PAGE113/NUMPAGES113概況工作面位置及井上下關系1307工作面位于-800膠帶暗斜井以北，西為1305采空區，東為待放1309工作面，北為F33斷層，南為F34斷層，具體位置及井上下關系如表一所示。表一水平名稱-380水平采區名稱1300采區地面標高+56～+57.1m井下標高－410～－480m地面的相對位置1307采煤工作面工業廣場以東，小屯村以南，為大面積農田。回采對地面設施的阻礙地面無任何大的建筑物和構筑物，1307工作面的回采對地面可不能有阻礙。井下位置及與相鄰關系1307采煤工作面位于-380水平大巷以東，F34斷層以北，F33斷層以南，西為1305采空區。走向長度（m）216～208212傾斜長度（m）50～8070面積（m2）14840煤層本工作面設計開采煤層為3層煤，通過地質資料分析和1307采煤工作面順槽揭露情況，該工作面范圍內，3煤層賦存較穩定，煤層的厚度在5～6.7之間。具體情況如表二所示。表二煤層厚度（m）5～6.75.8煤層結構較簡單煤層傾角（度）4～1811開采煤層3硬度1.8～1.9煤種氣煤穩定程度較穩定煤層情況描述1307采煤工作面位于-380m水平，開采煤層為山西組第3層煤，煤層厚度在5～6.7m之間，平均為5.8m。煤層結構簡單，屬于半光亮～光亮型煤具有條帶狀結構，層狀構造，3煤層中間有0～2層夾矸，夾矸為淺灰色泥質砂巖，厚度0.2～1m，工作面沿偽傾斜方向開采。煤層產狀：傾向75°～100°，傾角4°～18°。依照巷道揭露情況及地質報告，此工作面內煤層有FI5斷層貫穿,對煤的回收及煤質有一定的阻礙。附圖1：工作面地層綜合柱狀圖（1：200）。煤層頂底板煤層頂底板情況表表三頂、底板名稱巖石名稱厚度特征老頂中細砂巖5～8m灰～灰白色，厚層狀，礦物成分以石英長石為主，含綠色及黑色物顆粒，硬度較大，局部易風化，不易冒落。直接頂粉細砂巖2～3.6灰～深灰色，含大量黃鐵礦晶片、大量植物莖、葉化石，底部含泥質較多，易冒落。直接底粉細砂巖2.6～5.8m灰～灰黑色，泥質膠結，層狀，含黃鐵礦片晶，富含植物根莖化石。老底中細砂巖5.6～12m灰白色，較堅硬，中厚層狀，裂隙較發育，屬弱含水層，局部遇水易風化。第四節地質構造斷層名稱傾向傾角斷層性質斷層落差（m）對回采的阻礙F34FI550°正710FI4250°正15FI05-160°正12F33-160°正2030FI07-170°正1FI07-270°正1FI07-370°正1FI07-450°正0.5一、斷層情況以及對回采的阻礙據1307工作面順槽掘進的情況分析及有關的地質資料，1307工作面附近存在以下斷層(見表四)，由于本區地質構造較復雜，在本工作面內還可能存在落差較小的斷層，對回采阻礙較小。斷層情況表二、鉆孔情況以及對回采的阻礙依照地質勘探資料，本采面內無鉆孔資料。褶曲情況以及對回采的阻礙本礦區位于汶泗向斜的北翼，總體為一背斜構造，但該面內褶曲構造不發育，對回采無阻礙。其他因素對回采的阻礙依照礦區內揭露和周邊礦區的資料，本工作面無陷落柱，無火成巖侵入。附圖2：工作面上順槽、下順槽及切眼地質素描圖（1：500）附圖3：1307采煤工作面煤層底板等高線圖（1：1000）第五節水文地質一、含水層（頂部和底部）分析1、本工作面3煤層頂底板都為弱含水層，在回采過程中個不地點會有淋水現象，會增加一定的回采難度，可能采面正常涌水量0.5m3/h,，最大涌水量3m2、煤層下距三灰60m左右，且三灰屬弱～中等含水層，距離較遠，對回采無阻礙。3、依照井下巷道揭露及鉆探資料分析，邊界斷層不含水、不導水。4、1305采空區經鉆探驗證，無采空區積水，無突水危險。二、其他水源分析該工作面內無鉆孔，可不能出現鉆孔涌水現象。三、涌水量依照上順槽、下順槽、切眼施工揭露，該區內涌水量實測為0.01-0.5m3/h。可能該工作面正常涌水量0.5m3/h，最大涌水量3m3總之，該工作面水文地質情況簡單、含水層水量清晰，無突水威脅，回采過程中要堅持“預測預報、有疑必探、先探后掘、先治后采”的原則，以保證安全生產。第六節阻礙回采的其它因素阻礙回采的其它地質情況表表五瓦斯屬低瓦斯礦井，瓦斯絕對涌出量為0.03m3/minCO2瓦斯絕對涌出量為0.03m3/min煤塵爆炸指數爆炸性極強，屬爆炸性煤層，爆炸指數為41%～48%。煤的自然發火期61天地溫危害無沖壓危害無第七節儲量計算一、儲量1307采煤工作面，煤層賦存較穩定，煤層結構簡單，可采儲量為118779t，回采率為86%，回采煤量102150t，損失煤量16629t。依照1307工作面順槽揭露情況，工作面內部FI5斷層將對采面的推采產生一定阻礙，該斷層損失煤量為5800t。二、采煤工作面服務年限結合工作面實際情況和礦年度打算，每月產量按12545噸計算，服務時刻為8個月。工作面服務年限=工作面可采儲量/月產量=102150/12545=8月第二章采煤方法第一節巷道布置一、采區設計、采區巷道布置概況-380水平1300采區由泰安市煤炭工業治理局批復，1307工作面生產系統，是利用-800軌道暗斜井及1300北翼采區軌道下山，1300北翼采區皮帶下山，分不與1307采面上、下順槽聯絡巷相聯形成1307采面的通風、運輸等生產系統。