两硬顶板煤层厚煤层综采放顶煤开采作业规程.doc

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1、两硬顶板煤层厚煤层综采放顶煤开采作业规程（大同煤矿集团公司云岗矿）云岗矿简介大同煤矿集团有限责任公司云岗矿位于云岗石窑以西5千米处，是1966年兴建、1973年投产的现代化大型矿井，矿井设计能力270万t/a，经过改扩建，近年来生产能力达400万吨，建矿30年来，共生产煤炭9105.93万吨，累计上缴利税付14.73亿元，相继完了矿井运输系统的改造，建设了现代戏化的选煤厂，应用了低位放顶煤和锚索支护技术，装备了先进的安全监控设施，采掘机械化程度达到100%。井田面积为59k,主要煤系侏罗纪和石炭二叠煤系，煤田储量106464.13万吨，截止2002年底剩余可采储量15713.4万吨。目标前云岗

2、矿主要开采有3号、7号、8号、11号、12号、5个煤层，全矿井主要可采煤层13层，总厚度16.35米。云岗矿主井采用单立井箕斗提升，运输能力为208.5万t/a，主斜井的带式输送机运输长度为992.7米，年运输能力763.76万吨，大巷为电机车运输，主要担负矸石和人员的运输。南北980大巷均为带式输送机运输。云岗矿采用分区抽出式通风，全矿共有6个进风巷。6个进风井为材料斜井、副立井、皮带斜井，402进风蟛，北三立井、北五立井、其中、副立井、材料斜井和主皮带斜井分布在井田中央，402进风井布置在井田南部，北三、北五立井布置在井田北部。6个回风井分别为301,305,307,404,408,风井，

3、其中301，303，307风井布置在北翼，404，408风井布置在南翼。云岗矿选煤厂由西安煤矿设计院设计的特大型动力选煤厂，经优化设计年入选能力为400万吨，为不断提高商品煤质量，扩大市场份额，由集团公司对选煤厂投资进行了再次技术改造，现采用跳汰式全入选工艺，入选率100%。煤炭产品均为洗精煤，主要指标达到优质标准。煤炭主要销往国内首钢、鞍钢，广电、浙电、辽电等20多户特大型国有企业，每年向日本、韩国、土耳其等国出口煤炭100余万吨。第一章 概况第一节 工作面位置及井上下关系表一：工作面位置及井上下关系表水平名称980号采区名称408盘区12层地面标高1331.66井下标高1000.38地面的

4、相对位置位于荣华皂旧村与新旧之间回采对地面设施的影响无井下位置及与四邻关系东部为408盘区运输巷、西部至矿界，北部8826正在收尾南部未开拓。走向长度m1631倾斜长度m140面积m2228340第二节 煤层表二：煤层情况表煤层厚度m6.95煤层结构单一煤层倾角（度）2-6开采煤层12号煤 种弱钻结煤稳定程度中等煤层情况描述本工作面煤层较为稳定，局部赋存夹石1-2层，由于受冲刷的响，煤层厚度变簿，最低处5.2米。煤层硬度f3.5.第三节 煤层顶底板表三：煤层顶底板情况表顶、底板名称岩石名称f厚度特征基本顶无直接顶细及中砂岩8-1326-24/34灰白色、石英、长石为主、其水平理、含云母等暗色矿

5、物伪顶无8-13直接底粉及细砂岩8-130.63-3/2.3浅灰色、含云母及矿物、致密附图一：工作面地层综合柱状图。第四节 地质构造一、断层情况以及对回采的影响表四：断层情况表断层名称走向倾向倾角性质落差对回采的影响F1（断层）3812868正03-13无F2（断层）34325360正040无F3（断层）31522560正045-07无二、褶曲情况以及对回采的影响本工作面煤层为近水平煤层、无褶曲影响。本工面整体为一西低的斜构造，头部200米范围煤层倾角较大，达6度，对工作面回采有一定影响。三、其他因素对回采的影响（陷落柱、火成岩等）无附图二: 工作面运输顺槽、轨道顺槽、采面切眼素描图。第五节

