8212面作业规程.doc

同煤集团晋华宫矿 ９＃层402盘区8212工作面作业规程 第一章 概 况 第一节 工作面位置及井上下关系 工作面位置及井上下关系见表一。 表一 工作面位置及井上下关系表 水平名称 810水平 采区名称 402盘区 地面标高/m 1190.0/1246.5 井下标高/m 874/970 地面相对位置 栗庄、兴旺庄加油站、校尉屯砖厂、中东部五九公路穿过工作面 回采对地面设施的影响 对上覆五九公路有影响 井下位置及 与四邻关系 北部为8212工作面已采空，南部未开采， 西部为盘区巷道，东部到设计切眼。 走向长度/m 1174 倾斜长度/m 165 面积/m2 193710 第二节 煤 层 煤层赋存情况见表二。 表二 煤层赋存情况表 煤层厚度/m 1.35-1.38/1.36 煤层结构 1.36 变异系数（） 13.9 开采煤层 9层 煤 种 RN32 稳 定 程 度 稳定 可采指数 1 煤层倾角/（） 414/10 煤层情况描述 9煤层底板在工作面是南高北低的形态，工作面平均倾角在4-14之间，一般在10左右，但由于煤层底板起伏不平、局部倾角可达14。在切眼倾角达15。工作面实际长度东部大，西部小，煤层结构单一，煤层中含黄铁矿结核，对采煤有一定影响。 煤质情况 M A V Q FC S Y 工业牌号 10.37 31.04 31 2.0 RN32 含硫主要来自黄铁矿结核 第三节 煤层顶底板 工作面顶底板岩性，工作面直接顶为粉细砂岩，厚度为15.6m，灰褐色粉砂岩。伪顶为沙质泥岩，厚度为0.55m，灰褐色泥岩。直接底为沙质页岩，厚度为1.5m。具体工作面煤层顶底板情况详见表三 表三工作面煤层顶底板情况表 顶底板名称 岩石名称 厚度/m 岩性特征 直接顶 粗、细砂岩 17.16 上部、下部为砂质泥岩，层里发育 伪顶 泥岩 0.34 灰褐色泥岩，水平层里 直接底 附图1煤层综合柱状图。 第四节 地质构造 巷口到切眼高差将近100米，而且呈南高北低的趋势，在采煤采上山，加强顶板支护及支架防倒防滑装置，安全生产。 头尾两巷共发育三条正断层，提前做好过断层准备工作，对采煤有一定影响。 头、尾两巷揭露门帘石，对采煤有一定影响。 在煤层中含黄铁矿结核、硬度大，对采煤有一定影响。 表四工作面断层情况表 断层名称 走向/ （） 倾向/ （） 倾角/ （） 性质 落差/m 对回采的影响 F1 335 235 75 正断层 0.2 有影响 F2 80 170 75 正断层 0.4 有一定影响 F3 30 120 75 正断层 0.4 有一定影响 附图2工作面运输巷、轨道巷、采面切眼素描图。 第五节 水文地质 一、含水层分析 水文 地质 情况 及防 治水 措施 上覆7层已采空，推测有零星积水，水文地址条件较简单。因本工作面巷口到切眼高差将近100米，而且采上山，在开采时，两巷必须配备4寸排水管路各一趟，大功率水泵，做到安全合理科学的开采，做好排水工作。 最大涌水量 0.3M3/min 正常涌水量 0.15M3/min 二、其他水源分析 无。 第六节 影响回采的其他因素 一、影响回采的其他地质情况（表5） 表五 影响回采的其他地质情况表 瓦 斯 高瓦斯盘区。 CO2 无 煤 尘 煤尘具有爆炸性 煤的自燃 煤的自然发火期为6-12个月 地 温 无 地 热 无 普氏硬度 （f） 煤 层 类 矸 直 接 顶 直 接 底 3 3 4 4 小窑破坏区 无 储 量 计 算 块 段 号 走向长 （m） 倾斜长 （m） 面积 （m2） 煤厚 （m） 容量 （t/ m2） 工业储量 （t） 回采率 （） 可采储量 （t） 8212 1174 165 198710 1.36 1.31 345113 95 327858 第七节 储量及服务年限 一、储量 工作面的工业储量345113吨 工作面的可采储量327858吨（采出率为95） 二、服务年限 工作面的设计日生产能力A2350吨 （正常情况下） 工作面的可采期327858/2350140天 第二章 采煤方法 第一节 巷道布置 该工作面采用双巷布置，即5212巷为机轨合一巷和2112轨道回风巷，顺槽走向长度1174m，可采走向长度1124m，工作面倾斜长度165m，停采位置至盘区回风巷30m，两巷均采用沿底挑顶方式掘进，盘区巷道煤柱宽均为20m，其切眼位置、推进方向及停采线位置详见图3。 