101综采面设计规程.doc

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1、第一章 工作面概况 第一节 工作面概况工作面概况见表1-1。表1-1 工作面概况水平名称采区名称一采区地面标高+912.74m+986.61m井下标高+397.2m+454.9m地面相对位置 位于石泉村东北部 第二节 工作面四邻情况，采掘情况及影响范围回采对地面设施的影响：回采后对地表水体、建筑等设施会造成一定影响。地面设施对回采的影响：地面设施对101工作面的回采无影响。 井下位置及与四邻的关系：位于一采区回风下山以北，F3断层以西，四周为未开采的实体煤，石泉村东背斜轴自北向南从101工作面东北部、中部穿过。本工作面属矿井采区首采工作面。第三节 工作面参数及储量工作面参数及储量见表1-2表1

2、-2 工作面参数及储量走向长807.7m倾斜长200m面积161540 m2储量计算工作面名称走向长m倾斜长m斜面积m2煤厚m容重t/m2工业储量万t回采率%可采储量万t101 工作面807.72001615406.111.4138.1885117.45合计138.18117.45第二章 地质情况第一节 煤层赋存特征表2-1 煤层赋存特征煤层厚度6.11m煤层结构煤层倾角(平均)8开采煤层3#煤 种贫煤稳定程度稳定可采指数1普氏硬度容 重1.4煤层情况描述工作面开采对象为二叠系下统山西组下部3#煤层，均厚6.11米，中下部常夹1-2层泥岩或炭质泥岩，上部偶含一层泥岩夹石，煤层赋存稳定。3#煤呈

3、黑色、灰黑色，强玻璃光泽，节理裂隙发育。第二节 地质构造情况表2-2 地质构造情况地质构造情况概述：三条巷道坡度整体上在-5+3之间，胶带顺槽、轨道顺槽局部地段达-12，尾巷局部地段达-10；切眼坡度平均为8，最大处达10。构造名称走向倾向倾角性质落差（m）距切眼大约位置（m）巷道揭露情况对回采影响程度F3-断层N10WE50逆断层3732未揭露有一定影响F4-断层N4WW35逆断层4744未揭露有一定影响F7-断层N30EE55逆断层11331未揭露影响较大F8-断层N10EE40逆断层4209未揭露有一定影响陷落柱平行于切眼方向，长轴直径55-60m, 短轴直径25-30m，陷落深度超过2

4、2 m,近椭圆形。距尾巷口618揭露影响较大第三节 围岩及其特征表2-3 围岩及其特征煤层顶底板情况顶底板名称岩石名称厚度（m）岩性特征老顶中、细粒砂岩5106.2灰-灰白色，致密坚硬。夹泥岩条带。常为粉砂岩取代。偶夹泥岩与砂岩薄层。具缓波状层理、斜层理。产少量植物碎片化石。直接顶泥岩、砂质泥岩、粉砂岩0.3815.773.17深灰-黑灰色、块状。常为泥岩。产植物叶片或碎片化石。伪顶炭质泥岩0.260.350.30黑色、夹煤线或煤屑，节理发育，易冒落。直接底泥岩、粉砂岩0.2113.092.9灰黑色、致密块状。偶夹泥岩与砂岩薄层常变相为粉砂岩或细粒砂岩。偶含菱帖质团块。产植物叶片或碎片化石。老

5、底中、细粒砂岩0.2113.002.9浅灰-深灰色、常变相为泥岩、砂质泥岩产少量植物碎片化石。（附：工作面煤层顶底板综合柱状图）第四节 瓦斯、火、煤层情况表2-4 瓦斯、火、煤层情况瓦 斯瓦斯绝对涌出量为19.37m3/min煤 尘煤尘具有爆炸性,煤尘爆炸火焰长度为20mm煤的自燃煤层不易自燃第五节 水文情况工作面回采过程中，主要充水因素为3#煤层顶板砂岩及K8、K9砂岩含水层的水通过采动冒落及矿山压力所产生的有效裂隙涌入工作面。另煤层均在奥灰水承压水面(奥灰水位+650)以下，在正常开采时不受奥灰水影响，如遇陷落柱等张性断裂切割破坏中间隔水层可能导致奥灰水突出。工作面涌水主要通过胶带顺槽的排

