山西朔州平鲁区西易煤矿有限公司E9102综放工作面回采作业规程.doc

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1、目 录第一章 地质概况 3 11地质资料3 12地面建筑物3 13地质说明书3第二章 采煤方法和顶板管理621 采煤方法622 回采工艺623支架选择的依据1024支护1225顶板管理1426矿压观测1527工作面收尾措施16第三章 主要生产系统1931运输系统1932供电系统1933通风系统2334防尘系统2635灌浆、注氮、喷阻化剂2836排水系统2937压风系统29第四章 循环作业、劳动组织3041 循环作业3042劳动组织31第五章 主要技术经济指标32第六章 主要安全技术措施3361安全、质量3362主要生产环节安全技术措施3563辅助生产环节安全技术措施3964专项管理安全技术措施

2、4165运输安全技术措施4666机电设备检修安全技术措施4967电气日常检修措施5368其它管理措施5369煤质管理55第七章 灾害预防及避灾路线57 71火灾、瓦斯（煤尘）爆炸57 72水灾避灾路线57 73发生重大事故应急预案57第一章 地质概况11地质资料111工作面概况本工作面布置在井田范围9号煤层内，位于太原组下部，上距4-2号煤层26.0041.20m，平均29.86m。煤层厚度10.3811.66m,平均11.02m。煤层结构简单，含夹矸1-4层，夹矸厚度0.16-0.56m，夹矸岩性多为泥岩及炭质泥岩。煤层顶板为砂质泥岩、泥岩及中粒砂岩，底板为泥岩、砂质泥岩及粉砂岩。煤层以亮煤

3、和暗煤为主，玻璃光泽，条带结构，阶梯状-棱角状断口，内生裂隙较4号煤层发育，为半亮型-半暗型煤。真密度略低于4号煤层。该煤层作为炼焦配煤时属低灰-中灰，中低硫-高硫的气煤，作为动力用煤时属高灰，中硫-中高硫、低热值的气煤。112工作面设计储量工作面设计走向长度为260m，倾斜长度120m,平均煤厚11.02m。工业储量为46.42万吨。可采储量约为41.06万吨。工作面回采率为88.5%。113地质构造及水文情况该工作面煤层稳定，构造简单。直接充水含水层为山西组、太原组砂岩裂隙含水层，属弱中等富水性。工作面回采时正常涌水量不大，但工作面接近停采线位置煤层底板标高为1080m,而本井田奥灰水水位

4、标高为1066m,低于奥灰水水位标高，所以工作面回采接近停采线位置时应注意地板水。威胁工作面安全的水源重点是4号煤采空区的积水，工作面回采前已经对4号煤采空区的积水进行探放，排除积水51000m。但在回采当中接好水泵，管路不少于两趟，不可掉以轻心。水文地质类型为中等型。12地面建筑物 从井上下对照图得知，该工作面地表无建筑物。13地质说明书表1-1 E9102工作面回采地质说明书概况煤层名称9煤水平名称+1100水平采区名称9102采区 工作面编号E9102地面标高+1337m工作面标高1100-1095地理位置位于主井工业广场东南约540m处。井下位置及相邻采掘关系位于井田中部，回风顺槽北侧

5、紧邻采空区，运输顺槽南侧为实体煤未采动，切眼东侧为矿界停采线。回采对地面设施的影响该综放工作面推进后，短期内对地表无影响，长期内可预见将造成地表裂隙。走向长(m)运输顺槽：260倾向长(m)120平面积(m2)31200回风顺槽：260煤层情况煤层总厚(m)10.3811.66煤层结构含夹矸14层夹矸厚度0.371.07m煤层倾角()3-511.02可采指数变异系数稳定程度稳定煤质情况水分Wad(%)灰分Aad(%)挥发分Vdaf(%)发热量Q全硫S胶质层煤种0.76%33.06%浮煤38.81原煤20.65MJ/Kg20.65Y值57mm气煤(QM)状况简介 9号煤做为炼焦配煤时属低灰中灰、

