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第一章　概　　况
第一节　工作面位置及井上下关系
工作面位置及井上下关系见表1
表1　工作面位置及井上下关系表
水平名称
七五二水平
采区名称
四 盘 区
地面标高
+988 - +1077
井下标高
+695 - +725
地面相对位置
3405工作面地表为丘陵地带, 且被黄土覆盖, 无任何建筑物。
回采对地面
设施的影响
无
井下位置及
与四邻关系
3405工作面位于七五二水平四盘区, 南面为四盘区专用回风大巷、 轨道运输大巷和皮带运输大巷, 北面为实体煤, 东面为3406工作面( 7月至 8月已采) , 西面为3404工作面( 5月至 6月已采) , 3405工作面和已采的两个工作面中间各留有20m保安煤柱。
运输顺槽长度／m
1541
工作面长度/m
176
面积/m2
271216
第二节　　煤 层
工作面煤层情况见表2
表2　　工作面煤层情况表
煤层厚度／m
5.8
煤层结构
单一
煤层倾角／( °)
0-5
开采煤层
3号
煤 种
无烟煤
稳定程度
稳定
煤层情况
描 述
煤层层理明显, 节理、 裂隙较发育, 煤质较好。煤层倾角0—5度, 大致呈南北走向, 东高西低, 普氏硬度F=3, 容重为1.45t/m3。
第三节　　煤层顶底板
工作面煤层顶底板情况见表3
表3　　煤层顶底板情况表
顶底板名称
岩石名称
厚度／m
特 征
基本顶
细 砂 岩
5.3
灰黑色, 坚硬致密, 完整性较好
直接顶
泥 岩
3.5
灰黑色, 性软, 完整性较好
伪 顶
泥质页岩
0.4
极不稳定, 随采随落
直接底
粉 砂 岩
2.8
灰黑色, 层理发育, 完整性较好
基本底
砂质泥岩
1.4
灰黑色, 性软。
附图1: 工作面地层综合柱状图
第四节　地质构造
一、 其它因素对回采的影响( 陷落柱、 火成岩等) 。
3405工作面切眼距回风顺槽897.6米处有一陷落柱( X10) , 长轴长20米, 短轴长15米, 距回风顺槽口575.8米,处此无炭柱正在工作面中, 对工作面回采有一定影响。
附图2: 工作面运输巷、 回风巷、 开切眼素描图。
第五节　水文地质
3403工作面回采, 根据该巷道掘进情况观察, 在进、 回风顺槽都打有水仓, 必要时用来排水, 水文地质条件比较简单。
第六节　　影响回采的其它因素
一、 影响回采的其它地质情况( 表5)
表5:影响回采的其它地质情况表
瓦斯涌出量
绝对
4.41m3/min
相对
1.36m3/t
煤尘爆炸指数
煤尘无爆炸性
煤的自燃倾向性
不易自燃煤层
地温危害
基本无危害
冲击地压危害
基本无危害
二、 冲击地压和应力集中区:
本矿及附近矿井未曾出现冲击地压, 预计该工作面无冲击地压和应力集中危害。
第七节　储量及服务年限
一、 储量:
Q工=k长g长hr( 工作面工业储量=可采长度×工作面长度×煤厚×容重)
式中 Q工—工作面工业储量, t;
k长—工作面顺槽长度, m;
g长—工作面长度, m;
h—煤层厚度, m;
r—煤的视密度, t/m3;
Q工=1541×176×5.8×1.45=228.1万吨
Q可=( Q工- c停* g长* h*r)*93.1%
工作面可采储量=( 工业储量-停采储量) ×93.1%
式中 Q可—工作面可采工业储量, t;
Q工—工作面工业储量, 万吨;
c停—工作面停采长度, m;
g长—工作面长度, m;
h—煤层厚度, m;
r—煤的视密度, t/m3;
Q可=( Q工-123×176×5.8×1.45) ×93.1% 万吨
=( 228.1-18.2) ×93.1%
=195.4万吨
二、 工作面服务年限
根据正规循环作业图表, 确定循环数为5个, 正规循环率为0.8。正规循环推进长度为800mm。则工作面每月推进度为96.0m。
3405工作面可推进长度为1418m, 则工作面可采14.77个月。
第二章　　采煤方法
