毕业设计煤矿大专毕业论文.doc

《毕业设计煤矿大专毕业论文.doc》由会员分享，可在线阅读，更多相关《毕业设计煤矿大专毕业论文.doc（35页珍藏版）》请在三一办公上搜索。

1、毕业设计煤矿大专毕业论文1.1位置1.1.1地面：4305综放工作面东南部为工业广场，西南部为里沟村，北部为柳村砖厂，南部为窑沟村。1.1.2井下：4305综放工作面东部为2101巷及2102大巷，南部为2303工作面正在回采，西部、北部尚未布置工作面。1.1.3 回采对地面的阻碍：无1.2工作面要素（1）工作面倾斜长：180米。（中中）（2）工作面总厚度：4.65.2米，平均厚度4.85米（底部机采高为2.8米，放顶煤高度为2.05米）（3）工作面走向长：769.9米。（中停）（4）循环进度：0.6米。（5）煤层倾角：110度（平均4度）。1.3工作面开采程序及所开采煤层层号、采高、循环进度

2、、作业方式和可采储量及日产量、回采率工作面开采程序为放顶煤一次采全高，开采煤层为3#煤层，机采采高2.8m，放顶煤厚度为2.05m，作业方式为正规循环作业，生产班每班进4循环，检修班每班进1循环，日进9循环，循环进度为0.6m。工业储量932072.2吨,可采储量为792261.4吨，综合回采率为85%。（1）循环产量：Q=工作面长度循环进尺平均高度煤体容重综合回采率=LBHYr=176.30.6 4.851.4385% =620.41（吨）（2）日产量= Q日循环数= 620.419= 5583.67（吨）（3）月产量= 5583.6730=167510.22（吨）2采煤工作面地质情形2.1

3、 盖山厚度：252-383米2.2 煤层构造特点：层理、节理、裂隙、夹矸、硬度、倾角、 容重等。 本工作面煤层为黑色块状、平坦断口、亮煤为主、半光亮型；煤质为黑色，玻璃光泽，性脆，低硫，发热量较高的优质无烟煤；煤层底板标高615-639米，地面标高891998米，煤层总厚度4.65.2米，工作面煤厚平均4.85米，煤层倾角110度（平均4度）;普氏硬度系数:一样夹矸为13，煤层12，直截了当顶2.23.9，直截了当底1.23;该工作面煤层赋存稳固，变异系数为18.3%，可采指数为1.0，煤层容重为1.43t/m3。2.3 顶板岩石构造特点：顶板构造的性质、层理、破裂程度、伪顶、直截了当顶、老顶

4、等情形。 老顶：为细粒砂岩，灰色黑色长石为主，泥质胶结，下部有0.63米细粒砂岩。平均厚度1.36米。直截了当顶:为中粒砂岩，平均厚度为7.23米，黑灰色，石英为主，中厚层状局部夹细粒砂岩，泥岩中部岩心破裂，裂隙发育。伪顶:为砂质泥岩，平均厚度为0.10米。黑色，含大量植物化石碎片。2.4 底板岩石构造特点：底板构造的性质、岩性、起降现象。 直截了当底：为泥岩，平均厚度为0.50米。黑色，夹薄状，夹粉砂岩，水平层理发育。 老底；为砂质泥岩，黑色，夹纹层状泥质粉砂岩及泥岩，平均厚度为1.05米。2.5 地质构造情形：断层、顶压区，无炭柱、冲刷带、向背斜构造等。 该工作面整体东高西低，南高北低，局

5、部有起伏，掘进中局部顶板节劈理发育，煤体疏松破裂；工作面无断层、顶压区，无炭柱、冲刷带、向背斜构造等。2.6 煤层厚度工作面煤层厚4.6-5.2米，平均厚度4.85米，机采高度平均为2.8米，放顶煤高度为2.05米。2.7 水文情形本工作面水文地质条件复杂，其要紧充水因素为：1、上覆岩层中含水层含水，其中上覆k8、k10砂岩含水层阻碍较大。2、大气降水：估量工作面最大涌上水量110mh，正常涌水量40mh。3、防治水措施严格执行4305综放工作面专项防治水措施，综采一队必须依照现场情形认真执行，加强排水，确保回采安全。.8其它地质情形1、依照矿井瓦斯鉴定及工作面瓦斯检测结果，估量工作面绝对瓦斯