6、水管路排入井底水仓。根据已有掘进巷道涌水量情况分析，预计本工作面正常涌水量为40-50m3/h，最大涌水量预计为80-100m3/h。第三章 采煤方法及其工艺流程第一节 工作面巷道及设备布置1、工作面巷道布置：，胶带顺槽长1005.3米，轨道顺槽长878.5米，尾巷837.7米，切眼长200米，可采长度807.7米。胶带顺槽、轨道顺槽沿底板掘进，尾巷沿顶板掘进。三条顺槽均沿走向布置，切眼沿煤层倾向布置。（附：工作面巷道布置示意图）2、工作面巷道支护特征：三条顺槽均为矩形断面，采用锚网索支护，胶带顺槽距煤仓25米段宽5m，其余地段宽3.8米，高3.m。轨道顺槽宽3.8米，高3.m，150-260

7、米段、270处采用11# 矿用工字钢梯形棚加强支护，梁长3.5米，腿长3米，棚距800mm。尾巷宽3.3米，高3米，局部地段宽3米，高2.8米。 （附：巷道断面图）3、工作面设备布置及技术特征：（附：设备布置平面图）表3-1 工作面设备配置序号名称型号数量生产能力电压（V）功率（KW）1采煤机MXG300/700111407002前运输机SGZ-764/6301900t/h114023153后运输机SGZ-764/6301900 t/h114023154转载机SZZ-830/20011000 t/h11402505破碎机PCM-160 12000 t/h11401606液压支架ZF-48001

8、7331297过渡架ZFG5600203358端头架ZT14400203519胶带运输机DSJ-100802*20011140220010乳化液泵BRW-15/31.52量315Lmin114020011喷雾泵BDW320/6.32量320Lmin11404512移变KBSGZY-1000-103114050013真空电磁起动器QBZ-12001140-6第二节 采煤方法工作面采用走向长壁后退式，沿底开采低位放顶煤一次采全高的综合机械化开采方法，全部跨落法管理顶板。工作面设计采高3米，放全部顶煤，循环进度0.6米。割煤循环产量2000.6395%1.4=478.8t。取480t放煤循环产量20

9、00.63.1175%1.4=391.8t。取392t每正规循环产量2000.66.1185%1.4=872.5t。取872t可采期：807(0.622)336天第三节 采煤工艺1、循环工艺：采煤机在机头(尾)开缺口斜切进刀割煤移架顶前溜放顶煤拉后溜。循环进度0.6米。采放比为1：1.03,放煤循环步距为0.6米，放煤采用单轮间隔均匀放煤，由两人操作同时进行，其中一人操作单数支架(5、7、9)放煤，另一人操作双数支架(6、8、10)。两人间隔24架距离。初次放煤距离为68m，即支架全部走出切眼后开始放煤，放煤循环步距为0.6米，即采煤机割一刀煤，后边支架放一次顶煤。采放关系：在外部运输能力较大

10、的情况下可采用采放平行作业方式，在外部运输能力小时可采用采放交替作业的方式。2、工艺详细说明及要求2.1、采煤机割煤：工作面采用MG300/700型双滚筒电牵引采煤机，配备滚筒直径1.8米，截深0.6米。（附：采煤机进刀示意图）2.2、割煤要求：2.2.1、割煤时两个滚筒要保持一个切割平面，煤壁要采直、采齐，采高控制在3米左右，正负误差不超过100mm。2.2.2、工作面不得随意丢顶煤和底煤，工作面浮煤应及时清理干净。2.2.3、采煤机牵引速度要均匀，速度一般控制在2.4m/min内，不得过速运行，不得强行牵引，严禁频繁启动，以防负荷过大损坏机器。2.2.4、采煤机司机要随时注意观察顶、底板情

11、况，注意工作面推进方向倾角的变化，随时调整摇臂高度，防止飘刀或啃底，以免造成大溜不平，顶溜困难或采煤机掉道。2.2.5、随时注意电缆、大溜的运行状况，发现拉扯电缆，大溜卡堵涌煤或出现其它特殊紧急情况，应立即停机闭锁大溜处理，防止事故发生及扩大。2.2.6、当采煤机运行距端头(尾)5米时，必须降低速度，由一名司机控制前滚筒调高按钮，另一名司机在端头架内观察指挥，当前滚筒伸入巷道半个滚筒时，停止牵引。2.3、装煤：采煤机割煤时，大部分煤靠滚筒旋转时在叶片作用下装入大溜，剩余的少量浮煤在推溜时靠铲煤板装入运输机运出。2.4、移架：工作面采用及时移架方式，即先移架后推溜。采煤机割煤后，紧跟后滚筒开始移

