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1、山西交口华润联盛蔡家沟煤业有限公司第一章 概 况第一节 工作面位置及井上下关系 1907高档工作面位于9#煤层一采区+825 m+870m标高段，东北部为后庄村、北部为灵石县红杏煤矿、南部为本矿井田内山地、西部为蔡家沟村庄。工作面切眼距后庄采空区保安煤柱相隔50米，地表地形复杂多为坡、沟耕地。工作面范围内无建筑物、公路、河流分布，基本为山地，预计回采会造成地表裂缝塌陷，但影响不大。（见表） 井上下位置煤层名称9#工作面名称1907高档工作面水平名称一水平地面标高+865+940采区名称一采区井下标高+825 m+870m地面位置地表地形复杂多为坡、沟耕地。工作面范围内无建筑物、公路、河流分布，
2、基本为山地，黄土覆盖。无任何建筑实施。井下位置及相邻关系1907工作面位于本矿一采区南部。东部距后庄采空区相隔50m保安煤柱；西部至南采轨道巷相隔40m保安煤柱；北部与1905皮带顺槽工作面相隔20米保安煤柱；南部与1909轨道顺槽相隔20米保安煤柱。回采对地面影响工作面对应地面均为山坡农田，部分为沟谷，有季节性河流，无任何建筑物。回采会造成地表裂缝、塌陷，经复耕后可以耕种，影响不大。第二节 煤层本工作面开采煤层，通过掘进时揭露分析，该工作面范围9#煤层、赋存较为稳定，可采厚度为2.2m左右。具体（见表）煤层厚度/m煤层结构煤层倾向角度开采煤层硬度煤种稳定程度2.02.2m平均2.2m简单26
3、9#较硬1/3焦煤较稳定煤层情况描述1907工作面可采的9#煤属石炭系上统太原组，该煤层存稳定，结构简单，总体呈一单斜构造，属稳定的类型。第3节 煤层顶底板（见表）煤层顶底板类别顶底板名称岩石名称厚度岩性特征顶板老顶石灰岩2黑色基本顶板泥岩及砂质泥岩4灰白色粘土质，顶板属可垮落类型底板伪底碳质页岩0.10.2灰黑色粘土质老底泥岩1.6灰黑色粘土质9#煤层倾向西南 ，倾向角47。附图1：工作面地层综合柱状图第四节 地质构造1907工作面轨道顺槽在掘进时695m处揭露出301m长的陷落柱，但无导水性。切眼距后庄采空区相隔50m保安煤柱，但在回采过程中必须注意工作面顶板变化情况，加强支护。同时注意隐
4、伏断层或陷落柱。因工作面顶、底板为泥岩，回采时支柱会钻底，需配置木柱帽进行穿鞋,对工作面生产没有过大的影响。（如果回采过程中揭露处隐伏陷落柱时，另补充安全相应的安全技术措施）第五节 水文地质一、水文地质概况1、地表水区域内地表水不甚发育，主要有井田西部的双池河与回龙河，属汾河水系，二河流水流量较小，在雨季时流量增大，于双池镇南部汇合并入段纯河，流经灵石县西部，于夏门镇南部孙家山汇入汾河。此外在井田东部（行政区划属孝义境内）发育有一小河，流经灵石县西北部，于夏门镇汇入汾河。蔡家沟煤业有限公司距汾河19km，汾河东岸灵石至南关间出露奥陶系石灰岩，岩溶水水位标高530590m。2、含水层组区域内含水
5、层可分为三个含水岩组，现分述如下：（1）、碳酸盐岩类岩溶裂隙含水岩组：区域内地表出露仅有中奥陶统峰峰组、上马家沟组，而与其组成统一含水岩组的中奥陶统下马家沟组则无出露。该含水层组含水丰富。（2）、碎屑岩碳酸盐类层间裂隙岩溶含水岩组：由石炭系中统本溪组、上统太原组、二叠系下统山西组组成，区域内广泛发育，为人畜吃水的主要含水岩组。岩性主要由泥岩夹砂岩、灰岩、煤组成，厚110140m，其中砂岩、灰岩为含水层，而泥岩、煤则为隔水层，底部本溪组为重要的隔水层。（3）、松散岩类孔隙含水岩组：该汗水组主要分布于河流两侧及低洼沟谷的新生界底部地层，主要含水岩石为砂砾、砾石，而粘土则成为隔水层，第四系一般含水极
