214综采放顶煤工作面作业规程

目录

第一章概况....................................................1

第一节工作面位置及井上下关系................................1

第二节煤层..................................................1

第三节煤层顶底板............................................2

第四节地质构造..............................................2

第五节水文地质..............................................2

第六节影响回采的其他因素....................................3

第七节储量及服务年限........................................4

第二章采煤方法.................................................6

第一节巷道布置..............................................6

第二节采煤工艺..............................................6

第三节设备配置..............................................9

第三章顶板管理................................................12

第一节支护设计.............................................12

第二节工作面顶板管理.......................................14

第三节工作面两巷超前及端头顶板管理.........................14

第四节矿压观测.............................................16

第四章生产系统................................................18

第一节运输系统.............................................18

第二节“一通三防”及安全监控系统............................19

第三节供、排水系统.........................................27

第四节供电系统.............................................31

第五节通讯照明系统.........................................38

第五章劳动组织和主要经济技术指标..............................39

第一节劳动组织.............................................39

第二节作业循环.............................................40

第三节主要技术经济指标.....................................41

第六章煤质管理................................................41

第七章六大系统................................................42

目录

第一节安全监测监控系统.....................................45

第二节人员定位系统.........................................46

第三节紧急避险系统.........................................46

第四节压风自救系统.........................................48

第五节供水施救系统.........................................48

第六节通讯联络系统.........................................49

第八章安全技术措施............................................50

第一节一般规定.............................................50

第二节顶板管理.............................................53

第三节防治水...............................................58

第四节爆破.................................................61

第五节“一通三防”及安全监控................................61

第六节运输................................................61

第七节机电管理.............................................66

第八节其它................................................71

第九章灾害应急措施及避灾路线..................................80

附图：

1、4々214综采放顶煤工作面煤层综合柱状图

2、4-214综采放顶煤工作面瓦斯地质图

3、4乜214综采放顶煤工作面巷道布置及避灾路线图

4、4也14综采放顶煤工作面进刀方式图

6、4吃14综采放顶煤工作面循环作业图表

6、4"214综采放顶煤工作面设备布置图

7、4-2214综采放顶煤工作面支护示意图

8、4吃14综采放顶煤工作面矿压监测及运输系统图

9、42214综采放顶煤工作面通风、监测监控图

10、4^214综采放顶煤工作面防尘、防灭火系统图

11、4吃14综采放顶煤工作面供、排水系统图

12、42214综采放顶煤工作面供电系统图

13、厂214综采放顶煤工作面通讯系统图

14、中214综采放顶煤工作面照明系统图

第一章概况

第一节工作面位置及井上下关系

4吃14工作面位置及井上、下关系表表一

水平标高(m)+940盘区名称二盘区

地面标高(m)+1190—+1430井下标高(m)+847〜+887.5

地面相对位置闫庄新村正西

回采对地面设施的工作面相对位置为碾子沟谷，北东走向，两侧为山岳，植被茂盛，无河流、

影响溪水流过。无村庄，无任何厂矿企业及公共设施，故回采对地面设施无影响。

回采对上部煤层的

4-2煤层上下无可采煤层，故无影响。

影响程度

井下位置及4为14工作面位于二盘区大巷西侧，北为二盘区4方12工作面(未掘)，南

相邻关系为42216采空区，西为二盘区可采边界，东邻二盘区辅运巷。

走向长度(m)1600倾斜长度(m)200面积(万。32

第二节煤层

4吃14工作面煤层情况表表二

煤层厚益厚煤层煤层倾角

7.570〜3

度(m)(m)结构较简单(°)

稳定

开采煤层硬度中等煤种弱粘煤程度稳定

42214工作面煤层厚度在5.1m〜8.3m,平均7.5m。煤层含夹砰1〜2层，局部3层，

夹肝厚0.05m〜0.72m,平均0.5m。夹肝岩性以炭质泥岩和泥岩为主，含少量粉砂岩。

煤层变化

煤层中上部夹秆的岩性主要以炭质泥岩和泥岩为主，中下部少量为粉砂质泥岩.