12、架，顶板不完整或片帮严重时，可采用超前移架及时打出防片帮等支护方式管理顶板。移架要求：2.4.1、移架工站在支架前、后立柱之间，准确操作手把，同时，注意支架动作部位的情况。2.4.2、移架时，采用带压移架，防止顶板下沉，尽量做到少降快移，以免出现支架歪斜，垛架现象。2.4.3、移架后及时升架，顶梁与顶板接触后，手把应再供液一段时间，确认达到初撑力后，再将手把打到“O”位。前梁上部不许出现空顶或点接触。2.4.4、移架后，支架成一条直线，其前后偏差不超过50mm，及时打出防片帮板，将手把打到“O”位。 2.4.5、移架后要保证溜的平直，随时加以调整以保证其正常运转。 2.4.6、最大控顶距为23

13、3013203406004590mm,最小控顶距为3990mm。2.5、推溜：移架后1520m，开始推前部溜，其程序为：操作推溜手把，输送机出现弯曲段，逐步使弯曲向前移动，从而将前溜推进煤墙。推溜要求：2.5.1、运输机弯曲段长度不得小于15m，每次操作推溜的架数必须相等，推溜后保持平、直、稳。 2.5.2、除弯曲段外，输送机推移步距必须达到600mm，推移时，各千斤应协调推溜，要求弯曲过渡平稳、自然，不得出现急弯现象。 2.5.3、必须是顺序推溜，采取从机头（尾）往机尾（头）的顺序顶溜。 2.5.4、严禁在大溜停机时推溜，以免卡死大溜。 2.5.5、顶过溜后，手把必须打回“O”位。2.6、放

14、煤：放煤采用单轮间隔均匀放煤，由两人操作同时进行，其中一人操作单数支架(5、7、9)放煤，另一人操作双数支架(6、8、10)。两人间隔24架距离。放煤要求：2.6.1、初次放煤在回采68m，即支架全部走出切眼后开始放煤，末次放煤在距停采线20m范围内停止放煤。2.6.2、放煤时要随时注意后溜的运转情况，必须在后溜正常运转时方可放煤。2.6.3、本工作面一般采用采放平行作业方式，即割煤移架后，就开始放煤作业；如外部运输能力小时，可采用采放交替作业方式。2.6.4、放煤工在放煤前，应先打开放煤喷雾。在放煤过程中，两眼紧盯放煤口，注意放煤量，以免放煤过多使运输机超载而损坏设备。2.6.5、顶煤放不下

15、来时，可反复打开和关闭窗口将放煤口处的炭块挤碎，把煤放下，或操作支架后立柱，小范围内反复升降几次，以破碎炭块便于放煤。2.6.6、放下大块矸石后，必须及时向后溜司机发停机信号，同时关闭放煤口，处理矸石后再开机。2.6.7、每架支架放煤以放净为原则，发现有矸石出现应及时关闭窗口，放完煤后必须及时操作手把拉回后溜，拉溜“要求”同推前溜。采煤机割完煤后顶过前溜，将工作面架前、架间、电缆槽内以及框架内的浮煤清理干净，为移架做好准备。顶煤放完后，要把后溜前的浮煤清理干净，为拉后溜做好准备。 2.6.8、放煤时，必须从端头向端尾放煤。 2.7、运煤方式：工作面煤流经前后溜进入转载机，然后经运输巷胶带运输机

16、，经采区皮带、主皮带进入主井煤仓。第四章 顶板控制管理及支架说明书第一节 工作面支架支护说明1、综采工作面矿压观测情况1.1 顶板来压：根据对其矿压观测，直接顶初次跨落步距为14.3m，老顶初次来压步距为22.3m，老顶周期来压为810m。1.2 支架阻力：液压支架初撑力为3768KN，支架最大工作阻力平均值为323.3吨/架，最大值为4800KN 。 1.3 活柱下缩及煤壁片帮：经测定，活柱下缩量为360mm，煤壁片帮深度为0.31.2m；周期来压时，煤壁片帮严重。1.4 压力分布：压力峰值区位于煤壁前方48米处，该区域两巷顶底板移近量达4050mm，超前压力影响区域在工作面前方017m范围