工作面采用倾斜长壁, 后退式综合机械化放顶煤, 顶板全部垮落的采煤方法(一采一放,机采3000mm±100mm,放顶煤2800mm)。
第一节 巷道布置
一、 工作面运输巷、 回风巷及开切眼等巷道
（一） 工作面巷道布置方式
3405工作面采用三巷布置方式: 运输顺槽沿煤层底板布置, 为进风巷, 用来进风、 供电、 供水、 供液、 运煤, 装备带式输送机。回风顺槽沿煤层底板布置, 铺设轨道, 为回风巷, 用来回风及辅助运料。专用排瓦斯巷沿煤层顶板布置, 为上隅角、 采空区专用排瓦斯巷, 辅助回风, 三巷沿煤层走向布置。开切眼沿煤层倾向布置。其中回风顺槽与专用排瓦斯巷中心线中至中为12m。
（二） 巷道形状及断面规格
3405工作面巷道形状均为矩形, 规格如下:
3405进、 回风顺槽均沿煤层底板布置, 净高2900mm, 净宽4200mm 。
3405排瓦斯尾巷沿煤层顶板布置, 净高2300mm, 净宽3200mm。
3405切眼沿煤层底板布置, 净高2700mm, 净宽6500mm。
( 三) 巷道支护形式
采用高强度锚杆, 树脂锚固剂, 加长锚固锚杆支护系统, 并进行锚索补强的支护方式管理顶板。其中锚杆采用ф20, 长度为2200mm的螺纹钢锚杆, 金属网规格为ф12、 25×50mm铅丝网, 锚杆托盘采用150×150×10mm的穹型托盘, 锚索采用ф17.8的7股钢绞线,长度为7200mm。锚索托盘采用300×300×16mm的穹型托盘。
二、 硐室及其它巷道
在3403运输顺槽中部掘有一乳化泵站。
附图3: 工作面及巷道布置平面图
第二节 采煤工艺
一、 采煤工艺
1.回采工艺为采煤机采用端头斜切进刀方式, 双向割煤, 液压支架及时支护顶板。
2.工艺顺序:
割煤—拉架—推前部溜—放顶煤—清煤—拉后部溜
3.主要工艺介绍:
3.1割煤: 采用MG200/500-WD1型双滚筒联合采煤机组。
3.1.1割煤方式: 双向割煤, 采高3000mm±100mm( 尾巷处支架采高为2400mm—2500mm) , 截深800mm。
3.1.2进刀方式: 端头斜切进刀, 进刀距离不少于30m。当采煤机在煤溜机头将上一刀煤割通后, 留30m停止追机作业, 以防割支架前梁( 伸缩梁) ; 前滚筒下降割底煤, 后滚筒上升割顶煤, 退出距输送机机头30m处停机; 将退出段前部煤溜推出, 放5#--20#支架的顶煤, 将采煤机前滚筒再次升起, 后滚筒下降, 采煤机向煤溜机头割煤; 当割通后, 将前滚筒下降割底煤, 后滚筒上升割顶煤, 采煤机开始由煤溜机头向机尾方向正常割煤; 当采煤机割煤到机尾时, 斜切进刀方式与机头相同。
前端头斜切进刀
A、 机组割透前端头煤壁后对调上、 下滚筒, 割掉该处的台阶煤, 然后沿溜子弯曲段, 牵引机组逐渐斜切进入煤壁, 当机组两个截深全部达到800mm, 顺次拉架, 推移前部溜, 停机。
B、 推移前部溜子机头, 依次拉排头架, 拉后部溜子机头, 拉转载机。
C、 对调上、 下滚筒, 返刀割三角煤, 机组割透煤壁后, 对调上、 下滚筒, 割掉该处的煤台阶, 然后返空刀, 顺次拉架。
D、 推移前部溜子机头, 依次拉排头架, 拉后部溜子机头, 拉转载机, 至此进刀完毕, 之后正常向机尾割煤。
后端头斜切进刀
A、 机组割透后端头煤壁后, 对调上、 下滚筒, 割掉该处的煤台阶, 然后沿溜子弯曲段, 牵引机组逐渐斜切进入煤壁, 当机组两个滚筒截深全部达到800mm, 顺次拉架, 推移前部溜, 停机。
B、 推移前部溜子机尾, 依次拉排尾架, 拉后部溜子机尾。
C、 对调上、 下滚筒, 返刀割三角煤, 机组割透煤壁后, 对调上、 下滚筒, 割掉该处的煤台阶, 顺次拉架。
D、 推移前部溜子机尾, 依次拉排尾架, 拉后部溜子机尾, 至此, 进刀完毕, 之后, 正常向机头割煤。
3.2拉架:
割煤后, 距采煤机后滚筒9000mm进行拉架, 操作方式为本架操作, 顺序拉架, 拉架步距800mm。
顶板破碎区或地质构造区按照本规程第三章、 第二节、 第二部分、 第二条执行。