情况描述

4”煤层的宏观煤岩类型特点是：垂向上表现为上部以光亮型煤为主，半光亮型次

之，中部以半光亮型为主，向下部逐渐过渡为半暗淡型和暗淡型。

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第一章概况

第三节煤层顶底板

42214工作面煤层顶、底板情况表表三

顶、底板名称岩石.名称厚度(m)特征

基本顶小街砂岩3.79中、细粒长石石英砂岩及长石砂岩，裂隙不发育。

直接顶粉砂岩3.66泥岩、粉砂质泥岩、粉砂岩、细砂岩及互层。

直接底粘土质沉积物6.15粉砂质、炭质、钙质及铁质酶粒和植物根化石。

基本底泥岩6.84深灰、灰绿色粉、细砂岩和泥岩。

附图1：14综采放顶煤工作面煤层综合柱状图

第四节地质构造

一、断层对回采的影响

回风巷距切眼73m处揭露的落差1.5m断层对工作面推采无较大影响，但该区段南

北向呈条带状顶煤较薄，预计走向影响距离较短约10m左右，倾向影响可能延伸至胶带巷。

二、褶曲情况及其对回采的影响

工作面切眼呈北高南低的单斜构造，回采期间工作面刮板输送机呈小角度上山出煤；

推采剩余520m后因地层变化，工作面呈南高北低的单斜构造，回采期间工作面刮板输送

机为小角度下山出煤；无较大影响。

三、其它因素对回采的影响

1、底鼓对回采的影响

受工作面采动及相邻采空区影响，工作面两巷超前底鼓较严重，对回采会造成一定影

响，回采过程中，应加强两巷起底工作，保证安全出口畅通，通风断面符合要求。

2、陷落柱、火成岩等对回采的影响

工作面范围内无陷落柱、火成岩等侵入。

第五节水文地质

4"214工作面水文地质条件比较简单，地表相对位置在回风巷570m处有碾子沟山谷向

切眼方向穿过，碾子沟谷植被茂盛，沟底有流水，无渗漏现象。工作面采动裂隙带发育高

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度145m左右，对地表水流无影响。工作面回采期间主要充水来源为4-煤层基本顶“小街

砂岩”含水层水、直罗组砂岩含水层水，局部受采动裂隙可能波及洛河砂岩含水层水。回

采期间可能出现工作面顶板架间淋水现象，但因工作面整体为仰采，顶板淋水及老空水对

工作面生产影响较小。但由于回风巷机尾侧为工作面最低点，前1000m推采范围老空侧积

水将集中在机尾段，回采期间应加强机尾处排水工作，回风巷排水应作为工作面重点排水

通道。

根据《4"214工作面顶板洛河砂岩含水层富水性探查及疏放工程报告》42214工

作面南邻4吃16采空区，采空区积水对4吃14回采工作有一定影响，因此4吃14工作面回

采前，应做好4吃16采空区积水疏放工作，确保采空区积水对4吃14工作面形成的水头水

压在0.23Mpa安全水压以下。工作面回采过程中直接充水水源包括延安组中部层间含水层

（工y）、侏罗系中统直罗组下部孔隙裂隙含水层（工y）、白垩系下统洛河组砂岩裂隙孔

隙含水层（K.l）o预计工作面正常涌水量lOOmVh,最大涌水量150m7h;o回采前需完善

好工作面排水系统，确保排水能力不低于300ml（回风巷不低于150m：'/h,胶带巷不低

于150m：'/h）；重点加强回风巷各排水点水仓的清理维护，确保各水仓排水系统正常运行。

第六节影响回采的其他因素

一、影响回采的其它地质因素

4代14工作面影响回采的其它地质因素表表五

2016-2017年度瓦斯等级鉴定结果为低瓦斯矿井，矿井绝对瓦斯涌出量为

瓦斯4.76m7min,相对瓦斯涌出量为0.48m7t（.

