110404工作面作業(yè)規(guī)程(薛德強).doc

山西柳林金家莊煤業(yè)有限公司 回采作業(yè)規(guī)程 第一章 概 況第一節(jié) 工作面位置及井上下關系110404工作面位置見示意圖工作面名稱110404盤區(qū)名稱11盤區(qū)地面標高/m955-1085井下標高580-670地面的相對位置工作面對應于地表黃土丘陵區(qū)，溝壑縱橫無任何建筑物，東南高有座溝壩，內有積水?；夭蓪Φ孛嬖O施的影響回采時地表產生裂隙，由于地表為黃土丘陵，無任何建筑物，故對地面無影響。井下位置及四鄰關系110404工作面位于4#煤層軌道下山東南面，東北面為十一盤區(qū)采區(qū)回風巷、軌道巷、運輸巷；東南、西南面為本礦與賀西煤礦礦井保安煤柱；西北面為本礦110406準備工作面；上部為3#煤層110306采空區(qū)。走向長度/m224/123傾斜長度/m789/120面積/m2191496表1 井上下關系 第二節(jié) 煤 層110404工作面開采煤層情況表2 110404工作面開采煤層情況煤層厚度3.5-4.0 （均3.8）煤層構造簡單煤層傾角3-7開采煤層4#煤層煤種焦煤穩(wěn)定程度穩(wěn)定煤層情況描述工作面構造簡單，為單斜構造，煤層走向為：東南-西北向，傾角為南西，傾角平緩，一般為3-7，平均6第三節(jié) 煤層頂底板依據ZK3-3、ZK3-4鉆孔柱狀圖與110404工作面皮帶順槽掘進揭露情況分析，工作面層間距最薄地段厚度約為11.5-13.2m,頂底板巖性無明顯變化。表3 工作面煤層頂底板情況頂板名稱巖石名稱厚度/m巖性特征頂板基本頂無直接頂灰黑色泥巖11.513.2泥質結構，薄層狀構造偽頂無底板直接底灰黑色泥巖3.87灰黑色，泥質構造，薄層狀，有星散狀黃鐵礦ZK33鉆孔柱狀圖 見圖1第四節(jié) 地質構造根據山西柳林金家莊煤業(yè)有限公司煤礦勘探地質報告及工作面順槽掘進時揭露情況分析，該工作面煤層大致為東南西北走向，傾南向西，地層傾角平緩為37，平均6，煤層構造簡單，為單斜構造，煤的普氏硬度為2-3。無斷層及陷落柱等構造，屬簡單類，本工作面地質構造賦存穩(wěn)定，無大的褶曲變化。工作面地質構造圖 圖2第五節(jié) 水文地質一、含水層分析1、主要含水層1）、奧陶系巖溶裂隙含水層根據ZK3-4水文孔資料分析，礦區(qū)內奧灰水水位埋深135.31m，標高為807.66m。上、下馬家溝組地層巖溶裂隙發(fā)育，是奧灰?guī)r的主要含水層。奧灰水威脅。2）、石碳系上統(tǒng)太原組巖溶裂隙含水層主要含水層為灰?guī)r和中粗粒砂巖，屬弱富含水層，一般淺埋區(qū)、裂隙發(fā)育，補給條件較好富水性相對較強，否則較差。3）、二疊系山西組及以上碎屑巖裂隙含水層該組含水層以中粗砂巖為主，該地層含砂巖裂隙水，含水空間以風化裂隙和構造裂隙為主，屬弱富含水層第四系中、上更新統(tǒng)4）、新生界松散巖類孔隙含水層其包括上第三系上新統(tǒng)和第四系中、上更新統(tǒng)以及全新統(tǒng)地層第三系上新統(tǒng)地層露于溝谷兩側，含水層為底部的半膠結狀礫石層，與基巖風化裂隙構成較好的含水層，一般屬弱富含水層。第四系中、上更新統(tǒng)地層多分布在梁峁之上，該含水層多為透水而不含水巖層，局部含上層滯水，水量微弱。二、主要隔水層1、石盒子組隔水層二疊系中統(tǒng)上、下石盒子組泥巖隔水層厚度較大，由數層泥巖和砂質泥巖組成，垂直分布呈平行復合式結構，裂隙不發(fā)育，為山西組頂部的隔水層，對松散巖類孔隙水與風化裂隙水的下滲起著良好的隔水作用。2、本溪組隔水層4#煤層與奧陶系巖溶水間有本溪組隔水層，本溪組地層平均厚15.75m，巖性以泥巖、粘土巖、鐵鋁巖為主，夾薄層石灰?guī)r，隔水性能較好，區(qū)域穩(wěn)定連續(xù)，因此在正常情況下4#煤層不受奧灰水影響，但在特殊情況下，如遇有導水性斷層，陷落柱等地質構造時，不排除奧灰水的影響。根據水文地質類型劃分報告結論和本工作面在掘進時地質情況分析，該工作面沒有斷裂構造、也無陷落柱。因此本工作面不受奧灰水影響。三、地下水的補、逕、排條件山西組砂巖裂隙含水層主要是在其裸露區(qū)接受大氣降水的補給，各含水層屬平行復合式結構，含、隔水層間均處于分散隔離狀態(tài)，各含水層間的水力聯系被隔水層阻隔，之間存在一定水位差，若隔水層不遭破壞，則各含水層間無互補關系。地下水主要以徑流為主，徑流方向一般沿巖層傾斜方向運動，排泄方式主要是礦坑排水。奧陶系巖溶水的補給主要是裸露區(qū)接受大氣降水和地表水的入滲補給，本區(qū)為巖溶水徑流區(qū)，徑流方向由南東流向北西，最終排向柳林群泉，近年來人工開采也是其主要排泄方式之一四、鄰近生產礦井的水文地質特征和充水因素該工作面東南相鄰賀西煤礦，根據調查賀西煤礦開采煤層為4#煤層，礦井充水因素以頂板砂巖裂隙含水層通過冒落裂隙帶向礦井充水為主，賀西煤礦礦井噸煤含水系數小于2，屬涌水量小的礦井。