煤礦1113綜放工作面回采作業(yè)規(guī)程

xxxx礦業(yè)有限公司xx煤礦1113綜放工作面回采作業(yè)規(guī)程PAGE1PAGE1PAGE1xxxx礦業(yè)有限責(zé)任公司xx煤礦1109綜放工作面回采作業(yè)規(guī)程目錄TOC\o"1-2"\h\z\u23388第一章概況 114236第一節(jié)工作面位置及井上下關(guān)系 130609第二節(jié)煤層 129192第三節(jié)煤層頂?shù)装?127217第四節(jié)地質(zhì)構(gòu)造 118012第五節(jié)水文地質(zhì) 212217第六節(jié)影響回采的其它因素 222162第七節(jié)儲量及服務(wù)年限 226343第八節(jié)編制依據(jù) 324118第二章采煤方法 56802第一節(jié)巷道布置 527923第二節(jié)采煤工藝 521376第三節(jié)設(shè)備布置 1026714第三章頂板管理 1727547第一節(jié)支護設(shè)計 173551第二節(jié)工作面頂板控制 193758第三節(jié)運、回順超前、端頭及切頂線頂板控制 2221089第四節(jié)礦壓觀測 2532278第四章生產(chǎn)系統(tǒng) 2731485第一節(jié)運輸系統(tǒng) 275864第二節(jié)一通三防與監(jiān)測監(jiān)控 3322109第三節(jié)排水系統(tǒng) 5111309第四節(jié)供電系統(tǒng) 5413954第五節(jié)通訊、語音、照明、信號系統(tǒng) 8330504第六節(jié)安全避險“六大系統(tǒng)” 8319833第五章勞動組織及循環(huán)圖表 857209第一節(jié)勞動組織 8511228第二節(jié)作業(yè)循環(huán) 8730573第三節(jié)主要技術(shù)經(jīng)濟指標(biāo) 886897第六章工程質(zhì)量及煤質(zhì)管理 8931532第七章安全技術(shù)措施 928665第一節(jié)一般規(guī)定 928362第二節(jié)頂板管理 9312512第三節(jié)防治水 9627313第四節(jié)“一通三防”和監(jiān)測監(jiān)控 963218第五節(jié)運輸 10119681第六節(jié)機電設(shè)備管理 1117754第七節(jié)其它 1229853第八章災(zāi)害應(yīng)急措施和避災(zāi)線路 127第一章概況第一節(jié)工作面位置及井上下關(guān)系一、工作面位置和范圍：1113工作面位于一采區(qū)西翼，該面東為一采區(qū)下山保護煤柱；南為1111工作面采空區(qū)；西為采區(qū)邊界保護煤柱；北為設(shè)計的1115工作面未開采區(qū)。1113工作面煤層底板標(biāo)高為：+939m～+952m，可采走向長為：1729m，傾向長為：150m，可采面積為：259350m2。二、井上下對照關(guān)系：1113工作面相對應(yīng)地面標(biāo)高為：+1290m～+1440m，地面均為山體，回采可能對山體造成塌陷影響。第二節(jié)煤層1113工作面開采煤層為侏羅系延安組4-1、4-2煤層，根據(jù)工作面兩道揭露情況，預(yù)計該面4-1、4-2煤層間夾矸厚度為0.2m～1.5m。4-1煤層厚度為4.8～5.2m，平均厚度5m，夾矸巖性為泥巖。4-2煤層厚度為4.6～5.0m，平均厚度為4.8m。煤層走向為NE80°～110°，傾向為：WS70°～100°,煤層傾角0°～5°，平均傾角為2°，煤層結(jié)構(gòu)簡單、穩(wěn)定。第三節(jié)煤層頂?shù)装迕簩又苯禹斠阅鄮r和粉砂巖為主，局部含砂巖，厚度不均（0.9～2.0m），平均厚度1.5m；老頂以中粒砂巖為主，局部含砂巖，厚度不均（4.5～12.0m），平均厚度8.1m；煤層直接底以炭質(zhì)泥巖為主，厚度不均（0.9～2.0m），平均厚度1.3m；老底以碳質(zhì)泥巖為主，局部含粉砂巖，厚度不均（1.5～3.9m），平均2.2m。第四節(jié)地質(zhì)構(gòu)造1113工作面位于xx向斜底部，該面整體為一單斜構(gòu)造，根據(jù)揭露情況該面構(gòu)造簡單。第五節(jié)水文地質(zhì)1113工作面直接充水含水層為煤層頂板砂巖裂隙水，間接充水含水層為洛河砂巖含水層。根據(jù)已回采的1105、1107、1109、1111工作面情況，預(yù)計1113工作面在回采期間將導(dǎo)通洛河砂巖水（回采400m～800m之間），導(dǎo)通洛河砂巖水后預(yù)計正常涌水量為150m3/h，最大涌水量為260m3/h?；夭汕敖⑼晟频呐潘到y(tǒng)。第六節(jié)影響回采的其它因素1、瓦斯：根據(jù)相鄰的采區(qū)及周邊礦區(qū)提供的資料，預(yù)計1113工作面瓦斯涌出量與1111工作面相近，（最大絕對涌出量為：2.0m3/min，相對涌出量為：0.86m3/t）,為瓦斯礦井。2、地溫：平均地溫為20.6°，無熱害。3、地壓：頂?shù)装宓膹姸戎笖?shù)平均值均小于20Mpa，為軟弱巖層，易出現(xiàn)底鼓現(xiàn)象。4、煤塵：煤塵具有爆炸危險性，煤塵爆炸指數(shù)40.7%，火焰長度400mm，抑制煤塵爆炸的最低巖粉量90%。5、煤的自然發(fā)火情況：煤層具有自然發(fā)火傾向，屬容易自燃煤層，自然發(fā)火期3～6個月，最短24天。6、硬度：普氏硬度，煤f=3；夾矸f=4；直接頂f=3；直接底f=4。第七節(jié)儲量及服務(wù)年限1、工業(yè)儲量：Q工=L走向長×L面長×h采高×u容重=1729×150×9.8×1.42=360.9萬噸2、可采儲量：Q可采量=Q機采+Q放頂=L走向長×L面長×h采高×u容重×95％+L走向長×L面長×h采高×u容重×70％=1729×150×3.0×1.42×95％+1694×（150-7×1.5）×5×1.42×70％=104.96萬噸+117.45萬噸=222.4萬噸3、生產(chǎn)能力計算如下：循環(huán)產(chǎn)量：Q循環(huán)=Q一刀+Q一放=0.6×3.0×150×1.42×95％+0.6×5×（150-7×1.5）×1.42×70％=364+416=780噸Q日采量=Q日機采+Q日放頂=5×0.6×3.0×150×1.42×95％+5×0.6×5×（150-7×1.5）×1.42×70％=1821.15+2079.95=3901.1噸Q月采量=Q日采量×28×80％；=3901.1×28×80％=8.74萬噸Q可采期=Q可采量/Q月采量=222.4/8.74=25.45月第八節(jié)編制依據(jù)本回采作業(yè)規(guī)程編制依據(jù)《煤礦安全規(guī)程》、《安全技術(shù)操作規(guī)程》、《煤礦安全質(zhì)量標(biāo)準化標(biāo)準及考核評級辦法(試行)執(zhí)行說明》、《頂板管理實施細則》、《1113綜放工作面回采設(shè)計》、《1113工作面回采地質(zhì)說明書》及相關(guān)技術(shù)管理規(guī)范等文件規(guī)定編制。圖1-1第二章采煤方法1113工作面采用走向長壁綜合機械化放頂煤方法開采，一次采全高放頂煤開采，全部垮落法管理頂板，平均可采煤厚8m（機采3.0m，放頂煤5m，采放比為1：1.67），煤機割、放煤步距為0.6m；初放頂：回采15m開始放煤；末采放頂：距停采線20～25m停止放煤。第一節(jié)巷道布置1113綜放工作面兩順槽均布置在4-2煤層中，留底煤1.8～2.0m，1113運輸順槽作為工作面回采期間進風(fēng)及運煤路線，通過1113運輸順槽外段與集中膠帶輸送機下山相連，形成工作面的運煤系統(tǒng)，走向長度為1905m，坡度0～5°；1113回風(fēng)順槽用于工作面回風(fēng)兼做輔助運輸，通過六甩道車場與集中軌道下山相連，走向長度為1814m，坡度0～5°,1113回風(fēng)順槽通過1113回風(fēng)聯(lián)絡(luò)巷、1113反風(fēng)道與一采區(qū)回風(fēng)下山相連，形成回風(fēng)系統(tǒng)；1113回風(fēng)順槽通過六甩道與一采區(qū)輔助運輸下山相連，形成輔助運輸系統(tǒng)。