CH.1低瓦斯矿井

煤尘爆炸指数煤尘具有爆炸性，爆炸指数为35.02%。

煤的自燃倾向】1类自然煤层。

二、冲击地压和应力集中区：

『214工作面无冲击地压和应力集中区。

三、地温

矿井地温正常，工作面无地热危害。

附图2：4"214综采放顶煤工作面瓦斯地质图

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第一章概况

第七节储量及服务年限

一、工作面可采储量

4吃14工作面可采走向长度1470m，倾斜长度196m,煤层平均倾角0〜3°,设计采高6m。

可采储量公式：Z=LBHRQ

式中：Z——工作面可采储量万t；

L---工作面可采走向长度，1470m；

B——工作面倾斜长度，196m；

H---平均米高，6m；

R——煤的视密度，1.36t/m3；

Q---工作面回收率，93%；

综上所述，4吃14工作面可采储量为218.6万t。

二、工作面生产能力

F=H机G机LMBRQXD+H放G放L故BRQXD

式中：F一—工作面生产能力，万t/a；

LHI---工作面倾斜长度，196m；

L放一一工作面倾斜长度（放顶煤，机头机尾9架过渡架不放煤）180m；

HHI采高，3.2m；

Ha采高，2.8m；

B---循环进度，0.8m；

R——煤的视密度，1.36t/m3；

Gtn---工作面机米回米率，97%；

G放---放顶煤回收率：75%；

Q---正规循环率，85%；

X——日循环个数，8个；

D——年工作天数，330d；

经计算，42214工作面生产能力F=240.7万t/a。

三、工作面服务年限

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T=Z/F

式中：T工作面服务年限,a；

Z---工作面可米储量，218.6万t；

F——工作面生产能力，240.7万t/a；

工作面服务年限T=0.9a«=ll个月o

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第二章采煤方法

第二章采煤方法

第一节巷道布置

一、工作面巷道布置

42214工作面沿煤层走向布置，沿煤层底板平行布置运输巷、回风巷两条巷道。

二、工作面巷道与主系统连接说明

4吃14运输巷直接与二盘区运输巷和二盘区辅运巷连接，形成运输及进风系统。42214

回风巷通过『214回风巷风桥与二盘区回风巷连接，形成回风系统。4T214运输联络巷和

4'2214回风联络巷与二盘区辅运巷连接，形成辅助运输系统。

工作面巷道支护形式及断面特征表表六

掘进掘进

序掘进断面净断面断面

巷道名称宽度高度工程量支护形式

(m2)(m2)形状

(m)(m)

1运输巷19.3819.385.83.61600微弧拱锚网索桁架

2回风巷16.116.15.03.61700微弧拱锚网索桁架

3开切眼29.529.58.23.6200矩形锚网索桁架

4联巷19.717.35.244.32180半圆拱锚网索喷碎

5合计3680

附图3：。214综采放顶煤工作面巷道布置及避灾路线图

第二节采煤工艺

一、采煤工艺

42214工作面采用走向长壁式综合机械化放顶煤，全部垮落法管理顶板的采煤方法。

生产工艺流程为：采煤机由机头斜切进刀f由机头向机尾割煤一移架一推移工作面前

输送机一放顶煤f拉后刮板输送机(或采煤机由机尾斜切进刀一移机头一由机尾向机头割

煤~移架一推移工作面前输送机一放顶煤一拉后刮板输送机)。

1、进刀方式

采用双滚筒采煤机双向割煤(往返一次割两刀)，在工作面两端头斜切进刀割三角煤

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进刀方式，机组正常牵引时，前滚筒割顶煤后滚筒割底煤，截深0.8m,采高3.2m,利用