6、中低硫高硫的气煤；9号煤做动力用煤时属高灰、中硫中高硫、低热值的气煤；煤层顶底板情况顶板名称岩石名称厚度(m)岩 石 特 征直接顶砂质泥岩泥岩、中粒砂岩平均29.86砂岩呈灰白色，坚硬；泥岩、砂质泥岩呈灰黑色，不易破碎底板泥岩砂质泥岩、粉砂岩平均9.02泥岩、砂质泥岩呈灰黑色，不易破碎地质构造情况简 介顺槽及切眼在掘进过程中，未遇到大的断层，较小断层对回采影响不大。构造名称走向倾角()性质落差（m）备注9101SC1与两顺槽斜交8570正断层2.1距回风顺槽口168m、运输顺槽口110m见断层面水文地质情况及防治水措施简 介1、太原组含水层主要为4-9号煤之间的砂岩体，上部岩性以粗砂岩为主，下

7、部岩性以粗、中、细岩为主，是太原组下段9号和11号煤层开采的主要顶板充水层。本组含水层埋藏较深（100-230m），接受上覆含水层的越流和大气降水渗水，补给条件差。对回采影响不大。2、采空区积水。井田内4-1、4-2号煤层已大片采空，估计在此采空区内存在积水。根据山西省煤炭地质115勘察院对E9102工作面的物控报告，此工作面上部存在采空区积水区域。对回采有较大影响。最大涌水量(m3/h)35正常涌水量(m3/h)11防治措施1、对上部4-1、4-2号煤层采空区积水进行控测排放。坚持做到“预测预报，有掘必探，先探后掘，先治后采”。2、回采过程中要时刻观察水文地质情况变化，有变化时及时分析并采取

8、相应措施。影响回采的其它地质因素地 温属正常区地 压属正常区瓦 斯低瓦斯。煤 尘有爆炸危险，开采过程中要落实好各项综合防尘措施。煤的自燃自燃倾向性性质等级为类，自然倾向性性持为自然，在开采中注意防范硬 度煤 层夹 矸直接顶直接底1.52工作面储量计算走向长m倾斜长m煤厚m容量t/m3工业储量万t回采率设计可采储量万t运输顺槽：260回风顺槽：26012011.021.3546.4288.5%41.06问题及建议图纸要求(见附图)1、 工作面平面布置图（1：500）2、工作面巷道实测剖面图（1：500）3、工作面综合柱状图（1：200）4、井上下对照图，包括塌陷预测范围比例（1：2000）第二章

9、 采煤方法和顶板管理21采煤方法211巷道布置1、运输顺槽该巷道沿煤层底板掘进。采用锚杆支护，矩形断面，巷宽4m，高2.8m，净断面为11.2m2，两帮为锚杆和支护；顶板铁锚杆、梁网加锚索支护，锚杆间排距为0.9m1.0m，锚索间距为3m，巷道内布置防尘、压风、管路各一趟，束管监测管路等管线。并在靠近工作面的地点设有移动变电站一处，乳化液泵站等设备。2、回风顺槽该巷道沿煤层底板掘进。采用锚杆支护，矩形断面，巷宽4m，高2.8m，净断面为11.2 m2，两帮为玻璃钢锚杆和钢塑网支护；顶板铁锚杆、梁网加锚索支护，锚杆间距为0.9m1.0m，锚索间距为3m，。回风顺槽采用轨道运输物料，作为回风巷使用

10、。巷道内布置有防尘、黄泥灌浆、压风管路各一趟。212采煤方法选择依据1、根据地质条件及矿井机械化采煤水平，本工作面采用后退式长壁综采放顶煤一次采全高采煤方法,顶板处理为全部垮落法，停采线前20米不放煤。2、工作面选用ZF4600/19/30型支撑掩护式液压支架和MG160/380-WD型无链牵引采煤机。本面煤层厚度为10.3811.66m，平均11.02m，规定工作面采高为2.8m，当过地质构造或工作面片帮严重时，可适当降低采高，但最低不小于2.5m。3、过地质构造，煤层厚度有较大变化时的采法由技术科组织相关单位现场会审后确定，届时另行补充措施。213 采高及采放比确定根据工作面设备技术参数，