6、水文地质一、涌水量此项资料无二、含水层（顶部和底部）分析无三、其它水源的分析本工作面上覆3号层为武装专科学校，临近荣皂后沟煤矿采空区。2002年8月经地物控及钻探证实，无大面积积水存在，但是不排除局低洼处存在少量积水。另外，荣华后沟主、副井，从本工作面上覆穿越，据查3号层以下井筒内充满积水不，共约3000t，因而必须对其进行输放，确认无水后，本区段后方可进行开采。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五：影响回采的其它地质情况表瓦斯绝对 21.23m/min 相对 5.69 m/t煤尘爆炸指数15.68Mpa,m/s煤的自燃倾向性自然发火期11个月地温危害无二、冲击地压和应力集

7、中区该盘区未曾出现冲击地压，预计应力集中区位于运料巷（受12号层8826采空区影响）。三、地质部门的建议1本工作面煤厚根据5828。2828两顶板锚索孔查得。2工作面上覆荣华皂后沟煤矿主、副井积水不、开采前必须进行疏放，编制详细的探放水方案及措施。3在断裂构造发育区，要加强顶煤质的管理。4本工作面冲刷带发育，在过冲刷带期间，要加强对煤质的管理。5要加强对本区荣华皂后沟煤矿的监控，发现情况及时汇报矿领导。第七节 储量及服务年限一、储量工业储量=面积*煤厚*煤的密度=1631*140*6。95*1。3万t =206.3万t可采储量=（工业储量-停采煤量）80.9% =（-40*140*6.95*1

8、.3）万t80.9%.8万t二、工作面服务年限工作面的服务年限=可采推进长度/月设计推进长度 N=(1591/90)月.7月第二章 采煤方法第一节 巷道布置一、采区设计、采区巷道布置概况采区设计走向长度米，倾向长度米，可采储量.9万吨，设计生产能力万t/a，服务年限a。二、工作面运输巷、回风巷及开切眼等巷道1、巷道形状与断面规格8828工作面巷道形状均为矩形，规格如下：2828巷为机轨合一巷，规格为掘宽4.6米，掘高3.0米，见底留顶掘进，净高2.6米。5828巷为回风运料巷，规格为掘宽3.5米，掘高3.3米，净高2.85米。见底留顶掘进2828-1及2828-2巷为工艺巷，掘宽3.0米，掘高

9、2.3米，净高2.15米。5828-1巷为回风尾巷，掘宽3.0米，掘高2.3米，净高2.15米，见顶留底掘进。8828巷为工作面切巷，掘宽7.5米，掘高3.0米，净高2.85米。见底留顶掘进2、巷道布置方式8828工作面顺槽大致沿煤层倾向布置，工作面切巷大致沿煤层走向布置。3、巷道支护材料与支护形式采用树脂、金属锚杆、混凝土托板、锚索支护管理顶板，金属锚杆直径为16mm，长1700mm，锚索长6.0m，顶板破碎时采用木腿钢梁支护。2828、5828巷锚杆、锚索联合支护，锚杆排间距为1.00.8米，托板垂直巷道方向布置，锚索沿巷道顶板中线，每4米1根，巷道两帮分别布置两排护帮锚杆。8828切巷锚

10、杆支护的排间距均为0.90.9米，托板垂直切巷方向，三排锚索，排距为3.6米。2828-1、5828-1及2828-2巷锚杆支护，排间距为1.00.8米，托板垂直巷道方向布置。4、煤柱尺寸8828工作面顺槽与相邻的8826工作面顺槽间煤柱为20米。停采位置工作面距408皮40米处为停采线。三、溜煤眼溜眼容量为t。四、硐室及其他巷道在2828顺槽皮带头处掘一个皮带头峒室，中部掘中间驱动峒室，在5828巷每隔350米左右掘一对绞车窝，在切巷的头、尾各掘一对绞车窝，在切巷的中部掘一绞车窝，在切巷的尾部作一采煤机吊装峒室，在5828巷中部及尾部各掘一个车场，尾部掘一个支架组装峒室。附图：工面位置及巷道

11、布置图（略）第二节采煤工艺一、采煤工艺正常生产时工艺流程：（工艺巷顶煤预爆破松动顶部煤体）采煤机斜切进刀割煤移架推进前部输送机放顶煤拉衙部输送机。 （一）顶煤松动预煤爆破本工作面采用远离煤壁打眼爆破松动法，超前工作面煤壁20米预爆破，对顶煤起到预裂和破碎的作用，待开采时，又能利用采动引起的超前压力，二次破碎顶煤。炮孔的布置原则为从两条工艺巷对头打钻，中间留6米煤柱，从两条工艺巷两侧打钻与两侧巷道留5米煤柱。体预爆破孔的布置方式及主要技术特征a) 采用KHYD75DIA型岩石电钻打孔，孔径为62mm。b) 两工艺巷煤体预爆破孔从距8828-1切眼东帮（沿工作面推进方向）20米处开始施工第一组煤体