五、煤層的充水因素分析及礦床水文地質類型本工作面所采4#煤層是二疊系下統(tǒng)山西組主要可采煤層，其直接充水因素是頂板砂巖裂隙含水層。據ZK3-4水文孔抽水試驗結果，山西組以上含水層，屬弱富水含水層。充水含水層以裂隙充水為主，水文地質條件簡單，礦井水文地質類型定為中等。六、其他水源的分析 110404工作面上部為3#煤層110306采空區(qū)，本工作面順槽掘進時已對3#采空區(qū)進行了探放水。但為了確保安全生產，工作面在推進過程中地測科要加強觀測、探查采空區(qū)積水，如有積水必須組織探水隊進行探放水，確認無水后方可進行回采。嚴格執(zhí)行“預測預報，有掘必探，有采必探，先探后掘，先治后采”的方針，有異常立即上報調度室，及時采取措施，杜絕水患，確保安全生產。七、涌水量：正常涌水量：2.5m3/h最大涌水量：3m3/h第六節(jié) 影響回采的其它因素一、影響回采其它因素表4 影響回采其它因素瓦斯高瓦斯礦井，相對涌出量為14.4m3/tCO2相對涌出量為1m3/t煤層煤炸指數煤層具有爆炸性，指數為27.15%煤的自燃傾向性等級為級，不易自燃地溫危害無二、沖擊地壓和應力集中區(qū)110404工作面沿走向布置，與3#煤層110306工作面為外錯式布置，本工作面距回風巷20米范圍正上方為110306與110304工作面保安煤柱。因此本工作面距回風巷20米范圍內為應力集中區(qū)，其礦壓相對較大。三、地質部門建議1、回采過程中應加強頂板、瓦斯、煤塵管理。2、回采過程中要加強觀測和探查相應3#采空區(qū)和相鄰礦井采空區(qū)內積水情況，防患于未然。3、回采過程中如遇地質異常，及時與調度室或地質部門聯絡，采取措施進行處理。4、回采過程中對應力集中區(qū)域地段，及時加強支護，對巷道頂板下沉嚴重地段要及時揭底，保證巷道有效斷面。第七節(jié) 儲量及可采期一、儲量工作面工業(yè)儲量：Q1=走向長傾斜長煤層真厚容重=2247893.81.38=926803.58TQ2=走向長傾斜長煤層真厚容重=1231203.81.38=77401.4TQ1+Q2=926803.58+77401.4=1004204.98T工作面可采儲量：工業(yè)儲量采出率=1004204.9895%=953994.73T二、工作面可采期工作面可采期=開采推進長度/設計月推進長度=909/75=12.12月第二章 采煤方法110404工作面采用傾向長壁后退式綜合機械化采煤，全部垮落法管理頂板。110404工作面中部切眼前為123米小綜采面，推進120米后斜交進入中部切眼，工作面支架與中部切眼支架對接，對接后工作面全長224米。第一節(jié) 巷道布置一、采區(qū)設計，采區(qū)巷道布置情況本工作面位于本礦11盤區(qū)東部，沿煤層走向布置工作面。巷道布置圖 見圖3二、工作面順槽本工作面巷道布置為一進兩回通風，工作面東部布置一條進風巷斷面規(guī)格為寬4.0m高3.0m，工作面在中部切眼前布置有寬3.5m高2.8m的回風巷及尾巷，采用錨桿、錨索、金屬網聯合支護。中部后在工作面西部布置一條回風巷和一條尾巷，回風巷與尾巷間留有30米的保安煤柱，回風巷斷面規(guī)格為寬3.5m高3.0m，尾巷斷面規(guī)格為寬4.0m高3.0m。三條巷道均采用錨桿、錨索、金屬網聯合支護，局部壓力顯現區(qū)域采用工字鋼架棚加強支護。三、工作面切眼工作面切眼規(guī)格為寬6.5 m高2.8m，采用錨桿、錨索、金屬網聯合支護。巷道支護圖 見圖4第二節(jié) 生產工藝一、生產工藝流程：割煤移架推刮板輸送機端頭支護下一個循環(huán)二、主要工藝介紹：、采煤工藝 110404工作面采用傾向長壁后退式全部垮落法管理頂板的綜合機械化采煤。采用MG300/730-WD1型采煤機雙向穿梭采煤，前滾筒割頂煤，后滾筒割底煤，滾筒自旋使其截齒將煤破碎。采煤機端頭斜切進刀，割三角煤采煤，按割煤移架推刮板輸送機拉移設備與轉載機和縮皮帶順序進行，利用機組滾筒和輸送機鏟煤板將煤自行裝入運輸機，采用SGZ764/630型雙中心鏈可彎曲刮板輸送機運輸。進刀方式如下：當采煤機割至工作面端頭時，其后的輸送機槽已移近煤壁，采煤機機身處尚留有一段下部煤；調換滾筒位置，前滾筒下降，后滾筒升起并沿輸送機彎曲段返向割入煤壁，直至輸送機直線段為止。然后將輸送機移直；再調換兩個滾筒上下位置，重新返回割煤至輸送機機頭處；將三角煤割掉，煤壁割直后，再次調換上下滾筒，返程正常割煤。、移架、推刮板輸送機割煤后收側護板降架（護幫板）移架升架推側護板（推護幫板）側推千斤頂上腔停止供液推溜。