6、弱。二、井田水文地质1、地表水蔡家沟（一坑、生产坑口）井田内无地表水体，在雨季时有短暂的地表积水，但积水时间不长，对矿井开采不会造成影响。2、含水层井田内地形切割严重，沟谷纵横，地层构造简单，新生界地层与下石盒子组地层含水甚微，对煤层开采不会造成威胁。（1）、奥陶系灰岩岩溶裂隙水井田内无出露，区域资料表明该含水层富水性强，其上部峰峰组厚约100200m，岩性以泥灰岩为主，夹灰岩、白云质灰岩，含有上层滞水，具有一定涌水量。上马家沟组厚约200250m，下部泥灰岩厚4060m，是相对隔水层，中、上部为厚约140190m白云质灰岩、灰岩，是重要含水层，水量丰富。下马家沟组厚约150m，下部角砾状白云
7、岩、泥灰岩厚约40m，是相对隔水层，中、上部为厚约80110m的灰岩、白云质灰岩，是重要含水层，岩溶裂隙发育，水量较丰富。据区域资料蔡家沟煤业有限公司距汾河19km，汾河东岸灵石至南关间出露奥陶系石灰岩，岩溶水水位标高530590m，井田内奥灰水位标高为560m，各煤层均位于此水位标高之上。因此，井田内水文地质条件简单，矿井水以大气降为主。奥陶系灰岩溶水是主要供水水源方向。（2）太原组及山西组层间裂隙水井田内有零星出露，含水岩层主要为太地质学组底部的k1、砂岩、k2、k3、k4灰岩，山西组底部的k7砂岩及太原组、山西组泥岩中所夹的砂岩透镜体，因井田内及邻近井田均未施工水文孔，因此无法对其富水程
8、度作定量分析。从煤矿涌水量结合对井田内构造加以分析，推断太原组及山西组各含水层富水性较弱。（3）第四系松散岩类孔隙含水岩组井田内的松散岩类主要为第四系中、上更统黄土，含水层为其底部的砾石层，含水连续性差，补给条件不好。3、地下水补给、迳流和排泄（1）中、上更新统孔隙水，主要靠大气降水直接入渗补给地下水，地下水运动方式主要为垂向运移，局部有少量水平移现象，其排泄为在深要沟谷中以下聊泉形式排入沟中形成地表水，部分地下水被人工开发利用也是一个排泄途径。（2）碎屑岩类及碎屑岩夹碳酸盐岩类裂隙岩溶水，地下水补给来源主要靠大气降水的直接入渗补给；靠上覆松散层中孔隙水的下渗补给；靠地表水入涌补给。地下水多沿
9、岩层层面流动，含水层裸露地表后以下降泉形式排入沟中。井田内地下水沿裂隙运移渗入巷道形成坑道涌水。4、隔水层井田内隔水层主要为本溪组，厚度8.39-32.44m，平均17.00m，该组内泥岩岩性致密、细腻，具有良好的隔水性能。其次，相间于各含水层间的厚度不等的泥岩、粘土岩亦可起到一定的隔水作用。三、工作面涌水情况本工作面在顺槽掘进时已在底凹处打小水窝设置潜水泵排水，涌水对回采影响不大。第六节 影响回采的其他因素一、影响回采的其它地质情况见表：（根据山西省煤炭工业局文件关于吕梁市2009年度30万吨/年及以上煤矿矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复）瓦斯绝对瓦斯涌出量：0.53m3/min；
10、相对瓦斯涌出量：0.21m3/t煤尘爆炸指数9#煤尘具有爆炸性、爆炸指数50%煤层自然倾向性自燃地温危害无影响冲击地压危害无第七节 储量及服务年限一、工作面储量：1、工业储量：（1205+1220）/21202.21.35432135（T）2、可采储量：8201202.21.350.95277635（T）3、可采储量采出率：95%二、工作面服务年限：8207511个月三、停采线位置：停采线距南采轨道巷留设40m保安煤柱。第二章 采煤方法本工作面为高档普采面，采用倾斜长壁后退式采煤法，采空区自然垮落管理顶板。1、根据煤层赋存情况，工作面9#煤层平均厚度2.2米，总体呈单斜构造，属较稳定可采煤层。
