新技術(shù)5101綜采工作面作業(yè)規(guī)程130m(G)1

1、第第 1 1 章章 概概 況況 第一節(jié)第一節(jié) 工作面位置及井上下關(guān)系工作面位置及井上下關(guān)系 5101 工作面位于 5#煤層 1 采區(qū)。工業(yè)儲量為 564213t，可采儲量 537628.6t。工作面標高 +680+760mm。具體位置及井上下關(guān)系如表一所示。 工作面位置及井上下關(guān)系表 表一 水平名稱+775采區(qū)名稱一采區(qū) 地面標高+875+1050m井下標高+680+760m 地面的相對 位 置 本采區(qū)地表位于張家垣舊村西南部，地面多為耕地和已搬遷的舊房屋。 地形多為低山丘陵，地表均被黃土覆蓋，沖溝發(fā)育。 地面的影響 回采會對地面造成裂隙、滑坡、塌陷等現(xiàn)象，對耕種田地會有局部影響，對 地表建筑

2、物無影響。 井下位置及 與相鄰關(guān)系 此工作面位于井田 5#煤層一采區(qū)。工作面南為 5#煤層實體煤層；東部為 一采區(qū)回風(fēng)大巷、運輸大巷；北為我礦與礬水溝煤礦井田邊界,西為興無煤 礦，上部為 4203 采空區(qū)和 4 號煤原巷采的老空區(qū)。 走向長度130m傾向長度1700m面 積221000m2 附圖 1-1：5101 工作面井上下對照圖 第二節(jié)第二節(jié) 煤煤 層層 本工作面設(shè)計開采煤層為 5煤，通過地質(zhì)資料分析，具體情況：所開采二疊系山西組 5煤 層，煤厚 1.502.01m，平均為 1.85m；煤層走向為北西-東南，傾向為南西，傾角 36o，平均 4 o，屬穩(wěn)定可采煤層。具體情況見表二。 煤層、煤

3、質(zhì)情況 表二 厚度煤層結(jié)構(gòu)煤層產(chǎn)狀硬度容重穩(wěn)定度 走向北西南東 傾向南西 煤層 情況1.85m簡單 傾角46/5 f2 3 1.38穩(wěn)定 avsy工業(yè)牌號 煤質(zhì) 35.01%24.30%0.70%18.20jm 第三節(jié)第三節(jié) 煤層頂?shù)装迕簩禹數(shù)装?煤層頂?shù)装迩闆r表 表三 頂、底板名稱巖石名稱厚度(m)特 征 基本頂粉砂巖1.95淺灰色、堅硬 直接頂細粒砂巖2.75黑色、均狀 偽底泥巖0.20黑色、塊狀構(gòu)造 直接底砂質(zhì)泥巖 1.3 黑色、堅硬 附圖 1-2：5101 工作面地層綜合柱狀圖 第四節(jié)第四節(jié) 地地 質(zhì)質(zhì) 構(gòu)構(gòu) 造造 一、斷層情況及其對回采的影響 5101 綜采工作面總體為一單斜構(gòu)造，煤

4、層傾向 e-w，煤層傾角 4-6平均 5，為近水平煤 層。根據(jù) 5101 掘進資料結(jié)合地質(zhì)報告與井上下對照圖分析，該工作本不存在陷落柱、斷層或其它 地質(zhì)構(gòu)造。 2、褶曲情況及其對回采的影響 該工作面 1700-1600 范圍內(nèi)存在褶曲產(chǎn)狀存在，褶曲位于工作面中部成三角形狀，在回采期 間影響了回采煤量及回采進度形。 三、其他因素對回采的影響（陷落柱、火成巖等） 該工作面范圍內(nèi)，沒有陷落柱、火成巖等存在。 附圖 1-3：切眼平面圖 第五節(jié)第五節(jié) 水水 文文 地地 質(zhì)質(zhì) 一、5101 工作面水文地質(zhì)概況 5101工作面水文地質(zhì)條件簡單，其上部為原4#采空區(qū)，5號煤層底板以下10m為l5灰?guī)r含水層，

5、在回采過程中，工作面上方為#采空區(qū)，在掘進過程對采空區(qū)多方位的探放水，為了確?；夭善?間安全生產(chǎn)，因此在回采過程必須嚴格堅持探放水。 二、涌水量預(yù)計 根據(jù) 5101 掘進水文觀測，預(yù)計工作面最大涌水量為 5m3/h，最小涌水量為 3m3/h。 三、防治水措施 1、建立暢通的排水系統(tǒng)，在兩順槽分別安裝一路 50mm 排水管路，在各順槽低凹處打小水 窩分別安裝兩臺風(fēng)動排水泵。 2、做好清淤工作，每班設(shè)專人及時清理巷道中淤泥，確保兩巷暢通。 3、一旦發(fā)生水淹巷道事故，要按既定避水災(zāi)路線撤人，同時向調(diào)度室和有關(guān)領(lǐng)導(dǎo)匯報。 4、加強礦壓觀測和水文地質(zhì)觀測，做好預(yù)測預(yù)報工作。 第六節(jié)第六節(jié) 影響回采的其它

6、因素影響回采的其它因素 一、影響回采的其它地質(zhì)情況一、影響回采的其它地質(zhì)情況 本礦井為高瓦斯礦井，煤塵具有爆炸性，爆炸下限濃度為 20g/m3，工作面煤層的吸氧量為 0.7852cm3/g, ,屬 iii 級不易自燃煤層，在回采過程中需加強“一通三防”工作，確保安全生產(chǎn)。 具體情況見表四。 影響回采的其它地質(zhì)情況 表四 瓦 斯絕對瓦斯涌出量：4.46 m3/min， 煤塵爆炸危險性煤塵具有爆炸性 煤的自燃傾向性煤的吸氧量為 0.7852cm3/g,屬 iii 級不易自燃煤層 地溫危害正常 沖擊地壓危害無 2 2、沖擊地壓和應(yīng)力集中區(qū)沖擊地壓和應(yīng)力集中區(qū) 受 4#采空區(qū)影響，在回采過程中可能出現(xiàn)

7、頂板壓力大，造成工作面及兩順槽可能會出現(xiàn)底鼓 和片幫現(xiàn)象。 3、地質(zhì)部門意見地質(zhì)部門意見 在回采過程中定期觀察工作面及兩順槽的頂板離層情況，并做好相關(guān)記錄，對壓力大的地 方進行復(fù)合支護。 第七節(jié)第七節(jié) 儲量及服務(wù)年限儲量及服務(wù)年限 一、儲量一、儲量 本工作面按走向 1700m，傾向 130m，采高 1.85m，容重 1.38，留設(shè)保安煤柱 30m，回采率 97% 計算可得： 工作面工業(yè)儲量：17001301.851.38=564213t 工作面可采儲量：16701301.851.3897%=537628.6t 二、服務(wù)年限二、服務(wù)年限 工作面服務(wù)年限可采走向長度/計劃月推進長度=1670180