附图3工作面位置及巷道布置图。 第二节 采煤工艺 1、采煤方法的选择 为了对各煤层选择适当的采煤方法，必须详细研究煤层的赋存条件和地质特征，以及生产矿井实际使用经验，根据该矿井的煤层特征和地质条件和该煤层的赋存较为稳定。煤层倾角变化较大，平均10，煤厚平均1.36m，属薄煤层；又知该煤层对应的地表为山地，综合以上因素和周围邻近矿井的实际使用经验，最终采用倾斜长壁后退式采煤方法，见顶见底开采，开采煤层厚度达不到1.3m时，采煤机截割顶板通过。 2、工作面主要参数的确定 （1） 采高根据工作面煤层的赋存情况及设备的性能，确定采高为1.121.6m。 （2）循环进度根据采煤机的滚筒截深知循环进度为0.8m。 （3）工作面长度根据设计确定工作面长度为165m。 3、采煤工艺 （1）落煤与装煤工作面的落煤与装煤则用一台MG2100/456-WD型双滚筒采煤机来完成。 采煤机的工作方式当坡度较小时采用双向割煤的方式。即运行中前滚筒在上沿顶板割煤，后滚筒在下沿底板割底煤并装煤，工作面往返一次进两刀，移溜时，采煤机将割剩下的浮煤装入溜内，溜子外面的浮煤由人工清理，割煤前做好准备工作，给变频器及采煤机注水，并空载试运行35分钟，如发现问题及时处理，严禁带病作业，割煤过程中，司机一定要掌握好滚筒的升降位置，割顶的要将顶煤割净，割底时要将底板割平，不得丢底，不得留有台阶伞檐，煤壁要割成一条直线。 当坡度较大时，采用单向割煤的方式、即采煤机由尾巷向头巷割煤，然后由头巷返空刀到达尾巷，首先运行中的采煤机前滚筒上沿顶板割煤，后滚筒在下沿底板割底煤并装煤，到达尾巷，然后由头巷返空刀到达尾巷，工作面往返一次进一刀，为了避免溜头下串，移架方式可采用分组移架，支架沿采煤机的牵引方向依次分组前移，特别在坡度时，应把分组支架在此部位前移，或使用工作面变成斜工作面，使头超前尾一定的距离，经过验算大约在1020m范围内。 （2）进刀方式采用端部斜切进刀。当采煤机到尾，左滚筒进入顺槽后，然后降左滚筒升右滚筒，把采煤机右部的溜子移到煤壁，采煤机沿溜子方向载割进入煤壁。割过30 m时，将采煤机左边的溜子推向煤壁，使溜子成一条直线，然后右滚筒在下，左滚筒在上向溜尾方向割三角煤。割到尾后，再左滚筒在下，右滚筒在上向溜头方向割煤。采煤机割到溜头后，进刀方式与溜尾相同。 附图4采煤机进刀方式示意图。 （3）移架方式采用单架依次顺序式，支架沿煤机牵引方向依次前移，移动步距等于截深。 （4）工作面工序配合方式采用及时支护方式，即在正常情况下，采煤机割煤过后应立即移架，及时支护新暴露的顶板。移架时为防止运输机回拉，可将邻架推移千斤顶的操作阀手分别打倒推溜位置。移架时顶梁不宜下降过多，立柱下降量小时，可不操作平衡千斤顶，一般移架和降柱可同时进行，这样既有利于顶板控制有可提高移架速度，支架移过后应尽量保持一直线，顶板较为破碎时，支架初撑后，一般操作平衡千斤顶推出，使顶梁前端上翘，并增加顶梁前端的支护力。以减缓新暴露顶板的下沉和破碎。当顶板坚硬时，操纵平衡千斤顶回柱，使支架顶梁后端上抬，以增加支架后端的支护力和切顶力。 移过的支架升好后要严密接顶，必须达到所要求的初撑力，移架完毕后，操作手把必须打回零位，支架采用邻架手动先导操作方法顺序移架，移过的支架其端面距应保持在小于340mm，如果移架速度跟不上采煤机时，必须停机移架，决不允许空顶作业。 移端头支架注意事项 ① 端头支架采用本架手动操作方法。 ② 移架前或行人经过端头伞檐前，首先要检查伞檐处有无零皮，活石等不安全隐患，若有时处理后再移架后通过。移架时端头伞檐处严禁任何人行走或停留，同时支架工更要注意。防止伞檐处有矸石冒落伤人。 ③ 移架前，将支架座箱前的浮煤矸清理干净，移架时将邻架的操作手把打到推溜位置，防止过大时不能硬移，查明原因进行处理。 5 推移运输机，前移转载机和缩皮带运输机。 推移工作面运输机采用顺序移溜的方式移溜。当采煤机割煤后推移运输机要在采煤机后滚筒不小于15m处进行，移溜过程必须平衡，溜子的弯曲段必须大于15m，严禁出现陡弯。移后的溜子要成一直线，其铲煤板尖端距煤壁155mm，每次推移必须推移一个步距，如机道有台阶，矸石等障碍物推不动溜子，应进行返空刀或人工清理，推移工作应就在运输机运行中进行，但停机后，可以推移头尾机。 拉转载机 ①、移转载机前，应检查机头处巷道两帮及顶板情况，还要注意电机接线嘴和电缆距煤壁或泵站列车的距离，若有擦顶擦帮现象，必须提前处理，禁止硬移。 ②、移转载机前必须清理推移装置及转载机周围的浮煤杂物，整理好电缆、液管，以防挤破。 ③、移转载机应在皮带尾两侧支设戗杠，用两根伸缩油缸在两侧同时拉，拉力要平衡，避免移偏，移动时，转载机两侧禁止行人停留或作业，防止挤伤人员。 ④、移转载机要注意转载机机头与皮带尾的搭接情况，机头要搭在皮带尾的承载机段上，同时注意转载机尾防止拉过。 ⑤、所有的戗杠要求支稳支平，并且穿铁靴，移转载机时，应先停机后拉。 ⑥、油缸、液管和密封圈，U型销要上齐上牢，拆接液管时，人员应避开液管的喷射方向，以防高质液射出伤人。 ⑦、用木柱做戗杠时，其小头直径不小于18cm，且粗细均匀，无腐烂现象。 缩皮带 当转载机前移与皮带尾逐渐重叠达到缩皮带位置后，则应及时缩皮带、拆去中间架缩回机尾，将多余的皮带储存在储带装置中，再将皮带拉紧可试动转皮带。紧皮带时，皮带头尾必须在联系可靠时方可进行。缩皮带时，应先检查转载机头与皮带尾处的巷道高度清理上下帮及皮带架间的浮煤杂物，以保证通过所需的空间。检查移机尾装置的完好情况，保证绞车按钮灵活可靠，戗压杠齐全牢靠。移转载机跑道架时，应慢速移动，阻力过大时不准硬拉，应查明原因进行处理，移动时绳道（油缸）上下帮及绳头（锚链）固定处不得行人或停留，移后的皮带运输机身保持平直，并与转载机搭接良好。伸缩时应正确使用皮带张紧绞车，使皮带具有足够的张紧力。皮带打卡时，要使用方尺，卡子要打齐压牢，皮带伸缩完毕要试运转，如有跑偏，刷边等不正常现象时要及时处理。 4、工作面正规循环生产能力 WLShrc1650.81.401.3197t234.8t 式中 W工作面正规生产能力，t； L工作面长度，165m； S工作面循环进尺，0.8m； h工作面采高，1.40m； r煤的容重，1.31t/ m3; c采出率97。 第三节 设备配置 表六工作面机电设备配备表 序号 设备名称 型号及规格 功率 单位 数量 备注 1 采煤机 MG200/456-WD 456KW 台 1 2 支架 ZYB4400/8.5/18 架 111 3 端头支架 ZZS5300/14/28 架 2 4 工作面运输机 SGZ764/400 2200KW 台 1 5 转载机 SZB764/132 132KW 台 1 6 皮带 DSP1080/1000 125KW 部 2 7 乳化液泵 WRB200/315 125KW 台 2 8 乳化液箱 RX200/16 1600升 台 1 9 排水泵 3D-86 15KW 台 5 10 回柱车 JH4-14 17KW 台 3 11 调度绞车 JD-25 25KW 台 6 12 移变 KBZ-630/16 630KVA 台 1 13 变频移变 100KVA 台 1 14 移变 BXB-800 800KVA 台 1 15 变频器 KXJT-110CZ 台 1 16 低压馈电开关 DW80/350 台 2 17 低压馈电开关 DW80/200 台 1 18 真空开关 DQZBH-300/1140 台 4 19 组合开关 台 1 20 开关 QC83-80 台 14 21 开关 QC83-80N 台 2 22 照明综保 BBZ-41X 台 2 23 照明综保 BBM-4 台 1 附图5工作面设备布置示意图 第三章 顶板管理 第一节 支护设计 一、液压支架支护强度验算 1、经验计算支护强度 P9.81hγk 其中P工作面合理的支护强度，KN/m2 h平均采高，1.36m γ顶板岩石容重，2.5吨/米3 k工作面支架应该支护的上覆岩层厚度与采高之比，一般为48，应根据具体情况合理选取。