二、采煤工作面上順槽（回風順槽）、下順槽（進風順槽、運輸順槽）采煤工作面上順槽與下順槽，均沿煤層底板布置，支護采納礦用11#“工”字鋼架棚支護頂板，梯形斷面。上、下順槽棚距0.8m，上凈寬1.98m，下凈寬3.17m，凈高2.23m，凈斷面積5.74m2。上順槽要緊用于回風、輔助運輸，下順槽要緊用于進風、運煤。由于本工作面FI5斷層落層較大，且為平行工作面的斷層，工作面過此斷層前進行調面，調前頭，采納斜交方式過此斷層。過此斷層時，工作面由斷層下盤推至上盤，要加強支護密度與強度，方式為在支架空檔里加支走向板棚與斜撐柱。三、采煤工作面切眼工作面切眼沿煤層底板布置，采納礦用11#“工”字鋼架棚支護頂板，梯形斷面，棚距0.8m，上凈寬2.38m，下凈寬3.57m，凈高2.23m，凈斷面積6.63m2。四、聯絡巷上、下順槽聯絡巷均采納礦用11#“工”字鋼架棚支護頂板，梯形斷面。上順槽棚距0.6m，下順槽棚距0.8m，上凈寬1.98m，下凈寬3.17m，凈高2.23m，凈斷面積5.74m2。通過聯絡巷使1300北翼采區軌道下山、-380膠帶暗斜井，1300北翼采區皮帶下山、-800軌道暗斜井與1307采面上、下順槽形成通風、運輸等生產系統。五、管路敷設防塵管路兩路，一路敷設在上順槽，另一路敷設在下順槽，兩路均每50m設置一個三通用于噴霧降塵；高壓輸液管布置在上順槽，吊掛在距底板0.30m處東幫，并吊掛整齊；壓風管敷設在上下順槽上幫底板上；束管監測管線布置在上順槽中，沿西幫棚頭進行吊掛。附圖4：1307工作面上、下順槽、聯絡巷、切眼支護斷面圖（1：50）第二節采煤工藝一、采煤方法本工作面采納走向長壁后退式炮采懸移支架放頂煤采煤方法，全部垮落法治理頂板。二、采煤工藝過程全面注液→移溜→打眼→裝藥、放炮→鋪設頂網→伸前探梁、移板棚→注液→出煤→移架→剪網出頂煤→補放煤口→清理工作面→全面注液三、采煤工藝沿底板炮采推進，采納一采一放當輪順序折返補放。四、落煤方式及要求本工作面采納走向長壁后退式懸移支架放頂煤采煤方法，落煤方式采納炮采、采納MSZ-1.2型側式供水電煤鉆打眼，木炮棍裝藥，黃泥、水炮泥封孔，大功率MFB-100發爆器引爆，使用二級煤礦許用乳化炸藥和1-5段毫秒延時電雷管爆破落煤。開幫高度為2.2m，放頂煤高度3.6m左右，采放比1：1.64，循環進度0.9m。懸移支架支護頂板，頂網以上的頂煤靠頂板壓力和支架支撐力破裂下落剪網放出。放頂煤采納連剪連放順序折返補放方式，采納倒“T”型剪網口形式，長500mm，高500mm，剪網口距底板150mm。采納爆破與人工裝煤相結合，工作面運煤采納SGW-30B型刮板輸送機，順槽采納SGW-30B型刮板輸送機CGP-650膠帶運輸機聯合運輸。放頂煤范圍為工作面推進2.7m起至停采線前1.8m止。五、炮眼布置依照本工作面采高及煤層硬度，炮眼布置采納三排五花眼，炮眼間距為1.0m。一次爆破長度為10m，一次爆破裝藥量5.25kg，采納正向裝藥。炮眼封泥必須封滿，按炮眼布置圖進行打眼，按爆破講明書進行裝藥爆破。附：爆破講明書表六爆破講明書炮眼名稱頂眼腰眼底眼合計循環炮眼個數（個）757575225炮眼長度（m）0.930.90.932.76循環炮眼長度(m)69.7567.569.75207炮眼間距（m）1.01.01.0炮眼位置(下距底板m)1.91.10.3角度水平（度）75-8575-8575-85垂直（度）1059075裝藥量（克）150150225525循環裝藥量(千克)11.2511.2516.8839.38電雷管（個）1113循環電雷管(個)757575225水炮泥（m）1113循環水炮泥(m)757575225封泥長度（m）0.540.520.451.51循環封泥長度(m)40.53933.75113.25聯線方式串聯起爆順序斜切順序起爆一次起爆長度10m備注：1、工作面采高2.2m。2、打眼范圍：采面煤壁。3、采納二級煤礦許用乳化炸藥和1-5段毫秒延時電雷管裝藥爆破。4、采納正向裝藥，分組裝藥，一組裝藥必須一次起爆。六、裝藥結構及聯線方式采納正向裝藥，水炮泥和粘土炮泥必須將炮眼封滿封實，否則禁止放炮，粘土炮泥為1：3的砂子和黃泥配制而成，一次起爆的距離為10m，爆破網絡采納串聯方式，斜切順序起爆。附圖5：炮眼布置圖（1：100）七、裝煤及出煤方式本工作面采納炮采人工裝煤，采納SGB-30B型刮板輸送機、CGP-650型膠帶運輸機，把煤運至1300北翼采區煤倉，再采納SSJ800膠帶運輸機運至膠帶暗斜井SSJ1000型主膠帶運輸機上，然后運至-147井底煤倉。