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1、 目 录第一章 工作面概况4第一节 工作面概况4第二节 工作面四邻情况、采掘情况及影响范围4第三节 工作面参数及储量4第二章 地质情况5第一节 煤层赋存特征5第二节 地质构造情况5第三节 围岩及其特征6第四节 瓦斯、火、煤层情况6第五节 水文地质情况7第三章 采煤方法及其工艺流程7第一节 工作面巷道及设备布置7第二节 采煤方法9第三节 采煤工艺9第四章 顶板控制管理及支架说明书11第一节 工作面支架支护说明11第二节 工作面顶板管理13第三节 上、下端头及安全出口顶板管理15第五章 工作面矿压监测18第一节 工作面矿压监测的内容和方法18第二节 两巷回采期间的矿压监测19第三节 矿压监测管理要
2、求及安全技术措施19第六章 生产系统20第一节 一通三防20第二节 主、辅助运输系统24第三节 供电、排水、通讯、照明等系统26第七章 安全质量管理28第一节 工程质量验收要求28第二节 文明生产管理要求30第三节 煤质管理要求30第四节 机电设备管理要求31第八章 劳动组织及循环图表35第一节 劳动组织35第二节 正规循环作业图表35第九章 工作面主要技术经济指标36第十章 重大危险源及有害因素辩识36第十一章 安全技术措施38第一节 一般规定38第二节 防治水措施39第三节 瓦斯事故防治措施39第四节 火灾、煤尘爆炸事故防治措施42第五节 工作面顶板事故防治措施42第六节 机电设备防护措施
3、47第七节 材料设备的运输安全技术措施49第八节 其它特殊作业的安全技术措施50一、停风后的应急措施50二、皮带运料的安全措施51三、防止大溜窜动措施51四、机头（尾）错刀安全措施52五、人员进入煤墙作业安全技术措施53六、移动电气列车操作安全技术措施53七、KTC101Z通讯控制系统维护措施54八、打大炭块安全技术措施54九、推移转载机安全技术措施55十、架设单体柱型梁棚安全技术措施55十一、 架设单体柱大板棚安全技术措施56十二、 局部设备防倒、防滑安全技术措施57十三、 机头（尾）三角区机电设备防护安全技术措施57十四、机尾三角区清煤作业安全技术措施58十五、巷道低洼处安全作业管理措施5
4、8十六、工作面初采安全技术措施59十七、回采过程中使用单体推移支架安全措施60十八、 起吊重物及大件安全措施60十九、尾巷回收锚杆、托盘、索盘安全措施61二十、刮板运输机运立柱安全技术措施：61二十一、工作面过断层的安全技术措施62二十二、工作面过空巷安全技术措施：63二十三、防止煤层变薄的措施63二十四、工作面防探水安全技术措施64二十五、初次来压及周期来压期间的安全技术措施66二十六、其它安全措施68第十二章 工作面避灾路线69第一节 避灾原则69第二节 避灾路线69第三节 六大避险系统70二、人员定位系统72三、紧急避险系统73四、压风自救系统：75五、供水自救系统76六、通讯联络系统7
5、7 附图：1. 工作面巷道布置示意图 31 2. 工作面设备布置平面示意图 323. 端部进刀方法示意图 334. 工作面平面支护示意图415. 工作面两巷支护示意图426. 通风系统示意图 图617. 监测监控系统示意图628. 综合防尘系统示意图639绞车设置及固定示意图6410.工作面供电系统示意图6-511.工作面排水系统示意图6612工作面通讯系统示意图6713.工作面照明系统示意图6814.工作面正规作业循环图表图8115.工作面避灾路线示意图121第一章 工作面概况第一节 工作面概况1、xxxx工作面开采2#煤层，工作面标高12001220m。2、井下位置：该工作面位于主井东翼，
