东二东 2120A7柔性掩护支架采煤工作面作业规程.doc

编号：DCM200901拜城温州矿业一矿采煤作业规程名称：三号井东采区柔性掩护支架采煤作业规程 地点：东二西+2120水平A7井长：阳宗德 苏永奇 审批：周友堂 拜城温州矿业一矿2010年1月8日 目 录第一章 概况 第一节 工作面位置及井上下关系.3第二节 煤层.4第三节 煤层顶底板.4第四节 地质构造.5第五节 水文地质.5第六节 影响回采的其他因素.5第七节 储量及服务年限.6第二章 采煤方法第一节 巷道布置8第二节 采煤工艺9第三节 设备配置17第三章 顶板控制第一节 支护设计18第二节 工作面顶板控制20第三节 运输巷、回风巷及端头顶板控制22第四节 矿压观测23第四章 生产系统第一节 运输24第二节 “一通三防”与安全监控25第三节 排水30第四节 供电31第五节 通信照明33第五章 劳动组织和主要经济指标第一节 劳动组织.33第二节 作业循环34第三节 主要技术经济指标34第六章 安全技术措施第一节 爆破35第二节 防灭火37第三节 回采作业39第四节 提升运输41第五节 机电设备43第六节 瓦斯煤尘防治44第七节 顶板管理45第八节 支护46第九节 小眼防坠49第十节 其他50第七章 灾害应急措施及避灾路线.65第一章 概 况第一节 工作面位置及井上关系一、工作面位置及开采范围工作面位于矿井+2120水平的东二采区内。矿井可采煤层共计三组，自北向南依次为A5、A7、A9，工作面位于A5煤层的南侧、A9煤层的北侧。A7工作面位于+2120水平的东二采区西翼+2120+2160水平之间，A7工作面下端距+2120东二运输石门的长度为200米，回风口至+2160东二回风石门的长度为120米。A7煤层距A5煤层10米，A7与A9煤层间距42米。开采标高+2120+2160。走向长度200米，倾斜长度40米。自西向东进行推进。2120水平A7煤层工作面相应的地面位置位于3号立井东200400米之间，标高在+2304至+2335之间。二、工作面与相邻采区及采空区的相对关系A7柔性掩护支架采煤工作面是东二采区首采工作面，相邻采区尚未进行回采。A7伪斜工作面回风水平上方20米对应上水平A7仓储式采空区及采空区运输巷道，回采推进范围内相邻采区为实体煤，不存在采空区域。三、工作面与地面的相对位置及回采影响本工作面对应地表区域内为戈壁荒山，有稀少植被，没有建筑物和水体。由于A7煤层属于急倾斜煤层，倾角85°90°局部反转，在本工作上部由于上水平的开采已经形成了塌陷区，但都已经进行了回填，预计回采可能造成原塌陷区继续下沉，但其下沉范围和程度都不会很大。回采前矿安全技术部门要在回采影响区域设置防护栏和警标。相临的A5 、A9煤层的地表塌陷坑，对本工作面开采无大影响。 第二节 煤 层一、煤层厚度：2.22.6米，平均厚度2.4米。变化幅度不大。二、煤层产状：A7煤层走向近东西向，地层倾向178184°，倾角在8590°局部反转 ，为急倾斜地层，含煤地层及煤层沿走向、倾向角度变化不大，煤层产状较稳定，没有断层，可能存在小的褶曲，煤矿区没有岩浆侵入，构造类别属于第二类：“中等”构造类型。三、煤层结构、层理、节理、硬度描述：A7煤层稳定性好，整体发育，以半亮煤、暗煤为主，煤的条痕多半为黑色，少部分为褐黑色或暗黑色，煤的光泽为半玻璃光泽，煤的断口为平坦状或平坦锯齿状，较致密。硬度 f=1.52。对回采影响不大。四、煤层赋存及煤质情况：属低灰、低硫、特低磷。发热量为33.934.7MJ/kg的气煤。第三节 煤层顶底板一、煤层顶板上部深灰色粉砂岩及粗砂岩，上部深灰色中厚层状砂砾岩。坚硬，节理发育，厚度7.619.10米，平均8.53米。二、煤层底板：灰色厚层状粗砂岩、砂砾岩，偶见细砂岩。具平行及斜层理，坚硬，厚度4.4513.55米，平均8.14米。