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综采工作面作业规程- 79 -资料内容仅供参考，如有不当或者侵权，请联系本人改正或者删除。第一章 概 况第一节 工作面位置及井上下关系1.1工作面位置32301工作面所在煤层为2-2煤, 盘区为三盘区, 地面标高1205.7m1315.6m, 煤层底板标高1022.3m1074.4m。地面位置: 至上湾砂石路从工作面西部穿过, 原赵家湾位于工作面中部, 黑炭沟上游从工作面中部穿过。1.2开采范围32301工作面长度301m, 走向长度5220m,煤层倾角10-30, 面积为1571220m2, 煤层厚7.17 8.05m , 变异系数0.7%, 容重1.28*103 kg/ m3, 地质储量1703.7万吨, 设计采高6.1m, 可采储量1246.9万吨。1. 3 工作面井上下位置与四邻情况以及对回采的影响情况井下位置及四邻采掘情况: 西南至井田西部边界煤柱。西北为2-2煤回风大巷。东南为32302面新开掘区搬家通道。东北为搬家通道。回采对地面设施的影响: 采空后因地表下陷, 将对房屋等造成一定破坏, 应提前做好地面人畜等的搬迁工作。附: 32301井上下对照及地物调查图( 1) 第二节 煤 层2.1煤层赋存情况该煤层主要以丝炭、 亮煤为主, 暗煤次之, 贝壳状断口, 煤层中垂直裂隙发育, 充填物以方解石脉和黄铁矿薄膜为主。 结构: 煤层结构简单,普遍在煤层底部存在一层均厚0.24m的夹矸。2.2煤质情况 煤质特征表Qnet.dMt(%)Ad(%)St.d(%)V(%)P(%)5810千卡12.78.40.331-370.09工作面煤层煤质较好, 只在局部有高灰煤, 预计对煤质将造成一定的影响。第三节 煤层顶底板特征由于该工作面煤层厚度稳定, 顺槽掘进时均以留顶煤为主。在回采过程中只要留足顶煤( 大于0.5m, ) 就当前的开采条件, 一般不会发生漏、 冒顶事故。但在一些裂隙较为发育和砂岩冲刷体地段在回采过程中还要加强支护, 底板在最初回采的400800m内为细砂, 以后均为泥质砂岩。( 详见下表) 顶、 底板岩石名称厚度岩性特征老 顶砂岩互层20灰色及黑灰色, 含植物化石, 局部炭屑, 致密。直接顶砂泥岩、 细沙岩3-7m砂泥岩、 细砂岩互层, 泥质为主, 含铝土质。伪 顶泥页岩、 砂泥岩0.1-0.4m深灰色, 泥质胶结, 水平及波状层理。直接底泥岩、 细砂岩3m灰色, 以泥质为主, 含粉砂质, 遇水易软化。老 底砂岩互层5灰色, 水平层理, 植物化石碎片, 底部过渡接触。附: 32301面煤层综合柱状图( 2) 第四节 地质构造该工作面在两顺槽掘进过程中未发现断层与冲刷构造,但不排除在工作面回采时出现中小型冲刷构造的可能。根据地测公司的勘探资料, 三盘区煤层较厚且较为稳定。但在煤层下部有一层厚约0.25m的夹矸, 根据钻孔资料, 最厚处0.45m; 其下部煤层均厚0.31m。由于夹矸上部煤层平均为7.17m, 建议在回采时可沿夹矸上部推采, 这样采高也可保证在要求范围内, 同时也可使煤质得到保证。附: 32301工作面两顺槽剖面图( 3) 第五节 水文地质5.1 地表: 主要以第四系松散含水层为主, 其中最主要的为黑炭沟上游的冲洪积层含水层。由于上部1-2煤31301( 西) 、 31301和31302面已采空, 导致上部含水层遭受破坏, 含水层水大部下渗汇集到上述3个工作面的采空区内, 因采空区形成时间较长, 且汇水面积大, 预计回采时引发突水的可能性较大。