6、为技改后的首采工作面。3、地面位置：位于xx副井南边山坡地带，对应地表均为山地，无建筑物。4、地面标高：14081450m。5、在工作面内距运输巷口25m位置，有一条平行运输巷的空巷，长度65m。回采时要制定过空巷措施。第二节 工作面四邻情况、采掘情况及影响范围1、工作面四邻、采掘情况：东为xxxx未采工作面，西为主斜井保护煤柱，南为xxxx煤矿采空区保护煤柱，北为xxxx保护煤柱。2、回采对地面设施的影响：据初步调查，该工作面对照地表均为山地，附近地面有xxxx村民房，但其保护煤柱线距该工作面最近距离72米；地方公路xx公路基本上与工作面顺槽方向平行，该公路保护煤柱距离工作面最短距离260米
7、，所以建筑物、公路不会受回采时引起的地面下沉或裂隙的影响。第三节 工作面参数及储量本工作面沿倾斜布置，倾斜方向运输巷、回风巷长度均为343m,东运输大巷留设护巷煤柱30m，回采长度313m；切眼长度154.3m；煤层平均厚度1.2m，计算厚度1.2m；容重为1.35t/m3，回收率按97%，则：工业储量：313154.31.21.35=78239（t）可采储量：工业储量97=7823997=75892（t）可 采 期：313(0.612)=44(天)其 中：0.6为循环进度，12为日循环个数。第二章 地质情况第一节 煤层赋存特征xxxx工作面进风巷布置在2煤层,本区内岩（煤）层为一NW22。单
8、斜构造，赋存稳定，倾角180。煤层结构简单，属低磷、低硫、中灰，具粘性，高发热量之优质动力用煤。2#煤层为焦煤，黑色块状、条带状和粒状结构，呈弱沥青光泽，为光亮-半光亮型，平均厚度为1.2米，坚固系数为22.5。煤层柱状图 图21 普 氏 硬 度 表 表21普氏硬度（f）煤层夹矸直接顶直接底22.53.03.5第二节 地质构造情况本工作面为综采工作面，整体上看，该工作面是一个NW22。的单斜构造，煤层倾角18之间，在工作面运输巷掘进时，距东运输大巷43m位置揭露F1断层； 回风巷掘进时，距回风大巷266m位置揭露F2断层、切眼掘进时距回风巷20m位置揭露F3，从目前已揭露的巷道看，未发现影响回
9、采的其它地质构造。详见断层特征表 表22。 断 层 特 征 表 表22构 造走 向倾 向倾 角性 质落差（m）对回采的影响程度F11021225正1.0有F212521530正2.0有F331622635正1.2有第三节 围岩及其特征围岩及其特征见表23所示。煤（岩）层综合柱状图见图21 围 岩 及 其 特 征 表23煤层顶底板情况顶底板岩 性厚 度（m）岩性描述老 顶细砂岩1.34灰白色、水平层理发育，以石英石为主，质地硬，不易垮落。直接顶泥岩9.5灰白色、质地较硬，能自行垮落。伪 顶泥岩0.20.3灰白色、质地较硬，层理发育，与煤层粘结致密，随煤层能自行垮落。直接底泥岩1.8黑灰色、致密，
10、层理不清，质地软，易底鼓。老 底细砂岩2.5灰黑色，以石英石为主，质地硬。第四节 瓦斯、火、煤层情况1、煤层瓦斯与二氧化碳：矿井瓦斯相对涌出量为1.956m3/，绝对涌出量为1.35m3/min。属低瓦斯矿井，无煤层瓦斯与二氧化碳突出危险的倾向性。2、煤尘：经2煤层煤样检验，煤尘爆炸指数为34.17%， 煤尘有爆炸性。3、煤的自燃发火倾向性：根据2#煤层自燃倾向性试验，煤的吸氧量为0.7/，为级自燃煤层。4、冲击地压与应力集中区域危险性：地压正常。5、地温：地温正常。第五节 水文地质情况1、工作面老顶为细砂岩，派生断层和裂隙较发育，掘进过程中有淋水出现，水量为每小时0.10.4m3。2、xxx
11、x回采工作面东西两边是实煤区，北邻东运输大巷，南边是杏岭西采空区，采空区积水已从xxxx回风巷343m处放出，在采空区边界个别低洼地点可能有少量积水。通过钻探，回风巷距老空区有31m，运输巷距采空区有60m。以上情况可以判定，xxxx工作面不存在水害威胁。第三章 采煤方法及其工艺流程第一节 工作面巷道及设备布置1、工作面巷道布置工作面沿倾斜布置，煤层倾角18，切眼长154.3m，沿倾向推进；可采长度：运输巷、回风巷均为313m。工作面巷道布置见图31所示。2、工作面巷道支护特征1）运输巷采用锚网+钢筋托梁+锚索支护：顶板支护：使用f181800普通圆钢锚杆，采用1支K2360和1支Z2360锚