八、工作面生產能力計算循環產量：75×0.9×5.8×1.38×0.86＝464.6（噸）日產量：75×0.9×5.8×1.38×0.86＝464.6（噸）月產量：75×0.9×5.8×1.38×0.86×30×90%＝12545（噸）第三節設備配置一、液壓支架的要緊技術特征支架選用：ZH懸移支架支撐高度：1.8～2.3m外形尺寸（長×寬×高）=2660×755×285mm初撐力：636KN工作阻力：1200KN支撐強度：0.31MPa底板比壓：1.5MPa二、端頭支護要緊技術特征1、鉸接頂梁型號HDJA-1000，一梁一柱單體支柱型號DZ-25002、端頭懸移支架：支撐高度1.8～2.3m外形尺寸（長×寬×高）=3240×755×285mm初撐力954KN工作阻力1800KN支撐強度0.39MPa底板比壓1.5MPa三、運輸設備1、刮板運輸機三部型號SGB-30B型電機功率2×15KW一部2×22KW一部15KW一部運輸能力：70t/h中間槽尺寸：（長×寬×高）：1200×400×180mm刮板鏈：邊雙鏈2、CGP-650型帶式輸送機三部技術參數為：電機功率：2×15KW運輸能力：200t/h帶寬：650mm帶速：1.25m/s四、輔助運輸設備輔助運輸設備選用1.0噸礦車、盒子車，JD-40絞車其要緊技術參數如下：型號：JD-40靜拉力：25KN繩徑：18.5mm繩速：1.16m/s繩容量：580m滾筒直徑：620mm外形尺寸（長×寬×高）：1794×2620×1615mm頂板治理第一節支護設計一、支護設計1、采納經驗公式計算支護強度Pt=8×9.8×h×γ=（5.8-2.2）×9.8×1.38+(8×2.2-3.6)×9.8×2.5=391.7（kN／m2）頂煤3.6米，γ煤=1.38t/m3γ巖=2.5t/m3,采高h=2.2m。2、參考同煤層礦壓觀測資料見表七，最大平均支護強度=351（kN/m2）3、支護密度計算支架支柱的工作阻力30T/m2單體支柱的工作阻力25T/m2(1)計算載荷的最大控頂面積：S大=（2.66+0.90）×1.1=3.92m(2)計算載荷的最小控頂面積：S小=2.66×1.1=2.93m(3)計算載荷的最大支護密度：L大=5/2.93=1.71棵/m2(4)計算載荷的最小支護密度：L小=5/3.92=1.28棵/m2（5）支護強度驗算：1.71×(4×30+1×25)÷5×9.81=486.4>391.7>351（kN/m2）支護強度遠大于頂板來壓強度，支護選擇合理。4、選擇合理的支護密度為1.71棵/m2，架距1.1m，排距1.8m，最大控頂距3.56m，最小控頂距2.66m，循環步距0.90m。5、柱鞋直徑的計算Ф≥200=200=249.4mm式中Ф-一鐵鞋直徑Q—底板比壓（參考鄰礦參數）Rt=Kg×Kb×Kh×Ka×R=0.99×0.95×0.9×0.95×0.95×30×9.8=224.6KN1307工作面使用支柱柱鞋直徑為300mm，大于計算數據，現場使用柱鞋合理。6、支護設備選擇1307工作面選用ZH懸移支架，共68架支架，上下兩端頭采納端頭懸移支架及單體支柱配鉸接頂梁支護。依照工作面條件與支架適應條件對比表能夠看出，選用ZH型懸移支架，在滿足頂板治理支護強度需要的同時，也能滿足底板比壓值要求。通過對比、驗算，證明選用ZH懸移支架能滿足要求。可能工作面礦壓參數參考表表七序號項目單位同煤層實測本面選取或可能1頂底板條件直接頂厚度m2-42-3.6老頂厚度m5-85-8直接底厚度m122直接頂初次垮落步距m333初次來壓來壓步距m1919最大平均支護強度KN/m2351340-360最大平均頂底移近量mm200150-200來壓程度不明顯明顯4周期來壓來壓步距m1010最大平均支護強度KN/m2307290-310最大平均頂底移近量mm135100-150來壓程度不明顯明顯5平常最大平均支護強度KN/m2234220-240最大平均頂底移近量mm9480-1006直接頂懸頂情況m隨采隨冒隨采隨冒7底板容許比壓Mpa43.458直接頂類型類二類二級二類二級9老頂級不級IIIIII10巷道超前范圍m1818工作面條件與支架適應對比表表八工作面條件支架適應條件采高2.2m1.8-2.3m傾角1600-300煤厚5.<8m煤硬度1.83底板比壓3.45Mpa1.5Mpa支護強度391.7(kN/m2)600(kN/m2)頂板種類二級二類三級三類二、乳化液泵站1、泵站及管路選型、數量乳化泵站配置兩臺BRW80/20型乳化泵和一臺RX—1500型配液箱。輸液管路主輸液管選用直徑25mm鋼管，工作面支管選用直徑10mm高壓膠管，支管上接液壓槍，高壓膠管耐壓32MPa。要緊技術參數如下:型號:BRW80/20公稱流量:80L/min公稱壓力:20MPa電機功率:37KW2、泵站設置位置泵站安設在1300北翼采區進風聯絡巷，距離采面400m。3、泵站使用規定乳化液泵及配液箱均要水平放置，乳化液泵配液箱應高于泵體100mm以上，正常情況下一臺泵工作，一臺泵備用。要保證泵站壓力不低于19.6MPa，使用乳化液自動配比裝置，乳化液濃度2%-3%。要加強高壓管路與泵站的維修，杜絕系統的漏液。第二節工作面頂板治理本工作面采納全部垮落法治理頂板，采煤后鋪設金屬網，伸前探梁作為臨時支護，用懸移支架支護頂板。本工作面采納ZH懸移支架支護頂板，上下出口端頭采納端頭懸移支架，鉸接頂梁配單體支柱支護頂板，采納齊梁直線柱支護，差不多支架支護參數為：支架架距1.1m，排距1.8m，支護密度1.71根/m2，支架支柱初撐力不低于13MPa，抬棚支柱初撐力不低于7MPa。最大控頂距為3.56m，最小控頂距為2.66m，循環步距為0.90m。一、正常工作時期的頂板方式采煤后，先伸出前探梁對頂板進行臨時支護，然后移溜，移溜到位后即可移架，即采煤—伸前探梁—移溜—移支架。采納分段移架，對頂板進行及時支護，采空區頂板在移架回柱后自然垮落。（一）移架回柱要求移架步距0.90m，移前一個班的支架，當班必須移完，禁止欠移支架。