对此地测公司按照神东分公司的部署在井下布设了大量的泄水孔, 经过一年多的有效泄水, 当前井下泄水孔水压和水量明显减小, 预计在回采前可将上部主要积水区域的采空水全部泄完。5.2 其它水源主要以孔隙水和裂隙水为主, 含水岩层为中砂岩、 细砂岩, 赋水性差、 水量小、 水力联系弱, 对回采影响不大。32301工作面是补连塔矿2-2煤3盘区的首采面; 工作面上部1-2煤层的31301、 31301( 西) 、 31302等综采工作面均已回采完毕; 由于1-2煤综采工作面在回采时工作面上方的潜水( 主要是黑炭沟上游、 沙河沟潜水由塌陷裂隙渗入采空区) 、 上覆基岩裂隙水、 回采阶段采煤设备的冷却用水、 沿塌陷裂隙渗入采空区的大气降水长期注入采空区, 形成了大量的采空区积水, 因而32301面上部的采空区积水是该面回采阶段工作面涌水的主要水源。由于31301、 31302面切眼及往东600m的区间是1-2煤3盘区开采区域的最低处, 因此 - 开采的3130231306综采工作面中的采空区水大多运移至31301、 31302面切眼处的采空区, 增大了该区域的积水水量。因1-2煤3盘区所有工作面采用仰斜开采, 总体切眼区较低, 回撤通道侧较高, 局部存在着不规则、 大小不一的起伏, 采空区积水主要集中在切眼侧, 其它局部起伏的低洼处也存在有积水, 这种低洼积水区的半径一般不会太大, 最大范围预计为200500m2, 深约02m。根据日前所布置泄水孔泄水情况来看, 部分地段以达到了一定的泄水目的, 但由于上部底板起伏情况难以控制, 位于采空区中部独立的低洼含水构造中的积水不可能从沿顺槽附近施工的疏放水钻孔中疏放( 与顺槽底洼处沟通的积水已被钻孔疏放) ; 这些独立含水低洼构造在31301( 西) 31301、 31302面除主要积水区域外均程度不同普遍存在, 可能的最大宽度约在100m左右。32301面与上部1-2煤层间距为29.332.4m, 因此上部采空水在顶板垮落后直接从导水裂隙带缓慢涌入32301工作面。5.3 涌水量最大涌水量:800m3/h以上, 正常涌水量:40m3/h左右。第六节 影响回采的其它因素瓦斯等有害气体、 煤尘及煤层自燃发火情况瓦 斯甲烷含量0-0.019%,CO2含量0.01-0.15m3/t,属低瓦斯矿井煤 尘爆炸指数0.39煤的自燃易自燃,一般煤的自然发火期为1-3个月。地 温无地温异常地 压无地压异常煤层普氏硬度2.44第七节 储量及服务年限7.1 储量根据神东地测分公司提交的补塔煤矿32301工作面回采地质说明书提供的数据32301工作面地质储量为1703.7万吨, 可采储量1246.9万吨。 7.2 服务年限工作面的服务年限=可采储量/设计月产量=1246.9万吨/100万吨=12.5个月该工作面的服务年限为12.5个月。第二章 采煤方法第一节 工作面巷道布置32301工作面为左工作面, 辅运顺槽承担着回风风、 行车、 行人任务; 主运顺槽承担进风、 运煤任务, 布置有移变、 泵站、 电器设备列车等。巷道支护为锚杆支护( 工作面主运顺槽超前30m支护采用单体液压支柱, 辅运顺槽采用液压支架支护; 32301工作面切眼在98#联巷, 停采线位置在32301面回撤通道) 。附:32301工作面巷道布置图( 4) 第二节 采煤工艺2.1采煤工艺32301工作面煤层平均厚度7.6m,倾角1.-3., 工作面沿煤层走向布置, 属于倾斜长壁工作面, 采高在4.5-6.1m之间。工作面沿底推进, 留顶煤300-500mm,采用倾斜长壁全部垮落、 一次采全高的采煤方法。1.落煤方式: 采煤机的割煤是经过装有截齿的螺旋滚筒旋转和采煤机牵引运行的作用进行截割的。