3.3推前部溜:
滞后拉架9000mm, 即可推前部溜, 顺序追机推溜, 推溜步距800mm, 推溜距采煤机的距离不少于12m, 最大不超过40m。推溜时必须保证工作面煤溜能正常运行, 严禁出现急弯, 煤溜弯曲段不少于15m。顶机头( 尾) 时, 必须停机, 推前溜中间段时, 严禁停机。
3.4放顶煤:
放顶煤滞后拉架5000mm, 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, 排头排尾各三架不放顶煤。
初放顶煤: 当工作面推进18--20m老顶初次来压后, 方可继续进行正常的放顶煤工作。初采时, 当落山煤盖不严支架时可局部放顶煤。
正常放煤: 采煤机每割一刀煤, 放顶煤一次。
放煤顺序: 采用多轮顺序均匀放煤, 由两人同时操作, 两人间隔不少于五个支架, 依次顺序放煤, 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: 工作面距停采线13m时停止放顶煤。
3.5清煤:
滞后放顶煤7000mm开始清理浮煤, 清理后的工作面浮煤厚度2m²范围内平均厚度不得超过30mm, 且保证能正常拉后部溜。
3.6拉后部溜:
清净浮煤后, 拉后部溜, 滞后清煤5000mm。
附图4: 采煤机进刀方式示意图
二、 工作面正规循环生产能力
W =LShrc
式中 W—正规循环生产能力, t;
L—工作面长度m;
S—正规循环推进长度m;
h—煤层厚度m;
r—煤的视密度t/m3;
c—工作面采出率%
W =176×0.8×5.8×1.45×93.1% t =1102.42t
( 一) 循环产量
1. 工作面机采产量
J=LSGrc
式中 J—工作面机采产量, t;
L—工作面长度m;
S—正规循环推进长度m;
G—煤层厚度m;
R—煤的视密度t/m3;
C—机采回收率%
J=176×0.8×3×1.45×98% t =600.23t ( 机采回收率98%)
2. 放顶煤产量
F=LSdrc
式中 F—工作面放顶煤产量, t;
L—工作面长度m;
S—正规循环推进长度m;
d—顶煤层厚度m;
r—煤的视密度t/m3;
c—顶煤回收率%
F=176×0.8×2.8×1.45×93.1% t =532t
( 二) 日循环数
根据正规循环作业图表, 确定循环数为5个。
( 三) 日产量
1102.42×5×0.8=4409.68t
( 四) 年产量
4409.68×330=145.5万t/a
附图5: 正规循环作业图
第三节 设 备 配 置
工作面设备配备:
表6: 综放工作面设备明细表
序号
设备
型 号
主要技术指标
数量
1
刮 板
输送机
SGZ764/2×200
出厂长度: 176m 输 送 量: 800T/h
刮板链速: 1.1m/s
2
2
采煤机
MG200/500-WD1
装机功率: 487.5KW 适应硬度: 硬或中硬
适应采高: 1.30―3.20m
1
3
工作面
液压支架
ZF7200/17/33
支护强度: 0.93MPa 工作高度: 3000mm
对底板前端比压: 1.56MPa
单架重量:23.5T 通风断面( 约) :13m²
111
4
过渡支架
ZFG8000/18.5/33H
支护强度:1.02MPa 工作高度: 3000mm
初撑力:6184KN 单架重量: 约24.8T
通风断面( 约) : 13.7m²
6
5
转载机
SZZ764/200
能力: 1000T/h 功率: 200KW
电压: 1140V
1
6
破碎机
PCM110
破碎粒度最大: 300mm 功率: 110 KW
1
7
可伸缩胶带输送机
DSJ100/90/
2×160
长度: 1425m/110m 带宽: 1000mm
能力: 900T/h 功率: 2×160KW
电压: 1140V
1
8
乳化液泵
BRW400/31.5
流量: 400L/min 公称压力: 31.5 MPa
功率: 250KW
2
9