三、地层综合柱状图（详见附图1）第四节 地质构造一、断层：无断层。二、褶曲：无褶曲。三、无陷落柱、火成岩、灭火带、破碎带等地质变化带。四、运输巷、回风巷、上山眼素描图（详见附图2）。 第五节 水文地质一、该区位于3号立井东400600米之间，标高在+2304至+2335之间。除地表裂隙水外没有其它水源，水量很小，对回采没有影响。二、该区域主要水源是除地表裂隙水，并且水量很小，没有钻孔通过巷道区域。但根据巷道区域的图纸资料，其上部20米为采空区，可能存在老空积水，因此，必须探明上部采空区的情况，确认没有积水后方可回采。三、正常涌水量：2m3/h，最大涌水量：5m3/h。第六节 影响回采的其他因素一、瓦斯涌出量为8.41m3/t，二氧化碳涌出量为3.11m3/t，属低瓦斯煤层。二、煤尘爆炸指数为42% ，具爆炸性。三、煤层发火期：煤层易自燃，发火期3-6个月。四、地温：812。五、本煤层没有冲击地压现象。第七节 储量及服务年限1、工业储量QI=L×M×h×v=200××40×22880吨；式中:L走向长度；200米； H垂高；40米；M煤层平均水平厚度；2.2米；V3；2、煤柱损失：（1）Q损失=Q巷柱+Q三角煤+Q边界煤柱；Q巷柱L×h×m×v=200×5××1.3=2860吨Q三角煤1/2L×h×m×v×75%1/2×60×35×××0.752252吨Q边界煤柱= L×h×m×v10×40××1.31144吨Q损失=2860+2252+1144=6256吨式中:L巷柱采区运输巷留底柱长度；高5米；L为200米；L三角煤伪斜工作面投影长度；高35米；L为60米，25%可回收量，损失量为75%。L边界煤柱采区边界煤柱宽10米；煤柱高40米；3、可采储量: Q采=（Q工业Q损）=228806256吨=16624吨4、采区回采率:C=Q采/Q工=16624/2288072.6%5、工作面生产能力:Qd=L×M×S×v×n×C2=70×××××95%314吨工作面日产量Qd314吨工作面月产量Qm=25Qd=25×314=7850吨工作面服务年限:T=Q可采/Qm=16624/7850=2.12(月)式中:L采-工作面斜长 垂高35米，工作面长为70米；C-工作面回采率 95%伪倾斜柔性掩护支架采煤法，采用后退式开采，按照A7煤层的平均厚度布置工作面，回采过程中基本没有边角煤损失等，回采率可达95以上。第二章 采煤方法根据A7煤层的赋存特征，属于倾角大、中等厚度的急倾斜煤层。为实现在支护下进行回采的要求，决定采用沿巷道走向布置30°的伪倾斜工作面，柔性掩护支架和单体液压支柱进行支护，工作面自下向上开切并整体沿西东走向推进的采煤方法。第一节 巷道布置一、概况：本工作面位于东二采区，+2120东二运输石门和+2160东二回风石门都已完工并已经投入使用。二、工作面巷道布置1、轨道运输巷：在+2120东一石门向东沿A7煤层顶底板布置工作面运输巷，梯形断面，上宽2.0米、下宽2.2米、高2.1米，断面S=4.52 m2，采用金属支架支护，用于运输巷兼做进风巷。2、回风巷：在+2160东一石门向东沿A7煤层顶底板布置工作面回风巷，梯形断面，上宽1.6米、下宽2.0米、高1.8米，断面S=3.24 m2，采用锚网支护，用于回风巷。2，采用锚网支护工艺。4、落煤眼：方形断面，长2.0米、宽1.5米；小眼高5米，采用木垛支护。5、工作面巷道布置（见图3） 第二节 采煤工艺该工作面采用爆破落煤工艺，一次采全高，回风以上区域岩石电钻深孔超前预爆破充填采空区。一、采煤工艺流程采煤工作面布置在+2120水平东二西翼A7煤层+2120运输水平与+2160回风水平之间，平均回采高度35米，煤层平均厚度2.2米。该采煤工艺在全部回采过程中分为回采准备、回采、回采收尾三个阶段。