、端頭支護（見端頭支護部分）采煤機進刀方式圖 見圖5三、工作面正規(guī)循環(huán)生產能力W1=L1SHrc=（2240.63.81.3895%）T=669.55TW2=L2SHrc=（1230.63.81.3895%）T=367.66T式中L1110404中部切眼后工作面長度，mL2110404中部切眼前工作面長度，mS循環(huán)進刀量，mH工作面高度，mR煤層容重C回采率第三節(jié) 設備配置表5 工作面機械設備配備序號設備名稱型號功率數量備注1采煤機MG300/730-WD730KW1臺2工作面刮板輸送機SGZ764/6302315KW 1部3轉載刮板輸送機SZZ764/200200KW1部4皮帶輸送機DTL100/100/21602160KW1部5乳化泵BRW315/31.5200KW2臺備用一臺6液壓支架ZZ6000/21/44144組7過渡支架ZG6000/21/447組機頭（尾）8移動變壓器KBSGZY-1000/10/1.14/0.693臺9噴霧泵BPW315/6.345KW2臺10 微機通訊控制KTC21套11破碎機PLM1000（PLM110）1臺12移動變壓器KBSGZY-5001臺13組合開關KJZ-5-15002臺14回柱絞車HJ-28421臺設備布置圖 見圖6第三章 頂板控制第一節(jié) 支護設計一、液壓支架選型設計該工作面頂板采用支撐掩護式液壓支架控制頂板，支護設計即為液壓支架選型設計。1、工作面支護設備及技術參數表表6 支架說明項目參數項目參數工作面支架ZZ6000/21/44采煤范圍/m2.5-4.2端頭支架ZG6000/21/44支架寬度/m1.43-1.6支護面積/m26.2支架中心距/m1.5泵站壓力Mpa31.5初撐力/KN5232工作阻力/KN6000(36.1Mpa）操縱方式本架底板比壓/Mpa1.8支護強度/Mpa0.97支撐高度/m2.1-4.4移架力/KN410KN移架步距/m0.63質量/T21.246推溜力/KN223KN2、工作面支護強度計算：參考本礦同煤層礦壓觀測資料，選擇工作面礦壓參數，工作面合理的支護強度,按8倍采高驗算：pt=9.81hrk10m3=9.813.82.41038=715700N/m2=715.7 KN/m2 =0.7157Mpa式中pt工作面合理支護強度，KN/m2h采高3.5-4.0 m,平均3.8mr頂板巖石重力密度2.4t/m3k工作面支柱應支護的上覆巖層厚度與采高之比，取83、工作面超前支護強度計算110404綜采工作面從安全出口向外30m范圍內為頂底板移盡量及兩幫移近量變化活躍段，作業(yè)規(guī)程中規(guī)定距工作面口上下兩順槽采用單體液壓支柱配合型梁超前加強支護，即從安全出口開始，回風巷前10m范圍內為三排支護，回風巷10m30m范圍及進風巷0-30米范圍內為兩排支柱，超前支護均為一梁三柱，柱距1.3m，單體支柱型號為DZ-35，柱徑為100mm，型梁長度為3.2m，超前支柱初撐力額定支護阻力最大為190KN。煤礦安全規(guī)程第54條規(guī)定：單體液壓支柱初撐力，柱徑為100mm的不得小于90KN，柱徑為80mm的不得小于60KN。按照巷道超前支護方式的支護強度加上原巷道支護形式在回采期間對巷道的殘余強度必須大于巷道回采期間圍巖對巷道的頂壓，確保巷道頂板的穩(wěn)定。在老頂給定變形工作狀態(tài)下，巷內基本支架應當控制住頂煤及直接頂，并與老頂貼緊，因此，支護強度至少應當平衡頂煤及直接頂巖重，即：PtPn=(MyRy+MmRm)LWkg式中：Pt巷內原支護及超前支護對頂板的支護強度，KN；Pn單位架距所需支護的頂板強度，KN；My超前范圍內直接頂移近量厚度取1.5 m；Ry直接頂視密度，2.4tm3；Mm頂煤層厚度，取最大厚度1m；Rm煤層視密度，1.38tm3；L單位棚距支護長度，3.2m；W單位棚距支護寬度，取最寬4m；K動壓系數，取2；g重力加速度，取9.81 ms2。對于巷道支護：PtPn=(1.52.4103+11.38103)2.6429.81=1249.93 kN頂部螺紋錨桿的錨固力為90 kN，同一斷面棚距內頂板布置有24根頂錨桿。綜合錨桿布置方式及受采動影響后全錨支護的殘余支護有效系數取0.4，則錨桿對頂板的有效支護約為1080kN，則巷道超前支護的有效支護為：P= Pn1.2-1080=419.92KN式中：巷道懸頂系數為1.2。回風巷前10m范圍內巷道超前支護的有效支護由同一斷面的9根單體柱進行支撐，則每一根單體支柱的支護強度P1=P/9=46.66KN46.66KN90KN，支護強度合格進風巷0-30m及回風巷10m30m范圍內巷道超前支護的有效支護由同一斷面的6根單體進行支撐，則每一根單體支柱的支護強度P1=P/6=69.99KN69.99KN90KN，支護強度合格項目校驗計算公式校驗結果支架工作阻力6000KN（715.76.2）KN=F=PS=715700Pa6.2 m2=4437.310 m3N=4437.3KN符合要求支架初撐力5232KN(715.76.280%)KN=3549.9KN符合要求支護強度0.97Mpa(715.7/1000)Mpa=工作阻力/支護面積=4437.310m3/6.2m2=715.7103 Pa=0.7157MPa符合要求校驗結論選取ZZ6000/21/44型支架滿足工作頂板支護和安全要求表7 礦壓參數表二、乳化液泵站1、泵站選型數量工作面選用BRW315/31.5型液壓泵站，一臺液壓泵站滿足工作面需要，但為了保證工作面正常運轉，因此再備用一臺液壓泵站以供使用。