喷雾泵
BPW320/10
流量: 320L/min 压力: 16 MPa
功率: 75 KW
1
10
单体支柱
DW35-300/110X
支护高度: 2.-3.5m 阻力: 300KN
500
11
供 电
通讯系统
移动变电站
开关 绞车

附图6: 综放工作面生产系统及设备布置示意图
第三章 顶板控制
第一节 支护设计
一、 工作面支护设计
1.实测类比法确定支护强度:
表7: 支护强度对比表
矿工作面
架型
支架工作阻力(KN)
支架支护强度(KN/m)
备注
平均
最大
平均
最大
晋城成庄矿
ZFS5000/17/33B
2812
4196
388.3
559.5
已安全开采
大阳煤矿
ZF3300/17/28
/
/
/
/
已安全开采
唐安煤矿
ZF7200/17/33

2.由以上计算和数据资料可知, 本煤层条件下, ZF7200/17/33型支架的支护强度为0.93Mpa, 初撑力为6184KN, 工作阻力7200 KN, 满足支护顶板的要求。
3.同上理,本工作面选用的DW35-300/110X型单体液压柱,工作阻力为300KN, 底座面积为124.5cm2,由此可知本工作面使用上述单体液压柱能够满足顶板支护的要求。
二、 乳化液泵站
（一） 泵站型号、 数量
乳化液泵型号为WRB400, 二台, 一用一备。
（二） 泵站设置位置
乳化液泵站安装于运输顺槽中部, 位于巷道东侧。
( 三) 泵站使用规定
1、 启动泵站前, 应首先检查各部件有无损伤, 各连接螺栓是否紧固, 润滑油要正常, 液位要适当, 乳化液浓度3-5%, 各种保护齐全可靠, 运行方向为正向。
2、 泵启动后, 要注意监听泵的运转状态, 如有问题要立即停泵处理, 严禁带病运转, 严禁反向运转。
3、 非正常停泵后再启动时, 必须得到停泵人的命令后方可开泵。开泵前必须向工作面发出开泵信号再等5s后再启动。
4、 检修泵时必须将开关停电闭锁。
5、 泵的卸载整定值不超过31.5MPa, 供液压力不低于30MPa, 严禁随意调整安全阀的整定值。
6、 泵的放置要稳妥牢靠, 始终让泵处于水平状态。
7、 加强液压系统的清洁卫生, 泵箱过滤器要定期清洗, 乳化泵箱每半个月清洗一次。各种胶管和液压元件应保持清洁, 严禁泵箱随意敞口, 严禁不经过滤网直接向泵箱加入乳化油。
第二节 工作面顶板控制
一、 正常工作工作面顶板控制
1. 工作面支架布置形式:
排头架: ZFG8000/18.5/33型过渡支架3架。
排尾架: ZFG8000/18.5/33型过渡支架3架。
中间支架: ZF7200/17/33型普通支架111架。
2.支架说明书:
表8: ZF7200/17/33液压支架技术特征表
名 称
单 位
数 值
初撑力
KN
6184
工作阻力
KN
7200
支架高度
mm
1700～3300
支架宽度
mm
1420～1590
支护强度
MPa
0.93～0.96
中心距
mm
1500
系统工作压力
MPa
31.5
泵站供液压力
MPa
30
支护面积
m²
8.6
最大控顶距
mm
5380
最小控顶距
mm
4580
支架重量
T
23.5
通风断面
m²
13(工作面高度3m)
支护形式

及时支护
3.顶板管理措施
1、 保证支架完好, 使支架处于良好的工作状态, 升支架时要达到初撑力要求:
2、 将顶、 底板割平确保支架有良好的接顶性能和支护状态。
3、 片帮严重处和顶板破碎处要超前拉架, 防止冒顶漏矸。
4、 采空区局部悬顶面积不超过10m2。
5、 支架到位后, 将支架升紧, 接顶严密。
6、 机组停机时必须将支架拉到最小控顶距内。
7、 本工作面端面距为340mm。
8、 本工作面泵站最大工作压力为31.5MPa, 额定工作压力为30MPa。
二、 特殊时期的顶板控制
1．工作面初次开采、 初次来压及周期来压、 初次放顶、 末次放顶的顶板控制。工作面初次开采、 初次来压及周期来压、 初次放顶、 末次放顶的支架形式不变。