1、进回风巷道施工完毕后，首先开始进行回采准备阶段：运输巷长度向西超前回风巷道60米，在回风巷施工到位后，首先在运输巷施工5米高的小眼2个，间距5米。贯通2个小眼，里侧小眼行人通风、外侧小眼扩帮并用木背板全断面支护形成落煤眼。然后在落煤眼外侧按照29 度向东施工开切工作面，与回风巷贯通后，开始安装柔性掩护支架。0.6米，上宽一般大于0.8米。地沟挖好一段后，即可以安装柔性掩护支架。沿着地沟方向，即煤层走向上铺好4根钢丝绳（28、长25米/根），每根钢丝绳要保证有6米以上错差。然后按规定摆放掩护支架，钢架垂直于顶底板摆放，再利用螺栓和夹板将钢丝绳和钢架连接在一起。随着钢架的铺设的不断增长，需要接长钢丝绳（钢丝绳相互搭接不得少于3米）。钢丝绳与钢架要用绳卡（至少安设6个绳卡）固定牢靠，连接牢固、稳当，避免出现脱绳及滑扣现象。连接时，要拉紧钢绳，使钢绳受力均匀，拧紧夹板螺栓。4条钢丝绳连绳处必须相互错开2.5米以上，避免受力集中导致脱绳，并要注意各条钢绳的拉紧程度，尽量要一致。掩护支架安装好一段距离后，即可开始调整支架。先将掩护支架前端原来的巷道支护进行拆除，并且使巷道上部的煤体冒落到掩护支架上，如煤体不能自然垮落，则采取爆破方式对煤体进行强行冒落处理，使掩护支架上铺有一层煤炭或碎岩石做为铺垫层，用以保护掩护支架（起到缓冲保护作用）。为防止架后气体积聚，应采用局扇辅助通风。2、支架安装调试完毕，进入采面回采阶段：回采工艺流程：施工准备打眼爆破落架作业点单体加强支护及调整支架挖地沟铺溜槽扒煤放煤及整理工作面开始下一循环至推进到下一个溜煤眼工作面推进到下一个溜煤眼时：将前溜煤眼加固支护并形成行人及下料眼在下端头前行人眼与溜煤眼间拆架下放尾巷处理回风端头补架超前支护行走超前5米布置落煤眼正常回采采煤工作面采用人工打眼，炮眼深度为1.5米，工作面打完眼后，一次装完药进行爆破落煤。工人在柔性掩护支架下进行打眼、装药、爆破、出煤及落架作业。具体操作：首先在溜煤眼前方开切超前顺槽（高1.6米、长1.1米、宽2米），做好生产各项准备工作，然后在工作面按伪斜角度29度打眼、装药、连线，爆破后，立即对作业地点加强支护，并根据落架情况采用单体支柱进行调整，调整平直后开始挖地沟和铺设搪瓷溜槽，通过工作面扒煤及架后放煤将煤炭溜到下部溜煤眼后，通过放煤漏斗将煤炭放入运输巷的矿车内，经电机车牵引矿车到矿井井底车场，最后，由串车提升经斜井到地面。在回采面爆破、出煤过程中，需要对掩护支架进行调整。爆破后，采面掩护支架在自重和采空区冒落的矸石重力的压力下，沿着走向上向后推进1.1米左右距离，从而工作面支架将逐步向下部顺槽内伸长一段距离、工作面回风端头支护长度也逐步减少。支架的下放可以一段一段进行，也可以采取一次落架，为避免支架下放过程中出现意外，应采取逐段下放比较好。下放过程中，可能会出现支架下放不均匀、扭曲以及切入顶底板现象，这时，就需要采用打眼放炮方法处理，以及打点柱方式处理，使支架平整。采取爆破处理时，要注意打眼方式和装药量，防止再次崩坏煤柱。当贯通下一个溜煤眼后，就需要在下端顺槽拆除支架、采面上部回风端头补支架。支架回收到位后，利用自然垮落或爆破方式处理尾巷。运输巷超前支护采用远控回收，并施工防爆密闭（50厘米以上密闭）进行隔绝，防止出现老塘风及火灾、气体危害。上述工作施工完毕后，开始施工超前溜煤眼：超前使用的溜煤眼5米左右位置，采用2.5KW局扇通风，利用800钻机或人工爆破向上施工天槽，施工到5米左右高度后，将天槽自下而上扩成2.2*1.7平方的毛断面，然后用20公分以上木板自下而上搭木垛将天槽箍好，然后在支架与天槽间架设好抬棚并安装放煤漏斗。完成全部工作后，再依次上述工序进行下一循环作业。在开采过程的出煤工序完成后，应能保证采煤工作面有足够的作业空间，要严格检查掩护支架的受力、平稳以及与钢丝绳连接等状况，支架严禁出现翻转、扭曲、脱焊及歪斜变形，钢丝绳严禁出现褶皱、断丝及钢丝松捻等不良情况，否则，必须立即调整或更换。