2.装煤方式: 装煤是经过滚筒螺旋叶片上的螺旋面进行装载的, 将煤壁上切割下的煤运出, 再利用滚筒上的螺旋叶片将煤抛至刮板输送机溜槽内运走。3.运煤方式: 滚筒将煤装在输送机溜槽上, 经输送机运送到转载机, 经破碎机破碎后落在可伸缩皮带机上运出。4.支护方式: 工作面采用双柱掩护式液压支架支护, 两顺槽采用超前支架支护。5.采空区处理方式: 采用顶板自然垮落式。2.2工作面生产工序采用液压支架支护, 双滚筒采煤机割煤, 装煤。由刮板输送机、 破碎机、 转载机、 皮带输送机运煤、 破煤的综采工作面作业系统。 1.割煤工序工作面采用端头斜切进刀的方式, 具体为端头斜切进刀推溜割三角煤拉架返空刀推溜六个过程。溜子弯曲段最小长度为18m, 采煤机全长为16.05m, 进刀距离确定为18m+2*16.05m=52.05m。2.移架工序本工作面采用先进的电液控制支架, 可实现以下四种移架方式: 1) 双向邻架自动顺序控制2) 成组顺序控制3) 煤机和液压支架联动移架4) 手动移架 3.推溜方式根据该套支架的功能可实现四种推溜方式: 1) 双向邻架控制推溜2) 成组推溜3) 煤机和液压支架联动4) 手动推溜移架时, 应滞后采煤机后滚筒35架进行( 顶板破碎时追机作业, 应滞后采煤机前滚筒35架) , 推移输送机时, 应滞后采煤机后滚筒1215架, 而且推移千斤顶同时逐次推出, 推移后的弯曲段不得小于18m, 最大水平弯曲12度, 垂直弯曲不超过3度, 严禁从两头向中间推溜, 以免造成溜子中间鼓起搭桥, 使支架发生咬架事故。附: 进刀方式图( 5) 2.3采煤工艺说明及要求1.采煤机割的技术要求: 1) 采煤机割至机头机尾时, 工作面顶板到顺槽顶板必须有一过渡段, 以满足液压支架支护要求。2) 端头割煤时从工作面距端头10架左右的顶板到顺槽顶板逐渐降低采高, 直到和顺槽顶板衔接, 而且保证过渡段的平缓, 以利于液压支架接顶严密。过渡段长不小于15m, 过渡段顶板坡度小于3度。3) 割机头、 机尾三角煤时, 必须保证将三角煤割透, 保证顺槽底板到工作面底板平缓过渡, 三角煤割不透, 容易发生机头、 机尾过渡槽起桥事故。4) 设计采高6.1m, 为保证工程质量, 提高回收率, 工作面必须沿底推进, 保证留300500mm的护顶煤, 当煤层变薄时及时调整采高, 防止出现漏矸。5) 顶底板要割平, 不能留有台阶, 底板留有台阶或不平会使推溜困难, 同时顶底板不平使支架几何形状不好, 仰俯角太大容易发生空顶、 冒顶或采煤机滚筒割顶梁事故。6) 必须保证采煤机滚筒截齿完好无缺, 割煤时如发现截齿丢失、 严重磨损等现象时, 应急时停机更换截齿。7) 工作面遇有坚硬夹矸和冲刷体构造时, 尽量降采高经过, 否则要放震动炮, 不得用采煤机强行截割。2.液压的支护及要求: 液压支架的移架步距应保持在0.80m0.865m, 。移架时, 保证支架到位, 梁端距应保持在670mm左右(采高为6.1m)。梁端距过小会造成采煤机滚筒割支架顶梁, 梁端距过大会造成空顶或冒顶。最大控顶距: Lmax =L1+L2+S=4075+670+865=5490mm最小控顶距: Lmin =L1+L2=4075+670=4625mm其中: L1-顶梁长度 L2-端面距 S-截深1) 拉架时必须使支架保持一条直线。2) 工作面拉架时必须及时拉架, 拉架距采煤机后滚筒35架, 如果顶板压力较大或有冒顶危险时, 应及时追机拉架( 拉架距采煤机前滚筒35架) , 以防顶板冒落。3) 移架过程中如发生顶板破碎冒落时, 应及时超前拉架, 以防此顶板继续冒落。