轻型低位放顶煤综采工作面作业规程

030303轻型低位放顶煤综采工作面作业规程-山西长治红山煤业有限公司作业规程系列采煤工作面作业规程编号：【2015】采1号工作面名称：030303轻型低位放顶煤综采工作面作业规程编 制 人： 王 波施工负责人： 仇肥忠总 工 程师： 鲍引先 矿 长： 赵建东批 准 日 期：2015年9月 日 执 行 日 期：2015年9月 日73 / 81030303轻型低位放顶煤综采工作面作业规程审批表 审批单位审批人员签字审批时间矿 长总工程师安全矿长生产矿长机电矿长矿长通风助理防治水副总安全指挥中心调度室通风科机电科技术防治水科队 长编制人目 录第一章 概述1第一节 工作面概况1一、工作面位置1二、工作面四邻情况1第二节 煤层地质特征2第三节 地质构造3一、断层情况对回采的影响3二、褶曲情况对回采的影响3第四节 水文地质情况3第五节 影响回采的其它因素4一、影响回采的其他地质情况4二、瓦斯对回采工作的影响4第六节 储量及服务年限5一、储量5二、工作面服务期限5第二章 采煤方法及工艺5第一节 巷道布置5一、工作面巷道布置5二、工作面巷道断面及支护形式5第二节 采煤方法6第三节 采煤工艺7一、工艺流程7二、工艺介绍7三、工艺要求：9第四节 工作面设备配置11第三章 顶板管理13第一节 工作面顶板控制13一、工作面顶板管理13二、矿压参数预测13三、支护设备选型13四、工作面支护及支架说明15五、泵站16第二节 两顺槽顶板及安全出口管理16一、两顺槽顶板管理16二、两端头顶板管理17三、两顺槽安全出口管理18四、支护材料使用数量、备用数量19第三节 矿压观测19一、矿压观测内容19二、观测方法20三、观测方式20第四章 生产系统20第一节 一通三防20一、通风系统20二、防瓦斯22三、防煤尘24四、防灭火26第二节 运输系统27一、运煤系统27二、辅助运输系统27第三节 供电、供排水、通讯照明系统30一、供电系统30二、供、排水系统31三、通讯照明系统32第四节 安全避险“六大系统”32一、压风自救系统32二、供水施救系统33三、监测监控系统34四、人员定位系统38五、通信联络系统38六、紧急避险系统39第五章 劳动组织与主要技术经济指标39第一节 劳动组织39一、作业方式39二、劳动组织39第二节 作业循环40一、作业循环40二、作业时间安排41第三节 工作面主要技术经济指标41第六章 安全质量管理42第一节 工程质量验收要求42一工程质量验收制度42二、工程质量标准及要求42第二节 文明生产管理要求46第三节 煤质管理要求47第四节 机电设备管理要求48第五节 电气设备日常维护检修规定49第七章 安全技术措施50第一节 一般规定50第二节 过断层安全技术措施52第三节 过030303胶带顺槽安全技术措施58第四节 顶板管理安全技术措施59第五节 一通三防安全管理措施60第六节 防治水安全技术措施62第七节 运输安全技术措施63一、运煤设备安全管理措施63二、辅助运输设备安全管理措施65第八节 机电安全管理措施67第九节 其他安全技术措施69一、两顺槽退锚安全措施69二、工作面调斜安全措施70三、车辆复道安全措施71第八章 灾害应急措施及避灾路线72一、灾害应急措施：72二、避灾路线：72附 图附图一：030303工作面煤（岩）层综合柱状图。附图二：030303工作面储量面积示意图。附图三：030303工作面巷道布置示意图。附图四：工作面采煤机端部割三角煤斜切进刀示意图。附图五：030303工作面设备布置示意图。附图六：030303工作面及两巷超前支护示意图。附图七：030303工作面通风系统示意图。附图八：030303工作面监测监控系统图。附图九：030303工作面运输系统图。附图十：030303工作面供电系统图。附图十一：030303工作面供、排水及防尘隔爆系统图。附图十二：030303工作面压风自救、供水施救系统图。附图十三：030303工作面通信、照明系统图。附图十四：工作面正规作业循环图。附图十五：030303工作面断层构造示意图。附图十六：030303工作面过断层炮眼布置图。附图十七：030303工作面避灾路线图。030303轻型低位放顶煤综采工作面作业规程第一章 概述第一节 工作面概况一、工作面位置1、地面位置：本工作面位于井田东北部，地表为丘陵地带，无建筑物，无地表水体影响，盖山厚度260420m。