1.5米的空间，最低高度也不能低于1.2米。伪倾斜工作面开采时，采面自然形成进风口低，出风口高的现象。工作面爆破后必须减少台阶现象，并保持足够断面，采面内要均匀平直，断面一致，以形成风流的自由循环，利于回采工作面的通风性。在回采过程中，出煤工作完成后，应由人工对工作面进行清理，将浮煤攉到溜槽内，要保证采煤工作面的空间，要避免由于浮煤过多，造成采面空间缩小后，出现堵风或者产生涡风现象。放煤工作在爆破工作之后，爆破后，由工作面下端开始铺设溜槽，将煤炭溜至下端溜煤眼，最后煤炭经溜煤眼装入矿车内。当工作面自下而上完成一个整体推进循环后，将浮煤清理干净，并从上到下拆除溜槽，已经拆除的溜槽应固定在相应位置的一侧，溜槽全部拆除完毕后，工作面开始进入下一个整体推进循环。架后放煤时注意事项：出煤时，采面的大块煤要用工具敲碎，防止大块煤卡住溜槽，堵在采面内，造成溜煤困难和通风不畅通或溜下伤人。架后放煤过程中必须保证支架稳定，同时必须保留采高1倍以上垫层。工作面由下至上依次推进，严格按伪倾斜29°角度开采。3、工作面回采至距采区边界10米范围时，进入回采收尾阶段：首先在距采区边界10米范围内利用800钻机或人工爆破施工一对天槽，天槽间距6米，自下而上扩成2.0*1.5断面并用木垛箍好，天槽每6米施工一条联络巷。工作面回采与天槽采通后，回风端头支架逐步落平在一对天槽间的联络巷上。自此开始，工作面沿天槽逐步向下开切，并随着支架在联络巷增多，陆续在联络巷进行拆架、经天槽放架至运输水平。依次开切后，最后工作面支架全部落平，按照后退式将工作面支护回收完毕。全部工作完成后，对采空区域在48小时内打加强防爆密闭进行封闭。二、爆破落煤炮眼布置：采用人工打眼、爆破，钻眼长度，1.0米。人员站在工作面地沟内进行打眼，根据A7煤层厚度和煤质情况，工作面炮眼打双排眼交错布置，炮眼角度与工作面伪斜角度基本一致。爆破参数：附图3：工作面炮眼布置图每次回采循环作业时的爆破参数表项目炮孔直径炮眼间距炮眼个数炮眼长度装药长度封孔长度装药量角度班循环个 数单位mmm个mmmkg(°)个数量（单个）4246229°6-8说明：采面可根据实际情况每班进行4-6次爆破，工作面采用串联方法联线进行爆破。三、装煤和运煤装煤方式：回采工作面采出的煤经搪瓷溜槽溜入溜煤眼后，由人工放开溜煤槽挡板，放入矿车内。落在地面上的煤由放煤工用工具铲入矿车内。运煤方式：采煤工作面采出的煤放入矿车后，运输巷内由电机车进行运输。回采工作面采出的煤经人工打开溜煤斗放入矿车内，由电机车运输至+2120水平井底车场，再由立井提升至地面。四、工作面支护及采空区处理 1、工作面支护伪倾斜柔性掩护支架采煤法开采时，回采工作面采用柔性掩护支架进行支护。掩护支架主要由钢架、钢丝绳等组成，对整个采面进行支护，煤层顶底板部分岩石会随采随落，采空区碎矸石冒落在柔性掩护支架上。柔性掩护支架不仅用于采面支护，并用来隔离采空区。掩护支架的构造和组成：掩护支架由钢架（11#工字钢焊接制作）和钢丝绳等组成，钢架和钢丝绳用夹板和螺栓组成，在钢架上有螺栓连接孔，钢架宽度2.2米（0.6米-1.1米-0.8米-0.25米，夹角130度），共有4排钢丝绳与架连接，螺栓采用16×80mm，夹板厚度10mm；钢架之间用木头间隔，木厚10 mm，宽15 mm，长度并分别为50 mm、40 mm、80 mm三块，架与架之间距离约15厘米左右。柔性掩护支架组成后，两侧顶在工作面顶底板，下方用2.0米单体支撑，单体严格按照伪斜工作面迎山角度（垂直伪斜面向重心线偏移12°）施工，并确保单体腿打到硬底，达到足够支撑力。此外，为防止单体滑倒，使用8钢丝绳、10钢筋钩和卡子制作防倒绳，钩子一端固定在掩护支架上，另一端固定在单体上。