11、E9102工作面机采高度为：2.8m。工作面煤层厚度：10.3811.66m，平均11.02m，则平均放煤高度为8.22m，平均采放比为 1:3。22 回采工艺221工艺顺序: 1、 落煤方式：E9102工作面为综采放顶煤工作面，工作面采用MG160/380-WD型煤机双滚筒采煤机割煤，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤。2、 装煤方式：工作面前部运输机利用采煤机滚筒上螺旋叶片旋转及推移前部运输机时，利用铲煤板装煤，工作面后部的顶煤通过放顶煤液压支架尾梁的上、下摆动和插板的伸缩，将后部的顶煤装入后部运输机。3、 放煤工艺定为两采一放。设计采高为 2.8米。采煤机割煤两刀,放煤一次,每刀进度0.6m。专

12、职放煤工两轮顺序循环放煤。222工艺流程其回采工艺流程为：割煤移架推前部运输机拉后部运输机割煤移架推前部运输机放煤拉后部运输机1、割煤及进刀方式(1) 采用双滚筒采煤机跟底双向割煤，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤、扫浮煤。(2) 进刀方式：端部斜切进刀，其进刀斜长大于20架。端头斜切进刀见图21（a）采煤机割煤至端头，滞后煤机10架推移前部运输机，采煤机在端头割通后退至距出口20架处，然后推移端头段前部运输机。（b）拉移端头支架和中间架。（c）采煤机再向端头割煤，割通后采煤机反空刀，滞后采煤机46架推移前部运输机。（d）推移端头段前部运输机，拉移端头支架和中间架。图2-1 端头斜切进刀图(3) 采

13、煤机牵引速度：正常割煤时为2.5 m/min ，遇地质条件变化，采取单向割煤，走空刀或有其它特殊情况时可根据现场要求适当调整。为了保证运输机正常运行，采煤机司机应根据采高变化及时调整采煤机速度，采煤机在工作面中、上部割煤时，必须严格控制采煤机牵引速度，防止工作面运输机过负荷。（4）采煤机选型及特征:选用双滚筒采煤机。其主要技术特征见表2-1:表21 MG160/380-WD型煤机主要技术特征内 容规 格内 容规 格采 高1.62.8m电机型号YBSC160KCBZ-22（A）滚筒直径1.6m电机总功率380W额定转速1475rmin电机电压1140V牵引方式交流变频调速齿轮销轨式无链牵引防尘方

14、式内外喷雾最大牵引力2500kN重量464t卧底量0.358 m两摇臂回转中心距7070mm牵引速度08.7m/min机面高度1460.0mm截深630mm适用倾角152、生产工艺（1）采煤机割通机头返刀向运输机尾割煤，上滚筒割顶煤，下滚筒扫底煤，并滞后采煤机后滚筒46架开始移架；（2）当采煤机正常往向运输机尾割煤时，专职放煤工从运输机头第4架开始分两轮顺序向运输机尾方向放顶煤，同时距第二轮放煤处10架开始拉后部运输机头，并依次向运输机尾方向拉移后部运输机；（3）采煤机割通运输机尾后，推前运输机至采煤机后滚筒处，采煤机上滚筒降下扫底煤，下滚筒升起割顶煤，向下返刀割煤、斜切进刀，进刀后停下，再依

