采煤工艺设计说明书大学论文.doc

荥经县正原煤业有限公司 2015年度汛期防汛抢险应急预案演练报告 2015年7月19采煤工艺设计说明书目 录目录4前 言5第一章 概况5第一节 工作面位置及井上下关系5第二节 煤层6第三节 煤层顶底板7第四节 地质构造8第七节 瓦斯、煤尘爆炸性、地温、地压情况8第八节 储量及服务年限9第二章 采煤方法9第一节 巷道布置9第二节 采煤工艺11第三节 设备配置15第三章 顶板控制16第一节 支护设计16第二节 工作面顶板管理18第四章 生产系统27第一节 运输系统27第二节 “一通三防”与监控系统33第三节 排水系统40第四节 供电系统40第五节 通讯照、明系统41第六节 压风自救系统41第七节 瓦斯抽采系统41第五章 劳动组织和主要技术经济指标46第一节 作业循环46第二节 劳动组织47第六章 主要技术经济指标48第一节 主要技术经济指标48第二节 煤质管理49第七章 安全技术措施50第一节 一般规定50第二节 顶板51第三节 防治水管理66第四节 爆破管理66第五节 “一通三防”与安全监控72第六节 运输管理77第七节 机电管理87第八节 其他95前 言 根据四川省经信委关于四川省煤矿改扩建项目管理暂行办法的通知川经函【2008】1191规定，荥经县正原煤业有限公司荥经县凰仪乡河坪煤厂经过几年整合改扩建，投入大量资金，于2013年12月结束建设，2014年1月进入试生产。试生产采用普通采煤机采煤，因首采煤为上下连煤层，煤层结构为较简单煤层：煤层厚度一般0.590.7m，平均0.62m，煤层倾角1013o，平均倾角11o。为简单结构煤层，上连煤厚一般0.260.40m，下连煤厚0.270.36m，中部夹矸为砂质泥岩或粉砂岩，厚一般0.421.25m。采出原煤煤灰混合，热值3000kc左右，销售市场受到极限，几乎无客户，加之企业建设中投入资金量大，企业面临严重生存问题，鉴于当前情况企业只好将采煤机采煤改为截煤机掏槽采煤、在工作面人工边选矸后边出煤，增加块煤率，满足市场需求。现将普通采煤工艺修改截煤机掏槽炮采工艺设计如下：第一章 概况第一节 工作面位置及井上下关系1、1121对拉工作面是上下连煤层首采工作面，1121对拉工作面位于上下连煤层+850水平运输巷下山，走向长度为190m，倾向长280m。2、1121采区范围为+780+850m，地面标高为+1400+1600m，该回采区相对地面位置为无人区的森林区，回采对地面无影响。煤层名称上下连煤层水平名称一水平工作面名称1121对拉采煤工作面地面标高（m）+1400+1600回风巷标高(m)+850+820运输巷标(m)+850+820地面位置无人区的森林区，回采对地面无影响。井下位置及四邻采掘情况该采煤工作面为本水平第一个采煤工作面（首采面）， 以东南方位采空区，西南方为1121备采工作面。回采对地面设施影响对地面设施基本无影响走向长度（m）190可采走向长度（m）190倾斜长度(m)285 面积（m2）54150可采面积（m2）541503、工作面位置及井上下关系表第二节 煤层1、本工作面设计开采煤层为上下连煤层，该煤层位于须家河组第二段(T3xj2)下部，上距第三段(T3xj3)底界平均约190m，下距第二段(T3xj2) 底界平均约27m。上下连煤层上距双龙煤层平均约27m，在矿区内煤层厚度一般0.590.7m，平均0.62m，煤层倾角812o，平均倾角10o。为简单结构煤层，上连煤厚一般0.260.40m，下连煤厚0.270.36m，中部夹矸为砂质泥岩或粉砂岩，厚一般0.421.25m。煤层顶板为深灰色薄层砂质泥岩，底板为灰色泥岩、砂质泥岩，该煤层在矿区属稳定可采煤层。实际开采情况反映，采煤工作面的最大采高为1.7m，最小采高为1.3m，平均为1.5m。 