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1、第一章 地质概况第一节 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水平名称-425m 水平回采工作面名称右翼111采区1112-2工作面地面标高（m）+225+231井 下 标 高（m）-410m-445m地面相对位置该回采区域对应地表南部300米处为二台村庄，地表无水体，为村庄。回采对地面设施的影响该回采区域对应地表无村庄，无水体,为农田，工作面距地面垂直最近距离635米，无岩移对地面无影响。井下位置及其与四邻关系该工作面回风巷距上部1111采空区留有20米保护煤柱，左部为三段皮带井保护煤柱线距井筒30米，右部为1112-1采空区，下部为未采动区。走向长度（II2+3）平均12
2、0m倾斜长度平均110m面积（m2）13200第二节 煤 层工作面煤层情况见表2表2煤层厚度（m）5.06.0平均厚度煤层结构较复杂煤层倾角（）1821开 采 煤 层2+35.5m煤 种长焰煤稳定程度较稳定煤层情况描述该煤层为白垩系下统营城组上含煤段亚段煤组的2+3号煤层。该煤层结构复杂，中间含58层夹矸。夹矸的单层厚度一般在0.020.2m之间，多为深灰色泥岩，其余为灰白色砂质泥岩。煤层厚度在5.06.0m之间，平均为5.5m。本回采区域煤层赋存基本稳定，厚度变异不大。第三节 煤层顶底板工作煤层顶、底板情况见表4 顶层（II2+3）顶底板 表4顶、底板名称岩石名称厚度/m特征老 顶凝灰质砂岩
3、6.0灰白色，砂质结构，块状构造直 接 顶炭质泥岩1.5黑色，泥质结构，层状构造伪 顶灰色泥岩0.15灰黑色，泥质结构，层状构造 底 板 泥岩6.0灰黑色，泥质结构，层状构造第四节 地质构造本工作面，无岩浆侵入体，无陷落柱、火成岩侵入体。1112-2回采工作面无断层。表5第五节 水文地质从我矿井下采掘生产的多年实践活动来看,煤层顶、底板岩性多为泥岩类、凝灰质砂岩类，属弱含水层、隔水层，岩石岩体地下水系不发育，基本上不含水。本采区的上部是上阶段采空区，虽然在回采期间已经对上部采空区进行探放水，但在回采时仍必须坚持有疑必探的防治水原则，一旦工作面出现顶板有淋水、滴水、渗水等现象，应立即停止作业进行
4、探放水。第六节 其他地质情况1、 本区域内地质构造简单无断层，煤层赋存状态较稳定。 2、从以往回采区域所揭露出来的地质情况来看，本区域内的局部地段可能会出现小型褶曲现象，煤层厚度变异等自然地质状况。3、自燃发火期36个月，属类自燃煤层，应加强自燃防火工作。第七节 储量计算右翼1112-22+3煤层采面储量见表6所处区域1112-2煤层编号面 积（米2）厚度（m）容重（t/m3）储量（吨）地质量（吨）回采率（%）回采煤量（吨）1112-22+3132005.51.461059969398576表6附图：工程平面图 见附图一1112-2综采工作面剖面图 见附图二煤层综合柱状图 见附图三第二章 采煤
5、方法第一节 巷道布置一、工作面巷道布置及支护方式一矿1112-2综采工作面在矿井右翼，工作面为走向长壁开采，上下顺槽和开切眼沿煤层底板掘进，工作面平均倾斜长度为111m，走向平均长度为120m，回风顺槽为29U（36U）钢棚和锚网支护，运输顺槽为29U（36U）钢棚支护，拱形断面。回风顺槽：净宽4.2m，净高3.0m，净断面面积为11.26m2；运输顺槽：净宽4.2m，净高3.0m，净断面面积为11.26m2。 超前支护：回风顺槽超前支护长度不少于20 m，支护顶宽3.2 m，底宽3.2m，净高2.5 m；运输顺槽超前支护长度不少于20 m，支护顶宽3.2m，底宽3.2m，净高2.5m。二、回