开采煤层较薄、顶板条件好、周期来压不明显时，应选用低倍数；反之，应采用高倍数。 则P9.811.362.58266KN/m2 2、参考同煤层的矿压观测资料（表七），最大平均支护强度450 KN/m2。 3、选择工作面支护强度 266 KN/m2＜450 KN/m2，因此工作面支护强度应大于266 KN/m2 4、支护设备选择 8212工作面选用ZYB4400/8.5/18型支架，ZZS5300/1.4/2.8型支架作为端头支架使用，头尾各一架，从运输巷到轨道巷依次编号为1113。根据工作面条件与支架适应条件对照表（表八）可以看出，选用ZYB4400/8.5/18型支架和ZZS5300/1.4/2.8型支架，在满足顶板控制支护强度需要的同时，也能满足底板比压值要求。 二、乳化液泵站 1、泵站选型、数量 乳化液泵站型号为MRB200/31.5，数量为2台；乳化液箱一台即两泵一箱，输液管路选用Φ25高压胶管，耐压40MPa以上。 主要技术参数如下 乳化泵型号MRB200/31.5 公称流量 200L/Min 公称压力 31.5 电机功率 125KW 2、泵站设置位置 泵站安设在轨道巷，距工作面80米左右。 3、泵站使用规定 1、卸载阀整定值为31.5MPa，严禁随意调整安全阀的整定值。 2、使用乳化液自动配比仪装置，乳化液浓度在3％5％之间，并经常用折射仪检查配比浓度。 3、要加强泵站设备、管路的维修和保养，保持液压系统完好，杜绝跑、冒、滴、漏、串液现象。 表七 同煤层的矿压观测选择或预计本工作面矿压参数参考表 序号 项目 单位 同煤层实测 本面选取 1 顶底板条件 直接顶厚度 m 1.54 15.6 基本顶厚度 m 13.46 7.2 直接底厚度 m 未测 1.5 2 直接顶初步垮落步距 m 64 5060 3 初次来压 来压步距 m 25 62 最大平均支护强度 KN/m2 487 500 最大平均底板移近量 mm 100 150 来压显现程度 较强烈 强烈 4 周期来压 来压步距 m 20 20 最大平均支护强度 KN/m2 617 650 最大平均底板移近量 mm 200 200 来压显现程度 强烈 强烈 5 平时 最大平均支护强度 KN/m2 450 450 最大平均底板移近量 mm 200 200 6 直接顶悬挂情况 m 25 62 7 底板允许比压 Mpa 未测 未测 8 直接顶类型 类 Ⅰ Ⅰ 9 直接顶级别 级 Ⅰ Ⅰ 10 巷道超前影响范围 m 20 20 表八 工作面条件与支架适应条件对照表 项目 工作面条件 支架适应条件 采高 1.25m 1.01.6m 倾角 414/8 ≤15 煤厚 1.12-1.6/1.36m 0.851.8m 煤硬度 3 4 底板比压 1.05MPa 2.04MPa 支护强度 276 KN/m2 715 KN/m2 顶板种类 一级一类 未知 第二节 工作面顶板控制 1、根据工作面顶板岩性及顶板压力估算，工作面支护选用111架，ZYB4400/8.5/18型两柱掩护式液压支架，头尾端头共2架ZZS5300/14/28型支撑掩护式支架。采用及时支护方式，以人工强制放顶和自然垮落法相结合的方法处理采空区。支架的中心距为1.5m，移架步距0.8m，最大控顶距为4.9m，最小控顶距为4.1m，端面距为400mm。 2、液压支架主要技术特征 A、ZYB4400/85/18型液压支架 支 架型 式 两柱掩护立即支护式。 