12、固剂锚固，锚固力64KN，锚杆预紧力矩200N.m。采用规格为40001000mm的金属经纬网、双钢筋托梁护顶，锚杆布置：矩形布置，间距900，排距900mm。锚索加强支护：锚索材料规格为f17.8，长度6500mm，17股高强度低松弛钢绞线，钻孔直径28mm，采用2支ck2360和1支z2360树脂药卷锚固锚索，预紧力160KN。锚索布置：巷道跨中位置安置一根锚索，相邻两根锚索间距为4500mm。回采侧巷帮支护：使用f181800玻璃钢锚杆。采用1支CK2360和1支Z2360锚固剂锚固，锚杆预紧力矩不得小于40N.m，锚固力64KN。网片：使用规格为20001000mm的阻燃塑料网进行护帮
13、，锚杆间距800mm，排距900mm。非回采侧巷帮支护：使用f181800普通圆钢锚杆。采用1支CK2360和1支Z2360锚固剂锚固，锚固力64KN，锚杆预紧力矩200N.m，采用规格为20001000mm的金属经纬网、双钢筋托梁护帮，锚杆间距800mm，排距900mm。2）回风巷采用锚网+钢筋托梁+锚索支护：顶板支护：使用f181800普通圆钢锚杆，采用1支CK2360和1支Z2360锚固剂锚固，采用规格为38001000mm的金属经纬网、双钢筋托梁护顶，锚固力64KN，锚杆预紧力矩200N.m。锚杆间距800mm，排距900mm。锚索加强支护：锚索材料规格为f17.8，长度6500mm，
14、17股高强度低松弛钢绞线，采用2支ck2360和1支z2360树脂药卷锚固锚索，预紧力160KN。锚索布置：巷道跨中位置安置一根锚索，相邻两根锚索间距为4500mm。回采侧巷帮支护：使用f181800玻璃钢锚杆。采用1支CK2360和1支Z2360锚固剂锚固，使用规格为20001000mm的阻燃塑料网护帮，锚杆预紧力矩不得小于40N.m，锚固力64KN。锚杆间距800mm，排距900mm。非回采侧巷帮支护：使用f181800普通圆钢锚杆，采用1支CK2360和1支Z2360锚固剂锚固，采用规格为20001000mm的金属经纬网、双钢筋托梁护顶，锚固力64KN，锚杆预紧力矩200N.m，锚杆间距
15、800mm，排距900mm。巷道断面、 支护形式如下表31所示 。巷 道 支 护 状 况 表 表31巷道名称支护型式净断面支护规格排 距主要用途设 备运输巷全 锚 网8.8矩形4.02.2m0.9m进风、运煤列电皮带等回风巷全 锚 网7.92矩形3.62.2m0.9m回风、运料绞车等3、工作面设备布置及技术特征工作面设备布置及技术特征见表32所示。工作面设备布置平面图见图32所示。第二节 采煤方法本工作面采用倾向长壁一次采全高综合机械化采煤法，顶板管理采用全部垮落法。本工作面切眼长154.3m，循环进度0.6m，采高1.6m（包括采伪顶0.20.3m、煤层厚度1.2m、割底0.10.2m），回
16、收率为97，一采一移（移支架、溜子）为一个循环，循环产量为：Q循环Q采154.31.60.61.3597%194t第三节 采煤工艺1、循环工艺1）进刀方式 本工作面采用端部割三角煤斜切进刀双向割煤，进刀距离45m。详见端部进刀方法示意图332）推溜、移架方式本工作面推溜、移架全部为支架内手把操作。移架采用邻架操作。2、工艺详细说明及要求1)回采工序 采煤机割煤、装煤 移架 移刮板运输机 老塘顶板自行跨落 各工序影响范围和安全距离：（1）割煤： 采煤机5m范围内任何人不能在架前作业、逗留。（2）移架：相邻支架及本架操作范围内不得有人穿行或从事与移架无关的工作。（3）推溜：滞后采煤机15m以上。