2、煤层情况表煤层厚度m（1.3-1.7）/1.50煤层结构较简单倾角10开采煤层上下连煤层硬度f=3-4煤种无烟煤稳定性中等煤层情况描述为简单结构煤层，上连煤厚一般0.260.40m，下连煤厚0.270.36m，中部夹矸为砂质泥岩或粉砂岩，厚一般0.421.25m，平均倾角10度。3、 煤层柱状图第三节 煤层顶底板1、煤层顶底板情况表顶板顶底板名称岩石类别厚度（m）岩性特征基本顶砂质泥岩1.0-1.5黑色、灰色泥质页岩直接顶砂质泥岩1.5-2.0深灰色砂质泥岩底板直接底砂质泥岩4.8-5.5灰色砂质泥岩老底砂岩1.0灰色粉砂岩第四节 地质构造根据该工作面风、机巷已揭露的情况分析，该工作面整体属单斜构造，煤层平均坡度10左右；煤层走向为220-230，倾角8-12，倾向为45-50；煤层地质构造简单，在风、机巷掘进过程中遇到了小型断层、小型褶曲,但对工作面进行炮采无影响。第五节 水文地质一、含水层（顶部和底部）分析区内含煤地层主要为砂岩夹多层泥、页岩，上、下砂岩含水层因受泥、页岩不透水层相间，使各含水层的水力联系较差，1121对拉工作面水文地质条件简单。 二、其它水源的分析 本采面防尘用水及排放乳化液可能造成局部积水，但对回采无影响。工面在回采过程中顶板无淋水，断层裂隙发育带皆干燥无水。第七节 瓦斯、煤尘爆炸性、地温、地压情况瓦斯本矿井瓦斯绝对涌出量为23.768 m3/min，为高瓦斯矿井。自燃倾向性煤尘爆炸性不易自燃（级）、煤层无爆炸危险性。赋存条件煤层赋存较稳定，可采有益厚度0.8-0.9m。底板煤层顶板为深灰色薄层砂质泥岩，底板为灰色泥岩、砂质泥岩，地温本区平均地温15.3，无地温异常现象。冲击地压无冲击地压构造区内为单斜构造，进回风巷及开切眼施工过程中没有发现大断裂构造第八节 储量及服务年限走向长（m）倾斜长（m）倾角（）斜面积（m3）采高（m）容重(t/m2)工业储量(万t)回采率()可采量(万t)可采期（月）1902858-12541501.51.4011.379610.918第二章 采煤方法根据煤层赋存条件及本矿实际生产管理经验，选择倾斜长壁后退式采煤法，截煤机掏槽，放炮落煤，刮板输送机运输，单体支柱加铰接顶梁支护。根据煤层赋存条件及本矿实际生产管理经验，选择倾斜长壁后退式采煤法，人工掏槽，放炮落煤，刮板输送机运输，单体支柱加铰接顶梁支护。第一节 巷道布置一、采区设计，采区巷道布置情况1121回风巷与+850m上下连煤层回风巷相连，1121工作面运输巷与+850m上下连运输巷相连，形成独立的通风运输系统。附图：工作面位置及巷道布置图二、1121采煤工作面运输巷、回风巷规格及用途1121工作面运输巷与回风巷均采用两帮及顶板采用锚杆+钢筋梯支护，均为新掘进巷道，无巷道变形，1121运输巷净断面面积：7.92m2，1121回风巷净断面面积：6.60m2。1121运输巷用途为行人，通风，运输；1121回风巷用途为回风，行人，运料。工作面切眼采用单体液压支柱+铰接梁支护支护，全长190m，净断面面积：2.4m2，用途为运煤、运料，行人，通风。三、工作面运输巷、回风巷第二节 采煤工艺一.回采工序采煤工艺包括:截煤机截槽风煤钻打眼、爆破落煤挂梁人工攉煤、人工支护、回柱、充填移镏等工序循环作业。二.采高和循环进度根据煤层赋存情况和支护方式，本工作面一次采全高，采高为 1.5m，循环进度为1.2m。三.落煤1.落煤方式：截煤机掏槽，放炮落煤。选用截煤机基本参数截煤机基本参数型号MJ30型防尘方式冷却水截煤部防尘调速方式手动、脉动、无极调整工作方式眼煤壁作业牵引方式钢丝绳牵引电机型号YBC-30牵引速度00.92m/mi电机功率30KW截槽深度1.01.2m额定电压380/660v截槽高度0.0850.1m绳筒容量20m截链线速度2.012.04m/min冷却方式螺旋水道内冷空载下方速度4.004.14m/min整机重量132010kg外形尺寸 (长宽高）42270490390mm2.