8、=9.27（月） 第第 2 2 章章 采煤方法采煤方法 采用傾斜長壁式采煤法，工作面采用后退式開采，全部垮落法管理頂板。 第一節(jié)第一節(jié) 巷巷 道道 布布 置置 一、采區(qū)設(shè)計、采區(qū)巷道布置情況一、采區(qū)設(shè)計、采區(qū)巷道布置情況 5101 綜采工作面位于 5#煤層一采區(qū)，工作面沿走向布置，沿傾向推進。本工作面東北部布置 為軌道順槽巷，西南部布置為皮帶順槽巷，與采區(qū)進、回大巷形成合理的生產(chǎn)系統(tǒng)。兩順槽均以 2495930的真方位掘進到礦井田保安煤柱處，切眼以 154306的真方位聯(lián)通軌、皮兩 順槽，形成通風(fēng)、運輸?shù)认到y(tǒng)。 二、工作面軌道順槽二、工作面軌道順槽 軌道順槽巷主要擔任本工作面回風(fēng)、行人、管線敷

9、設(shè)、運料等任務(wù)。巷道凈斷面為（兩種規(guī) 格）：前半段：寬高=.8m2.5m，斷面為 9.5，長 900m；后半段：3.2m2.5m，斷面為 8，長 800m,均采用錨索網(wǎng)聯(lián)合支護。 三、工作面運輸順槽三、工作面運輸順槽 皮帶順槽巷主要擔任本工作面進風(fēng)、行人、管線敷設(shè)、運煤等任務(wù)。巷道凈斷面為寬高 =4.22.5m，斷面為 10.5，全長 1700m，均采用錨索網(wǎng)聯(lián)合支護。 四、綜采工作面四、綜采工作面 工作面切眼安裝采煤設(shè)備及聯(lián)通兩巷，形成通風(fēng)、生產(chǎn)系統(tǒng)等。巷道斷面為寬高 =62.2m，斷面為 13.2m2，全長 130m。 附圖 2-1：5101 工作面巷道布置示意圖 附圖 2-2：5101

10、切眼巷支護斷面圖 5 5、回收材料回收材料 回采過程中距工作面 10m 范圍內(nèi)兩順槽進行三斷（斷鐵絲網(wǎng)、斷鋼帶、斷管路） ， 回收支護材料可回收錨桿、托盤、螺絲帽、鋼筋梯子梁等支護材料，巷道管理牌版根據(jù) 巷道掘進進度回收重新利用。 6 6、工作面煤層注水及探放水工作面煤層注水及探放水 在工作面回采過程中必須對煤層注水及 4#采空積水鉆探，編制相應(yīng)的實施方案及安 全技術(shù)措施。 停采線位置停采線位置 停采線規(guī)定為距專用回風(fēng)巷 30m 處。 第二節(jié)第二節(jié) 采采 煤煤 工工 藝藝 一、采煤工藝一、采煤工藝 5101 工作面采用傾斜長壁式綜合機械化采煤，全部垮落法管理頂板。采用 mg170/410-wd

11、 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，割三角煤法進行采煤，割煤與移架、推刮板輸送機順序進行，割煤與推移刮板輸送機 的間隔距為 15-20m，利用機組滾筒和輸送機鏟煤板將煤自行裝入運輸機，采用 szb630/400 型雙 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(diào)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， 直至輸送機能移成直線段，再將輸送機移直；再調(diào)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(diào)換上下

12、滾筒，返程正常割煤。 1、割煤：采用由 mg170/410-wd 型采煤機雙向穿梭割煤,前滾筒割頂煤，后滾筒割底煤。采煤 機端頭斜切進刀，割三角煤，按割煤、移架、推移刮板機的順序進行，推移運輸與采煤機距離間 隔為 15m-20m。 2、碎煤：利用滾筒自旋使其截齒將煤破碎。 3、裝煤：采用采煤機滾筒截割配合 sgz-630/400 型刮板運輸機鏟煤板裝煤。 4、運煤：工作面采用前 sgz-630/400 型刮板運輸機運煤，皮帶順槽巷采用一部 szz-764/110 型轉(zhuǎn)載刮板輸送機經(jīng)過 plm1000 型破碎機對煤進行破碎后，通過兩部 dsj100/63/2132 皮帶運到 采區(qū) dsj100/

13、50/290 皮帶輸送機把煤運入煤倉。 5、拉架：在采煤機割煤滯后 3-5 架進行移架，先將前梁下降到解除頂板的支撐力，再進行移 架。 移架后將操作閥組的立柱操作手柄推到升架的位置頂梁接頂后，再將立柱操作閥放回中間位 置，保證支架達到預(yù)定的初撐力。并且要求支架的頂梁與底座保持平行，其他移設(shè)的支架前后對 齊，成一直線。若不垂直可將側(cè)護板式調(diào)架千斤頂，將支架調(diào)到確定位置。 6、移溜：當采煤機后滾筒割過 15m-20m 時，即可將推移千斤頂?shù)牟僮鏖y組手柄推到推移位置， 進行移溜工序。 二、工作面正規(guī)循環(huán)生產(chǎn)能力二、工作面正規(guī)循環(huán)生產(chǎn)能力 wlshc（1300.61.851.380.97)t193.2

14、t 式中：l 表示采煤工作面煤壁長度（m） ； s 表示采煤機的截深（m） ； h 表示采煤工作面煤層厚度（m） ； r 表示采煤工作面煤層的容重（t/m3） ； c 表示采煤工作面的回采率（97%） 。 第三節(jié)第三節(jié) 工工 藝藝 順順 序序 交接班采煤機由運輸機頭（尾）部進刀采煤機向機尾（頭）部割煤伸縮前探梁移溜 移架 1 1、交接班、交接班 實行井下現(xiàn)場交接班，根據(jù)各工種崗位按時對應(yīng)交接，以質(zhì)量標準化為原則，對工作面頂板 情況、支護情況、設(shè)備運行情況、任務(wù)完成情況，進行全面詳細檢查驗收，做到責(zé)任明確，認真 交接，做好開機前的準備工作。 2 2、進刀與割煤、進刀與割煤 采煤機由機頭（機尾）斜

15、切進刀，前滾筒升起割頂煤，后滾筒降下割底煤，采煤機從機頭 （機尾）斜切進刀割煤 25m 使采煤機兩滾筒均達到 0.6m 截深后，停止牽引移機頭（機尾）刮板輸 送機及支架成一條直線，調(diào)整滾筒后退割通三角煤，然后平行煤壁截割。 割平頂、底板，不留傘檐。采煤機割到支架附近 2m 時，及時回收采煤機前進方向側(cè) 13 架 支架前探梁，嚴防采煤機割支架前探梁和千斤頂；割煤后及時伸出前探梁護頂。 附圖 2-5：工作面斜切進刀示意圖 3 3、臨時支護、臨時支護 滾筒割頂煤后，所在部位支架及時伸前探梁進行臨時支護。如接頂不實可用木背板接頂。 4 4、移溜、移溜 按從機頭（尾）向機尾（頭）的順序分段拉移前、后溜。