17、内。1.5 底板比压：经过底板比压测定，其数值较小，无支架陷入现象，对生产无明显影响。 2、支架参数说明及选型 101设计为全低位放顶煤综采工作面，设计采高3米，放顶步距0.6m。 2.1、液压支架选型 2.1.1 支架工作阻力确定 p=200+8L0 p支架支护强度， L0老顶初次来压步距，22.3m p=200+822.3=378.4KN/ m2 P=pS P支架工作阻力KN ， S支架支护面积 6.31m2 P=378.47.02=2656.368KN 2.1.2 支架高度确定 Hzmax =H+（0.10.3）=3+0.2=3.2m Hzmin = Hminhdhe Hzmax 支架最

18、大高度，m Hzmin 支架最小高度，m Hmin 最小采高，取2.5米 hd 预计的顶板下沉量 ，（0.040.05）H，取0.045H he 避免支架压死的撤出高度，0.050.1m ，取0.08m Hzmin =2.50.04530.08=2.285m 根据对矿压资料分析及支架选型计算，结合我矿地质条件综合评定，选定ZFS-4800/17/33型液压支架。该支架适合我矿的地质条件，该支架参数为P=4800KN， Hzmax=3.3m， Hzmin=1.7m，理论计算值均在所选定支架参数范围内。因此，101工作面采用ZF-4800/17/33（双输送机低位插板式放顶煤支架）进行支护，全部跨

19、落法管理顶板。表4-1 液压支架参数表支架高度3300/1700mm支架宽度1430mm支护宽度1430/1600mm支护面积6.31m2支护强度0.76MPa底坐面积2.69m2底板比压1.78MPa初撑力3768KN工作阻力4800KN泵站压力31.5MPa移架力340600KN推溜力253KN第二节 工作面顶板管理1 、支架管理1.1 移架时，要将支架底座前及架间的浮煤清理干净，以降低移架阻力。1.2 移架时要按操作规程进行，并注意周围行人及本人安全，操作完毕后，手把必须复“O”位。1.3 降架时，要前后立柱同时降，切不可只降前柱或只降后柱。2 、支架防滑防倒措施2.1 对于工作面局部坡

20、度较大处，部分支架可能出现滑倒现象，必须利用单体柱或摆架千斤及时摆架。2.2 利用单体柱摆架时，柱牙必须顶在被摆架前梁下方焊接装置处，柱尾放在下部相邻支架底座安全可靠处，柱牙柱尾必须垫木块或皮带并用绳皮拴牢单体柱，以防滑柱伤人。2.3 利用摆架千斤摆架时，将千斤两端拴上铁链，一端通过夹板固定于被摆架上部第四架的前立柱上，另一端拴于被摆架的前立柱上部或前梁下方连接耳上。2.4 落架及拉架时，摆架千斤或单体柱必须完全吃劲。人员通过高压枪管远距离操作。2.5 走架完毕后，应及时卸下摆架千斤和单体柱。卸柱或千斤时，不许把出液口正对人员。2.6 利用摆架千斤摆架时，应由上部向下部顺序摆架。2.7 移架时

21、，要调整支架位置，严防大溜及支架上窜下滑，把伪斜调好，保证工作面工程质量。2.9 支架工要维护好支架的液压系统及管路，不得有串液、漏液现象，各阀组要灵敏可靠。2.10 必要时，可采用擦顶移架法，可降前梁带压移架。2.11 支架的各卡、销必须齐全，保证正常使用。3 、顶板管理3.1 采煤机割煤后，要及时打出防片帮板。3.2 如发现工作面顶板破碎或片帮宽、漏顶时，要及时支护，面积较小时，及时超前移架进行管理；面积大时，超前走架后，在支架前梁上挑垂直于工作面的板皮、配合临时柱管理顶板，机组通过时提前在煤墙挖柱窝打替柱管理顶板。3.3 机组过后及时移架，缩小空顶距离，减少空顶时间。3.4 如工作面架间