17、2)说明割煤、装煤本工作面采用MG320/710-WD3型电牵引双滚筒采煤机（滚筒直径1.4m、截深0.6m）,正常割煤时，前滚筒调高在上部割煤，后滚筒在下部割煤。采煤机滚筒旋转时， 煤被滚筒上的截齿破碎下来，并由螺旋叶片装入运输机，少量煤在推溜时被铲煤板装入溜内，极少量散落在支架与大溜间的浮煤，由人工装入大溜内。MG160/380-WDK型采煤机主要技术参数 表3-3项 目单 位参 数采煤机型号MG320/710-WD3型牵引、调速形式交流电牵引、变频调速滚筒形式双滚筒采高m1.4-2.6煤层倾角不大于45煤质硬度中硬总机功率KW710机身高度mm1001机身厚度mm410过煤高度mm319
18、滚筒直径mm1400截深mm600移架移架时采用邻架操作，移架方式为单架依次顺序式，即沿采煤机前进方向追机作业，移架时将支架部分卸载，带压擦顶移架。支架工作方式为及时支护方式，即采煤机割煤后，滞后采煤机后滚筒23架开始移架。局部煤墙片帮较宽或顶板破碎时紧跟前滚筒伸伸缩梁或超前移架，紧跟前滚筒移架或停机超前移架。移架时所移支架两侧支架必须处于推溜状态。移架步距0.6m。操作顺序为：收侧护板降前梁落立柱，然后以大溜为支点，向前移架。移架后，立即升紧立柱、顶梁，最后打出侧护板。操作要求：收侧护板时，侧护板正下方严禁站人，并且与相临支架不咬、不啃；移架要带压移架，做到快、匀、正、直、稳；升柱时要达到支
19、架初撑力的要求。顶板最大控顶距： LmaxL+Ld+D 4017340600 4957mm顶板最小控顶距: LminL+ Ld 4017340 4357mm式中: L- 支架顶梁长度 4017mm Ld-支架端面距 340mm D-采煤机截深 600mm推溜推溜滞后采煤机后滚筒15m进行。操作要求：在工作面支架邻架上操作，推溜时，相邻五组支架的推拉千斤顶顺序逐步动作，推移刮板运输机必须滞后采煤机15m以上，输送机不能出现急弯（其弯曲段长度不得小于20m，推移步距0.6m）。推移输送机时要前后照应，互相配合，至少分三次推移到位。推移完毕后，手把必须及时回零，保证溜子成直线。严禁停机时进行推拉溜作
20、业，防止溜子带回煤发生压溜及卡、漂链事故。运煤工作面机组割下的煤（架间浮煤由人工清理）由溜子运至端头卸载，经转载机、再经皮带运出。第四章 顶板控制管理及支架说明书第一节 工作面支架支护说明、支架选型验算 1)矿压参数预测 i、根据矿生产科提供的以往工作面矿压资料：直接顶初次垮落步距为1014m，老顶初次跨落步距为1520m，周期来压步距为1015m。 ii、按支架承受的顶板载荷与煤层厚度近似直线关系增长的观点估算，采场最大压强为： P9.8N h/1000其中：P：采场压强 N：取8（按要求，支架载荷取8倍采高岩重计算） h：煤层的采高，取1.6m ：顶板岩石的平均密度，取2500kg/m3故
21、， P9.881.62500/1000314KN/m2 综上所述，本工作面支架的支护强度应大于314KN/m2。2）支架说明书(见表41所示）ZY4000/11/24型综采支架说明书 表41项目参数项目参数支架型号ZY4000/11/24支架型式双柱双伸缩掩护式液压支架操作控制手动邻架操作支撑高度1.12.4m支架宽度1.421.55m支架中心距1.5m重量12.3t额定供液压力30MPa工作阻力4000KN(40.76Mpa)支护强度0.68MPa底板比压1.34初撑力24Mpa工作介质35%乳化液移架步距0.6m3）支护参数校验支架工作阻力：4000KN3147.042207.4KN 符合