2、泵站位置及注意事項1）泵站設置在110404回風巷內，在泵箱附近掛管理牌，明確配比方法，用液比例，責任者等，有維修保養(yǎng)制度，并有專人維護，保證設備性能良好。2）開泵前，檢查乳化液箱的液量大于箱體1/2，用濃度計檢查乳化液濃度在3%-5%之間，每次加水和加油后都必須檢查一次乳化液濃度。3）開泵時，時刻注意泵的聲音，正常時，聲音清晰，壓力大于或等于31.5Mpa，若發(fā)現異常，立即停泵處理。4）泵站及液壓系統(tǒng)完好不漏液。5）必須設專人開泵，不得隨意更換，乳化液配制方法為每95-97kg水，加乳化油3-5kg，并每次配制后用濃度計檢查，要做到管路不漏液，泵站壓力正常。6）現場配比法：制作一個長寬高=500mm200mm250mm的鐵箱,箱底焊一個19號截止閥,在鐵箱周邊距底高200mm處標明標志線,將該鐵箱置于泵箱上.每次加水到200mm標志線時,停止加水,再加入0.6-1.0kg乳化油,攪勻即為3%-5%濃度的乳化液。將配制的乳化液經截止閥注入箱內，再用濃度計在截止閥出口處檢測其濃度。不得直接將清水注入箱內或在泵箱內配制乳化液。第二節(jié) 工作面頂板控制工作面安裝ZZ6000/21/44型支撐掩護式支架，兩端頭安裝ZG6000/21/44型支撐掩護式支架，機頭4架，機尾3架。采用全部垮落法控制頂板，采空區(qū)頂板隨支架前移自行垮落充填，最大控頂距為4713mm，最小控頂距為4113mm，移架步距為600mm。一、正常工作時期頂板支護形式采煤工藝為：割煤移架推溜，其特點是頂板暴露時間短。在采煤機割煤后，先收回側護板，然后降架，降架時盡量使頂梁與底座保持平行，降架高度不易太大，一般保證在100mm200mm之間即可。降架后即可移架，做到盡快支護暴露的頂板，以免冒頂發(fā)生，移架后及時打出護幫板，移架滯后采煤機后滾筒3-5架，超過此距離或發(fā)生冒頂時，必須停止割煤。移架與移刮板輸送機的間隔距為15-20m。二、頂板破碎時期支護形式1、如果頂板破碎，必須采用及時支護，即采煤機后滾筒割過后，帶壓及時移架。由于煤層較高，如割煤后工作面片幫、折壁嚴重，空頂過大，大于1m以上時，應進行超前移架支護，必要時根據空頂情況，相應伸出伸縮梁，伸起護幫板進行臨時支護，并及時備料剎頂。2、頂板破碎時，工作面高度不得忽高忽低，嚴格按要求將采高控制在3.8m，采用帶壓移架超前支護，堅持一步三調，相鄰支架錯差不大于頂梁側護板2/3，不擠不咬不倒，保持良好支護狀態(tài)。三、操作步驟及注意事項1、操作步驟：割煤后收側護板降架（護幫板）移架升架推側護板（推護幫板）側推千斤頂上腔停止供液推溜。2、采煤機割煤前，必須提前收回35架支架的伸縮梁、護幫板。3、采煤機割煤后，要及時伸出伸縮梁，做到即時支護暴露的頂板，以免冒頂，最后使護幫板緊貼煤壁，以免片幫。4、移架前應先收回護幫板，再將伸縮梁收回，也可以在收伸縮梁的同時移架，但收回伸縮梁的速度須快于移架的速度。5、移架后及時升架，且與其它支架前后對齊，成一直線。若支架與煤壁不垂直，可用側護板式調架千斤頂，將支架調整到確定位置。6、工作面應達到動態(tài)的質量標準化要求，確保“三直、一平、兩暢通”的質量要求。7、加強支架的支護強度，確保支護質量，支架初撐力不得小于5232KN 。8、工作面出現冒頂時，要及時用木料接頂，并升實支架。9、工作面支架嚴禁歪斜和咬架，擠架，否則，要及時調整。第三節(jié) 進風巷、回風巷及端頭頂板控制一、工作面進風巷及回風巷的頂板控制1、進風巷超前支護不小于30m，在原有錨網索支護的基礎上，在靠工作面一幫距煤壁0.5m，靠轉載機一幫0.7m。布置兩排超前支護。超前支護沿巷道方向鋪設3.2m的型梁，采用DZ35型單體柱,一梁兩柱超前維護,柱距1.3米，型梁之間必須對接。2、回風巷超前支護不小于30m，在原有錨網索支護的基礎上，工作面10米范圍內在靠工作面一幫距煤壁0.5m與1.0m，靠非工作面一幫距煤壁0.7m，布置三排超前支護。工作面10-30米范圍內靠工作面一幫距煤壁0.5m與非工作面一幫0.7m，布置兩排超前支護。超前支護沿巷道方向鋪設3.2m的型梁，采用DZ35型單體柱,一梁兩柱超前維護, 柱距1.3米，型梁之間必須對接。超前支護隨工作面推移回撤，超前支護與工作面端頭支護必須對接，工作面兩端頭沿切頂線加打密集柱，柱距0.3m，支柱戴帽以確保上下出口行人安全。3、在工作面下隅角（切頂線）后部處，即回風巷內根據通風要求，為確?；仫L風流暢通，在該巷道內打設木垛，木剁必須牢實，采用長1.5m的圓木，距煤壁2m成井字形支設，木剁間距不得大于3m。