采面运输巷底部留设56米底柱，用于保护采面运输巷和支撑采面，并采用超前支护保证煤炭运输及拆架等作业的安全。在采面内，柔性掩护支架在开采过程中，会随着采面推移逐渐下落，采面范围内顶底板主要由柔性掩护支架支护，采空区顶底板主要是自燃垮落。2、采空区处理本分层采用全部自然垮落法的采空区处理方法，对于回风上部可采用岩石电钻深孔打眼强制落顶，充填采空区。由于A7煤层倾角大，属于急倾斜煤层，在采区回采完毕后，采区内将形成一个很大的空间，采空区以后可以自然垮落。在采面内，煤层顶底板部分会随着开采过程冒落下来。对回风以上煤柱利用岩石电钻布置放顶孔，每排1个，角度沿煤层角度并向采空区方向倾斜（10度左右），每3米布置一排，工作面回风端头甩过放顶孔后，爆破充填架后采空区。详见人工强制放顶安全措施。 对开采过的区域应逐段进行封闭处理，建筑永久性密闭，防止采空区发生自燃，以及大面积的冒顶现象造成强大风压。采空区地面处理方法：对地表塌陷坑进行回填，可有效地防止地表向采空区漏风。五、顶煤回收伪倾斜柔性掩护支架工作面，主要在保证架后垫层和顶板安全的情况下，对煤层边角煤和垮落煤进行部分回收。采煤工作面采放比1：1；放煤步距为1.1米（循环截深）；只允许一个放煤点放煤，放煤主要是自下而上进行，运输顺槽端头5米内严禁放煤，放煤后利用煤电钻或岩石电钻在回风处理顶板，及时充填架后。六、正规循环生产能力正规循环率90%，正规生产能力为314×0.9=282吨。第三节 设备配置设备配置明细表设备名称设备型号在用数量备用数量馈电开关DW-3501真空磁力开关QBD-8021煤电钻综保11可逆开关11乳化泵站BRW80/2011煤电钻11岩石电钻1YBT51-11回柱绞车1蓄电池电机车21矿车205附图4：工作面设备布置图第三章 顶板管理第一节 支护设计1、单体液压支柱实际支撑力选用DW25250/100、 DW20250/100、DW16250/100型单体液压支柱，单体初撑力最小达到90KN,实际支撑力大于90KN/根。单体支护质量标准：（1）、依照煤矿安全规程煤矿安全质量标准化标准有关规定：单体液压支柱的初撑力：柱径为100mm的不得小于90KN，柱径为80mm的不得小于60KN。（2）、井下所有使用的单体支柱应严格按要求进行编号管理，并建立支柱挡，编号和牌号要准确、清晰。（3）、采煤工作面运输和回风支柱要打成一条线，其局部偏差不超过±100mm（局部变化地区可加密）。柱距和排距误差都不得超过±100mm。2、工作面合理的支护密度伪斜布置的柔性掩护支架，主要依靠推进进行回采，一般架后自然垮落及垫层的厚度平均为采高的1倍。则该工作面负载=1×H×L×D×C=1××110×2×××103×103牛顿式中：H工作面采高 L工作面倾斜长度 D支架支护宽度 C煤的容重根据工作面受力载荷及单体的实际支撑力计算单体数量：×103/90×103=38根3、工作面柱距、排距 伪斜掩护支架工作面由于支架倾斜布置，顶板一侧高度一般只有1.2米左右，故每排只打一根单体，根据上述的单体需要数量计算，为确保工作面有足够支撑力，工作面排距定为2.2米，伪斜面则需要布置35根单体能满足承载需求。二、乳化泵站设计工作面倾斜布置，回风区域空间小、运输不便，并且存在比较大的安全隐患；运输水平使用电机车运输，运输巷也无足够断面安装泵站。根据上述原因，将泵站硐室安设在+2120东二运输石门上，并按照两泵一箱的标准配置。由于泵站距离工作面最远端达到300米，为满足液压强度，决定选用BRW80/20型乳化泵；额定压力：18 Mpa；额定流量：80 L/min；电机功率：37KW。选用25高压管为主管路、10高压管为支管路，以此满足工作面支护需求。第二节 工作面顶板管理1、工作面支架布置方式工作面下端头在行人眼和落煤眼之间，水平铺设5-8米的柔性掩护支架，使用4根28钢丝绳连锁，用单体进行支撑。