12、预爆破孔，依次作业至距408皮西帮60米处。c) 在两工艺巷分别垂直于巷道两帮按三花形式布孔。上孔与上孔、下孔与下孔、水平间距为2米，上孔与下孔水平间距为1米， 上孔距巷道顶板为1.1米，下孔距巷道底板为0.4米，两孔垂直间距为0.8米。d) 4、2828-12828巷头向孔孔深为27米，2828-25828-1巷尾向孔孔深24米，2828-12828-2巷迎头孔孔深为27米。e) 当施工至断层带、冲刷带及煤层变薄区域时可根据实际情况采用单层布孔形式，开孔位置位于煤帮中间处，孔间距增大至2米或更宽，孔深可适当减小。f) 煤体预爆破孔施工必须超前工作面煤壁40米以上。表顶煤预爆破炮孔参数表孔号孔

13、深倾角封泥长度装药长度装药量，g) 严格按照煤体爆破孔的参数执行，可根据2828-2、2828-1巷煤壁炸帮实际情况，适当缩短孔深，（表）以保证炮孔与5828-1，2828巷净煤柱按设计要求为7米和5米，保证5828-1、2828完整不受影响。h) 煤体预爆破孔布置及其主要参数。附图2#层408盘区8828工作面顶煤预爆破炮孔布置平面图。、装药、联炮、封孔、爆破a) 装药：煤体预爆破孔采用正向装药结构，使用3#抗水煤矿许用硝铵炸药，药卷规格为直径500mm50mm，重量1KG/卷。b) 联炮：联炮采用串联方式，每孔使用两个瞬发雷管，每孔两个瞬发雷管采用并联方式联接，孔与孔之间用串联方式联接。c

14、) 封孔：封孔使用水炮泥及粘土和错手木楔。封孔分两次进行。第一次封孔长度为8米（包含0.50米木楔的长度），要求错手木楔封至距孔口1米处；第二次封孔时，先将雷管与导爆索捆绑好，再将雷管脚线与引线连接后牵出孔口，短接。然后封土直至全部封满捣实，严禁将雷管与导爆索漏出封土外。第二次封土段长为1米，第二次封孔的时间为联放炮之前进行，严禁超出前进行。d)放炮：（1）爆破超前工作面煤壁水平距离为20米。在开采初期，第一次实施煤体预爆破的放炮时间为小切巷初次放顶之后进行，并且必须保证5828-1排瓦斯巷底板完整地上覆在支架上方时，方可实施煤体预爆破。（2）依据8828工作面作业规程会审决定以及8826工作

15、面开采经验，确定一条巷道一次起爆个数为8个孔，当放炮位置距12#层408皮带巷350米时，改为同一条巷道一次起爆2个孔。并在距两工艺巷口里20米处安设三道防冲击波风障。两条巷道不得同时起爆。通风区定期检查防冲击波设施，并根据实际情况采取加固措施。（3）放炮前调度作业会及本队班前会值班人员必须提前通报。调度、安监、技术、通风各单位干部，现场进行检查。专职瓦检员详细检查放炮孔口及其周围20米范围内的瓦斯等有害气体浓度。安监员详细检查二次封孔质量。（4）放炮前由通风区负责冲洗放炮孔周围20米范围巷道内煤尘。（5）本队负责撤人，警戒拦人工作。（二）采煤机斜切进刀附图采煤机进刀方式（略）当采煤机将上一刀