16、 工作面前部刮板輸送機的推移溜是以支架為支撐。由支架推移千斤頂推移前溜，推移輸送機 必須滯后采煤機后滾筒 1015m，移溜時溜槽在水平方向的彎曲度不得大于 3，且每段的推移千 斤必須保證三個同時工作，以免損壞千斤。彎曲段長度不得小于 15m，移到位的輸送機必須達到 平、直、穩(wěn)的狀態(tài)，同時將操作手把打至零位。 5 5、拉架、拉架 拉架滯后移溜 35m，移架時先收前探梁，再降架，降架時幅度不宜過大，能夠滿足移架即 可；當頂板破碎時，應(yīng)采用帶壓移架方式，移架必須做到降一架，移一架，移過后及時升起支架， 支架升起后必須接頂嚴實，達到設(shè)計初撐力，同時將支架調(diào)整移成一條直線。支架支柱中心距偏 差不得超過1

17、00mm，以保證支架的切頂性能。 6 6、移端頭、移端頭 工作面端頭割煤后，先移溜后拉基本支架和端頭(過渡)支架，移動步距均為 0.6 米。端頭支 架與基本支架拉齊，機頭、機尾與工作面運輸機成一直線。 7 7、拉移皮帶輸送機機尾、拉移皮帶輸送機機尾 拉移前，首先把皮帶開空通知皮帶機司機停機，將開關(guān)打至零位，并堅守崗位，沒有得到專 人和信號通知，嚴禁開機。然后人工回收皮帶架的中連桿、h 架等，再清理干凈拉移段的浮煤、 雜物，檢查回柱絞車戧柱的支設(shè)。拉移時，無關(guān)人員遠離作業(yè)地段，作業(yè)人員站在安全區(qū)域內(nèi)， 方可遠距離啟動開關(guān)拉移。整個過程要設(shè)專人指揮、專人觀察，隨時注意拉移情況，拉到位后， 使用張緊

18、絞車調(diào)整皮帶松緊，調(diào)整正常后通知皮帶機司機試運轉(zhuǎn)，皮帶跑偏時，及時調(diào)整皮帶上、 下托輥和機尾滾筒，保證皮帶輸送機能夠正常運轉(zhuǎn)。 8 8、移轉(zhuǎn)載機、破碎機、移轉(zhuǎn)載機、破碎機 由檢修班負責(zé)采用回柱絞車拉移轉(zhuǎn)載機、破碎機。拉移前，首先先清理干凈拉段的浮煤、雜 物，將回柱絞車用戧柱支設(shè)牢固可靠，停機閉鎖，將錨鏈連接好；然后無關(guān)人員遠離作業(yè)地段， 作業(yè)人員站在安全區(qū)域內(nèi)；方可遠距離啟動絞車拉移。拉移時要設(shè)專人指揮，專人觀察，隨時注 意拉移情況，以防拉脫或拉不到位。拉移錨鏈必須用廠家配備的錨鏈。 a、拉移前的準備 1） 、拉移前，先清除系列車前后及周圍的雜物，把所有電纜理順，檢查軌道是否有問題，有 問題時

19、要及時處理，防止掉道。 2） 、檢查各設(shè)備之間、設(shè)備與車之間的聯(lián)接及車與車之間的軟、硬聯(lián)接是否安全可靠，有問 題及時處理。 3） 、拉移前，將移變停電，開關(guān)手把置于零位，無關(guān)人員要撤離到安全地點，嚴禁帶電拉移。 4） 、絞車信號采用電鈴或哨子，嚴禁晃燈或喊話。信號規(guī)定為：一聲停，二聲拉，三聲放。 5） 、拉移前檢查鋼絲繩是否有斷絲、打結(jié)等異常情況，檢查繩皮、繩卡是否齊全、緊固。 b、拉移 1） 、信號聯(lián)系準確無誤后，方可啟動絞車，慢慢張緊鋼絲繩，停止絞車，取掉擋在系列車中 （后）的鐵馬、戧木、擋車器等，并在拉移后系列車預(yù)停位置前，安好鐵馬、擋車器等。 2） 、在拉移過程中，要有專人站在系列車后

20、的安全區(qū)域觀察，隨時用信號與絞車司機聯(lián)系， 拉移過程中，要在拉移范圍的上、下方設(shè)好警戒，任何人嚴禁在系列車兩側(cè)、下方及鋼絲繩擺動 范圍內(nèi)通過或停留，嚴格執(zhí)行“行車不行人，行人不行車”制度。 3） 、拉移過程中，絞車司機要持證上崗，精力集中，隨時注意系列車的拉移情況及絞車的運 行情況，發(fā)現(xiàn)異常立即停車。拉移要平穩(wěn)，嚴禁猛拉、猛拽。 4） 、當系列車拉到位后，應(yīng)及時發(fā)出停止信號，并剎緊絞車，嚴禁拉脫電纜。 5） 、當系列車停止后，重新把鐵馬等擋車器搬至指定位置，將系列車擋剎牢靠，嚴防跑車。 6） 、最后松開絞車鋼絲繩，并摘勾，將絞車開關(guān)手把打至零位。 9 9、清理浮煤、清理浮煤 對工作面人行道和機

21、頭機尾的浮煤全部清理一次，保證機頭、機尾出口及人行道暢通，液壓 支架保證支在實底上。 三、提高回采率的措施三、提高回采率的措施 1、嚴格按采高要求采煤，采高誤差不得超過100mm。 2、當遇地質(zhì)變化致使煤層變薄時，在該段要沿底板采煤，煤層厚度不足 1.85m 時，可適當降 低采高，進行揭底。 3、工作面必須采到設(shè)計停采線位置，及時停采，嚴禁在工作面私自留設(shè)頂、 底煤。 4、遇特殊地質(zhì)構(gòu)造需改變工藝時，要執(zhí)行有關(guān)臨時補充措施。 四、提高煤質(zhì)的措施四、提高煤質(zhì)的措施 1、采煤機司機根據(jù)煤層賦存情況掌握好采高，沿煤層底板割煤，嚴禁割頂、割底。割出的頂、 底板要平整，并及時移架防止發(fā)生漏頂、冒頂影響煤

22、質(zhì)。 2、當發(fā)生冒頂或漏頂事故時，要及時停止工作面運輸機和采煤機，采取措施管理頂板。有大 塊矸石時，各轉(zhuǎn)載環(huán)節(jié)要及時停機打碎揀出，不得混入煤流中運出。 3、大塊石頭必須及時撿出扔到落山，嚴禁大石頭上皮帶。 4、采煤機和各轉(zhuǎn)載點的噴霧要做到開水開機，停機停水，煤量水分過大時適當降低噴霧量， 以防煤中水分超標。 5、防塵用水應(yīng)保持噴霧方式，停止生產(chǎn)后，防塵用水要立即關(guān)閉。支架液壓管路及工作面供 水管路出現(xiàn)漏液、漏水現(xiàn)象要及時處理。兩巷及工作面積水由專用排水管路排出，不得排入煤流 中。 6、若遇特殊地質(zhì)構(gòu)造致使不可避免破底板回采時，在滿足生產(chǎn)需要的前提下，嚴格控制破巖 量，以保證煤質(zhì)。 第四節(jié)第四節(jié)