6、涌出量为1.53.38m3min，属低瓦斯工作面。2、煤层挥发指数为10.9，火焰长度为5mm，有煤尘爆炸危险。3、煤层自燃性:煤层不易自燃.4、二氧化碳：估量工作面二氧化碳绝对涌出量为1.52.25mmin。5、地温：12-166、地压：6.39.6Mpa3采煤方法及巷道布置3.1采煤方法本工作面采纳倾斜长壁、全部垮落、后退式综合机械化放顶煤采煤方法。3.2 工作面设备配备MG250/600WD1/1140V型 采煤机1台 SGZ764/2315/1140V型 工作面溜子2部 ZFP5200-17/32型 工作面液压支架112架ZPT5800-19/37型 排头（排尾）架6架 SZZ-100

7、0/400/1140V型 转载机1部 PCM3000/1140V型 破裂机1台 DSJ120/180/2200/660V型 皮带机1部 WRB-200/31.5A/1140V 乳化液泵2台 PB-320/6.3型 喷雾泵2台 RX200/31.5(A) 乳化液箱1台 KBSGZY-1000 KVA-6/0.69KV 移变1台KBSGZY-1250KVA-6/1.2KV 移变2台3.2巷道布置本工作面采纳三巷布置，其中2207巷与工作面切眼相连，供进风、运煤、供电、供液、供水用;2208巷与工作面切眼相连，供运料、供进风用;泄水巷供回风、排水用。工作面顺槽、泄水巷及切眼均沿煤层底板掘进。3.3回

8、采工艺过程回采工艺：破煤落煤装煤运煤顶板支护采空区处理。回采工序：割煤拉架推前部溜放顶煤、清煤拉后部溜。3.4要紧工序介绍3.4.1割煤：割煤使用MG250/600WD1型双滚筒采煤机。割煤方式：双向割煤，截深0.6米。进刀方式：端头斜切进刀，进刀距离许多于30米。右端头斜切进刀A机组割透右端头煤壁后，对调上、下滚筒，割掉该处的煤台阶。然后沿溜子弯曲段，机组逐步斜切进入煤壁，当机组两个滚筒截深全部达到0.6米，顺次拉架，推移前部溜，停机。B推移前部溜子机尾，依次拉排尾架，拉后部溜子机尾。C对调上、下滚筒，返刀割三角煤，机组割透煤壁后，对调上、下滚筒，割掉该处煤台阶，然后返空刀，顺次拉架，停机。

9、D推移前部溜机尾，依次拉排尾架，拉后部溜机尾，至此，进刀完毕，之后，正常割煤。左端头斜切进刀A机组割透左端头煤壁后，对调上、下滚筒，割掉该处的煤台阶，然后沿溜子弯曲段，机组逐步斜切进入煤壁，当机组两个滚筒截深全部达到0.6米，顺次拉架，推移前部溜，停机。B推移前部溜机头，依次拉排头架，拉后部溜机头，拉转载机。C对调上、下滚筒，返刀割三角煤，机组割透煤壁后，对调上、下滚筒，割掉该处煤台阶，然后返空刀，顺次拉架，停机。D推移前部溜机头，依次拉排头架，拉后部溜机头，拉转载机，至此进刀完毕之后，正常割煤。3.4.2拉架割煤后，距机组后滚筒23架进行拉架，操作方式为本架操作，顺序追机拉架，拉架步距为0.

10、6米;拉架时前后5米范畴内严禁其他人员作业。质量标准：支架拉过后必须成一直线，其偏差不得超过50mm。架间距要平均，偏差不超过100mm。支架顶梁与顶板平行支设，其最大仰俯角70，支架歪斜5，相邻支架间不能有明显错差（错差不超过支架侧护板高的2/3），支架不挤不咬，架间间隙不大于200mm；大于200mm时，打出侧护板，必要时，在架间超宽处架板梁，并在板梁下打单体柱，打好的单体柱用麻绳拴紧，麻绳一端拴于单体柱手把，另一端拴于支架上合适位置，打好的单体柱初撑力不小于50KN。假如顶板压力过大或有冒顶危险时，应及时追机拉架，以防顶板冒落；如移架中顶板破裂或片帮严峻时，及时拉过超前架并打出护帮板；移

11、架时要保证支架移到位，梁端距依据采高变化保持在340mm以内；移架过程中要及时调整支架，如发生咬架等现象，需在移架过程中及时调整；工作面发生倒架则另外制定措施。3.4.3推前部溜滞后机组后滚筒6架即可推前部溜，顺序追机推溜，推溜步距为0.6米，推溜时，必须保证工作面溜子能正常运行，严禁显现急弯，溜子水平弯曲度不准超过3度，垂直弯曲度不准超过1度，除进刀所需外，其它地段严禁显现弯曲。若推溜困难时，严禁强推硬过，必须查明缘故并处理后再推溜，溜子弯曲段不小于10个支架。刮板输送机在推移后必须保证成一直线，保证刮板输送机平直，不得显现飘溜、凹溜和局部起伏过大等现象；刮板输送机的机头、机尾推进度保持一致