16、煤割通后，留20架支架停止追机作业，以防割前探梁，前滚筒下降割底煤，后滚筒上升割顶煤，退出距溜头30M之处停机，将退出段支架推前溜，放4#20#支架的顶煤，将采煤机前滚筒再次升起，后滚筒下降，采煤机向溜头割煤，当割通溜头后，将前滚筒下降割底煤，后滚筒上升割顶煤，采煤机开始由溜头向尾方向正常割煤，当采煤机割到尾时，斜切进刀方式与溜头相同。（一） 割煤正常情况下，采煤机前滚筒（前进方向的滚筒）割顶煤后滚筒割底煤，依靠后滚筒转动自行装煤，剩余的煤由铲板在推溜时自行装入前运输机。割煤时严格控制采高、煤顶、底板，必须割平且不留底煤，将煤壁割成直线。采煤机割煤速度视后运输机放煤量多少而定，防止前后运输机煤

17、量过多，影响皮带运输。（四）移支架（擦顶移架）移支架的操作顺序为：降前探梁（收伸缩梁）降主顶（200mm以内）移支架升主顶梁升前探梁（伸前伸梁）移架时，以能使支架前移为宜，主顶梁下降量控制在200mm以内，防止咬架或漏顶煤。如机道顶煤破碎必须将支架前伸梁伸出护住机道新露出的顶煤，防止机道漏顶。移架后，支架要呈一直线，并控制最大端面距不得大于340mm。升架时，支架必须接顶，除个别标示的工艺巷及排瓦斯巷的支架外，其余支架必须升紧，初撑力达到25.1MPa。移架滞后采煤机后滚筒不得超过5m，否则必须停机，等待移架。由于两条工艺巷及排瓦斯巷需保护，因此，移动23#、24#、25#；64#、65#、6

18、6#；87#、88#、89#九架支架时，升架以接顶严实即可，不可将顶煤顶破。另外，这九架支架用黄色油漆标示出来。（五）推前运输机推前运输机滞后采煤机后滚筒15米以外推入，跟机分段推入，保证运输机呈一直线，弯曲段长度不得低于15米，不得出现急弯子，防止出现断连接环、哑铃棒或溜槽错口。（六）放顶煤（1）初次放顶煤放顶煤支架位置为4#91#。当工作面初次放顶后，5828-1巷底板完整地上覆至支架顶梁上后，工作面开始放顶煤。（2）正常放顶煤工作面采用割一刀煤放一茬顶煤的作业方式，循环进度为0.5米。放顶煤采用单轮间隔顺序放煤的方法，两个放煤工相距五架支架，第一个人放偶数（4#、6#、8#）第二个人放奇

19、数（5#、7#、9#）放顶煤工序与割煤工序采用平行作业方式，放顶煤工不得一次将回转梁收回最大角度，并注意不能撞到后运输机上，放煤过程中，要互相配合，尽量不让或少让顶煤流出溜子之外。当有大块煤卡在放煤口影响放煤时，则反复动作回转梁，使大块煤破碎，当发现矸石时，及时将回转梁伸出，防止矸石混入煤中。严格执行“见矸关窗”的原则。靠近头方向的放顶煤工要根据后运输机上的煤量适当控制放煤量。（七）拉后运输机放完煤后，拉后运输机与推前运输机相同，分段拉回，拉后运输机后保证其呈一直线，不得出现急弯子，防止断哑铃棒或溜槽错口。二、工作面正规循环生产能力*h*r*c式中工作面长度，米。采煤机截深，米。H煤层高度，米

20、。R煤的密度，t/m。C工作面煤炭采出率。W=140*.5*1.3*80.9%=511.54t （一）循环产量工作面机采产量*0.5*1.3*98%=267.54t(机采采出率为%)2.放顶煤产量88*1.5*3.95*0.5*1.3*72%=244t（放顶煤采出率为%）（二）日循环数根据正规循环作业图表，确定循环数为个。（三）日产量11.54*6=3069.24t(四)月产量.24*30=92077.2t附图正规循环作一图（略）第二节 设备配置一、机电设备技术参数机电设备配备表如下表序号名称型号功率KW数量1采煤机MGTY300/700-1.1D70012前运输机SGZ-764/400400

21、13后运输机SGZ-830/63063014转载机SZZ-880/22020015破碎机PCM-16016016乳化液泵GKB-400/31.560027皮带机SSJ-1000/320060018喷雾泵KPB-315/16A429岩石电钻KHYD75DIA3410液压钻机TUX-7542一、 液压支架技术参数工作面：MGTY300/7001.1D采煤机一台；ZFS7500支撑掩护式液压支架88架；ZFSG6800过渡支架7架，ZFSD5600端头支架1组，SGZ830/630型、SGZ764/400型刮板运输机各1部。型号名称初撑力KN工作阻力KN高度mm长宽mm数量ZFS7500/22/35