23、 設(shè)備配備與布置設(shè)備配備與布置 一、設(shè)備列車的布置一、設(shè)備列車的布置 設(shè)備列車布置在皮帶順槽中，由移變、各類開關(guān)、乳化液泵站和噴霧泵站組成。乳化液泵站 由兩泵一箱組成，其中 2#泵為備用泵，噴霧泵供采煤機、支架動壓噴霧及冷卻用水。 按工作面推進方向，由外向里設(shè)備順序為：電纜車、1#移變、2#移變、組合開關(guān)（2 臺）、 控制箱、1#乳化泵、2#乳化泵、乳化液箱、1#噴霧泵、2#噴霧泵、噴霧泵水箱等。隨著工作面的 推進，設(shè)備列車由 jh-11.4 回柱絞車牽引向外逐漸移動。 機電設(shè)備配備 表 五 序號名 稱型號及規(guī)格數(shù)量布置地點 1液壓支架 zz4600/13/28 87工作面 2 過渡支架zzg

24、5000/14/28 4 工作面 3 刮板輸送機 szb-630/4001 工作面 4 采煤機 mg170/410-wd1 工作面 5 轉(zhuǎn)載機 szz764/1101 皮帶巷 6 破碎機 plm10001 皮帶巷 7 皮帶輸送機dsj100/63/2132 2 順槽運輸皮帶巷 8 皮帶輸送機 dtl100/63/2901 采區(qū)運輸皮帶巷 9 乳化液泵站 brw200/31.52 軌道巷 10 噴霧泵bpw250/6.3 2 軌道巷 11 移變 kbsgzy-6302 軌道巷 12 組合開關(guān) kjz5-1500-62 軌道巷 13 回柱絞車 jh-202 工作面兩端 14 工作面照明 127v1

25、5 工作面 15 兩巷電話 kth1083 兩巷及工作面 16 單體支柱 dz-3275 超前支護段 17 梁 3m25 超前支護段 18 工作面通訊 ktk101-115 工作面兩端 19 集控 ktc101-z1 工作面兩端 二、液壓支架技術(shù)參數(shù)（見表六） 液壓支架技術(shù)參數(shù) 表 六 序號項目型號參數(shù)數(shù)量 zz4600/13/28中間支架87 1架型 zzg5000/14/28 過渡支架4 2支架高度28001400mm 3支架寬度1340 4中心距1.5m 5初撐力3960kn 6工作阻力4600kn 7支護強度0.79mpa0.84mpa 8底板比壓1.76mpa190mpa 9推溜力/

26、拉架力212/485kn 10操縱方式本架手動操作 11泵站調(diào)定壓力31.5mpa 12立柱fo66-30 4 組 13護幫千斤頂1 組 14伸縮千斤頂2t/so 80b 2 組 15插板千斤頂2t/bo 80c 2 組 16推移千斤頂fo66-341 組 第三章第三章 頂頂 板板 控控 制制 第一節(jié)第一節(jié) 支支 護護 設(shè)設(shè) 計計 一、液壓支架選型設(shè)計一、液壓支架選型設(shè)計 根據(jù)礦井 60 萬噸/年設(shè)計，煤層厚度和頂板分類以及集團公司現(xiàn)有技術(shù)及裝備，選用 zz4600/13/28（普通架） 、zzg5000/14/28（端頭架）型支撐掩護式支架支護頂板。隨著工作面推 進，每循環(huán)一次，落山頂板垮落

27、一次。 二、工作面支護形式及支護密度的確定二、工作面支護形式及支護密度的確定 本礦井開采的 5 號煤層，直接頂板的巖性為泥巖，底板為砂質(zhì)泥巖，直接頂為不穩(wěn)定頂板， 按照緩傾斜煤層采煤工作面頂板分類 （mt554-1996）對支護的有關(guān)規(guī)定，結(jié)合相鄰礦及本礦使 用經(jīng)驗，確定采用支撐掩護式支架，支護強度 0.45mpa 左右。 支架支護強度的計算： (1)根據(jù)回歸經(jīng)驗公式： qh=9.768km0.212 式中： qh支護強度，pa； k備用系數(shù),1.3； m煤層最大高度，取 2.01m(5 號煤層厚度)； 2頂板巖石容重，取 26kn/m3。 qh =9.768km0.212=9.7681.32

28、.010.2126=382kpa=0.38(mpa) 根據(jù)實測數(shù)據(jù)回歸計算支架的支護強度為 0.38mpa。 (2)按估算法確定支架支護強度 支架支護強度按下列計算 g=kdg 冒 式中： g支架支護強度，kn/m2； kd動載系數(shù)，取 1.5； g 冒冒落帶自重應(yīng)力，g 冒=r1h； 04 . 8 125 . 1 01 . 2 1 m h 式中： m工作面最大采高，2.01m； 巖石初期碎脹系數(shù)，1.25； r1上覆巖層容重，26000n/m3； g 冒=8.0426000=209040n/m2。 g=1.5209040=313560n/m2=0.31mpa 根據(jù)估算法計算支架支護強度為 0

29、.38mpa。 通過上述兩種方法計算，取其最大者為 0.38mpa，即要求所選液壓支架支護強度應(yīng)不低于 0.38mpa 的頂板荷載。 支架的工作阻力 p1： p1= aclqh)( 式中： qh0.38mp； l支架頂梁長為 5.0m； c梁端距為 0.2m； a支架中心距為 1.5m； 支撐效率為 75%-85%，取 80%。 p1= kn3705 8 . 0 5 . 1 )2 . 05(38 . 0 (3)支架的初撐力 p2： p2=0.8p1=2964kn 移架力應(yīng)大于 240kn，推溜力應(yīng)大于 110kn。 (4)移架速度 vzkzcvc=3.61.25=4.5m 式中： vz支架移架

30、速度，m/min； kzc支護及采煤速度比，kzc =1.2-1.25，取 1.25； vc采煤機連續(xù)割一刀煤的平均割煤速度，m/min，為 660%=3.6m/min。 根據(jù)支架高度和支護強度計算結(jié)果，選用 zz4600/13/28 型液壓支架滿足生產(chǎn)要求. 2、超前支護計算。依據(jù)下列公式對超前 30m 的頂板壓力進行估算： q=4/3ra/f 式中 y-巖石重力密度，取 25kn/m； a-巷道跨度的 1/2 f-巖石堅固性系數(shù)，取 7. q=(4/3254.47)kn/m=21kn/m 25m 的超前壓力為 q采=q30 q采=（2130）kn=630kn 選用工作阻力為 300kn 的