打木垛前將木垛下角處煤矸清理干凈，木剁打設必須與頂底板接實，為嚴防大量矸石串入，根據頂板情況必要時采用背板（點柱、皮帶）擋設。4、超前支護以外的巷道頂板破碎壓力大地段，應視實際情況及時打點柱或架設工字鋼架棚進行加強支護，出現煤壁片幫及吊幫時必須采用工字鋼架棚進行支護。5由于110404工作面順槽由于掘進時受地質變化影響，局部地段巷道高度超過3.5米，因此部分地段需使用DZ42的單體柱進行超前支護。二、支護質量標準1、超前支護支柱必須成排成行，支柱必須打在實底上，迎山有力，防 倒鏈必須掛牢掛實。2、支柱的初撐力不得小于90KN。3、架棚前必須執(zhí)行敲幫問頂制度，處理一切不安全隱患。4、頂板不平或傾斜或冒頂，必須用棚板或木垛接頂，保證梁接頂嚴實。5、支柱的三用閥注液孔全部朝向落山，手把一律朝巷道外。6、支柱編號管理，巷道無浮煤浮矸，管線吊掛整齊，專人負責。7、支柱無漏液、失效、型梁無嚴重變形，否則必須及時更換。8、型梁必須按要求支護，杜絕反打梁。9、支柱嚴禁超高超低使用，同一工作面嚴禁使用不同型號的支柱。10、初次使用的單體液壓支柱，必須預先進行排氣，注液時先清洗注液咀，如發(fā)現缸體彎曲、缺瓦、漏液等現象時，不得使用，并需及時更換。11、注液槍用完后，必須掛好，不得隨意丟棄在底板上。12、超前30m范圍內巷道高度不低于1.8m，行人側寬度不小于0.7m。13、兩順槽內支護均在端頭支護后回撤，嚴格執(zhí)行先支后回。14、回撤后按支護形式要求順序支在超前支護段內。三、工作面兩端頭頂板控制1、工作面機頭采用4架ZG6000/21/44 型支撐掩護式支架維護頂板，機尾采用3架ZG6000/21/44型支撐掩護式支架維護頂板，支架初撐力不小于5232KN。2、若支架上方頂梁不能接頂，墊加木料或木背板，使頂梁與頂板接實，端頭支架要與工作面支架支齊。3、端頭支架與煤壁之間的空頂采用邁步梁進行支護，使用3.2 m的型梁，配合DZ35單體柱“一梁三柱”支護。同步梁間距為700mm，對梁間距為200mm,支柱初撐力不小于90KN，切頂線處加打切頂柱，柱距為300mm，在端頭滯后梁未端加打戧柱。單體支柱要迎山有力，使型梁與頂接實，底軟松軟地段支柱要穿鞋，頂板不平處用木料接實，支柱必須掛有防倒鏈。4、機頭移架工藝為：割煤推溜（機頭）移架。由于工作面機頭與轉載機尾連接一體，割煤后，根據工作面推移步距利用端頭支架推溜器整體前移機頭和轉載機尾，隨后前移支架，及時伸起頂梁接頂。四、支護材料的使用數量和存放管理工作面兩巷超前支護，需要單體支柱100棵，3.2m型梁計58根。兩端頭支護，需單體支柱24棵。支柱、頂梁要建帳統(tǒng)一管理，現場牌板與實物相符。支柱、頂梁碼放整齊，損壞的柱、梁不得使用，要及時更換，已損壞的出井維修。按工作面正常使用量的10%準備備用支護材料，存放于回風巷距工作面30m處，并堆放整齊，專人負責并掛好標志牌。工作面支護布置圖 見圖7第四節(jié) 礦壓觀測一、礦壓觀察內容回采期間地質部門必須對工作面頂板及工作面順槽頂板變化情況做動態(tài)監(jiān)測。二、礦壓觀察方法1、工作面每組支架前后立柱各安設一個壓力儀表，每次移架后要做好礦壓觀察，有專人記錄，壓力表要保護好。2、要充分利用布置在巷道中的頂板離層指示儀，地測科負責觀察巷道頂板離層變形情況，并記錄頂板離層指示值；并要利用鋼卷尺認真測量工作面超前支護段兩巷兩幫移近情況及巷道底鼓情況，并做好記錄。距離工作面50m范圍內頂板離層儀每天觀察一次，距離工作面50m范圍外頂板離層儀 每周觀察一次。堅持每旬、每月總結巷道變形與工作面推進度及工作面頂板巖性、頂板巖層厚度之間的關系，以便進一步搞好工作面設計。第四章 生產系統(tǒng)第一節(jié) 通風系統(tǒng)一、通風系統(tǒng)該工作面根據采掘情況，確定為一進兩回通風方式，即皮帶巷為該工作面的進風巷，其余兩條巷道依次為回風巷和尾巷，風量、風速必須保證符合煤礦安全規(guī)程規(guī)定。通風路線地面（新鮮風）進風(副）立井、主斜井4#軌道下山（4#皮帶下山） 11盤區(qū)軌道巷（11盤區(qū)皮帶巷）110404進風巷 110404工作面110404回風巷（110404尾巷）11盤區(qū)回風巷4#回風下山礦井總回風回風立井排出地面風量計算：1、按工作面溫度選擇適宜的風速進行計算Q采=60V采S采（m3/min）回采工作面適宜空氣溫度取18-20時，工作面風速取1m/s；S采采煤工作面的平均斷面積11.2m2.Q采=60V采S采=60111.2=672m3/min2、按工作面同時作業(yè)人數計算需要風量：Q回 =4N（m3/min）式中N回采工作面最多人數：Q回=421=84m3/min3、按工作面回風流中的瓦斯?jié)舛炔怀?