1113回風(fēng)順槽采用錨網(wǎng)索梁聯(lián)合支護，其凈斷面規(guī)格：寬×高=3.8×3.4=12.92m2。1113運輸順槽采用錨網(wǎng)索梁聯(lián)合支護，其凈斷面規(guī)格：寬×高=4.8×3.4=16.32m2。第二節(jié)采煤工藝一、采煤工序煤機割煤→移支架→推前部輸送機→放頂煤→拉后部輸送機→拉轉(zhuǎn)載機→切頂線支護→下一個循環(huán)。二、落煤方式割煤采用MG300/730-WD1型雙滾筒采煤機，雙向割煤落煤；頂煤在礦山壓力作用下，通過支架尾梁升降、插板擺動伸縮落煤。三、進刀方式煤機在上下端頭斜切進刀雙向割煤,進刀距離30m，割煤截深：0.6m。（一）具體割煤工藝流程如下：1、煤機割通機頭返刀向機尾割煤，上滾筒割頂煤，下滾筒掃底煤，滯后煤機后滾筒4～6架開始移架，滯后煤機后滾筒15m依次向機尾方向推前刮板輸送機；當(dāng)頂板不好時可追機作業(yè)，煤機上滾筒割過后及時進行移架。2、煤機割通機尾后，推刮板輸送機至后滾筒處，煤機上滾筒降下掃底煤，下滾筒升起割頂煤，向下返刀割煤、斜切進刀，進刀30m后停下，返刀割三角煤，割通后正常向機頭割煤。3、煤機下滾筒升起割頂煤，上滾筒降低割底煤，向機頭方向割煤，同時滯后煤機后滾筒4～6架移架；重復(fù)機頭向機尾工藝過程。（詳見附圖2～1，1113綜放工作面循環(huán)進刀示意圖）。四、裝、運煤煤機割、裝煤和前部輸送機配合裝運底煤，后部輸送機裝運落下來的頂煤，前后兩部輸送機平行運煤，集中到橋式轉(zhuǎn)載機運出。五、移架工作面移架必須配備專職人員，由技術(shù)熟練的工人操作，在割煤時滯后煤機后滾筒4～6架進行移架,采取分組追機移架及時支護頂板方式。當(dāng)頂板破碎或片幫時,能移超前架，提前移超前架，不能移超前架的必須及時打出支架護幫板,并在煤機后滾筒割煤后,追機帶壓擦頂移架，必要時停機移架。支架要移完后要上線，移架步距為0.6m。支架要移到位，初撐力要達到24MPa。六、推前部輸送機在煤機割煤后，滯后煤機15m開始推前刮板輸送機，并依次順序推刮板輸送機,嚴禁由兩頭向中部或由中部向兩頭推刮板輸送機。兩端頭斜切進刀段，可停煤機割煤進行推刮板輸送機。運輸機只有在斜切進刀段出現(xiàn)緩彎曲，25m≤刮板輸送機彎曲長度≤35m，其它地點運輸機彎曲長度不得＜35m，彎曲度≤3°。七、放煤1、放煤步距：0.6m，即一刀一放。2、放煤方式：多輪循環(huán)間隔放煤。3、具體操作：滯后煤機10m～20m進行放煤；放煤采用本架操作，由頂板壓力，支架尾梁上下擺動，插板來回伸縮等綜合方式放煤。由工作面中間向端頭利用支架尾梁升降及插板伸縮放煤，設(shè)專人依次分別放單、雙號，具體如下：放前半部分時，先放51、49、47·····后放50、48、46······，放后半部分時，先放53、55、57·····后放52、54、56·····反復(fù)操作，直至見矸。4、放煤要求：后部刮板輸送機停，不放煤；見煤放，見矸收；由小到大，由慢到快。嚴禁大塊矸石進入煤流系統(tǒng)。5、為保證出口的安全，工作面1～3架、98～101架不放頂煤。6、工作面初采15m左右時，老頂開始垮落，此時已具備放煤條件，即可放頂煤。7、放煤口確定：qt=1.5×0.6×5.0×1.42×70％=4.47t/架式中1.5——單組支架寬度；0.6——放煤步距；5——頂煤厚度；1.42——頂煤容重；70％——頂煤回收率。單口純放煤時間：根據(jù)以往放煤經(jīng)驗數(shù)據(jù)，單口純放煤周期為180s，為了便于頂煤充分放出，提高回采率，取t1=180s。每分鐘放煤量：Q=4.47×60/180=1.49t同時放煤口數(shù)目的確定：考慮1.25不均衡系數(shù)，同時應(yīng)滿足后部輸送機（1000t/h）能力要求。同時放煤口數(shù)目最大值：N=1000/（1.49×60×1.25）=8.94個由于移架后后部漏煤，取N=2個放煤循環(huán)時間：t=180/60×94/2=141min8、放煤組織：綜上所述生產(chǎn)班每班組織2.5個循環(huán)，放煤工不少于2人，放煤間距不得小于5組支架，一般間隔10組支架左右，并嚴格執(zhí)行放煤工藝，確認放煤完畢后方可將后部輸送機拉到位。嚴禁超前放煤。確因特殊原因放煤工序沒有完成時，放煤工交接班時必須交清接明，由下班放煤工完成。9、采煤機割煤速度確定：根據(jù)綜放工作面以放煤工序為中心限制煤機速度，割煤循環(huán)時間應(yīng)大于或等于放煤循環(huán)時間，應(yīng)確保放煤充分。采煤機割煤時間應(yīng)控制在1.8m/min左右，跑空刀速度為8m/min，割煤同時考慮推刮板輸送機和端頭煤機回頭時間大約60min，整個循環(huán)周期大致為143min，與放煤周期相符，該綜放工作面采用一采一放多輪循環(huán)間隔放頂煤方式。放煤時，要注意放煤量，不得壓死刮板輸送機。八、拉后部輸送機放完煤后，將后部輸送機拉空，開始拉移后部輸送機，刮板輸送機要保持平、直、穩(wěn)，運輸機的彎曲度≤3°，運輸機彎曲長度≥35m，防止輸送機刮板輸送機槽錯槽。九、拉移轉(zhuǎn)載機工作面每回采一個循環(huán)，運輸順槽的轉(zhuǎn)載機必須用專用油缸（18Mpa）拉移，拉移進度每次1.2m。圖2-1第三節(jié)設(shè)備布置一、采煤機采煤機選用西安煤礦機械有限公司MG300/730-WD1型交流電牽引采煤機，該煤機總體結(jié)構(gòu)為多電機橫向布置，牽引方式為機載式交流變頻無極調(diào)速的強力銷軌式無鏈牽引，電源電壓為1140V，以PLC控制，并能中文顯示運行狀態(tài)、故障檢測。表2-1序號生產(chǎn)商：西安煤礦機械有限公司1型號：MG300/730-WD12機面高度：1412mm3最大開采高度：3700mm4滾筒直徑：Φ1800mm5臥底量：390mm6滾筒轉(zhuǎn)速：35.9r/min7截深：630mm8搖臂長度：2500mm9搖臂擺動中心距：7300mm10牽引力：680-410KN11牽引速度：0-8.3-13.9m/min12調(diào)速牽引方式：交流電機驅(qū)動，齒輪銷軌式無鏈牽引13電機功率：300*2+55*2+1114電壓：截割A(yù)C1140V，牽引AC380V15重量：51t16對接面連接方式：M56液壓拉桿連接17配套運輸機：各種型號運輸機二、過渡液壓支架過渡液壓支架選用鄭州四維機電設(shè)備制造有限公司生產(chǎn)的ZFG6400/17/32H型放頂煤過渡支架，數(shù)量為7架，技術(shù)特征表如下：表2-2序號設(shè)備型號：ZFG6400/17/32H1高度1700～3200mm2中心距1500mm3寬度1430～1600mm4支架規(guī)格6856*1430*1700mm5初撐力5232KN6工作阻力6400KN7中心距1500mm8支護強度0.76Mpa9前端比壓0～1.3Mpa10推移步距630mm11泵站壓力30Mpa12操縱方式本架13重量24270kg三、中間液壓支架液壓支架選用鄭州四維機電設(shè)備制造有限公司生產(chǎn)的ZF6400/17/32型正四連桿四柱支撐掩護式低位放頂煤液壓支架，數(shù)量為94架，技術(shù)特征表如下：表2-3序號設(shè)備型號：ZF6400/17/321高度1700～3200mm2中心距1500mm3寬度1430～1600mm4支架規(guī)格6856*1430*1700mm5初撐力5232KN6工作阻力6400KN7支護強度0.86～0.92Mpa8底板比壓1.6Mpa9前端比壓0～1.06Mpa10采高2.2～3.0m11適應(yīng)煤層傾角小于20°12泵站壓力30Mpa13操縱方式本架14重量21800kg四、刮板輸送機選用久益環(huán)球（淮南）采礦設(shè)備有限公司生產(chǎn)的SGZ-764/400前部刮板輸送機和SGZ-764/400后部刮板輸送機，采用中雙鏈布置，電機可高低速轉(zhuǎn)換，水冷卻，技術(shù)特征表如下：表2-4前部刮板輸送機技術(shù)特征表序號技術(shù)特征技術(shù)參