31、單體支柱應(yīng)支單體柱數(shù)（理論數(shù)）為 n=q采/f支=630kn/300kn=2.1 根 按規(guī)程規(guī)定應(yīng)支數(shù)量為 75 根，選用 dz-32 型，工作阻力為 300kn 的單體支柱，遠遠超過理論數(shù) 量 附圖3-1：綜采工作面支護示意圖 三、頂板管理三、頂板管理 1、管理方法及支護方式 工作面采用全部垮落法管理頂板，采用 zz4600/13/28 型 zzg5000/14/28（端頭架）型支撐掩 護式液壓支架支護頂板。支架支撐高度為 2m，如在生產(chǎn)過程中遇特殊變化可重新調(diào)節(jié)支架高度 （支架調(diào)節(jié)高度最高為 2.8 米，最低為 1.3 米） 。隨著工作面推進，每循環(huán)一次，落山頂板垮落一 次。 四、乳化液泵

32、站四、乳化液泵站 （1）求乳化液泵的壓力 pb（mpa） 3 2 1 10 4 d pz 式中：pb乳化液泵站的壓力，mpa； pz立柱的初撐力，kn取1/4初撐力，918kn； d1立柱缸體內(nèi)徑，本支架為0.2m； pb29.3（mpa） 3 2 10 2 . 0 9184 （2）求乳化液泵站流量 q（2fhulji+2fyilyik+2fhuolsh）（l/min） 3 10 s v 式中：q乳化液泵站流量，l/min； fhu立柱活塞的環(huán)形面積，fhu； )( 4 22 2 2 1 mdd d1立柱缸外徑，m，為0.22m； d2立柱活柱內(nèi)徑，m，為0.2m； lji降架距離，m，為0.

33、25m； fyi移架千斤頂移架時的作用面積，對框架式千斤頂：fyi千斤頂缸內(nèi) 2 3 4 d 徑，m，為0.14m； lyi移架距離，m，為0.70m； fhuo立柱活塞腔面積fhuo，d1=0.22m； 2 1 4 d lsh升架距離，m，為0.25m； v采煤機工作牽引速度及移架速度，m/min，為6.0m/min； s支架中心距，m，為1.5m； q174l/min 4 25 . 0 22 . 0 7 . 014 . 0 225 . 0 )2 . 022 . 0 2( 2222 3 10 5 . 1 0 . 6 電機功率： kw h qp n h h 104 8 . 0 2 . 61 1

34、74 3 . 29 2 . 61 式中：n泵站電機功率，kw； ph泵站壓力，為29.3mpa； hh泵站泵的效率為80%； q泵的流量，為174l/min。 根據(jù)以上計算，選brw200/31.5型乳化液泵二個，配rx-200/16a型乳化液箱一個組成泵站。 其額定壓力31.5mpa，額定流量200l/min，能滿足和采煤機牽引速度相配套的液壓支架移架速度。 (2) 泵站設(shè)置位置為運輸順槽內(nèi)。 泵站使用規(guī)定 開泵前，檢查乳化液泵箱內(nèi)的液量大于箱體 1/2。 開泵時，時刻注意泵的聲音，正常時，聲音清晰，壓力不小于 30mpa；若發(fā)現(xiàn)異常，立即 停泵處理。 泵站及液壓系統(tǒng)完好，不漏液。 必須設(shè)專

35、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 次配制后濃度計檢測，要做到管路不漏液，泵站壓力正常。 在泵站附近掛乳化泵站管理牌，明確配比方法、用液比例（濃度為 3-5） 、責(zé)任人等， 有維修保養(yǎng)制度，現(xiàn)場須有乳化液濃度檢測手段和定期清洗記錄；支架立柱、閥組、膠管無漏、 串液，部件不缺損；支柱、注液槍完好，控制閥有效，液壓管路無擠壓，現(xiàn)場有專人維護，保證 設(shè)備性能良好。 第二節(jié)第二節(jié) 工作面頂板控制工作面頂板控制 一、正常工作時期頂板支護方法一、正常工作時期頂板支護方法 工作面安裝 zz4600/13/28 型支撐掩護式支架，采用全部垮落方法控制頂板，采

36、空區(qū)頂板隨支 架前移自行垮落充填，工作面的最大控頂距 4.64，最小空頂距 4.04，步距為 0.6m,工作面割煤工 藝為：在采煤機割煤后，移輸送機，再移支架，即割煤伸前探梁移架移溜，采用帶壓移架 方式進行移架，正常移架要滯后采煤機后滾筒 3-5 架，超過此距離或發(fā)生片幫冒頂時，必須停止 割煤,移架與推移刮板輸送機的間隔距為 15-20m。切頂柱與液壓支架呈一直線，且切頂柱距 250mm-350mm，切頂支柱為 dw31-250/100 的單體液壓支柱。 二、遇地質(zhì)變化帶的特殊支護形式二、遇地質(zhì)變化帶的特殊支護形式 如果頂板破碎，必須采取立即加強支護，即采煤機后滾筒割過后，及時帶壓移架，如工作

37、面 片幫嚴重時，必須加強超前支護，即移架在割煤前進行，工藝為：割煤伸前探梁移架移溜， 移架步距為 600mm。 支護要求如下： 1、工作面應(yīng)達到動態(tài)的質(zhì)量標準化要求，確?！叭薄⒁黄?、兩暢通”的質(zhì)量要求。 2、支架要排成一條直線其偏差不得超過50mm（50m 拉線） 。架間空隙不超過 200mm，中心距 偏差不超過100mm。 3、支架頂梁緊貼頂板，調(diào)整好掩護梁與頂梁角度保證頂梁末端與頂板垂直，最大仰俯角小于 7，支架垂直頂?shù)装澹擅鎯A角超過 15時，歪斜不超過5。 4、相鄰支架頂梁保持平整，不能有明顯錯差（不超過頂梁側(cè)護板高的 2/3） ；支架不擠、不 咬。 5、支架全部編號管理，牌號清晰。

38、 6、加強支架的支護強度，確保支護質(zhì)量，支架初撐力不得小于 3960kn，不低于規(guī)定值的 80，并且現(xiàn)場有檢測手段。 7、采煤機割煤后，要及時移架，移架與采煤機后滾筒的間隔距離一般在 3-5 架之間進行，防 止長時間空頂，發(fā)生冒頂事故。 8、工作面出現(xiàn)冒頂時，要及時用木料接頂，并將支架嚴實接頂。 9、工作面支架嚴禁歪斜和咬架、擠架。否則，要及時調(diào)整，使其保持良好的支護狀態(tài)。 10、采高必須控制在 1.9m 范圍內(nèi)，支架立柱的活柱伸縮量必須控制在支架要求最大伸縮范圍 內(nèi)。 三、特殊時期的頂板管理三、特殊時期的頂板管理 1、工作面的初采工藝： 工作面安裝驗收完畢并形成完整的生產(chǎn)系統(tǒng)后，需進行初次試