2、 井下位置本工作面由北向南，沿走向推进，南部为东轨道、东胶带运输巷，东部为030304工作面采空区，西部为原新龙山煤矿（现常蒋煤矿）越界采空区，北部邻近西山煤矿采空区。二、工作面四邻情况表1:工作面四邻情况表水平名称+930水平（一水平）采区名称三采区地面标高1170m1248m井下标高910m830m地面相对位置放马坪丘陵回采对地面设施的影响地面无村庄、铁路等建筑与构筑物，为丘陵地带，回采不会对其造成影响。 井下位置及与四邻关系本工作面由北向南，沿走向推进，南部为东轨道、东胶带运输巷，东部为030304工作面采空区，西部为原新龙山煤矿（现常蒋煤矿）越界采空区，北部邻近西山煤矿采空区。走向长度/m560m倾斜长度/ m201m面积/ m2112560m2第二节 煤层地质特征一、工作面煤层赋存情况表2:煤层赋存情况表煤层厚度/m5.2m煤层结构简单煤层倾角/（）17煤层硬度f1.52.0煤 种贫煤稳定程度不稳定煤层情况描述本工作面所采3#煤层赋存于二叠系下统山西组下部，位于北山村向斜构造一翼，煤层结构简单，裂隙发育，层理分明。附图一:030303工作面煤（岩）层综合柱状图二、工作面煤层顶底板情况表3:煤层顶底板情况表围岩名称岩石名称厚度（m）特 征基本顶细砂岩5.08灰黑细砂岩，主要成份为石英长石，分选性差，含泥质。直接顶泥岩3.39黑色泥岩，质纯，细腻，局部底部为炭质泥岩，砂质泥岩。伪顶泥岩0.13黑色炭质泥岩。3#煤层煤5.2黑色，半亮型，含0-1m一层夹矸。结构391（016）176.直接底泥岩4.20黑色、中厚层状泥岩，上部含岩质较高，含植物根茎化石，局部中夹细砂岩。基本底细砂岩6.10灰黑色，细粒长石石英砂岩，裂隙较发育，斜层理发育。第三节 地质构造一、断层情况对回采的影响030303工作面范围内存在一条断层地质构造带，该断层为正断层，断层位于工作面东北部，断层走向近东北，倾向西南，倾角29，北东盘上升，南西盘下降，该断层在工作面沿煤层倾向的延伸长度为25m，走向延伸长度约355m，断层揭露于工作面35#51#液压支架处，揭露时局部岩层石质坚硬，随着工作面的不断推进，该断层呈不断向机尾延伸的趋势，该断层会对工作面的正常回采造成较大影响。二、褶曲情况对回采的影响本工作面所采3#煤层赋存于二叠系下统山西组下部，位于北山村向斜构造一翼，煤层结构简单，但局部倾角变化较大，由于向斜构造极易储存瓦斯，所以030303工作面在回采期间瓦斯涌出量较大，应加强工作面的瓦斯和通风管理。第四节 水文地质情况本工作面回采过程中，主要的充水因素为3煤层顶板的砂岩裂隙含水层，其中顶板含水层虽含水性较弱，但裂隙较为发育，随着工作面回采，顶板含水层破坏，将有较大量的顶板来水涌入工作面，预计本工作面涌水较大，预计正常涌水量超过：1.01.5 m3/h，最大涌水量超过：3.05.0m3/h，回采时必须引起高度重视。工作面涌水将对回采造成影响，应提前在工作面机头，新胶带顺槽的低洼处和临时水仓处安装排水管路及水泵等设施，防止涌水较大时影响工作面正常生产。第五节 影响回采的其它因素一、影响回采的其他地质情况表4:影响回采的其他地质情况表瓦 斯属低瓦斯矿井，经2014年瓦斯等级鉴定，其绝对涌出量为5.83 m3/min，相对涌出量为2.99 m3/t。二氧化碳经2014年二氧化碳鉴定，其绝对涌出量为2.43m3/min，相对涌出量为1.25 m3/t。煤 尘具有爆炸危险性煤的自然倾向性煤层无自然发火倾向性地 温地温正常地 压地压正常 二、瓦斯对回采工作的影响 本工作面在回采过程中瓦斯涌出量较大，应加强工作面两条巷道及回风隅角的瓦斯管理，安排专职瓦检员检测工作面的瓦斯浓度，加强工作面的通风管理工作，防止局部瓦斯积聚。三、两条巷道对回采工作的影响本工作面在回采期间遇到两条巷道，即：030303胶带顺槽和030303轨道探巷。第一条巷道：030303胶带顺槽将会贯穿整个回采工作面，对工作面的回采影响不大，回采过程主要应加强巷道的顶板管理和通风管理。第二条巷道：030303轨道探巷将在工作面回采推进到260m处时与工作面贯通，工作面与030303轨道探巷贯通后要将轨道探巷至轨道顺槽间的液压支架、前、后刮板输送机拆除、运输、安装至轨道探巷与轨道顺槽150m处的二次切眼内，之后工作面回采至轨道探巷150m处时，再将前、后刮板输送机、液压支架等设备进行连接安装，之后工作面再进行正常回采，工作面在回采推进至030303轨道探巷时再补充编制030303工作面过030303轨道探巷专项安全技术措施。