12、，即推移步距为0.6m，以确保截深、产量和工程质量。3.4.4放顶煤放顶煤滞后拉架工5架，放顶煤前要先调整后部溜，使溜子处于有利于放煤的运输状态，排头3架，排尾3架不放顶煤。初次放顶煤：在支架推出切眼三个循环后开始放顶煤，若放顶煤困难，等初次来压后再放煤。正常放顶煤：采煤机每割一刀煤放顶煤一次。放煤顺序：放煤顺序采纳单轮间隔放煤，由两人同时操作，两人间隔距离不小于五个支架，依次间隔顺序放煤，每架放煤都要平均放出，放煤时显现矸石就赶忙关闭放煤口，停止放煤；放煤过程，必须使用架间后溜放煤喷雾，以降低粉尘浓度。末采放顶煤：工作面在距停采线15米时停止放顶煤。3.4.5清煤清煤与放顶煤同步进行，清理后

13、的工作面2m2范畴内的浮煤厚度不得超过30mm。清煤人员必须面向机尾，时刻注意溜子、顶板、煤帮的变化情形，以防发生意外事故。3.4.6拉后部溜拉后部溜滞后放顶煤46架，在后溜拉不到支架尾梁下方，而被甩入老塘时，应及时停止割煤，先把后溜拉到支架尾梁下方，才承诺割煤、拉架，拉后部溜步距为0.6m。4 顶板治理4.1工作面支护设计由综采生产治理手册得知，支架应能承担8倍采高的顶板岩石重量。 依照综采生产治理手册规定，支护强度运算方式：9.810_6 式中：P-支护强度，MPa M-实际采高， 取工作面平均采高2.8米(由于工作面采高偏差为100mm。因此运算时采高按最大值2.9m运算). r-岩石容

14、重，取2.5t/m3 P8Mr9.8106 82.92.5109.8106 0.5488(MPa) 支架的工作阻力运算方式： Q8MFr9.8106 式中：Q-支架工作阻力，KN F-支架的支护面积，米 Mr意义，单位同支护强度运算 L大L5.101.507.65(米) 式中：L大-表示工作面支架最大控顶距，最大控顶距 5.10米 L-支架宽度1.5米 依照以上选取及运算数据，工作面支架额定工作阻力可能为: Q8MFr9.810-6 82.97.652.5109.810-6 4198.32(KN) 支架的初撑力运算 依照综采生产治理手册规定，直截了当顶顶板中等稳固时，初撑力一样应为工作阻力的7

15、0%80%，本规程选80% 。 Q初80%Q80%4198.323358.66KN 式中：Q初支架初撑力，KN Q支架工作阻力，KN 据此经运算，需要泵站提供压强PQ初4d2/4 10-63358.664(0.2)2/4 10-6 26.74MPa式中: Q初支架初撑力，KN d:支架立柱直径,米 依照运算知:泵站需要压力为26.74MPa但考虑泵站到工作面沿途管路有一部分能量缺失，依照2303综放工作面观看可知能量缺失一样为5%，实际泵站压力为26.741.0528 .08Mpa, 说明设计31.5Mpa大于运算所需28.08Mpa，泵站压力符合要求;又因为ZFP5200-17/32型支架支

16、护强度0.76Mpa大于上覆岩层倍采高所需支护强度0.5488MPa，同时ZFP520017/32型支架底座平均比压为1.93MPa，小于本工作面煤层底板比压35.95MPa；支架额定工作阻力5200KN大于上覆岩层倍重力4198.32KN，同时支架额定初撑力4552KN大于8倍采高运算所需要的支架初撑力3358.66KN。因此工作面采纳ZFP520017/32支架合理。4.2工作面支架布置形式及支架说明书4.2.1 本工作面使用112架ZFP520017/32型液压支架支护顶板，其中，ZFP52001732支架，其技术特点为： ZFP520017/32型 额定初撑力： 4552KN 额定工作