15、次向运输机尾方向推前部运输机至运输机尾，拉移前部运输机尾；（4）采煤机上滚筒升起割顶煤，下滚筒降下割底煤，向运输机尾方向割煤；割通运输机尾后返刀，调整上、下滚筒位置，即采煤机上滚筒割底煤，下滚筒割顶煤，向运输机头方向割煤，同时滞后采煤机后滚筒46架移架；拉移好前、后运输机机尾。重复运输机头向运输机尾工艺过程。3、移架 移架在割煤时滞后采煤机后滚筒46架进行,采取分组追机移架及时支护顶板方式。降柱一般不要超过100mm，当支架顶梁与顶板间稍有松动后，立即开始移架。在顶板破碎时，尽量采用“擦顶移架”方法，边降柱边移架。当顶板破碎或片帮时,能移超前架的提前移超前架，不能移超前架的必须及时伸出伸缩梁打

16、开护帮扳,并在采煤机前滚筒割煤后,应追机带压擦顶移架，必要时停机移架。支架要移成直线,并要达到初撑力要求,移架和采煤机割煤步距要一致。支架要移到位,升足劲，接顶要严实。4、推前部运输机 在采煤机割煤后，滞后采煤机10架开始推前部运输机，并依次顺序推运输机,一律在运输机运行中推移运输机,除两端头斜切进刀段外严禁紧随采煤机推运输机或停止运行时推运输机。5、放煤 (1) 放煤方法：用支架后部低位放煤机构放煤。 (2) 放煤方式：两轮顺序循环放煤。 (3) 放煤步距：两刀一放，放煤步距1.2m。 (4) 采放顺序：采放实行先采后放,即放煤滞后移架34架进行放煤。两轮放煤间隔10架。(5) 放煤程度：架

17、后放煤放至见矸即停止放煤。6、放煤要求（1） 初次放煤在工作面试采出切眼后进行，不得将采空区冒落的切眼支护材料放入后部运输机中，不得乱动尾梁和插板等放煤操作手把，防止发生意外事故。每次放煤前，放煤工和班长必须对后部运输机及所有支架进行检查，发现问题及时进行处理，严禁尾梁插入后部运输机。（2） 放煤工应加强责任心，放煤时注意观察煤流情况，控制放煤量、遇到矸石急剧增加时要及时停止放煤，将插板伸出，尾梁摆起。放煤含矸率不得超过要求。（3） 放煤时，若遇大块煤不易放出，可反复伸缩插板，并上、下摆动尾梁使顶煤充分冒落、煤块破碎后放出。摆动尾梁时，应严格控制摆动幅度，距后部运输机高度不得小于300mm，以

18、防插入后部运输机。（4）放煤时要加强煤质管理， 严禁大块矸石混入；另外放煤不能漏架不放， 顶煤要放干净，严禁随意丢失顶煤，加强顶煤的回收，提高回采率。（5）由于工作面较长，应严格控制割煤和放煤的速度，确保运输煤量均衡，设备运转正常。（6）工作面运输机头留3个支架、运输机尾留3个支架不放煤，以维护出口顶板的安全。（7）初次放煤在工作面推进7.5米后进行，停采线前20米停止放煤。由两名专职放煤工滞后移架3-4架开始放煤, 第一轮放出顶煤的1/2，第二轮放到见矸关门,两轮放煤间距不得少于10架，由于工作面较长，放煤工必须根据前、后运输机中的煤量控制放煤速度，若前部运输机中煤量较大时应控制后部运输机中

19、的放煤量或不放顶煤。工作面同时放煤点不得超过两处，防止后部运输机过载。7、拉移后部运输机 拉移后部运输机在顶煤放完后滞后10架进行拉移。拉移后部运输机时采煤机从运输机头向运输机尾割煤时先拉后部运输机头,依次从运输机头向运输机尾拉移后部运输机；采煤机从运输机尾向运输机头进刀时与之相反, 运输机弯曲段长度不得小于10架。拉移步距0.6米。拉移要到位并保持平、直,严禁由两头向中部或由中部向两头拉移后部运输机，后部运输机停止运转时不得拉移后部运输机。因工作面较长，为确保安全生产，前、后部运输机都必须安装能够及时停止运输机运行的闭锁装置，闭锁装置间距不大于10架，且安装闭锁装置处必须有标志，标志要清晰，