39、采，試采前先將工作面內(nèi)的浮 煤雜物清理干凈，而后把 sgz630/220-400 型刮板沿工作面煤壁移直，開始從機尾處向機頭割煤， 待一個循環(huán)完畢后，按機頭（機尾）斜切進刀進行正常循環(huán)作業(yè)。 2、初次來壓時的支護措施： 初采來壓時，必須檢查并時刻注意頂板周圍情況，若來壓明顯，有片幫現(xiàn)象，頂板掉渣時， 必須停止割煤工作，加強對工作面及兩順槽超前支護的管理，兩端頭要注意加點柱的數(shù)量，煤幫 打護幫柱，根據(jù)開采經(jīng)驗，預(yù)計工作面初次來壓步距為 6m 左右，要注意周期來壓，在周期來壓期 間要加快推進速度，以甩掉頂板壓力，盡量在此期間減小由各種因素影響推進。在來壓期間，應(yīng) 加強來壓的頂板的支護管理。特別注意

40、工作面中部、兩端頭支架的初撐力及支架狀態(tài)，確保整體 支護強度，預(yù)防冒頂。 3、頂板破碎時的頂板控制與管理 當工作面頂板破碎時，加強支護，工作面高度不得忽高忽低，嚴格按要求將控制采高，采用 帶壓移架超前支護，并要求保持支架不擠、不咬、不倒，保持良好支護狀態(tài)。 4、 工作面局部冒頂控制 （1）首先查明冒頂區(qū)內(nèi)有無埋截堵壓人員，及時采取應(yīng)急措施救護，并向調(diào)度室匯報事故情 況，同時要保證通風(fēng)，防止有害氣體積聚，造成事故。 （2）清理退路，保證暢通，及時移架，并對所有支架進行二次補液，支架不接頂處加墊半圓 木和打木垛，保證支架接頂嚴實，頂梁同時在冒頂區(qū)邊緣補打戴帽點柱進行頂板維護，防止冒頂 范圍擴大。

41、（3）人員站在冒頂邊緣安全側(cè)的支架下觀察頂板，用長架探頭棚，并在棚梁下支設(shè)貼幫點柱。 （4）工作面冒頂嚴重時，可垂直煤壁向上 15打錨桿，以達到提前控制頂板的目的。 （5）點動工作面溜子將冒頂區(qū)碴、煤逐步運出，同時由冒頂區(qū)邊緣向中央逐步支護、清理， 要求清一架，支一架，頂上用棚、板剎嚴或打“井”字型木垛接邊。處理時，必須由帶班長或有 經(jīng)驗的老工人現(xiàn)場指揮并設(shè)專人站在安全處觀察頂板，冒落下的大石頭放入采空區(qū)。 （6）處理完后，清理現(xiàn)場，將多余物品清理運出。 （7）若工作面發(fā)生大面積冒頂，則另出專項措施，保證安全施工。 6、工作面局部片幫控制 （1）工作面煤壁應(yīng)割齊、割直，采煤機割過 3-5m 后

42、及時進行移架，減小頂板對煤幫的壓力。 （2）煤層發(fā)生較厚片幫時，要在割煤后及時加強對煤壁的維護。 （3）工作面端面距大于 500mm，及時伸出前探梁，側(cè)護板以有效控制空頂。 7、采空區(qū)冒落高度不小于 1.5 倍采高，懸頂面積大于或冒落高度小于 2.5m 時要進行強制放 頂。特殊情況下不能強制放頂時，必須加強礦壓觀測，并采取加強支護的措施。 8、機道梁端至煤壁頂板冒落高度不大于 300mm。 9、不準隨意留頂?shù)酌洪_采。必須留頂?shù)酌骸⑼袏A矸開采時，必須有批準的專項安全技術(shù)措施。 10、人員靠近煤壁臨時作業(yè)時，必須架設(shè)可靠的臨時支護。 11、工作面傾角超過 15時，要有支架防倒、采煤機防滑措施；傾角

43、在 25以上時，刮板輸 送機有防止煤（矸）串出刮板輸送機傷人的措施。 第三節(jié)第三節(jié) 運輸巷、回風(fēng)巷及端頭頂板控制運輸巷、回風(fēng)巷及端頭頂板控制 一、為滿足工作面刮板輸送機與轉(zhuǎn)載機搭接及運料、行人和安全通道需要，工作面機頭、機 尾的電機及減速器上方頂板采用 zzg5000/14/28 型端頭支架支護。 二、支護要求二、支護要求 1） 、在機頭、機尾采用液壓支架與 型梁及單體液壓支柱進行端頭支護( 型梁必須是一 梁三柱，打三排)。 2)、機頭、機尾遇角采用 型梁及單體液壓支柱，在頂板正常情況下支護一排液壓支柱， 支柱間隔不大于 0.1m， （頂板壓力大時，遇角部分縮小點柱間距及增加液壓支柱排數(shù)） 3

44、） 、端頭切頂柱與支架成一線，架距不大于 0.1m，堅持“先支后回”的原則。 4） 、端頭支護（安全出口）必須保證行人寬度0.8m，高度1.8m。 三、兩順槽超前支護三、兩順槽超前支護 1、兩巷超前支護距離不小于 25 米，超前支護采用 型梁及單體液壓支柱三排支護， 2、超前支護形式： 軌道巷至工作面 25m 范圍內(nèi)進行超前維護，靠煤壁 0.5m 處，單體液壓支柱間距 1.2m，沿順 槽回采方向進行加強支護，采用 3m 的兀型梁、dz32 型單體液壓支柱，一梁三柱，頭對頭直線 進行支護，保證巷道內(nèi)沒有空頂、假頂情況。 運輸巷至工作面 25m 范圍內(nèi)進行超前維護，靠左煤壁 0.8m 處，靠右煤壁

45、 0.4m,中間一排單體 液壓柱距左幫 1.8，距右?guī)?2.6m,沿順槽回采方向進行加強支護，采用 3m 的兀型梁、dz32 型單 體液壓支柱，一梁三柱，頭對頭直線進行支護，保證巷道內(nèi)沒有空頂、假頂情況。 3、工程質(zhì)量和安全技術(shù)要求： 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。初撐力符合規(guī)定，柱 體完好，并有可靠的防倒措施，無空載失效柱；底軟時必須穿鞋支設(shè)。 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） 、頂板不平傾斜或冒頂，必須用棚板或木垛接頂，保證兀型梁接頂嚴實。 5） 、液壓支柱的三用閥注液孔全部面向順槽切眼方向，手把一律向機頭。 6） 、支

46、柱編號管理，巷道無浮煤浮矸，管線吊掛整齊，專人負責(zé)。 7） 、支柱無漏液、失效，兀型梁無嚴重變形，否則必須及時更換。 8） 、兀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） 、初次使用單體液壓支柱，必須事先進行排氣，注液時先清洗注液咀，如發(fā)現(xiàn)缸體彎曲、 缸爪、漏液等現(xiàn)象時，不得使用，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25 米范圍內(nèi)巷道高度不低于1.8 米，行人側(cè)寬度不小于0.8 米。 13） 、兩順槽內(nèi)支護在端頭支護后回撤，嚴格執(zhí)行“先支后回”的原則。 14） 、回撤后按支護形式要