支 架高 度 8501800mm 支架中心距 1500mm 适 应倾 角 ≤15 初 撑 力 3860KN（P31.4MPa） 工 作阻 力 4400KN（P35.7MPa） 支 护强 度 0.766MpaH1800mm 切 顶 力 3343.7 KN 梁顶支护力 1280 KN 支架运输尺寸 447015001800mm（最高） 46901500850mm（最低） 支架重量 9.22吨 B、ZZS5300/14/28液压支架 支架高度 14002800mm 支护宽度 1500mm 初撑力 4515 KN 工作阻力 5300 KN 支架重量 15.80吨 3、液压支架的布置形式 本工作面共布置113架支架，其中头、尾端头各布置1架ZZS5300/14/28支架，工作面布置111架ZYB4400/8.5/18型支架，详细情况见工作面支架布置图以及最大、最小控顶距。 4、人工强制放顶 根据工作面实际情况放顶采用预打放顶孔到位时拉炮放顶的方法进行放顶。 （1）初次放顶 在工作面上下顺槽巷距切眼25m，布置初次放顶孔，初次放顶孔在头尾顺槽各布置一组扇形孔，分两层布置，在机轨合一巷布置第一组孔，上层孔为1.2，下层孔为1＇、2＇共计4孔，字工作面轨道巷布置第二组孔，上层孔为1.2，下层孔为1＇、2＇，其上层孔的孔底距孔顶垂高8.6m，下层孔的孔顶距孔底垂高10.2m。当工作面采到至距边切眼25m处，所有人员要密切注意采空区顶板的塌落情况，如果工作面推进到炮孔超出支架后掩护梁0.5m1.0m时，则停产进行初次放顶。如果中部顶板达不到冒落高度的规定要求，应在架间站孔放炮，使古塘悬板全部放下，具体由施工措施由放顶队负责。 （2）步距放顶 根据设计，工作面在初次放顶之后，头尾顺槽每隔30m布置第一组放顶孔，共2组，其布置形式为扇形，从距开切眼85m处开始，根据工作面顶板实际情况，由放顶队制定专项放顶措施。 （3）放顶钻具 放顶钻机选用TXU75型液压钻机。当工作面采至放顶孔附近时，所有的工人要密切注意采空区顶板塌落情况，并向队、矿汇报联系放顶队进行放顶。 放顶拉炮注意事项 ① 放顶孔装药应在工作面20m前完成。 ② 装药与放炮前必须切断工作面以及电气列车处的所有电源。 ③ 装药与放炮前必须对工作面瓦斯浓度进行检查，严格执行“一炮三检”制和“三人连锁放炮”制。 ④ 装药前，必须对其工作地点进行安全检查，发现有片帮和顶板离层要用长柄工具处理，必要时可根据实际情况进行临时支护。 ⑤ 装药后，雷管脚线和导爆索必须填至炮孔内0.5m以上，并用木棒临时固定，以防脚线处露。 ⑥ 放炮母线要用绝缘良好的双线，并且要悬空吊挂。 ⑦ 拉炮前，必须在能进入工作面的各通道口由放顶人员负责警戒工作。 ⑧ 拉炮时，炮孔的孔口距支架切顶线必须大于1.0m。 ⑨ 拉炮距离不大于300m的躲避硐室处，且要拐弯，拉回风巷的炮时，人员要在皮带顺槽内。 ⑩ 放顶不得与其它作业平行作业，放顶时，除放顶人员外，其余人员全部撤至盘区进风巷，在工作面所有作业停止后，放顶队方可进行联拉炮工作。 ⑾ 放顶前，工作面所有支架必须在一直线上，接顶良好，达到规定的初撑力。其它各种保护必须齐全完整有效。 ⑿ 在工作面或两顺槽需进行联拉放炮工作时，所有工作必须以放顶工作队工作优先。 附图6人工强制放顶示意图 5、过煤柱措施 本工作面上覆煤层7层已采空，上层开采时工作面与本工作面垂直布置，留有煤柱，为此采取如下过煤柱措施 （1）在过煤柱前要将工作面调斜,以保证过煤柱时工作面煤壁与煤柱斜交。 （2）加强定检，保证过煤柱期间工作面保持快速推进，顺利通过煤柱。 （3）发现顶板压力增大时，要超前移架提高支架梁端支护力，同时加强超前支护。 6、周期来压，地质构造的处理方法 （1）周期来压，掌握周期来压预兆，如煤壁片帮增多，支架安全阀卸载，超前支护压力增大，煤壁处顶板断裂下沉等。发现后立即采取措施，支架一定要升紧接顶，并达到足够的初撑力，必要时可采取超前擦顶移架，超前支护增至30米。 （2）过地质构造的技术措施 1、过断层的技术措施 工作面地质构造简单，无大的地质构造，只是在2212巷30通尺点至5212巷50通尺点处发育一条断层。