滚筒螺旋叶片装煤，溜槽铲煤板清除浮煤。

附图4：4乜214综采放顶煤工作面采煤机进刀方式图

2、装煤

采煤机在割煤的同时利用滚筒螺旋叶片的旋转片将原煤装入前部运输机，余煤在推溜

子过程中由铲煤板铲入前部刮板输送机上，顶煤在矿山压力的作用下破碎冒落，通过支架

尾梁放入后部刮板输送机。

3、运煤

采煤机落煤经前部刮板输送机运至转载机，放顶煤经后部刮板输送机运至转载机，然

后通过工作面运输巷胶带输送机将煤运出。

4、移架

工作面实行追机移架作业。距采煤机后滚筒2到5架追机移架，同时伸出护帮板护住

煤壁，移架方式为单架依次顺序移架(沿采煤机牵引方向依次前移)，移架步距0.8m。

5,推移前部刮板输送机

推移前部刮板输送机要滞后拉支架点9架推移，刮板输送机的弯曲度不大于3°,弯

曲段长度不小于9架，推移时坚持单向推移，严禁由两头向中间推移。计算公式如下：

A=B/tan3°

=0.8/0.0524

=15.27m

式中：A——刮板输送机弯曲段长度

B——煤机截割深度0.8m

3°一一刮板输送机按最大弯曲度计算

支架中心距为1.75m,经计算：15.27/1.75=8.7架，按9架计算，推移刮板输送机应

滞后拉支架点大于9架推移。

6、放顶煤

(1)放煤步距：0.8m,即：一采一放。

(2)放煤方法：采用单轮间隔的放煤方式。

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第二章采煤方法

(3)放煤顺序：由机尾向机头顺序放煤，严禁反向，以达到提高煤质的目的。

(4)初次放顶煤：开采初期，顶煤破碎状况不好，直接顶未垮落，顶煤不易冒落。

放落顶煤可采取放慢割煤和移架速度、延长空顶时间、连续升降支架等措施，使顶煤

和直接顶离层破碎垮落。

7、拉后部刮板输送机：拉后部刮板输送机时，连续渐进操作3〜9架拉后溜千斤顶，

使后部刮板输送机弯曲长度不小于9架，拉后部刮板输送机距放煤点应控制在9架以上，

拉移步距0.8m。

二、工作面正规循环生产能力

W=LSHRC

式中：W——正规循环生产能力，t；

L机---工作面倾斜长度，196m；

L放一一工作面倾斜长度(放顶煤，机头机尾9架过渡架不放煤)180m；

S——正规循环推进长度，0.8叱

Hi------机米高度，3.2m；

H2——顶煤厚度，2.8m；

R——煤的视密度，1.36t/m3；

C)------工作面回采率，97%；

C2------顶煤回采率，75%；

(1)工作面机采产量

W(=196X0.8X3.2X1.36X97%

=661.9t

（2）放顶煤产量

W2=180X0.8X2.8X1.36X75%

=411.2t

（3）循环产量

W,+W,=661.9+411.2=1073t

三、日循环数

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根据『214综采放顶煤工作面设计及实际生产需求，确定工作面循环数为8个。

四、日产量

1073X8X85%=7296.4t

五、月产量

7296.4X30=21.89万t

附图5：42214综采放顶煤工作面循环作业图表

第三节设备配置

根据矿井现有装备情况，采用MG400/930-WD采煤机，ZF10500-20/36型放顶煤液压支

架及其配套设备，设备型号、数量及设备配备详见《4乜214工作面设备布置图》和《设备

配备表》。

一、MG400/930-WD采煤机主要技术参数

MG400/930TVD采煤机主要技术参数表七

截深滚筒直牵引速度电动机功生产能力电压等喷雾灭重量

采高(m)

(mm)径(mm)(m/min)率(KW)(t/h)级(V)尘方式(t)

内外

2.0〜3.6580020000-8.3-13.99301800330057

喷雾

二、工作面液压支架主要技术特征

工作面液压支架主要技术参数表八

中心距工作阻力初撑力支架最低高度

支架型号宽度(mm)支架最高高度(mm)

(mm)(kN)(kN)(mm)

ZF10500/20/361650-1850175010500714420003600

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第二章采煤方法

三、设备配备表

设备配备表表九

设备规格运输(破碎)能力铺设长度数量

序号备注

名称型号(T/h)(m)(台)