專門情況，無法移通時，現場交接班，接班后立即處理。1、移架回柱工作由專職移架工擔任，要二人一組，配合作業，互相監護。由下而上進行。2、分段移架距離許多于83、移架時必須一次移完整架支架，嚴禁只移一梁。4、工作面達到動態的質量標準化要求，確保“三直、二平、一凈、二暢通”的質量要求。5、支架接頂良好，支承有力，若頂板不平，用坑木襯平。6、支架禁止翻斜，支架垂直于煤壁，支柱垂直于頂底板，迎山有力，60-80迎山10，不得出現連續三棵支柱迎山或退山角過大。7、支柱直齊，直線偏差為±100mm，架距同意偏差±100mm。控頂距不得小于設計控頂距，最大不超過設計控頂距200mm。8、支架支柱初撐力不低于13Mpa，若底板松軟必須穿鞋，頂板松軟，能夠用坑木接頂提高頂板強度，使支柱達到初撐力。9、移架前必須認真清理浮煤，檢查溜子移設、采高、采寬、聯網、臨時支護是否達到標準，頂網、老空網是否被撕開，處理合格后，才可掛線移架。10、移架過程中，嚴禁行人，堅持移架不行人，行人不移架制度。同時使用移動噴頭滅塵。11、支架移到位置后，底板堅硬處挖出30-50mm柱窩，支柱鉆底超過100mm，必須穿鞋，支柱時必須視底板傾角（每60-80迎山10）支設，做到迎山有力。12、若頂板壓力大時，可進行帶壓移架，立即支柱內的液體略微放出一些，而后將支架強行推進一個步距。13、支架移完后，必須及時支設鉸接頂梁抬棚，隨撤隨支，做到一梁一柱，抬梁以上要用木板墊平與支架接實升牢。14、移架前要對所移區域的支架進行二次注液，注液變形的支柱必須改正、升牢，不注液禁止移架。15、支架移完后，若架距超寬或存在網兜時必須支設走向板棚。16、支架上下梁出現高低差大于100mm時，必須用木板墊平。17、支架移完后，跟班區長必須對支柱初撐力進行檢測，發覺不合格的必須立即注液整改達到合格為止。18、煤層傾角大于150時，移架工應首先在緊靠被移支架的下方支設單體斜撐柱，并用導鏈鉤頭拉緊支架，以防下滑造成倒架。在分段處必須設擋卡，以防大塊煤矸下滾傷人。移架工必須站在被移支架上方，腳下必須設防滑踩板，以防在移架過程中人員下滑。19、若煤層傾角大于250時，底板必須設置防滑設施，使用防滑軟梯或設置踩板。（二）工作面專門支護本工作面的專門支護有一梁三柱、鉸接頂梁抬棚、走向板棚、單體斜撐柱、貼幫點柱。一梁三柱（π型鋼）在工作面上下端頭巷內支設，用于加強出口支護，巷道兩幫各支設一對，隨采面的推采交錯邁步前移使用，規格為11#礦用花邊π型鋼，長度為3.0m，每端頭支設2對4根。每對π型鋼兩根之間間距不大于150mm，上下高差不大于150mm。其支柱初撐力不低于13Mpa。鉸接頂梁抬棚：鉸接頂梁抬棚是為了防止側壓力大推倒支架所用的專門支護，在工作面老空側沿傾向支設，用單體支柱配用鉸接頂梁，頂梁必須鉸接使用，若確不能鉸接，必須搭接300mm以上。煤層傾角較大及俯采時，鉸接頂梁支設的支柱兩方向（推采及傾斜方向）上都必須有迎山角（6～8°迎山1°），底板堅硬時，支柱必須刨出30-50mm的柱窩，支柱鉆底大于100mm時必須穿鞋，同時要迎山有力，其支柱初撐力7Mpa。走向板棚：采納11#礦用花邊π型鋼，此π型鋼長2.6m，在架距大，頂煤離層，煤壁片幫，分段移架，老空側頂板冒落不及時，在支架空檔里沿走向支設此板棚，支柱初撐力不低于7Mpa。木板棚（2.6×0.15×0.20m）支設要求同11#花邊π型鋼。單體斜撐柱：當工作面支架變形嚴峻或煤層傾角大于150時支設，用于護架，其初撐力不低于7Mpa。貼幫支柱：當工作面壓力增大時，煤壁片幫時支設，以防片幫傷人，其初撐力不低于7Mpa。（三）各專業工種的安全距離1、定炮與打眼、移架、攉煤、放頂煤間距不得少于15m。2、分段移架不得少于83、攉煤與放頂煤不得少于15m。4、上行放炮安全距離40m，下行放炮安全距離60m，端頭放炮安全距離出口外40m。5、移架與打眼、攉煤、放頂煤的距離均許多于15m。6、打眼與放頂煤的距離許多于15m。（四）頂網鋪設及要求鋪設頂網的位置自切眼推進第一個循環開始，并跟切眼網連在一起。要求每片金屬網平行煤幫使用，搭接寬度為100mm，搭接部分用長400mm的16#鐵絲對折成雙股，繞網眼3圈后用專用工具擰緊，剩余頭側臥在網內，再用鉗子將頂網活扣與死扣相扭接，進行加固，然后每隔200mm聯一扣。鐵絲網使用12#鐵絲編制，網眼成菱形，為50×50mm，每片鐵絲網的長度為10m，寬度為1.0m，專門情況下（煤層傾角大于250）時使用長度5×1.2m規格的金屬網。頂梁前的余網量不小于0.3m。（五）坑木及代用品治理所有坑木及代用品都必須備足24小時的用量，分類存放碼放整齊，掛牌治理，責任到人。1、坑木治理⑴工作面所有坑木必須回收潔凈，存放整齊，不得阻礙行人，運輸。⑵坑木使用要堅持節約適用的原則，降低材料費用。2、金屬支柱，頂梁及代用品治理⑴單體柱、頂梁、鐵鞋、π型鋼必須使用合格用品。單體柱頂蓋錨爪變形、缺失，頂梁花邊變形或不全、缺銷子，π型鋼彎曲，支柱漏液、卸液以及其它部位損壞的必須停止使用，立即更換合格用品。⑵每班有專職人員治理，嚴格操縱丟失，每班進行清點，壞廢品及時外運，以防丟失，上井后填入記錄臺帳。液壓支柱建立臺帳試壓合格后入井，使用8個月后升井檢修。3、懸移支架治理⑴懸移支架和雙體支柱必須進行編號治理，損壞時及時維修，確保使用合格的懸移支架。