同一类型不同长度的单体柱。2、移上、下端头型梁时要先支后回，由三人协作，一人观察顶板、型梁情况并扶柱，另两人移梁，如果顺槽高度超过25M时，人员可上高凳进行移梁，支设高凳位置必须提前使用洋镐处理平整并使用支护材料支设牢固。移梁步距12M，移梁时，两人手心向上托住型梁两端下边，一人将型梁一梁端下方单体柱泄夜，待单体柱降到适当位置后，靠近型梁05M位置左右打设戴帽点柱，单体柱打设牢固后并使用软连锁装置与顶网连接牢固，使用同样方法打设型梁梁端另一根单体柱，再将所移梁中间单体柱泄液，移梁到位后先把梁下的单体柱升紧，然后再将所移梁后面的支柱移到梁的前端，最后调整支柱的位置，将所移梁下面的三根支柱升紧打牢，初撑力不小于90KN（115MPA），依次类推逐一移设。移梁前解除支柱连锁，移梁后及时进行支柱连锁。上、下端头移前、后溜机头、机尾上方型梁等作业时，要停止前后溜并按下扩播闭锁按钮，同时设专人进行看管，只有待端头、端尾工操作完毕后撤到安全地点后，必须由当班班长通知开溜司机进行开机。3、上下端头型梁应提前06M进行回撤，回撤轨道顺槽和运顺顺槽型梁时，严格执行敲帮问顶制度，班长安排四名有经验的老工人，两人站在高凳（高凳必须支设牢固），一人双手扶住高凳，确认安全后一人将型梁梁端单体柱泄夜并进行回撤，然后使用长柄工具将型梁上方柱帽、道木或底梁撬下，使用同样方法将型梁另一端单体柱进行回撤，放置在不影响行人地点，最后待型梁中间单体柱降到适当位置后人工进行回撤，两人再将型梁回撤。若遇单体柱泄液后型梁仍无法回撤时，人工使用合格手拉葫芦回撤型梁，手拉葫芦吊挂在合格的锚索上，一端连接在型梁一端，确认捆绑牢固后待人员撤离至安全地点后，方可进行回撤。4、两端头联网规定为加强机头机尾端头及三角区顶板管理和防止端头架和过渡架拉架时架间漏煤，两端头平行于工作面铺设双层金属网菱形网规格为0870M，网孔规格为3030MM；经纬网规格为0870M，网孔规格为5050MM，铺网时，保证工作面机尾煤帮侧往里6M铺上网，机头煤帮侧往里3M铺上网，同时再将剩余网边与顺槽顶网进行联接（经纬网必须孔孔相连，菱形网必须隔孔相连用14铁丝拧两圈半以上），长边平行工作面铺设，长边与长边对齐，网联好后将网丝余头向前压下。机头联网时必须停机闭锁前溜、转载机及破碎机，机尾联网时必须停止前溜。首先要检查顶板、煤帮、支架的安全情况，并认真进行敲帮问顶，确认安全后方可进行工作。铺网时，所铺设的顶网（菱形网在上，经纬网在下）必须保证割煤移梁后，网边超出顶梁部分50CM，以便下一循环铺网，超出顶梁部分的网，拉回伸缩梁下吊起，出现片帮时及时铺网并伸梁顶紧煤帮。5、对上下端头顶锚索超前煤壁一个循环回撤锁具及托板（顶锚杆不进行回撤），回撤时严格执行敲帮问顶制度，确认安全后，一人站在高凳上（高凳必须支设牢固），用专用退锚机回撤。回撤要由里向外逐排回撤，用专用退锚机将锚索锁具拧掉，取下托板。回撤锚索时，不准行人从下面通过。少数不合格的、用退锚机卡不住的锚索锁具可不进行回撤。顶板压力较大和破碎时，不进行回撤锚索。6、当两巷靠工作面帮为玻璃钢锚杆时，取下螺母和托盘后可用采煤机对煤体中的玻璃钢锚杆进行截割。当两巷靠工作面帮为金属锚杆时，工作面机头和机尾10M范围内机组割煤时，采煤机司机要减慢割煤速度，进行割煤，并设专人监护，禁止人员通过，否则必须停机停溜并闭锁。割煤到运输顺槽或轨道顺槽，帮锚杆露出后，必须把工作面前刮板输送机及机组停止运转并闭锁，由一名有经验的老工人将露出的金属锚杆取出集中存放至指定地点、集中回收，锚杆取出后，采煤机司机才能启动采煤机割煤，进行正常生产。