數(shù)1刮板機功率機頭200KW機尾200KW2鏈條中雙鏈3鏈速1.13m/s4運輸能力1000t/h表2-5后部刮板輸送機技術(shù)特征表序號技術(shù)特征技術(shù)參數(shù)1刮板機功率機頭200KW機尾200KW2鏈條中雙鏈3鏈速1.1m/s4運輸能力1000t/h五、轉(zhuǎn)載機轉(zhuǎn)載機選用山東礦機集團股份有限公司生產(chǎn)的SZZ-764/200型橋式轉(zhuǎn)載機，其技術(shù)特征表如下：表2-6序號技術(shù)特征SZZ764/2001輸出量（t/h）10002長度（m）42（含破碎機）3刮板鏈速（m/s）1.334裝機功率（KW）2005電機功率（KW）200電壓（V）1140速比22.98：1重量（kg）20606刮板鏈型式中雙鏈規(guī)格(mm)26*92-C接鏈環(huán)規(guī)格26*92中心距（mm）120刮板間距（mm）9207中部槽長*寬*高（mm）1500*724（內(nèi)寬）*256聯(lián)接型式啞鈴聯(lián)接8緊鏈方式閘盤緊鏈+伸縮機頭9轉(zhuǎn)載機前移方式自移六、破碎機破碎機選用張家口興業(yè)煤礦機械生產(chǎn)的PLM1500型連續(xù)破碎機，其技術(shù)特征表如下：表2～7序號技術(shù)指標(biāo)技術(shù)參數(shù)1型號PLM15002功率132KW3破碎能力1500t/h4電壓1140V5破碎形式錘式6破碎傳動方式電機+減速器+錘軸總成7可破碎物料硬度f≤48最大入料尺寸800×700mm（長度不限）9最大出料粒度300mm七、乳化液泵站乳化液泵選用南京六合煤礦機械有限公司生產(chǎn)的BRW315/31.5型乳化液泵站和RX315/25型乳化液箱（兩泵一箱），屬臥式五柱塞往復(fù)泵。技術(shù)特征表如下：表2-8乳化液泵站技術(shù)特征表序號技術(shù)指標(biāo)技術(shù)參數(shù)1額定流量315L/min2額定壓力31.5Mpa3工作容量1500L4電機功率200KW5電機電壓1140V表2-9乳化液泵箱技術(shù)特征表序號技術(shù)指標(biāo)技術(shù)參數(shù)1公稱流量315L/min2公稱壓力31.5Mpa3工作室容積2500L4蓄能器容積40L5出廠時蓄能器充氣壓力22Mpa6工作液乳化油與中性水按5:95重量配制成的乳化液7外形尺寸3720×1272×1412（mm）8重量1910kg八、開關(guān)開關(guān)選用常州聯(lián)力自動化科技有限公司生產(chǎn)的礦用隔爆兼本質(zhì)安全型真空組合開關(guān)：KJZ11-1500/1140-12型開關(guān)兩臺，其技術(shù)特征表如下：表2-10序號技術(shù)指標(biāo)技術(shù)參數(shù)1工作電壓1140V/50Hz2工作總電流1500A3輸出回路數(shù)124本安輸出最高開路電壓12V將6KV變?yōu)?140V電壓經(jīng)過常州聯(lián)力十二組合開關(guān)（KJZ11-1500/1140-12）供給采煤機、工作面輸送機、破碎機、轉(zhuǎn)載機，乳化液泵站，皮帶、照明集控，工作面兩順槽660v用電由鹽城變壓器制造有限公司生產(chǎn)的KBSGZY-630型移變供電。十、膠帶輸送機技術(shù)特征表表2-111113運輸順槽DSJ-1000/2×160兩部膠帶輸送機技術(shù)特征表序號技術(shù)指標(biāo)技術(shù)參數(shù)1總功率2×160KW*22運輸長度1905m3電機型號YBS-1604電機電壓1140V5帶速2.5m/s6帶寬1000mm7生產(chǎn)能力1000t/h圖2-2設(shè)備布置圖第三章頂板管理第一節(jié)支護設(shè)計一、支架支護強度1、工作面使用ZF6400/17/32型中間液壓支架和ZFG6400/17/32H型過渡液壓支架進行支護頂板，采用全部垮落法管理頂板，支架（中-中）間距為1.5m，工作面超前支護范圍為從煤壁向外40m，采用單體液壓支柱配合HDJB-1200鉸接頂梁進行支護，柱距為1.2m；并保證人行道寬度不小于0.8m，高度不小于1.8m，原有的巷道支護均采用錨、網(wǎng)、梁、索聯(lián)合支護。2、控頂距離：工作面最大控頂距為5450mm，最小控頂距為4850mm；放頂步距為0.6m。（見附圖3-1）3、液壓支架要求：1113綜放工作面安裝ZF6400/17/32型中間液壓支架94架和ZFG6400/17/32H型端頭液壓支架7架，液壓支架的初撐力為3986.3KN（P=24MPa），工作阻力為6400KN（P=39.8MPa）,中間支架設(shè)計支護強度G中=0.86～0.92MPa，過渡支架設(shè)計支護強度G過渡=0.76MPa，支護強度驗算取G=G過渡=0.76MPa。表3-1工作面條件與支架適應(yīng)條件對照參數(shù)工作面條件支架適應(yīng)條件采高/m3.02.2～3.0傾角/（°）2～7＜20煤厚/m7.8～10.62.2～3.0煤硬度f32～3底板比壓/MPa201.6支護強度/MPa-0.86～0.92頂板類別2類2類（1）支架驗算：G=0.76MPa。其中：P支架支護強度KN/m2M采高m（3.0）r圍巖容重t/m3（1.42）a煤層傾角（2°）k采高系數(shù)（8）支架支護強度驗算P=k×g×r×M×cosa=8×9.8×3.0×1.42×cos20≈333.78（KN/m2）=0.3378MPa＜G故支架支護強度滿足要求。（2）底板比壓驗算：液壓支架對底板比壓為1.6MPa，4-2煤層底板允許比壓為20MPa,1.6MPa＜20MPa。故支架支護也滿足底板比壓值要求。（3）初撐力要求：根據(jù)《采煤工作面安全質(zhì)量標(biāo)準化》要求，液壓支架初撐力P0不小于設(shè)計值的80％，所以支架的初撐力為:P0=5232×80％=4185.6KN二、乳化泵選型乳化泵選用BRW-315/31.5型，兩泵一箱，輸液管路為高壓管路，最大承受壓力為53MPa。三、乳化泵位置泵站安設(shè)在運輸順槽距工作面煤壁150～200m的位置隨設(shè)備列車，隨工作面的回采向外拉移。四、乳化泵的使用乳化泵額定壓力不小于30MPa，乳化液濃度為3%～5%；加強液壓支架和泵站的維修，杜絕工作面液壓系統(tǒng)跑、冒、滴、竄、漏液現(xiàn)象。第二節(jié)工作面頂板控制一、采空區(qū)頂板管理方法采用全部跨落法。二、正?；夭身敯逯ёo方式（一）移架順序1、煤機向下（上）端正常割煤時，滯后煤機后滾筒4～6架移架，頂板破碎時可緊跟前滾筒移架。2、煤機割煤并移架后，及時將支架的伸縮梁伸出護頂。3、煤機進刀，向上（下）正常割煤時，自下（上）而上（下）滯后煤機后滾筒4～6架移架，頂板破碎時可緊跟前滾筒移架。4、機頭三架過渡支架的移架順序為：先移3號支架，再移2號支架，后移1號支架。（二）支護要求1、工作面應(yīng)達到動態(tài)的質(zhì)量標(biāo)準化要求，確保“三直、兩平、一凈、兩暢通”的質(zhì)量要求。2、加強支架的支護強度，確保支護質(zhì)量，支架的初撐力不得小于24MPa。3、煤機割煤后，要及時移架，移架與煤機后滾筒的距離4～6架，防止長時間空頂。4、工作面出現(xiàn)冒頂時，要及時用木料接頂。5、工作面生產(chǎn)以前要編制初采初放專項措施。三、特殊時期的頂板管理（一）來壓及停采前的頂板控制1、工作面基本頂初次來壓前編制專門安全技術(shù)措施。2、工作面基本頂初次來壓和周期來壓期間，應(yīng)加強來壓的預(yù)測預(yù)報工作，由礦壓部門在回風(fēng)順槽與運輸順槽掛牌標(biāo)明來壓位置。3、工作面支架、回風(fēng)順槽及運輸順槽所有單體液壓支柱初撐力必須達到規(guī)定要求。4、加強上、下端頭頂板管理，要提高支護質(zhì)量，適當(dāng)加大支護密度，確保端頭支架與下幫第一排單體距離不大于0.5m，防止出現(xiàn)端頭冒頂。5、工作面停采時要編制停采措施，加強頂板管理。（二）頂板破碎時的頂板管理當(dāng)工作面局部地段片幫較嚴重時，可超前煤機移架，及時支護煤壁；在頂板破碎的地段，為了有效地防止頂板冒落、控制煤壁片幫，應(yīng)采取及時拉移超前支架的方法維護頂板。