17、阻力： 5200KN 支架支撑高度： 1.73.2米 支护强度： 0.76MPa 中心距： 1.5米 泵站供液压力： 31.5Mpa支架宽度（小/大）： 1.42-1.59m底板平均比压： .93Mpa推溜力/拉架力： 336.1KN/395.2KN 最大控顶距： 5.10m最小控顶距： 4.5m操作方式： 手动快速本架操作4.2.2 端面距：依照租赁站提供液压支架设计梁端距，本工作面支架梁端距不大于340mm4.3机头、机尾及进回风巷超前支护布置情形。4.3.1机头支架布置 机头使用三架ZPT580019/37型排头架进行顶板支护，拉排头架时，降架前移即可。4.3.2进风巷超前支架布置。进风

18、巷采纳在钢带下套打单体柱，每排两根，柱头打在钢带下躲开锚杆托盘200mm左右，点柱为DW-31.5型液压单体柱，打柱范畴从工作面煤壁算起，保证每班超前支护距离不小于20m，其中非行人侧单体柱距转载机300mm左右, 距煤帮550mm。行人侧单体柱打于转载机行人侧，距转载机300mm左右；在靠近破裂机大轮及转载机电机减速器处的打柱要求：以不阻碍推移转载机和保证0.7m的行人宽度为前提，在正钢带下打单体柱，确保支护质量、正常作业和行人安全，所打单体柱能够和其余单体柱不成一直线（也可在转载机破裂机大轮处上方架板梁或型钢，并在转载机破裂大轮两侧板梁或型钢正下方打单体柱，所打单体柱要和其余单体柱成一直线

19、）；生产班随工作面循环推进，在机组割到离机头还剩30m时,端头工可提早回掉工作面煤帮侧的一排单体柱，确保机组割到机头不割坏单体柱或节约割煤时刻，同时将回掉的单体柱补充到超前支护前方，保证超前支护20m范畴内始终保持每排2柱，超前支护柱与柱排间距为1米，所打单体柱均要保证安全出口畅通，且安全出口畅通宽度不小于0.7m，同时又不阻碍转载机推拉，柱子要用麻绳连锁防倒，第一根和最后一根单体柱都用麻绳拴紧、拴牢，麻绳一端拴于单体柱手把上，另一端拴于顶板铁丝上，两端均要拴紧、拴牢，中间的单体柱用麻绳在单体柱手把上缠一圈，两根单体柱之间的麻绳要拉紧，防止单体柱泄液翻倒砸伤人员。4.3.3 机尾支架布置 机尾

20、顶板采纳三架ZPT580019/37型排尾架支护顶板，拉机尾架时，降架前移即可.4.3.4 回风巷超前支护布置锚网带索支护巷道超前支护布置方式为:在钢带下打单体柱每排两根,柱头打在钢带下错开锚杆托盘200mm左右,点柱为DW31.5型液压单体柱,其打柱范畴从机尾工作面煤帮算起,保证每个班超前支护距离不小于20m,其中一排距工作面煤柱550mm,另一排距爱护煤柱550mm；生产班随循环推进,在机组割到距机尾30m时，将工作面侧单体柱提早一循环泄液取掉，待机组割透机尾,然后往前割煤的过程中及时把单体柱重新在原位置打好，不准提早回收；使20m内始终保持每排2根，超前支护柱与柱排间距为1米，同时柱子要

21、用麻绳连锁防倒；当2208巷巷道顶板压力大、破裂严峻时，超前支护范畴为50m-100m。4.3.5工作面机头、机尾切顶柱打法、回收及机头、机尾端头支护要求工作面机头、机尾切顶柱必须分两排打，机头最后一排切顶柱距转载机机尾不超过2m，第二排切顶柱距转载机机尾不超过1m，两排切顶柱之间间距不超过1米；机尾第二排切顶柱超前排尾架切顶线1m打齐，另一排与切顶线打齐即可，两排切顶柱间距不超过1m；机头、机尾切顶柱间距（每排的柱与柱）0.5m，机头、机尾切顶柱要迎山有力，迎山角度为75，严禁打退山柱；工作面机头、机尾最后一排切顶柱在端头工拉过所有排头架、架尾架并升紧后，才承诺回收，否则视为违章作业，回收切

22、顶柱前，先在两排切顶柱正中间平均打三根单体柱，单体柱要迎山有力，迎山角度为75，严禁打退山柱，回收完最后一排切顶柱，才可回收三根单体柱。两端头支护形式如下：机头切顶柱至工作面煤壁之间的支护形式：行人侧单体柱打于距转载机300mm，且距煤柱侧700mm，靠排头架一侧200mm打一排单体柱，所打单体柱上方均要架设型钢（长为4m或3m），单体柱打于型钢正下方，所打单体柱排与排之间距离为1m，工作面前、后溜正机头型钢下所打单体柱要在溜子机头两侧打紧升牢，所架型钢范畴为第一排切顶柱往前10m，所有单体柱要用麻绳连锁，防止柱倒伤人；机尾切顶柱至工作面煤壁之间的支护形式：其中一排距工作面排尾架300mm,