1采煤机MG400/930-WD1

2刮板输送机SGZ800/105015002002

3转载机SZZ1000/4002000621

4转载机

5破碎机PLM220022001

6胶带输送机DSJ120/150/5X35515001

7端头支架ZFT20600/25/401

8过渡支架ZFG8600/22/359

9中间支架ZF10500/20/36105

10自移机尾ZY27001

11乳化液泵BRW400/31.53

12乳化液箱FRX-20002

13喷雾泵BPW400/103

14喷雾泵箱SX-30002

15阻化泵箱ZX-10001

16阻化泵BH160/12.5-G2

17移动变电站KBSGZY-3150/10/3.451

18移动变电站KBSGZY-1600/10/1.21

19移动变电站KBSGZY-200/10/0.691

20组合开关KJZ1800/3300-121

21组合开关KJZ2400/1140-101

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四、运输设备能力验算

1、煤机割煤量：

煤机牵引速度按4m/min计算，采高3.2m,截深0.8m,则：

Q机=4X60X3.2X0.8X1.36=835.6t/h

前部选用SGZ800/1050型刮板输送机，运输能力是1500t/h,可见前部刮板输送机能

满足割煤的要求。

2、放顶煤量：

『214综采工作面放顶煤厚度2.8m,正规循环状态下，放顶煤与煤机割煤同时进行，

视放煤速度与割煤速度相同，为4m/min,则：

Q放=4X60X2.8X0.8X1.36=731t/h

为了便于设备和备件的管理和维护，后部也选用SGZ800/1050型刮板输送机，运输能

力是1500t/h,由放顶煤量可见后部刮板输送机能满足放顶煤的要求。

3、工作面生产能力：

(1)工作面生产能力为240.7万t/a,每年330个工作日，每个工作日16小时生产

时间，工作面每小时出煤量为：455.8t/h,小于1500t/h。

综上：运输巷采用DSJ120/150/5X355型胶带输送机，其运输能力是1500t/h,大于

工作面生产能力，运输设备可以满足生产需要。

附图6：4-2214综采放顶煤工作面设备布置图

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第三章顶板管理

第三章顶板管理

第一节支护设计

一、支护强度验算

②采用公式Q=9.8kyLmaxhB计算顶板压力。

式中K——工作面支架应该支护的上覆岩层厚度与采高之比，一般为4~8倍。按采

煤工作面质量标准规定，根据顶底板岩性，4々303工作面支架需要承受的载荷为4倍采高

的岩石重量。

Y---顶板岩石密度，t/m',取2.5t/m'；

h---米高，6m；

Lax---工作面最大控顶距；5.816m；

B——工作面倾斜长度。200m；

顶板压力Q=9.8kyLhB

=（9.8X5X2.5X5.816X6X200）kN

=854952kN

因F>Q,所以所选支架的工作阻力符合要求。

（2）前端头支护强度验算

单体液压支柱实际支撑能力计算：R,=kgkzkhkhkaR

式中R——单体液压支柱工作阻力，厂214工作面选用DW38T50/110LD型单体液压

支柱，该支柱额定工作阻力为150kNo

K——支柱阻力影响系数，具体数据可从下表中查得。

Rt=kgkzkbkhkaR

=0.99X0.95X0.9X0.9X1X150KN

=114KN

（2）前端头支护强度验算

①4々214工作面前端头布置1台ZFT20600/25/40型端头支架，一排钱接顶梁配合单体

液压支柱支护加一排拦头柱支护，共计8根单体液压支柱，支柱工作阻力上面已算出为

68kNo

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工作阻力尸=(20600+68X8)kN