4) 移架时, 要保证支架移到位, 梁断距应保持在670mm左右。5) 移架过程中要及时调整支架状态, 如发生倒架、 咬架现象, 需在移架过程中及时调整。3.对工作面刮板输送机的要求1) 刮板输送机在推移后必须保证成一条直线。2) 必须保证刮板输送机的平整, 不得出现飘溜、 凹溜或局部起伏太大的现象。3) 刮板输送机的机头、 机尾推进度应保持一致, 且必须保持推移步距为0.80m-0.865m, 以确保截深、 产量和工程质量。4) 推移工作面刮板输送机时, 必须距采煤机后滚筒18m后进行, 不得出现急弯, 除弯曲段外其余部分不准出现弯曲。5) 若推溜困难时, 不应强推硬过, 必须查明原因将问题处理后再推溜。第三节 设备配套3.1工作面设备配备综采工作面设备配套应依据以下原则进行。1) 设备配套生产能力大于工作面设计生产能力, 一般二者之比为1.5-2.0; 2) 设备生产能力大于配套生产能力; 3) 设备寿命大于配套设备工作寿命; 4) 设备可靠性大于配套工作可靠性; 5) 外围环节配套能力大于工作面配套生产能力; 根据设备运输能力和落装煤能力的大小依次排序为: 胶带运输机转载破碎机刮板输送机采煤机另外, 液压支架支撑高度和工作阻力必须符合工作面要求, 乳化液泵站额定压力必须满足液压支架初撑力, 喷雾泵站压力与流量必须满足采面设备要求; 电气设备必须灵活可靠, 满足各用电设备要求。皮带机布置在32301主运顺槽内, 作为主要运输设备, 设备列车布置在32301主运顺槽, 放在轨道上, 由工作面向外依次为11.4KV绞车、 工具箱、 油脂车、 泵站、 开关、 控制台、 移变、 电缆车、 回柱绞车, 轨道长度为200m。3.2配套设备情况1) 采煤机选用艾柯夫公司SL1000型采煤机, 该煤机装机功率大, 多电机平行布置, 大采高, 生产能力大, 远距离遥控操作, 运行平稳。其技术特征见表2-1。2) 刮板输送机选用DBT公司生产的31000KW输送机, 该机采用双中链布置, CST控制, 水冷却; 可正反转, 链条强度大, 寿命长, 其技术特征见表2-2。3)转载机选用DBT公司生产的522KW转载机, 破碎机选用DBT公司生产的522KW破碎机, 采用维修中心制造的自移系统,其技术特征见表2-3, 2-4。4)液压支架选用郑州煤机厂生产的6.3m双柱掩护式支架, 该支架支护高度大, 支撑能力强, 可实现双向邻架、 成组顺序、 手动操作等功能, 技术特征见表2-5。5) 乳化液泵采用RMI公司生产的S300径向柱塞泵, 该泵采用电子卸载阀和手动卸载阀两种卸载方式, 系统运行平稳, 流量大、 压力大, 满足快速移架要求。技术特征见表2-6。6) 喷雾泵选用RMI公司生产的S200径向柱塞泵, 该泵压力大, 流量大, 寿命长, 技术特征见表2-7。7) 组合开关是由常州联力公司生产,其控制负荷大, 多驱动器可供选择, 液晶显示, 灵活可靠。其技术特征见表2-8。8) 通讯控制装置由天津华宁公司制造, 控制工作面三机的启停以及工作面通讯, 运行可靠。其技术特征见表2-9。9) 4000KVA移变将10000V变为3300V高压电供给采煤机, 刮板运输机, 其工作可靠, 寿命长, 各种保护灵敏。