顶板为细砂岩和粉砂岩，基本上把采煤机的牵引速度调慢，慢慢割顶煤还是能够通行的。若遇到大断层时，具体过断层的处理措施如下 A、过断层期间，工作面采高必须达到1.25m以上。不够高处采取机组滚筒截割方式，割不动时打眼放震动炮处理。 B、过断层期间，要超前擦顶移架，及时维护机道上方空顶破碎区域。 C、过断层期间，采取超前擦顶移架的措施，减少机道空顶，维护破碎区域。 D、过断层期间，支架必须要升紧，接顶要严实。 E、过断层期间，出现漏顶，要及时进行刹顶。 F、过断层时，工作面要保持和断层斜交。 2、过薄区的特殊回采技术措施 当工作面推过到变薄区时，首先考虑能否用采煤机进行割顶通过，采用措施是减少滚筒的截深和减少采煤机牵引速度，如果仍然不能通过，就考虑通过小搬家，具体搬家技术措施到时由施工单位作详细的论述。 3、过夹石透镜体的技术措施 当工作面推到夹石透镜体区域时，首先考虑能否用采煤机进行切割通过，根据其硬度采用措施是减少滚筒的截深和减少采煤机牵引速度，如果仍然不能通过，就考虑放震动炮然后通过，具体放炮的技术措施由施工单位作详细的论述。 4、过陷落柱的技术措施 当工作面推到陷落柱区域时，首先考虑能否用采煤机进行切割通过，根据其硬度采用措施是减少滚筒的截深和减少采煤机牵引速度，如果仍然不能通过，就考虑放震动炮然后通过，具体放炮的技术措施由施工单位作详细的论述。 第三节 运输巷、回风巷及端头顶板控制 端头支护支架距煤柱壁1.0m时支设，大于1.0m小于等于1.5m时支设一排；大于1.5m小于等于2.5m时支设两排；大于2.5m时支设三排。柱距不得大于1.5m。在切顶线处支设两根关门柱。各单体均配0.8m长的工字钢柱帽。 超前支护顺槽机轨合一巷的超前支护，均采用带0.8m长的11工字钢柱帽的单体液压支柱支护。顶板完好情况下，机轨合一巷在工作面侧距巷中线1.2m处支设带帽点柱一排，柱距1.5m，支护长度20m；在另一侧距巷中线1.5m处支设规格相同的带帽点柱一排，支护长度20m，两排平行布置；回风巷在工作面侧距巷中线0.9m处支设带帽点柱一排，柱距1.5m，支护长度30m，在另一侧距巷中线0.9m处支设规格相同的带帽点柱一排，支护长度30m，两排呈平行布置。顶板如果较破碎，要求两巷所有的超前支护保证达到50米。 第四节 矿压观测 一、矿压观测内容 8212工作面的矿压观测内容主要有支架阻力观测、两巷超前支护范围内单体液压支柱阻力观测，以及支护质量动态检测。根据观测结果对工作面顶板活动规律、来压特征，工作面支架受力特点，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，并进一步了解没、岩体力学参数等基础数据。 二、矿压观测方法 1、工作面的矿压观测 A、沿工作面设置三个测区，其中中部测区设三条测线，头尾测区各设一条测线，每条测线布置一块圆盘压力表，接在支架立柱上，矿压表分别布置在11、57、59、61、101架上，要求其自动仪表的初撑力值不得低于规定值的80，矿压组每天将观测的数据经处理后填矿压报表，报送有关单位及生产队组，以便采取相应的预防措施。 B、.其余支架上都安设一块双针压力表，要求其自动仪表的初撑力值不得低于规定值的80，矿压组每天将观测的数据经处理后填矿压报表，报送有关单位及生产队组，以便采取相应的预防措施。 2、巷道的矿压观测 两巷的单体液压支柱的阻力观测采用单体测力计进行监测，每个生产班打完超前维护后由验收员对单体的初撑力进行测量并记录。 三、支护质量监测 1、每月由技术科矿压组不定期对工作面和两巷支护质量动态检查不少于3次，对检查中存在的问题，由区队负责立即整改。 2、监测内容要包括支架初撑力、煤壁片帮情况、端面距、采高及端面冒落情况、两巷单体支柱初撑力、超前支护质量等。 四、矿压观测时间 1、对工作面，整个生产期间都要进行矿压观测。 2、对巷道，整个生产期间都要进行矿压观测。 3、支护质量监测，整个生产期间都要进行矿压观测。 