炮眼布置方式及爆破方法。（1）.炮眼布置方式：炮眼布置：根据煤层的结构特点决定采用单排眼方式布置炮眼。炮眼布置在顶板下0.4m的煤层内，斜向顶板方向打眼，夹角为6，终孔位置距煤层顶板垂距0.1m；炮眼间距均为1.5m。（2）.爆破方法：串联爆破，毫秒微差，正向爆破。（3）.炮眼布置图（4）.炮眼说明表。炮眼说明表（单面循环）炮眼布置方式单眼放炮方法微差毫秒，正向爆破连线方法串联一次放炮个数10炸药种类三级煤矿许用乳化炸药装药量炮眼0.2kg炮眼封泥长度500mm（5）.爆破说明书按工作面一个循环炮眼布置及所需炸药和雷管消耗量表 项目名称炮眼个数（个）眼深（m）每眼装药量（kg）循环消耗连线方式炸药（kg）雷管（发）炮眼651.20.016.565串联合计651.20.016.565放炮安全规定：采面采用三级煤矿许用乳化炸药和瞬发电雷管爆破，连线方式为大串联，每次放炮的长度不得超过10个 ，顶板较破碎时，一次起爆长度不超过5个，顶板十分破碎时，一次起爆炮眼个数不能超过2个。放炮地点必须在距离启爆点不小于100m的新鲜风流中，并严格按爆破说明书规定进行装药。四.装运煤本工作面采用截煤机截槽，风煤钻打眼，爆破落煤，工作面人工攉煤通过刮板输送机至1121机巷转载刮板输送机、皮带输送机至采煤工作面煤仓，+850m运输大巷车场装车，由电机车通过+850m运输大巷运输至主平硐至地面工业广场煤库。五.工作面支护及采空区处理（一）.工作面支护1.支护形式。单体液压支柱配合金属铰接顶梁，一梁一柱后定位齐柱齐梁式进行支护顶板，正常生产时期采用“三.四”排管理，即“见四回一”。2.支护质量和接顶要求。(1).工作面支柱、顶梁、水平销对号管理，编号清晰。(2).支柱打成一排直线，排距1200mm，柱距800mm，偏差均不得超过50mm；端面距不大于200mm，新暴露的顶板要及时支护。(3).支柱支设应垂直顶底板，迎山有力，工作面支柱必须全承载。(4). 工作面控顶范围内顶底板移近量按采高不大于100mm/m；底板松软时，支柱应穿柱鞋，钻底小于100mm；工作面顶板不应出现台阶下沉；初撑力不得低于90KN，不足的要进行二次补注液。 (5).煤层厚度变化时，必须及时更换适应采高的支柱，防止支柱超高或压死，活柱伸出量不少于150mm。(6).不得使用折损的坑木，损坏的顶梁和失效的支柱，一旦发现立即更换。(7).工作面顶梁挂设平直，梁小头垂直指向煤壁，梁与梁之间互相平行。(8).临时支柱的位置应不防碍架设基本支柱，基本支柱未架设好不得回撤临时支柱。(9). 工作面内特殊支护齐全；局部悬顶和冒落不充分（面积小于2m5m）的应采取措施，超过的应进行强制放顶。特殊情况下不能强制放顶时，采用砂磴支护，砂磴见方不小于1.5m，且接顶结实。(10).工作面“三直一平”，液压支柱排成一条直线，其偏差不超过50mm；工作面伞檐长度大于1m时，其最大突出部分不超过150mm，伞檐长度在1m以下时，最突出部分不超过200mm。（二）.采空区处理工作面采空区处理采用选矸、放顶、条带砂充填法处理。六.