圖3-1：第三節(jié)運、回順超前、端頭及切頂線頂板控制一、工作面兩順槽超前支護:1、回風(fēng)順槽超前支護自煤壁向外扶兩排40m超前架棚支護(根據(jù)現(xiàn)場頂板破碎和頂板壓力情況可適當(dāng)增加)，一梁一柱，采用JHDB-1200鉸接頂梁配合DW3.15/250-100X或DW3.5/300-110X型單體液壓支柱扶走向“T”字架棚。排距為2.4m、柱距為1.2m，下幫一排架棚支護距101架側(cè)護板0.3m間距。2、運輸順槽超前支護自煤壁向外扶兩排30m超前架棚支護(由于運輸順槽轉(zhuǎn)載機電機、減速箱影響)，一梁一柱，采用JHDB-1200鉸接頂梁配合DW3.15/250-100X或DW3.5/300-110X型單體液壓支柱扶走向“T”字架棚。排距為1.4m、柱距為1.2m，下幫一排架棚支護距煤壁0.7m，上幫一排距轉(zhuǎn)載機外沿0.4m，轉(zhuǎn)載機里側(cè)至巷道上幫間距為0.36m。二、端頭及切頂線支護1、上、下出口端頭支護自切頂線向煤壁方向5m，在兩排走向架棚中間加扶一排走向架棚支護，上出口端頭支護排距中-中1.5m。下出口端頭支護排距中-中0.7m，礦壓影響范圍加大時可適當(dāng)延長。（運輸順槽和回風(fēng)順槽支護平面圖剖面圖見附圖3-2）2、切頂線特殊支護兩順槽切頂線支護按四梁八柱進行打設(shè)，同根鋼梁支柱間距為500mm，兩根鋼梁之間排距800mm，運輸順槽（回風(fēng)順槽）靠巷道下（上）幫側(cè)一排距離幫部700mm，靠支架側(cè)一排打設(shè)在轉(zhuǎn)載機尾后，一梁兩柱。所有架棚支護的鋼梁與頂板要接實、接平，可以用背板、半圓木、舊道板等進行襯墊。采用DW3.15/250-100X或DW3.5/300-110X型單體液壓支柱進行支護，其支柱初撐力不低于11.4MPa，當(dāng)單體液壓支柱鉆底量大于100mm時，單體液壓支柱要穿鋼化塑料鞋。如果兩順槽礦壓顯現(xiàn)增大，則要在切頂線位置增設(shè)特殊支護，在巷道受壓較大處加強支護，并另行補充專項安全技術(shù)措施。巷道超高地段鋼梁不能接實頂板時要用半圓木或道木接實頂板，保證支柱支護高度不超過單體液壓支柱活柱行程，單體液壓支柱初撐力不低于50KN。圖3-2（1）1113回風(fēng)順槽端頭支護剖面圖：（2）1113回風(fēng)順槽超前支護剖面圖（單位：mm）。（3）1113運輸順槽端頭支護剖面圖（單位：mm）：（4）1113運輸順槽超前支護剖面圖（單位：mm）：PAGE25PAGE25三、兩順槽隅角管理工作面上、下隅角采用人工回料，必要時可采用機械配合回料；每天三班安排專人對上下端頭的頂、幫進行超前退錨，超前退錨距超前切頂線兩排（1.6m），錨索退錨超過煤壁兩排。上、下隅角懸頂面積不得超過5×2㎡，兩順槽采空區(qū)頂板冒落不充分時，懸頂超過5m長時需打設(shè)擋風(fēng)墻；出口退錨時必須將能正常拆卸的錨桿、錨索托盤拆除，不能拆除的要用風(fēng)鎬支失效并把周邊的網(wǎng)剪落，以加快頂板的垮落。四、備用支護材料及存放為維持正常生產(chǎn)，回風(fēng)順槽必須備有一定數(shù)量的常用支護材料：表3-2：名稱規(guī)格mm數(shù)量名稱規(guī)格mm（數(shù)量）塑化鋼鞋Φ3240（塊）π型長鋼梁400010（根）接頂木料200×200×150050（塊）單體液壓支柱DW3.15/250-100X40（根）鉸接頂梁JHDB-120030（根）木鞋150×300150（塊）單體液壓支柱DW3.5/300-110X40（根）第四節(jié)礦壓觀測一、礦壓觀測內(nèi)容1113工作面的礦壓觀測內(nèi)容主要有：工作面支架阻力觀測、工作面超前支撐壓力觀測、工作面煤壁片幫觀測、頂煤和頂板運移規(guī)律觀測、巷道變形觀測。參照同一煤層及相鄰的幾個采煤工作面頂板周期來壓均為14m～19m,對1113工作面頂板及頂煤活動規(guī)律、來壓特征、工作面支架受力點、支架對頂板煤的適應(yīng)性和控制性效果，超前支撐壓力影響和分布特點，頂板、煤層穩(wěn)定性，工作面支護質(zhì)量等進行分析、預(yù)測礦壓活動規(guī)律、特征，以便在回采期間更好的指導(dǎo)生產(chǎn)。二、觀測方法（一）工作面的礦壓觀測液壓支架阻力測定：采用壓力表、單體支柱檢測儀（BYY40M）進行監(jiān)測。壓力表每架均安裝四塊壓力表，每天對其觀測的數(shù)據(jù)進行記錄，月底進行分析總結(jié)。液壓支架的活柱縮量觀測：使用鋼尺或直尺在每次移架后和移架前分別測值，其差值即為活柱下縮量。統(tǒng)計觀測：每天或每班循環(huán)固定觀測，對液壓支架安全閥開啟和工作面頂板變化情況進行全面統(tǒng)計，從而進行頂板來壓預(yù)測和預(yù)報。（二）巷道圍巖變形觀測巷道圍巖表面位移：利用兩順槽掘進期間設(shè)置的圍巖觀測基點，基點處頂板應(yīng)穩(wěn)定，支護完好，兩幫完整，一般用鉆孔安設(shè)木橛做觀測基點，當(dāng)圍巖穩(wěn)定堅硬時可用油漆做記號基點做成。三、支護質(zhì)量監(jiān)測1、施工現(xiàn)場必須配備測壓表及光學(xué)糖量儀，每班由驗收員測量記錄液壓支架、兩順槽超前支護單體液壓支柱壓力，并監(jiān)測乳化液泵站壓力、乳化液濃度等并進行記錄。2、技術(shù)員每周不定期對乳化液濃度、泵站壓力、兩順槽超前支護單體液壓支柱、液壓支架的壓力等進行檢查，發(fā)現(xiàn)問題及時處理。3、監(jiān)測內(nèi)容包括：支架初撐力、煤壁片幫情況、端面距、采高及端面頂板變化情況、兩順槽單體液壓支柱初撐力、超前支護質(zhì)量等。四、管理規(guī)定：1、要以嚴謹?shù)目茖W(xué)態(tài)度進行讀數(shù)，不得馬虎。2、要愛惜儀表、儀器，嚴禁隨意破壞和使用損壞的儀表、儀器。3、與觀測無關(guān)的人員嚴禁對儀表、儀器進行隨意調(diào)整。4、讀數(shù)時須平視儀表表盤，力求精確。5、上井后及時將觀測數(shù)據(jù)上交工區(qū)并與相關(guān)人員根據(jù)提供的數(shù)據(jù)分析礦壓變化情況，以便更好的指導(dǎo)生產(chǎn)。第四章生產(chǎn)系統(tǒng)第一節(jié)運輸系統(tǒng)一、運輸設(shè)備及運輸方式：1、運煤設(shè)備采煤機割煤，煤機螺旋滾筒配合前部刮板輸送機裝運底煤；支架放頂煤，使用后部輸送機將落煤運至轉(zhuǎn)載機，大塊煤經(jīng)破碎機破碎后運至膠帶輸送機上通過集中膠帶輸送機運到井底煤倉。2、輔助運輸設(shè)備及運輸方式工作面需用的材料、設(shè)備等通過回風(fēng)順槽無極繩梭車運輸?shù)焦ぷ髅嫔铣隹诹蠄龌蛲ㄟ^運輸順槽無極繩絞車運輸?shù)介_關(guān)列車外。二、移刮板輸送機方式采用推移前部刮板輸送機和拉后部刮板輸送機的方式，推拉刮板輸送機步距0.6m，彎曲段不得小于35m。1、推移前部刮板輸送機采煤機向下(上）端正常割煤時，按照自上（下)而下（上）的順序，依次推拉刮板輸送機至距離采煤機后滾筒4～6架處。2、拉移后部刮板輸送機工作面頂煤釋放完以后，要求從機頭向機尾或從機尾向機頭拉后部刮板輸送機，嚴禁從中間向兩端拉移后部刮板輸送機，防止后部輸送機刮板輸送機槽脫節(jié)。三、縮膠帶輸送機機尾工作面每天進尺3.0m，膠帶輸送機每2天縮機尾一次。四、運煤系統(tǒng)工作面生產(chǎn)的原煤由工作面前后部刮板輸送機→運輸順槽轉(zhuǎn)載機→膠帶運輸機→一采區(qū)膠帶輸送機→主斜井膠帶運輸機→地面煤倉。五、運煤設(shè)備運輸能力驗算：1、采煤機生產(chǎn)能力計算：采煤機額定牽引速度為0-8.3-13.9m/min，采高為3.0m，回收率為95％，實際牽引速度為2m/min；根據(jù)割煤方式確定工作面生產(chǎn)能力：Q割=L每小時BHρkt/h=2×60×0.6×3×1.42×0.95=291.4t/h2、放頂煤量：Q放=L每小時HρkB=2×60×5×1.42×0.7×0.6=357.8t/h工作面生產(chǎn)能力為：Q=Q割+Q放=649.2t/h3、前部刮板輸送機運輸能力：1000t/h（見表2-4）；4、后部刮板輸送機運輸能力：1000t/h（見表2-5）；5、轉(zhuǎn)載機運輸能力：1000t/h（見表2-6）；6、破碎機破碎能力：1500t/h（見表2-7）；7、運輸順槽膠帶輸送機運輸能力：1000t/h（見表2-11）。