22、间隙大，侧护板无法调整时，可用单体柱与板皮对空顶间隙进行维护，每根板皮下不少于二根柱。3.5 如顶板破碎，煤壁片帮严重，顶板管理困难时，经生产科同意可适当降低采高，但最低不少于2.8m。 3.6 随采高变化，及时调整加长段，保证立柱行程，以免过高导致失效定型或过低导致“死架”。3.7如煤墙片帮严重时，应在煤墙补打玻璃钢锚杆或预注马丽散加固煤墙。4、初采及初次放顶、收尾时，成立以矿领导为首的领导小组，主要成员有： 组 长： 张中勇 副组长：姬长有 徐洪涛 郑海龙 成 员： 刘绍文 许培德 翟泽敏 王新崎 张永水 王建刚 刘建国 连志刚 张彦兵第三节 上、下端头及安全出口顶板管理1、支护形式1.1

23、 机头支护：采用端头支架支护1.2 机尾空挡支护：采用排尾架配合单体柱十字铰接顶梁进行支护。十字铰接顶梁型号为800*1100，排距800，间距1100，液压支柱型号为DW-35。机尾老塘视现场情况打戗柱支护，防止来压时推棚。1.3 胶带顺槽超前支护胶带顺槽超前25米加强支护，架设一梁两柱单体柱型梁支护，型梁长度3.6米，液压支柱型号为DW-35，排距800。1.4 轨道顺槽顺槽超前支护轨道顺槽超前25米加强支护，架设十字铰接顶进行梁支护，排距800，间距1100，液压支柱型号为DW-35，排距800。1.5 在回采过程中，如遇巷道较宽处，型梁与巷道帮距超过500时，在空挡处平行顺槽架设单体柱

24、道木（大板、型梁）支护。2、端头支护设计 2.1 端头尾的矿压计算： 综采工作面端头（尾）可以近似看作为一侧是实煤体，一侧是液压支架组成的梯形巷道，根据普氏公式Pd=2ard。其中：Pd顶压，KN/m2 a巷道跨度之半，m，取2 m rd巷道顶板容量，KN/m3，其中泥岩为22.625.5， 取23 Pd=22 /223=46KN/m2 根据煤矿支护手册“回采工作面周围应力的重新分布的规律”介绍，超前支承应力峰值位置深入煤体内的距离约为210米，端头（尾）处不属于应力峰值位置，该处的矿压可以认为是46KN/m2。 考虑到工作面回采及放顶煤的影响，工作面两侧的煤体支承应力将会增加，应力峰值位置会

25、在侧向上深入煤体一定距离，端头（尾）恰好处于卸载区边界，尽管侧向上的矿压会与原有的矿压形成一定叠加，但叠加后的矿压不会超过原有矿压的两倍，即462=92KN/m2。 综上所述，工作面端头（尾）处的矿压可以看作是92KN/m2。 2.2 端头（尾）的支护密度计算： 2.2.1、确定支护密度常通过下式计算： n=Pd/Pt 式中，n-支护密度，根/m2 Pd-巷道顶压，KN/m2，取92 Pt-支柱实际承载能力，kN/根，取156.8 理论支护密度n=92/156.8=0.587根/m2 2.2.2、当端头尾液压支架顶梁到巷帮距离大于等于1.8米时，一梁三柱管理顶板，长3.2米，按0.8米计算，在

26、0.8米宽的区域内，有3根单体柱支撑，支护密度为： 3/（3.20.8）=1.117根/m2 设计支护密度均大于理论计算所需的支护密度。3、安全出口管理两巷压力大时，应提前在型梁架下或十字梁钢梁下打点柱加强支护。单体柱要编号管理。安全出口高度不得低于1.8米，宽度不少于0.7米，安全出口必须保持畅通，严禁堆放杂物。4、超前维护段单体柱支撑强度计算：4.1、根据煤矿支护手册中的“深部巷道矿压计算公式”计算两巷顶压。4.1.1 普氏公式Pd2ard其中：a巷道跨度之半，m，取2m； rd巷道顶板容重，kN/m3，其中泥岩为22.625.5，取23； Pd顶压，kN/m2。Pd222392kN/m2