采煤工作面正规循环生产能力（单面）工作面正规循环生产能力计算：根据：Q循=LL循mrc=951.21.51.400.96=229.82(t)式中 L工作面平均长度mL循循环进度1.2mm采高1.5mr煤容重1.40t/m3 c工作面回采率96%（工作面采高为1.5，计算时以中厚煤层计算）月产量：Q月=Q循3090%=229.823090%=6205.14(t)式中：30：一个月天数，取30天； 90%：月循环率说明：以上以单面计算，对拉面日循环产量为26205.14=12410.28(t)最终采煤工作面正规循环生产能力12410.28(t)第三节 设备配置一、工作面采煤、支护和运输设备名称、型号、主要技术参数和数量设备名称规格型号单 位数 量备 注调度绞车JD-14.4台2乳化液压泵RBW80/20台2乳化厢XRXTA台1供液压风电钻ZQST-30/2.5台2打煤眼、采面各一台。煤电钻综保器ZBZ4.0Z台2磁力磁动器QBZ80台5采面电气设备供电。卸载把手把20回撤支柱、采面各10把洋 铲把30攉煤、采面各15把刮板输送机SGB620/40T台3（运输巷）刮板输送机SGB620/55台3注液枪QZYX-Q3把16支柱升降、采面各8把长型梁DFB2800-300根30截煤机MJ30型台2胶带输送机DTL-80/40/275部1移溜器YT-77C/700台2手拉葫芦SH-5个2放炮器MFB/100台3单头把30液压支柱DW18-300/100根1200液压支柱DW30-300/100X根216铰接梁DJB1200/300 根1416采面、巷道支护第三章 顶板控制 第一节 支护设计一、工作面支护设计1、工作面基本支护选型：根据本工作面的地质条件和矿井技术条件：本工作面基本支护采用DJB1200/300铰接梁配DW18-300/100单体齐梁齐柱式支护，一梁一柱，梁间互铰。2、工作面支架布置形式：根据本工作面的地质条件，采取齐梁齐柱式倾向棚布置。3、工作面上、下出口支护：单体配型梁支护，梁长2.80m，一梁三柱，机头“四对八梁”交替迈步前进；机头“两对四梁”交替迈步前进。二、工作面支护设计：1、根据经验公式计算工作面合理支护强度：Pt=9.81hk=9.811.22.58=236KN/ 式中 Pt工作面合理的支护强度，kN/m2； h采高，m； 顶板岩石容重，kN/m3，一般可取2.5 T/m3； k工作面支柱应该支护的上覆盖层厚度与采高之比，一般取4-8，应根据具体情况进行合理选取。开采煤层较薄、顶板条件好、周期来压不明显时，应选取低倍数；反之则采用高倍数。2、支柱实际支撑能力计算： Rt=kgkzkbkhkaR=0.990.950.911300=254KN式中 R支柱额定工作阻力，kN；k支柱阻力影响系数，可以从支柱阻力影响系数表中查得。支柱阻力影响系数表项目液压支柱微增阻支柱急增阻支柱木支柱工作系数kg0.990.910.50.5增阻系数kz0.950.850.70.7不均匀系数kb0.90.80.70.7采高系数kh1.4m1.52.2m1.52.2m2.2m1.00.950.950.9倾角系数ka1011252645451.00.950.90.85注：表中系数根据矿压观测成果统计，适应一般工作面条件。3、根据以上计算所得工作面的支护强度和支柱初撑力求得工作面合理支柱密度：N=Pt/Rt=236/254=0.93(根/m2)式中：N支柱密度，根/m2。 Pt工作面合理支护密度，KN/m2。 Rt支柱实际支撑能力，KN/根。 4、根据支架的布置方式和支护密度的要求计算工作面支柱距、排距：a=（N.S）/（n.b+F）=(41/0.93根/)/(41.2 +0.2)=1.22406554m 式中 a工作面柱距，mn工作面支护排数，4 S每根支柱的支护面积，1/0.93根/ F机道上方梁端至煤壁距离，0.2m b铰接顶梁长度，1.2m 根据以上计算的支护强度，工作面间距、排距确定工作面选用DW18-300/100单体液夺压支柱配合DJB1200/300型绞梁支护顶板，柱距0.8m、排距为1.2m。