第六节 储量及服务年限一、储量1、工作面工业储量： Q工业=5602015.21.4=819437（T）2、工作面可采储量: Q采=（2396.5916+16422.68+73623.99+14015.99）5.21.493% =720772（T）二、工作面服务期限480（0.64）=200（天），其中0.6为循环进度，4为正规循环个数。附图二：030303工作面储量面积示意图。第二章 采煤方法及工艺第一节 巷道布置一、工作面巷道布置030303工作面由北向南见底沿走向布置，胶带顺槽长：560m，轨道顺槽长：504m，工作面可推进长度为480m。030303工作面切眼见底沿倾向布置，长度为：201m。附图三：030303工作面巷道布置示意图。二、工作面巷道断面及支护形式1、巷道断面形式及支护形式新030303胶带、030303胶带顺槽、轨道顺槽及工作面切眼均为矩形断面，采用“锚网索”联合进行支护。网与网之间用16#铅丝连接，双丝双扣，孔孔相连，网间搭接200mm。梯子梁每隔0.8m打设一架，覆压在金属网双边上，由锚杆固定于顶板及煤壁上，每隔3.0m打设一组锚索(按五花眼布置)进行补强支护。2、巷道断面尺寸表5:工作面巷道断面、支护形式、规格及用途一览表巷道名称支护形式支护规格净断面排距用途设备新030303胶带顺槽锚网索矩形：4.3312.9m20.8m进风、运煤胶带输送机、转载机、破碎机、电气列车030303胶带顺槽锚网索矩形：52.713.5m20.8m进风030303轨道顺槽锚网索矩形：4312m20.8m回风、进料绞车030303工作面切眼锚网索矩形：72.718.9 m20.8m采 煤采煤机、液压支架、前、后部刮板输 送机第二节 采煤方法一、030303工作面采用走向长壁、后退式综采放顶煤采一次采全高采煤法，全部垮落法管理顶板，采用采煤机割煤、装煤，液压支架放顶煤，依次由前部刮板输送机、后部刮板输送机经破碎机、转载机、顺槽带式输送机运煤，采用液压支架支护顶板，实现采煤、装煤、运煤、支护等回采过程的综放工作面作业系统。二、工作面切眼长度为201m，煤层平均厚度为5.2m，工作面采高2.6m，放顶煤高度平均为2.6m，采放比为：1:1，割煤回收率不低于98%，放顶煤回收率不低于80%，循环进度为：0.6m，“一采一放”为一个循环，则循环产量为：QQ采+Q放1760.62.61.498%+1760.62.61.480% 684（T） 式中: Q 工作面循环产量，T； Q采 割煤机循环产量，T； Q放 放煤循环产量，T。本工作面的循环产量为：684T。第三节 采煤工艺一、工艺流程采煤机斜切进刀采煤机割煤、装煤移架推移前部刮板输送机放顶煤拉后部刮板输送机推移转载机推、拉前后刮板输送机机头下一循环采煤机斜切进刀。二、工艺介绍1、采煤机斜切进刀本工作面采用MWG200/500-CD型双滚筒采煤机，配备直径1.8m滚筒，截深0.6m。采煤机采用端头（尾）斜切进刀割煤，斜切进刀长度不小于35m。采煤机割透机头（尾）后，对调前、后滚筒位置，然后沿前部刮板输送机弯曲段斜切进入煤壁，当采煤机两个滚筒截深全部达到0.6m，顺序依次移架，推移前部刮板输送机，采煤机进刀完成。附图四：工作面采煤机端部割三角煤斜切进刀示意图。2、割煤、装煤采煤机滚筒旋转时，煤被滚筒上的刀齿破碎下来，并由螺旋叶片装入前部刮板输送机，少量煤在推移前部刮板输送机时被铲煤板装入前部刮板输送机内，极少量散落在支架与前溜间的浮煤由人工清入前部刮板输送机内。工作面采煤机割下的底煤和放下的顶煤分别由前、后两部刮板运输机运至端头卸载，经转载机、胶带输送机运出。3、移架本工作面采用ZF4000/17/28型液压支架和ZFG4800/18/30型过渡支架管理顶板，采用追机及时移架支护形式，移架滞后采煤机后滚筒距离不大于3架，移架步距0.6m。端面距不超过300mm，顶板不完整或片帮严重时，可采用超前移架及时打出伸缩梁和护帮板管理顶板。4、推前部输送机本工作面采用SGZ764/400型刮板输送机进行原煤运输，在移架后顺序推前部输送机，滞后采煤机后滚筒10m，其弯曲段长度不小于15m，推溜步距为0.6m，推输送机时不得出现急弯。