12219综采工作面采煤工艺设计mli.docx

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1、122119综采采工作面面综采工工艺目 录1. 概概况31.1 编制依依据31.2 工作面面位置及及井上下下关系331.3 工作面面参数及及煤层情情况31.4 煤层顶顶底板551.5 地质构构造51.6 水文地地质61.7 瓦斯情情况61.8 影响回回采的其其它因素素72采煤煤方法772.1 巷道布布置72.2 采煤方方法及采采煤工艺艺82.3 设备配配置1113顶板板控制1113.1 顶板支支护设计计113.2 工作面面顶板控控制1223.3 沿空留留巷1333.4 机巷、风风巷及端端头顶板板支护1143.5 矿压观观测1554生产产系统1154.1 运输154.2 “一通通三防”与安全全监

2、控1164.3 排水194.4 供电194.5 照明、通通信和信信号2335劳动动组织及及主要技技术经济济指标2245.1 劳动组组织2445.2 循环作作业2555.3 主要技技术经济济指标2256煤质质管理266.1煤煤质指标标及要求求266.2提提高煤质质的措施施266.3提提高采出出率措施施267安全全技术措措施2777.1 一般规规定2777.2 顶板安安全技术术措施2287.3 爆破安安全技术术措施2297.4 防治水水安全技技术措施施317.5 运输安安全技术术措施3327.6 机电安安全技术术措施4407.7 “一通通三防”及安全全监控技技术措施施497.8 其他528灾害害应

3、急措措施及避避灾路线线528.1 灾害应应急措施施528.2 避灾路路线5221. 概概况1.1 编制依依据1、中中华人民民共和国国矿山安安全生产法2、煤煤矿安全全规程(20111年版)3、煤煤矿工人人安全技技术操作作规程4、1122119上工作面面回采地地质说明明书5、1122119上工作面面供电设设计说明明书6、1122119上工作面面设计说说明书7、安安全质量量标准化化标准及及考核评评级办法法古叙叙煤田试试行版8、石石屏一矿矿煤质管管理办法法1.2 工作面面位置及及井上下下关系工作面位位置及井井上下关关系详见见表1。表1 工工作面位位置及井井上下关关系表 水平名称称一水平采区名称称二采区

4、地面标高高+9200.3mm +9992mm井下标高高+7255m+7688m_地面相对对位置篾匠山一一带，系系单斜坡坡地，地地表出露露地层为为T1f1-22。据现现掌握资资料，地地表民房房较多，集集中分布布在篾匠匠山一带带。回采对地地面设施施的影响响工作面埋埋深为2234.5m3100m，地地表无大大型水体体，预计计回采对对地面设设施无影影响。井下位置置与四邻邻关系工作面东东部为已已回采的的121119上上工作面面、西部部为122采区边边界，南南部为矿矿井边界界、北部部为尚未未布置的的124419工工作面。走向长度度（m）679倾斜长度度（m）122面积（mm2）8283381.3 工作面面

5、参数及及煤层情情况1.3.1几何何尺寸122119上工作面面走向长长度6779m；倾斜长长度1222m；工作面面煤层倾倾角624，平均均15；面积积828838 m2（斜面面积）。1.3.2煤层层厚度及及储量122119上工作面面煤层厚厚度最大大2.22m，最最小0.6m，平平均厚度度1.55m。煤煤层容重重为1.45mm3/t。122119上工作面面煤层储储量计算算公式为为： Z = SLLMRKK式中：ZZ工工作面可可采储量量，万tt SS工工作面倾倾斜长度度，m LL工工作面走走向长度度，m MM煤煤层厚度度，m RR煤煤层容重重，t/m3 KK工工作面回回采率，%该工作面面煤层为为中厚

6、煤煤层，工工作面回回采率为为95%，则则可采储储量为:122（6799-200）11.51.4595%=116.661万t1.3.3煤层层产状122119上工作面面范围内内煤层走走向23322400、倾倾向32233300、倾倾角624，平均均15。1.3.4煤层层物理特特性122119上工作面面煤层属属于较稳稳定煤层层，煤层层一般不不含矸，局局部夹矸矸01层，岩岩性为泥泥岩、砂砂质泥岩岩。其下下距C119煤层层033 m，平平均1.5m。CC19上煤层一一般为灰灰黑色、金属光泽、水平层理、层状结构、阶梯状构造、外生裂隙较发育,其坚固性系数（f）为16，部分区域与C19煤层层间距变薄，对本工作