5、根据实际情况，考虑采高起伏变化因素，最终确定排距为1200mm、柱距为800mm，则工作面最大控顶距为5.0m。二、乳化液泵站： 1、在1121采面车场旁安设2台乳化泵，一台使用，另一台备用,一台水箱，供采面的支护和推溜用。2、乳化液泵站使用规定:（1）泵站压力调整符合说明书要求、乳化液配制符合说明书要求、乳化液浓度为3-5%乳化液、水质为中性、维护检修严格按照使用说明书。（2）泵站安放平稳，固定牢固，安设在顶板完整、支护完好、无片帮、无淋水处。（3）坚持使用乳化液浓度配比仪， 乳化液浓度必须保证3%5%，曲轴箱内润滑油合格。油位在油位线之间，油槽内润滑合格，油绳放置合理，并有合格的过滤网。（4）泵站压力表动作灵活，压力达到额定值，必须保证不低于18MPa。（5）泵件、泵箱、液压管路无漏、串液现象。（6）曲轴箱内温度不得高于50，不低于5第二节 工作面顶板管理一、 控顶方式、支柱支设要求和放顶要求：1、工作面支护根据采煤工作面支护设计，工作面选用DW18-300/100型单体液压支柱和DJB1200/300型铰接顶梁支护顶板。齐梁齐柱布置，一梁一柱形式，正常生产期间工作面采用三四排控顶，最大控顶距5m，最小控顶距3.8m，放顶步距1.2m。支柱初撑力应不小于90KN。在采空区侧34排支柱间沿倾斜每隔4m砌一个砂带，砂带宽度2.0m。回柱时（由远到近）按先回撤第4排砂磴间处（套子）支柱，便于备用；后回撤第3排待充填砂磴中间支柱，便于充填，严禁回撤对应砂磴间（套子）第3排支护；严格见“四回一”。回撤支护材料时特别注意安全：回撤支柱时要相互传呼“注意安全回撤支柱了”，便于其他人员躲在安全处，一般躲藏在靠砂磴边，且支护可靠处；回撤支柱时用带长绳的泄压“把手”，首先轻轻拉动绳子慢慢泄压直到完全泄压，泄压后、静静观测、待顶板稳定不掉砂后、用长柄工具钩回顶梁和支柱；若有垮砂扎主顶梁和支柱，躲在安全处先清除垮砂；遇大块砂，可用液压支柱顶开后再取回顶梁和支柱；在回撤支柱时，必须在值班管理人员指挥下进行；在回撤确实困难，危机安全情况下，向值班管理人员报告，可以放弃、严禁冒险蛮干、违章作业及违章指挥；回撤支护材料必须在套子中堆码整齐，严禁端头达在镏槽边，防止输送煤炭时被刮走；回撤支柱时若遇安全躲靠砂磴未接顶、先砌上顶支撑顶板后，再回撤；攉煤工回撤的支柱作为工作面临时支护，保证攉煤安全;分段回柱安全距离保持不小于30.0m。工作面支护满足一般采高，遇地质变化若采高变高、支柱高度不够时，要及时更换支柱，满足支护高度；若采高变低，可锉底窝支护；严禁空顶、无支护作业。套间安全：严禁在套间放置采煤工具、严禁进入无支护的老搪休息或其它活动。材料规格表项目支柱型号顶梁型号柱鞋型号柱距排距mmmmmm参数DW18-300/100DJB1200/3008001200顶板管理参数表项目规定项目规定顶板管理方法条带充填法最大控顶距5.0m选择依据顶板岩性最小控顶距3.8m回柱方法人工回柱放顶步距1.2m回柱工艺分段回柱周期来压步距1015m初撑力90KN顶底板移近量100mm/m采面支护参数表项目单位规定项目单位规定采面支护形式单体加绞接顶梁尾巷回撤距离m5.0排距m1.2对拉工作面错距m5.0柱距m0.8各巷超前支护长度m20 .0上下出口高m不低于全采高（一般1.2）备用材料堆码距m采面煤壁外2050上下出口支柱排距m1.0端头支护长m3.8端头支柱柱距（宽处）0.7端头支柱柱距（窄处）0.3带状充填砂宽度m2.0端头护巷砂带宽度m2.5带状充填砂间距m4.02、工作面支柱架设要求 工作面支柱布置，支柱排成一条直线，排拒误差不超过100mm,工作面支柱中心距符合作业规程规定，柱距误差不超过50mm；工作面支柱迎山有力，不得架设在浮煤、浮矸上，底板坚硬时要掏柱窝；工作面控顶范围内顶底板移近量按采高不大于100mm/m；底板松软时，支柱应穿柱鞋，钻底小于100mm；工作面顶板不应出现台阶下沉；顶梁与顶板要接实，交接、水平楔牢固可靠。