27、4.1.2 我国修正的顶压公式：Pd2ardb，其中ba1/2f式中：b修正系数，无量纲； a1压力拱跨之半，约等于巷道跨度之半，m，取2m； f普氏硬度系数，煤巷取1.1。 Pd22232/（21.1）83.64kN/m2 顶压取较大值92kN/m24.2、我矿使用的DW-35型单体液压支柱主要技术特征如下：表4-2 单体液压柱技术特征项 目单 位DW-35额定工作阻力kN200额定工作液压MPa25.5最大高度mm3500最小高度mm2700工作行程mm800泵站压力MPa1520初撑力kN118157在实际运用中，确定支柱的承载能力要结合到支柱的额定工作阻力、新旧状况、保养情况等，以支柱

28、额定工作阻力乘某一百分数核定。本工作面支柱承载能力核定为：200kN80%160kN。4.3、确定支护密度，常通过下试计算：nPd/PT式中：n支护密度，根/m2； Pd巷道顶压，kN/m2，取92； PT支柱实际承载能力，kN/根，取156.8。n92/1600.575根/m2本工作面两巷锚网支护排间距为0.8米，作业规程设计为每排间均架设型梁架下或十字梁钢，即每间距0.8米均有两根单体柱支撑，所以设计支护密度为：n设计2/(0.83.8)0.657根/m2设计支护密度大于根据理论计算得出的支护密度。（附：工作面两巷超前支护平面示意图）第四节 特殊情况下的顶板管理周期来压及顶板破碎时的顶板管

29、理：1、割煤后及时带压擦顶移架，及时伸出防片帮板。2、移架时少降快移，支架升起后保证足够的初撑力。3、片帮严重地段，在保证采高的情况下，及时超前移架，严防架前冒顶。4、顶煤裂隙发育、压力大，易片帮、冒顶时，加快推进度，减少空顶距。5、严禁空顶作业，处理冒落区时，人员站在安全地点，并设专人监护，安全出口必须畅通。6、冒顶区、顶板破碎区尽可能减少支架反复升降次数。7、及时检修处理支架窜漏液，保证乳化液浓度和泵站压力，保证支架高度，严防支架压低放不出顶煤或被压死。8、对片帮、顶板破碎地段及时利用两面平和单体柱配合管理顶板。第五章 工作面矿压监测第一节 工作面矿压监测的内容和方法描述1、工作面矿压观测

30、方法及规定1.1、 观测目的掌握综采工作面上覆岩层的运动规律，回采空间围岩及支架的相互关系，采动引起支承力的分布，探索搞好综采工作面顶板管理的有效措施。1.2、 观测内容主要观测液压支架载荷、顶底板移近量、活柱下缩量、支架压入底板量及采场超前支承压力范围，运回两巷支架折损和顶底板移近量，工作面在采动影响下发生变形、冒落高度、煤壁片帮深度等进行了现场描述，从中获得一定的规律。1.3、测点布置及观测组织在工作面每架支架上均安装KBY-60型矿压数字压力仪，对支架的前后立柱及前梁油缸压力进行连续观测。1.4、矿压观测工作由生产科负责组织实施，工作面所用作业人员必须积极配合观测人员的工作，爱护观测设施

31、，接受生产科改进顶板管理和支护措施的指导和建议。第二节 两巷回采期间的矿压监测2、两巷采动影响范围观测方案2.1、观测目的 确定综采工作面两巷受采动影响的范围2.2、观测范围 两巷采动影响应力变化范围内均进行观测2.3、观测内容 支柱载荷量、活柱下缩量、两帮移近量2.4、测点布置 两巷在超前维护段以外，靠工作面一侧，每隔5m竖直打一根3.5m单体液压支柱，见图：50m20m5m5m5m5m5m5m20m213456随工作面推进，靠近工作面的测点顺序向外移动，测点数量不变，但测点编号相应变化，见图：工作面向外推进10m20m20m4567832.5、观测手段2.5.1支柱载荷量1）通过矿压观测仪