22、要求支架初撑力：3092KN3147.04801768KN 符合要求支护强度： 0.68MPa0.314MPa 符合要求综上所述，选取 ZY4000/11/24型支架能满足工作面顶板支护和安全的要求。 2、工作面支护 工作面共安装支架104架，其中：端头架：ZYG-4000/11/24 6组(排头3组 排尾3组)，支护强度0.68Mpa，重量13.5t，有伸缩梁，其它与中间架相同。中间架（基本架）： ZY4000/11/24 98组见工作面支护示意图413、工作面端头架与两巷非采煤帮之间的支护工作面排头（1#支架）、排尾（最后一组104#支架）和非采煤帮之间使用 3.6mp型钢梁配合DW28-
23、25/100单体液压支柱支护，采用对梁支护，交替迈步前移， “一梁三柱”，梁间距100mm,排距800mm，柱距600Mmm。切顶线位置每两组梁中间打一切顶戴帽密集支柱，柱帽为长500mmp型钢梁，柱距300350mm，长钢梁随工作面推进在切顶点柱的掩护下迈步前移，最后再回切顶点柱放顶，处理采空区。4、两巷超前支护使用长度3.6m型钢梁，垂直巷道布置，配合DW28-25/100单体液压支柱支护。运巷：一梁二柱型梁支护：1）支护长度：动态保持20m； 2）柱距2.6m； 3）排距1.0m。风巷：一梁二柱型梁支护：1） 支护长度：动态保持20m； 2）柱距1.8m； 3）排距1.0m。 两巷超前支
24、护断面图见工作面两巷支护示意图42第二节 工作面顶板管理1.工作面顶板管理工作面回采时采用端头支架、基本支架、单体柱、型钢长梁联合支护的控顶方式。支架结构、规格、控顶距见工作面支护平面示意图41所示。2.工作面顶板管理要求1）泵站压力达到30MPa，乳化液浓度保持在3%5%。2）机组司机必须保证煤墙采直割平，顶板无台阶下沉。3）正常作业时，机组割煤后，必须及时追机移架；顶板破碎时，采取带压超前移架，并将伸缩梁（端头端尾架）及时打出升紧；片帮宽或发生局部漏顶时，要及时停机上料管理。4）移架时，要缓降后移，先降立柱，然后快速将支架移出。5）移架后，支架顶梁与顶板必须接触平稳，其最大仰俯角不得大于7
25、o，保证支架接顶严密。6）移架后，支架间无明显错差（不超过侧护板的2/3），支架不挤不咬。7）如果支架间出现空隙：超过200mm，在支架上上平行半圆木（或道木）管理空隙；超过300mm，必须架设一梁二柱单体柱大板抬棚；超过500mm，先在支架上上平行半圆木（或道木），然后架设一梁二柱单体柱大板抬棚进行管理。8）加强支架检修质量，保证无窜、漏液现象，支护状态良好，初撑力和工作阻力符合支架设计要求。3.初次放顶工作面回采初期，顶板比较完整，放煤较困难可采取以下措施：顶板初次跨落之前，要加强两端头及超前维护段的顶板控制工作，超前维护的单体柱必须达到完好状态，初撑力符合要求,100mm的单体柱初撑力不
26、小于90KN。顶板初次跨落之前，工作面移架要做到少降快移，并且达到初撑力的要求（不小于80%）。加强工作面的矿压观测，及时准确掌握工作面的压力分布和来压状况。在初次放顶期间，要密切注意顶板、煤墙状况，发现问题及时处理。严格控制采高，保证在（1.60.1）m之间。加强支架检修工作，防止跑、冒、滴、漏、窜液，以免降低支护效果。成立放顶领导小组矿领导组 组 长： 万世文副 组 长： 魏明亮 蔡贵文 刘树学 孙红斌 王龙旗 侯玉军成 员： 吴清法 景玉明 党永革 程跃飞 张永刚 李燕平卢毅敏 商传强队领导组 组 长： 连现平 康学文 副 组 长： 马正军 冀帅强 贾玉强 赵安付 成 员： 全体队干及班
27、组长4.初次来压和周期来压期间的顶板管理安全技术措施 根据矿生产科提供的资料以及相邻工作面矿压显现规律预计，常规情况下本工作面老顶初次来压步距在1520m范围内，周期来压步距在1015m范围内，届时将做好工作面矿压监测和顶板管理相关的准备工作。、初次来压和周期来压期间的顶板管理1）根据生产科提供的来压预报，工作面应提前做好来压预防工作。2）加强机电设备管理，提高采煤机开机率，加快工作面推进度。3）支架必须达到初撑力要求，确保支架接顶严密；工作面保证采直割平。4）及时移架，减少空顶时间和空顶距离；移架后要及时升架支护好顶板。5）泵站压力达到30MPa，乳化液浓度达到3%5%。6）加强支架检修质量