綜上所述，1113綜放工作面所選設(shè)備型號均滿足生產(chǎn)需要。六、輔助運輸系統(tǒng)（一）設(shè)備選型（附：絞車運行安全系數(shù)驗算表）表4-1絞車型號及參數(shù)序號型號鋼絲繩規(guī)格(mm)纏繩量（運行長度）（m）F破（KN）αmax（度）固定方式安全系數(shù)n使用地點1SQ-120/132BΦ18.53500m(1750m)1695基礎(chǔ)澆筑5.03（3.5）1113回風(fēng)順槽2SQ-80/75Φ21.53500m(1750m)2985基礎(chǔ)澆筑7.2（3.5）1113運輸順槽3JH-20Φ24.5110m（100m）3895四壓兩迎15.1（6.5）工作面上出口向外50m處4JH-20Φ24.5110m（100m）3895四壓兩迎15.1（6.5）轉(zhuǎn)載機向外30m處（二）驗算公式斜巷物料牽引計算公式 Qmax＝(Q+Qz)+(f1cosα+sinα)+PL(f2cosα+sinα)Qmax——鋼絲繩最大靜載荷，N；Q=mg——一次提升貨載的重力，N；Qz=mzg—容器的自身重力，N；P=mpg——鋼絲繩每米重力，N；f1——容器運行阻力系數(shù),取0.015；f2——鋼絲繩與底板的摩擦系數(shù)，取0.2；L——運行鋼絲繩長度；α——斜巷運行最大坡度單位：°；1113回風(fēng)順槽選用SQ-120/132B無極繩絞車，最大運行長度1750m，鋼絲繩直徑為Φ18.5mm，最大坡度5°；工作面煤壁向外45m處安裝一部JH-20回柱絞車，運行范圍最長為80m，坡度最大為5°；鋼絲繩規(guī)格為：Φ24.5mm。1113運輸順槽選用SQ-80/75B無極繩絞車，最大運行長度1750m，轉(zhuǎn)載機向外30m處安裝一部JH-20回柱絞車，鋼絲繩直徑為Φ24.5mm，鋼絲繩最大運輸距離100m，坡度5°。PJH-20：2.165Kg，F(xiàn)破JH-20：389KN；PSQ120/132B：0.8457Kg，F(xiàn)破SQ120/132B：169KN；PSQ80/75B：1.66Kg，F(xiàn)破SQ80/75B：298KN；坡度按上述角度進行驗算：運行鋼絲繩總重量：m繩JH-20：（每米質(zhì)量）2.165×（運行長度）100×9.8÷1000=2.1KN；m繩SQ-80：（每米質(zhì)量）1.66×（運行長度）1750×9.8÷1000*2=56.9KN；m繩SQ-120：（每米質(zhì)量）0.8457×（運行長度）1750×9.8÷1000*2=29KN；JH-20回柱絞車牽引重量均按T計算（按工作面需要加減液壓支架計算）：①JH-20回柱絞車驗算：（JH-20）F總拉＝F車+F繩＝m總×f1×cosα+m總×sinα+m繩JH-20×f2×cosα+m繩JH-20×sinα＝25.27×9.8×0.015×cos5°+25.27×9.8×sin5°+1.7×0.2×cos5°+1.7×sin5°＝3.7+21.6+0.3+0.15＝25.75KN（25.75KN＜牽引力200KN）式中：F總拉拉液壓支架的總牽引力，KNF車液壓支架車所需的牽引力，KNF繩運行鋼絲繩所需的牽引力，KN安全系數(shù)：F破JH-20/F總拉=389/25.75=15.1＞6.5②無極繩絞車驗算：（SQ-120/132B）F總拉＝F車+F繩＝m總×f1×cosα+m總×sinα+m繩JW-132×f2×cosα+m繩JW-132×sinα＝25.27×9.8×0.015×cos5°+25.27×9.8×sin5°+29×0.2×cos5°+29×sin5°＝3.7+21.58+5.78+2.5＝33.56KN（33.56KN＜牽引力120KN）無極繩絞車現(xiàn)用的Φ18.5mm鋼絲繩能滿足運輸要求（鋼絲繩必須完好）。式中：F總拉拉液壓支架的總牽引力，KNF車液壓支架車所需的牽引力，KNF繩運行鋼絲繩所需的牽引力，KN安全系數(shù)：F破JW-132/F總拉=169/33.56=5.03＞3.5（SQ-80/75B）F總拉＝F車+F繩＝m總×f1×cosα+m總×sinα+m繩SQ-80×f2×cosα+m繩SQ-80×sinα＝25.27×9.8×0.015×cos5°+25.27×9.8×sin5°+56.9×0.2×cos5°+56.9×sin5°＝3.7+21.58+11.34+4.96＝41.58KN（41.58KN＜牽引力80KN）式中：F總拉拉液壓支架的總牽引力，KNF車液壓支架車所需的牽引力，KNF繩運行鋼絲繩所需的牽引力，KN安全系數(shù)：F破SQ-80/F總拉=298/41.58=7.2＞3.5故滿足運輸要求。（三）運輸方式（1）運輸順槽采用SQ-80/75B無極繩絞車進出物料。（2）回風(fēng)順槽采用SQ-120/132B無極繩絞車進出物料。（四）運輸線路（1）地面→副斜井→井底車場→一采區(qū)輔助運輸下山→六甩道車場→1113回風(fēng)順槽→1113綜放工作面。（2）地面→副斜井→井底車場→一采區(qū)輔助運輸下山→七甩道→1113運輸順槽→1113綜放工作面（見附圖4-1輔助運輸路線示意圖）。圖4-11113綜放工作面輔助運輸路線圖第二節(jié)一通三防與監(jiān)測監(jiān)控一、通風(fēng)系統(tǒng)1113綜放工作面采用“U”型通風(fēng)。（一）通風(fēng)路線新鮮風(fēng)流：主（副）斜井→井底車場（清理斜巷）→一采區(qū)輔助（膠帶輸送機）下山→7#甩車場（1113運順外段）→1113運輸順槽→1113工作面?；仫L(fēng)風(fēng)流：1113工作面→1113回風(fēng)順槽→1113回風(fēng)聯(lián)絡(luò)巷→1113反風(fēng)道→一采區(qū)回風(fēng)下山→回風(fēng)斜井→主風(fēng)機→地面。（二）風(fēng)量計算每個采煤工作面需要風(fēng)量，應(yīng)按瓦斯、二氧化碳絕對涌出量以及工作面氣溫、風(fēng)速和人數(shù)等規(guī)定分別進行計算，然后取Q采1～Q采4的最大值作為該采煤工作面需要風(fēng)量。1、按氣象條件計算：Q采1=60×70%×ν采1×S采均×k采高×k采面長（m3/min）式中:60—單位換算產(chǎn)生的系數(shù)；70%—有效通風(fēng)斷面系數(shù)；ν采1—采煤工作面的風(fēng)速，m/s。預(yù)計回采期間溫度為21℃，從表1中得知，風(fēng)速取1.2m/s；S采平均—采煤工作面的平均有效斷面積，按最大和最小控頂斷面的平均值計算，m2；k采高—采煤工作面采高調(diào)整系數(shù)（見表2）；k采面長—采煤工作面長度調(diào)整系數(shù)（見表3）。S采max=采煤工作面最大控頂距×工作面實際采高－輸送機、支柱、梁子等所占的面積+后尾梁下部所占面積(m2)S采min=采煤工作面最小控頂距×工作面實際采高－輸送機、支柱、梁子等所占的面積+后尾梁下部所占面積(m2)工作面采煤時最小控頂距為4.85m，最大控頂距為5.45m，工作面實際采高3m，1部輸送機所占面積為0.4m2，支柱（支架）所占面積為4.4m2，后尾梁下部所占面積為0.5m2，故S采max=5.45×3-0.4-4.4+0.5=12.05m2S采min=4.85×3-0.4-4.4+0.5=10.25m2S采平均=（12.05+10.25）/2=11.15m2Q采1=60×70%×ν采1×S采平均×k采高×k采面長（m3/min）=60×70%×1.2×11.15×1.2×1.1=741.7m3/min；取742m3/min表4-2采煤工作面進風(fēng)流氣溫與對應(yīng)風(fēng)速采煤工作面進風(fēng)流氣溫（℃）采煤工作面風(fēng)速（m/s）<201.020～231.0～1.523～261.5～1.826～281.8～2.528～302.5～3.0表4-3采煤工作面采高調(diào)整系數(shù)采高(m)<2.02.0～2.5≥2.5及放頂煤工作面系數(shù)(K采高)1.01.11.2表4-4采煤工作面長度調(diào)整系數(shù)采煤工作面長度（m）系數(shù)（k采面長）＜150.815～800.8～0.980～1201.0120～1501.1150～1801.2＞1801.30～1.402、按絕對瓦斯涌出量計算：根據(jù)《徐州礦務(wù)集團有限公司“一通三防”管理規(guī)定》，按采煤工作面回風(fēng)流中瓦斯?jié)舛炔怀^0.8％的要求計算：Q采2=125×q采CH4×K采CH4（m3/min）式中：q采CH4—采煤工作面回風(fēng)巷風(fēng)流中平均絕對瓦斯涌出量，m3/min；K采CH4—采煤工作面瓦斯涌出不均勻的備用風(fēng)量系數(shù)。