22、普通支架569175002200-35004750146088ZFSG6800/22/33过渡支架521068002200-3300535014607ZFSD5600/22/35端头支架479456002200-3500917221601表支架技术特征表运输巷带式输送机采用SSJ1000型，铺设长为1631米。顺槽转载机采用SZZ880/220型。破碎机采用PCM-160锤式破碎机。三、主要设备布置（1）2828巷：SZZ880/220型转载机一部，PCM160锤式破碎机一部，SSJ1000型皮带输送机一部。（2）2828巷：KBSGZY500KVA移动变压器两台，KBSGZY630KVA移动

23、变压器二台；KBSGZY800KVA移动变压器一台，KBSGZY1000变压器二台，BGPQL6高压开关二台；KPB31516A喷雾泵一台，GKB400/31.5乳化液泵两台；ZK3控制台一套；DW80200A馈电开关一台；各种低压开关、绞车。（3）工艺巷：TUX75液压钻机二台，KHYD75DIA3岩石电钻4台。附图工作面设备布置示意图（略）第三章 顶板控制第一节支护设计（一）工作面的支护设计（）使用顶底板控制设计专家系统合理支护强度的计算。按采煤工作面选题标准规定，工作面支架需要承受的荷载为倍采高的岩石重加最大厚度的顶煤重。顶板压Q=8*采高*岩石重力密度*工作面长*支架最大控顶距（*.0

24、4）k 507360工作面共有架，架，一组支架工作阻力（*）kn =727755kn可见，所选支架的工作阻力符合要求。、超前支护依据超前30米的顶板压力估算根据公式：Q43raaf式中：r岩石容重，取2.5吨/立方米 a巷道跨度的1/2 f岩石坚固普氏系数，取7Q432.52.123723吨/米30米的超前压力为：Q采Q30式中：Q采30knkn选用工作阻力为k的单体支柱应支单体柱数（理论数）为Q采/支/300KN=2.3根按规程规定应支数量为根，选用型，工作阻力的单体支柱，远远超过理论数量。（二）采用类比法进行设计技术科提供的临近工作面矿压观测资料表同煤层矿区观测选择或预计本工作面矿压参数参

25、考表序号项目单位同煤层实测本面选取或预计顶底板条件直接顶厚度m1416.2基本顶厚度m直接底厚度m2.22.3直接顶初次跨落步距m初次来压来压步距m最大平均底板称近量Kn/最大平均底板移近量200来压显现程度周期来压来压步距m15最大平均支护强度Kn/最大平均顶底反移近量45来压显现程度中等平时最大平均支护强度Kn/最大平均底板移近量450直接顶悬挂情况m2/*10底板允许比压mpa直接顶类型类基本顶类型级巷道超前影响范围m20-30二、 乳化液泵站（一） 泵站型号、数量大同煤矿集团彸司配乳化液泵型号为/31.5，台。（二） 泵站设备位置 启动泵站前，应首先检查各部件有无损伤，各连接螺丝是否紧

26、固、润滑油要正常、液位适当，乳化液浓度3%-5%，各种保护齐全可靠，运行方向为正向。 泵在启动衙要注意监听它的运转状态如有民常要立即停泵处理，严禁带病运转，严禁反向运转。 再开泵时必须得到呼叫停泵人命令后开泵，开泵前，必须向工作面发出开泵信号在等秒衙再开启。 检修泵时必须把开关停止电闭锁。 泵的卸装载整定值不超过.5，供液压力不低于a，严禁随意高速安阀的整定值。 适当调整泵的倾角，始终让耱处于水平状态。 加强液压系统的清洁卫生，泵相过滤器应定期清洗，乳化液泵箱每半个月清洗一次，乳化液配比为%。积压种类胶管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

27、控制一、顶板支护1、工作面支护工作面布置88架ZFS7500/22/35型支架，一组ZFSD5600/22/35型端头支架及7架ZFSG6800/22/33型过渡支架，共计96架支架，支护工作面顶板。除端头支架，其余95架支架的中心距全部为1.5米，最大控顶距为5.25米，最小控顶距为4.75米，端面距不大于0.34米。 见附图2-3-2 支架载荷与顶板压力估算在开采论证中已论述。2、端头支护下端头支护为一组端头支架（前架后架）以及1#支架（ZFSG6800型）上端头支护在距95#支架0.6米处，且与前后柱对齐支设两排单体液压支柱，排距0.8米，在此基础上，必须在前后运输机尾对正中心线，距尾轴