自落煤眼沿29度伪斜面铺设掩护支架，高端搭在顶板侧，低端卡在底板侧，仍用4根28钢丝绳连锁，单体进行支撑。回风侧水平铺设5米左右的掩护支架，与回风支护形成有效连接。2、工作面回采步骤及顶板来压的支护措施矿井采用采区前进式、区内后退式回采方式。回采工作面每次推进1.1米左右。工作面采用“双排眼交错打眼爆破落煤”的回采方式。即根据现开采煤层的厚度和煤质软硬程度进行炮眼布置，眼距一般为1.0米左右，回采工作面每次打眼装药后一次性爆破。出现顶板来压时，必须加快推进速度，对来压地点采用密集支护3、工作面最大和最小控顶距（1）最小控顶距：最小控顶距取值1.2米；（2）最大控顶距：最大控顶距取值1.8米；附图5：采煤工作面支护图4、工作面支架拆除、安装及收尾工作面在推进过程中，伪斜面循环施工落架工序，下端头平顺槽支架长度增加、上端头回风顺槽支架长度减少，需要不断地重复在下顺槽拆除支架，同时在回风增加支架，保证工作面在支护可靠的情况下持续推进。到达回采边界时，回风侧不再增加支架，并利用边界一对小眼下架，工作面逐步落平，然后后退式进行支架回收。拆架过程中，要将下部顺槽扩大，顺槽面积应能方便人员拆架、回收作业，高度不能低于1.5米。将支架钢梁的两端露出来，然后立即打上点柱托住钢架，卸掉支架上的固件，然后通过上山眼将支架、钢丝绳运到运输巷内，拆除支架时，要先解钢丝绳，再回收钢梁。最后，将拆掉的钢丝绳和钢梁运送到采区回风巷，重复安装使用。采面开采完毕后，回采面将会形成一个较大面积的采空区，且采空区仅靠两端的煤柱和底柱支撑，空区内无任何支护，空区可能随时会有垮落的危险。工作面收尾回收支架时，要制定专项安全技术措施。在后退式回收支架时，要用单体和半圆木先打好临时支护，然后回收掩护支架；支架回收后，再用吨倒链远控回收单体。第三节回采巷道及端头顶板管理、工作面端头支护和平巷超前支护按照采煤工艺特点，工作面上下端头仍采用柔性掩护支架进行支护，支护长度不得小于米。但下端头与工作面连接处，即落煤眼两侧，是工作面应力集中区域，应采用密集支护（每排根单体进行支撑）。超前支护：为保证采面上下端头支护的安全性，超前支护采用单体液压支柱和11#工字钢（2.4米/根）进行支护，支护长度为20米，保证10米单排、10米双排，柱体间距为0.8米。顶部必须接顶，金属梁与单体必须以面接触，严禁点接触或歪斜扭曲，且接触面要加垫板。其次，在开采前，对采面运输巷帮、顶部未接顶的不良支护要进行撤换和维修，确认无安全隐患后，方可开工。、运输巷、回风巷支架回撤工作面推进后，对运输巷处于工作面后部的支护要进行回撤放顶。为保证安全，只对运输巷的单体和金属支架进行回撤，坑木一般不予回收。回风巷的支护可以进行回撤，但应在回采工作之前进行。支护回收前必须打好超前支护或临时支护，有垮冒危险时，巷道原有支护不予回收。上下端头的单体支柱，回撤时要注意安全，防止支柱卸压时发生顶部垮落及片帮现象伤人，也要防止支柱回撤时发生倒柱、顶梁滑落砸伤作业人员，回撤支柱时必须由工作熟练、操作技术娴熟的老工人进行，并严禁一人单独作业。支柱必须采用远控回撤，可以采用调度小绞车或5吨吊葫芦进行回撤，但要注意设备的操作方法，以及回撤时的操作程序，做好防护、保证安全的有效措施，避免人员受到伤害。3、备用支护材料数量及存放地点2米长半圆木始终保持20根，10根存放在运输水平材料码放点，10根存在在回风巷超前支护前方。3米长11#工字钢8根，4根存放在运输水平材料码放点，4根存在在回风巷超前支护前方。背板和垫木码放在运输、回风巷材料堆放点，数量各保持在20块左右。第四节 矿压观测观测小组成员：组长 苏永奇 成员阳宗德、钟仁国、何怀根、任明江、陈维高及各生产班长。观测内容：1、巷道顶、底部位移。2、工作面初次来压和周期来压规律。3、工作面单体和超前支护单体的实际支撑力。4、掩护支架、钢丝绳及钢梁的变形情况。