在回采中, 一定要加强顶板观测工作。正常生产时, 根据以往综放工作面的经验必须有计划地安排初次来压和周期来压期间的工作, 将工作面支架升紧, 顶梁升平, 伸缩梁伸出, 保证支架对顶板支撑均匀, 接顶严密, 护帮有力。两巷超前支护齐全, 保证质量。有异常情况及时采取措施, 要充分利用好工作面监测、 监控数据, 做到超前防范。
末次放顶届时制定专门措施。
附: ( 3405综放工作面初采初放措施)
2．过无炭柱、 断层等顶板破碎区段的顶板控制措施
本工作面受断层等地质构造影响,部分地段条件不好时顶板较破碎。在回采中, 必须加强顶板管理, 防止片帮、 冒顶事故发生。为确保安全生产, 应采取如下措施:
1、 割煤后, 及时拉架护顶, 片帮严重处要超前拉架。拉超前架时, 要保证机组顺利经过, 不得互相干扰, 以免损坏设备。否则要另行制定保护措施。
2、 片帮大的地方及时在煤帮挑走向棚支护顶板。
3、 工作面初次来压, 周期来压期间, 要及时在片帮宽度大顶板破碎处, 垂直煤壁将一些长短适宜的板梁及金属网放在架内以防冒顶时使用。
( 三) 采空区采用全部垮落法处理。
第三节 运输巷、 回风巷及端头顶板控制
一、 工作面运输巷、 回风巷的顶板控制:
( 一) 进风巷超前支护:
进风巷超前支护采用π形钢梁加单体支柱加强支护, 分别在工作面煤帮侧和保安煤柱侧距转载机帮200mm和300mm处支设液压单体柱, 每根π形钢梁下执行一梁三柱, 转载机跑道后至工作面煤壁段π形钢梁下执行一梁四柱, 支柱排距600mm, 顶板破碎必须密集支护,有片帮现象时必须背好帮, 行人侧宽度不小于700mm, 采用DW35-300/110X型单体液压支柱支护, 超前支护分别由三个生产班进行支护, 超前支护距离要保证每班不少于30m( 距工作面煤壁) , 超前支护内浮煤必须清净, 所有支护的液压单体柱压力必须达到要求, 所有单体柱和π形钢梁必须设有防掉、 防倒保护, 超前支护内所有锚索加防护套。
( 二) 回风巷超前支护:
回风巷超前支护采用π形钢梁加单体支柱加强支护, 分别在工作面煤帮侧和保安煤柱侧距顺槽两帮600mm和600mm处支设液压单体柱, 每根π形钢梁下执行一梁三柱, 支柱排距600mm, 顶板破碎必须密集支护,有片帮现象时必须背好帮, 行人侧宽度不小于700mm, 超前支护由检修班支护, 超前支护距离要保证三个生产班每班不少于30m( 距工作面煤壁) , 采用DW35-300/110X型单体液压支柱支护, 超前支护内浮煤必须清净, 所有支护的液压单体柱压力必须达到要求, 所有单体柱和π形钢梁必须设有防掉、 防倒保护, 超前支护内所有锚索加防护套。
( 三) 进风巷端头支护:
前端头三架过渡支架不放顶煤,铺金属顶网( 规格为1600 mm×6000 mm) , 用来维护后溜机头的工作空间。每割一刀煤连一次网, 和进风巷超前支护顶网搭接好, 而且顶梁前端网下垂梁沿不小于800mm , 便于再一循环挂网时的联接, 铺金属顶网时, 长边搭接不少于200mm, 短边搭接不少于200mm, 用联网丝联好, 每米不少于5扣, 每扣扭结不少于3圈。
随着循环的推进, 将影响采煤机即将割煤的工作面侧的单体柱逐根回掉。严禁超前回撤, 造成三角区的片帮冒顶。巷道中不影响推进的单体柱不能提前回收, 要一直延伸到和排头架切顶线相齐。工作面安全出口处, 采用两根长π形钢梁配合单体支柱加强支护, 分别与过渡架前梁和尾梁平行支设, 进行抬棚加强支护, 安全出口必须保证行人正常经过。转载机移到位后, 紧靠转载机机尾轮处支设第一排切顶柱, 第二排切顶柱距第一排切顶柱间、 排距不得大于600mm, 靠转载机机尾侧第一排切顶柱要支设有一根不大于75°的迎山戗柱; 靠保安煤柱侧切顶柱根据现场情况, 若支设第一根戗柱后空间达600mm要支设第二根迎山戗柱。切顶柱帽为600mm的小π形钢梁, 端头工要认真执行先回收切顶柱, 再拉过渡支架, 最后再将转载机移到位。回收最后一排切顶柱前, 必须由排头架侧向煤柱侧逐根回收, 最后回收切顶柱的戗柱; 顶板破碎时, 可采用密集支护或架抬棚支护。移转载机前将前方阻碍的单体柱临时回收, 移过转载机后及时补上空缺的单体柱。