28、0.6米处各支一根带帽单体柱，所有柱帽方向平行于工作面煤壁。当尾端头支架占据巷道宽一半时，尾端头支架侧面支四根单体液压支柱。当尾端头距上帮小于0.8米时，上端头支护不采用单体液压支柱。二、初次放顶及步距放顶（一）初次放顶工作面初次放顶炮孔在8828-1小切巷施工，详见放顶队制定的12#8828初次放顶专项措施。（三） 步距放顶1）工作面参数及顶板岩石性质12#层8828工作面走向长1631米，倾向长140米，煤层厚度5.27.9米，平均厚度6.95米。直接顶为灰白色细砂岩及中砂岩，厚度为3.331米，平均厚度为16.2米矿物成份以石英，长石为主，具水平层理，含少量云母等暗色矿物。根据顶板岩石性

29、质以及12#8826工作面矿压观测结果，确定放顶步距为15米。（2）钻机主要性能特征顶板预爆破采用TXU75型液压钻机打孔。TXU75型钻机主要性能特征如下：1)、最大钻探深度75米。2)、钻孔倾斜角度0360度。3)、钻进最大推进压力800KG。4)、钻机推进回次400mm/回次。5)、电机功率4KW。（3）顶板预爆破1）步距放顶炮孔布置方式及主要技术特征a、布置方式及主要参数详见附图b、采用TXU75型液压钻机打孔。c、炮孔布置为双层炮孔，步距为15米一组。d、炮孔终孔与5828-1及2828巷净岩柱不小于7米。e、孔口位置必须位于煤帮与顶板交界处的顶板岩石上，严禁在煤帮上开孔。f、超前工

30、作面煤壁水平距离20米以上。2）装药、封孔、联炮：参看第一部分煤体预爆破装药部分。3）爆破a、步距放顶爆破超前工作面煤壁水平距离20米，炮孔周围5米采用单点木柱掩护联线、放炮。 b、同一条巷道每次放炮个数为一组，两条巷道不得同时起爆。c、放炮前一天，调度作业会及班前会必须通报。专职瓦检员详细检查孔口及周围20米范围内的瓦斯浓度，瓦斯浓度达到1%时，严禁放炮。d、通风区负责冲洗炮孔附近20米范围内巷道煤尘。e、本队负责撤人、警戒拦人工作。三、特殊时间的顶板管理过断层、顶板破碎、来压、应力集中区以及停采前的顶板管理别行编制专项措施。第三节运输巷、回风巷及端头控制一、工作面运输巷、回风巷的顶板控制（

31、一）运输巷、回风巷的超前支护超前支护范围为工作面煤壁线向外米，为双排液压单体支柱，其余米范围内在靠工作面一侧支一排列单体液压支柱，所有液压单体柱均带0.6米长的工字钢柱帽，并且都用细钢纯正拴好并绷紧，升柱前将单体三用阀调整阀端，垂直指向巷帮。、2828巷超前30米支护，柱距均为1.2米，使用DZ35型液压单体柱，从工作面煤壁线往外20米为双排，两排柱子对齐均支设在转载机人行道侧，南帮一排，距转载机边为0.3米，两排间距是1.4米，首柱支设在距工作面煤壁1.0米处，从工作面煤壁往外2030米范围内支设一排单体液压支柱，单体液压支柱支设在下帮一侧。使用DZ35型液压单体柱，支设43根。表单体液压支

32、柱型号、数量端头支护上端头ZFSG-6800过渡支架1架DZ-35液压单体支柱8根下端头ZFSD-5600端头支架1组（前、后架）ZFSG-6800过度支架1架超前支护上 巷DZ-35液压单体支柱44根下 巷DZ-35液压单体支柱43根、5828巷超前30米支护，从工作面煤壁线往外20米为双排，2030米为单排，两排均匀布置在巷道中心线两侧，并且距巷中0.8米，首柱支设在对正工作面煤壁处，柱距1.2米，两排对齐支设，共支44根，使用DZ35型单体液压支柱。合计支设DZ-35柱98根备用DZ35单体柱30根累计需：DZ-35单体柱128根（二）支、回柱工艺支设单体柱时，至少三人配合完成，一人扶柱