观测要求：1、运输、回风水平安装测杆，班长每班负责观测记录，技术员每天进行观测整理数据并进行分析，形成矿压观测原始记录，掌握工作面初期来压和周期来压规律。2、配备单体测力计，每天对单体支撑进行抽测。3、加强现场动态观察和检查，掌握工作面支架和超前支护的受力状态，并做专项记录。第四章 生产系统第一节 运输系统一、运输设备的选择和配置根据矿井车场、主要运输大巷及采区运输巷的实际情况，采用电机车运煤运料。为有效降低采面连续出煤和机车间断运输的矛盾，计算如下：根据机车间隔运行公式，则每班需要电机车N=1.5Q（11L+30）/2100P=2台，其中Q为班产取200吨、L为运行距离取0.5公里；P为机车自重取2.5吨。每次运行间隔时间T每班经过重车的次数N次=420/T=24次采区内每辆机车只能挂4辆矿车，则每班可运24*4=96吨，基本可以满足采面需要。此时每班电机车2台，矿车20辆；每个掘进面配备矿车4辆，需要8辆。则每班需要运煤矿车28辆，地面及车场周转14辆，备用和检修6辆（20*0.2+20*0.1），下料5辆，则按照矿井巷布置及生产要求，总计矿井需要矿车53辆。每班需要蓄电池机车2辆，另需1辆备用。运行距离中全部使用15公斤以上钢轨和标准道岔，杜绝杂拌道。二、运煤系统采煤工作面溜煤斗A7运输巷东二运输石门+2120A9运输大巷井底车场立井地面三、运料系统地面料场立井+2120井底车场暗斜井+2160A9总回风巷东二回风石门A7工作面上端头地面料场立井+2120井底车场+2120A9运输大巷东二运输石门+ A7运输巷A7材料码放点附图6：运输系统图第二节 一通三防与监控系统一、通风系统叙述：新鲜风流在FBCDZ-6-No14b/45×2轴流式主扇造成的负压作用下，由斜井井口进入，经井底车场和主运输大巷，到运输石门到采区运输巷经采仓上山进入工作面，乏风经回风上山到总回风巷，由主扇抽出进入大气，构成采面通风系统。该工作面采用伪斜U型负压式通风。同时，在A7回风巷上风眼安装5.5KW局扇和300风筒，用于回风端头上隅角气体排放。通风路线：地面（新鲜风）立井+2120井底车场+2120A9运输大巷东二运输石门+ A7运输巷上风小眼工作面（乏风）+2160A7回风巷东二回风石门+2160A9总回风巷回风小眼+2180A9总回风巷1号风井地面附图7：通风系统图二、风量计算：（1）按工作面同时工作的最多人员计算： Q采=4×N=4×30=120m3/min式中：N采煤工作面同时工作的最多人数，N=30人。（2）按瓦斯、二氧化碳在涌出量计算： Q采=100×q瓦×k采通=100××1.5=275m3/min式中：q瓦采采煤工作面瓦斯绝对涌出量，1.83m3/min。（根据瓦斯等级鉴定报告中的瓦斯相对涌出量和采煤工作面产量计算） k采通瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，炮采工作面k采通取1.5。Q采=100×qco2×k采通=100××1.5=107m3/min（3）按工作面温度计算：回采工作面Q采1=60×V×S采=60××3.5=168m3/min式中：V工作面适宜风速。 S工作面平均断面积m2。（4）按炸药使用量计算：回采工作面Q采1=25×AC=25×6=150m3/min式中：AC工作面一次使用炸药量，kg。取Q采煤=120、275、107、168、150=275m3/min（5）风速验算：Q/(60×SK)=275/(60×3.0×1.2)=1.27m/s0.251.274（6）通过以上计算结果，采煤工作面风量275m3/min，符合煤矿安全规程要求，满足生产需要。三、通风系统图：（见附图6）四、安全监控系统为了保证井下职工的生命安全以及工作面的安全生产，在东一西+2120A 7工作面安装了安全监控系统的断电装置-断电器，当回采的过程中瓦斯浓度达到1.5%时，井下断电器自动切断工作面区域的电源。