20、所有工作人员必须保护好闭锁装置，当闭锁装置损坏后必须立即进行更换。8、清理 工作面前部运输机推过之后，要将支架底座前方、架间、电缆槽的浮煤清理干净。后部运输机前方如堆煤较多，影响放煤视线，要用铲子将其铲入后运输机中运出。9、推移转载机 工作面每推进1刀后,推移一次转载机。223 运煤工作面在支架前和支架后各安装一部可弯曲刮板运输机；运输顺槽安装转载机一部，皮带运输机一部。其主要运输设备技术参数见表2-2表2-2 运输设备技术参数序号型 号机械名称安装地点功率（KW）运输能力（th）运距（m）1SGZ630/220刮板运输机架 前22204501202SGZ630/264刮板运输机架 后2220

21、4501203SZZ730132转 载 机运输顺槽1321000124PCM110破碎机运输顺槽110100045DSJ100/630/290皮带运输机运输顺槽29063080023支架选择的依据根据开采情况，9号煤层厚度10.3811.66，平均11.02，9号煤层为稳定的厚煤层.结构简单,含矸14层，厚度变化不大。顶板为砂质泥岩、泥岩及中粒砂岩，底板亦为泥岩、砂质泥岩及粉砂岩。根据生产经验和现有技术文件，选用支撑掩护式放顶煤液压支架。1、液压支架的选型原则：（1）支护强度与工作面矿压相适应；（2）支架架型结构与煤层赋存条件相适应；（3）底板的比压与底板的抗压强度相适应；（4）支架通风断面与

22、工作面通风要求相适应；2、支架选型计算（1）支架支撑高度的确定HmaxMmax+0.2HminMmin-(0.20.3)式中:Hmax、Hmin-支架最大、最小高度，m；Mmax、Mmin-工作面最大、最小采高，m；则：支架最大高度 Hmax2.6+0.2=2.8m支架最小高度 Hmin2.8-0.3=2.5m确定支架高度 Mmax = 1.9 m Mmin = 3.0 m(2)支架支护强度的计算1)根据回归经验公式:qH=9.768KM0.212 式中:qH -支护强度，MPaK-备用系数，1.3M-煤层最大高度，取13.922-顶板岩石容重，取26KN/m3qH =9.768KM0.212

23、 = 9.7681.313.930.2126=574 KN/m2=0.57MPa根据实测数据回归计算放顶煤支架的支护强度为0.57MPa2)按估算法确定支架支护强度支架支护强度按下列计算G=Kd(g冒+g顶)式中:g-支架支护强度，KN/m2Kd-动载系数，取1.5g冒-冒落带自重应力, g冒 = r1h；h= = = 14r1-上覆岩层容重，23000N/m3g冒 = 1423000 = 322000；M-工作面采高，2.8m-岩石初期碎胀系数，1.25g顶-顶煤自重应力;g顶 = Mdr2 = 8.221.3510009.8 = 108750N/m2Md-放顶煤厚度,8.22mg = 1.

24、5(322000+108750)= 646KN/ m2 = 0.65MPa根据计算法计算支架支护强度为0.65MPa。通过上述两种方法计算，取其最大者为0.65MPa，即要求所选择液压支架支护强度应不低于0.65MPa的顶板载荷。根据支架高度和支护强度计算结果，选用ZF9000/23/37型液压支架。所选用支架能满足工作面支护强度的要求。其主要技术特征如表2-3表2-3 液压支架技术特征表型 号工作阻力（KN）初撑力（KN）支护高度（mm）支架中心距（mm）支护强度（MPa）泵站压力（MPa）重量（t）ZF4600/19/30460039541900/300015000.743141524支护