33、并观察顶板变化，一人扶工字钢柱帽，一人操作液枪，将支柱缓慢升起，且升柱时要将单体柱三用阀嘴调整到指向巷帮方向。当柱帽接触到顶板时，由操作液枪人继续操作液枪，另二人撤到3米以外安全地点，使单体逐渐达到初撑力。严禁将单体柱快速升起，以防柱倒伤人，所有单体柱都用细钢丝绳串紧用来防倒，工字钢柱帽使用钢钩同单体柱钩住。回撤所有单体柱均采用远距离回柱法，具体为：用一根3米长柄工具，一端插入支柱三用阀后，人员站在3米以外安全地点，将支柱降下，并钩至有支护的安全地点，然后人工将其抬出。回撤首柱时，还须停止前运输机，再按上述方法回取。一、 工作面安全出口管理（）支护形式两安全出口，每班设专人对其清理维护，确保巷

34、道高度不低于1.8米，行人道宽度不小于0.7米。两顺槽内回出水泥托板，锚栓杆，编织网等一切杂物都要及时运出工作面超前支护之外，并分类堆放整齐，定期出井交给回收队。（）支、回柱选题控制标准支柱纵横成线，偏差小于-1002.支柱支到实底，并做到迎山有，单体支柱初撑力不于，不得出空载支柱。所有单体支柱三用阀方向一致，阀端指向巷帮。所有单体柱设置防倒装置。不得使用失效的单体支柱、一字架。两巷巷道高度不低于.6米，行人宽度不得小于0.7米（三）与其他工序的衔接关系采煤机端头进刀严格禁止支回单体柱。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：3.5米长坑木20根，道木20根，DZ35单体柱

35、30根，柱帽30块，料场必须设在超前支护100米之外，物料要分类码放整齐。附图工作面、运输巷、回风巷及端头支护示意图（略）第四节矿压观测一、 矿压观测内容(一) 支架支护阻力监测观测目的。通过此项观测，主要了解本采煤工作面顶板运动规律及顶板对支架产生的压力特征，由此呆确定顶板初次来压和周期来压强度，掌握综放面的矿压显现规律。根据8826工作面的矿压观测结果，预测本工作面的来压步距为1320米。为了掌握本工作面矿压显现规律，由技术科矿压组在本工作面布置三个区域五条观察线，其中工作面头部一条，中部三条，尾部一条，并每天把矿压观测资料提交矿生产作业会通报，以便本队行政领导及技术人员及时掌握工作面情况

36、，并及时在班前贯彻落实，同时由本队采取相应措施。观测内容、支架受力;主要是前、衙及前梁受力测定，包括测定受力时间和工序，工作面支护选题监测。工面每组支架配备压力表，对液压支架初撑力，工作阻力进行监测、确保工作面支护质量、准确及时地预报工作面顶板来压、保证安全生产。（二）统计观测在上面及两端头处进行顶板稳定性统计，每班统计一次，统计内容有支架接顶、梁排柱、片帮浓度、端面顶煤冒落情况、顶煤及顶板垮落情况等。（三）巷道测区观测观测目的。掌握工作面顺槽在初采其间，巷道压力变化情况及超前影响范围。观测内容、顶底板移近量、两帮移近量、底膨量、测区位置、在工作面回风荡及运输巷从开切眼开如作面前方米范围内，按

37、照在掘进期间设置的每米一组巷道表面位移的观测点，对两巷道进行观测。使用工具及观测要求。（）每个测区采用“十字”布区法观测巷缩量、使用测枪、钢卷尺等工具，每天量一次，顶板活动剧烈时每班测量一次，并测出测点工作面煤壁的距离。（）利用率预先设置好的巷道表面位移观测点进行两巷的连续观测。二、数据处理工作面压力监测数据同微机进行处理、打印报表。巷道固定测区数据由人工进行计算。由人工测得的其他内容，先按测线分班整理，每班留设一最大值和最小值，然后求出各测线的最大值和平均值，并结合巷道的观测结果，对顶板动态进行综合描述，作为来压预报的依据。三、组织措施观测前。要制定出岗位责任制，分班定岗定责，严格按本设计要