其技术特征见表2-10: 表2-1 采煤机技术特征表序号技术指标技术参数1采高3.2 6.3m2生产能力4800t/h3最佳割煤速度13m/min4重载/空载牵引速度 16.6/33m/min 5装机功率2390KW6机身长度8900mm7采机高度3210mm8最大牵引力978KN9有效截深865mm表2-2 刮板输送机技术特征表序号技术指标技术参数1刮板机功率3*1000KW 2刮板链中双链48x144/160mm3链速1.59m/s4运输能力4200t/h5电压3300V6溜槽内宽1188mm7 整机重量780吨表2-3 转载机技术特征表序号技术指标技术参数1功率522KW2运输能力4500t/h3转载机长28.9m4链速2.06/1.03m/s5链条直径38mm126mm6 整机重量 81.3t表2-4 破碎机技术特征表序号技术指标技术参数1功率522KW2运输能力4800t/h3入料粒度不大于1200mm4出料粒度 不大于300mm5 整机重量 17t表2-5 液压支架技术特征表序号技术指标技术参数1支架型号双柱掩护式2支护范围2800-6300mm3支架中心距1750mm4工作阻力10800KN5移架步距865mm表2-6 乳化液泵技术特征表序号技术指标技术参数1额定流量430L/min2额定压力37.5MPa3功率280KW4泵箱额定容量28700L表2-7 喷雾泵站技术特征表序号技术指标技术参数1额定压力14.5MPa2额定流量517L/min3功率150KW4工作容量5000L表2-8 常州联力组合开关技术特征表序号技术指标技术参数1额定电压3300V2工作电压范围额定电压的60110%3额定电流2 x 1000A4环境温度-50400C5相对湿度95%6海拔高度 m表2-9 华宁集控技术特征表序号技术指标技术参数1输入电压127VAC2控制电压12VDC3电器保护方法保险管4电缆绝缘PVC表2-10 4000KVA变压器技术特征表序号技术指标技术参数1额定连续功率4000kvA2最大温升绕组平均1503绝缘等级 C( 220) 4冷却方式GNAN5耐压等级75KV6气体容积 5900升7电压变比10000-6000/3400附: 32301面设备布置图( 6) 第三章 顶板控制第一节 支护设计3.1.顶板管理方式根据本工作面顶板特征, 工作面顶板采用液压支架支护, 两顺槽采用锚杆、 锚索支护, 超前采用液压单体支柱支护, 采空区采用全部跨落法管理顶板。3.2 液压支架选型计算1支护强度的计算采用以往的经验公式来计算: a、 Pb、 P式中: P支护强度, MPa; M开采厚度, 取6.1 m; r顶板岩石容重, 取2.7t/m3; d顶板动载系数, 取1.3; a煤层倾角, 取3; B附加阻力系数, 取1.2; n不均衡安全系数, 取1.75; K顶板岩石碎胀系数, 取1.25。则 a、 P=1.008MPab、 P=1.128MPa最后取P=1.128Mpa。 2. 支架载荷根据支护强度, 则验算支架支护载荷为: TP(L+C)(B+J)式中: T - 支护载荷, KN; L - 顶梁长度, 3.8m; C - 顶梁前端到煤壁的距离, 1.33m; B - 顶梁宽度, 1.530m; J -架间距, 0.22m; 则 T0.68( 3.8+1.33) ( 1.53+0.22) 6105KN 计算结果表明, 液压支架的工作阻力10800KN满足支护载荷的要求。3. 支架高度a.支架最大高度HzmaxMmax+S1式中: Hzmax-支架最大支护高度, mm; Mmax-工作面最大采高, 取6100mm; S1-伪顶冒落的最大厚度, 取300mm。则 Hzmax6100+2006300 mm。b.支架最小高度HzminMmin-S2-g-e式中: Hzmin-支架最小支护高度, mm; Mmin-工作面最小采高, 取4500mm; S2-顶板的下沉量, 取200mm; g -顶梁上、 底座下的浮矸厚度, 取50 mm; e -移架时支架回缩量, 取100 mm。 