25、241工作面支护工作面支护：工作面共布置综放支架80架，其中中间架（ZF46001930）74架，端头支架（ZFG50002132）6架。工作面支架主要技术参数见表2-4 表2-4 工作面支架主要技术参数支架型号ZF4600/19/30ZFG5000/21/32H单位高度1900300021003200mm宽度14651500mm中心距15001500mm系统压力31.5Mpa初撑力3954KN工作阻力46005000KN支护强度0.74MPa适应底板比压MPa适应倾角2015()推移步距600600mm拉后溜步距600600mm移架力736736KN推溜力360360KN242端头支护 采用

26、过渡支架（ZFG50002132）作为端头支护主要手段，配合DZ-3.2系列单体支柱、HDJB-1200铰接顶梁、方木、半圆木联合支护。单体支柱拴好防倒绳。两顺槽超前支护见图2-2。图2-2工作面设备布置及两道超前支护示意图243超前支护：1、 支护手段：采用DZ3.2系列单体支柱、HDJB-1200铰接顶梁、一梁一柱、遇到特殊情况，另行安排。2、支护方法：回风顺槽超前支护长度20m，排距1.5m,打3排、运输顺槽超前支护长度20 m。超前支护用单体支柱配合铰接顶梁均匀扶两趟走向棚，一梁一柱，顶梁相互铰接成直线。两道高度最低不低于1800mm,人行道宽度不低于1000mm;断面小于设计断面的6

27、0%时及时扩帮处理，当顶板破碎时棚梁上按间距600-800mm穿不小于2001800mm的半圆木，顶板不平处用方木打木垛垫平。当顶板压力较大时，另行补充措施改变支护方式。 3、端头支架移两次，回料一次，回至与端头支架后插板齐，不得滞后或超前。4、备用支护材料及其管理(1)、备用支护材料表 见下表材料名称规格数量材料名称规 格数量单体DZ-3.2m30铰接顶梁HDJB120020根单体DZ-2.8m30半圆木0.21.8m300块方木1.6*0.2*0.2m40(2)、所有备用材料均码放在回风顺槽距工作面120200 m范围内，分类靠同一帮，上架码放整齐，挂牌管理，要求料堆间距1.5m，所有料架

28、必须上线，且距轨道不低于0.7m。(3)、备用支护材料管理：两顺槽回出的材料要在指定地点按照待用、待回收分类，靠巷道同一帮上架码放整齐，挂牌管理，要求料堆间距1.5m，所有料架必须上线，且距轨道不低于0.7m。支护中的铁料要编号管理。区队设“三铁”管理人员一名，对备用支护材料每天核查一次。25 顶板管理251 该工作面采用全部垮落法管理顶板的方法。252 放顶步距1200mm，支架推移步距600mm。253 控顶距1、中间架最小控顶距：支架顶梁长4430+端面距400=4830(mm)最大控顶距：支架顶梁长4430 + 截深630 +端面距400=5460(mm)2、过渡架图2-3 最大、最小

29、控顶距最小控顶距：支架顶梁长4469+端面距400=4869(mm)最大控顶距：支架顶梁长4469 + 截深630 +端面距400=5499(mm)26矿压观测261矿压观测内容1、E9102综采工作面每10架布置一个YHY-60型数字式压力计；液压观测研究内容主要有：支架阻力观测、顺槽超前支护范围内单体液压支柱阻力观测及支护质量动态监测。2、根据观测结果总结工作面顶板放顶煤活动规律来压特征、工作面支架受力特点、以及支架对顶煤的适应性和控制效果。 3、 超前支撑压力影响范围和分布特点、顶板、煤层稳定性、工作面支护质量等进行定期分析，并进一步了解煤、岩体力学参数基础数据。262观测方法 1、工作

30、面的液压观测支架阻力观测工作面支架选用直读式压力表，直读式压力表支架每个立柱上各设一块，记录工作面支护情况，根据压力显示及时在重点地段采取措施进行整改。2、顺槽的矿压观测（1）巷道围岩表面位移观测利用在回风、运输顺槽分别布置的顶板离层仪，测量巷道受采动影响过程中的顶板下沉情况，每7天观测一次，并记录在现场悬挂的记录牌板上，当顶板内外离层总量超过50时，及时向技术科、部门汇报并及时采取加强措施。（2）顺槽超前支护范围内单位液压支柱阻力观测 在工作面推进，分别在回风、运输顺槽超前范围内利用单体液压支柱测力计，连续观测单体支柱阻力的变化情况，以便分析围岩变形时，支柱阻力的变化情况。263支护质量监测