11、2、为了提高矿井的经济效益，采用低煤层采煤方法可以提高矿井生产能力和提高矿井回收率，增加矿井安全系数，降低人工劳动强度。第一节 巷道布置一、采区设计、采区巷道布置概况：9#采区主运输巷沿走向布置、方位角000，与主、副井构成简单的生产系统。北部为1905回采工作面，西部为三条采区大巷，南接1909轨道顺槽，1907工作面由东向西推进。二、工作面顺槽工作面运输、回风巷及切眼全部沿煤层顶板掘进，两顺槽为矩形断面、切眼为矩形断面，两顺槽设计高度2.6米，宽度3.2米，断面为8.32m2,两顺槽均采用钢梁撑架支护； 1907进风巷用于进风、运煤，1907回风巷用于回风及运料。三、工作面切眼工作面切眼为
12、矩形断面，设计高度2.2m,宽度2.6m,断面为5.72m2,切眼位置在1907皮带顺槽1308m，停采线与采区轨道巷相隔40m保安煤柱。采用锚网支护，用于安装采煤机设备连接两顺槽，形成通风、生产系统。第二节 采煤工艺一、采煤方法1、采高、循环进度本工作面采用长壁后退式高档普采机械化采煤，采空区自然垮落法管理顶板，确定采高为2.2m，循环进度为0.6m。2、本工作面采用走向长壁后退式全部垮落法机械化采煤方法，由MG160-380型采煤机落煤，SGZ630/220型刮板运输机（工作面）、SGB620/40T型刮板运输机（顺槽）运煤；DW(25)-300/100型单体液压支柱配合DFB2600/3
13、00型型梁支护顶板，自然垮落管理顶板。3、落煤、装煤落煤： MG160-380型采煤机落煤。装煤：采煤机落煤直接装入刮板输送机，浮煤由人工清理到刮板输送机输出。4、顶板控制根据煤层厚度和顶板情况，选用单体液压支柱配合型钢梁支护顶板，采空区采用自然垮落。二、回采工艺割煤移梁支护移溜清浮煤移柱检修铺金属网（整理工作面）（1）采煤机进刀方式：正常情况下，完成一个循环后将机头（尾）刮板推进煤壁，推进刮板长度为30m左右；然后采煤机斜切进刀割通三角煤，并清扫干净三角煤段浮煤，调整前部刮板，使采煤机平行于煤壁；调整采煤机方向和前后滚筒高度，开始割煤循环作业。此种进刀方法也可在上一班完成作业后，停采煤机时直
14、接将采煤机头斜切进刀，以便下一班接班后便可开始割煤。附图2：工作面进刀示意图（2）移梁机组割煤滞后35m开始依次移梁，移梁步距为0.7m,梁则要接顶严实，顶板破碎时必须缩小支护间距，支柱初撑力必须90KN（11.5Mpa），超前支柱初撑力不低于50KN（7 Mpa）。（3）移溜机组割煤1015m后，即可移溜。移溜用移溜器进行，沿工作面每隔45m安设一台移溜器，移溜时需从机头（机尾）或机尾（机头）顺序移溜，移溜步距为0.6m,推移溜时要平稳，并随时调整，使溜则处于平、直、稳的状态，溜则弯曲段不小于15m，移完溜则后移溜器必须回收。 推移刮板运输机机头、机尾：推移运输机机头、机尾必须在运输机停机闭