6、采巷道支护方式根据煤层及顶底板岩石的力学性质，该煤层顶板较破碎稳定性差，底板松软。因此经可行性研究决定回风顺槽为锚网支护和29U（36U）钢棚支护，运输顺槽为U型钢棚支护。第二节 采煤工艺一、采煤工艺一矿1112-2综采工作面采用走向长壁综合机械化放顶煤方法开采。1、采放比煤机沿煤层底板割煤（从上至下或从下至上），上部顶煤由支架收回插板摆动尾梁进行放煤。割煤高度2.2m，放煤高度3.3m，采放比为1：1.5。生产过程中应依据煤厚变化及时调整采放比和放煤方式，减少后部放煤损失，提高工作面回采率。2、循环放煤步距根据我矿综放工作面的经验， 循环放煤步距定为：边采边放，即割一刀煤放一次顶煤，放煤步距
7、0.6 m。3、工艺过程： 割煤移架推前溜放煤拉后溜。 4、工艺说明：割煤方式：双向割煤，往返一次割两刀，端部斜切进刀割三角煤方式，斜切进刀长度不小于27m，截深0.6 m。5、放煤方式：根据一矿1112-2综采工作面煤层厚度和结构的情况，工作面一次放全高采用回收率较高含矸率较低的多轮顺序放煤的方式，放煤时可23架同时顺序进行，分23次放完支架上方顶煤，最后见矸关门。二、落煤方法1、采煤机的进刀采煤机由上（下）向下（上）割煤前，由回风巷（运输巷）沿工作面向下（上）退采煤机27 m后，开始向上（下）割三角煤至回风巷（运输巷）再由上（下）向下（上）割煤至溜子头（溜子尾）结束。采煤机从上（下）往下（
8、上）割透端头煤壁后，将两个滚筒的上下位置调换，继续进刀，从上（下）推移刮板运输机至平直状态，使得刮板运输机弯曲段为15m后，向上（下）斜切进刀，通过15m的弯曲段至27m处，使得采煤机进入刮板运输机直线段达到正常截割深度（即0.6m）。2、采煤机正常切割 采煤机正常割煤采用前滚筒在上部割顶煤、后滚筒在下部割底煤的方式。3、放煤放煤从下（上）往上（下）依次进行，首先打开放煤口放煤，当有矸石放出，关闭放煤口；再进入下一架的放煤，直至结束。放煤工序是各工序的关键，要按下列要求进行：（1）正规循环阶段：在煤机割煤的同时进行多轮顺序放煤，实行采放平行作业，采放点间距不小于15m。（2）放煤步距严格执行一
9、采一放。（3）放煤结束后应关闭放煤口。三、运输机上窜下滑管理1、回采前，技术科测量人员应在两顺槽标好点，每10m一个点，生产过程中每班班长把运输机头、尾的进尺，由技术科测量人员定期填图，根据现场实测数据确定调整数据。2、拉架时利用侧护板及时调整好支架，确保架间均匀，不挤架、不咬架。3、在调面过程中应保证工作面的工程质量，保证工作面运输机齐直。4、如果工作面斜长增大，出现两头都短的情况时，以运输机搭接卸载合理为主；机尾割不通时，采取开帮或延长一节溜槽。5、如果工作面斜长变小，运输机两头都长或者由于运输机上窜下滑导致机头、机尾无行人空间时，挂“停机行人”牌，坚持停机行人，并设专人警戒。6、运输机上
10、窜时，及时倒煤机电缆，以防电缆过紧出现机电事故。四、工序质量及要求工艺名称质量特征技 术 要 求割 煤端头进刀斜切进刀长度不低于22部支架，每刀截深0.6m煤壁平直（1）煤壁平直,与顶底板垂直；（2）无伞檐采高均匀采高控制在2.2m，100mm顶底板平（1）无台阶；（2）不留底煤；（3）支架前梁端至煤壁顶板冒落高度不大于300mm移 架支架直支架排成一条线，偏差不得超过50mm支架正支架与顶底板垂直；歪斜5顶梁平支架顶梁与顶板平行支设，最大仰俯角7架间距（1）支架中心距为1250mm，偏差不超过100mm；（2）架间距200mm；（3）相邻支架不能有明显错茬（不超过顶梁侧护板高的2/3；（4）
11、支架不挤、不咬，正常使用好护帮板支架初撑力初撑力24MPa或活柱再升量10mm移架步距（1）步距：600mm；（2）端面距340mm推前溜拉后溜运输机直（1）溜子直15m，弯曲角度500mm。五、采煤工作面正规循环生产能力工作面每日按6个循环组织生产，每个循环进度0.6 m，割煤高度2.2m，放煤高度3.3m，煤层平均厚度5.5m。日推进3.6m，月工作日30天，正规循环率95%，回采率93 %。循环产量：Q放=LMHRZ =1110.65.51.4693% =497（t）日产量：4976=2984（t）；月产量：29840.9530=85044（t）；月推进：60.6300.95=103（m