3、工作面伞檐管理伞檐长度超过1m时，其最大突出部分不超过150mm；伞檐长度在1m以下时，其最大突出部分，不超过200mm；工作面出现伞檐时，要及时清理或支护。4、特殊支护（1）、砂带充填：工作面采用条带砂充填，砂带充填物来自煤层夹矸，或人工放顶矸石；工作面中间部分砂带宽度2.0 m 、工作面两端砂带宽度2.5m，套子宽度4.0m，套子深度达到6m时必须封套子一次；工作中间采用正规支柱加铰接顶梁，工作面机尾采用两对四梁（长钢梁）支护，工作面机头采用四对八梁（长钢梁）支护。（2）、工作面内特殊支护齐全；局部悬顶和冒落不充分（面积小于2m5m）的应采取措施，超过的应进行强制放顶。特殊情况下不能强制放顶时，应有加强支护的可靠措施（采用沿切顶线堡一砂磴，见方不低于2.0m、接顶结实。）。5、回柱安全技术规定（1）回柱方式：采用人工的方法回柱。（2）回柱顺序：打水平销挂拔柱器卸载拉柱回收铰接顶梁。（3）操作方法：准备工作：备齐回柱工具（卸载手把，拔柱器，手锤，水平销，牵引绳等）；认真检查从煤壁到采空区顶板支护状况，改正不正规支架；清理维护好退路，找好固定支柱；回柱顺序由东向西，从采空区向煤壁侧逐棚回收，严禁提前摘梁摘柱或进入采空区作业；如回柱地点顶板破碎，支护歪斜，需先进行维护，确认安全后，方可回柱；回柱与打眼平行作业最小安全距离不得小于15m；回柱与装药放炮不得平行作业；回柱放顶至少两人一组，一人回柱放顶，一人观察顶板及支护情况，两人都应站在支架牢固的安全地点作业；视顶板状况，拔柱器必须牢固的固定在距回柱处2-5m正规有劲的支架上；实行全承载支护，回出的支柱及时垂直顶底板整齐的支撑攉煤处顶板上，多余的支护材料码放整齐，确保人行道畅通。6、安全注意事项（1）.回柱人员必须站在顶板完整，支架完好地点，避开拔柱器力的作用线方向进行操作。（2）.遇压死支柱时，先架好临时支架，然后采用挑顶或卧底的方法回撤，严禁用炮崩或机械等其它方法强行回撤。（3）.回柱过程中要时刻注视顶板及支护情况，发现异常立即停止作业，及时维护。人力不可抗拒时，应立即撤人，待顶板稳定维护好后再回柱。（4）.当顶板压力较大时，卸载手把必须用牵引线进行远距离操作，缓慢卸载，牵引绳的长度不得小于3m。（5） .严禁使用其它工具代替卸载手把操作。（6）.禁止在顶板破碎，压力大及支护不完好的地点回柱。第三节 回采巷道及上下安全出口顶板管理一、端头支护 1、工作面上安全出口（刮板输送机机头处）3.8m范围内，单体配型梁支护，梁长3.6m，必须实行一梁三柱，“四对八梁”平行交替迈步前进，加强支护；下安全出口（刮板输送机机尾处）3.8m范围内，单体配型梁支护，梁长3.6m，必须采用一梁三柱，“二对四梁”（特殊情况下：因顶板破碎或周期来压时，为保证安全可采用“四对八梁”）平行交替迈步前进，SGB620/55加强支护。为保证安全出口断面满足通风和行人的要求，上、下出口的高度不得小于1.6m，宽度不得小于3.6m。2、在顶板起伏变化大，使用四对八梁（两对四梁）困难的地方，根据实际，换成铰接顶梁支护。3、在安设四对八梁（两对四梁）时，空顶必须用木背材塞牢固，保证达到支撑力。采煤车间管理人员协助机头（机尾）攉煤工完成，铰接顶梁铰接牢固可靠。4、工作面运输（回风巷）沿推进方向砌筑护巷砂带，护巷砂带宽2.5m，误差不超过0.1m，砂带要求封棚接顶，镶边砂采用丁顺结构，中间用碎石填实。5、工作面运输（回风）巷中，推移刮板输送机时、回撤端头支护、推移完成后要及时恢复。 