则 Hzmin4500-200-50-1004150 mm。 根据以上各参数, 本工作面选用郑州煤机厂液压支架工作高度41506300 mm。第二节 上、 下端头及安全出口控制2.1安全出口管理综采工作面超前20m范围内, 上下出口净高不得低于1.8m, 上下出口净宽不得少于0.7m。每班跟班领导必须对工作面上下推进度进行精确测量, 并观察上下安全出口的宽度, 及时调整以保证行人宽度; 每班必须派专人对两出口煤壁及顶板片帮进行处理, 发现顶板破碎、 片帮严重时应补充安全技术措施, 加强支护。2.2两顺槽超前支护32301工作面辅运顺槽的超前支护为20m, 辅运顺槽断面尺寸高宽=5.4m4.0m、 主运顺槽断面尺寸为高宽=5.6m4.0m。两顺槽顶板留有顶煤, 全部采用161.8m的锚杆支护, 间排距为1.2m。伪顶为砂质泥岩, 直接顶和老顶以中、 细砂岩为主, 完整性好, 节理裂隙不发育。因此, 超前支护采用在两顺槽采用超前支架支护。工作面遇到过联巷口时要补打4根单体, 单体的间距为1.3m, 距联巷口0.5m。当上下出口距离大于1.0m时, 补打4根单体, 从支架顶梁前打起, 间距为1.3m。单体采用4.2m和4.5m的液压单体,要求单体必须牢靠且成一条直线,打好的单体要上好保险绳, 防止倒柱伤人。( 根据两顺槽的矿压显现情况, 及时对超前支护形式进行修改补充) 。超前支护采用人工回柱, 严禁提前回柱。并严格执行三人工作制度( 两人工作、 一人监护) 。回柱时要观察好顶板、 煤帮和周围安全情况, 发现有片帮和鳞皮及时处理。附: 32301面两顺槽超前支护图( 7) 3.3工作面放顶工作3.1工作面初次放顶技术措施1.矿内要组织初次放顶领导小组、 矿压观察组和排水组。2.工作面初次放顶前, 矿压组要在工作面设矿压观察点, 实行现场连续观察, 对上下出口、 两顺槽及工作面煤帮天天检查, 并及时向矿初次放顶领导小组及综采队汇报直接顶和老顶来压情况, 以指导工作面顶板管理, 保证安全生产。3.凡进入工作面的人员必须戴头盔, 且严禁随意取下。4.在工作面支架立柱上必须上两根护绳。5.工作面支架必须达到初撑力, 护帮板必须及时打出。6.把机尾的风机停掉, 等放完顶后再恢复。7.队内要加强初次来压期间的组织管理工作, 搞好工程质量和顶板管理。8.初次来压前, 带班队长及班长对本措施的贯彻及本班顶板动态检测负全面责任。9.带班队长及班长对工作面、 上下顺槽支护及顶板动态情况进行巡回检查, 每2小时检查一次, 发现问题及时采取针对措施。10.初次来压前, 进入工作面人员不得在机道内行走, 特别是在超前支护范围内, 降架、 移架的地点不准有人滞留。11.初次来压期间, 上下顺槽端头工及电工要注意安全, 发现有片帮、 冒顶、 倒柱等现象时应提前采取措施, 防此损坏设备及影响人身安全。12.支架工拉架要严格按照作业规程和操作规程进行操作, 必须及时拉架, 发生冒顶时要及时超前拉架。13.泵站压力达到额定压力, 支架要达到初撑力, 接顶平、 严、 实, 保证梁端距在550mm左右。14.加强工作面设备的维修与管理, 以保证设备的正常运转和快速推进。液压支架的液压系统严禁漏串液现象, 杜绝支架自动下降, 安全阀灵敏可靠。15.采煤机割平顶底板, 严格按照规程要求控制好采高, 调节好支架中心距和支架的几何形状, 达到”三直”、 ”二平”、 ”一净”、 ”两畅通”的要求。16.由于32301面是3盘区首采工作面, 且上部为采空区, 根据地测提供的资料采空区的大量积水在切眼处, 因此来压前必须将工作面排水管路、 水泵和开关安设到位, 并确保随时能投入运行。