12、）；可采期：1112-2综采工作面可采走向平均长度120米，120/103=1.2（个月）；备注：L工作面长度。 M循环进尺。 F正规循环率95% 。 H采 高。 R容 重。 Z回 采 率 93% 。在实际生产中根据现场条件和加强技术管理可增加正规循环个数，提高工作面单产。六、提高回采率措施1、工作面过断层时要按照措施施工，提高回采率，保证煤质。2、生产过程中，煤机割煤沿煤层底板推进，放煤时加强管理，遇大块时必须用后插板破碎，减少丢煤。七、调采措施原则：下出口超前上出口5m10 m时伪上2左右调采结束。（一）工作面调采1、（1）调采原则工作面调采加短刀35刀后通采一刀结束后，再加短刀再通刀。（
13、2）调采方法采用快速调采，对工作面进行“长”、“短”刀穿插割煤。“长”刀，即工作面全长割煤；“短”刀，即采煤机割煤距离短于工作面长度。2、（1）调采工艺要求支架工调采期间严格按线进行拉架，并顺直工作面全部支架。以此形式加刀最终将工作面调正。无论采煤机割“长”刀或是割“短”刀，要求割煤保证采高，煤壁割直，顶、底板割平，顺平、顺直溜子。（2）调采保证工作面良好工程质量工作面保证“三直、二平、一净、二畅通”。即：煤壁直、溜子直、支柱直，前溜平后溜平：架间干净，两出口畅通。及时调正支架，保证工作面支架不出现挤架、咬架和歪架现象。（二）防止前、后部刮板运输机上窜下滑工作面在运输机机头或机尾附近连续调采时
14、，势必会引起设备的上窜、下滑，导致前、后部刮板运输机和顺槽运输机搭接不合理，前后溜子返货或下货困难，必须采取以下几方面措施：1、根据前部刮板运输机上窜下滑量，在各班生产中严格掌握工作面两端头进尺。2、调采期间根据前溜子活动方向安排支架工朝单一方向推溜子。3、支架工随拉架随调整支架，保证支架架间距均匀，并和前部刮板运输机垂直。4、后溜子使用3-4个油缸均匀布置后溜槽上，向上斜拉后溜，拉后溜前先将斜拉油缸收紧，防止后溜下滑。（三）加强调斜开采期间的顶板管理支架上方为硬度较小的顶煤，生产过程中，由于工作面局部支架微调，不可避免会对顶煤（板）反复支撑，造成顶煤（板）不同程度破坏，为此，调斜期间必须加强
15、顶板管理。1、下顺超前支护段结合现场顶板压力情况采用加打单体或抬棚方式加固。2、调斜开采期间，必须加强支架初撑力管理，保证支架“位置正”、“升得实”、“架间距均匀”，支架有良好的受力状况。3、对顶板破碎处，必须安排支架工及时拉移超前支架。拉移时，必须执行带压移架。4、当工作面顶板处在初次来压和周期来压时，必须保证工作面两头正常推进速度。（四）调采期间施工安全技术措施1、生产初期及调采期间，个别支架前梁、顶梁架间距偏大。当打开支架侧护板后，如果仍然不能封闭架间空隙，则必须在架间支设单体木梁，防止架间漏煤矸伤人。2、生产期间，任何人不能正对着前、后溜头方向站立，以防大块煤矸窜出伤人。3、调斜开采期
16、间，人员进入架间行走，防止煤壁片帮伤人。4、要保证溜头出口和顺槽溜子人行道出口畅通，符合人行道宽度要求。5、支柱工在工作面溜头支改单体时必须将前、后溜子停机闭锁。6、对接顶不实的支架，必须安排有经验工人及时进行接顶 。第三节 设备配置综采设备选型：根据1112-2综采工作面顶底板岩性、煤层赋存状况和矿压参数，该面选用以下设备：1、支架：本工作面使用ZFG4800/18/32过渡支架3部，ZFG3600/16/27过渡支架1部，用在工作面下部位置； ZF3600/14/26支架84部，用于工作面支护，工作面逐渐变长随回采随加装支架。2、采煤机：为MG160/390WD型采煤机，采煤机最小割煤高度