5、放顶煤放煤在滞后采煤机后滚筒15m进行，采取单轮顺序放煤，一刀一放，放煤步距0.6m。6、拉后部刮板输送机本工作面采用SGZ764/400型刮板输送机进行原煤运输，后部输送机在放完顶煤后开始拉移，拉移步距为0.6m，必须依次顺序拉移，并确保弯曲段不小于15m，拉移输送机时不得出现急弯。7、推移转载机 本工作面采用SZZ764/200型转载机和PCM132型破碎机进行原煤的破碎、运输，工作面的前、后部刮板输送机推拉到位后，开始推移转载机。三、工艺要求：1、采煤机割煤要求1）割煤时采煤机两个滚筒要保持一个切割平面，煤壁要割直、割平，采高控制在2.60.1m。2）采煤机牵引速度要均匀，速度一般控制在35m/min内，保证采煤机运输割煤。3）采煤机司机要随时注意观察顶、底板情况，注意工作面推进方向倾角的变化，随时调整后滚筒的高度，防止飘刀或啃底。2、移架要求1）严格按移架安全操作程序进行移架，其操作步骤为：降支架前、后立柱收底调千斤收护帮板操作推拉千斤拉架升前、后立柱。2）移架时正下方严禁站人，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。3）移架后，支架仰俯角不大于7，错差不超过侧护板2/3，支架接顶严密，初撑力达规定要求。4）支架成一条直线，其50m拉线偏差不超过50mm，及时打出护板帮，防止煤壁片帮。3、推前部刮板输送机要求1）刮板输送机推移时必须隔一架推一架，除弯曲段外，输送机推移步距必须达到0.6m，推移后保持刮板输送机平、直、稳，不得出现急弯现象。2）刮板输送机必须顺序推移，从机头至机尾单向推移，严禁从机尾向机头或两头向中间相向推移。3）推移刮板输送机时必须处于运行状态，停机后严禁推移，防止卡死刮板输送机。4）刮板输送机推移工作结束后，要及时将支架操作手把恢复至“零”位。4、放顶煤要求1）本工作面采用采放平行作业方式，即割煤移架后，开始放煤作业，放煤时要控制好煤量，保证煤量均匀。2）放煤时要随时注意后部刮板输送机的运行状况，必须在刮板输送机高速运转时方可放煤，低速运行时严禁放煤，避免压死后刮板输送机。3）放煤工在放煤时要紧盯放煤口，注意放煤量，防止大块矸石涌入刮板输送机中。4）顶煤放不下来时，可反复伸缩尾梁和插板将窗口处的大炭块挤碎，也可通过操作支架后立柱反复升降几次，使顶板下沉、炭块破碎，将煤炭放入后溜中。5）放下大块矸石后，要立即关闭窗口并及时通知刮板输送机司机，将矸石运输至机头后停机处理。6）放煤以“见矸关窗”为原则，发现有矸石出现应及时关闭窗口，放完煤后必须及时将操作手把恢复至“零”位。5、拉后部刮板输送机要求1）拉移后部刮板输送机时隔一架拉一架，除弯曲段外，输送机推移步距必须达到0.6m，推移后保持刮板输送机平、直、稳，不得出现急弯现象。2）刮板输送机必须顺序拉移，从机头至机尾单向拉移，严禁从机尾向机头或两头向中间相向推移。3）拉移刮板输送机时必须处于运行状态，停机后严禁拉移，防止卡死刮板输送机。4）刮板输送机拉移工作结束后，要及时将支架操作手把恢复至“零”位。6、转载机推移要求1）推移转载机前要对胶带顺槽的超前支护情况进行检查，对影响转载机推移的单体液压支柱进行整改，确保转载机的正常推移。2）对转载机机头处的各种电缆、管路进行仔细检查，防止转载机在推移过程中拉断电缆及管路。3）转载机推移前必须停止转载机、破碎机的运转，严禁在开机运行状态下推移转载机。4）转载机推移到位后，要将抬高千斤全部收回，并将各操作手把恢复至“零”位。第四节 工作面设备配置一、030303工作面设备配置表6:工作面设备配置表序号设备名称设备型号主要技术参数数量1采煤机MWG200/500-CD总功率500KW，适应采高1.63.0m适应煤层硬度f4.5，牵引速度07m/min12转载机SZZ764/200出厂长度50m，输送量1000T/h，刮板链速1.33m/s，功率200KW13破碎机PCM132破碎能力1200T/h,最大破碎力度700500mm，最大排出力度300mm，功率132KW，锤头冲击速度20m/s14液压支架ZF4000/17/28支护高度17002800mm，支护强度0.65Mpa，平均比压1.50 MPa，额定工作压力29 MPa 初撑力3640 