采煤机组由机头割煤到机尾时, 前端头工作人员可组织替换三角区3200mm的π形钢梁, 替换成 mm的π形钢梁后在三角区要及时移抬棚或支设点柱。采煤机组割煤距端头三角区10m时, 工作人员及时撤离。
替换下的π形钢梁和单体柱, 可临时放在转载机盖板上, 工作人员替换π形钢梁结束后及时撤离三角区范围, 并将替换下的π形钢梁和单体柱及时挪到指定地方, 而且摆放整齐。
并把受到影响的单体柱全部扶正。所有支护的液压单体柱压力必须达到要求并设有防倒保护。
( 四) 工作面后端头支护:
后端头三架过渡支架不放顶煤,铺金属顶网( 规格为1600 mm×6000 mm) , 用来维护后溜机尾的工作空间。每割一刀煤连一次网, 和回风巷超前支护顶网搭接好, 而且顶梁前端网下垂梁沿不小于800mm, 便于再一循环挂网时的联接, 铺金属顶网时, 长边搭接不少于200mm, 短边搭接不少于200mm, 用联网丝联好, 每米不少于5扣, 每扣扭结不少于3圈。
随着循环的推进, 将影响采煤机即将割煤的工作面侧的单体柱逐根回掉。严禁超前回撤, 造成三角区的片帮冒顶。巷道中不影响推进的单体柱不能提前回收, 要一直延伸到和排尾架切顶线相齐。工作面安全出口处, 采用两根长∏形钢梁配合单体支柱加强支护, 分别与过渡架前梁和尾梁平行支设, 进行抬棚加强支护, 安全出口必须保证行人正常经过。紧靠后部煤溜机尾轮处支设第一排切顶柱, 第二排切顶柱距第一排切顶柱间、 排距不得大于600mm, 靠后部机尾侧第一排切顶柱要支设有一根不大于75°的迎山戗柱; 靠保安煤柱侧切顶柱根据现场情况, 若支设第一根戗柱后空间达600mm要支设第二根迎山戗柱。切顶柱帽为600mm的小π形钢梁, 端头工要认真执行先收切顶柱, 再拉过渡支架, 及时补上煤溜机尾后方的液压单体柱。回收最后一排切顶柱前, 必须由排头架侧向煤柱侧逐根回收, 最后回收切顶柱的戗柱; 顶板破碎时, 可采用密集支护。所有支护的液压单体柱压力必须达到要求并设有防倒保护。
( 五) 进、 回风巷退锚索、 锚杆
退顶部锚索、 锚杆工作由各班端头工负责, 每个循环退锚索范围为工作面前部煤溜机头、 机尾至端头区域。如果顶板破碎时, 能够有计划地预留部分顶锚索、 锚杆螺帽不退, 确保工作面回采以后, 端头内顶板顺利跨落, 回完切顶柱后未跨落顶板距最后一排切顶柱不大于3000mm为原则。
退锚索工作用QM18-250/50型锚索退锚器进行, 退锚时操作人员首先要对退锚机各接口联结件及密封胶管进行检查, 确认完好后方可进行作业。退锚工作由三人配合进行, 其中一人打压, 一人观山, 一人扶千斤顶, 扶千斤顶的人员要站的高度要合适( 站在梯子上时观山人员要扶好梯子) 。脚要站稳, 扶好千斤顶, 将千斤顶套至锚索根部, 将千斤顶上口与锚索锁具接触可靠后, 打压人员将气动泵的气门打开加压, 直至千斤顶将锚索咬紧后停止打压, 扶千斤顶人员将千斤顶用专用防掉绳固定于巷道顶部金属网上, 然后撤至安全地点, 打压人员继续打压待锚索被拉出20mm后, 停止打压, 扶千斤顶人员从观察口处理锁具将锁芯取出, 锁芯取出后, 扶千斤顶人员扶好千斤顶, 打压人员经过换向阀换向, 逐渐对千斤顶减压, 然后在观山人员配合下解开捆绑铅丝, 将千斤顶取下。在减压过程中要密切监视顶板情况, 如有异常要停止减压, 经处理后方可继续对千斤顶减压, 退锚索时观山、 打压及扶千斤顶人员要互相配合, 其它无关人员不许进入作业区域。
用专用气扳机卸顶板锚杆螺帽时, 人员要随时注意脚底, 避免踩空出现意外事故, 卸螺帽时必须同时将托盘卸下。锚索、 锚杆卸下的锁具、 螺帽、 锚杆和托盘等要捆成一串整齐码放至指定地点。
工作面侧巷道煤帮锚杆退锚用专用扳手, 卸掉的螺帽、 托盘、 钢带, 回收到指定地点, 码放整齐。
二、 工作面安全出口的管理
（一） 支护形式