17、为1500mm，最大的割煤高度为3000mm。3、刮板输送机：工作面前后输送机一致，均为可弯曲刮板输送机，输送机型号：SGZ630/160，运输能力：500t/h。 4、皮带输送机：顺槽皮带输送机型号为：SSJ800/400，宽度0.8m，运输能力1100t/h。5、顺槽破碎机型号为：PLM1000，破碎能力：700-900t/h。6、另配有流量为160L/min的乳化液泵。附图：1112-2综采工作面设备布置示意图 见附图四 第三章 顶板控制第一节 支护设计一、液压支架支护强度验算：Pt=KhYR=9.812.22.56=323.73KN/m2式中：Pt采场压力，KN/m2。 h采高，取最大
18、值2.2m。 Y顶板岩石容重，2.5t/m3。 R上覆岩石厚度和采高之比，取6。 K系数取9.81 N/kg。经计算得：Pt =323.73（KN/m2），即工作面支架额定工作阻力应不小于323.73（KN/m2），本工作面采用ZFG4800/18/32、ZFG3600/16/27过渡支架和ZF3600/14/26型支撑掩护式液压支架，最大支护强度为753KN/m2、650KN/m2和830KN/m2，故支架选型合理。二、单体钢段支护强度验算：Rt=Khyr=9.812.22.56=323.73KN/m2式中：Pt采场压力，KN/m2。 h采高，取最大值2.2m。 y顶板岩石容重，2.5t/m
19、3。 r上覆岩石厚度和采高之比，取6。 K系数取9.81 N/kg。R1= KgKzKbKhkaR=0.990.950.911240=203.148KN式中：Kg支柱工作系数取0.99。Kz支柱增阻系数取0.95。Kb不均匀系数取0.9。 Kh采高系数取1.0。 ka倾角系数取1.0。 R支柱初承力240KN。经计算R1=203.15KN，支护密度n=Pt/R1=323.73/203.148=1.59356根/m2。回风道、溜溜子道超前支护段：确定单体排距为1.0米，则8/3.21.0=2.5根/m2，大于1.59356根/m2，符合要求。第二节 矿压观测一、矿压观测内容观测内容主要有：对上下
20、两巷的单体和工作面支架压力进行观测，在顺槽中进液管路上安装一块压力表，该压力表读数不小于24MPa。二、矿压观测方法及时间要求1、工作面电子压力表分别安装在 10#、20#、30#、40#、50#、60#、70#、80#支架前立柱上，每10个支架安装一块压力表，每班记录一次。2、对上下两巷的单体压力每天观测1次，填好记录，根据矿压显现数据大小采取加打单体或抬棚等措施加强支护。第三节 工作面顶板控制一、正常工作时期顶板支护方式采用追机移架的方式对顶板进行及时支护。在采煤机割煤后，先移支架，再推（拉）移运输机，采用带压移架的方式移架。正常移架要滞后采煤机后滚筒距离不超过10部支架，顶板破碎时要紧跟
21、前滚筒移架，工艺为割煤移架移运输机，移架步距0.6m。工作面最大控顶距煤壁距顶梁尾4.2米，最小控顶距煤壁距顶梁尾3.6米。移架顺序为：1、采煤机向下（上）端正常运行时, 滞后采煤机后滚筒距离不超过10部支架移架(顶板破碎时可紧跟前滚筒移架)。2、采煤机割煤并移架后，及时将支架的前插梁、护帮板伸出护好顶和帮。3、在采煤机割煤时，超前采煤机前滚筒3部支架将前插板和护帮板收回。管理要求：1、工作面拉移支架要严格达到本规程制定的工序质量技术要求。2、加强工程质量是控制工作面顶板的根本途径，工作面应动态达标，确保“三直、两平、一净、两畅通”的质量要求。3、支架与泵站系统的完好是确保支护质量的关键，要加
22、强支架与泵站的维修，严禁带病作业，杜绝系统的窜漏液，乳化液配比达到35%。4、加强支架初撑力的管理和监督，确保支护质量，支架初撑力不得小于24MPa。5、煤机过后要及时跟机伸出前插板和护帮板护帮，拉架要及时，移架与煤机后滚筒距离不超过10架；若顶板破碎，必须及时带压拉超前架。6、当出现泵站压力不足时，要及时停机，查明原因后方可开机移架。二、特殊时期的顶板控制1、来压及停采前的顶板控制（1）根据工作面的推进情况，应加强来压的预测预报工作。（2）工作面支架及上下超前支护段所有单体支柱必须达到初撑力。即：支架24MPa，上下端头单体支柱11.8Mpa（9吨），上下超前支护单体支柱6.5Mpa（5吨）