第四章 生产系统 第一节 运 输 1、运煤系统 8212工作面→皮带顺槽2212巷→402盘区辅助皮带→溜煤眼→402皮带→大井主井煤仓→主井皮带→地面 8212工作面→皮带顺槽2212巷→402盘区刮板输送机→402盘区皮带→12层漏煤眼→南山主井皮带→地面 2、运料系统 南山副立井→9层车场→402盘区轨道巷→5212巷→工作面。 附图7生产系统示意图。 第二节 一通三防与安全监控 1、 通风系统 ⑴ 风量计算根据煤矿安全规程中的要求，及同煤集团一通三防管理规定，制定配风量。 A、按CH4（CO2）涌出量计算 Q采100q瓦采K采（m3/min） 式中q瓦采平均瓦斯绝对涌出量1.68 m3/min K采瓦斯涌出不均衡系数，取2.5 则Q采1001.682.5420m3/min B、按气温、风速等劳动气象条件计算； Q200KtKhKlKm（m3/min） 式中200基本风量（m3/min） Kt温度条数 取1.1 Kh采高系数 取1.0 Kl采面长度系数 取1.3 Km采煤方法条数 取2.2 则Q2001.11.01.32.2630（m3/min） C、按人数计算 Q4N、 式中4单位供风标准，即每人4 m3/min规定风量 N工作面同时工作的最多人数，取80 则 Q480320m3/min D、从以上中计算中选取最大值按风速进行验算 15S大≤Q采≤240S小 式中15巷道允许最低风速m/min Q最大工作面供风量630m3/min S大采煤工作面最大控顶断面积m2 3.721.2 1.4－0.35.4m2 240巷道允许最高风速m/min S小采煤工作面最小控顶断面积m/min 3.720.41.4－0.34.5 m2 则按最低风速验算，工作面的最小风量Q≥15S154.9574.25 m3/min按最高风速验算，工作面的最小风量Q≤240S2404.951188 m3/min。 即74.25≤Q最大≤1188符合验算标准 根据以上计算，8212工作面所需风量最大值为630m3/min 综上所述计算,确定工作面供风量为630 m3/min。在采煤过程中，如果现行风量不能满足要求（回风巷中瓦斯含量超过0.5），通风区可根据实际情况加大配风。 （2）通风路线 南山副井→9层车场→402盘区轨道巷→2212机轨合一巷→工作面→5212巷 →402盘区回风巷→9层回风巷→马营沟风井→地面 附图8通风系统示意图。 2、 综合防尘系统 （1）防尘管路系统 从402盘区轨道巷供给，在工作面机轨合一巷布置一趟φ2″洒水管，用于放顶、转载机头、采煤机、溜头洒水防尘。在工作面轨道回风巷布置一趟φ2″洒水管用于放顶洒水防尘。 （2）煤层注水技术措施 （一）、煤层特质及地质情况 8212工作面位于南山井9层402盘区，该盘区煤层赋存稳定，结构简单，煤层平均厚度1.36米，煤层倾角平均为8，属弱粘煤，容重为1.31t/m3，地质构造简单，水文地条件较简单，最大涌水量为0.3m3/min，正常涌水量为0.15 m3/min，低洼处可能有积水，煤层本身含水份较高，煤层原始含水份为5.06，该工作面煤层具有爆炸性，其煤层云最低爆炸下限浓度为30g/m3，自燃发火期为612个月。 （二）、煤层注水 8212工作面走向长度1174米，倾斜长度165米，根据工作面产量高、风量大，以煤矿安全规程第154条的规定，对该工作面进行超前煤体注水，使煤体得到预先湿润，降低煤体产生煤尘的能力 通过对该工作面煤层的透水性、孔隙率、煤尘爆炸指数因素的分析，又鉴于钻孔注水方式，具有湿润范围大，湿润均匀，对生产干扰较小的优点，而该工作面煤层倾角也比较稳定等情况，决定考虑该工作面采取长钻孔单向注水方式进行煤体注水，在工作面尾巷平行工作面垂直于巷内煤壁打长钻孔，孔深110米，孔距40米，呈单向布置，钻具体使用KHYD45（50）型矿用隔爆电动岩石电钻。 （三）、钻孔主要参数 1、钻孔的布置 从8212采煤工作面的5212回风巷采用沿着煤层倾斜平行于工作面打钻孔第一钻孔距工作面100米，开口位置位于采高中上部距顶板50厘米处。 