7、面回采无较大影响，但对回采C19煤层时有一定影响。1.3.5煤种种、煤质质煤层情况况详见表表2。表2 煤煤层情况况表 煤层厚度度（m）1.5结构形式式层状结构构容重（tt/m33）1.455煤层硬度度f12煤种无烟煤倾角（）15稳定程度度较稳定煤层情况况描述C19上上煤层属属于半亮亮型3#无烟煤煤，属于于低中灰灰煤、高高热值煤煤。1.4 煤层顶顶底板1.4.1煤层层顶底板板煤层顶底底板情况况见表33。表3 煤层顶顶底板情情况表 顶底板名名称岩石名称称厚度（mm）岩性特征征老顶粉砂质泥泥岩、泥泥岩1.22.88灰色、薄薄层状粉粉砂粒砂砂质泥岩岩、泥岩岩。2.500直接顶砂质泥岩岩、泥岩岩0.41

8、.33灰黑色砂砂质泥岩岩、灰色色泥岩，含含颗粒状状黄铁矿矿及菱铁铁矿结核核。0.855直接底泥岩03.4浅灰色泥泥岩，泥泥质结构构,不显显层理。1.6551.4.2工作作面地层层综合柱柱状图（工作面面综合柱柱状图）见见：附图图一。1.5 地质构构造1.5.1断层层122119上工作面面断层较较多，主主要有77条断层层，f11断层为为逆断层层，在1122119上机巷2231mm处，产产状400440，HH=46m，走走向长约约1833m，预预计对工工作面回回采的影影响大。ff2断层为为正断层层，在1122119上机巷4410mm，产状状49511，HH=1.3m，走走向长约约1000m，预预计对

9、工工作面回回采的影影响较小小。f3断层为为正断层层，在1122119上机巷4430mm处，产产状755334，HH=1.8m，走走向长约约59mm，由于于断层面面较为平平整，断断层破碎碎带较小小，预计计对工作作面回采采的影响响较小。f4断层为正断层，在12219上机巷555m处，产状6060，H=1.2m，走向长约94m，预计对工作面回采的影响较小。f5断层为正断层，在12219上风巷520m处，产状22626，H=1m，预计对工作面回采的影响较小。f6为断层带，均为正断层，在12219上风巷582m处，产状29395984，H=35m，预计对工作面回采的影响大。f7为断层带，均为正断层，在1

10、2219上切眼23m处，产状26431684，H=46m，预计对工作面回采的影响大。（见表4）。1.5.2褶曲曲122119上工作面面切眼段受受构造影影响，煤煤层反倾倾，其倾倾向为1130，倾角角45，对工工作面影影响较大大。表4 地地质构造造情况表表编号构造名称性质走向()倾向()倾角()落差（m）对回采工工作面的影响响f1断层逆断层403104046大f2断层正断层49319511.3较小f3断层正断层75345341.8较小f4断层正断层60330601.2较小f5断层正断层226136261较小f6断层带正断层2933929930995988435大f7断层带正断层2644329632

11、331688446大1.6 水文地地质1.6.1主要要水源及及含水层层122119上工作面面位于二二叠系煤煤系地层层中部，煤煤系地层层为良好好的隔水水层，无无涌水水水源，局局部区域域有少量量砂岩裂裂隙水，涌水表现形式为滴、淋水，对工作面无影响。1.6.2井下下水分析析122119上工作面面区域内内无老窑窑、采空空区积水水影响。1.6.3涌水水量无涌水。1.7 瓦斯情情况1.7.1工作作面及周周边瓦斯斯地质情情况该工作面面瓦斯分分带不明明显，经经过充分分预抽，大大部分瓦瓦斯被运运移和逸逸散掉，但但有部分分仍保存存在煤层层中。相相对瓦斯斯涌出量量为200m3/td。具具有煤与与瓦斯突突出的倾倾向性