23、。（3）加强上下端头顶板控制，要提高支护质量，加大支护密度，防止出现端头冒顶。（4）工作面停采时要编制停采措施，加强顶板控制。（5）上下端头架子靠不到帮时用单体钢辅助支护。（6）来压时帮顶破碎时，根据实际情况追机拉架子或拉超前支架并及时打开护帮板。（7）片帮漏顶严重时采用单体配合木料刹顶，打贴帮柱等措施。2、过断层及顶板破碎时的顶板控制(1)上下两道超前支护必须保证高度，保证单体支护强度，及时更换卸压单体支柱。 (2)超前支护段帮顶用木料刹严，并接实帮顶。 (3)当工作面遇到断层时，当班班长必须每班观察超前支护范围内巷道顶板情况，发现问题及时处理。(4)过断层时，采用适当降低采高（不大于200
24、mm）调整开采层位的方法使工作面拉底或抬底通过。(5)根据现场实际情况正确控制工作面开采层位：层位调整原则：当工作面破底采岩石时岩石厚度超过300mm采用爆破的方法对岩石进行预松动，采煤机不得割岩石。调整开采层位时拉底每刀不大于300mm，抬底每刀不大于200mm。工作面揭露断层时，工作面破岩段可通过适当拉底、抬底的方法减少破岩量。过断层期间工作面支架紧跟前滚筒拉超前支架，及时伸出前插梁打开护帮板护好帮顶，防止煤壁片帮。 支架初撑力必须符合要求，确保支架顶梁接顶严实，过断层时带压移架，以支架能够前移时停止降柱，严禁多降尽量减少顶板松动，顶板压力大时可少拣货或不拣货。 过断层期间顶底板必须割平，
25、保证支架间高低错差不超过侧护板高度的 2/3。第四节 顺槽及两端头顶板控制一、上下顺槽支护1、回风顺槽超前支护：超前支护长度不小于20米，支护形式为：05米（不小于5米）使用单体木梁，一梁两柱替换U钢，并在上帮、中间、下帮加单体钢三道双抬棚，520米U钢梁下打单体中心顶子。2、运输顺槽超前支护：超前支护长度不小于20米，支护形式为：010米（不小于10米）使用单体木梁，一梁两柱替换U钢，并在上帮、中间、下帮加单体钢三道双抬棚，1020米U钢梁下打单体中心顶子。3、支护质量控制标准 回风道、溜子道超前支护：抬棚单体排距（沿走向）为1.0米，柱距（沿倾向）为0.8米，人行道侧宽度为0.8米，顶板用
26、背板（圆木）接实帮顶，背板（圆木）规格：圆木直径不小于18cm，长度为3.2米。超前支护中间抬棚单体和中心顶子单体支柱穿铁鞋，上下端头和其他单体穿木鞋。超前支护帮顶铺金属网，网间对边连接好，网扣不大于200mm，超前支护中心顶子不够高时使用单体木梁棚一梁三柱代替，保证支护强度。回风道、溜子道锚网支护段：回风道超前支护打不了中心顶子，520米采用单体木梁棚一梁三柱；溜子道超前支护打不了中心顶子，1020米采用单体木梁棚一梁三柱，背板（圆木）规格：圆木直径不小于18cm，长度为3.2米，净高2.5米，帮顶用木料接严刹实，待工作面推过锚网支护段后，执行原规定。（1）若巷道压力显现明显增大，采取增加超
27、前支护距离和支护密度，提高支护强度。（2）在超前支护范围内，对于片帮变形严重、受水平方向作用力造成单体支柱歪斜或行程小于200mm的单体必须提前支改。（3）当支护方式不适应现场要求时，必须及时编制补充措施，确保支护强度。（4）支柱纵横成线，前后偏差不大于100mm。加压结束后继续给压时间不小于15S。（5）支柱应支到实底，并做到迎山有力，在规定的超前支护范围内单体液压支柱初撑力不小于50kN（即6.5MPa），不得出现空载支柱。（6）不得使用失效的单体液压支柱、钢梁等，随工作面推进回风道超前支护单体木梁棚，使用单体半拉瓜一梁两柱进行替换，替换后及时进行拉架护好顶板，半拉瓜规格:不小于2.0米长