31、 1、每月由技术科不定期对工作面和顺槽支护质量检查两次，对存在的问题由综采队立即整改。2、监测内容包括支架初撑力、煤壁片帮情况、端面距、采高及端面顶板冒落情况，两顺槽单体支柱初撑力、超前支护质量等。264观测时间要求 1、工作面：观测老顶初次来压和周期来压 2、顺槽：整个生产期间 3、支护质量监测：整个生产期间27工作面收尾措施1、距停采线20m时，工作面停止放煤，当距停采线8米时，采煤机割完一刀煤后，沿着工作面倾斜方向，铺设一趟双层金属网，在网边敷设第一根钢丝绳,绳径为24.5mm。2、 距停采线7.5m时，工作面局部压力较大的区段、卸载严重的支架铺设金属网，上轨道加强顶板支护，轨道使用长4

32、m的18Kg轨道或其它旧轨道沿工作面倾向布置，共3排、间距为1m，上轨道时，用粗铁丝把轨道两头分别捆绑在铺设的金属网上，工作面采高控制在3.2m3.5m，要把工作面运输机大线调直、支架移齐，支架的初撑力不低于6972KN。3、每隔3架，做到先移一架。方法是支架移到位后，将前梁降下500mm左右，在前梁上放置一根半圆木，用半圆木托住接好的金属网和钢丝绳，然后再将前梁升平。4、当金属网被托好后，再依次移动其它支架。移支架时，支架下降200mm-300mm，做到在移支架过程中不得将金属网推向煤壁。5、在支架顶梁支护范围内采煤机每割一刀煤后，在金属网下敷设一道24.5mm钢丝绳，共11根，并且要保证第

33、一道钢丝绳落地。钢丝绳与金属网每隔200mm用扎丝扎一道，拧结不少于2圈，钢丝绳两头分别固定在两顺槽上、下帮顶板的锚杆上，用3个卡子拉紧卡紧。6、工作面要求铺设双层金属网，走向错茬搭接550mm，倾斜搭茬400mm,每隔200mm用扎丝连接好。7、当支架前梁端距停采线6m时，采煤机停止割煤，沿着工作面倾斜方向布置第一排锚杆，锚杆采用202200mm的等强锚杆，锚杆间距为1m , 每根锚杆使用2块K2350、Z2350型树脂药卷各1卷进行端头锚固, 搅拌时间30秒，搅拌后停止锚杆机运转，待凝固后再将等强螺帽拧紧，降下锚杆机，锚杆尾丝外露长度为不超过50mm。8、工作面第一排锚杆打好后，采煤机继续

34、割煤，当支架前梁距停采线为4.5m时采煤机停止割煤，沿倾斜方向布置第二排锚杆。9、距停采线3.2m时，拆除支架与运输机的连接装置，采煤机割煤后用单体支柱推移前部运输机。10、在支架前梁端到煤壁3.2m范围内铺单层金属网，再布置4排锚杆，排距为0.6m，间距为1m。11、第六排锚杆距帮200mm，金属网余下不少于1000mm。在距顶板700mm的下方打一排帮锚，将金属网固定在帮上，帮锚间距为1m。12、为了便于运输机和支架在上出口拐弯，工作面运输机尾2#-6#支架向煤壁多割煤1.2m增打2排锚杆，在煤壁侧形成一个自然抹角,便于支架拐弯。13、由于工作面过渡支架比普通支架长600mm，为了便于拆除