12、。1.7.2瓦斯斯涌出量量122119上工作面面相对瓦瓦斯含量量为177.099m/t，已已抽瓦斯斯9.441m/t，残残余瓦斯斯量为77.688m3/t，该该面日产产量按9907吨计计算，则则绝对瓦瓦斯涌出出量qCCH4为为：qCH4490777.688/（224660）4.883（mm3/miin）1.7.3瓦斯斯及二氧氧化碳影影响程度度预计由于C119上煤层属属于突出出煤层，预预计该工工作面瓦瓦斯对本本工作面面回采影响响较大。1.8 影响回回采的其其它因素素1.8.1煤尘尘爆炸指指数根据中煤煤科工集集团重庆庆设计研研究院报报告，该该工作面面无煤尘尘爆炸危危险。1.8.2煤层层自燃发发火性

13、根据中煤煤科工集集团重庆庆设计研研究院报报告，CC19上煤层无无自燃发发火倾向向。1.8.3地温温影响分分析根据根据据地质精精查报告告，该工工作面地地温在119左左右，对对回采无无较大影影响。1.8.4冲击击地压和和应力集集中区122119上工作面面无冲击击地压，应力集集中区主主要位于于断层带带附近，对对回采有有一定影影响。1.8.5其它它有毒有有害气体体122119上工作面面无其他他有毒气气体。1.8.6地质部部门建议议1）1222199上工作面面主采CC19上煤层，其其下部有有C199煤层，其其层间距距在03m左左右，建建议在回采时时每隔一一星期在在工作面面布置一一组探眼眼，以探探明C11

14、9煤层层赋存情情况。2）该工工作面回回采中揭揭露断层层影响时时须及时时通知地地测部门门。2采煤煤方法2.1 巷道布布置2.1.1巷道道位置及及用途巷道布置置方式：工作面面机、风风巷、切切眼、瓦瓦斯尾巷巷均沿CC19上煤层顶顶板按中中线施工工布置，其其中机、风风巷、瓦瓦斯尾巷巷沿煤层层走向布布置，切切眼沿煤煤层倾斜斜布置，顶顶抽巷在在风巷挂挂口沿工作面面倾斜+338布置。机巷用用于安设设皮带运运输机，在在工作面面开采时时输送煤煤炭至煤煤仓，同同时沿空空留巷为124419上上工作面面风巷；风风巷用于于运输设设备和回回风；切眼用用于安设设刮板运运输机、割割煤机和和液压支支架，顶顶抽巷用用于抽放放工作

15、面面上覆CC13、CC14、CC15和本本煤层回回采后卸卸压瓦斯斯。2.1.2支护护断面机、风巷巷和瓦斯斯尾巷均均为异形断面，机机巷宽为为4.2m、中中高2.8m，风风巷宽为为3.55m，中高22.8m，瓦斯斯尾巷宽宽为3.2m、中中高2.8m，切眼为为矩形断断面，切切眼宽为为6m、高高2m，机机巷、风巷、瓦瓦斯尾巷巷采用锚锚网索支支护。2.1.3瓦斯斯抽放巷巷布置122119上工作面面在风巷每隔隔80mm施工一条条顶抽巷巷。（122219上上工作面面抽采系系统图）见：附图十2.1.4工作作面及巷巷道布置置平面图图（122219上上工作面面巷道平平面布置置图和剖剖面图）见：附图二二。2.2 采

16、煤方方法及采采煤工艺艺2.2.1采煤煤方法根据回采采地质说说明书中中采煤工工作面煤煤层赋存存条件和和顶、底底板岩性性，决定定采用走走向长壁壁后退式式采煤法法，全部部垮落法法管理顶顶板，（122219上上工作面面采场布布置图）见：附图三三。2.2.2采煤煤工艺1）采煤煤工艺工作面采采用综合合机械化化采煤，MMG-2000/4556/WD11型采煤煤机落煤煤，滚筒筒和刮板板运输机机铲煤板板联合机机械装煤煤，SGGZ-7644/3220型刮刮板运输输机运煤煤，ZY228000-09/21型型液压支架架支护顶顶板。2）采高高与循环环进度根据采面面煤层赋赋存条件件，沿煤煤层顶板板进行回回采，确确定最大大