%,尾巷濃度不超過1%的要求計算Q采=Q采回+Q采尾Q采回=100KCH4 Q采尾=KCH4式中：Q采回采工作面實際需要風量，m3/min；Q采回回采工作面回風巷實際需要風量，m3/min；Q采尾回采工作面尾巷實際需要風量，m3/min；q采回采煤工作面回風巷的風排瓦斯量，m3/min；q采尾采煤工作面尾巷的風排瓦斯量,m3/minKCH4采面瓦斯涌出不均衡通風系數，（正常生產條件下，連續(xù)觀測1個月，日最大絕對瓦斯涌出量與月平均瓦斯絕對涌出的比值）。取1.5。根據同煤層上一個工作面110405工作面的測風結果及平均瓦斯?jié)舛扔嬎悖簈采回=Q采回qCH4=8500.2%=1.7m3/minq采尾=Q采尾qCH4=14000.4%=5.6m3/min;則有: Q采=Q采回+Q采尾=100KCH4+KCH4 =1001.71.5+1005.61.5=1095m3/min4、按風速進行驗算：15SQ采240Sm3/min式中：S工作面平均斷面積，m215S=1514.56=218.4m3/min240S=24014.56=3494.4m3/min按驗算取最大值，所以取1095m3/min則有：218.4m3/min1095m3/min3494.4m3/min符合工作面的風速條件故110404工作面所需風量取1200m3/min。隨著工作面的推移及瓦斯涌出量變化情況再進行調整。通風系統(tǒng)圖 見圖8第二節(jié) 瓦斯治理一、瓦斯涌出預計根據同煤層其它工作面分析，預計110404工作面絕對瓦斯涌出量為6m3/min，其中風排量為3 m3/min，抽放量為3 m3/min，該工作面采用本煤層采空區(qū)瓦斯抽放。二、鉆孔的布置本工作面在回風巷布置本煤層鉆孔，進行邊采邊抽，距停采線30m開始布孔，布置鉆孔263個，孔間距3m，鉆孔仰角均為2-3，方位角垂直于巷道，中心線為90，鉆孔直徑為94mm，鉆孔深度為180m。尾巷布置采空區(qū)抽放管路對應貫眼每隔50m安一個三通。三、抽放管路的安裝本工作面回風巷安裝直徑為400mm的瓦斯抽放管路。并安裝三通、閥門、放水器、監(jiān)測裝置等設施。瓦斯抽放系統(tǒng)圖 見圖9四、瓦斯檢查1、專職瓦斯員設兩名專職瓦斯檢查員檢查瓦斯，進行工作面現場交接班。一專職瓦斯員負責對兩進風巷距工作面10-20m范圍內及回風流隅角，工作面中部溜槽底部，采煤機前后，支架間及風流吹不到的地方、回風口等地點進行瓦斯檢查。2、另一專職瓦斯員負責跟機檢查，采煤機割煤時每30m檢查一次，其他地點每班至少檢查3次，并加強對生產全過程的監(jiān)督檢查。 3、現場班組長班（組）長，機組司機必須攜帶甲烷檢測報警儀，隨時實地對瓦斯?jié)舛冗M行監(jiān)測。4、用煤填實刮板輸送機底部及風流吹不到的局部空間，使涌出的瓦斯直接進入工作面的風流，有效地減少瓦斯易積聚空間。五、隔絕瓦斯煤塵爆炸措施1、巷道內物料碼放整齊，不堆入多余的閑置設備和雜物。2、嚴禁同時打開兩道風門，防止風流短路，風門前后5m不得堆放雜物，風門必須安設閉鎖裝置，保證閉鎖靈敏可靠。3、距工作面50m處的上下巷均安設全斷面水幕兩組和每60m-200m安裝隔爆水棚一組。4、巷道凈斷面不得小于原設計的80%。5、為防止雜散電流引爆采空區(qū)內瓦斯，如上隅角瓦斯超限時，機頭每推進4m要斷開通往采空區(qū)的鋼帶，鐵絲網等金屬物，斷開的間隔不低于100mm。第三節(jié) 綜合防塵一、防塵管路系統(tǒng)1、高位水池主井靜壓灑水管路4#軌道下山11盤區(qū)軌道巷、皮帶巷110404進風巷、110404回風巷工作面2、在皮帶巷每一轉載點設置噴頭，每50m設一“三通”供防塵灑水用，回風巷每隔100m設一噴頭供防塵灑水，距工作面30m處設置2道凈化水幕，并在下隅角切頂柱處加設凈化水幕，嚴防木垛處有積塵產生，采煤機自帶噴霧裝置，進回風巷每隔200m均布設隔爆水棚一組，均采用吊掛式水棚需設在直線巷道內，與巷道交叉口，轉彎處保持50-70m，與風門距離大于25m，水棚排間距為1.8m，選用型號為GS40-40A的水棚，規(guī)格為40L。工作面順槽水棚水量為:G進=gs=20012=2400L,G回=gs=20010.5=2100L，g每m2巷道需水量，取200L，s巷道斷面，水袋架數為：n進=G進/Gn=2400/(404)=15, n回=G回/Gn=2100/(404)=13.1,取15架，水棚區(qū)長度均為:L=nc=151.8=27m，水袋邊與巷道壁、支架、頂板構筑物間的距離不得大于0.1m，并經常保持水袋的完好和規(guī)定的水量，每3天檢查一次。防塵灑水圖 見圖10三、噴霧泵型號及位置1、泵站設置在110404回風巷內，在泵箱附近掛管理牌，明確流量、壓力、責任人等，有維修保養(yǎng)制度，并有專人維護，保證設備性能良好。2、工作面選用BPW250/10系列噴霧泵站，該泵由BPW系列噴霧泵（泵組）和一臺SX-2500型水箱組成。SX-2500水箱額定容積為2500L，供液壓力為0.3-1Mpa。流量為250L/min，輸出壓力不小于2Mp。