跑道彎曲、磨損變薄；前探梁無法打出；滑塊缺銷子、老化；連接簧缺失；推進缸串液；注液管閥堵塞、破損，都必須及時維修更換，嚴峻時更換支架。⑵雙體支柱必須無漏液、卸液現象，支柱支設最大高度應小于支柱設計最大高度的0.1m，最小高度應大于支柱設計最小高度0.2m，確保支柱有足夠的支護強度。同時支柱與支架之間聯接鋼絲繩用馬鞍螺絲緊牢。⑶每班設專人治理與維護，損壞的支架及零部件及時更換，上井后填入記錄臺帳。4、備用數量及存放地點⑴備用物料存放于1307工作面上順槽中，距采面50-100m內，分類有層次集中碼放，掛牌治理。材料存放地點有0.8m以上寬度的人行道和必需的運輸通道。物料碼放高度不得超過1m。⑵備用單體支柱、雙體支柱，各20棵，鉸接頂梁、水平楔、金屬網、鐵鞋各許多于20件，2600mm、3000mmπ型鋼各6根，方木（規格：1000×150×150mm）50根，木板（規格1000×150×150mm）2方，懸移支架3架（端頭支架1架、差不多支架2架）。材料名稱規格循環用量回收率%復用率%消耗率%丟失率%消耗定額數量單位差不多懸移支架ZH58架10010000端頭懸移支架ZH5架10010000雙體支柱DZ-2300262棵10010000鐵絲網1.1×10m8片001001002090m2單體支柱DZ-2500172棵10010000鐵絲16#150m00100100鐵板棚11#礦用花邊π型鋼2600mm30根10010000鉸接頂梁HDJA-1000160根10010000一梁三柱11#礦用花邊π型鋼3000mm12根10010000鐵鞋Φ30mm320塊98982坑木消耗及代用品消耗計算表表九二、專門時期的頂板治理工作面生產前要編制初次放頂和初采專項安全技術措施。（一）初次來壓、周期來壓前的頂板治理1、工作面初次來壓前，必須編制專項安全技術措施。2、依照山東科技大學和我礦聯合對1301、1303采煤工作面推采3層煤頂板來壓規律的測試計算，初次來壓一般在切眼向前推進19m左右，周期來壓一般10m左右。初次來壓，周期來壓前2個循環，放頂煤時，必須保證老空側煤矸擁住支架上平面20cm以上。為了確保初次來壓及周期來壓順利通過，要求在工作面推進10m時，應加強支護，增大支護密度，在架子空檔里支設2.6m長的π型鋼走向板棚，確保安全生產。嚴格操縱工作面的開幫高度，使開幫高度不超過2.2m，傾角大于250，應操縱在1.8-2.0m。及時伸前探梁和移架，嚴禁空頂作業，支柱支撐有力，充分利用ZYY-60C測壓表觀看支柱的壓力變化情況，支架支柱初撐力不低于13Mpa，防倒傾斜鉸接頂梁聯鎖抬棚初撐力7Mpa。發覺異常及時采取措施，支設的支柱必須達到合格，專門支護必須支設齊全牢固，在距工作面50m處，要有足夠備用物料，以備來壓時使用。（二）停采前的頂板治理1、依照保安礦使用懸移支架放頂煤采煤多年的實際經驗，停采前的前二個循環不出老空浮煤，若懸頂不冒時，必須另行強制放頂措施。2、加強老空側的聯網質量，老空側的金屬網及放煤口有漏聯和漏補的，必須重新聯網和補聯。3、工作面收面時，另行收面措施。（三）過斷層及頂板破裂時的頂板治理1、本工作面除了FI5斷層落差較大外，沒有揭露落差較大的斷層，其它為采面邊界斷層，對回采差不多無阻礙，推采過程中遇到小斷層采納挑頂或留底煤的方法硬過，過斷層時另行補充措施.2、工作面由斷層的上盤推至下盤時，要加大上盤空頂區的控頂強度。3、工作面由斷層的下盤推到上盤時，除加大支護密度與強度外，還要用斜撐柱護好斷層面，防止煤體下滑傷人。4、斷層帶和破裂帶巖石松軟時，用鎬刨的方法過斷層。5、片幫超寬處的支護最小控頂距時端面距為100-200mm，若端面距較大，伸出前探梁，梁上墊坑木接實頂，縮小端面距，或者在煤壁支設貼幫柱、板棚增加支護強度。若頂煤松軟、破裂或片幫較重，則必須在煤壁加打貼幫柱護頂，預防冒頂或支設走向板棚超前支護頂板。6、冒頂區支護發覺局部冒頂，應立即組織人員快速在支架上接頂，接頂方法：冒高小于400mm，用坑木在支架前探梁上打“井”字型木垛。冒高大于400mm，則要打聯體木垛接頂，順向用長木梁，橫向依照寬度選擇長度合適的木梁。支設走向板棚打木垛接頂，板棚用2棵支柱支牢固。7、如遇頂板破裂，應采取打超前管縫錨桿以操縱頂板，預防冒頂。第三節順槽及端頭頂板治理一、工作面上下順槽的頂板治理采煤工作面自煤壁向外兩順槽必須進行超前支護，超前支護采納單體支柱配用鉸接頂梁，超前支護的距離每幫許多于20m，鉸接頂梁沿巷道走向布置，一梁一柱，單體支柱距煤壁0.5m，柱距1.0m。支護要求：1、頂梁互相鉸接，梁子與棚頭之間墊木板，單體支設在頂梁中間，頂梁用圓銷聯好，下口插入水平銷，并打牢，保持頂梁平直。2、超前支柱拴防倒鋼絲繩，鋼絲繩長500mm，一端用馬鞍螺絲與支柱緊牢，另一端用馬鞍螺絲與防倒金屬鉤緊牢，金屬鉤掛到斜上方頂網上。3、支柱初撐力許多于7Mpa。4、支柱支設縱橫成線，偏差不大于±100mm。5、支柱支設在底板上，底軟鉆底大于100mm時穿柱鞋。6、上下順槽各支設2棵關門柱，柱距不大于0.7m。支柱與切頂線齊。7、上下順槽巷道出現架棚變形時，應及時支設單體支柱配鉸接頂梁支護，棚頭與頂梁之間墊木板且支柱支在棚頭下方，棚腿變形時整改合格。8、超前支護必須堅持“先支后回”，嚴禁超前回撤。