3.2周期来压管理由于该面为3盘区的首采面, 老顶初次来压和周期来压布距不确定, 根据2盘区的回采经验预计老顶初次来压步距为73m左右, 周期来压步距为8 12m。来压时顶板管理: 1成立顶板管理领导小组, 由队长负责每周召开安全会议讨论施工现场顶板情况, 并学习顶板管理有关常识。2采煤技术员必须按施工图纸和作业规程规定, 并结合实际情况, 将顶板注意事项等向管理人员、 班组成员交代清楚, 同时要对全体职工进行顶板管理基础知识教育, 切实抓好现场的安全管理和生产技术管理工作。3如发现顶板有异常情况时, 应及时向有关领导汇报, 并立即停止作业, 采取处理措施。4工作面顶板无台阶下沉, 顶板冒落高度大于300mm时要及时处理。5工作面支架必须成一条直线并保证全部达到初撑力。6上、 下顺槽超前支架一定要达到初撑力, 放在实底上, 防止来压时两顺槽支护达不到要求. 7组织快速推进工作面, 尽可能的避免长时间的停产。8不论生产或检修过程中, 必须及时支设护帮板, 且保证护帮板要紧贴工作面煤壁。9煤机司机要掌握好工作面顶底板, 保证顶底平整, 以便于支架接顶严实。10煤机司机要与支架相互配合作业, 支架工保持拉架滞后煤机后滚筒不超过5架。11工作面所有支架要保持完好状态, 严禁跑、 冒、 滴、 漏现象, 造成支架自动卸液。12工作面要保证留顶煤300500mm, 防止发生漏矸和冒顶。3.3工作面端头支护控制措施工作面上下端头各采用3台端头支架, 其滞后工作面支架800mm, 又因端头至超前20m是压力集中区, 特制订如下管理措施: 1) 端头支架必须达到初撑力。2) 端头支架大脚严禁钻底, 以防压住推移框架使转载机推移困难, 从而损坏机头扁哑铃销。3) 根据顶板情况, 端头架应超前拉出。第四节 联巷顶板控制根据以往工作面回采的经验, 在工作面推进到距联巷口510m时, 联巷口处易发生片帮、 离层, 故制定如下安全技术措施。1) 在两顺槽距工作面30m范围内的联巷口补打一排单体。2) 单体应打在距联巷口0.5m处的联巷内侧, 其间距为1.3m。3) 单体应打直打牢, 并打成一条直线, 上好柱帽, 系好保险绳。4) 在回采过程中, 若发现联巷口有卸液的单体应及时补打完整。5) 联巷口的单体不得提前回撤, 只有端头支架的大脚与单体对齐后方可回撤。第五节 矿 压 观 测5.1矿压观测内容工作面矿压观测内容主要有: 支架阻力、 两巷超前支护范围内支架支护阻力, 以及支护质量动态监测。根据观测结果对工作面顶板活动规律、 来压特征, 工作面支架受力特点, 超前支撑压力影响范围和分布特点, 顶板、 煤层稳定性, 工作面支护质量进行定期分析, 进一步了解煤、 岩体力学参数等基础数据。5.2矿压观测方法根据工作面支架PM4传感器监测支架立柱的阻力情况。每班支架操作工都必须保证支架初撑力必须大于252bar。5.3支护质量监测每旬由采煤技术员不定期对工作面和两巷支护质量动态检查2次, 对检查的问题由当班负责人立即整改。监测内容包括支架初撑力、 煤壁片帮情况、 端面距、 采高及端面顶板冒落情况、 两巷单体支护质量等。第四章 生产系统第一节 运输1.1.主运输系统根据工作面的储量, 32301工作面预计可在12.5个月内采完, 出煤天数380天, 每天出煤量为: 1246.9/380=3.28( 万吨) /天, 采用的是”三、 八”制作业方式, 每天的出煤时间为21小时, 则每小时的煤量为: 328000/21=15619( 吨) /小时, 而采煤机、 三机及主运输系统的小时生产及运输能力均在4200吨以上, 故满足要求。