（正常生產(chǎn)時連續(xù)觀測1個月，最大絕對瓦斯涌出量和月平均絕對瓦斯涌出量的比值；）125—采煤工作面回風(fēng)流中瓦斯?jié)舛炔怀^0.8%所換算的系數(shù)。按二氧化碳或其它有害氣體的絕對涌出量計算需要風(fēng)量，根據(jù)《煤礦安全規(guī)程》規(guī)定，按采煤工作面回風(fēng)流中不同有害氣體的允許濃度并參照按絕對瓦斯涌出量的計算方法執(zhí)行。Q采2=125×q采CH4×K采CH4=125×1.43×1.5=268.1m3/min（參照1111工作面回采期間回風(fēng)巷風(fēng)流中最小絕對瓦斯涌出量0.85m3/min；最大絕對瓦斯涌出量2.0m3/min）。3、按工作人員數(shù)量計算：Q采≥4N（m3/min）式中：N—采煤工作面同時工作的最多人數(shù)，取51人；4—每人每分鐘需風(fēng)量，m3/min。Q采≥4×51=204m3/min4、按炸藥量計算：1113綜放工作面不采用炸藥爆破，故不按此方法進行風(fēng)流計算。5、按采煤工作面風(fēng)速進行驗算：（1）驗算最小風(fēng)量：Q采≥60×0.5Smax（m3/min）Smax=lmax×h采×70%=5.45×3×70%=11.45m2Q采≥60×0.5×11.45=343.5m3/min（2）驗算最大風(fēng)量：Q采≤60×4.0Smin（m3/min）Smin=lmin×h采×70%=4.85×3×70%=10.2㎡Q采≤60×4.0Smin=60×4.0×10.2=2448m3/min式中：Smax—采煤工作面最大控頂有效斷面積，m2；lmax—采煤工作面最大控頂距，m；h采—采煤工作面實際采高，m；Smin—采煤工作面最小控頂有效斷面積，m2；lmin—采煤工作面最小控頂距，m；0.5—采煤工作面允許的最小風(fēng)速，m/s；70%—有效通風(fēng)斷面系數(shù)；4.0—采煤工作面允許的最大風(fēng)速，m/s。Q采1～Q采4取其最大的風(fēng)量進行驗算：343.5m3/min≤742m3/min≤2448m3/min經(jīng)驗算，符合要求。故1113工作面所需風(fēng)量為742m3/min。（三）通風(fēng)設(shè)施及管理根據(jù)該地區(qū)通風(fēng)系統(tǒng)分析，控制影響該面的通風(fēng)設(shè)施主要有:6#車場風(fēng)門及1113區(qū)域全部調(diào)節(jié)墻，以上通風(fēng)設(shè)施對保證該面系統(tǒng)穩(wěn)定極為重要，任何人都不得隨意損壞或?qū)傻里L(fēng)門同時打開，通風(fēng)設(shè)施前后5m范圍內(nèi)不得有雜物、設(shè)備等障礙物，以防風(fēng)流短路，威脅工作面安全。二、防治瓦斯（一）瓦斯管理1、該面回采時，每班設(shè)專職瓦斯檢查員一名，嚴格按照瓦斯檢查點設(shè)置計劃，每班巡回檢查不得少于三次，其檢查點為:工作面回風(fēng)流、工作面回風(fēng)隅角、工作面上部、工作面中部、工作面下部并校驗探頭讀數(shù)。發(fā)現(xiàn)瓦斯超限嚴格按《煤礦安全規(guī)程》規(guī)定執(zhí)行，瓦斯檢查做到記錄本、瓦斯牌板和日報表三對口，嚴禁空班漏檢和假檢。2、瓦斯檢查員要嚴格執(zhí)行現(xiàn)場交接班制度，該面現(xiàn)場交接班地點設(shè)在工作面上隅角附近，對現(xiàn)場存在的“一通三防”問題必須交清接明。綜采工區(qū)必須及時清空后部刮板輸送機的積炭，抬起支架后尾梁高度不小于0.5m，確保有效通風(fēng)斷面；另外工作面回風(fēng)隅角必須建立“壓風(fēng)噴霧稀釋瓦斯系統(tǒng)”有效稀釋局部瓦斯?jié)舛取?、工作面切頂線里段若出現(xiàn)較大范圍的懸頂，采煤單位必須采取切實可行的放頂措施。及時使頂板垮落，確保無瓦斯積存空間。4、加強初次來壓時瓦斯檢查和安全防護，初次來壓時為防止采空區(qū)大量氣體涌出造成事故，要根據(jù)瓦斯檢查員檢查的情況做好隨時斷電、撤人的工作。5、為使工作面懸頂及時垮落，工作面兩道必須根據(jù)規(guī)程措施要求將錨桿托盤及錨索托盤、鎖具全部超前拆除，金屬網(wǎng)剪落并收拾好，由現(xiàn)場瓦斯檢查員監(jiān)督此項工作的執(zhí)行，發(fā)現(xiàn)有未拆除的對施工單位進行考核。6、瓦斯抽放系統(tǒng)：建立1113綜放工作面瓦斯抽放系統(tǒng)，利用地面抽放泵站2BEC—52型水環(huán)式真空泵，鋪設(shè)Φ508mm鐵質(zhì)主干抽放管沿風(fēng)井布置至集中回風(fēng)下山中段,再延接Φ250mmPE管（一采區(qū)回風(fēng)下山→1113反風(fēng)道口→1113回風(fēng)聯(lián)絡(luò)巷→1113回風(fēng)順槽→1113工作面回風(fēng)隅角），形成敞開式回風(fēng)隅角瓦斯抽放模式，待回風(fēng)隅角瓦斯?jié)舛炔灰卓刂茣r，啟用瓦斯抽放系統(tǒng)抽放瓦斯達到治理瓦斯的目的。（二）隔爆設(shè)施根據(jù)《煤礦安全規(guī)程》要求，在1113運順、回順距工作面60～200m范圍內(nèi)安設(shè)輔助集中式隔爆水棚，水棚均由規(guī)格為60L水袋組成，水量不小于200L/㎡。水棚排間距為1.2至3.0m，水棚的棚區(qū)長度不小于20m。水棚距頂板、兩幫間隙不小于100mm，距軌面不小于1.8m，高度要保持一致。4、水袋之間的間隙與水袋同巷道壁之和不大于1.5m，特殊情況下不超過1.8m，兩個水袋之間的間隙不得大于1.2m。5、水棚應(yīng)設(shè)在巷道的直線段，與巷道的交叉口、轉(zhuǎn)彎處、變坡處的距離不小于50m。6、水袋采用易脫鉤的布置方式。掛鉤選用Φ4～8mm的圓鋼制作，角度60±5°，彎鉤25mm，將彎鉤按水袋規(guī)格尺寸懸掛在專用鋼梁上。7、井下所有隔爆水棚實行掛牌管理，牌板應(yīng)標(biāo)明設(shè)置地點、巷道斷面、水袋數(shù)量、水量規(guī)格、水棚檢查人、檢查日期等內(nèi)容。8、通防工區(qū)每7天對井下隔爆水袋的使用情況進行一次全面檢查，發(fā)現(xiàn)問題及時進行處理。9、礦井所有作業(yè)人員不得損壞隔爆水袋，凡無故損壞者，必須給予考核。三、防滅火（一）注氮防滅火1、注氮系統(tǒng)采用DM-900HE型移動式膜分離制氮機組一套，其位置一采區(qū)注氮硐室，使用DN100及DN50型管路通過1113運輸順槽至1113進風(fēng)隅角，注氮鉆桿自隅角向采空區(qū)30~40m處的氧化帶位置。管路敷設(shè)如下：一采區(qū)注氮硐室→一采區(qū)皮帶下山→1113運輸順槽→1113采空區(qū)。注氮方法：采用埋管方式，隨采隨注方法。3、預(yù)計回采所需的注氮量：（1）按產(chǎn)量計算：QN=[ A/(24pTh1h2)]×(c1/c2-1)=[1048800/(24×1.42×330×0.9×0.8)]×（0.2/0.07－1）≈233(m3/h)式中：QN——注氮流量,m3/h A——年產(chǎn)量,1048800t（月產(chǎn)量8.74萬噸）;T——年工作日,330d；P——煤的密度,1.42t/m3;h1——管路輸?shù)?90%h2——采空區(qū)注氮效率,80%c1——空氣中氧含量,20%； c2——采空區(qū)防火惰化指標(biāo),7%。