6、上、下缺口支护强度及支护参数计算 （1）采面支护强度 P=（48）m 式中：m采面采高 顶板岩石容重，取=25000N/m3 Pmax=81.425000=280000（Pa） （2）采面支护密度 G= P /（F） 式中：P采面支护强度 F支柱额定工作液压；取300000N/根 支柱工作阻力实际利用系数，外注式单体液压支柱取0.85 n1=280000/（3000000.85）=1.1（根/m2） （3）缺口实际支护密度 上缺口：G实上=8对/（3.21.4）m2=1.78（对/m2） 下缺口：G实下=8对/（3.21.4）m2=1.78（对/m2） （4）安全系数 N上= G实上/ G =1.78/1.1=1.62 N下= G实上/ G =1.78/1.1=1.62 经计算，上、下缺口支护密度均符合要求；根据矿井开采实际情况，上、下缺口特别加强支护。 二、两巷支护 1、1121东、西风巷和1121运输巷超前煤壁不小于20m范围内必须用DW30-300/100X支柱+DJB1200铰接梁超前支护，支柱沿倾向间距1.2m，所有顶梁必须背帮接顶，且铰接稳固。2、防倒柱措施：采用8号铁丝联接牢固，防止支柱失效、泄压、顶梁掉落或倒下伤人。 3、支柱必须支在硬底上，铰接梁必须接顶；顶梁与顶板空隙采用木楔塞牢。 4、巷道修人员要不定期检查两巷的支架、顶板，如有支架歪斜必须及时整改，顶板有垮落必须刁放浮岩，收净流砂，加强支护，以保证巷道的安全和畅通。5、超前采用双排单体液压支柱与铰接顶梁抬棚支护，高度不低于1.8m，宽度不低于1.2m，行人侧宽度0.7m。（采面最小控顶距平面布置图、采面最大控顶距平面布置图、两巷支护图）三、安全出口随时保证畅通：支护完好、无危顶、无杂物，宽度不低于2m，高度不低于1.2m。五、支护材料管理超前支护材料配备、管理表材料名称型号单位数量备用材料存放地点使用备用单体液压支柱DW30-300/100X根21636工作面回风巷内，距采面煤壁2050m。铰接顶梁DJB1200/300根21636坑木1214m32.0六、工作面运料及材料管理1、从工作面运出的失效支柱，损坏梁达一定数量后，要及时装车运走，不得影响通风、行人和运输。2、材料必须码放整齐，分类挂牌管理，严禁影响通风、运料及行人。3、单体必须竖立，顶梁靠放整齐，编号管理。4、备用材料：工作面运，回风巷必须经常保持单体和顶梁各100根作为备用，用完后及时补充。存放地点距工作面2050m。坑木不少于2 m3。乳化液不少于300Kg，存放于乳化泵站附近，距泵站向外10m。5.单体液压支柱的管理（1）.工作面及两巷所使用的单体必须完好，注液枪和阀芯应配套。（2）.回柱时应先卸载，禁止带压强行回柱，两巷回出的单体应运到工作面出口20m以外的指定地点靠放好，严禁乱扔乱放，影响行人及运料。（3）.严禁用手锤或其他物品敲打缸体、内柱，以防损坏单体，损坏的单体达到一定数量后，应及时运出、修复、更新。（4）.两巷备用的单体、顶梁均不得少于36根。（5）人工运料时，严禁拖拉，应轻抬轻放。（6）装运单体到工作面时，应卸下三用阀，并用塑料塞子塞住活柱阀口及三用阀注液口，以防煤尘或其他物品进入，并有专人跟车。第四节 矿压观测一、矿压观测内容支护质量动态监测、巷道超前支护、巷道变形离层观测、顶底板移近量以及顶板活动。根据观测结果对工作面顶板活动规律、来压特征、工作面支柱受力特点，超前支承压力影响范围和分布特点，顶板、煤层稳定性，工作面支护质量等进行分析，并严格执行工作面有效的“班评估、旬检查、月验收”制度，并以此为依据，完善工作面及巷道支护，确保安全生产。二、矿压观测的目的和任务 对工作面进行系统、全面和针对性的矿压观测，是回采工作面安全生产和单体液压支柱设计选型的直接依据。本次矿压观测的目的和任务是： 1、了解采场上覆岩层运动的范围、实现的条件和运动的时间，针对性地提出工作面顶板管理措施。