2、钻孔参数 （1）钻孔直径 钻孔直径为50毫米，因采用水泥沙浆封孔，所以还需将封孔段的钻孔扩大到90毫米，封孔段长度为3米。 （2）钻孔长度 因采用长钻孔单向注水方式，要求钻孔长度为三分之二工作面的长度，即110米。 （3）钻孔间距 合理的钻孔间距等于钻孔的湿润直径，工作面设计钻孔间距为40米。 （4）钻孔倾角 钻孔要始终保持在煤层之中，与煤层倾角尽量保持一致，钻杆下沉率按0.3-1.5考虑，到钻杆因自重下沉造成的影响钻孔倾角确定为06。 （四）封孔 1、封孔深度 封孔深度必需超过沿巷道边缘体的破碎带宽度，因注水压力为1.3Mpa，确定封孔长度不低于3米。 2、封孔长度及方式 在封孔段的扩大钻孔中放一根前端带堵头的硬质塑料管、钢管或高压软管，作为注水管，进行人工封孔，将配制好的13水泥沙浆边送入钻孔边夯实灌入水泥沙浆的长度不低于3米。 （五）、注水 1、注水系统 设计为静压注水，就是利用井下管注水，借助于静压水力通过钻孔将水注入煤体，如图利用5212回风巷中静压洒水管路将注水孔中的注水管用软加接接水表，经阀门，通过三道与水管连接并在管路中安装压力表，静压注水压力要求不低于1.3 Mpa。 2、注水参数 （1）注水压力 透水性强的煤层注水压力比透水性弱的煤层注水压力高，鉴于9层402盘区8212工作面煤层透水性强确定注水压力为1.3 Mpa。 （2）注水流量 单孔静压注水时，一般都不控制注水流量，为满足工作面推进速度的要求和注水压力的要求，我们确定静压注水，流量为10L/min。 （3）注水量 a以工作面长度为基准 QLBMRG 式中Q满足整个工作面需要的钻孔注水量m2 L工作面长度 m ｂ以钻孔长度为基准 B钻孔间距 m Q１＝ＫLBmrg M煤层厚度 m 式中Q１一个钻孔的注水量 m3 R煤的容量 t/m3 Ｋ钻孔前方煤体被湿润的系数1.1 G吨煤注水量 m3/t L钻孔长度 Q165401.401.320.015182m3 Q１＝1.1110401.411.32 0.015135m3 （4）注水时间 TQ1/V 式中T注水时间 t Q1钻孔注水量 m3 V注水流量 m3/t T Q1/V217小时9天 因采用边采边注，要适应采煤工作面的推进速度的要求，在注水时间上一定要超前。 3、注水超前于回来的距离和时间 （1）第一个注水钻孔与回采工作面煤壁之间的距离为SL1L2米 式中L1在注水时间内回采工作面的推进距离 L1ut米，u回采工作面推进速度米/昼夜 L2停止注水 ，注水钻孔与回采工作面之间的距离 L21020米 Sut L26.42010138米 （2）超前时间 确定超前时间的原则是完成全部注水以后，应在最短时间内进行回采，煤层裂隙越发育煤的透水性越强，越要尽快回采，如果间隔太久，应在回采时再向孔内补注一些水。 一般把煤壁在预定的湿润范围内出现均匀的“出汗”现象（煤帮渗出水珠）作为煤体受到全面湿润的标志。 4、注水方式 有单孔与多孔注水，连续与间接注水，应根据实际情况选用不同的注水方式，该工作面设计为单孔单向连续注水方式。 5、注水要求 在工作面的煤层注水，具体由防尘区负责，注水后煤体所增加的水份应在1以上。 注水孔超前工作面打出，当工作面采至距注水孔10米，应停止注水。 附图9煤层注水布置示意图。 3、 工作面瓦斯检查的具体要求 （1）8212工作面回风巷风流中瓦斯浓度超过1.0或二氧化碳浓度超过1.5时，必须停止工作，撤出人员，采取措施，进行处理。 （2）8212工作面及其它作业地点风流中瓦斯浓度达到1.0时，必须停止用电钻打眼；爆破地点附近风流中瓦斯浓度达到1.0时，严禁爆破。 （3） 8212工作面及其他作业地点风流中、电动机或其开关安设地点附近20米 风流中的瓦斯浓度达到1.5时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理。 （4）8212工作面及其他巷道内，体积大于0.5m3的空间内积聚的瓦斯浓度达到2.0时，附近20米内