23、另一排距爱护煤柱550mm, 单体柱打于正钢带下，排与排之间距离为1m，所有单体柱用麻绳连锁，防止柱倒伤人。4.3.6超前支护治理（1）超前支护打柱、回柱：超前支护打柱：超前支护必须严格按照要求打好、打牢单体柱，打单体柱时，必须至少三人配合作业，其中一人观山，一人扶柱，一人用液枪升柱，打好的单体柱一定要成一直线，单体柱初撑力不小于50KN（100mm90KN,80mm60KN)；所有单体柱必须打在钢带下，打好柱后，要用麻绳将柱联锁，以防柱倒伤人。超前支护回柱：超前支护回柱时，至少三人配合作业，其中两人卸柱，一人观看顶板、煤帮情形，发觉有活矸、活炭及时找掉，安全后方可作业。（2）超前支护处的安全

24、出口应满足巷高不小于1.8m，行人宽度不小于0.7m。（3）当机组上滚筒行至距工作面两端头5m时，端头工严禁站在端头作业，以防机组割透煤帮，甩出锚杆或大块炭砸伤人员；工作面溜子司机不应站在溜子正机头，防止甩出锚杆或大块炭砸伤看溜工，其他闲杂人员严禁站在溜子机头前后左右3m范畴内；工作面机头超前支护爱护，不能与拉排头架，推、拉转载机，拖拉液压管及电缆等几项工作平行作业，以防撞倒柱或其它意外事故伤人。（4）跟班干部、班长、安检员必须经常对两巷的煤帮、顶板、安全出口等情形进行检查，确保作业场所安全后，方可组织人员作业，每班验收人员必须对工作面推进度及时进行测量和调整，保证溜子不窜前窜后；以确保行人宽

25、度；跟班干部、班长、安检员发觉顶板破裂，应督促支架工将支架拉到最小控顶距，然后及时组织现场人员抬板梁进行构顶爱护（上板梁时，必须派专人观山和找掉，确定顶板完好后，方可组织人员作业）。构顶过程中，发觉不安全隐患应及时组织现场人员进行处理，否则禁止作业。超前支护若压力变大,有明显片帮、底鼓、巷帮变型严峻,本支护方式不能满足巷道支护要求,另行制定专门措施.4.3.7进、回风巷超前支护退锚及卸顶板锚杆螺帽所打退锚及卸顶板锚杆螺帽工作由生产班和检修班端头工负责，退锚、卸顶锚杆螺帽范畴为两排切顶柱之间或切顶柱处；退锚、卸顶锚杆螺帽时，要在两排切顶柱之间平均分开打三根迎山柱（迎山角75），防止回收最后一排柱

26、时顶板冒落伤人，同时所打单体柱以不阻碍安全生产和作业人员安全撤离为准。退锚工作用TM-30型退锚机进行，退锚时，操作人员第一要对退锚机各接口联结件及密封胶管进行检查，确认完好后，方可进行作业，退锚由三人配合进行，其中一人打压，一人观山，一人扶千斤顶，扶千斤顶的人员要站在高度合适处（站在梯子上时，要求观山人员扶好梯子，）；脚要站稳，扶好千斤顶，将千斤顶套至锚索根部，将千斤顶上口与锚索锁具接触平稳可靠后，打压人员用手压泵加压，直至千斤顶将锚索咬紧后，停止打压，扶千斤顶人员将千斤顶用麻绳捆绑于巷道顶部金属网上，然后撤至安全处，打压人员连续打压待锚索锁芯被拉掉后，停止打压，扶千斤顶人员扶好千斤顶，打压

27、人员通过换向阀换向，摇动加压泵手把，逐步对千斤顶减压，然后在观山人员配合下，解开捆绑麻绳，将千斤顶取下。在减压过程中，要紧密监视顶板情形，如有专门，要停止减压，待顶板稳固后，及时用板梁架棚支护；退锚索时，观山、打压及扶千斤顶人员必须相互配合好，其它无关人员不许进入作业区域。卸顶板锚杆螺帽，用专用长套扳站在底板上进行，卸螺帽人员应相互配合，卸掉的托盘要捆成一串背出码放至指定地点，卸顶锚杆螺帽时，人员必须随时注意脚底，以免踩空，造成意外事故。顶板压力大，两巷老塘顶板垮落及时，也可不卸顶锚杆螺丝和退锚。4.4 工作面初次开采，初次来压，周期来压及初次放顶，末次放顶的支架形式。依照2303/2301工