二、两巷超前支护1、在两巷超前范围内进行各项工作之前，必须严格执行敲帮问顶制度，除掉活矸活炭，详细检查顶板、煤帮情况，彻底清除不安全隐患，确保退路畅通无阻，方可作业。2、运输顺槽支护为锚杆（网、索）钢带托盘联合支护，超前工作面20M范围内进行超前支护，超前支护采用单体液压支柱配合型梁支护顶板，第一排单体柱距南帮10M、第三排单体柱和第二排单体柱距转载机最凸出部分03M处（根据转载机上下移动，第二排单体柱打设在转载机侧边距离第一排单体柱或第三排单体柱超过09M的一侧）打设三排单体液压支柱（规格为DW315M或DW42M），第三排单体柱距北帮05M（具体规格见运输顺槽超前支护图）。轨道顺槽支护为锚杆（网、索）钢带、托盘联合支护，超前工作面30M范围内进行超前支护，超前支护采用单体液压支柱配合型梁支护顶板，第一排单体柱距北帮05M，第二排单体柱距第一排单体柱20M，第三排单体柱距南帮05M，打设三排单体液压支柱，同时三排单体柱必须迎山有力，戗角不能大于15（规格为DW315M或DW42M），轨道顺槽运送大件设备时，可将中间排单体柱进行撤除，运送作业完成以后及时进行补打齐全。3、轨道顺槽和运输顺槽使用32M、40M型梁配合单体柱支护顶板，型梁垂直巷道支护，柱距08M，柱底穿道木（1200200150），打设型梁时，由三人协作进行，两人站在高凳上并扶住型梁（高凳必须支设牢固），一人观察顶板并打设单体柱，若与顶板不平时，型梁上方必须垫底梁、柱帽或道木，保证型梁与顶板接顶严密，待型梁中间单体柱打设牢固，最后再在型梁梁端各打设一根单体柱，单体柱打设牢固后使用软联锁装置与顶网连接牢固，单体柱之间使用硬连锁装置进行连锁，初撑力不小于90KN（115MPA），每班检查单体柱初撑力，对单体柱初撑力不足的必须及时处理。4、端头及超前支护范围内，单体柱支设要迎山有力，确保支柱强度，不得使用坏柱、卸液柱，保证支柱完好，所有单体柱执行挂牌管理，同时必须保证三用阀紧固与巷道平行，并用专用硬联锁装置把巷道内的同排支柱联锁，硬联锁装置无法加设时（由于加强支护在原有棚架中间加打棚架），使用软联锁装置将单体柱与顶板联锁（具体规定具体使用6MM镀锌钢丝绳60CM，用钢丝绳卡子（8）一端绕单体柱制成环形套，另一端连接一个长10CM的钩子（用3钢筋制成）。环形套固定在支柱三用阀门上方、柱爪下方，支柱支设牢固后，联锁钩子挂在其斜上方顶网上。要求镀锌钢丝绳必须绕紧单体柱，钢丝绳卡子必须紧锁钢丝绳端头。移梁、回柱时可将联锁钩摘开，支柱升紧打牢后及时联锁）硬联锁装置使用机修厂定做的联锁杆与钢套，成一条直线，联锁杆两端插入钢套上焊接的侧孔内，调整联锁杆长度，保证联锁杆拉紧，所有超前支柱保证全部联锁，其它零散单体柱使用软联锁装置与顶网联锁（联锁绳必须与顶网拉紧）。5、运输顺槽、轨道顺槽设专人维护，当顶板破损或顺槽压力较大时应及时用单体柱配合28M、4M型梁和木枱棚（规格为4000200150MM）来勾顶维护，所有勾顶地方单体柱柱爪与木头上下交叉处直接接触，不能垫小托梁，两顺槽压力较大时，该处所有同排单体支柱必须下穿道木（规格为1200200150）、底梁板，必要时在适当的地方补加单体柱同时队组应及时安排人员使用风镐、洋镐配合小铁锹对顺槽变形严重地段拉底（拉底高度不得小于锚索头往下22M、宽度不得小于3M）。两巷超高段（大于3M）维护时，单体柱必须打在实底上，在顶上型梁上方用木枱棚配木底梁、道木垛井字型木垛接顶维护。、垛木垛前必须在垛木垛地段严格进行敲帮问顶工作，处理片帮伪岩，只有确认安全后，操作人员站在高凳上操作，高凳必须用相应地支护材料支设牢固，在垛木垛区域与同排超前支柱为成一直线的四角上方使用四股8铁丝和锚索托盘进行固定，形成一环形套，距离巷道底板25M。