28、，保证无跑、冒、滴、漏、窜液现象，支护状态良好，初撑力和工作阻力符合支架设计要求。7）严格按照质量标准化作业，加大工程质量验收力度，确保工程质量达标。8）工作人员应时刻保持注意力高度集中，防止钢带、物料等甩出伤人。第三节 上、下端头及安全出口顶板管理1、工作面超前维护支护方式：运输巷、回风巷超前维护均采用一梁二柱型梁进行支护。2、回风巷、运输巷超前支护1）两巷超前支护管理 运输巷超前20m架设一梁二柱单体柱型梁棚支护（DW28-25/100单体液压支柱，型梁3.6m），棚距1.0m，详见第四章第一节两巷超前支护。回风巷超前20m，架设一梁二柱型梁支护（DW28-25/100单体液压支柱、型梁3
29、.6m），棚距1.0m。在回采过程中，如遇大肚道等巷道较宽处，型梁与巷道帮距离超过300mm时，在空档处平行顺槽架设单体柱道木（大板）抬棚进行管理。2）巷道顶底板移近量与超前支护单体柱的可压缩量根据经验预测，全锚支护巷道顶底板移近量在100300mm之间，单体柱可压缩量在0600mm之间，因此单体柱支护能满足顶板下沉量的要求。3、上下端头及安全出口顶板管理安全出口符合煤矿安全规程要求，净高不低于1.8m，净宽不小于0.8m，并随时清理浮煤杂物，保证两安全出口畅通。1）机头安全出口管理本工作面端头采用三组 ZYG4000/11/24 型排头架进行管理。在排头1#架至运输巷非回采帮距离为2m左右。
30、 具体管理如下：工作面排头（1#支架）和非采煤帮之间使用 3.6mp型钢梁配合DW28-25/100单体液压支柱支护，采用对梁按组内迈步交替前移， “一梁三柱”， 梁间距100mm,排距800mm，柱距600Mmm。切顶线位置每两组梁中间打一切顶戴帽密集支柱，柱帽为长500mmp型钢梁，柱距300350mm，长钢梁随工作面推进在切顶点柱的掩护下迈步前移，最后再回切顶点柱放顶，处理采空区。回采过程中当排头1#架至运输巷非回采帮距离空隙增大超过600mm时，要增设一组对梁。2）机尾安全出口管理本工作面机尾端头采用三组 ZYG4000/11/24 型排头架进行管理。在最末排尾架（104#架）至回风巷
31、非回采帮距离为2m左右， 支护管理如下：工作面排尾架（104#支架）和回风巷非采煤帮之间使用 3.6mp型钢梁配合DZ-28单体液压支柱支护，采用对梁迈步式交替前移， “一梁三柱”， 梁间距100mm,排距800mm，柱距600Mmm。切顶线位置每两组梁中间打一切顶戴帽密集支柱，柱帽为长500mmp型钢梁，柱距300350mm，长钢梁随工作面推进在切顶点柱的掩护下迈步前移，最后再回切顶点柱放顶，处理采空区。回采过程中当排尾架（104#架）至回风巷非回采帮距离空隙增大超过600mm时，要增设一组对梁。3）机头机尾三角区管理在机头机尾三角区顶板破碎地带，平行于工作面铺设一片金属网（规格为71.0m
32、），与巷道顶网搭接不少于500mm，联两行，每行孔孔相联。并在三角区处两组排头、两组排尾架上上平行半圆（机头2根；机尾2根，当三角区地质条件发生变化时，应增加上料半圆数目）管理。联网、上料时必须停机闭锁大溜，严格执行“敲帮问顶”制度，并设专人监护。 4、备用配件的存放支架立柱、千斤顶等大型配件及支护材料，存放于巷道右帮，距工作面50m以外料场内，避开通风及安全设施，由检修班统一挂牌管理。支架上所需的液管、操作阀、两通、三通、安全阀等小型配件，存放于井下工具房内，由工具员统一管理。运巷备用支护材料：DW25-300/100液压单体柱10根；0.2*0.15*3m板皮100块；3.6m梁10根；1