15、锁情况下进行。首先检查作业地段周围顶板、煤壁及端头维护情况，处理一切不安全隐患，并清理干净煤帮侧浮煤。推移时要有专人指挥，作业人员必须站在安全地段。严禁硬推、硬顶、硬拉，防止损坏过渡槽等，但推移必须到位。（4） 移柱：采用DW(25)-300/100型单体液压支柱配合DFB2600/300型型梁交错迈步支护顶板。三、工作面正规循环生产能力：W=Lshrc =1200.62.21.350.95203（T）式中：W 正规循环生产能力， TL工作面长度 mS正规循环推进长度 mh采高 mr煤的密度 t/m3c工作面采出率 95第三节 设备配置一、工作面设备配置见表序号设备名称规格型号数量主要技术参数
16、安置地点备注1采煤机MG160-380型采煤机1采高1.6-3m,滚筒直径1.60,载深0.6m,电机功率380KW工作面2工作面刮板SGZ630/220型刮板运输机1电机功率220KW工作面3单体液压支柱DW(25)-300/1001104支柱高度 2.5m， 工作面4型钢梁DFB3200/30020梁长度3.2m工作面端头及超前5型钢梁DFB2600/300425梁长度2.6m工作面6顺槽刮板SGB620/40T1电机功率40KW运输巷7顺槽皮带SSJ800/255KW1带宽800mm,带速2m/s, 电机功率255 KW运输巷8乳化液泵BRW200/31.52流量200L/min，压力3
17、1.5MPa,功率125KW1907回风巷9喷雾泵BPW320/10M1流量320L/min，压力10MPa,功率75KW1907回风巷10绞 车JD252功率25 KW1907回风巷11绞 车JD11.45功率11.4 KW1907回风巷附：工作面设备布置图第3章 顶板管理 第一节 矿压观测一、矿压观测目的及内容目的：为掌握回采工作面及巷道矿山压力及其显现规律，选择合理支护方式，确定合理护巷参数，改进巷道支护提供科学依据，提高巷道支护效果。内容：(1) 工作面的支柱阻力； (2)顶板下沉量 2、矿压观测方法 对工作面两顺槽超前支护的单体支柱进行支承压力变化观测时采用单体支柱测力计，在每个顺槽
18、布置2个测站，每个测站相隔10m。每个测站布置两条测线。测站布置在两柱相邻的支柱上，每个支柱的左右两个单体支柱构成一个测线每天测读12次，以测取支承压力影响范围内工作面及巷道支柱载荷变化量。利用掘进期间安装的顶板离层仪，每隔7天观测一次顶板离层仪。顶板离层仪每隔100m安装1个。3、观测仪器及工具所需观测仪器及工具见下表： 现场测试仪器仪表配备表测试仪器仪表型号数量主要测试项目1、钢尺5顶板下沉、两帮收缩量2、.支柱测力计ADL-453支柱载荷3、顶板离层仪12顶板下沉量4、观测与监测起止时间常规观测与监测工作面正常回采时跟踪进行，连续观测和监测顶板离层仪的变化情况和单体液压支柱的初撑力5、现
19、场测试工作制度(1) 测站、测点的布置，顶板离层仪安装等工作必须认直仔细，布置正确合理； (2) 测读时必须仔细，每次均应有两人同事测读； (3) 除了测读以外，要注意观察采空区顶板跨落、端面冒顶及煤壁片帮情况，如发现异常数据，要分析原因； (4) 记录表格至少一式两份，井下一份，井上一份，观测当天整理数据，不得涂改原始数据； （5) 采煤队长要向工人交代清楚，必须爱护好顶板离层仪，并配合好矿压观测人员；(6) 两巷超前支承压力观测的单体支柱作好标示，不得移动和升降。观测的单体支柱如果必须移动，必须向矿压观测人员说明，并作好记录；(7) 注意安全，不可粗心大意。6、对观测人员的要求矿压观测结果