、铁丝与锚索固定并确认安全后再进行垛木垛工作，垛木垛由四人进行，一人负责观测顶板及铁丝与托盘固定牢固情况，一人负责搬运木头，两人负责侧面进行垛木垛，将木枱棚顺巷放入两环形套之间，再在其上方放置3根木枱棚，间距08M，四角压茬要对正，上层木垛与下层木垛压茬位置要在同一垂线上并有不少于03M的搭接，顺巷放置木枱棚时必须保证与同排超前支柱成一直线，依此类推逐层进行。、木垛接到顶板后，在木垛压茬位置下方用DW315M或DW42M单体液压支柱进行支护，柱间距08M，确保支柱升紧打牢，并使用硬联锁装置与同排超前支柱进行联锁。、注意事项A、作业时要安排有经验的老工人操作及观察顶板，发现问题及时处理。B、作业时，作业地点下方不得有人员走动或停留。C、确保环形套间的木枱棚搭设可靠，人员必须站在支设稳固的高凳上作业。D、施工时必须由当班班长、队干现场指挥。6、除支护单体柱操作外，操作单体柱必须使用远距离操作，具体规定将注液枪插入单体柱三用阀，使用联网丝将注液枪捆绑牢固，然后所有人员撤离安全地点（操作人员必须站在施工地点3M以外上方侧），最后人工操作支架手柄对单体柱进行缓慢供液。三、备用支护材料数量及存放地点轨道顺槽距工作面30100M范围内必须经常存放有备用材料，其中单体液压支柱（型号DW315M、DW22M、DW25M、DW42M等）共50根，坑木底梁202015M2M3、木枱棚302015M1M3、402015M1M3、柱帽05016012M2M3、金属网50卷以备抢险时急用，此材料随用随补，严禁短缺。工作面每日所需其它材料应根据工作面需用量及时运到。并在轨道顺槽内码放整齐，不得影响行人和运料。该工作必须专人负责，同时执行挂牌管理。第4节矿压观测1、工作面的矿压监测工作面采用自动矿压仪进行观测。工作面支架采用KJ377F型矿用本安型压力检测分站及GPD60矿用本安型压力变送器实时准确显示工作面支架的压力情况，工作面安设KJ345F2组分站（每10架安设一组传感器）。矿压数据及时进行收集、汇总、分析，根据分析问题及时反馈回队组，发现问题队组现场及时处理。2、两巷的矿压监测两巷矿压监测采用KZL300矿用本安型顶板位移检测仪进行监测，两巷共安设22组，每50M安设一组。同时根据太原东山煤矿有限责任公司矿压观测制度规定对两顺槽矿山压力显现明显段进行布点观测。3、观测内容和要求由每班验收员负责检查单体柱和支架初撑力及顶板离层仪数据，工作面、两顺槽支护质量监测均为整个生产期间。4、对工作面回撤的矿压设备要及时上交生产技术科。第四章生产系统第1节通风一、通风设施设置工作面轨道顺槽车场有两道自动风门，风门要完好结实严密、不漏风，风门能自动关闭。自动风门和通风设施周围5M内巷道支护良好，无淤泥、积水、杂物；设施、设备灵敏可靠，使用完好无破坏。二、工作面实际需要风量的计算工作面实际需要风量根据气象条件、瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、同时工作的最多人数分别进行计算，取其中最大值进行风速验算，满足要求时，该最大值即是工作面实际需要的风量。1、按气象条件计算QCF6070VCFSCFKCHKCL607019591212580M3MIN式中VCF采煤工作面的风速。按采煤工作面进风流气温小于20，根据标准工作面风速选取为1M/S；SCF采煤工作面的平均有效断面，按最大和最小控顶有效断面的平均值进行计算。