17、采高为为1.99m。循环方方式为“多多刀循环环作业”，每每个生产产班割煤煤3刀，每每刀进尺尺0.66m，则则圆班完完成6个个循环，进进尺3.6m。3）割煤煤方式利用MGG-2000/4556/WD11型双滚滚筒采煤煤机组端端部斜切切进刀，进进刀长度度为200m，深深度为6600mmm，机机组未割割煤时牵牵引速度度0 mm/miin110m/minn，割煤时时牵引速速度0 m/mmin6m/mmin，遇构造造或顶板板破碎地地段，牵牵引速度度不得大大于4mm/miin；操作割割煤机的的人员站站位，距距上、下下滚筒不不小于55m，（122219上上工作面面采煤机机进刀示示意图）见：附图四。工作面采采

18、用SGGZ-764/3200型可弯弯曲刮板板运输机机运煤，机机巷采用用SZZZ7644/1660桥式式转载机机和DSSJ633-1000/663/22755可伸缩缩皮带运运输。2.2.3控顶顶方式1）采用用ZY228000-099/211型液压压支架控控制顶板板，相邻邻支架中中心距为为1.55m，最最大控顶顶距5.4m，最最小控顶顶距4.8m，放放顶步距距为0.6m。2）泵站站压力331.55MPaa，在设设计采高高状态下下，液压压支架的的初撑力力为1990721998KNN，额定定工作阻阻力为22446628119KNN。3）移架架方式：采用本本架操作作，滞后后于机组组后滚筒筒15mm20m

19、m逐架进进行移架架。2.2.4工作作面开设设超前缺缺口1）工作作面上下下超前缺缺口的处处理方式式工作面上上、下出出口原则则上不设设超前缺缺口，但但只要工工作面机机头、机机尾用机机组割不不穿或上上、下出出口通风风断面不不足时就就必须设设超前缺缺口，炮炮眼采用用“五花眼眼”布置，缺缺口斜长长为1.5m，高高度为工工作面采采高，走走向长度度保持超超前煤壁壁不小于于3.66m。缺缺口采用用单体支支柱配铰铰接顶梁梁沿倾向向支护，柱柱距为11.0mm。122119上工作面面炮眼布布置图，见见：附图图五2）爆破破作业方方式为（1）采采用风钻钻或电钻钻打眼，间间距0.40.66m，深深度1.5m，炮炮眼与煤煤

20、壁呈880的的夹角。（2）每每眼装填填15003000g煤煤矿许用用级乳胶胶炸药，使使用1#5#毫毫秒雷管管正向起起爆，每每眼装填填一条水水炮泥，黄黄泥充填填长度600mmm。（3）选选用一台台MFBB-2000型启启爆器，串串联进行行爆破。（4）爆爆破说明明书炮眼名称炮眼编号炮眼深度度(m)炮眼 长度(m)眼距(m)炮眼角度度（）装药量雷管消耗耗水炮泥数(个）封泥长度（m）爆破顺序联线方式水 平平坚 直条/眼小计（kg）雷管段别雷管数量（发）左右仰零俯掏槽眼4、51.51.555190900020.81240.51串联辅助眼1-36-81.51.500188880011.226120.52合

21、计12.11 2.0816 4.0（5）采采用绝缘缘铜芯线线作为放放炮母线线，接头头必须使使用正规规的接线线盒，严严禁出现现明接头头。（6）施施工超前前缺口时时，启爆爆点和岗岗哨1设在在1222中部车车场起爆爆硐室内内；岗哨哨2设在在1211这部车车场风门门外100m处。搜岗路线线：岗哨哨1及起起爆点：作业处处122219上上工作面面122219上上机巷1222回风石石门（1122轨轨道石门门）1222中部车车场1处；2搜岗岗路线 ：作业业处122219上上风巷（1122119上尾巷）1211轨道石石门1211中部车场场2处处。（7）放放炮前，采采用皮带带、楠竹竹跳板等等对爆破破点及附附近20

22、m范范围内支支架的各各类油缸缸、液压压元件、供供液管路路、行走走电缆、监监测、通通讯等缆线进行行妥善保保护。（8）放放炮后及及时对超超前缺口口进行支支护。（9）放放炮后，通通过工作作面运输输系统将将煤炭运运出地面面。2.2.5工作面面生产能能力和服服务年限限1）工作作面正规规循环生生产能力力用下列公公式进行行工作面面正规循循环生产产能力的的计算。W=LSShrcc=12220.61.51.450.995=1511t式中：WW工工作面正正规循环环生产能能力，tt; LL工工作面平平均长度度，122m； SS工工作面循循环进尺尺，0.6mm； hh工工作面设设计采高高，1.5m； rr煤煤的容重重