KN1285过渡液压支架ZFG4800/18/30支护高度18003000mm，支护强度0.65Mpa，平均比压1.50 MPa，额定工作压力31.5Mpa 初撑力3990 KN66乳化液泵WRB200/31.5A公称压力31.5 MPa，公称流量200L/min，电机功率37KW，工作形式：二泵一箱27喷雾泵KXPB250/6.3公称压力6.3 MPa，公称流量200L/min，电机功率37KW，工作形式：二泵一箱28刮板输送机SGZ764/400出厂长度150m，输送量800T/h，刮板链速1.1m/s，功率2200KW29绞车JM214最大牵引力137.2KN，钢丝绳21.5mm，功率18.5KW310单体液压支柱DW31.5-300/110X支护高度1.83.15m工作阻力300KN,柱径100mm25011单体液压支柱DW28-250/100X支护高度2.32.8m工作阻力250KN,柱径100mm6012移动变电站KBSGZY-1000/6电压6000/1140V，容量1000KVA213其他水泵、列车附图五：030303工作面设备布置示意图。第三章 顶板管理第一节 工作面顶板控制一、工作面顶板管理本工作面机头配置3组ZFG4800/18/30过渡型液压支架，工作面中部布置128组ZF4000/17/28普通型液压支架，机尾配置3组ZFG4800/18/30过渡型液压支架支护的控顶方式管理顶板，液压支架的中心距为1.5m，最大控顶距为：2235+1480+600=4315mm，最小控顶距为：2235+1480=3715mm。二、矿压参数预测根据三采区030305和030309工作面的矿压观测资料显示，其煤层顶板来压明显，直接顶初次垮落步距为1525m，老顶初次垮落步距为3035m，周期来压步距为812m，顶板容易垮落。三、支护设备选型据地质报告，3号煤直接顶板为砂质泥岩、泥岩，局部为粉砂岩，岩相变化大。饱和抗压强度为27.1-32.4MPa，天然抗压强度为36.5-38.8MPa，内摩擦角3545聚力系数5.7，属软化性岩石。底板以砂质泥岩为主，饱和抗压强度为26.00-28.08MPa，天然抗压强度为33.54-35.36MPa，软化系数0.78，属中等坚固性岩石。目前开采的3号煤层顶板为泥岩或砂质泥岩，为易冒落顶板，顶板随回柱垮落，能充填或半充填采空区。底板为黑色泥岩，但底鼓和片帮现象少见。据采掘实践，顶底板易于管理。1）支架支撑高度的确定：HmaxMmax0.20HminMmin0.20式中：Hmax、Hmin支架最大、最小高度，m；M工作面最大、最小采高，m。则支架最大高度Hmax2.60.22.8m；支架最小高度Hmin2.60.22.4m；确定支架高度Hmax2.8m，Hmin2.4m。2）支架支护强度计算：A. 根据回归经验计算支护强度：qn9.768KM0.21210-3式中：qn支护强度，MPa；K备用系数，1.3；M煤层最大厚度，取7.63m；2顶板岩石容重，取26kN/m3。qn9.7681.37.630.212610-30.51MPa根据实测数据回归计算放顶煤支架的支护强度为0.51MPa。B按估算法确定支架支护强度gKd（g冒g顶）式中：g支架支护强度，kN/m2；Kd动载系数，取1.5；g冒冒落带自重应力，g冒1h；g冒M1/(1) 2.626/(1.251) 270kN/m21上覆岩层容重，26kN/m3；M工作面采高m，2.6m；岩石初期碎胀系数，1.25；g顶顶煤自重应力，g顶Md2；g顶2.01.419.827.6kN/m2Md放顶煤厚度，2.0m。g1.5（27027.6）446kN/m20.45MPa根据回归经验计算支架支护强度为0.51MPa。通过上述两种方法计算，取其最大者为0.51MPa，即要求所选液压支架支护强度应不低于0.51MPa的顶板荷载。根据支护高度、支护强度计算结果，采用ZF4000/17/28型和ZFG4800/18/30型液压支架完全能满足工作面的支护需求。