28、半圆木。（7）所有单体液压支柱三用阀方向一致，朝向空区侧，并挂牌管理。（8）两巷巷道高度不得低于2.0米，人行道侧宽度为0.8米。（9）单体支柱活柱行程不得小于200mm不得大于800mm，支柱最大支设高度必须小于设计最大高度100mm。（10）所有单体与U钢、木梁、钢必须用铁丝拧牢，防止单体倾倒伤人。二、工作面上下端头（1支架以下，上部最后一个支架以上）的顶板控制1、上端头顶板控制（1）上端头支架和上帮间距大于0.8米时，采用4米长钢，每组4根钢，其中两根为一对，每组间距0.8米，排距1.0米，单体柱距0.8米（沿倾向），排距1.0米（沿走向）随推进随往外窜。（2）工作面上部第一部支架距回风
29、道下帮（回风道与工作面变坡点位置）大于0.5米时及时加装支架，但最上部支架距回风道上帮保持0.8米以上的空间。2、下端头顶板控制（1）工作面下端头采用3对钢棚，其中跨溜子头为两根4.0 m钢配合两根5.5 m钢使用，柱距（棚距）0.8 m，排距1.0米，顶板铺金属网，与超前支护抬棚相连接。上帮5.5米长钢与1#支架距离超过0.8米时必须加打抬棚，加强支护。（2）1#过渡支架上方顶板破碎时必须在支架顶梁或前探梁上方用木料与顶板接实。（3）当端头顶板压力较大、顶板下沉严重时，拉1#架之前必须在靠近1#架外侧位置支设临时支柱，加强顶板控制。（4）当端头顶板压力较大、顶板下沉严重时，拉1#架有歪架的趋
30、向时，拉架前必须在支架下侧紧贴侧护板位置支设两根单体液压戗柱或戗棚支住1#架进行防倒。3、上端头回收时及时窜钢，下端头回收钢时每割一刀后其他钢不动，下端头后排钢梁往前窜，直至能够卸掉下端头后排钢为止，运到超前支护前面架上抬棚，循环使用，减轻对顶板的松动，减少顶板下沉量。4、端头回收钢时由下帮侧向上帮侧逐架进行回收，回收前将金属网连接好，防止窜货。三、支护材料管理1、备用单体数量不少于使用单体总数的10%。2、各种坑代品规格为1.0米长小柈、2.0米长半拉瓜及2.0米长圆木、3.2米长圆木、小道木、金属网、2.2米、2.5米、2.8米长单体支柱等，各种支护材料备用数量不少于三个小班的正常使用量。
31、3、各种坑代材料在上下两道超前支护以外指定地点码放整齐，并挂牌管理。4、各种坑代材料由跟班段长负责统计数量，备用数量不足时及时汇报并通知下料人员及时下料，保证备用数量。四、压风自救硐室、瓦斯抽放硐室，位置、规格、支护形式 压风自救硐室中压风自救系统为ZYJ(A)矿井压风自救装置，每个压风自救硐室4组。供水施救系统配备在每个压风自救硐室中，引自地面到井下的自来水管路，压风自救硐室安设固定电话保证与地面联系畅通。1）压风自救硐室在1112-2综采运输顺槽和回风顺槽，距综采工作面40m范围内，瓦斯抽放硐室在1112-2综采回风顺槽，距综采工作面30m范围内，硐室规格为：净高2200mm，净宽3000
32、mm，硐室深3.0m，矩形断面。 2）硐室采用单体钢或圆木棚支护，帮顶铺设金属网，钢或圆木长度3200mm，两梁五柱或一梁三柱，棚距800mm。单体必须穿好木鞋，木鞋规格：30015070mm。 3）金属网用8铁线编制而成，菱形结构，规格为4500900mm。4）金属网要紧贴煤壁，网间必须搭接紧密，网扣不大于200mm。附图： 工作面平面布置图 见附图五超前支护示意图 见附图六第四章 生产系统第一节 运输系统运煤系统：1112-2综采工作面1112-2溜子道121采区运输上山 -425右运输巷 -425石门 -425煤库三段皮带井 -345煤库二段皮带井 -80煤库主井 -地面运料系统：地面副
33、井 -80副井车场 -80联巷 -80材料井车场二段材料井 -345二段材料井车场 -345联巷 -345石门111采区回风上山1112-2回风道-1112-2综采工作面第二节 “一通三防”一、通风设施及设备通风设施风门：为了调节工作面风量，在工作面回风道选择一帮顶良好区段设置两道永久调节风量门，风量门构件齐全、利用风量窗调节工作面风量，风量窗上安设可调节插板，插板上安设固定插板螺丝，风量调节后能够固定风窗面积，使其不易随意改变。测风站：在1112-2综采工作面入、回风道分别设置测风站一处，测风站内悬挂测风牌板，矿井每10天进行1次全面测风，工作面和其他用风地点，根据实际需要随时测风，并将测风