28、作面矿压观看结果知：估量本工作面直截了当顶顶板初次垮落步距1018米，老顶初次来压步距为40-60米左右，周期来压步距为14-18米，周期来压时强度不明显。 要求初次来压，周期来压期间要把工作面支架升紧，顶梁升平，护帮板伸出，保证支架对顶板支撑平均有力，接顶完好，护帮有力，两端头超前支护齐全，保证质量，防止抽条，压死支架等情形；同时随时注意观看顶板压力及支架安全阀开启情形，有专门情形及时采取措施，要充分做好工作面支护质量与顶板动态监测监护工作，做到超前防范；同时具备排水能力，防止初次来压期间涌水增大，初次来压、周期来压期间，顶板锚杆螺丝可不卸。 初采初放措施附后，末次放顶另行制定专门措施。4.

29、5过断层、顶压区、老空等破裂顶板区段措施该工作面整体东高西低，南高北低，局部有起伏，掘进中局部顶板节劈理发育，煤体疏松破裂。由于无断层、顶压区、老空等，固不需制定措施，生产过程中一旦显现，必须及时制定得力措施，确保安全生产。4.6 采空区处理方法采空区采纳全部垮落法处理，正常情形下，随工作面推进，工作面机头、机尾老塘侧顶板悬顶面积大于或等于25m2不垮落，必须加强支护或强制放顶，到时另行制定专门措施。4.7 顶板治理措施（1）保证支架完好，使支架处于良好的工作状态， 升架时支架要达到初撑力要求。（2）将顶、底板割平， 确保支架有良好的接顶性能和支护状态。（3）割煤后要追机拉架，及时打出护帮板,

30、防止煤壁片帮，在破裂顶板下，必须带压拉架，随时调整支架成直线。（4）片帮严峻处和顶板破裂处要超前拉架，防止冒顶漏矸，必要时打贴帮点柱，在支架顶梁上架垂直工作面的板梁。（5）拉架到位后，将支架升紧，接顶严密，护帮板打出。（6）工作面片帮严峻或悬顶面积较大时，要在支架顶梁上， 垂直工作面架设板梁，架设时，要先观看顶板，待顶板稳固后，将支架降下，人员站在相邻支架前梁下，及时穿好板梁，并在板梁上用背板，道木等构好顶后升紧，另一端紧靠煤帮在板梁下打点柱。 （7）机组停机或工作面停产期间要将支架拉到最小控顶距。（8）本工作面回采过程中，若两巷顶板完整回采后无法垮落时，要采取退锚索、锚杆螺丝措施，使锚索锁具

31、失效，拧掉锚杆螺丝，取掉钢带。4.8 处理冒顶措施（1）当工作面发生冒顶，高度小于1.5米，长度在3个支架以内时，按本措施实施。（2）当工作面发生冒顶时， 应第一组织人员备足支护材料和所需工具。（3） 待冒顶区顶板稳固后，要有专人观山， 并由班长指定专人进行敲帮问顶和找掉工作，清除隐患，并清理好退路。（4） 将冒顶区周围的顶板，煤帮爱护好，保证支架升紧升平，接顶严密，以防冒顶范畴扩大。（5）先在支架上或支架至工作面煤壁架垂直工作面板梁(板梁规格视具体情形选用R1252400mm，R1253200mm，R1254000mm等)然后平行工作面架抬棚，抬棚梁下打DW31.5型单体柱，然后再在板梁或支

32、架上打“井”字型木垛构顶( 木垛材料视具体情形选用道木或板梁)。 （6）构顶过程中，人员动作要快、稳、相互要和谐，配合好，防止发生碰手碰脚事故。（7）冒顶区支架手把全部打在零位，任何人不得随意乱动，并派专人看护，防止冒顶范畴扩大。（8）当工作面发生冒顶，高度大于1.5m，长度在3个架以上时，届时依照现场情形另行制定专门措施。4.9顶板支护质量监测（1）工作面机头、机尾及中间架共5处平均布置10块圆图仪（架号分别为：1#架、30#架、60#架、90#架、118#架、），每架2块；工作面所有支架必须安装压力表(每架3块)；工作面机头、机尾及中间架共5处平均安设电子压力表（架号分别为：2#架、31#