四、工作面支护及支架说明排头架 ZFG4800/18/30型 3组中间架 ZF4000/17/28型 128组排尾架 ZFG4800/18/30型 3组 表7:ZF4000/17/28型放顶煤支架（郑州）说明书项目参数项目参数项目参数支架型号ZF4000/17/28支撑高度17002800支护面积6.02m2通风面积10.8m2支架宽度14301600支架中心距1500mm重量14000Kg操作控制本架操作工作阻力4000KN初撑力3640KN底板比压1.50MPa支护强度0.65MPa工作液介质35%乳化液外形尺寸470014301700mm尾梁长度900mm尾梁摆角+1540额定供应压力29MPa移架步距600mm顶梁长度2235mm前梁长度1480mm伸缩梁长度600mm前、后立柱活柱行程1096 mm前、后立柱活柱伸缩量200mm 五、泵站1、泵站泵站安设在新030303胶带顺槽距工作面80m电气列车处，乳化泵选用WRB200/31.5型，装备有两泵一箱；喷雾泵选用KXPB250/6.3型清水泵，装备有两泵一箱。 2、泵站管理 1、乳化泵额定压力不小于30MPa，乳化液配比浓度为35%。 2、泵工要确保乳化泵箱的液量大于箱体的2/3，并经常用折射仪检查配比浓度。 3、乳化泵运行期间，要对泵和泵箱及沿线的管路勤检查，发现有跑、冒、滴、漏现象时，要立即进行处理，保证设备性能良好。 4、加强泵站的文明卫生管理，泵箱过滤器应定期清洗，乳化泵泵箱每周清洗1次，确保泵箱内无油污。第二节 两顺槽顶板及安全出口管理一、两顺槽顶板管理两顺槽超前支护采用DW31.5-300/110X型单体液压支柱配合型钢架设抬棚进行支护，超前支护长度不小于20m。1、支护材料1）支护材料：DW31.5-300/110X型单体液压、3.6m型钢梁、3.0m型钢梁、3m圆木、3.5m圆木、木垫板、铁鞋等。2）绞顶材料：1.5m半圆木、2m半圆木等。2、支护方式1）新030303胶带顺槽超前支护，采用DW31.5300/110X型悬浮单体液压支柱配合3.6m型钢架设抬棚进行支护，采用“一梁两柱”支护形式，单体液压支柱打设在型钢两边，柱距为3.4m，排距为0.8m。2）030303工作面轨道顺槽超前支护，采用DW31.5300/110X型悬浮单体液压支柱配合3.0m型钢梁架设抬棚进行支护，采用“一梁两柱”支护形式，单体液压支柱打设在型钢两边，柱距为2.8m，排距为0.8m。3）若工作面两顺槽巷道压力较大时，采用“一梁三柱”支护形式，在超前支护中间位置打设点柱进行支护。 二、两端头顶板管理1、支护方式：工作面上、下端头（即机头、机尾）处，各采用13根特制的3.5m长的一字铰接梁（共分两段：长梁2m，短梁1.5m）配合DW31.5-300/110X型单体液压支柱进行支护。1）端头支护 首先，提前在端头过渡架前梁外用3.5m长的一字铰接梁将原先的3.6m型钢梁进行更换，长梁靠外，短梁搭接在第一组端头支架上，外帮打设两根单体液压支柱。其次，再在第一组端头支架外侧300mm处，顺巷（横跨前、后溜机头）平行打设2根4m长的型钢梁进行支护（一梁三柱），随着工作面推进不断前移。2）端尾支护首先，提前在端尾过渡架前梁外用3.5m长的一字铰接梁将原先的3.0m型钢梁进行更换，长梁靠外，短梁搭接在第一组端尾支架上，外帮打设两根单体液压支柱。其次，再在最后一组端尾架外侧500mm处，顺巷依次打设点柱，随着工作面的推移不断进行回撤。3）两端头支护时，一字铰接梁的排距为0.8m，切顶线至老塘侧要进行密集支护，老塘侧挡矸柱的间距为0.5m，单体液压支柱不少于6根，间距均匀，迎山有力。附图六：030303工作面及两巷支护示意图。2、两端头三角区顶板管理：1）当两端头三角区顶板破碎维护困难时，可在机头前四组支架或机尾后四组支架铺联金属网沿工作面推进方向搭接不小于200mm，联网时使用16#铅丝沿搭接网边隔孔相联，双丝三扣，保证联网质量。2）为保证两端头三架过渡架落架、移架过程中，顶板不下沉、不冒落，可在三架过渡架上方挑3.0m（或3.5m）圆木加强管理，上料时要保证三架过渡架全部搭接，上料数量根据顶板破碎情况，采取一刀一根或二刀一根。3）工作面两顺槽每隔30m，要彻底切断锚网，严禁导电体与空区连接。两端头老塘侧的顶板管理，进风隅角老塘侧的悬顶长度不得超过6m，回风隅角老塘侧的悬顶长度不得超过4m，超出规定长度时必须采取措施进行放顶。三、两顺槽安全出口管理1、两顺槽安全出口符合煤矿安全规程规定，高度不低于1.8m，宽度不小于0.8m，并随时清理浮煤杂物，保证两顺槽安全出口畅通。2、工作人员跨越转载机时必须从过桥上通过，当过桥弯曲变形时应及时进行更换，保证人员的正常通行。