38、求进行观测。本面开始观测后，要及时对观测数据进行整理，随时掌握现场动态，及时指导现场施工。在开始观测前，所有矿压观测人员必须认真学习观测方案，掌握观测技术要领和方法。第四章生产系统第一节运输一、 运输的设备及运输方式表运煤设备运煤设备型号装转方式前部输送机SGZ764/400自动后部输送机SGZ-830/630自动转载机SZZ-880/220自动胶带输送机SSJ-1000/3*200自动二、移溜方式推前部输送机滞衙采煤机滚筒米以外跟机分段推入，拉衙输送机在放完煤衙分段拉因，移溜都是利用支架推移千斤顶或拉衙部输送机千斤顶来完成的。拉转载机、破碎机是利端头支推移千斤顶来完成。表辅助运输设备辅助运输

39、设备型号运输方式调度绞车纲丝绳子牵引调度绞车纲丝绳子牵引三、运煤路线12#层8828工作面2828皮带巷12#层408皮带巷南980皮12#层煤眼（容量400吨）980皮南980集中煤仓主斜井洗煤厂。四、辅助运输路线副井材料斜井1030南大巷扩区四暗斜井12#层408轨5828、2828顺槽8828工作面。附图工作面运输系统图（略）第二节“一通三防”与安全监控一、通风系统（一）回采期间风量计算8828工作面回采期间预计瓦斯涌出量为Q=15立方米/分，5828-1排瓦斯巷道瓦斯浓度按2%计，5828-1配风量为600立方米/分，排瓦斯巷道排放瓦斯量为：Q1=6002%=12.0立方米/分因此，工

40、作面剩余的瓦斯量Q2=QQ1=3.0立方米/分，依靠5828回风巷排出，故8828工作面风量计算为：（1）按CH4、CO2涌出量计算QCH4=100Q2K=1003.02.5=750立方米/分QCO2=100Q3K=1000.82.5=200立方米/分（2）按气温、风速等劳动气象参数计算Q采200KtKhKlKmKdKt温度系数 取1.1Kh采高系数 取2.2Kl采面长度系数 取1.1Km采煤方法系数 取1.6Kd顶板管理系数 取1.1Q采=2001.12.21.11.61.1=937立方米/分(3)按人数计算Q采=4N式中:Q采工作面实际需风量，立方米/分4每人每分供给的规定风量，立方米/分

41、N工作面同时工作的最多人数80Q采=480=320立方米/分因此，根据以上计算及现场实际情况，该工作面配风量为1500立方米/分，风流情况：2828巷进风Q=800立方米/分，V=0.97米/秒2828-1巷进风Q=350立方米/分，V=0.84米/秒2828-2巷进风Q=350立方米/分，V=0.84米/秒5828-1巷回风Q=600立方米/分，V=1.45米/秒5828巷回风Q=900立方米/分，V=1.30米/秒地作面内风速计算：按切巷最大断面和最小断面计算，风速分别表示为V小和V大，则28282828-1段Q=800立方米/分，V小=0.7M/S， V大=0.8M/S2828-1282

42、8-2段Q=1150立方米/分，V小=1.09M/S，V大=1.26M/S2828-25828-1段Q=1500立方米/分，V小=1.50M/S，V大=1.72M/S按风速进行验算：0.25V4合理（二）通风路线附图通风系统图、瓦斯排放系统图（略）新鲜风：副井、材料斜井。进风主输送带斜地井南清撤暗斜井南大巷扩区四暗斜井号层轨道、运输巷、工作面。乏风：工面、巷回风巷南翼回风斜井工作面。二、防治瓦斯（一）瓦斯检查（1）所有人员进出回风巷时，严禁将两道风门同时打开，致使风流短路造成工作面瓦斯超限，若风门关不严或其它通风设施受损要及时通知通风区修复。（2）每班工作面跟班干部及工长必须佩戴便携仪，工作面上隅角设置瓦斯便携仪监测点，上隅角便携仪报警点为1.0%。（3）采煤机司机必须携戴便携仪，割煤时吊在采煤机上，瓦斯浓度达到1%时，停止割煤，切断电源，将人员撤至2828进风顺槽，并汇报矿调度室和通风区值班室，在通风区采取措施后确认瓦斯浓度小于1时，方可恢复工作。（4）开