=21144kN

②前端头顶板压力Q=9.8kyL„ulxhB

=(9.8X5X2.5X5.816X3.2X5.8)kN

=13223kN

因F>Q,所以所选支护方式符合要求。

(3)后端头支护强度验算

①4々214工作面后端头布置1台ZFG8600/22/35型过渡支架三排钱接顶梁配合单体液

压支柱支护加一排拦头柱支护。当114’架距回风巷超前支护中柱距离2500mm时，平行布

置4根4m“n”型梁，一梁三柱，迈步式布置，共计35根单体液压支柱，单体液压支柱

工作阻力上面已算出为114kNo

工作阻力F=(8600X1+114X35)kN

=12590kN

②后端头顶板压力Q=9.8kyU,shB

=(9.8X5X2.5X5.816X3.2X5)kN

=11399kN

因F>Q,所以所选支护方式符合要求。

二、乳化液泵站：

1、泵站选型、数量：采用两台BRW400/31.5型乳化泵给工作面供液，采用DN50s高

压胶管(耐压值46MPa),长度440m,回液采用DN63高压胶管(耐压值15MPa)长度440m,

供液压力为31.5MPa。

2、泵站位置的设定：泵站设备装在4?214工作面运输巷设备列车上。

3、泵站使用规定：保证泵站压力不小于30MPa,乳化液浓度在3〜5%之间，加强支架

和泵站的维修，杜绝供液管路窜、漏液。

附图7：4方14综采放顶煤工作面支护示意图

第13页共81页

第三章顶板管理

第二节工作面顶板管理

一、顶板管理方法

采用全部垮落法管理顶板。

二、工作面正常时期的顶板支护方式

工作面支护

工作面布置105架ZF10500/20/36型中间支架，1组ZFT20600/25/40型端头支架及9

架ZFG8600/22/35型过渡支架，共计115架支架，支护工作面顶板。其中支架中心距为

1.75m,最大控顶距5.816m,最小控顶距5.016m,端面距不大于0.3m。

三、移架放顶与其它工序平行作业的安全距离

割煤与移架之间的空顶距离不大于5架；移溜与移架之间距离大于9架；割煤与放顶

煤之间距离大于9架；放顶煤与移架之间距离大于9架。

四、特殊时期的顶板管理

工作面初采初放、安装、回撤、过断层、顶板破碎、应力集中区以及停采前的顶板管

理另行编制专项措施。

第三节工作面两巷超前及端头顶板管理

一、工作面上下两巷超前顶板管理

两巷超前支护选用DW38-150/110LD型单体液压支柱配合DJB-1200型金属绞接顶梁一

梁一柱支护。

两巷超前支护及质量要求

(1)胶带巷超前支护距离从煤壁向外不得小于20m,回风巷超前支护距离从煤壁向外

不得小于50m。两巷顶板压力增大、底板底鼓严重时，另行编制补充措施。

(2)超前支柱支设时，单体液压支柱配合金属绞接顶梁一梁一柱支护时柱距为1.2m,

单体液压支柱初撑力不小于11.5MPa0绞接顶梁从工作面煤壁向外沿巷道方向较接使用，

并拴齐拴牢防倒绳。

(3)支设方法：支设超前支柱时，至少三人操作，清理柱位，按一梁一柱对号拉线支

设，支设时两人扶柱升柱，一人监护，确保支柱迎山有力，穿好柱靴，拴牢防倒绳。

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二、工作面端头及安全出口管理

1、-h^下安全出口高度不低于L8m。

2、工作面两端头必须加强支护，端头支架必须支撑有力，接顶严实，无倾斜、倒架

现象。

3、两端头落山处必须支设拦头支护，支柱打设应与支架尾梁中心对齐，柱距不大于

300mm，防止人员进入采空区。

4、工作面前后端头采高必须符合生产要求，加强起底工作，以保证正常推采。

5、加强端头排水，杜绝端头积水造成巷道底鼓。

6、工作面前后安全出口处必须加强支护，严禁空顶，移梁回柱必须按规程要求执行,

严禁提前摘柱。

三、支护材料的使用数量和存放管理

1、工作面使用的支护材料及规格、数量：

①DW38T50/110LD、DW31.5-300/100型单体液压支柱260根,其中备用25根;