33、.2m坑木50根；2m坑木20根。运巷：存放于里程150m位置往外依次分类整齐码放，物料间隙0.7m，高度不超1.5m，宽度距轨道不小于300mm，挂牌管理。风巷备用支护材料：DW25-300/100液压单体柱10根；0.2*0.15*3m板皮100块；3.6m梁10根；1.2m坑木50根；2m坑木20根。风巷：存放于里程150m位置往外依次分类整齐码放，物料间隙0.7m，高度不超1.5m，宽度距轨道不小于300mm，挂牌管理。5、两巷的日常检查维护1）严格按照作业规程要求对运输巷、回风巷两巷的顶板离层仪、表面位移进行观测、记录。2）矿压显现明显区段，出现顶板开裂离层时，要提前架设单体柱大板棚
34、进行维护。3）每班验收员要认真对两巷锚杆、网片的完好情况以及巷道的承压情况进行认真检查，发现锚杆松动、网片开口或压力增大等情况，要及时汇报并采取补打锚杆、补网或补架抬棚等措施进行处理。4）加强初次来压期间的顶板管理，有来压征兆时队组必须通知生产科进行预测管理。5）两巷行人路面有落煤，杂物时要及时清理。6）两巷行人侧积水处必须架设稳固的行人过桥。7）巷道两帮变形较大，影响工作面推进时，采取加强支护或注浆加固措施，并提前另补充措施。8）巷道维护工要坚持每天认真冲洗巷道，发现异常情况应及时汇报。6、两巷老塘管理随着工作面推进，当两巷空档内迈步梁进入排头（尾）架尾梁处，应及时回撤前移，此时两巷老塘垮落
35、是工作面的重大隐患，因此采取以下措施。1）顶板网片破裂或网丝断股时，在架设超前维护棚前，巷道必须提前补网作业。2）回柱前，严格执行先支后撤的原则，必须先打设临时支护，在支护有效的条件下方可采取回柱作业。在顶板高顶区段，当在老塘处回撤梁时，应及时使用圆木点柱进行临时维护。3）如果巷道顶板破碎，在空档内应增设单体柱、型梁（或大板）棚管理。4）在上下隅角处挂设“严禁入内”牌板标志。，并拴设防护链或警戒线。5）机头尾拉架期间，要有专职班组长指挥，“四位一体”人员现场监护。并严格执行停机制度。6）如果两巷老塘顶板不能及时垮落，须采取风动扳手退锚作业，退锚时必须停机闭锁大溜。7）在老塘侧作业时，必须支护有
36、效，并且保证退路畅通。8）若老塘跟进太快，必须加打挡矸柱。9）若老塘顶不能及时垮落，必须加设密集支柱加强支护，以防冲击来压。第五章 工作面矿压监测第一节 工作面矿压监测的内容和方法1、矿压观测的目的为了掌握工作面顶板来压规律，分析回采空间支架与围岩相互作用关系,为顶板管理及支护设计提供科学依据，从而为正常生产提供可靠的保证。 2、观测内容1）工作面支架初撑力、工作阻力；2）工作面两巷表面位移和顶板离层仪；3）工作面两巷超前支护应力观测；3、矿压观测的方法工作面矿压观测：本工作面安装一套KJ327矿山压力监测系统，对工作面全部支架的初撑力、工作阻力进行观测。154.3m工作面，安装主站一台， 1
37、0个监测分站（各用1台隔爆兼本安型直流电源），每个分站可安设3个压力传感器，可监测该支架上2个立柱压力和1个平衡千斤顶。一共可监测10组液压支架30个支柱压力，监测分站安装在被监测支架的掩护梁下方。分站通过2.4GHZ无线电波传递给主机 矿压数据信息，主机通过通讯电缆或以太网将信号传递给地面计算机系统。测站布置：主机安装于超前支护区；监测分站均匀布置，每11架布置一个：1#分站安装在3#液压支架；2#分站安装在14#液压支架；3#分站安装在25#液压支架；4#分站安装在36#液压支架；5#分站安装在47#液压支架；6#分站安装在58#液压支架；7#分站安装在69#液压支架；8#分站安装在80#