47、求支在超前支護段內(nèi)。 15） 、每一支柱必須上防倒小鏈連接頂網(wǎng)，以防柱倒傷人。 16） 、兩幫及老塘擋矸有效；采空區(qū)懸頂不超規(guī)定，超規(guī)定時必須強制放頂；架棚巷道超前替 回距離、錨桿（索）支護巷道退錨保證在不小于 2m 范圍。 第四節(jié)第四節(jié) 特殊條件下的頂板管理特殊條件下的頂板管理 一、初采期間的頂板管理一、初采期間的頂板管理 1、割煤后及時帶壓擦頂移架，及時伸出前探梁支護頂板。 2、移架時少降快拉、步距夠，支架升起后有足夠的初撐力。 3、片幫嚴重地段，在保證有足夠采高的情況下，及時超前移架，嚴防架前冒頂。 4、上、下出口及時支護，盡量減少空頂面積，嚴防冒落、片幫及破壞原支護。 5、超前支護必須

48、達到額定初撐力，對卸載柱必須及時更換或補打。 6、頂煤裂隙發(fā)育、壓力大，易片幫、冒頂時，加快推進度，減小控頂距。 7、發(fā)生冒頂時，在有經(jīng)驗的老工人監(jiān)護下，確認穩(wěn)定后，架設(shè)小木垛或撞楔等及時構(gòu)頂，嚴 防進一步擴大冒頂面積。 8、嚴禁空頂作業(yè)，處理冒落區(qū)時，人員站在支架完整的安全地點，并有安全出口。 9、冒頂區(qū)，頂板破碎區(qū)盡可能減少支架反復(fù)升降次數(shù)。 二、末采期間的頂板管理二、末采期間的頂板管理 工作面末采期間，頂板支護方法如下： 1、當工作面推進到距停采線 15m 處（剩 25 個循環(huán)）時，停止工作面兩巷煤幫錨桿的回收， 采煤機割煤后，從機頭（尾）到機尾（頭）鋪設(shè)一道單層金屬網(wǎng)，以后每一循環(huán)，鋪

49、一道金屬網(wǎng)； 2、當工作面推進距停采線 7.2m 處（剩 12 個循環(huán)）時，開始鋪設(shè)雙層金屬網(wǎng)，在第一道雙層 金屬網(wǎng)，金屬網(wǎng)為上下錯層鋪設(shè)，錯距為 500mm，金屬網(wǎng)沿工作面走向短邊搭接長度為 100mm，長 邊搭接長度為 200mm 兩片網(wǎng)間用 14#鐵絲雙股環(huán)環(huán)相連。并中部掛聯(lián)一道鋼絲繩（24.5mm） ，以 后每一循環(huán)聯(lián)一道鋼絲繩，共鋪聯(lián) 12 道鋼絲繩，繩頭用吊環(huán)配合專用錨桿固定； 3、工作面鋪網(wǎng)期間采高不得小于 1.85m，保證工作面頂、底板平直，并保持皮帶、軌道巷在 同一水平，便于支架回收運輸。對工作面易冒頂處，要及時采取打超前木垛進行支護，以防工作 面回撤支架時頂部垮落，難以回撤

50、。 4、工作面?zhèn)汩荛L度大于 1m 時，其最大突出部分不超過 200mm，傘檐長度在 1m 以下時，突出 部分不超過 250mm。 5、工作面推進距停采線 3.6m(6 個循環(huán)）時，采煤機割煤后，停止移架，緊靠支架頂梁，沿 頂板打一排鋼帶，鋼帶之間錯差為 0.4m。之后每個循環(huán)只移溜割煤，不移架，在頂板上共打 4 排 錨索和 7 排錨桿，第一、三、五、七排鋼帶上邊錨桿和錨索交錯打在鋼帶孔內(nèi)；第二、四、六排 鋼帶上只打錨桿。推至停采線位置后，在煤幫打三排幫錨桿。如頂板煤幫壓力較大或頂板破碎時， 根據(jù)現(xiàn)場情況加打貼幫柱。 6、工作面皮帶、軌道巷中，原超前支護段改為一梁三柱。必要時支護鋼棚支架，以保證

51、工作 面撤架時的安全。 第五節(jié)第五節(jié) 礦礦 壓壓 觀觀 測測 一、礦壓監(jiān)測內(nèi)容一、礦壓監(jiān)測內(nèi)容 5101 工作面的礦壓監(jiān)測內(nèi)容有：支架阻力監(jiān)測、兩巷超前支護范圍內(nèi)單體液壓支柱阻力監(jiān)測、 頂板動態(tài)監(jiān)測。 根據(jù)監(jiān)測結(jié)果結(jié)合兩巷內(nèi)頂板離層監(jiān)測數(shù)據(jù)對工作面的頂板活動規(guī)律、來壓特點、工作面支 護受力特點、超前支承壓力影響范圍和分布特點、頂板及煤層穩(wěn)定性、工作面支護質(zhì)量等定期分 析，并進一步了解煤、巖體力學(xué)參數(shù)等基礎(chǔ)數(shù)據(jù)。 二、礦壓監(jiān)測方法二、礦壓監(jiān)測方法 1、工作面的礦壓監(jiān)測 每班工人在操作支架時都必須將支架升實，保證支架的初撐力。每班由隊組質(zhì)量員進行數(shù)據(jù) 監(jiān)測并記錄，及時掌握工作面頂板壓力情況。 2、

52、超前支護段及老塘口的礦壓監(jiān)測 兩巷的單體液壓支柱的阻力觀測采用壓力表觀測法進行監(jiān)測，超前支護段，在兩巷的左右兩 邊每 10m 安設(shè)一組單體支柱測壓表，每班必須由隊組質(zhì)量員進行各表數(shù)據(jù)的收集并記錄。 3、兩巷道的礦壓監(jiān)測 兩巷道的礦壓監(jiān)測采用頂板離層儀動態(tài)觀測法進行監(jiān)測。在兩巷道的中央每 50m 安設(shè)一個頂 板離層儀，每周由技術(shù)科人員進行一次監(jiān)測，并對數(shù)據(jù)進行收集、記錄。 三、支護質(zhì)量驗收三、支護質(zhì)量驗收 1、由質(zhì)標辦不定期對工作面和兩巷支護質(zhì)量依據(jù)綜采工作面工程質(zhì)量驗收單要求動態(tài)檢查 2 次，并將監(jiān)測結(jié)果認真記錄。對檢查的問題由當班負責(zé)人立即整改。 2、監(jiān)測內(nèi)容：工作面包括支架初撐力、煤壁片幫

53、值、端面距、采高及支架前端頂板冒落狀況； 兩巷包括超前支護單體支柱初撐力。 四、礦壓數(shù)據(jù)處理四、礦壓數(shù)據(jù)處理 1、綜采隊隊長負責(zé)依據(jù)每班對工作面支架及兩巷的單體液壓支柱壓力表收集、記錄的數(shù)據(jù)每 10 天交技術(shù)科一次，每月技術(shù)科進行一次總結(jié)，并將以上資料抄送技術(shù)科，技術(shù)科根據(jù)實際情況， 選擇支護方式，保證工作面的支護質(zhì)量。 2、有技術(shù)科負責(zé)按每月對兩巷頂板離層儀收集、記錄的數(shù)據(jù)與上月數(shù)據(jù)進行對比分析，如下 沉量大時，必須找出原因，進行處理，保證巷道的支護質(zhì)量、斷面符合要求。 3、所分析的各類圖表、數(shù)據(jù)報有關(guān)領(lǐng)導(dǎo)，并及時反饋回隊組，隊組及時采取措施處理。 第四章第四章 生產(chǎn)系統(tǒng)生產(chǎn)系統(tǒng) 第一節(jié)第一