23、，1.45tt/m33;c工工作面回回采率，0.95%。2）工作作面服务务时间工作面的的回采时时间=可可采储量量/设计计月产量量=166610(9006225)=7.333月开采、结结束时间间：该工工作面预预计20013年1月初投产，220133年7月下旬回采采结束，开开采期为为7.33个月2.3 设备配配置2.3.1（1122119上采煤工工作面设设备布置置平面图图）见：附图六 。3顶板板控制3.1 顶板支支护设计计3.1.1采煤煤工作面面的支护护设计1）1222199上工作面面支护强强度P的的确定：P=9.8KSSMccos=9.866(11.53.99)22.51.55coos155=

24、12246KKN式中：PP支架架承受荷荷载，KKN；9.81千克克力，NN；K支架架承受的的荷载的的采高的的倍数，6；S支架架支护的的顶板面面积，mm2；顶板板岩石容容重，22.5tt/m33；M采高高，m；煤层层倾角，；2）ZYY28000-09/21型型液压支支架参数数：工作阻力力：2444628119KN；初撑力：19007221988KN；支架强度度：0.410.448MPPa；泵站压力力：311.5MMPa；3）支架架选型的的验算：P工作作阻力即：12245kkN224466KN；故所选用用ZY228000-099/211型液压压支架符符合要求求。3.1.2支护护设备、材材料选型型1

25、）根据据上述计计算，决决定选用用ZY228000-099/211型液压压支架控控制顶板板，超前前支护采采用内径径1000mm的的单体液液压支柱柱、3mm型梁梁作支护护材料。2）基本本支架数数：122211.5=81架。（因因机巷沿沿空留巷巷故少安安设1架架支架）共共计800架。3）备用用材料：单体液液压支柱柱60根，木木料100根根（采用用直径1500mm的的圆木或或直径2000mm的的半圆木木），楠楠竹跳板板400块块，梁梁、铰接接顶梁各各30根。3.1.3支护护配套设设备。工作面采采用2台台BRMM-1225/331.55C乳化化液泵供供液，泵泵站位于于1222回风石石门风门门以里1100

26、mm处，乳乳化液采采用32mmm高压压管铺设设至工作作面供液液。3.2 工作面面顶板控控制3.2.1正常常工作时时期顶板板支护方方式：1）工作作面采用用ZY228000-099/211型液压压支架控控制顶板板，相邻邻支架中中心距为为1.55m，最最大控顶顶距5.4m，最最小控顶顶距为44.8mm，放顶顶步距为为0.66m；机机头预留留支架段段采用L=3400mmm梁、L=12000mmm铰接梁梁架设“三对六六梁”、“一梁二二柱”、“一梁一一柱”和密集集支柱联联合支护护顶板。2）泵站站压力为为31.5MPPa，液压支支架初撑撑力为11907721198KKN，额额定工作作阻力为为24446228

27、199KN。3）工作作面采场场要做到到“三直直一平、两两畅通”，即即支架、溜溜子、煤煤壁三直直，工作作面底板板平，工工作面机机风两巷巷的出口口要畅通通。4）移架架方式采用本架架操作，滞滞后于机机组后滚滚筒155m-220m逐逐架进行行移架。（122219上上工作面面采场平面面、剖面面图）见见：附图三3.2.2特殊殊时期顶顶板支护护方式1）工作作面初采采及初次次来压的的顶板控控制：（1）加加强顶板板动态监监控，一一旦发现现有来压压征兆，必必须及时时撤出工工作面的的所有作作业人员员至安全全地点。（2）加加强对供供液系统统的检查查、维护护，确保保供液压压力不低低于300MPaa，支架架初撑力力达到1