3、当前、后刮板输送机运转时，严禁行人随意通过机头，通过时应同司机联系好，待停机后方可通过。四、支护材料使用数量、备用数量工作面正常需要DW31.5-300/110X单体液压支柱198根，铁鞋198块，3.6m型钢梁64根，3.0m型钢30根，3.5m特制一字铰接梁26根，4m型钢梁2根。计算工作面支护材料备用量：25810%26根。030303工作面备用支护材料：DW31.5-300/110X型悬浮单体液压支柱20根，3.6m型钢梁7根，3.0m型钢梁5根，3.5m特制一字铰接梁4根，铁鞋20个，3m（或3.5m）圆木50根，1.5m半圆木100根，木垫板200块、101.05m金属网50卷。备用支护材料的存放地点，应保持在距工作面50100m处，在轨道顺槽的外帮侧。材料分类码放整齐，实行挂牌管理，标明材料名称、规格等内容，并由专人负责。第三节 矿压观测一、矿压观测内容030303工作面矿压观测内容主要有：支架初撑力观测、两顺槽超前支护范围内单体液压支柱初撑力观测、巷道围岩表面位移观测等。根据矿压观测结果对工作面顶板活动规律、来压特征，工作面支架受力特点，支架对顶板的控制效果，超前支承压力影响范围和分布特点，顶板的稳定性等进行定期分析，进一步了解煤岩体力学参数等基础数据。二、观测方法1、工作面的矿压观测工作面共安设压力表，分别安装在液压支架的前立柱上，每块压力表分别监测每一组支架前立柱下腔的压力情况。2、两顺槽超前支护初撑力观测两顺槽超前支护范围内的单体液压支柱初撑力观测，用压力表分别测量每根单体液压支柱的初撑力情况。3、两顺槽巷道压力观测工作面进、回风巷道通过安设顶板离层仪和巷道两帮位移观测点，观测巷道顶板离层或两帮位移情况。三、观测方式1、压力表的检查记录和动态分析由综采队验收员负责记录，工作面支架每日观测一次，并记录备案，发现矿压显现异常及时向技术科和队部汇报。2、支护单体支柱工作阻力由验收员使用压力表对其进行检测，并做好记录，确保超前支护的质量。3、两顺槽顶板离层仪每10天观测一次，由技术科矿压观测人员进行观测，并做好记录。第四章 生产系统第一节 一通三防一、通风系统1、通风方法工作面采用“U”型全风压通风，即：新030303胶带顺槽、030303胶带为进风巷，030303轨道顺槽为回风巷。2、通风线路：新鲜风流：地面主、副井筒、安全出口斜井井底车场轨道、胶带下山运输巷东胶带运输巷030303胶带联巷新030303胶带顺槽、030303胶带顺槽030303工作面。污浊风流：030303工作面030303轨道顺槽030303轨道联巷东轨道运输巷东轨道运输巷、东轨道运输二巷东回风巷总回风巷风井。3、风量计算1）按有害气体涌出量计算：因为瓦斯涌出量大于二氧化碳涌出量，所以按瓦斯涌出量进行风量计算。Q采=125q采CH4KCH4式中：Q采工作面需要风量，m3/min125按采煤工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过0.8%的换算系数q采CH4采煤工作面回风巷风流中最大绝对瓦斯涌出量，经计算取3.60 m3/minKCH4采煤工作面瓦斯涌出不均衡的备用风量系数，正常生产时连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量和月平均日绝对瓦斯涌出量的比值；取1.6故：Q采=1253.601.6=720 m3/min2）按综采工作面同时工作的最多人数计算所需风量：Q采4N式中：N综采工作面同时工作的最多人数，取51人4每人每分钟应供给的最低风量（m3/min）故：Q采=451=204 m3/min3）按综采工作面气象条件计算：Q采=6070%V采S采K采高K采面长 式中：Q采030303综采工作面需风量，m3/min 60单位换算产生的系数70%有效通风断面系数V采综采工作面风速，按照综采工作面进风流的温度选取，取1.5m/sS采综采工作面的有效通风断面，取最大和最小控顶时有效断面的平均值；（4.315 +3.715）/22.6=10.439 m2K采高综采工作面采高调整系数 ，取1.2K采面长综采工作面长度调整系数 ，取1.4故：Q采=6070%1.510.4391.21.4=1105m3/min4）按风速验算：15S Q采240S按最高风速验算，工作面的最高速应：Q采15S=1510.439=156.585 m3/min经比较并经风速验算合格，Q取1105m3/min。