工作面安全监控分站安设在+2120运输石门，回风巷距工作面510米处安装有瓦斯断电器、距运输石门15米处开停传感器、CO传感器、瓦斯和混合气体断电器等断电和传感设备（见附图7）。它们正常有效值如下： 报警值=1% 断电值=1.5% 复电值=1%要求：采煤工作面的专职安瓦员必须随时检查传感器位置，一旦发现位置不合规定要求，立即责令现场跟班干部或班组更正，工作面不准作业。当传感器在误动作情况下断电，影响工作面生产时必须由调度员及时通知安瓦员检查该区域瓦斯、一氧化碳等气体情况，只有当气体在规程规定的浓度以下时，方可该区域电工人员复电。本区域专职安瓦员对复电全过程进行现场跟踪监督，一旦发现违章的，应立即制止，严禁工作人员强行复电或私自甩开断电器。五、防尘系统：1、洒水系统：地面静压消防水池，经立井到+2160东一回风石门，到+2160东二西A7回风巷，对回风巷进行防洒水；经立井到+2120东二运输石门，到+2120东二西A7运输巷，到工作面进行防洒水，每个溜煤眼放煤口安设1个喷头，放煤时进行喷雾降尘。2、定期清洗煤尘措施：在进回风大巷每天进行洒水降尘；在采仓内进行喷雾降尘；使用水炮泥进行降尘；在进风巷装设净化水雾；在放煤口进行喷雾。3、防尘系统图（见附图8）六、防灭火系统：1、在井下车场修建消防器材库，准备好红砖、水泥、木板、铁锹、沙子、黄土、干粉灭火器等。2、防治煤层自然发火回采措施：回采过程中，及时对运输巷尾巷进行封闭，减少采空区漏风。始终保持架后垫层厚度，必要时要采取强制处理顶煤措施，减少工作面向采空区漏风。随着工作面推进，地面及时进行充填，杜绝地面漏风。防火措施：杜绝浮煤堆积，严禁易燃物在井下存放，加强防火检查和管理。根据我矿的实际情况，对可能发火地点安设水管并保证灭火用水；装备移动式注氮机对采空区域或封闭区域进行预防性灭火；安装黄土灌浆灭火系统，对工作面回采完毕后及时进行灌浆处理，但要登记台帐，做好防溃浆工作。应急措施：回采前，在采面煤柱上提前施工防火门，一旦出现紧急情况，及时对工作面进行封闭。对可能出现火情的地点放置灭火器、砂箱及工具，一旦出现明火，立即进行灭火。地面、运输及回风水平构筑消防材料库，备用应急灭火材料和工具。附图9：防灭火系统图第三节 排 水一、本工作面涌水量不大，可能局部地段有淋水，用水沟排到+2120井底水仓。二、排水系统图（详见附图9）第四节 供 电一、供电设计1.电缆选择负荷统计: 52KW干线选择U-1000V-3×25+1×10支线选择U-1000V-3×16+1×8电网起动时允许电压损失Ugy支线电压损失查表Ige=216A CosPdq=3IgeUe Cosge3×261×660×0.58=173 KWUzg=Pdq×L/UeSzD=61V起动时变压器电压损失Qdq=PdqtgarcCosqe=173×1.4=242×97(40×0.8)/0.9=32Qds= Pds×Cosds=32×0.75=24Ubq=(Pdq+ Pds) Rb+( Qdq + Qds ) Xb /Ue =33 V(4)干线电压损失Ugq Pg Us= Pgs-Pds=97×0.75-90=41KWUgq=(Pdg-PgUs) ×L/DueSg=(173+41) ×(550/42.5×70×660) ×1000/60=60V起动时电压损失为:UZq+Ugq+Ubq=61+33+60=154V195V(5)按电缆长时允许电流检验截面 I=P/3Ue Cos=97/3×660×0.75=113A210 A 二、供电设备：由地面外部高压下井后经中央变电所变成660V后送入东一采区，通过采区内的KW80-350馈电开关，送入+2120运输大巷内QC815-60的供电开关，再送入煤电钻综合保护装置和液压泵站。三、供