两安全出口, 每班设专人进行清理维护, 确保巷道高度不低于1800mm, 人行道宽度不小于700mm。工作面和两顺槽回出的托板、 锚杆等杂物要及时运出工作面超前支护以外, 并分类码放整齐。
( 二) 质量要求
1、 支柱纵横成线, 偏差小于±100mm。
2、 支柱要支到实底, 并做到迎山有力, 单体支柱初撑力不小于90kN, 不得出现空载支柱。
3、 所有单体柱三用阀方向一致, 注液孔一律朝向老空或非行人侧。
4、 所有单体柱必须设有防倒保护。
5、 不得使用失效的、 缺爪的单体柱。
( 三) 与其它工序之间的衔接关系
采煤机端头进刀时, 严禁支回柱和挂联网。
三、 支护材料的使用数量和存放管理
工作面回风巷材料场要常备有3000mm长木梁10根, 道木20根, 单体液压柱5 根, 物料要分类码放整齐。
附图7: 综放面设备布置及两巷支护示意图
附图8: 综放面支架最大、 最小控顶距剖面图
第四节 矿 压 观 测
一、 KJ-327型矿山压力监测仪的安设: 工作面共安设1套主站, 7套分站压力监测仪, 主站安装于工作面4#架, 7套分站分别安装于工作面5#架、 23#架、 41#架、 59#架、 77#架、 95#架、 113#架,每套压力仪分别除监测同一支架的前后柱立柱下腔的压力情况外, 还同时监测左右相邻架前后柱立柱下腔的压力情况; 其余支架安装机械式压力表监测。
二、 压力表的检查记录和动态分析由兼职矿压记录人员负责, 发现矿压显现异常及时向生产科和队部汇报, 并协助采取相应处理措施。
三、 顶板离层仪的监测、 记录与分析
顶板离层仪的监测由通风队顶板离层仪观察人员负责, 观察周期为每周观测一次。超前支护单体柱初撑力由本队端头工使用便携式单体柱初撑力检测仪进行检测, 确保超前支护支护质量。
第四章 生 产 系 统
第一节 运 输
一、 运输设备及运输方式
运煤设备
型号
装转方式
前部运输机
SGZ764/2×200
自动
后部运输机
SGZ764/2×200
自动
转 载 机
SZZ764/160
自动
破 碎 机
PCM110
自动
可伸缩胶带运输机
DSJ100/90/2×160
自动
二、 移溜( 转载机、 破碎机等) 方式
推前部运输机滞后采煤机后滚筒15m以外分段推入,拉后部运输机在放完煤后分段拉回。移溜都是利用支架推移千斤顶来完成的。拉转载机是利用转载机自带的迈步千斤顶自动来完成。
三、 运煤路线
3405工作面前(后)刮板运输机--转载机--3405运输顺槽皮带输送机--四盘区皮带运输大巷皮带输送机—七五二皮带运输大巷皮带输送机--井底煤仓--主斜井胶带输送机－-地面。
四、 辅助运输路线
材料设备由地面－副斜井－井底车场－七五二轨道运输大巷-四盘区轨道运输大巷－3405回风(运输)顺槽－3405工作面。
附图9: 运输系统示意图。
第二节 ”一通三防”与安全监控
一、 通风系统
( 一) 风量计算
1.按瓦斯涌出量计算:
根据《煤矿安全规程》规定, 按综放工作面回风流中瓦斯的浓度不超过1%, 综放工作面尾巷风流中瓦斯浓度不超过2.5%的要求计算:
Q采= Q回+Q尾=100*q 1CH4*K 1CH4+40*q 2CH4尾*K 2CH4( m3/min)
=100*1.29*1.4+40*3.12*1.7=393 m3/min
式中: Q采——综放工作面实际需要风量, m3/min;
Q回——综放工作面回风巷实际需要风量, m3/min;
Q尾———综放工作面尾巷实际需要风量, m3/min;
q 1CH4——综放工作面回风巷风流中瓦斯的平均绝对涌出量。根据 矿井瓦斯等级鉴定结果取1.29m3/min;
q 2CH4尾——综放工作面尾巷风流中瓦斯的平均绝对涌出量。根据 矿井瓦斯等级鉴定结果3.12m3/min;
K1CH4——综放工作面回风巷风流中瓦斯涌出不均衡通风系数( 根据 3403综放面统计结果取值1.4) ;
K2CH4尾——综放工作面尾巷瓦斯涌出不均衡通风系数( 根据 3403综放面统计结果取值1.7) ;