28、19077-28119KNN，单体体支柱初初撑力不不小于990KNN。（3）强强化对支支架立柱柱及安全全阀的检检修，确确保顶板板压力超超过支架架额定承承载能力力时，支支架能够够自动降降架卸载载，以防防止支架架活柱受受损。（4）初初放期间间，及时时调整支支架立柱柱，保证证活柱伸伸缩量3000mm，以以防止出出现“死死架”现现象。2）过断断层及顶顶板破碎碎时的顶顶板控制制（1）采采面过断断层或顶顶板破碎碎时，割割煤后及及时跟机机拉架护护顶，确确保端面面距3340mmm，且且前端接接顶严实实，以防防止发生生端面冒冒顶事故故。（2）采采面过断断层薄化化带时，采采用挑顶顶或卧底底的方式式使采高高不低于于

29、1.5m，保保证支架架活柱伸伸缩量3000mm，以以防出现现“死架架”。（3）强强化对机机、风巷巷超前单单体支柱柱初撑力力的管理理，确保保初撑阻阻力不小小于900KN。（4）当当采面液液压支架架底座陷陷底，移移架时先先在支架架顶梁下下支设112根根长度适适宜的单单体支柱柱，再缓缓慢降架架将底座座适度上上提，且且在底座座前端用用坑木垫垫底，最最后将支支架前移移到位，并并升架支支撑顶板板。3）周期期来压及及过巷（1）在在工作面面推进过过程中如如遇周期期来压，则则在周期期来压期期间对机机、风巷巷采用单单体液压压支柱配配型梁梁或者铰铰接梁进进行加固固支护。（2）工工作面过过风巷顶抽巷顶顶板管理理（另行

30、补补充专项项措施）。4）工作作面末采采的顶板板管理（另行补补充专项项措施）。3.3 机巷、风风巷及端端头顶板板支护3.3.1工作作面机巷巷、风巷巷超前支支护1）风巷巷从采面面煤壁线线往外00100m段，采用型梁配配单体液液压支柱柱沿走向向架设双排排“一梁梁三柱”抬抬棚支护护；从采采面煤壁壁线往外外1020mm段，采采用型型梁配单单体液压压支柱沿沿走向架架设单排排“一梁梁三柱”抬抬棚支护护，单体液液压支柱柱按1.00 m柱柱距布置置。2）机巷巷从采面面煤壁线线往外0020m段段，采用用单体液液压支柱柱配L=28000mmm的111#工字字钢，沿沿巷道走走向方向向按照8800mmm的排排距沿倾倾向

31、架设设“一梁二二柱”抬棚支支护，所所有的支支柱必须须打在一一条直线线上；支支柱与砌砌墙之间间采用排排材进行行背接。3）机巷巷架设的的“一梁二二柱”抬棚支支护推进进50mm后，根根据现场场实际情情况，如如果巷道道压力不不大，可可以对抬抬棚支护护由里向向外逐架架回撤，要要求回撤撤的抬棚棚距砌墙墙施工距距离不得得小于550m，如如机巷沿沿空留巷巷段压力力显现明明显，届届时另行行补充加加固支护护措施。3.3.2工作作面上下下端安全全出口的的支护、管管理1）上端端头支护护：采用用单体液液压支柱柱配L=3.44m型梁沿沿风巷走走向架设设一梁三三柱抬棚棚支护，排排距8000mmm。2）下端端头支护护：工作作

32、面下口口从煤壁壁起采用用单体液液压支柱柱配L=33400mmm的梁沿机机巷走向向架设“三对六六梁”抬棚支支护，每每对工字字钢间距距2000mm，错错距6000mmm,每对对工字钢钢排距7750mmm，如如遇顶板板破碎，必必须采用用跳板或或木料背背接严实实。3）上下下端安全全出口高高度不低低于1.8m，人人行侧宽宽度不低低于0.7m。4）风巷巷护巷支支护滞后后于工作作面放顶顶线的距距离不得得大于11.5mm。5）机巷巷沿空留留巷，混泥土土砌墙施施工未完成时时，支护护材料不不可回撤撤，遇到到顶板破破碎地区区，需用梁配液液压支柱柱加强支支护。6）风巷巷支护体回回撤，当当顶板压压力小，且且完整可可靠时