3、泵站工作位置應相對水平。4、泵站使用過程中，要不斷檢查其油位。在補充加油時應經過濾，并要特別注意防止臟物進入泵的曲軸箱內。5、正常使用時，泵的上蓋不應打開，防止煤塵進入泵內，柱塞腔蓋板應蓋好，防止雜物進入沖壞滑塊。6、泵站應該經常與工作面取得聯系，采煤機在較長時間停止運轉時，應將此泵也停止運轉，以減少泵的無功運行。四、煤層注水1、煤層注水，使煤層濕潤，在煤層隨后開采時，減小工作面前方的應力集中。煤層鉆孔注水可以減緩煤體彈性潛能及瓦斯?jié)撃艿耐蝗会尫牛档兔簤m的產生。2、注水孔利用瓦斯抽放鉆孔，孔間距6m，鉆孔仰角均為2-3，方位角垂直于巷道，中心線為90，鉆孔直徑為73mm，鉆孔深度為120m。注水超前工作面30m。3、封孔用聚氨酯封孔，孔封好后，用加工的注水封孔器安置好后，立即注水。4、采用動壓注水，注水量一般以另一側巷道煤壁濕潤為宜，或使煤層增加的水分含量達到設計要求。5、停止注水時，應緩慢關閉水閥，并記錄下終注水壓力、流量、注水的孔數、當班注水量等，升井后整理好，記入臺帳。6、在注水過程中，認真觀察分析排水量、壓力與煤體吸水量等參數間的變化關系，適當地運用低流量進水，緩慢濕潤煤體，掌握煤體注水的濕潤規(guī)律。7、在注水過程中，要掌握好壓力與水量的變化關系，采用高壓脈沖注水、中壓濕潤煤體，不允許采用長期高壓急進注水。8、檢查管路及處理泄露事故時，應確認管路內無壓力時再拆開管路，或將管路接頭蓋住后再拆除，面部不得對著管頭，以防壓力水傷人。9、注水完畢，關好封口器閥門，并掛牌由綜采隊負責管理。10、封孔工將套管下入鉆孔后，孔口要密封，作業(yè)結束時要清理現場搞好標準化工作。第四節(jié) 防滅火1、采煤工作面及上下巷發(fā)生火災時，首先維持正常風流狀態(tài)，利用工作面水管、滅火器進行滅火，同時打開上風側水幕，降低火焰溫度，必要時增加工作面的風量，以免形成火風壓造成風流逆轉。如直接滅火無效時，則人員按規(guī)定的避災路線撤離，采取措施封閉，在確保安全的前提下，盡量縮小封閉范圍。封閉時，火源的回進風側要同時密閉，不具備封閉條件下，先封閉上風側再封閉下風側。2、工作面皮帶機頭、轉載機頭及移動變壓器附近必須裝備鐵鍬2把、沙箱2個、滅火器2臺，并保證完好，第五節(jié) 壓風自救系統(tǒng)1、壓風系統(tǒng)采用SA-120W型壓風機3臺，200mm壓風管路，風壓為0.8MPa。從4#軌道下山分別用2寸鐵管和1寸膠管經11盤區(qū)接入工作面2、壓風自救系統(tǒng)的安設：110404工作面進風巷距出口50-100m安設5組（30個呼吸面罩）；回風巷距出口25-40m安裝5組（30個呼吸面罩）；如回風巷內有固定作業(yè)地點，應在固定作業(yè)地點安設一組（6個呼吸面罩）。壓風自救系統(tǒng)安設地點應在寬敞、支護良好、沒有雜物堆放的人行道側，離人行道寬度不少于0.8m，離地不低于1m，便于現場人員自救應用。3、壓風路線：地面空壓機房主斜井井底車場4#軌道下山、4#皮帶下山11盤區(qū)軌道巷、皮帶巷110404進風巷、110404回風巷壓風自救系統(tǒng)圖 見圖11第六節(jié) 監(jiān)測監(jiān)控系統(tǒng)工作面采用FJ95N型監(jiān)控系統(tǒng)，吊掛KJF16B型分站及KGJ16B型甲烷傳感器。1、在工作面下隅角處安設一甲烷傳感器J1，報警濃度0.8%，斷電濃度1.2%，復電濃度0.8%，斷電范圍為本工作面及巷道的全部非本質安全型電氣設備，且在工作面下隅角設置便攜式甲烷檢測報警儀，報警濃度0.8%。2、在回風巷內距工作面10m地段安設一甲烷傳感器J2，報警濃度0.8%，斷電濃度1.2%，復電濃度0.8%，斷電范圍為工作面及回風巷內全部非本安型電氣設備。3、在回風巷內距混合回風口10-15m范圍內安設一甲烷傳感器J3，報警濃度0.8%，斷電濃度0.8%，復電濃度0.8%，斷電范圍為本工作面及巷道內全部非本安型電氣設備。4、在尾巷距混合回風口1015m范圍內安設一甲烷傳感器J4，報警濃度2%，斷電濃度2%，復電濃度2%，斷電范圍為本工作面及巷道內全部非本質安全型電氣設備。5、在混合回風距混合回風口10-15m范圍內安設一甲烷傳感器J5，報警濃度0.8%，斷電濃度0.8%，復電濃度0.8%，斷電范圍為本工作面及巷道內全部非本安型電氣設備。6、工作面中部安設一甲烷傳感器J6，報警濃度0.8%，斷電濃度1.2%，復電濃度0.8%，斷電范圍為本工作面及巷道內全部非本質安全型電氣設備。7、采煤機安設機載斷電儀，報警濃度0.8%，斷電濃度1.2%，復電濃度0.8%，斷電范圍為采煤機電源。且在采煤機上設置便攜式甲烷檢測報警儀，報警濃度0.8%。8、在回風內電氣設備上風側安設一甲烷傳感器J7，報警濃度0.8%，斷電濃度0.8%，復電濃度0.8%，斷電范圍為本工作面及巷道內全部非本安型電氣設備。9、分站必須設置頂板完好，且無淋水的進風地點。