（2）按噸煤注氮量計算QN＝5×Ak/(330×24)=5×1048800×0.8/（330×24）≈530(m3/h)式中：Qn——注氮流量,m3/h；A——年產(chǎn)量,t；K——工作面綜合回收率,80%?，F(xiàn)礦井制氮裝備能力能滿足注氮防滅火需求。（二）黃泥灌漿防滅火1、灌漿系統(tǒng)：DN100型鋼管由地面灌漿站→回風(fēng)斜井→一采區(qū)回風(fēng)下山→1113反風(fēng)道→1113回風(fēng)聯(lián)絡(luò)巷→1113回風(fēng)順槽→1113采空區(qū)。灌漿方法：根據(jù)現(xiàn)場實際當(dāng)工作面地質(zhì)條件發(fā)生變化時，可對工作面不進行注漿，當(dāng)確實需要以注漿方法防滅火時，另編制專項措施。3、需注漿時，預(yù)計灌漿量：Qt=K×M×H×L×C=0.03×8.0×150×1729×0.8≈49795m3其中Qt--總灌漿用土方量,m3K--灌漿系數(shù)，取0.03M--煤層平均厚度，8.0mH--灌漿區(qū)的傾斜長度，150mL--灌漿區(qū)的走向長度，1729mC--工作面綜合回收率，80%脫水系統(tǒng)：由采煤單位在1113運輸順槽安裝排水泵，將污水排至環(huán)形水倉。（三）汽霧阻化防滅火設(shè)計1、汽霧阻化系統(tǒng)：在1113工作面順槽安設(shè)汽霧阻化泵一臺，2m3儲液攪拌箱一個，沿運順鋪設(shè)汽霧管路至工作面噴霧點，在噴霧點安設(shè)汽霧發(fā)生器進行噴灑阻化劑。2、汽霧阻化工藝過程：將氯化鎂按20%比例加入儲液攪拌箱中溶解后，經(jīng)過濾進入噴霧泵，加壓后進入各噴霧點，經(jīng)汽霧發(fā)生器將藥液轉(zhuǎn)化為汽霧，隨漏風(fēng)帶入采空區(qū)。3、每班噴藥量計算根據(jù)工作面煤的厚度、采煤高度，采空區(qū)遺煤量計算噴藥量：V＝【KMLHB（1-C）RA】/r＝1.1×5×150×8×0.6×（1-0.85）×1.42×15/1050＝12m3式中:V:每天噴藥量K:噴藥系數(shù),取1.1M:每天割煤刀數(shù),5L:工作面傾斜長度,150mH:工作面平均煤厚,8.0mB:每刀割煤寬度,0.6mC:回收率,85%R:煤的容量,1.42T/m3A:噸煤吸藥量,12kg/Tr:阻化溶液容量,1050kg/m3每天噴阻化劑時間：T＝V/（n×Q）＝12/（10×0.6）≈2（小時）式中:T:每天噴阻化劑時間,hn:汽霧發(fā)生器的個數(shù),10個Q:汽霧發(fā)生器的流量,0.6m3/hV:每天噴藥量,12m3每循環(huán)噴灑藥量V′=V/5＝12/5=2.4m3V′:每循環(huán)噴藥量5:每天循環(huán)個數(shù)（四）束管監(jiān)測分析1、礦井安裝JSG—8束管監(jiān)測系統(tǒng)一套，束管監(jiān)測系統(tǒng)中心機房設(shè)在地面燈房，1113回順敷設(shè)兩趟束管，一趟束管設(shè)在回風(fēng)隅角切頂線里1m處、另一趟設(shè)在工作面回風(fēng)流10m處；每5天對兩處的氣體進行抽取或人工取樣進行分析。系統(tǒng)敷設(shè)：副斜井→井底車場→一采區(qū)輔助運輸下山→6#車場→1113回順車場→1113回風(fēng)順槽→1113采空區(qū)（回風(fēng)隅角）。2、束管監(jiān)測要求（1）束管監(jiān)測系統(tǒng)每5天運行一次，并進行分析、整理相關(guān)記錄，發(fā)現(xiàn)問題及時報告、處理。（2）系統(tǒng)運行前必須先進行全面檢查，確保各種設(shè)備完好，能正常運行。（3）時刻注意設(shè)備運轉(zhuǎn)情況，當(dāng)設(shè)備運轉(zhuǎn)出現(xiàn)異常時，要立即停機，進行檢查處理。四、綜合防塵系統(tǒng)（一）綜合防塵設(shè)施及管理1、該面生產(chǎn)前，通防工區(qū)必須建立兩道防塵管路系統(tǒng)，兩道均采用DN100型管路供水，管路要求吊掛平直，安設(shè)牢固，接頭嚴密不漏水，不得拐死彎，管路間隔不大于50m安設(shè)一處三通瓦籠。2、在工作面兩道距上下出口30m范圍內(nèi)各安設(shè)至少兩道凈化水幕，要求水幕能覆蓋全斷面，靈敏可靠，生產(chǎn)期間要正常噴霧，使用單位掛牌管理并保證正常使用。3、工作面架間噴霧，采煤機的內(nèi)外噴霧必須安裝齊全，具備降柱、移架、放煤使用手動噴霧條件，保證能正常使用，并確保所需水量及水壓。由工作面專職防塵員每班進行灑水防塵，確保任何地點無煤塵積聚或飛揚，堅決杜絕防塵死角現(xiàn)象，否則，瓦斯員有權(quán)停止工作面生產(chǎn)。4、該面回采期間，由采煤單位專職防塵員負責(zé)對采煤工作面及兩道出口50m范圍內(nèi)每班進行灑水防塵。每天對工作面兩道進行沖洗一遍，并及時清理堆積的浮煤。工作面出炭期間由工作面防塵員對工作面及兩道進行及時防塵，確保工作面任何地點無塵積聚或飛揚。5、采煤機必須安裝內(nèi)、外噴霧裝置。割煤時必須開啟噴霧降塵，內(nèi)噴霧壓力不得小于2Mpa，外噴霧壓力不得小于1.5Mpa，無水或噴霧裝置損壞時嚴禁開動采煤機割煤。（1）防塵水量計算該面需水量計算如下：用水量計算如下：凈化水幕用水量QJQJ=qJ×SJ=7.92L/min其中qJ單位巷道斷面凈化水量取qJ=0.6L/m2·minSJ:巷道斷面SJ=13.2㎡(2)采煤機噴霧灑水量QtQt=qM×qt=Vt×B×H×r×qM=153.36L/min其中qt—每分鐘割煤量，T/minVt采煤機牽引速度，取3m/minB—截深，m取0.6mqM噸煤灑水量，取值為20L/TH―――采面采高3mr煤容重T/m34-2煤容重為1.42T/m3(3)其它用水量按經(jīng)驗值取：轉(zhuǎn)載點噴霧用水量Qz=7L/min,輸送機轉(zhuǎn)載點用水量Qz=4L/min;巷道沖洗用水量Qc=10L/min;乳化液泵用水量QR=15L/min;各電機、減速器冷卻需水量QL=175L/min;工作面用水量：工作面用水量Qpc（按生產(chǎn)班計算）Qpc=aB(nJ×QJ+Qt+nZ×QZ+Qc+QR+QL)=0.95×（2×7.92+153.36+1×7+1×4+10+15+175）=380.2L/min其中nZ:工作面運輸機臺數(shù)采煤(1部皮帶，1部刮板輸送機)；nJ:工作面平巷條數(shù)2條aB各用戶同時工作系數(shù)，aB＝0.95→1.03、防塵管路布置方式地面消防水池→主斜井→主副斜井三聯(lián)巷→井底車場→一采區(qū)膠帶（輔助運輸、回風(fēng)）下山→1113運順外段（6#甩車場、1113反風(fēng)道）→1113運輸（回風(fēng)）順槽。五、安全監(jiān)控系統(tǒng)1、監(jiān)測監(jiān)控布置該工作面共安裝監(jiān)控分站2臺，瓦斯傳感器，CO傳感器，CO2傳感器，溫度傳感器，風(fēng)速傳感器，氧氣傳感器。(1)該面回采期間安裝井下分站KJF86N（16），分站必須設(shè)置在新鮮風(fēng)流處，分站箱吊掛在便于觀察、調(diào)試、支護良好、無滴水的地點，距底板不得小于300mm。(2)分站入井前必須按照使用說明書進行調(diào)校，各項技術(shù)指標(biāo)應(yīng)于說明書相符，接入系統(tǒng)運行48小時后，確認無問題后才能下井。入井前應(yīng)通過機電工區(qū)防爆性能及完好情況檢查，取得合格證后方可入井安裝。電源要搭接在供電穩(wěn)定、可靠的供電線路上。(3)分站搭接電源時，必須經(jīng)過機電部門審核批準方可進行，必須先停電，設(shè)專人看管電源，并經(jīng)驗電、放電、短路接地后，方可工作。監(jiān)測分站必須搭接斷電聯(lián)鎖線和該面實行瓦斯電閉鎖，當(dāng)瓦斯?jié)舛瘸薅袛嘣O(shè)備電源時，嚴禁自動復(fù)電，只有瓦斯?jié)舛冉档?.8%以下時，方可人工復(fù)電。(4)傳感器應(yīng)垂直懸掛，距頂板不大于300mm，距巷道側(cè)壁不小于200mm，且無積水、支護良好的巷道中。