33、架、61#架、91#架、117#架、），由生产办负责数字收集，并分析结果，指导生产队组安全生产，所有压力表、圆图仪、电子压力表均安设于两根后立柱中间，用架固定好。（2）每班质量验收员负责原始监测数据的收集、汇报、整理工作，并将报表报队值班人员，交生产办进行动态分析。（3）生产办负责监测监控数据的动态分析，并将分析结果反馈生产队组，指导进行生产组织工作。4.10防治水安全措施（1）回采期间，要明确专人班班对工作面及进、回风巷涌水进行排放，并对涌水情形向调度室或接班室汇报。（2） 2207巷、2208巷潜水泵及液压管路要定期检修，保持水泵正常运转，杜绝液管或水管跑、冒、滴、漏现象；不出煤时，各转载

34、点喷雾冷却用水及进、回风巷防尘喷雾要及时关闭。（3）工作面作业人员要熟悉透水预兆，发觉透水预兆要及时报告调度室和值班室，班长要及时组织现场人员做好排水预备，假如情形危险必须赶忙发出警报，按避水灾线路撤出所有受水灾威逼地点人员。（4）地质部门要做好水情预报，并监督检查现场排水设施和排水措施的落实情形。（5）回采前必须具备最大涌水量的排水能力，且运行可靠，回采过程中，加强顶板涌水情形的观看，加强排水治理。5通风、运输、供电、供水、排水系统5.1通风系统5.1.1.1风量运算依照晋煤集通字2007116号和长煤便通字200720号晋城煤业集团矿井风量运算方法要求，现运算如下： 5.1.1.1、按工作

35、面气象条件运算：Q采Q差不多K采高K采面长K温式中：Q采 回采工作面需要风量，（m3/min）Q差不多 -不同采煤方式工作面所需的差不多风量，m3/minQ差不多 -60工作面控顶距工作面实际采高70%适宜风速（不小于1.0m/s）K采高-回采工作面采高调整系数（依照回采工作面采高调整系数表知：K采高取1.5）K采面长-回采工作面长度调整系数（依照回采工作面采面长调整系数表知：K采面长取1.0）K温-回采工作面温度调整系数（依照回采工作面温度调整系数表知：K温取1.0）工作面控顶距-取工作面的最大和最小控顶距的平均值。工作面控顶距( L大L小)/2(5.14.5)/24.8mQ差不多=60工作

36、面控顶距工作面实际采高70%适宜风速=604.82.870%1=564.48 (m3/min)Q采Q差不多K采高K采面长K温564.481.511846.72(m3/min)5.1.1.2按瓦斯、二氧化碳涌出量运算风量：由4305工作面回采地质说明书提供，据矿井瓦斯鉴定及邻近工作面瓦斯检测结果，估量工作面瓦斯绝对涌出量为 1.53.38 m3/min。工作面二氧化碳绝对涌出量为1.52.25m3/min。本工作面风量运算如下:Q采100qCH4K CH4（m3/min）或Q采1000qCO2K CO2 /15（m3/min） 式中：Q采-回采工作面实际需要风量，m3/min。 qcH4-回采工

37、作面回风巷风流中瓦斯的平均绝对涌出量，取最大值3.38 m3/min。 qCO2-回采工作面回风巷风流中二氧化碳的平均绝对涌出量，取最大值2.25m3/min。K cH4、 K CO2-回采工作面瓦斯、二氧化碳涌出不均衡通风系数，均取1.2 则Q采1003.381.2405.6(m3/min) Q采1000/152.251.2179.9(m3/min)）5.1.1.3按工作面温度选择适宜的风速进行运算：Q采60V采S采(m3/min) 式中：V采回采工作面风速，ms;（因长平井区工作面温度一样为1216，因此依照风速与温度对比表选取Vms;。） S采回采工作面的平均断面积，m2。 S( L大L

38、小)/2 (5.14.5)/24.8(m2) 式中：L大L小表示工作面最大最小控顶距，最大控顶距为5.1m，最小控顶距为4.5m。 依照以上选取数据及运算，工作面打算配风量为 Q采60V采S采6014.8288(m3/min)。5.1.1.4按回采工作面同时作业人数和炸药量运算需风量：（1）按每人供风量4（m3/min）运算：Q采4N（m3/min） 式中： N-采煤工作面同时工作的最多人数，取70人 则Q采4N = 470 =280（m3/min）（2）按每千克炸药供风量25（m3/min）（仅指硝酸铵炸药）运算：Q采25A（m3/min）式中：A 一次爆破炸药最大用量，Kg。（工作面最大用