9、上下端頭巷內兩幫各支設一對π型鋼抬棚加強支護，π型鋼長3.0m，成對支設，交錯邁步前移使用。每根π型鋼支柱3棵，柱爪卡在梁牙槽內，支柱初撐力不低于13Mpa。前移π型鋼至少3人協同操作，先支后移，正常情況下保持一梁三柱，移運輸機時可一梁二柱，移完后必須及時補齊。10、發覺斷梁折柱，必須及時更換，巷道底鼓變形，及時清挖，確保出口暢通。二、工作面兩端頭頂板治理支護形式及質量要求1、上端頭采納2架端頭懸移支架和一排鉸接頂梁支護頂板；下端頭采納3架端頭支架和一排鉸接頂梁支護頂板。架距1.1m，每架端頭支架支柱6棵，支架前后各支設2柱，中間支設2柱。移溜前，支設前后各2柱和靠近煤壁側的中間2柱，移溜后，支設前后各2柱和靠近老空側的中間2柱。采面巷口與首架端頭懸移支架之間加支一排鉸接頂梁，愛護巷角。工作面延長，兩順槽支護與首架端頭支架架距大于1.2m時，外調端頭支護，加支一對2.6m長π型鋼板棚，架距大于1.6m時撤π型鋼加支差不多支架；反之，工作面縮短，兩順槽支護與首架端頭支架架距小于0.9m時，里調端頭支護，架距小于0.8m后，撤差不多支架。本工作面因受邊界斷層阻礙，采面初采期需延后頭，推采期間及時加支支架。2、上、下端頭應支設切頂密集支柱，在端頭支架尾處支設一排，以便于溜頭溜尾的維護和兩端頭放煤的安全。3、端頭支護必須設專人維護，確保出口暢通，安全出口的高度不低于1.6m，寬度不小于0.7m。4、鉸接頂梁必須一梁一柱。5、頂梁圓銷、水平銷齊全牢固，支柱拴防倒鋼絲繩。6、支設工作完成后，必須對支柱二次注液，確保支柱初撐力達到規定要求。7、端頭支護的前移、支設應在差不多支架移完并達到初撐力后方可進行。附圖6：1307工作面支護圖（平面圖、剖面圖1:50）第四節礦壓觀測一、礦壓觀測內容1307工作面礦壓觀測的要緊內容：支柱載荷觀測、支護質量動態觀測。礦壓觀測及分析工作從采面初采至收面止，全面觀測。通過對1307工作面礦壓觀測，掌握采煤工作面上覆巖層運動規律，圍巖與支架的相互作用關系，確定采動阻礙范圍及支承壓力分布變化規律，為工作面合理支護參數的確定提供可靠依據。二、觀測方法1、觀測儀器與工具：支柱載荷用ZYY-60C型測壓儀。2、測區布置：在工作面內設置三條測線，工作面上順槽以下5米，下順槽以上5米和采面中間各設一個觀測區。在工作面順槽煤壁前方設置超前支護觀測區。3、由跟班區長進行礦壓觀測，安全員監測。觀測數據準確，保證數據精度，在井下及時記錄，字跡清晰，上井后報調度室。4、觀測數據由技術科做出處理，繪制礦壓曲線圖，預測預報初次來壓和周期來壓步距，以便有效地指導生產。5、在工作面生產期間，每班由跟班區長和安全員對采煤工作面支護質量進行檢查驗收，存在的問題立即整改，當班整改完畢。每班分班前班后二次測壓，發覺壓力達不到要求時立即注液整改，壓力異常時及時向調度室匯報，測壓數據記錄準確字跡清晰，上報技術科，由技術科繪制礦壓曲線圖，指導生產。第四章生產系統第一節運輸系統一、運輸設備及運輸方式（一）運煤設備及裝載方式工作面人工攉煤配合SGB-30B型刮板輸送機運煤，運輸順槽使用SGB-30B刮板輸送機和CGP-650膠帶輸送機運煤，把煤運至1300北翼采區煤倉，再采納SSJ800膠帶運輸機運至膠帶暗斜井SSJ1000型主膠帶運輸機上，然后運至-147井底煤倉，裝箕斗主井提升升井。（二）輔助運輸設備及運輸方式工作面需用材料、設備等物資，采納1.0t礦車或盒子車、JD-40絞車，通過-380皮帶機尾聯絡巷、1300北翼采區進風聯絡巷進入工作面。二、工作面移溜方式1、工作面打眼放炮前進行移溜。移溜前應首先將運輸機的電源切斷。2、移溜前必須把工作面底板的遺煤清理潔凈，再進行移溜。3、移溜時采納專用移溜工具進行移溜，移溜步距0.9m．４、采面俯角大于150時，每隔10m，必須支設一棵單體支柱防止移溜過程中溜槽下滑傷人。5、移溜應按由下至上或上至下的順序進行，并盡量保持溜槽平直。6、當順槽機尾滯后切頂線時，由專職機電維護工進行縮溜子，每次縮溜槽一節或更換短溜槽，使機尾與在切頂線以內。三、煤炭的運輸由工作面→1307工作面下順槽→1300北翼采區皮帶下山→1300北翼采區煤倉→膠帶暗斜井→-147井底煤倉→主井→升井。四、輔助運輸系統路線：由副井→井底車場→-147繞道→軌道暗斜井→-380車場→-380皮帶機尾聯絡巷→1300北翼采區進風聯絡巷→1307工作面上順槽→工作面。五、機械設備表表十機械名稱型號單位數量用途刮板輸送機SGB-30B部2運煤電煤鉆MSZ-1.2臺2打眼膠帶運輸機CGP-650部3運煤40絞車JD-40臺1輔助運輸水泵QBK20/50-7.5臺4排水阻化泵KMB-36-32臺防滅火附圖7：1307工作面運輸及運料系統圖第二節通防與監控系統一、通風系統1、采煤工作面需風量的計算：（1）按瓦斯涌出量計算：Q采=100×q采×K采通m3/min＝100×0.03×1.4＝4.2m3式中：q采——采煤工作面瓦斯絕對涌出量，m3/minK采通——采煤工作面瓦斯涌出不均衡系數，一般取1.2-1.6（2）按氣象條件計算：Q采=Q基×K采高×K采面長×K溫=[(3.56+2.66)/2×1.9×0.7×1.0×60]×1.5×1.0×1.0=372.27m3式中Q差不多——工作面控頂距