20、的真实、正确与否，整个矿压观测的成功与否，与现场观测队伍的素质有直接关系。所有人员必须发扬吃苦耐劳的精神，发扬严肃认真，实事求是的作风，团结一致，互相协作，共同搞好观测工作，除此之外，还必须组织在一起培训，系统学习矿山压力的基本知识，明确观测的目的和内容，熟悉观测仪表的使用。第二节 顶板管理1、顶板管理方法：工作面采用DW25单体液压支柱配合DFB2600/300型钢梁，交错迈步支护，人工放顶，3、4排控顶，采空区采用自然垮落法管理。2、确定支护间排距根据采煤机截深确定同步梁支护间距700mm，排距600mm。二、端头两巷超前支护1、端头支护工作面机头、机尾端头支护形式为“四对八梁”，用单体液
21、压支柱配合3.2m型钢梁组成交错迈步走向抬棚支护，同步梁间距700mm，交错梁间距150mm.。在每根同步型钢梁下靠近煤壁侧支设一根单体液压支柱，柱距为700mm，机头、机尾各为四组同步走向抬棚。2、两巷超前支护回采工作面上下顺槽是设备集中，又是人员出入的安全通道，而且开掘时间长，顶板围岩压力比较大，因此随着工作面的推进必须对工作面两顺槽距回采工作面20m范围内进行超前支护。本工作面超前支护采用3.2m型钢梁配合单体液压支护，单体液压支柱距两端头距离为400mm，两顺槽支设两排单体液压支柱，两排单体液压支柱距煤壁距离为300mm。 三、工作面支护：1、工作面基本支护工作面基本支护由DFB260
22、0/300型钢梁配给DW25/300/100单体液压支柱组成，工作面支护形式为对梁交错迈步式一梁两柱，端面距400mm,同步梁间中心距800mm,相邻两梁中心距400mm，迈步距600mm，切顶带帽点柱中心距800mm。2、特殊支架端头密集：端头四对八梁每根超前梁后支设一根，与切顶线支成一直线。机头、机尾各设五根。巷道切顶线支设带帽点柱，柱距300 mm。刮板输送机压柱：工作面输送机压柱支设在横档压座上，机头、机尾不少于2根。运输巷刮板输送机机尾（头）打压柱，要求支设牢固可靠。护机点柱工作面机组入刀处控顶距较大，每班生产结束时，应沿煤壁支设临时支柱，柱距700mm，支设在超前梁下。戗柱：工作面
23、回柱、放顶及初次来压时，为防止推倒切顶支柱或使滞后梁前移，在滞后梁下采空区侧支柱内支设一排戗柱，戗柱与梁夹角为75，柱距800mm，戗柱必须紧贴塌山打紧、打牢。四、特殊条件下的支护：如果工作面遇顶板破碎时，采用特殊支护：根据工作面实际情况可缩小支护间、排距；在梁与梁间加设木背板（背板长80015050mm）;采用10#铁丝网进行铺网控制顶板。：在工作面上下隅角空顶面积大时，沿切顶支设两排切顶密集支柱，柱距300mm，并且在每根密集支柱前支设一根戗柱。五、支护说明1、支护要求（1）单体液压支柱和型梁配合使用，支柱支在距型梁端头的1200mm和200mm处，形成正悬臂1200mm,倒悬臂200mm
24、。（2）每两对支柱中间加一根带帽点柱组成密集支柱。（3）型梁与单体液压支柱接触要吻合，液压支柱手把面向工作面，注液咀统一向采空侧，移梁必须严密接项，顶底板倾斜时，支柱要有23的迎山角。（4）支柱全部使用防倒链,做到随摘随挂。 2、支护质量a、排距600mm其偏差不得超过100mm。b、同步梁间距中心距800mm，偏差不得超过100mm，c、梁接顶要严密，若有空隙，用木柱帽或木背板垫实背严，保持梁平，不得出现低头或射箭现象。d、梁垂直工作面布置，端面距最大不得超过300mm，梁与梁互相平行，前梁接顶严密。3、支柱选型计算：1、根据工作面设计采高及顶板的下沉量，确定支柱最大，最小高度。（L)根据公