34、结果填入测风牌板上（测风站设置位置如附图八所示）。要求：回风测风站A、回风测风站用木板施工，总长度为6.0米，有效长度为4.0米。B、围板采用对接方式与帮、顶、接靠，施工完毕后满抹平整。C、该测风站施工完毕后对其刷白并悬挂测风牌板。入风测风站A、入风测风站对其支护（29U钢）刷白。B、刷白长度为7架棚，长度为5.6米。C、该测风站施工完毕后并悬挂测风牌板。二、1112-2综采工作面风量计算（1）本工作面与1112-1综采工作面属于同一煤层，故该工作面绝对瓦斯涌出量参照1112-1综采工作面为3.48 m3/min。（2）该工作面瓦斯排放可采用瓦斯抽放和风排两种方法进行。瓦斯泵站设置在-345m
35、水平靠近材料井车场附近，型号为2BEA-353-0、流量为95m3/min、效率为60%、按抽放浓度平均为5%进行计算，因1112-2综采工作面和1131底层综采工作面使用同一台瓦斯泵抽排，抽放流量分别按50%进行计算：抽排瓦斯为9560%5%50%=1.43m3/min，同时需要风排为3.48-1.43=2.05m3/min。（3）风量计算：按“规程”规定每个采煤工作面实际需风量，应按瓦斯或二氧化碳涌出量、爆破后的有害气体产生量、工作面的温度、风速以及人数等因素分别进行计算后，并取其中最大值作为该工作面风量。、按瓦斯涌出量计算：Q100Qk1002.051.48303m3/min 、按工作面
36、温度计算：Q60VS601.26.25450m3/min式中：采煤工作面空气温度1820时，风速取1.2m/s，1112-2工作面平均断面为6.25m2。、按工作面最多人数计算：Q4N440160m3/min 式中：采煤工作面同时工作最多人数为40人。 通过以上计算，1112-2综采工作面配风风量确定为Q=450m3/min、按风速进行验算按最低风速验算，工作面的最小风量 Q0.2560S156.2594m3/min按最高风速验算，工作面的最大风量 Q460S2406.251500m3/min。经上述计算94m3/min450m3/min1500m3/min。故：1112-2综采工作面配备风量
37、为450 m3/min符合风速要求。初放顶期间，由于工作面后排顶板不易垮落，造成后排空间大，后排瓦斯不利充分稀释排出，因此此时工作面增加风量50m3/min，即工作面总风量为450m3/min +50m3/min =500 m3/min。三、1112-2综采工作面通风路线（1）通风方式：1112-2综采工作面为独立通风，采用“U”型通风方式，即由一条进风巷（运输巷），一条回风巷和工作面构成。（2）1112-2综采工作面入、回风风流流经路线入风风流路线：地面一段主井、副井入风一段主井、副井车场-80联巷二段材料井、皮带井 -385联巷三段材料井、皮带井 -425联巷 -425石门 -425右运输
38、巷121采区运输上山1112-2综采运输巷1112-2综采工作面回风风流路线：1112-2综采工作面1112-2综采回风道111采区回风上山 -345石门 -345联巷 -345风井车场二段风井 -80集中回风总排一段风井主扇地面四、瓦斯防治（一）瓦斯检查1、1112-2综采工作面每小班配备专职瓦斯检查员两名，瓦斯检查员负责入风流、工作面、工作面后排空区、上隅角及回风流的瓦斯检查，并负责零米风障的挡设工作，风障长度不得小于8米，从零米向上沿后排挡设，且上要封顶下要落底并挡严。2、瓦检员负责检查工作面、上隅角及回风流中各种有害气体浓度（CO、CO2、CH4等）及温度变化，每班检查不少于三次且时间