54、節(jié) 運運 輸輸 一、運輸設(shè)備一、運輸設(shè)備 5101 軌道順槽口安設(shè) 1 部 sq-80/75 無極繩絞車，供運輸設(shè)備及物料。絞車司機必須經(jīng)過專 門培訓(xùn)合格后持證上崗。 二、運煤系統(tǒng)二、運煤系統(tǒng) 5101 工作面刮板輸送機5101 皮帶順槽轉(zhuǎn)載機破碎機順槽皮帶采區(qū)運輸巷井底煤庫 主斜井皮帶棧橋轉(zhuǎn)載皮帶地面原煤筒倉 三、運料系統(tǒng)三、運料系統(tǒng) 地面主斜井井底車場采區(qū)軌道巷5101 軌道順槽工作面 四、行人路線四、行人路線 工作面行人要走擋煤板與液壓支架立柱之間的通道，機頭、機尾處繞行機頭、機尾與煤柱之 間，若因工作面溜子前（后）竄導(dǎo)致安全出口不暢或無安全出口時，及時組織調(diào)整支架（擺機頭、 尾） ，行

55、人時要停機過人。過轉(zhuǎn)載機或運輸機時要走行人過橋。 入井：地面行人斜井采區(qū)運輸巷5101 皮帶順槽工作面 出井：沿入井路線返回。 第第 2 2 節(jié)節(jié) “一通三防一通三防”與安全監(jiān)控與安全監(jiān)控 一、通風(fēng)系統(tǒng)一、通風(fēng)系統(tǒng) （一） 、通風(fēng)方式： 本工作面采用一進一回“u”型通風(fēng)方式。 （二） 、通風(fēng)系統(tǒng)： 地面新鮮風(fēng)流路線： 主斜井（行人斜井）井底車場（上倉巖巷）采區(qū)運輸巷（采區(qū)軌道巷）5101 進風(fēng)順槽 5101 綜采工作面（污風(fēng)）5101 軌道巷采區(qū)回風(fēng)巷總會風(fēng)巷回風(fēng)立井地面 附圖 4-1: 5101 工作面通風(fēng)系統(tǒng)示意圖 （三） 、5101 綜采工作面風(fēng)量計算 1、按氣象條件計算： qcf=60

56、70%vcfscfkchkcl =6070%1.01.0kchkcl =6070%1.05.9571.11.1 =302.73m3/min 式中: vcf采煤工作面的風(fēng)速，按采煤工作面進風(fēng)的溫度從表 1 中選取，m/s。 scf采煤工作面的平均有效斷面積，按最大和最小控頂有效斷面的平均值計算，m2。 kch采煤工作面采高調(diào)整系數(shù)，具體取值見表 2； kcl采煤工作面長度調(diào)整系數(shù)，具體取值見表 3； 70%有效通風(fēng)斷面系數(shù)； 60為單位換算產(chǎn)生的系數(shù)。 表 1 采煤工作面進風(fēng)流溫度與應(yīng)對風(fēng)速 采煤工作面進風(fēng)流溫度 采煤工作面風(fēng)速 m/s 201.0 20-231.0-1.5 23-261.5-1

57、.8 表 2 kch采煤工作面采高調(diào)整系數(shù) 采高 m2.02.0-2.52.5 及放頂煤面 系數(shù) kch1.01.11.2 表 3 kcl采煤工作面采高調(diào)整系數(shù) 采煤工作面長度 m 長度風(fēng)量調(diào)整系數(shù) kcl 150.8 15-800.8-0.9 80-1201.0 120-1501.1 150-1801.2 1801.30-1.40 2、按二氧化碳涌出量計算： qcf=67qcckcg =670.481 =32.16m3/min 式中： qcc采煤工作面回風(fēng)巷風(fēng)流中平均絕對二氧化碳涌出量，m3/min； kcg采煤工作面二氧化碳涌出不均勻的備用風(fēng)量系數(shù)，正常生產(chǎn)時聯(lián)系觀測 1 個月，日 最大絕

58、對二氧化碳涌出量和月平均日絕對二氧化碳涌出量的比值,取 1.3。 67按采煤工作面回風(fēng)流中二氧化碳的濃度不應(yīng)超過 1.5%的換算系數(shù)。 3、按照瓦斯涌出量計算： qcf=100qcgkcg =1002.41.5 =360m3/min 式中： qcg采煤工作面回風(fēng)巷風(fēng)流中平均絕對瓦斯涌出量，m3/min。 kcg采煤工作面瓦斯不均勻的備用風(fēng)量系數(shù)，正常生產(chǎn)時連續(xù)觀測 1 個月，日最大絕對瓦 斯涌出量和月平均日絕對瓦斯涌出量的比值，取 1.5。 100按采煤工作面回風(fēng)流中瓦斯的濃度不應(yīng)超過 1%的換算系數(shù)。 4、按工作人員數(shù)量驗算: qcf4ncf 427 108m3/min 式中： ncf采煤工

59、作面同時工作的最多人數(shù)，人； 4每人需風(fēng)量，m3/min。 5、按風(fēng)速進行計算： a)驗算最小風(fēng)量 qcf600.25scs600.256.37795.655m3/min scb=icbhcf70%=4.555270%=6.377m2 b)驗算最大風(fēng)量 qcf604scs6045.5371328.88m3/min scs=icshcf70%=3.955270%=5.537m2 c)綜合機械化采煤工作面，在采取煤層注水和采煤機噴霧降塵等措施后，驗算最大風(fēng)量 qcf605.0scs605.06.3771913.1m3/min 式中： scb采煤工作面最大控頂有效斷面積，m2; icb采煤工作面最大

60、控頂距，m; hcf采煤工作面實際采高，m; scs采煤工作面最小控頂有效斷面積，m2; ics采煤工作面最小控頂距，m; 0.25采煤工作面允許最小風(fēng)速，m/s; 70%有效通風(fēng)斷面系數(shù)； 5.0采煤工作面允許的最大風(fēng)速，m/s。 6、按工作溫度選擇合理風(fēng)速進行計算： q采 =60v采s采 =601.710.5 =1071m3/min 式中： q采回采工作面所需風(fēng)量，m3/min v采工作面適宜風(fēng)速，m/s s采采煤工作面最大斷面積，m2 根據(jù)以上計算，結(jié)合我礦采煤工作面實際情況，5101 回采工作面所需風(fēng)量為 1071m3/min。 說明： 1、工作面必須以風(fēng)定產(chǎn)，若生產(chǎn)過程中檢測出瓦斯涌