38、液压支架；9#分站安装在91#液压支架；10#分站安装在102#液压支架；每组支架的立柱及平衡顶各安设一块表，观测液压支架的初撑力和最大工作阻力等数据。第二节 两巷回采期间的矿压监测1、工作面两巷表面位移和顶板离层观测测站布置：工作面两巷的顶板离层指示仪和表面位移测站，在掘进过程中已经安装、布置好。观测方法：采用KM1型收敛计进行表面位移观测；采用DLSY型顶板离层指示仪进行顶板离层观测。2、工作面两巷超前支护应力观测两巷超前维护段使用单体柱压力表直接观测。由验收员对压力表的读数进行观测并记录，并交生产中心总结分析。第三节 矿压监测管理要求及安全技术措施1、矿压监测管理要求1）由综采队检修班验
39、收员每天对工作面支架压力表读数进行一次观测并记录，对两巷超前支护单体柱每日进行一次压力测试，顶板离层仪和表面位移测站每周进行观测记录一次。2）队主管技术人员负责数据的整理、总结并及时上交生产科，定期将生产科的数据分析结果在班前会上通报。3）在观测过程中，发现支架压力低于压力表正常读数范围，要立即升紧立柱和顶梁；发现支架压力高于压力表正常读数范围或压力表有异常时，要及时通知支架工或支架检修工对支架的安全阀、控制阀或压力表进行处理。4）在观测过程中，若发现顶板离层仪指示值进入警戒区时，要停止回采，对该测站前后20m范围内及时进行加固处理，并向生产科汇报。5）在观测过程中若发现离层值进入危险区域时，
40、应及时向生产科和矿上汇报，由矿总工程师，召集有关科室分析原因，并及时采取相应的安全措施。6）班班指派专人观测玻璃钢锚杆试验段巷道来压变形情况，如发现玻璃钢锚杆支护不足以维持巷道围岩的稳定，则应立即加打螺纹钢锚杆加强玻璃钢锚杆试验段支护。2、维护使用生产班支架工作业时，必须随时根据压力表读数调整支架，保证支护符合要求。所有人员应该爱护监测设施，不得人为破坏，否则严肃处理。系统由综采队支架工和支架检修工每班进行维护，保证系统正常工作，如有损坏应及时汇报生产科进行更换。第六章 生产系统第一节 一通三防、通风系统（见图61所示）1）该工作面采用U型通风方式。 新鲜风流：地面主斜井 主斜井底车场 行人绕
41、道 东运输大巷xxxx运输巷 xxxx工作面乏风风流：xxxx工作面 xxxx回风巷西回风大巷 回风立井 地面 2）工作面风量及风速验算按瓦斯涌出量计算以采煤工作面回风巷瓦斯浓度不超过1%为标准计算需风量，因此工作面风量计算如下：Q采=100q采K采通（m/min）式中:Q采采煤工作面实际需要风量，m3/min； q采采煤工作面回风巷风流中绝对瓦斯涌出量， m3/min； K采通采煤工作面为瓦斯涌出不均匀的风量备用系数,取1.3。则：Q采=1004.731.3=614.9m3/min按二氧化碳涌出量计算以采煤工作面回风巷二氧化碳浓度不超过1.5%为标准计算风量因此工作面风量计算如下：Q采=67
42、q采K采通（m/min）Q采=回采工作面实际需风量，m3/minq采=采煤工作面回风巷风流中绝对CO2涌出量， m3/min； K采通=采煤工作面为CO2涌出不均匀的风量备用系数,取1.3。67=按回采工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5%的换算系数。则Q采=674.21.3=365.8m/min按气象条件计算Qc=6070%VcVcKchKcl式中: Qc回采工作面实际需要风量，m3/min； Vc采煤工作面的风速，按采煤工作面进风流的温度确定，取1.1m/s； Vc采煤工作面平均有效断面积，4.62m； Kch采煤工作面采高调整系数，取1.0； Kcl采煤工作面长度调整系数，取1.1；70%有效通风断面系数；60为单位换算产生的系数；则Qc=6070%1.14.621.01.1=234.8 m3/min按工作面人数计算Q =4N式中:4以人数为单位的供风标准，即每人每分钟供给4m风量； N回采工作面同时工作的最多人数，为24人。则：Qc=424=96m3/min 取以上最大值Q采=614.9m/min