100——按采煤工作面回风流中瓦斯浓度不应超过1%的换算系数;
40——采煤工作面回风流中瓦斯浓度不应超过2.5%的换算系数。
2.按气象条件计算需要风量:
按工作面气象条件计算:
Q采=Q基本×K采高×K采面长×K温 (m3/min)
=941.4*1.2*1.2*1=1356 m3/min
式中: Q采——回采工作面实际需要风量, m3/min;
Q基本——不同采煤方式工作面所需要的基本风量, m3/min;
Q基本=60*V*S=60*1.5*10.46=941.4 m3/min
V—表示工作面的适宜风速( 不小于1m/s) 取 1.5m/s
S—表示工作面平均有效断面积10.46㎡, 可按下式计算:
S=( L大+L小) /2×H×K面= ( 5.38+4.58) /2×3×0.7=10.46㎡
L大—综放工作面最大控顶距5.38m
L小—综放工作面最小控顶距4.58m
H—工作面平均采高3m
K面 — 工作面有效断面系数: 综采面取0.7;
K采高—回采工作面采高调整系数(采高＞2.5m及放顶煤工作面取1.2)取1.2;
K采面长—回采工作面长度调整系数( 工作面长度150-180m为1.2) 取1.2;
K温—回采工作面温度调整系数(≤20℃为1)取1.0;
3、 按回采工作面同时作业人数计算需要风量
Q采=4N=4*58=232 m3/min
式中: N——工作面最多人数, N=58人;
4——按照每人供风量不小于4 m3/min计算。
4、 按二氧化碳涌出量计算
Q采=67×qCo2×kCo2 =67*0.9*1.4=84 m3/min
式中: qco2---综放面根据 鉴定结果平均绝对二氧化碳涌出量0.9 m3/min;
kCo2----综放面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数等于日最大绝对二氧化碳涌出量和月平均的绝对二氧化碳涌出量的比值, 根据 统计结果取1.4;
67—按综放面回风流中二氧化碳浓度不超1.5%的换算系数。
5、 经过以上公式计算, 取其中计算结果最大值, 即Q采=1356 m3/min, 按照《煤矿安全规程》规定的风速要求进行验算
a)验算最小风量
Q采≥ 60*0.25Scd=60*0.25*11.3=170 m3/min
Scd=L大*H*70%=5.38*3*70%=11.3
经计算: Q采≥ 170 m3/min
b)验算最大风量
Q采≤ 60*4Scs=60*4*9.62=2308.8 m3/min
Scs=L小*H*70%=4.58*3*70%=9.62
经计算: Q采≤ 2308.8 m3/min
式中: Scd(Scs)采煤面最大( 小) 有效控顶有效断面11.3( 9.62) m2
由于170m3/min＜1356m3/min＜2308.8m3/min, 因此确定3405综放工作面设计风量为Q采=1356 m3/min符合煤矿安全规程要求。
( 二) 通风路线
新鲜风流: 地面—(主)副斜井--752皮带(轨道)运输大巷—四盘区皮带(轨道)运输大巷--3405运输顺槽—3405工作面
3405排瓦斯尾巷
污风风流: 工作面-- --四盘区总回风大巷--掌握风井--地面3405回风顺槽
附图10: 3405工作面通风系统示意图
二、 分站、 电源箱:
在3405进风巷口设KJ F型监控分站1台, KDW6B型不间断本安电源箱1台( 自带断电仪) 。在四盘区轨道运输巷中,3405回风巷口, 设KJ F型监控分站1台, KDW6B型不间断本安电源箱1台( 自带断电仪) , 电源等级均为660V, 供电电源取自闭锁开关的电源侧。分站、 电源箱设置在便于人员观察、 调试、 检验及支护良好、 无滴水、 无杂物的进风巷道或硐室中, 安设时应垫支架, 或吊挂在巷道中, 使其距巷道底板不小于300mm。
三、 瓦斯防治
( 一) 瓦斯检查( 设点、 次数)
1、 所有人员进出回风巷时, 严禁将两道风门同时打开, 若风门关闭不严或其它