傳感器懸掛地點支護必須良好，且便于觀察，并應垂直懸掛，其傳感器的位置距頂板不得大于300mm，距巷道側距不得小于200mm。10、每周對各甲烷傳感器維護調校一次，同時對閉鎖斷電系統(tǒng)進行試驗，每班用光學瓦斯檢定器和便攜式瓦檢儀對甲烷傳感器數據進行校對，發(fā)現問題及時處理。11、生產單位每班對工作面供電系統(tǒng)檢查一次，認真填寫檢查記錄，以保證電器設備完好，杜絕電器設備失爆，機組司機，班組長、流動電工，瓦斯員必須攜帶便攜式瓦檢儀，報警濃度為1%。監(jiān)測監(jiān)控布置圖 見圖12第七節(jié) 人員定位系統(tǒng)一、安設目的為了便于能夠及時、準確的將本工作面人員動態(tài)情況反映到地面計算機系統(tǒng)，使地面調度中心能夠隨時掌握井下人員的總數及分布狀況和跟蹤干部跟班下井情況、每個礦工入井、出井時間及運動軌跡。二、安設位置人員定位系統(tǒng)的安設：110404進風巷口30m和100m處各安設一個分站，110404回風巷口30m和100m處各安設一個分站，110404尾巷口安設一個分站。第八節(jié) 供電系統(tǒng)工作面及順槽內所有設備用電均來自4#變電所。4#變電所4#皮帶下山11盤區(qū)皮帶巷110404回風巷移動變壓器順槽及工作面設備。供電系統(tǒng)圖 見圖13第九節(jié) 供水施救一、供水施救系統(tǒng)供水施救系統(tǒng)應能在緊急情況下為避險人員供水、輸送營養(yǎng)液提供條件。（1）每100m設有閥門及水龍頭，并在適當位置設置壓力表及流量計。（2）應急供水管路與消防灑水管道延伸平行鋪設一趟DN50管路。（3）供水管路閥門高度距巷道底板1.2-1.5m.（4）有充足的清潔水源，以確保在在變情況下正常供水，供水施救時應保持24小時有水；（5）供水來源與防塵供水系統(tǒng)共用一套管路，即飲用水與工業(yè)用水共用一個水管；（6）供水施救系統(tǒng)應優(yōu)先采用靜壓給水系統(tǒng)，當不具備條件時，科采用動態(tài)給水系統(tǒng)。一般用水要求水壓不低于0.3Mpa;（7）吊掛離地1.21.5m；（8）供水點前后2m范圍內無材料、雜物、積水現象；供水施救設施的安設：110404工作面進風巷距出口50-100m安設5組（30個吸水管）；回風巷距出口25-40m安裝5組（30個吸水管）；如回風巷內有固定作業(yè)地點，應該固定作業(yè)地點安設一組（6個吸水管）。供水施救設施安設地點應在寬敞、支護良好、沒有雜物堆放的人行道側，離人行道寬度不少于0.8m，離地不低于1m，便于現場人員自救應用。二、供排水系統(tǒng)供水路線:高位水池主井靜壓灑水管路4#軌道下山11盤區(qū)軌道巷、皮帶巷110404進風巷、回風巷110404工作面供水施救系統(tǒng)圖 見圖14第十節(jié) 排水系統(tǒng)一、排水排水設備要加強檢修維護，排水人員要嚴格執(zhí)行交接班制度，并且要在巷道內淋水較大處下方挖好橫水溝，鋪設排水管路。本工作面水害主要來于頂板淋水，以及噴霧洗巷，涌水量較小，因此工作面排水設備主要650m處和50m處全部選用FDBD-70/W型風動渦輪潛水泵，排水管路都為2寸鋼管。排水路線:110404工作面110404回風巷11盤區(qū)回風巷4#回風下山礦井主水倉地面排水系統(tǒng)圖 見圖15第十一節(jié) 運輸系統(tǒng)一、運輸設備及運輸方式工作面設備運輸采用軌道運輸方式，經110404回風巷軌道運至工作面使用地點。工作面采用雙滾筒采煤機落煤，其螺旋滾筒配合工作輸送機前移裝煤，落煤由工作面SGZ764/630型輸送機送到SZZ764/200型轉載機DTL100/100/2160-900M型帶式輸送機后11盤區(qū)皮帶巷4#煤下山皮帶主皮帶地面。機頭機尾溢出的浮煤可通過人工將其裝入輸送機中。二、絞車的選型絞車的型號為JH-28，設備重為26689kg，鋼絲繩的長度為100m，平板車的重為1.5T，坡度為6，鋼絲繩的直徑為26mm，摩擦系數為F1=0.01，滾動系數為f2=0.2，每m鋼絲繩的重量為3.08kg。根據公式Fmax=Mg（sina+F1cosa）+qlg(sinb+F2cosb)=2668910（0.05+0.011）+3.0810010（0.05+0.21）=16.78KN（故所選絞車的牽引力大于16.78KN）鋼絲繩安全系數=鋼絲繩的破斷力/鋼絲繩的最大壓力Ma=6pmax=616.78=100.68KN（故選直徑為26的鋼絲繩）三、運輸路線運料路線：地面主（副）立井、主斜井4#軌道下山11盤區(qū)軌道巷110404回風巷工作面運煤路線：工作面110404皮帶巷11盤區(qū)皮帶巷4#皮帶下山主煤倉主皮帶地面運輸系統(tǒng)圖 見圖16第十二節(jié) 通訊聯絡及照明系統(tǒng)一、通信聯絡系統(tǒng)1、井下電話機應