11532工作面最大控顶距为4295MM，最小控顶距为3695MM，采高为24M，经计算采煤工作面平均有效断面为959；KCH采煤工作面采高调整系数，工作面采高为24M且为放顶煤工作面，根据标准采高调整系数选取为12；KCL采煤工作面长度调整系数，工作面走向长度159M，根据标准工作面长度风量调整系数选取为1270有效通风断面系数；60单位换算生产系数。2、按瓦斯涌出量计算QCF100QCGKCG10018144260M3MIN式中QCG采煤工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量，根据2013年11530工作面瓦斯涌出量统计，平均绝对瓦斯涌出量为18M3MIN；KCG采煤工作面瓦斯涌出量不均匀的备用风量系数，正常生产时连续观测一个月，日最大绝对瓦斯涌出量和平均日瓦斯涌出量的比值为144；100按采煤工作面回风巷瓦斯浓度不应超过1的换算系数。3、按照二氧化碳涌出量计算QCF67QCCKCC6723148229M3MIN式中QCC采煤工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量，根据2013年11530工作面二氧化碳绝对涌出量统计，平均绝对二氧化碳涌出量为23M3MIN；KCC采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，正常生产时连续观察一个月，日最大绝对二氧化碳涌出量和平均日二氧化碳涌出量的比值为148；67按采煤工作面回风巷二氧化碳浓度不应超过15的换算系数。4、按工作人员数量验算QCF4NCF460240M3MIN式中NCF采煤工作面同时工作的最多人数，60人4每人需要风量M3MIN5、按风速进行验算A）、验算最小风量QCF60025SCB,即QCF1083M3MINSCBLCBHCF7024429570722式中SCB采煤工作面最大控顶距有效断面，4295MLCB采煤工作面最大控顶距，4295MHCF采煤工作面实际采高，24M025采煤工作面最低风速，M/S70有效通风断面系数。B、验算最大风量QCF604SCS,即QCF1490M3MINSCSLCSHCF703695247062M3式中SCS采煤工作面最小控顶有效断面，M3LCS采煤工作面最小控顶距，3695MHCF采煤工作面实际采高，24M4采煤工作面允许最大风速，根据煤矿安全规程第一百零一条取4M/S。经以上计算11532工作面需配风量为580M3MIN（三）通风路线新风副斜井副石门215材料斜巷750南皮带运输大巷11532运输顺槽工作面副斜井750南大巷一采区石门115轨道下山115集中运输巷车场115辅助轨道下山车场115轨道大巷11532运输顺槽车场11532运输顺槽工作面乏风工作面11532轨道顺槽11532回风贯眼115回风大巷115回风下山丈八南大巷南风井。第2节压风一、本工作面风源来自地面工业广场压风机房，压风机房安装有两台QJ250F型螺杆空压机，排气压力为07MPA，每台排气量为40M/MIN。通过敷设在750南大巷的15945风管送到一采区，分别用10845钢管接入两顺槽。二、压分线路地面工业广场压风机房材料副斜井主斜井1联络巷主斜井2联络巷750南皮带运输大巷11532运输顺槽（车场）和11532轨道顺槽（车场）第三节综合防尘1、工作面支架、采煤机、破碎机进出口、转载机机头、皮带机头等各处喷雾设施齐全，工作面运输顺槽和轨道顺槽的巷道口以里5075M处安设一道防尘风流净化水幕；由此向里每隔200M处各设置一道防尘风流净化水幕；两顺槽距工作面30M范围内必须至少设置两道移动式防尘风流净化水幕（水幕要封闭