×工作面實際采高×工作面有效斷面系數70%×適宜風速（不小于1m/s）K采高——回采工作面采高調整系數（見表十一）K采面長——回采工作面長度調整系數（見表十二）K溫——回采工作面溫度調整系數（見表十三）回采工作面采高調整系數表表十一采高(m)<2.02.0－２.5２.5-5.0及放頂煤K采高1.01.11.5回采工作面面長調整系數表表十二面長(m)80-150150-200>200Ｋ采面長1.01.0-1.31.3-1.5回采工作面溫度與對應風速調整系數表表十三回采工作面空氣溫度(0C采煤工作面風速(m/s)配風調整系數K溫<180.3-0.80.9018-200.8-1.01.0020-231.0-1.51.00-1.1023-261.5-1.81.10-1.2526-281.8-2.51.25-1.4（3）按人數計算：Q采=4×N＝4×40＝160m3式中：N——工作面最多人數，人（4）按一次爆破最大炸藥耗量計算Q采=25A=25×5.25=131.25m3A—一次爆破最大炸藥量kg依照采煤工作面需風量計算,滿足所有條件的最小風量為372.27m3/min2、按風速進行驗算：⑴按最低風速驗算：回采工作面的最低風量，Q采≥15×S＝15×1.9×3.11＝88.6m3式中：S——工作面平均控頂距，凈斷面積m2⑵按最高風速驗算：回采工作面的最高風量Q采≤240×S＝240×1.9×3.11＝1418.2m3式中：S——工作面平均控頂距時，凈斷面積m2依照以上計算和驗算，本工作面的選取風量372.27m3/min，能滿足需要。3、通風路線由副井→-147井底車場→軌道暗斜井→-800軌道暗斜井→-415進風斜巷→1300北翼采區進風聯絡巷→1307工作面下順槽→工作面→1307工作面上順槽→1307上順槽聯絡巷→1300北翼采區軌道巷→-380膠帶暗斜井→總回風巷→主井。附圖8：1307工作面通風系統圖二、防治瓦斯1、瓦斯檢查瓦斯檢查員巡回檢查工作面瓦斯,每隔3～４小時檢查一次,每班至少檢查兩次。瓦斯檢查點分不設在:工作面回風出口以外10m處、上下隅角和工作面中，瓦斯檢查員把檢查結果最大值填入瓦斯檢查牌板，并告知跟班區長和放炮員，瓦斯檢查牌板應設置在回風順槽中距工作面50m附近。裝藥前，放炮前，放炮后由放炮員使用便攜式瓦檢儀三次檢查瓦斯，超限時嚴禁裝藥放炮。由跟班區長負責每班在采煤工作面回風上隅角懸掛便攜式瓦檢儀，監測瓦斯濃度。2、安全監控（一）甲烷斷電儀：⑴按《煤礦安全規程》第169條的規定，在1307采煤工作面進風巷配電點設置KJ33型分站一臺，通過信號線沿上順槽聯絡巷與傳感器連接，實現甲烷斷電功能，報警濃度≥1.0%；斷電濃度≥1.5%；復電濃度＜1.0%。傳感器每隔7天調校一次。⑵GJ4-2000型甲烷-溫度傳感器設在回風順槽，垂直懸掛距頂板（棚梁）約300mm，距巷幫不小于200mm，一臺距工作面煤壁不大于10m不小于5m范圍內；另一臺安設在距回風聯絡巷口10～15m范圍內。甲烷斷電儀的主機接在運輸設備總饋上,電源取自饋電的電源側。⑶GT1000-2000型一氧化碳傳感器設在距回風聯絡巷10～15m范圍內,垂直懸掛距頂板（棚梁）約300mm，距巷幫不小于200mm，；⑷在瓦斯超限時，工作面甲烷斷電儀可切斷回風順槽及工作面的所有非本質安全性設備電源。⑸必須保證甲烷斷電儀正常有效，嚴禁人為損壞。每天用便攜式甲烷報警儀與斷電儀對比，偏差較大時以讀數大者為準，并要在24h內調校完畢，發覺失效失靈及時更換。⑹拆除或改變與甲烷斷電儀關聯的電氣設備的電源線及操縱線、檢修與斷電儀關聯的電氣設備，需要斷電儀停止運行時，須報告調度室，并用便攜式甲烷報警儀監測，方可進行生產，否則要停止生產。⑺移動探頭能夠由溜子司機或機電維修工進行。甲烷斷電儀必須固定人員進行維護,確保系統的靈敏可靠。當瓦斯超限或裝置報警時，要按規定安排撤人，并及時查明緣故，進行處理。3、防治瓦斯的安全技術措施：⑴工作面及其它作業地點風流中CH4濃度達到1.0%時，必須停止用電鉆打眼，放炮地點附近20m以內風流中CH4濃度達到1.0%時，嚴禁放炮。工作面及其它作業地點風流中，電動機或其開關安設地點附近20m以內風流中CH4濃度達到1.5%時，必須停止工作，切斷電源，撤出人員，進行處理。工作面及其它巷道內，體積大于0.5m3的空間內積聚的瓦斯濃度達到2.0%時，附近20m采煤工作面回風流順槽CH4濃度超過1.0%或CO2濃度超過1.5%時，均必須停止工作，切斷電源，撤出人員，采取措施處理。對因瓦斯超限被切斷電源的電氣設備，必須在CH4濃度降到1.0%以下時，方可通電開動。工作面風流中CO2濃度達到1.5%時，必須停止工作，撤出人員，進行處理。=2\*GB2⑵嚴格“一炮三檢”制度，裝藥前、放炮前、放炮后進行瓦斯檢查，發覺CH4超限，嚴禁放炮。嚴禁裸露放炮；炮眼最小抵抗線不足、封泥不夠、不用水炮泥均不準放炮，以防引爆瓦斯。=3\*GB2⑶加強機電設備治理，防止設備磨擦、撞擊火花或電氣設備漏電、失爆等電火花引爆瓦斯。=4\*GB2⑷嚴禁井下私拆礦燈或用短路打火的方法檢查放炮器。⑸盲巷及時密閉，高冒區瓦斯積聚時采取充填、封閉、設置導風板等稀釋瓦斯的有效措施處理．⑹加強礦井通風，合理調節采面風量，嚴格堅持以風定產。