39、均匀，每次检查结果必须记入瓦斯检查手册、检查牌板上、汇报调度及通知现场作业人员，升井后认真填写瓦斯检查日报，做到井下牌板、检查手册、瓦斯台帐“三对口”。3、1112-2综采工作面瓦检员、工作面班（组）长及电钳工等特殊工种进入本采区时均佩戴完好、准确的便携式瓦斯检测报警仪。4、现场一旦瓦斯超限，瓦检员有权立即组织人员撤离工作地点，将人员带到全风压新鲜风流中，待查明原因处理后，符合恢复生产条件时方可通知作业人员进入施工现场作业。（二）瓦斯监测监控1、分站设置地点：-425石门，矿井监控系统型号为KJ667，分站型号为KJ667N,分站必须上架距离地面高度不小于300mm。2、在采煤机、上隅角、工作
40、面、抽放钻场及回风流中分别安设各类传感器。（1）采煤机甲烷传感器：设置于采煤机上（随机传感器），报警浓度1.0%，断电浓度1.5%，复电浓度为1.0%。断电范围采煤机电源。（2）上隅角悬挂便携式甲烷检测报警仪，报警浓度1.0%：距后排空区800mm，距顶板300mm，距帮200mm。（3）工作面甲烷传感器：距工作面硬帮10m，距顶板300mm，距帮200mm。传感器报警浓度1.0%，断电浓度1.5%，复电浓度为1.0%。断电范围采煤工作面及其回风道内全部非本质安全型电器设备。（4）回风道甲烷传感器：距全风压回风口1015 m处（设置在距离边界上山上口以里1015m），距顶板300mm，距帮20
41、0mm。报警、断电浓度1.0%，复电浓度1.0%。断电范围采煤工作面及其回风道内全部非本质安全型电器设备。（5）回风道一氧化碳传感器：距全风压回风口1015 m处（设置在距离边界上山上口以里1015m），距顶板300mm，距帮200mm。报警浓度为0.0024%。（6）回风道温度传感器：距全风压回风口1015 m处（设置在距离边界上山上口以里1015m），距顶板300mm，距帮200mm。报警值为30。（7）回风道风速传感器：回风道测风站处，并且垂直风流方向用铁架固定，前后10 m内无分支风流、无拐弯、无杂物障碍、无断面变化、能准确测定风量的地点，报警范围：风速低于0.25m/s或超过4.0m
42、/s时。（8）回风钻场甲烷传感器：传感器设置在钻场内，距顶板300mm，距帮200mm报警浓度1.0%，断电浓度1.5%，复电浓度为1.0%。断电范围钻场内全部非本质安全型电器设备。（9）回风流绞车及其它电气设备甲烷传感器：传感器设置在绞车及其它电器设备上风侧10-15m处，距顶板300mm、距帮200mm、报警浓度1.0%、断电浓度1.0%，复电浓度为1.0%。断电范围被监控电器设备的开关使其断电。3、瓦斯抽放监控系统,按要求设置温度传感器、压差传感器、压力传感器、高浓甲烷传感器、高浓一氧化碳传感器、流量计等。4、现场一旦瓦斯超限报警，施工人员立即停止作业，并通知调度，由瓦检员负责通知作业人
43、员到全风压新鲜风流中，待查明原因处理后，符合安全生产条件时方可通知作业人员施工作业。五、瓦斯抽放系统1112-2综采工作面平均倾斜长度为111m，走向平均长度为120m，煤层倾角平均为19，煤平均厚5.5m，工作面采用走向长壁后退式开采，下顺槽入风，上顺槽回风，工作面为“U”型通风系统。为了防止采空区高浓度瓦斯涌入采场作业空间，威胁作业人员安全，因此采取对1112-2综采工作面的瓦斯治理尤为重要。根据以往瓦斯治理实践经验，采煤工作面采取综合防治措施才能彻底根治瓦斯，结合我矿实际，对采煤工作面根治瓦斯的措施主要有：风排瓦斯；边采边抽。其中风排瓦斯不能彻底起到根治作用；只有采取多种形式的瓦斯抽放才能根治瓦斯，这种方法既安全又有效（详见瓦斯抽放专项设计）。（一）高位抽放 根据采空区瓦斯赋存状况，首选高位抽放瓦斯，在回风道沿倾斜方向开掘高位钻场，每30m布置一个高位抽放钻场（如附图九所示）。1、钻场布置开采时在回风顺槽距开切眼30米处施工第一个高位抽放钻场，第二钻场距第一钻场30米，以此类推其余钻场相隔距离均为30米；钻场尺寸要求：宽3.2米、高2