包括： （1）确定采场矿压显现控制的对象直接顶和基本顶的范围。 （2）工作面单体液压支柱实际支撑能、单体液压支柱对顶板的工作方案及合理工作阻力（支护密度）的确定。 （3）根据顶板的运动规律，合理组织生产，实行科学管理顶板，实现安全高效生产。 2、预测采场周围支承压力分布发展变化规律，进行合理的巷道布置和开采设计。 （1）支承压力的影响范围和明显影响范围的确定。 （2）高峰支承压力的变化规律。 三、矿压观测方法 1、工作面矿压观测 工作面一头一尾及中部分组进行支护质量动态监测、顶底板移近量观测，每班工人在操作支柱时都必须将支柱升实，确保初撑力，并由值班员对初撑力情况进行监测记录。 2、巷道的矿压观测 巷道超前支护、巷道变形离层观测及支柱初撑力进行测量，并由值班员对初撑力情况进行监测记录。 3、支护质量监测 （1）每旬由生产科不定期对工作面和巷道支护质量动态检查2次。对检查中存在的问题，由车间负责立即整改。 （2）监测内容包括支柱初撑力、煤壁片帮情况、顶底岩层、采高变化、顶底板移近量及超前支护质量等。 4、矿压观测时间要求 （1）对工作面，整个生产期间都要进行矿压观测。 （2）对巷道，整个生产期间都要进行矿压观测。 （3）支护质量监测，整个生产期间都要进行矿压观测。四、现场测试仪器、现场测试系统设置1、测试用具有钢卷尺、皮尺等。 2、现场测试系统设置 （1）工作面支护质量与顶板动态统计观测 在工作面内设3条观测线及其附近，统计观测采高，支柱倾斜度、顶梁台阶、顶梁仰角、接顶距、梁端距、片帮深度以及冒顶形态随工作面向前推进、煤炭采落和放落过程中的变化情况等，每班观测一次。 （2）回采巷道观测 据巷道矿压显现的一般规律，在工作面运输机巷或回风巷的工作面前方分别布置4个测站。第四章 生产系统第一节 运输系统1、采煤工作面采用SGB-620/55型刮板输送机运煤至1121工作面运输巷转载机（SGB-620/40T型），至皮带机（DTL-80/40/275）至煤仓装车，然由(CTY5/6B防爆特殊蓄电池机车）牵引至+838m井底车场，JTP-1.61.2P型提升绞车至+961.85m主平硐运输到地面煤坪。工作面煤运输线路：工作面工作面运输巷（SGB-620/40T型刮板运输机）皮带机（DTL-80/40/275）煤仓+850m上下连底板运输巷（CTY5/6B机车）+838m运输大巷+838m井底车场+961.85m主平硐煤坪。2、 运料路线：地面上工业广场+961.85m主平硐（JTP-1.61.2P型提升绞车）+838m井底车场+838m运输大巷（CTY5/6（GB）机车）+850m上下连底板运输巷（CTY5/6B机车）1121采煤工作面回风巷（调度绞车DJ-11.4KW）人工搬运至采煤工作面。 3.胶带运输设备工作面运输机巷沿煤层倾斜布置，平均倾角100，向下或向上运煤。选用伸缩带式输送机运输，在带式输送机的尾端安设一台SGB420/30型刮板输送机进行转载使用两台SGB420/30型刮板输送机运输）。运输机巷运出的煤炭通过溜煤眼在水平运输巷内换装矿车。（1）带式输送机选用DTL80/40/275型伸缩带式输送机运煤，带式输送机主要技术特征见下表： 表9-2-1-1 带式输送机主要技术特征型号输送量t/h带宽mm带速m/s最大输送长度m储带长度m电机功率kW传动滚筒直径mm机头外形尺寸mmDTL80/40/2752008002800100275500413017151350（2）输送带使用PVC整芯阻燃抗静电输送带，输送带宽度800mm，拉伸强度取4级，拉断力为680N/mm。 （4）选型计算及设备合理、运行阻力和输送带张力计算 运行阻力计算 =26778N =-60