三、綜合防塵系統（一）防塵供水系統1307工作面的防塵用水,取至地面280m3靜壓水池,沿108防塵水管進入井下,能提供許多于供水路線:靜壓水池沿108防塵水管→副井→-147井底車場→膠帶暗斜井→-380機尾聯絡巷→1300北翼采區進風聯絡巷→1300北翼采區皮帶下山→1寸防塵水管→1307工作面下順槽→工作面1寸防塵水管→1307工作面上順槽→工作面下順槽供水管每隔100m設一個截止閥門，每隔50m設一個三通閥門，通過三通閥門給水幕及轉載點噴霧頭供水。上順槽供水管每隔100m設一個截止閥門，每隔50m設一通閥門,（二）防塵方式1、煤層注水:采納超前靜壓鉆孔注水方式，注水的超前距離為10-20m，終止注水的超前距離為2-4m。選擇鉆孔直徑Ф42mm，上、下順槽延煤層傾向注水深度30m，間距10-15m，單孔注水時刻3-7天，注水流量0.5m3/h左右，噸煤注水量可達0.02-0.025m2、架間噴霧:采面支架間距15m設一處移動噴頭,放頂煤、移架、降柱時,必須用移動噴頭降塵。要求噴霧嘴完好不堵塞,3、轉載點的噴霧:工作面刮板輸送機機頭、運輸順槽刮板輸送機機頭、膠帶運輸機機頭各設一組噴霧。4、順槽防塵水幕: 在進、回風順槽中距工作面安全出口20m、50m范圍內各安設二道水幕,每道水幕的噴霧噴頭許多于5個,必須保證霧化良好5、順槽煤塵沖刷:對工作面回風順槽每月沖刷四次,進風順槽每月沖刷兩次,積塵地點及時沖刷，確保巷道無積塵。6、個體防護:進入工作面和回風側工作的所有人員應佩戴防塵口罩。7、打眼時應用濕式打眼（打探底眼時除外），用加長鉆桿打眼時，要在眼口噴霧降塵，定炮堅持使用水炮泥，炮泥封泥長度合格,放炮前后對放炮地點附近20m（三）隔絕瓦斯煤塵爆炸措施在工作面進風順槽、回風順槽設置隔爆水棚。首列距采面60~200m,當巷道長度大于200m時設置兩組。棚區長度大于20m,排間距1.0~1.2水棚每旬檢查1次,水量每平方米200L。做到經常沖刷,保證水量。實行掛牌治理,標明地點、水袋個數、水量、斷面、棚間距、負責人等。四、防治煤層自然發火技術措施(一)監測系統充分利用KJ76安全監控系統和SG-2003束管監測系統,進行預測預報工作。工作面生產時始終在工作面回風順槽內設置甲烷-溫度傳感器、一氧化碳傳感器、束管采樣頭。對KJ76安全監控系統和束管監測系統的數據及時進行分析，發覺溫度上升明顯、有芳香族碳氫化合物、CO濃度超過0.0024%或增加較快時，要及時組織進行撤人、防滅火等。（二）綜合防滅火方式1、噴灑氣霧阻化劑:采納KMB-36-3型阻化多用泵（1臺）、10～20%的氯化鎂溶液每個小班向采空區噴灑1次，每次氯化鎂用量許多于2袋。噴灑范圍為整個采面、上下出口及向外5m2、進風側沿切頂排吊掛擋風簾減少向采空區漏風。從順槽上幫起向工作面延伸20m，最短不得小于10.0m；擋風簾為舊風筒布，擋風簾底邊距底板不大于200㎜；關門柱處擋風簾吊掛貼近頂板，下邊擋到底板。在擋風簾處移架整修、支回柱、放炮或放懸頂時，可將擋風簾摘下，操作完后掛好。3、檢查和監測:⑴對工作面回風隅角和回風流中的氣體進行人工檢查和氣體分析,對回風順槽中氣體的CO含量進行監測。⑵對工作面通風系統進行束管監測,對工作面及采空區涌出的CO、CO2和CH4進行分析監測。⑶由瓦檢員用溫度計檢測工作面、上下隅角及回風流中的溫度。⑷可疑點用氣樣袋取氣樣后到井上用氣相色譜儀進行分析監測。（三）專門時期的防滅火要求1、本工作面煤的自然發火期最短為2個月，在回采期間，應盡量保持設計的推進速度，在臨時停產期間，要加大綜合防滅火措施。2、工作面結束生產后的其它工作期間,風量降至300m3/3、回采結束后，15天回撤完畢，30天封閉完畢。（四）防治外因火災的措施⑴加強機電設備治理，幸免設備磨擦、碰撞生熱，嚴禁出現漏電、失爆等外因火災。⑵使用的運輸機膠帶和電纜必須具有阻燃性。⑶嚴禁攜帶煙火等危險品下井，嚴禁井下拆礦燈。⑷易燃物品存放嚴密；廢棉紗廢油用完后存放好，不得亂扔亂放，并及時升井；輕油類不得入井。⑸浮煤清理潔凈，木材、油脂存放在風流通暢地點。⑹兩順槽的防塵水管均作為消防水管，每100m設一個截止閥，每50m設一個支管和閥門。⑺備用足夠數量的滅火材料，如砂子、滅火工具、滅火器，膠帶機頭必須備用砂箱和滅火器，乳化液泵站備有滅火器。滅火材料不得挪作他用。⑻老塘側的舊坑木及一切易燃材料回收潔凈,并及時外運。⑼電煤鉆及綜保使用前,進行對地漏電實驗,確保靈敏可靠。電煤鉆用完后撤出工作面20m以外,盤好電纜,切斷電源。⑽嚴禁使用過期或失效的爆破材料。放炮前后,放炮地點20m范圍內普遍灑水。附圖9:1307工作面防塵系統圖附圖10:1307工作面安全監測系統圖第三節排水系統一、設備選型1307工作面的水源要緊為3煤頂板砂巖水和防塵水，頂板砂巖水表現為頂板淋水，但與其它含水層水源無水力聯系。依照技術部門提供的資料，最大涌水量3m3/h，正常涌水量0.5m工作面下順槽設臨時水倉3個，安設潛水泵三臺。工作面上順槽設臨時水倉1個，安設潛水泵一臺，型號均為QBK45/22-7.5，排量不低于20m3/h，將采面涌水排至1300北翼采區水倉，由型號QBK45/22-7.5水泵排至-380中央泵房水倉，由-380中央泵房水倉水泵排到地面。中央泵房水泵3臺，型號MD300-65×8，流量120m3/