附图七：030303工作面通风系统图二、防瓦斯1、瓦斯检查严格执行瓦斯、二氧化碳和其他有害气体检测制度，工作面必须按照要求配齐专职瓦检人员，通风部门按照规定进行工作面瓦斯检查工作。2、瓦斯监测1）甲烷传感器的安装和使用A、监测装置的安装：在生产过程中按规定定期校验，并由瓦检员和监测监控组人员负责整个系统的日常维护，负责工作面推进过程中及时往外移动传感器。B、传感器的吊挂标准：传感器吊挂距顶板不大于300，距巷道侧壁不小于200，并进行挂牌管理。C、甲烷传感器或便携式甲烷检测报警仪，若出现瓦斯超限报警时必须立即停止作业、查明原因、进行处理，并及时向调度室、通风科进行汇报。2）瓦斯监测表8:工作面瓦斯测点表编号地点次数备注1新胶带巷距工作面10m范围3除以上测点外，对该工作面及上、下顺槽内的机电设备密集处及20m范围内的瓦斯浓度也必须进行仔细检查。2胶带巷距工作面10m范围33前溜机头34后溜机头35工作面进风隅角36采煤机前、后滚筒37工作面前半部煤壁侧、输送机、采空区侧38工作面前半部煤壁侧、输送机、采空区侧39工作面距回风口15m风流中310工作面回风隅角311距工作面10m处的回风流312回风口（距回风口1015m范围内）313绞车硐室、高冒区或积聚瓦斯等地点 3表9:监测监控仪器布置如表编号地点型号报警浓度断电浓度复电浓度断电范围1回风巷距工作面10m范围KGJ16B0.8%1.2%0.8%工作面及其进、回风巷内全部非本质安全型电气设备2工作面回风隅角KGJ16B0.8%1.2%0.8%工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备3回风巷出口10-15mKGJ16B0.8%0.8%0.8%回风巷内全部非本质安全型电气设备附图八:030303工作面监测监控系统图三、防煤尘1、综合防尘1）煤层注水030303工作面在回采过程中要严格按照030303轻型低位放顶煤综采工作面煤层注水设计进行煤层注水，030303工作面新030303胶带顺槽与030303胶带顺槽之间，采用单向短钻孔方式进行注水，030303胶带顺槽与030303轨道顺槽之间采用双向长孔方式进行注水。钻孔直径65mm，钻孔间距为20m。采用动压进行注水，注水压力为：06MPa，单向钻孔注水量为：61.66m3，双向钻孔注水量为：206.57m3，注水流量为：3540 L/min，注水时间为超前回采的距离不小于当月进度40-100m，超前时间不少于30d。2）采煤机内外喷雾内外喷雾雾化程度高，喷雾嘴完好不堵塞，内喷雾压力不小于2MPa，外喷雾压力不小于1.5MPa。3）架间喷雾和放煤口喷雾正常割煤过程中在采煤机下风侧每隔10架打开1架前喷雾，有效减低采煤机割煤时工作面的煤尘浓度。支架放煤喷雾要实现自动开停，在进行放煤时，操作手把收插板时喷雾开启，打出插板时喷雾关闭。4）转载点喷雾前、后刮板输送机机头、转载机机头等转载点要安装喷雾设施，喷嘴距落煤点不大于0.5m，喷雾嘴的间距不大于0.3m，安装固定牢固，保证雾化效果，能覆盖卸煤点全断面。5）两顺槽防尘水幕新胶带顺槽、轨道顺槽距工作面30m范围内各安装二组十一个喷头的净化水幕，两组水幕之间的距离不大于15m，要求逆风喷雾，迎风角度为45，在轨道顺槽中的水幕前0.3m处挂设防尘网，防尘网要求能够覆盖巷道全断面。6）煤尘冲洗新胶带顺槽、轨道顺槽50m范围内每班冲洗1次，轨道顺槽50100m范围内的巷道每天冲洗1次，100m以外的巷道要每周冲洗1次。7）个体防护工作人员进入工作面和回风顺槽进行作业时，必须按要求佩戴防尘口罩。2、隔爆设施新胶带、胶带顺槽、轨道顺槽每隔200m吊挂一组辅助隔爆水棚，新胶带顺槽3组、胶带顺槽3组、轨道顺槽3组。水袋容量为40L，其中新胶带、轨道顺槽每排挂4个，胶带顺槽每排挂5个，排距1.6m，横向吊挂，并悬挂隔爆水棚管理牌。水袋吊挂数量满足煤矿安全规程中“每平方米巷道断面200升水量”的要求。即：新胶带顺槽：12.9200/40=65个 每排4个共13排胶带顺槽： 13.5200/40=68个 每排5个共14排轨道顺槽： 12.0200/40=60个 每排4个共15排巷道内安设辅助隔爆水棚时不得少于15排。 四、防灭火1、灭火设施的配置1）以下地点要配备有手提式干