运煤线路: 32301工作面32301顺槽胶带203主运胶带2-2煤主运胶带地面1.2辅助运输系统采用胶轮车进行材料设备的运输, 上下人员采用胶轮车接送。辅助运输线路: 平硐2-2煤辅运大巷煤炼油大巷32301辅运顺槽( 32302辅运顺槽) 32301工作面各用料点附: 32301工作面运输系统图( 8) 第二节 ”一通三防”与安全监控2.1通风系统 1.通风线路 ( 1) 新鲜风流: 平硐2-2煤辅运大巷煤炼油大巷32301主运顺槽( 31302辅运顺槽) 32301工作面 ( 2) 污风风流: 32301工作面32301辅运顺槽2-2煤3盘区回风巷2-2煤总回风巷2-2煤材料斜巷1-2煤回风大巷南回风井2.风量计算每个回采工作面实际需要风量, 应按瓦斯、 二氧化碳涌出量和爆破后的有害气体产生量以及工作面气温、 风速和人数等规定分别进行计算, 然后取其中最大值。( 1) 低瓦斯矿井的采煤工作面按气象条件或瓦斯涌出量确定需要风量, 补连塔煤矿为低瓦斯矿井, 其计算公式为: Q采=Q基本K采高K采面长K温 ( m3/min) 式中: Q采采煤工作面需要风量, m3/min; Q基本不同采煤方式工作面所需的基本风量, m3/min。Q基本60工作面控顶距工作面实际采高70%适宜风速( 不小于1m/s) ; K采高回采工作面采高调整系数, 工作面采高6.1m, K采高取1.5。K采面长回采工作面长度调整系数, 32301工作面长度301.5m, K采面长取1.4。K温回采工作面温度与对应风速调整系数, 经实测, 2-2煤工作面采面温度均小于20度, 风速取1.0, K温取1.0。Q基本=60工作面控顶距工作面实际采高70%适宜风速( 不小于1m/s) LMAX:最大控顶距为5.49m; LMIN:最小控顶距为4.62m;工作面所需风量Q基本=600.5( 5.49+4.62) 6.170%1=966m3/minQ采=Q基本K采高K采面长K温=9661.51.412028.6( m3/min) ( 1) 按瓦斯、 二氧化碳涌出量计算, m3/min式中: 工作面实际需要风量, m3/min; 该工作面回风巷风流中瓦斯或二氧化碳的平均绝对涌出量, 此处取CH4的涌出量为0.6 m3/min; 回采工作面涌出不均衡系数, 取1.7。则: =1000.61.7=102 m3/min。( 3) 按工作面温度选择适宜的风速进行计算 (m3/min) 式中: V采采煤工作面风速, m/s, 取1.8; S采采煤工作面的平均断面积, m2; 经计算: S采 =3( M0.3) 3(6.1-0.3)=17.4m(M为工作面采高)=601.817.4=1879.2 m3/min( 4) 按回采工作面同时作业人数计算需要风量: 每人供风不小于4m3/min, 综采工作面平均人数15人, 按交接班时40人计算( 加检查及其它人员) : Q采4N ( m3/min) =440=160 m3/min3.按风速进行验算: 取最大需风量2028.6 m3/min安全规程规定: 回采工作面最低风速为0.25m/s, 最高风速为4m/s600.25SQ采604S ( m3/min) 式中: S工作面平均断面积, 14.7m2600.2514.7Q采60414.7( m3/min) 即为220.5Q采3528 ( m3/min) 最后确定工作面选取风量为2028.6 m3/min附: 32301工作面通风系统图( 9) 第三节 其它相关系统3.1.供电系统供32301工作面电缆有两路, 一路接3变电所的G-5#高压柜上,另一路接3变电所G-