25、式：LmaxMmaxb22001002100(mm)LminMminsrba2000128100170072(mm)式中：Mmax工作面最大采高2400mmMmin工作面最小采高2000mmsr顶板在最大控顶距处平均最大下沉量mma支柱卸载高度 1700mmb顶梁厚度100mm srnmR0.022.03200128(mm)式中：n顶板岩层系数0.02M 最小采高2000（mm）R 最大控顶距4.0m根据上述计算结果，工作面选用DZ25型单体液压支柱，其主要技术特征，最大高度2400mm，行程500mm，工作截苛90KN，初撑力90KN（11.5Mpa）。4、支护强度校核：(1)顶板压力计算:
26、根据同煤层矿压观测资料分析,工作面支柱所支撑的顶板岩层的重量为8倍采高上覆盖的重量,由于所采煤层为近水平煤层,因此水平煤层计算如下:pt8rh82.52.244(吨)m2式中:r顶板岩石容量2.5吨m3h煤层采高按最大采高2.4m(2)支护密度计算DZ25型单体液压支柱工作阻力48T根，则工作面单位面积上的支护密度:Pt/308544/300.851.25根/m2工作面循环进度为0.6m,则：柱距1/（0.61.25）1.33m因此同步梁柱距确定为0.7m完全满足安全要求。六、控顶距及放顶步距的确定：（1）最小控顶距：3.4m（2）最大控顶距：3.4+0.64.0 （m）（3）放顶步距：根据采
27、煤载深为0.6m，确定放顶步距为0.6m（4）柱距为0.4，排距0.60m七、初次放顶、末次放顶、回收安全技术措施1、初次放顶工作面安装设备形成生产系统后，要求设备逐台进行试运转，对出现的问题及时处理，经有关单位验收合格后开始初采。初采前，先按规程要求支设好工作面梁柱及端头特殊支护、两顺槽超前支护，然后可以按工序进行第一循环推进，推进后先进行移梁支护，移溜后紧靠拖缆槽支设移动支柱，支护排距700mm,间距600mm，第二循环推进后按规程要求移梁支护。 将支柱全部升起、梁要接顶，清理干净铲煤板与煤帮侧、人行道内全部杂物，将工作面溜子调平调直，并推向煤壁，然后开始割煤。在割煤和放顶工作中，必须首先
28、检查并时刻注意顶板及周围情况，若发现明显来压现象，必须停止割煤和放顶工作，加强对工作面支架的维护。当工作面推进一段距离后，直接顶垮落高度达采高的1.5倍以上，长度达工作面全长时，即可认为初次放顶结束。根据开采经验，预计工作面初次来压步距为18m左右，周期来压步距为25米左右。9#煤顶板岩性在作业过程中，必须进行观察，必要时进行强制放顶，但必须在有措施，并在技术副矿长的批准下进行。初次放顶和正常放顶期间，支柱必须接顶严实，必须达到初撑力90KN，保证泵站压力不小于20Mpa，并加强顶板支护，及时处理支柱串、滴、漏液现象，及时移梁保证支护在最小控顶范围内。 初次放顶期间，两巷出口及超前支护区域内，
29、严把支护质量，确保安全出口畅通。初采初放阶段须组织有关的领导现场观察，队长亲自指挥，安监站、调度室、等有关科室派专人到现场指挥和监督，发现问题及时处理。2、末采放顶、回收 停采线准备：不准在周期来压压力大时停采，保证停采线直线度。 工作面距停采线，推进到最小控顶时，不进行移梁为回收作准备。 先拆除采煤机、工作面输送机，后拆除梁、单体液压柱。 准备好一切备用的支护材料（松木柱、单体液压支柱）以及拆除支护所需的器具。通道和梁间浮煤、浮矸要清理干净。停采回收期间要严把工程质量关，严格执行“敲帮问顶”制度，执行“先支后回”的原则。 拆除设备过程中，派专人跟班检查瓦斯，发现超限，立即采取措施，且由有关科