33、，采采用人工工回撤风风巷的支支护材料料，使用单单体支柱柱配400T链子子时，必必须将链链子用螺螺栓扣紧紧稳固后后（扣链链位置根根据现场场定），在远距离（安全点处）进行注液操作；当顶板压力大或顶板破碎松软时，必须采用回柱绞车进行回撤。3.3.3支护护材料的的使用数数量和存存放管理理1）ZYY28000-009/21型液液压支架架80架。2）内径径1000mm单单体液压压支柱1120根根。3）备用用材料：内径1100mmm单体体液压支支柱600根，木木料3000根（采采用直径径1550mmm的圆木木或直径径2000mmm的半圆圆木），楠楠竹跳板板3000块，备备用材料料堆放在在距工作作面上下出口1

34、100mm处，堆堆放整齐齐并挂牌牌备用。(12219上工作面、机巷、风巷及端头支护示意图) 见附图七。3.4沿沿空留巷巷122119上机巷采采用规格格为5000mmm2000mm2000mm混混凝土块块施工沿沿空留巷巷墙体，按按照测量量施放中中线牵线线砌墙，砌砌墙宽度度为5000mmm、砌墙墙高度为为接顶，砌砌墙迎山山角为115，各混混凝土块块间采用用水泥砂砂浆错缝缝砌筑，要要求混凝凝土块接接顶、接接底严实实，保证证施工后后，巷道道净中宽宽为30000mmm；混混凝土砌砌墙与巷巷道接顶顶处采用用木楔子子背接。3.5 矿压观观测3.5.1矿压压观测内内容观测支架架的初撑撑力、工工作阻力力。3.5

35、.2矿压压观测方方法1）在工工作面每每架支架立立柱上设设置一个个压力表表。2）工作作面每天天观测一一次观测测线处支支架的矿矿压数据据。3）观测测数据必必须每周周做一次次曲线图图表并组组织认真真分析后后，上报报公司相相关部门门。4）观测测数据必必须真实实可靠，不不得弄虚虚作假，并并将其填填入班评评估采采面顶板板压力观观测表，数数据必须须清楚。5）矿压压观测发发现矿压压有异常常变化时时，必须须立即汇汇报队和和调度室室，队技技术员立立即到现现场查明明原因，制制定处理理措施进进行处理理，有重重大问题题时必须须立即通通知相关关科室技技术负责责人、副副总以上上领导到到现场察察看，制制定相应应措施进进行处理

36、理。4生产产系统4.1 运 输输4.1.1运输输设备及及运输方方式1）运煤煤设备及及装载方方式工作面采采用SGGZ-7764/3200刮板运运输机进进行运煤煤，机巷巷布置一台台SZZZ7644/1660型桥桥式转载载机进行行装载，通通过DSSJ633-1000/663/22755带式输输送机进进行运煤。2）辅助助运输设设备及运运输方式式机巷材料料运输通通过矿车车运送至至皮带尾尾再人工工转运至至工作面面，风巷巷材料通过过SQ-80无无极绳绞绞车运输输至工作作面。4.1.2工作作面刮板板运输机机采用推推溜油缸缸推移至至煤壁，桥桥式转载载机采用用桥式转转载机自自移装置置推移，机机巷皮带带运输机机采用

37、220T回回柱绞车车迁移皮皮带尾架架。4.1.3选矸矸点设置置及矸石石的运输输选矸点设设置在工工作面溜溜子机头头，所选选矸石充充填采空空区，多多余矸石石集中堆堆放，采采用矿车车装运出出地面。4.1.4运煤煤路线工作面刮刮板运输输机1122119上机巷1122运运输石门门1222运输输平巷12采采区运输输上山12采采区煤仓仓4435mm运输大巷巷+4435mm矿井煤煤仓出出煤平硐硐地面面煤仓。4.1.5辅助助运输路路线地面+4355大巷12采采区轨道道上山下车场场122轨道上上山轨道斜斜井下车车场轨道斜斜井1121轨轨道石门门1222199上风巷122219上上工作面面。（122219上上工作面

38、面运输系系统示意意图）见见附图八八。4.2 “一通通三防”与与安全监监控4.2.1通风风方式122119上工作面面为“UU+L”型型通风方方式，一一进两回（机机巷进风风，风巷巷和尾巷巷回风）。1）风量量计算（1）按按瓦斯涌涌出量计计算：122119上工作面面相对瓦瓦斯含量量为177.099m/t，已已抽瓦斯斯9.441m/t，残残余瓦斯斯量为77.688m3/t，该该面日产产量按9907吨计计算，则则绝对瓦瓦斯涌出出量Qgg为：Qg99077.668/（366600）33.222（m3/miin）工作面回回风流中中CH44浓度按按1.00%进行行管理，工工作面所所需风量量Q为Q1000qkk式