32、观测并记录； 2）支柱必须升紧，初始压力应不低于10 Mpa，并记录初始压力值； 3）每天安排专人进行观测，并按编号记录每根单体支柱的压力。2.5.2活柱下缩量 1）单体支柱升紧后，按编号记录下活柱伸出量的初始值；2）每天安排专人，使用卷尺对活柱下缩量进行观测； 3）单位精确到mm。2.5.3两帮移近量 1）每天对测点处的巷道两帮距离进行观测记录； 2）单位精确到mm。2.6、数据处理“三量”数据收集后，如果某测点支柱载荷量增大不超过1MPa、且活柱下缩量小于5mm、两帮移近量小于10mm，可以认为该处不受采动影响，并对该测点至工作面范围进行超前维护。第三节 回采工作面矿压监测管理要求及安全技

33、术措施1、每班移架作业完成后，支架必须升紧、升实，保证支架的初撑力，泵站压力必须达到规定要求。2、每班由质量验收员对支架的初撑力情况进行监测记录，并对两巷的顶板离层情况进行监测并记录。3、两巷超前维护段的液压支柱的阻力观测采用单体测力计进行监测。超前维护架设后由验收员对单体支柱的初撑力进行测量并记录，并对超前维护的单体柱工作阻力进行观测，发现异常及时汇报处理。4、队组技术员负责对收集的数据进行分析处理，并每周把数据报生产科矿压组。5、每旬由生产科不定期对工作面及两巷支护质量动态检查2次，对检查中存在的问题，队组负责及时整改。生产科矿压组每周要把矿压分析处理情况及时反馈到队组，并指导队组正确组织

34、安全生产。6、对工作面和两巷，整个生产期间都要进行矿压观测。对支护质量监测，整个生产期间都要进行监测。7、对生产过程中出现的矿压异常现象，队组要及时汇报到生产科，由生产科派专人负责处理。8、队组要负责对矿压监测设备、仪器的维护管理，严禁人为破坏，如属非人为损坏应及时和生产科联系更换。第六章 生产系统第一节 一通三防1、通风系统：进风流：主、副斜井井底车场轨道上山胶带顺槽联络巷101胶带顺槽101工作面 101尾巷 回风流：101工作面 回风上山总回风回风立井排出 101轨道顺槽（附：工作面通风系统图） 1.1、风量计算1.1.1、按瓦斯涌出量计算：Q采100Q瓦K/（1+1.5M），m3/mi

35、n式中：Q采工作面实际需要风量，m3/min Q瓦工作面瓦斯绝对涌出量，19.37m3/min K瓦斯涌出不均衡系数，取1.3 M瓦斯尾巷的风量与工作面风量之比，取M=0故Q采10019.371.3/(1+0)2518.1m3/min1.1.2、根据工作面人数计算（按每人每分钟需用4m3风量计算）Q采4N，m3/min式中：N工作面最多同时工作人数，取85Q采485340m3/min1.1.3、按工作面温度计算：Q采60VS，m3/min式中：V采煤工作面平均风速，按工作面温度为16，风速应为0.50.8m/S，取平均值0.65m/S S采煤工作面平均断面积，取3.5310.5m2故Q采600

36、.6510.5409.5m3/min风量应不小于1040m3/min。1.1.4、按采煤工作面允许风速验算：15*SQ采240*S式中：Q采工作面实际需要风量，m3/min 15工作面允许最低风速，m/min 240工作面允许最高风速，m/min S采煤工作面平均断面积，取10.5m2经计算工作面风速为：V=99.05m/min,符合工作面风速要求。根据以上计算确定，101综放面供风量确定为不低于2518.1m3/min。1.1.5、各班跟班队干、班组长必须加强工作面通风设施的管理，严禁同时打开两道风门或者长时间打开一道风门不关。一旦发现通风设施损坏，应及时通知通风科安排有关人员进行处理。1.

37、1.6、 通风设施前、后5米范围内不许堆放材料、设备等，车场卡轨器前加设道木。1.1.7、通风科应按规定要求安排人员对101工作面风量进行监测，发现风量不足或有瓦斯超限现象，必须停止生产，及时调整风量，以确保通风安全。2、瓦斯管理2.1 通风科必须安排专职瓦斯员对101上隅角、进风流、回风流、机尾、工作面等地点认真巡回检查。每班检查、汇报不得少于三次。2.2 为随时掌握工作面瓦斯涌出情况，跟班队干、班长、流动电钳工、端尾工、下风侧采煤机司机、安全员、回风流中的绞车司机都必须携带便携式瓦斯报警仪，负责所经地点和作业场所的瓦斯检查工作，端尾工带的瓦斯报警仪必须挂在上隅角。2.3 工作面(含上隅角)