30、室跟班人员进行处理。末采回收期间，调度室、安监站等有关科室派专人到现场监督指导，发现问题及时协商组织处理。停采时要另定专项末采措施及回收方案。3、初次来压和周期来压的安全措施加强支护，增设密集柱；提高支护的稳定性，增设木垛、抬棚；采取多循环作业，加快工作面推进度；落煤后及时支护；采空区设信号点柱；周期来压期间要尽量缩小控顶距；应指定有现场经验的人员观察顶帮变化情况。八、矿压参数表项目单位同煤层实列根据上一工作面压力情况预计本工作面直接顶初次垮落距步距m20初次来压来压步距m18最大平均支护强度mp1018来压显现程度来压不明显周期来压来压步距m25九、工作面支护材料数量的确定（1）型梁数量A、
31、工作面：1200.35343（根）B、端头支护采用3.2m的梁17根。C、超前支护：运输顺槽为2排，回风顺槽为2排。运输顺槽：203.22=13（根） 回风顺槽：203.22=13（根）共需梁26根。D、备用梁：（3431726）10%39（根）E、共需梁425根（2）单体液压支柱数量的确定A：工作面支柱数量：3432686（根）B：超前支柱21484（根）C ：端头支柱16348（根）D：戗柱1200.7172（根）E：根据工作面实际情况，经矿委会决定及查询有关资料，本工作面采用双排密集柱支护，密集支柱柱距为0.1m。密集支柱：13（根）F：备用支柱（6868448172+13）10%101
32、（根）G：根据上述计算：本工作共需单体液压支柱1104根。H：回柱器2把T:端面距的确定（根据煤矿开采方法第170、171所规定公式计算）T=D-L1 T=1400+100-1200=300（mm）式中：T-工作面端面距 D-机道宽度1400mm（煤壁与输送机铲煤板之间间隙，一般取50-150mm，本工作面取100mm；）L1-支柱正悬臂1200mm十、备用材料管理：1根据工作面所用材料的性能和特点进行合理储存和保管，做到保质、保量、保安全存放在距工作面不大于50m。 2合理码放。对不同的品种、规格、质量、等级的材料都分开，按先后顺序码放，以便先进先出并挂牌管理。 3材料码放要整齐，所有材料要
33、明码标识，搞好存放地点的环境卫生，经常保持清洁。 4要经常检查、随时掌握和发现材料的变质情况，并积极采取补救措施。5对机械设备、配件定期进行涂油或密封处理，避免因油脂干脱造成性能受到影响。十一、两巷回收上下两巷基本支护为锚杆钢带联合支护，距工作面煤壁20米范围为双排走向抬棚支护（单体液压支柱配合2.6m长的梁），随着工作面的推进，两巷的支护材料，电缆钩等全部回收，按规定放到指定地点。两巷掘进时为半煤岩巷，揭底后使巷道底板比工作面低0.5m左右，因此随着工作面的推进，两巷浮煤必须在回柱放顶前清理干净。附：工作面支护示意图第四章 生产系统第一节 通风系统一、通风系统：本矿井采用中央并列抽出式负压通
34、风方式，本工作面采用一进一回U型通风方法,即皮带顺槽进风、轨道顺槽回风。全风压通风。 1907采煤工作面需风量计算1907机采工作面需要风量根据气象条件、瓦斯涌出量、风速、工作面人数进行计算，最后取最大值为该工作面需要风量，具体计算过程如下：1、采煤工作面按气象条件确定需要风量，其计算公式为：Q 采=Q基本K采高K采面长K温=470（m3/min）式中: Q采采煤工作面需要风量，m3/min； Q基本采煤工作面所需的基本风量，m3/min； K采高采煤工作面采高调整系数，取1.1（见表1）； K采面长采煤工作面倾斜长度调整系数，取1.2（见表2）； K温采煤工作面温度与对应风速调整系数，取1.