39、中：qq-回回采工作作面绝对对瓦斯涌涌出量，mm3/miin kk-工工作面瓦瓦斯涌出出不均匀匀系数，kk取1.4（11.2-1.66）Q1000qkk100055.1661.68825.6(mm3/miin)（2）工工作面每每班工作作最多人人数计算算Q=4NKK=4371.35=199.8 mm3/miin式中：QQ-工作作面总供供风量，mm3/s NN-井下下掘进工工作面同同时工作作的最多多人数，取取37人 44-每人人每分钟钟供风标标准，mm3/miin人人 KK-风量量备用系系数，KK=1.35（3）按按工作面面温度计计算Q600VSSKii式中：SS-为为工作面面平均过过流断面面，取

40、88.6mm2V-为为某t下，良良好气候候条件而而得到的的最佳风风速，取取1.225m/s（11.0-1.55m/ss） kii-回采采工作面面长度校校正系数数，约为为1Q600 VSKKi66011.2558.611.0=6455 m3/miin（4）按按风速验验算 按工工作面最最低风速速验算最最小风量量Q采=6600.225S=600.2259.66 =1444(mm3/ mmin) 按工工作面最最高风速速验算最最大风量量Q采=6604.00S=604.007.668 =18443.22(m3/ mmin)工作面风风速为:V=8825.6/660s/8.66=1.6m/ss根据计算算144

41、(m3/ mmin)8225.66 (mm3/ mmin)18443.22(mm3/minn)满足足煤矿矿安全规规程对对采煤工工作面的的风速规规定。（5）确确定工作作面实际际需要风风量：根据上述述对风量量计算和和验算确确定1222199上采煤工作作面配风风量为8826m3/miin，在在生产期期间根据据采面瓦瓦斯涌出出及防灭灭火情况况可进行行调整。2）通风风路线12采区区运输上上山、轨轨道斜井井、122采区人人行上山山1222运输输平巷1222运输石石门1122回回风石门门、1222轨道道石门122219上上机巷122219上上工作面面1222199上风巷1211回风石石门112采区区回风斜斜

42、井地地面。4.2.2瓦斯斯防治1）瓦斯斯抽采（排排放）路路线，预预计抽采采量（1）机机巷抽采采管线路路：地面面抽放泵泵站工工业广场场主平平硐+4335m运运输大巷巷122采区回回风斜井井1222回风风石门122219上上机巷。（2）风风巷抽采采管线路路：地面面抽放泵泵站工工业广场场主平平硐+4355m运输输大巷122采区回回风斜井井1221回风风石门122219上上风巷。（3）预预计抽采采量：1122119上工作面面瓦斯储储量300791150.59mm，于于20112年55月投抽抽，截止止至20012年年12月共共抽出瓦瓦斯量1169554244.644m，工工作面瓦瓦斯预抽抽率为555.0

43、06%。2）工作作面冒顶顶和上隅隅角、容容易发生生瓦斯积积聚的瓦瓦斯防治治和处理理方法（1）工工作面上上、下隅隅角必须须使用挡风风帘，以以减少采采空区瓦瓦斯涌入入工作面面。上、下下隅角挡挡风帘由由瓦检员负责责维护，挡风帘要按要求吊挂，发现无挡风帘时，瓦检员或施工队跟班队长、班长要及时向调度室汇报。（2）遇遇巷道冒冒落处等等地点瓦瓦斯超限限时，必必须采取取引风措措施，及及时排除除冒落地地点内的的瓦斯，防防止瓦斯斯积聚。4.2.3综合合防尘系系统1）防尘尘管路系系统12采区区地面高高位水池池122采区回回风斜井井1222回风风石门122219上上机巷工作面面。12采区区地面高高位水池池122采区回回风斜井井1221回风风石门122219上上风巷工作面面。2）综合合防尘措措施（1）工工作面在在生产过过程中做做到人人人配戴防防尘口罩罩。（2）施施工队定定期对机机、风巷巷冲刷积积尘。（3）在在工作面面机、风风巷及各各转载点点必须设设