(5)瓦斯傳感器T1為工作面回風(fēng)隅角瓦斯傳感器、T2為工作面回風(fēng)流瓦斯傳感器、T3為工作面回風(fēng)瓦斯傳感器，瓦斯傳感器報警點設(shè)置為:T1、T2、T3≥0.8%；斷電點設(shè)置為:T1、T2、T3≥0.8%；復(fù)電點設(shè)置:T1、T2、T3﹤0.8%；斷電范圍:T1、T2、T3為1113工作面內(nèi)全部非本質(zhì)安全型電氣設(shè)備。（6）工作面回風(fēng)流中機電設(shè)備開關(guān)處及兩道避難硐室必須安設(shè)瓦斯傳感器，瓦斯傳感器報警點設(shè)置為≥0.5%；斷電點設(shè)置為:≥0.5%；復(fù)電點設(shè)置:﹤0.5%；斷電范圍:為1113工作面內(nèi)全部非本質(zhì)安全型電氣設(shè)備。氧氣傳感器報警點設(shè)置為小于20%，二氧化碳傳感器報警點設(shè)置為0.5%，CO傳感器的報警點設(shè)置為24PPm。(7)瓦斯傳感器T1安裝在回風(fēng)隅角，CO傳感器和瓦斯傳感器T2安裝在距1113工作面上出口小于10m處，溫度傳感器和瓦斯傳感器T3安裝在1113回風(fēng)順槽內(nèi)距1113回風(fēng)聯(lián)巷口（切眼方向）10-15m處；CO傳感器的報警點設(shè)置為24PPm;溫度傳感器的報警點設(shè)置為26℃;風(fēng)速傳感器報警點設(shè)置為4m/s,安裝在1113回風(fēng)順槽巷道前后10m斷面無變化，無障礙，能準確計量風(fēng)速的地點。瓦斯傳感器T6安裝在回風(fēng)順槽回柱絞車開關(guān)處、回流中水倉開關(guān)上風(fēng)側(cè)處按照規(guī)定安設(shè)甲烷傳感器，其它回風(fēng)流地點需安裝傳感器時，嚴格按照《煤礦安全監(jiān)控系統(tǒng)及檢測儀器使用管理規(guī)范（AQ1029—2007）》進行安裝、設(shè)置。2、安全監(jiān)控系統(tǒng)路線地面中心機房→副斜井→井底車場→一采區(qū)輔助運輸下山→監(jiān)控分站→1113工作面各監(jiān)測點。圖4-21113綜放工作面通風(fēng)系統(tǒng)圖圖4-31113綜放工作面監(jiān)測監(jiān)控及斷電系統(tǒng)圖圖4-41113綜放工作面灑水防塵系統(tǒng)圖圖4-51113綜放工作面防滅火系統(tǒng)圖圖4-6：1113綜放工作面瓦斯抽放系統(tǒng)圖圖4-71113綜放工作面局部反風(fēng)系統(tǒng)圖第三節(jié)排水系統(tǒng)一、1113工作面涌水量預(yù)計：預(yù)計最大涌水量為：260m3/h；正常涌水量150m3/h二、水倉建立：在1113回順1號測量點（通風(fēng)聯(lián)絡(luò)巷處）向前70m、530m、680m、1300m處每個地點分別建立2個容積為：4m×2m×1.5m的水倉。在1113運順A號測量點（通風(fēng)聯(lián)絡(luò)巷處）向前180m和1120m處分別建立2個容積為：4m×2m×1.5m的水倉。三、排水管路：在1113回順接2趟6吋排水管路至1點前1300m水倉處；在1113運順接一趟6吋和一趟4吋排水管路至A點前1120m水倉處。四、排水泵型號：每個水倉安裝兩臺型號為：30KW（BQS120-40-30，排量120m3，揚程40m）潛水泵排水。五、排水路線：1、1113運輸順槽涌水點→臨時水倉→七甩道→一采區(qū)輔助運輸下山水溝→+938污水倉→回風(fēng)斜井→地面。2、1113回風(fēng)順槽涌水點→臨時水倉→六甩道→一采區(qū)輔助運輸下山水溝→+938污水倉→回風(fēng)斜井→地面。六、參數(shù)計算：（一）1113運輸順槽排水參數(shù)計算1、排水高度：最大高度：h1=949.2-940.8=8.4m2、管道損失：h2=194×0.01=1.94m最大揚程：H=h1+h2=8.4+1.94=10.34m＜40m3、管道計算：按經(jīng)濟流速2.2m/s計算D===0.139m＜0.15m（二）1113回風(fēng)順槽排水參數(shù)計算1、排水高度：最大高度：h1=950.2-938.8=11.4m2、管道損失：h2=300×0.01=3m最大揚程：H=h1+h2=11.4+3=14.4m＜40m3、管道計算：按經(jīng)濟流速2.2m/s計算D===0.089m＜0.1m圖4-81113綜放工作面排水系統(tǒng)圖

第四節(jié)供電系統(tǒng)一、供電概況：1113工作面及運輸順槽供電電源由938采區(qū)變電所GB-12（315/5）高壓饋電饋出，敷設(shè)一趟高壓電纜MYPTJ-6KV3×95mm2-2350米，分別為運輸順槽17#移動變電站、工作面23#、26#移動變電站提供動力電源。另敷設(shè)一趟高壓電纜MYPTJ-6KV3×50mm2-480米從938采區(qū)變電所GB-11（200/5）高壓饋電饋出，為20#移動變電站提供電源。1113回風(fēng)順槽供電電源由938變電所2#移動變電站低壓側(cè)饋出，回風(fēng)順槽水泵備用電源由20#移動變電站低壓側(cè)饋出。20#移動變電站安裝在運輸順槽90米處的移變硐室內(nèi)，移變?nèi)萘繛?30KVA，電壓等級為660V；17#移動變電站安裝在運輸順槽1000米處的移變硐室內(nèi)，移變?nèi)萘繛?30KVA，電壓等級為660V。23#和26#移動變電站安裝在運順距工作面100米開關(guān)列車處，容量為2000KVA，電壓等級為1140V。2#移變?nèi)萘?15KVA，電壓等級為660V。二、負荷統(tǒng)計表4-5：20#移變負荷統(tǒng)計（660V）序號設(shè)備電動機總?cè)萘堪惭b地點名稱型號臺數(shù)型號臺數(shù)容量KW11113運順膠帶輸送機DSJ100/80/2×1601YBS-160216032021113運順回柱機JH-81YBK2-160M-617.57.531113運順照明綜保ZBZ-4.0141113運順調(diào)度絞車JD-1.6（25）3YBJ-25-43257551113運、回順污水泵BQS120-50-306BQS120-50-3063018071113運順無極繩絞車SQ-80/75B1YBK2-280M-6175759總計1313657.5表4-6：17#移變負荷統(tǒng)計（660V）序號設(shè)備電動機總?cè)萘堪惭b地點名稱型號臺數(shù)型號臺數(shù)容量KW11113運順膠帶輸送機DSJ100/2×1601YBS-160216032021113運順回柱機JH-81YBK2-160M-617.57.531113運順照明綜保ZBZ-4.0141113運順回柱絞車JH-141YBK2-225S-8118.518.551113工作面回柱絞車JH-201YBK2-225M-81222261113運順污水泵BQS120-50-301BQS120-50-30130307總計66398表4-7：26#移變負荷統(tǒng)計（1140V）序號設(shè)備電動機總?cè)萘堪惭b地點名稱型號臺數(shù)型號臺數(shù)容量KW11113工作面前部運輸機SGZ764/4001YBSD-200/100-4/8Y220040021113工作面乳化泵BRW315/31.51YBK2-315L2-4120020031113工作面阻化泵WPZ320/6.31WPZ320/6.31454541113工作面采煤機MG300/730-WD11YBC-300DYBC-55DYBC-1122230055227325總計4101377表4-8：23#移變負荷統(tǒng)計（1140V）序號設(shè)備電動機總?cè)萘堪惭b地點名稱型號臺數(shù)型號臺數(shù)容量KW11113工作面破碎機PLM-15001YBS-132A113213221113工作面轉(zhuǎn)載機SZZ764/2001YBSD-200/100-4/8Y120020031113工作面后部運輸機SGZ764/4001YBSD-200/100-4/8Y220040041113工作面乳化泵站BRW315/31.51YBK2-315L2-4120020051113工作面照明綜保ZBZ-416總計55932表4-9：2#移變負荷統(tǒng)計（660V）序號設(shè)