38、风流中瓦斯浓度等于或大于0.6%时应发出预警信号，停止工作；等于或大于1.2%时，必须停止作业，撤出人员，切断电源，报调度处理。2.4 工作面回风巷风流中瓦斯浓度等于或大于0.6%时应发出预警信号，停止工作；风流中瓦斯达到0.8%或CO2浓度达到1.2%时，必须停止工作，撤出人员，汇报调度处理。2.5 工作面风流中的CO2浓度达到1.2%时，必须停止作业，撤出人员，查明原因，制订措施，报矿总工批准，处理后方可恢复生产。2.6 电器设备附近20米以内风流瓦斯浓度等于或大于0.6%时应发出预警信号，停止工作；风流中瓦斯达到1.2%时，必须停止运转，撤出人员，切断电源进行处理。2.7工作面以内体积大

39、于0.5m3的局部空间积聚瓦斯浓度达到1.6%时，附近20米内必须停止工作，撤出人员，切断电源进行处理。2.8 由机电队长负责，认真组织机电工对工作面所有机电设备进行检查，精心维护，确保台台设备达到完好标准，严禁出现失爆现象。2.9 工作面每班开工前跟班队干、班组长、安全员、瓦检员对工作面通风、瓦斯及“一通三防”等安全设施进行检查，确认无隐患后分别在开工牌上签字开工；如存在隐患，必须整改完毕合格后方可签字开工；工作面未经瓦斯检查，不得生产。2.10 瓦斯员每班至少检查汇报三次，做到牌板、记录、台帐三对口，严禁虚报、假报瓦斯数据。遇有特殊情况，必须随时检查汇报。检查同时必须对探头的数据进行记录，

40、并与光学瓦检仪读数比较，当两者误差大于允许误差时，要以数据大的为依据，采取安全措施并及时汇报通风调度，由通风科制度措施安排人员在8小时内处理正常。 2.11 采煤工作面机尾要及时按规定回柱，如顶板不易跨落造成悬顶面积超标，必须制定专项措施进行强制放顶。在回柱和放顶作业时，必须由专职瓦斯检查人员及安监人员在现场监督检查，以防高浓度瓦斯涌出。3、瓦斯监测监控系统管理3.1瓦斯监测监控仪表布置方式 在轨道顺槽距切眼煤墙小于10米处安设一台GJC4型低浓度甲烷传感器（T1）,在距轨道顺槽车场口往里1015m处安设一台GJC4型低浓度甲烷传感器（T2），在工作面上隅角安设一台GJC4型低浓度甲烷传感器（

41、T0），在轨道顺槽中部安设一台GJC4型低浓度甲烷传感器（T5）；在尾巷距尾巷口10-15米处安设一台GJC4型低浓度甲烷传感器（T4），在回风下山距尾巷口（西）10-15米处安设一台GJC4型低浓度甲烷传感器（T7）。机组上安设一台GJC4型机载式甲烷断电仪。名称 报警浓度 断电浓度 复电浓度 断 电 范 围T0 0.8% 1.2% 0.8% 工作面及回风巷中全部非本质安全型电气设备T1 0.8% 1.2% 0.8% 工作面及回风巷中全部非本质安全型电气设备T2 0.8% 0.8% 0.8% 工作面及回风巷中全部非本质安全型电气设备T4 2.5% 2.5% 2.5% 工作面及回风巷中全部非本质安全型电气设备T5 0.8% 1.2% 0.8% 工作面及回风巷中全部非本质安全型电气设备T7 0.7% 0.7% 0.7% 工作面及回风巷中全部非本质安全型电气设备3.2 瓦斯监测监控管理制度3.2.1 瓦斯监测监控设施，必须按标准设置，严格按长治市煤矿质量标准化标准要求进行管理。3.2.2 101工作面巡检瓦斯员每班应对轨顺、尾巷瓦斯探头检查三次，对探头数据进行记录。发现仪器损坏或误差超标时，先以数据大的为依据，采取安全措施并及时汇报监测监控值班人员，由监测监控安排人