35、时调向拐弯，工作面下头端支架前多割煤1刀，增打一排锚杆。14、距停采线2.5m时，沿工作面倾斜方向布置一排锚索，锚索为15.24mm，长12m，间距4.5m，使用1块K2350，3块Z2350型树脂药卷锚固剂端头锚固，并及时使用张拉千斤顶进行张拉。15、工作面所有的锚杆锚索打完后，将工作面清理干净，拉回运输机，采煤机牵引到上出口，做好拆除的准备工作。16、考虑到工作面拆除运输机的机头、机尾及采煤机等，在拆除的上方合适位置的顶板上打相距400mm的锚杆，作为起吊时手拉葫芦的支撑点。17、在工作面前、后部运输机机尾上帮各扩一个长4m、宽3m、高2m的回柱绞车硐室，顶、帮用锚杆、金属网联合支护。18

36、、因考虑在拆除期间压力较大、支架立柱卸载较多，要求所有支架必须用2.8m单体打上点柱，每架两根单体，单体点柱打在靠近支架底座箱前的底板上，并拴好防倒绳。19、切眼顶板破碎压力较大的区域及时用长4m的“工”字钢梁架棚，棚距为一架一梁，梁子一头搭在支架前梁上不少于0.4m，另一头顶到煤壁，用单体支柱支设并拴好防倒绳。20、当切眼煤壁出现片帮超宽时，要及时补打锚杆。21、工作面拆除高度控制在3.3m左右。第三章 主要生产系统31运输系统311辅助运输系统 1、材料下井路线：副斜井 D1201轨道巷D1101运输大巷9101回风顺槽E9102工作面 2、老料回收路线：与材料下井路线相反。回风顺槽、运输

37、顺槽运输设备表3-1表3-1 回风顺槽运输设备表型号钢丝绳张力KN绳速绳径mm容绳量m滚筒直径mm电动机功率KW重量KgJYB-601.25601.2520950710906200JYB-401.25401.2520650580554500312 运煤系统1、E9102工作面E9102运输顺槽D1101皮带巷井底煤仓主斜井皮带地面2、运煤设备 见表3-2表3-2 工作面运煤设备统计表序 号设 备 型 号名 称地 点长度(m)台数1SGZ630/220前部刮板输送机工作面12012SGZ630/264后部刮板输送机工作面12013SZZ-730/132转载机运输顺槽1214PCM110胶带输送机

38、运输顺槽800132供电系统321供电系统1、.工作面动力中心供电系统：井下采区变电所集中运输巷9101运输顺槽。2、回风顺槽供电系统：井下采区变电所集中回风巷9101回风顺槽。3、运输顺槽供电系统：井下采区变电所集中运输巷9101运输道。322设备统计表表3-3 机电设备表序号名称型号单位数量电机功率（KW）1液压支架ZF4600/19/30架742端头支架ZFG5000/21/32架63采煤机MG160/380-WD1台13804工作面前运输机SGZ630/220部12205工作面后运输机SGZ630/264部12206转载机SZZ-730/132部11327破碎机PCM110台11108

39、乳化液泵BRW-400/31.5套11259喷雾泵PBW320/6.3台13010通讯装置KTC101-Z套111通讯电话KTK101-1台1312工作面照明灯DDS30-127盏1513动力中心KBSG-T-2000/10/1.2台214负荷中心KJZ-1600/1.14(0.66)/10D台215真空磁力起动器QBZ-400台116真空磁力起动器QBZ-120N台717真空磁力起动器QBZ-120台318照明综保BZX-4台312待添加的隐藏文字内容119皮带输送机DSJ100/630/290部17420运输绞车JYB-601.25台218021运输绞车JYB-401.25台211022潜水泵BQS-50-30-7.5N台21523双速绞车JSDB-16台311133915323供电设备1、工作面供电设备（1）负荷统计 计算负荷：Pe= 380+ 220 + 220+132+110+125+30= 1217(KW)功率因数取：cos= 0.7需用系数 ： Kx= 0.4 + 0.6 = 0.4 + 0.6 = 0.55 （2）变压器容量