②DJBT200金属较接顶梁215根，其中备用20根；

③200mmX300mmX50mm木托盘78块；

④2.5m与4m方木、原木、半圆木共65根，作为备用支护材料。

工作面支护材料必须进行定制编码管理，材料牌板必须规范如实填写。物料统一存放

在材料碉室和固定的材料堆放点，分类挂牌码放整齐。备用单体液压支柱、钱接顶梁不少

于在用材料的5%,必须堆放整齐，使用后应及时补充。

2、支护材料管理

①区队必须指定专人管理支架、柱梁，负责支护材料数量清点编号、监督检查使用情

况。

②工作面柱、梁必须及时回收，码放整齐，并建立支护用品管理台帐。

③所有支柱、支架严格按照公司规定，定制编码管理。

3、木料、支柱、顶梁管理必须严格执行《煤矿安全规程》规定：采煤工作面必须存

有一定数量的备用支护材料。严禁使用折损的坑木、损坏的金属顶梁、失效的单体液压支

柱.在同一采煤工作面中，不得使用不同类型和不同性能的支柱。在地质条件复杂的采煤工

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第三章顶板管理

作面中使用不同类型的支柱时，必须制定安全措施。单体液压支柱入井前必须逐根进行压

力试验。对金属顶梁和单体液压支柱，在采煤工作面回采结束后或者使用时间超过8个月

后，必须进行检修，检修好的支柱,还必须进行压力试验,合格后方可使用。

第四节矿压观测

根据以往工作面采区矿压资料预计：厂214工作面直接顶初次垮落步距为15m至20m,

基本顶初次垮落步距为57m至65m,基本顶周期来压步距为22m左右。

一、矿压观测内容

矿压观测内容包括：①工作面综采支架阻力观测；②两端头、两巷单体液压支柱阻力

观测；③两巷顶板离层及巷道收敛观测；④前、后落山顶板垮落情况等。

二、观测方法及出现异常时的处理方法

1、工作面综采支架阻力观测

（1）观测方法

在工作面安装KJ653顶板动态监测系统，每隔10架安装一台监测分机，观测支架初

撑力、工作阻力及末阻力的变化情况，通过光端机将数据传输至交换机，再由交换机将监

测数据传输到地面数据终端进行记录。未安装监测分机的支架采用压力表监测，人工记录。

（2）出现异常处理方法

当工作面压力增大时，要查明原因，采取相应的措施及时处理。如综采支架立柱安全

阀因压力过大卸载时要增加工作面支护强度并加快推帮速度将压力增大区甩至采空区。

当工作面支架有卸载情况时，要及时查明原因，现场及时处理。如综采支架压力小于

24MPa时要及时增加泵站压力，并杜绝供液管跑、冒、滴、漏现象。

2、两端头、两巷范围内单体液压支柱阻力观测

（1）观测方法

两端头、两巷支护利用单体测力计进行监测。生产班打完超前维护后由验收员对单体

液压支柱的初撑力进行测量并记录。测点布置：两端头支护分别选取5个点进行测量，超

前支护范围内每10m选取一点进行测量，两巷每100m选取一点进行测量。

（2）出现异常处理方法

对出现的失效单体液压支柱要及时更换，若单体液压支柱工作阻力不达标要及时对其

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补液重新支护，对出现支护不到位的地方要及时处理。

3、两巷顶板离层及巷道收敛观测

(1)观测方法

两巷巷道顶板每隔50m安装有顶板离层观测仪，每隔300m安装有巷道收敛观测点。

由技术员每周进行一次观测，将观测数据记录在顶板离层、巷道收敛观测牌板上并如实填

写顶板离层观测台账。

(2)出现异常处理方法

对顶板离层、破碎处要及时补打钢带锚索支护或用单体支柱配合n型梁一梁两柱进行

支柱。巷道收敛严重时要及时剥帮，底鼓严重时要及时起底，保证通风、运料、行人安全。

4、前、后落山顶板垮落情况

每个生产班结束时要对前后落山顶板垮落情况进行观测，遇到落山顶板岩石坚硬不

易垮落时要采用超前预裂爆破方式进行强制放顶，使其充分垮落充填采空区。

三、支护质量监测

每旬由生产技术部不定期对工作面和两巷支护质量动态检查2次，对检查中存在的问

题，由责任人立即整改。

检测内容主要有支架初撑力、煤壁片帮情况、端面距、采高及端面顶板冒落情况、两

巷单体支柱初撑力、超前支护质量等。

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第四章生产系统

第四章生产系统

第一节运输系统

一、运输方式

1、原煤运输系统

（1）运输设备