39、药量6 Kg）。 Q采25A= 256 =150（m3/min）通过以上运算，工作面初选风量为850(m3/min)。5.1.1.5按风速进行验算：依照煤矿安全规程及晋城煤业集团矿井风量运算方法有关规定，回采工作面最低风速为0.25m/s(15m/min),最高风速为4m/s(240m/min),故应满足以下要求:按工作面风速验算：600.25SQ采604S (m3/min)或600.25sQ采605s 式中： S-工作面平均断面积，S( L大L小)/2H(5.14.5)/22.813.44(m2) 则: 600.2513.44201.6Q采60413.443225.6(m3/min)或600

40、.25sQ采605s600.2513.44201.6Q采60513.444032(m3/min)验算结果知：4305综放工作面配风量初选为850(m3/min),在QminQmax之间,因此,工作面初选配风量可不能造成工作面风速不足或超限，初选配风量合理，因此，该工作面打算配风量850(m3/min)能满足生产需要。5.1.2 风流路线一、 工作面新奇风流路线:（1） 新奇风流副井井底车场辅助运输石门进风巷胶带机大巷2207巷4305综放工作面。（2） 新奇风流副井井底车场配风巷进风横川2205巷回风横川2208巷4305综放工作面。二、工作面污风风流路线：（1）工作面接近通风横川邻近时，污风

41、风流（或煤尘）路线：工作面污风通风横川4305综放工作面泄水巷辅助运输大巷总回风斜巷主井地面。（2）工作面通风横川进入老塘时，污风风流（或煤尘）路线：一部分工作面污风通风横川4305综放工作面泄水巷辅助运输大巷总回风斜巷主井地面。一部分工作面污风老塘通风横川4305综放工作面泄水巷辅助运输大巷总回风斜巷主井地面。三、4305综放工作面泄水巷新奇风流路线:2207巷局部通风机4305综放工作面排水横川4305综放工作面泄水巷4305综放工作面泄水巷排水点。四、4305综放工作面泄水巷污风风流路线:4305综放工作面泄水巷排水点4305综放工作面泄水巷辅助运输大巷总回风斜巷主井地面。5.2运输系统

42、5.2.1运煤系统 工作面落煤工作面前、后刮板输送机2207巷转载机、破裂机2207巷皮带机胶带输送机大巷皮带机上仓斜巷型皮带机井底煤仓胶带转载巷皮带主井箕斗地面。5.2.2运料系统 材料由地面材料库(场)装车 副井井底车场辅助运输石门辅助运输大巷2303综放工作面回风巷回风横川2208巷4305综放工作面。5.3供电系统井下中央变电所北翼变电所泵站KBSGZY1000/0.69移变2207巷、2208巷绞车、顺槽皮带、2207巷皮带巷照明。井下中央变电所北翼变电所泵站KBSGZY1250/1.2移变(2台)一台4305综放工作面前溜、机组、2207巷照明，拉机尾绞车；另一台4305综放工作面

43、后溜、转载机、破裂机、泵站、2207巷照明。5.4供洒水系统 水源：由井下排到地面的水源经净化后进入地面水池，作为井下洒水水源，为保证工作面洒水压力不小于1.5Mpa,井下泵站设有加压泵及水箱,其洒水管路系统为:地面水池副井井底减压泵站辅助运输石门辅助运输大巷2303综放工作面回风巷回风横川2208巷4305综放工作面。 地面水池副井井底减压泵站辅助运输石门+630水平进风巷胶带输送机大巷2207巷4305综放工作面泵站2207巷4305综放工作面。5.5 供液系统 现场配液：乳化液浓度3-5% 井下液箱乳化液泵2207巷51mm无缝钢管32mm胶管至工作面25mm胶管2207巷63mm无缝钢管回液32mm胶管泵站液箱。5.6排水系统该工作面切眼处低,工作面呈上山推进,因此,利用切眼邻近泄水巷进行泄水,同时在两顺槽内设置水窝排除巷内积水.排水路线:4305综放工作面2207巷胶带机大巷辅助运输石门井底车场井底水仓 4305综放工作面2208巷回风横川2303综放工作面回风巷辅助运输大巷辅助运输石门井底车场井底水仓。6 劳动组织和要紧技术经济指标6.1劳动组织 采纳追机平行作业方式，“三八”制作业方式，二班生产，一班检修。6.1.1循环方式 多循环，即班进四循环，日进九循环的多循环方式，二班生产，一班检修，每一循环进度为0.6米。1、加强工作面回采期间的顶帮治理，防止冒顶落矸，