35、2（见表3）。Q基本=60V采S采70%=601770%=294（m3/min）式中：Q基本采煤工作面所需的基本风量，m3/min； V采采煤工作面适宜风速，规程要求 V采1m/s S采=采煤工作面平均控顶距工作面实际采高=7m2，采煤工作面平均控顶距=（3.8+3.2）/2=3.5m；工作面平均采高为2m70%采煤工作面有效断面积系数表1 采高(m)2.02.02.52.5及放顶煤面K采高11.11.5K采高采煤工作面采高调整系数及放顶煤工作面系数表2 采面长度(m)80150150200200K长11.01.31.31.5K长采煤工作面长度调整系数表3 采煤工作面空气温度（）采煤工作面风速
36、（m/s）配风调整系数K温201.01.0020231.01.51.001.1023261.51.81.101.2526281.82.51.251.428302.53.01.41.6K温采煤工作面温度与对应风速调整系数2、按照瓦斯绝对涌出量计算需要风量根据煤矿安全规程规定，按采煤工作面回风流中瓦斯、二氧化碳浓度不超过1的要求计算：Q采=100q采k采=1000.941.26=119 m3/min式中： Q采采煤工作面实际需要风量，m3/min； q采采煤工作面回风巷风流中瓦斯（或二氧化碳）日平均绝对涌出量（正常生产条件下，连续观测1 个月，取月平均日瓦斯绝对涌出量），取0.94m3/min（详
37、见2010年度瓦斯等级鉴定批复文件）； k采采煤工作面瓦斯涌出不均衡系数，取1.26。（正常生产条件下，连续观测1个月，日最大瓦斯绝对涌出量与月平均日瓦斯绝对涌出量的比值）。 100采煤工作面回风流中瓦斯浓度不超过1%所换算的常数。按二氧化碳或其它有害气体的绝对涌出量计算需要风量，根据煤矿安全规程规定，按采煤工作面回风流中不同有害气体的允许浓度并参照按瓦斯绝对涌出量的计算方法执行。3、按照工作面温度选择适宜风速进行计算； Q采=60V采S采=601.17.4=488.4m3/min；式中： Q采回采工作面风量，m3/min； V采回采工作面风速，m/s，取1.0；S采回采工作面的平均断面积，m
38、2，取 S采=（3.4+4.0）22.0=7.4m24、按照回采工作面同时作业人数计算需要风量；每人用风4m3/min，按作业规程提供每班最多人数为30人，则Q采=430=120 m3/min；5、按照风速进行计算； 15SQ采240S式中： S工作面平均断面积，取7.4； 15S=157.4=111m3/min； 240S=2407.4=1776m3/min； 111m3/minQ采=488.4min1776m3/min 从以上计算结果可知，1907工作面需要风量为488.4 m3/min,在生产过程中根据瓦斯涌出量的变化情况，在轨道顺槽回风口安装两道调节风门，进行风量调整。2、通风线路：新鲜风流：地面主斜井管子道1907皮顺绕道1907皮带机头1907进风顺槽1907工作面。污风流：1907工作面1907回风顺槽采区回风巷总回风巷地面。说明：（1）工作面必须以风定产，若生产过程中检测出瓦斯涌出增大，应采取相应的措施；（2）两顺槽受压力影响，断面缩小，巷道风速超限时，应根据实际情况编写相关措施；二、通风管理及安全措施（1）保证通风系统的可靠，根据瓦斯浓度合理调整风量，坚持“以风定产”。（2）工作面投产前，必须经“一通三防”专项