运输设备配备表表十一

设备规格铺设长度数量

序号备注

名称型号（m）（台）

1采煤机MG400/930-WD1

2前、后部刮板输送机SGZ800/10502002

3转载机SZZ1000/400641

4破碎机PLM30001

5胶带输送机DSJ120/150/3X35515601

6转载机SZZ100/525401

7破碎机PLM22001

（2）运输线路

机采（放煤）一工作面前（后）部刮板输送机一破碎机一转载机一4一吃14运输巷胶带

输送机、破碎机、转载机一二盘区胶带运输巷胶带输送机一胶带运输大巷胶带输送机~主

斜井胶带输送机一驱动机房一原煤1#、2#、3#号胶带输送机一洗煤厂或原煤储煤场。

2、辅助运输系统

（1）运输设备

设备、材料采用WQC3J型防爆自卸箱式、WQCSJ型防爆平板式无轨胶轮车运输，人员

采用WRC20/2J型防爆无轨胶轮人车运输。

（2）运输线路

①地面一副斜井一辅助运输大巷一二盘区辅助运输巷-4?214运输联巷-42214运输

巷一4吃14工作面

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②地面f副斜井f辅助运输大巷一二盘区辅助运输巷—4既14回风联巷一厂214回风

巷一4吃14工作面

附图8：42214综采放顶煤工作面矿压监测及运输系统图

第二节“一通三防”及安全监控系统

一、通风系统

1、通风方式

采用“U”型通风方式。

2、通风系统

新鲜风一辅助运输大巷一二盘区辅助运输巷（二盘区胶带运输巷）一二盘区4一吃14运

输巷一4空14工作面-4T214回风巷一二盘区回风巷一回风大巷一地面

3、工作面风量计算：

工作面通风排放瓦斯量按2.5m7min计算，工作面风流、回风巷风流中瓦斯浓度按0.8%

管理，按照AQ1056-2008《煤矿通风能力核定标准》计算结果如下：

（1）按气象条件计算：

Q乘=60X70/XV采XS乘XK乘1XK乘2

=60X70%X1X17.3X1.2X1.3=1134m7min

式中：Q采---工作面配风量，m!/min；

70%——有效断面系数，

V来——工作面风速取lm/s时，工作面温度20〜23℃；

S采一一采煤工作面有效通风断面，取最大和最小控顶距时的有效断面的平均值，

最大控顶距：5.816m,最小控顶距：5.016m,采高：3.2m,得出通风有效断面为17.3m?

K«,——采煤工作面的采高调整系数，采高22.5m时，K来,=1.2

K.一一采煤工作面的长度调整系数，采煤工作面长度2180m时，K来=1.3

（2）按照瓦斯涌出量计算：

Q采二100Xq瓦采XK瓦采

=100X2.5X1.6

=400m3/min

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第四章生产系统

式中：Q果——采煤工作面需要风量，m7min；

K瓦采一一采煤工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，K瓦采=1.6；

q瓦采一一采煤工作面回风巷回风流平均瓦斯绝对涌量，2.5m7min；

（3）按工作面最多人数计算实际需风量：

Q乘=4XN=4X80=320m7min

式中：Q来---工作面配风量，mVmin；

N---工作面同时最多人数，80人；

依据以上计算厂214工作面风量为1150m'/min满足需求。

（4）按风速进行验算：

60X0.25XS乘WQ采W60X4XS来

60X0.25X17.3^1150^60X4X17.3

260W1150W4152

式中：Q果---工作面需要风量，m7min；

S米---米煤工作面有效通风断面，17.3nT'；

因最大风速小于4m/s,最小风速大于0.25m/s,计算的风量符合要求，所以4一吃14工

作面总配风量为1150m7min。

4、瓦斯检查

每班安排2名瓦检员，并严格执行现场交接班。开工前由瓦检员检查工作面“一通三

防”情况，严格执行“四位一体”安全生产开工确认，随后将检查结果告知安检员和班组

长，并在“四位一体”记录牌板上填写检查结果。一名瓦检员负责巡回检查，检查点包括

进风流、煤壁、工作面、溜子机尾、上隅角、回风流，按照规定时间每班检查3次；另一

名瓦检员负责检查跟机，检查点包括回风巷外段、跟机、后部煤壁、前部煤壁，按照规定

时间每班检查3次；一个巡回检查完后回到起点开始下