最新1203工作面设计

目录
第一章工作面概况 (5)
第一节工作面情况 (5)
第二节煤层情况 (5)
第三节煤质情况 (5)
第四节煤层顶底板情况 (6)
第五节地质构造情况 (6)
第六节水文地质情况及采取预防措施 (7)
第七节其它地质情况 (8)
第八节储量计算及服务年限 (9)
第二章巷道布置 (9)
第一节工作面巷道布置 (9)
第二节巷道断面及支护形式 (11)
第三章采煤方法及生产工艺 (15)
第一节采煤方法 (15)
第三节顶板管理及支护 (16)
第四节沿空留巷 (18)
第五节煤质管理 (21)
第四章工作面设备选型与设备布置 (22)
第一节工作面设备选型及技术特征 (22)
第二节设备布置 (24)
第五章工作面生产系统 (25)
第一节运输系统 (25)
第二节供水系统 (25)
第三节排水系统 (26)
第四节供液系统 (26)
第六章工作面一通三防 (26)
第一节通风系统 (26)
第二节监测监控 (31)
第三节防治瓦斯 (32)
第四节防灭火 (33)
第五节综合防尘 (33)
第六节瓦斯抽放 (34)
第七节抽放管路敷设及设备选型 (41)
第八节抽采负压计算 (44)
第七章工作面供电设计 (47)
第一节工作面供电系统设计 (47)
第二节通讯照明系统 (68)
第八章劳动组织及主要技术经济指标 (68)
第一节劳动组织 (68)
第二节主要技术经济指标表 (71)
第九章地测防治水 (72)
第一节水文地质情况 (72)
第二节探放水设计 (75)
第三节钻探安全技术措施 (81)
第四节排水路线 (83)
第十章矿压观测 (83)
第十一章六大系统 (83)
第一节监测监控系统 (83)
第二节人员定位系统 (84)
第三节压风自救系统 (84)
第四节供水自救系统 (84)
第五节通讯联络系统 (85)
第六节紧急避险系统 (85)
第十二章安全技术措施 (86)
第一节一般规定 (86)
第二节采煤安全技术措施 (86)
第三节机电安全技术措施 (89)
第四节运输安全技术措施 (89)
第五节拉设备列车及防跑车安全措施拉移动 (90)
第六节移转载机、缩皮带机尾安全措施 (91)
第七节检修液压支架安全措施 (92)
第八节其它安全措施 (93)
第十三章灾害应急措施及避灾路线 (94)
第一节避灾原则 (94)
第二节特殊情况下的防范措施 (94)
第三节避灾路线 (96)
第十三章附图 (96)
第一章工作面概况
第一节工作面情况
1、地面位臵：1203工作面地面位于冯家塔村以西约432m，窑底村以西200m，后花塔村东南约187m，中兴峁上工业广场西北约565m处。

地表出露P2s，盖山厚度424～598m。

磁窑河支流从工作面北部斜穿过。

2、井下位臵及四邻采掘情况：1203工作面东部为未采区，南距中兴回风斜井保安煤柱284—436m，西至回风大巷保安煤柱，北至一采区回风巷保安煤柱。

3、1203工作面走向长488m，倾斜长181.56m，面积为88601.28m2。

第二节煤层情况
本工作面开采山西组2＃煤层，据SK4钻孔和附近地质资料可知，其煤厚0.9～2.2m，其平均厚度1.6m，属稳定可采煤层，煤层倾角为1°～5°，平均为3°。

第三节煤质情况
此工作面开采2#煤，煤种属于属中灰特低硫主焦煤，普氏硬度f=2。

各项指标如下表：
项目
水份
Mad 灰分
Aad
挥发份
Vdaf
发热量
Qgr.vd
硫份
St.d
胶质层
厚度
指标14.18% 17.87% 0.76%
第四节煤层顶底板情况
顶底板情况
岩石名称厚度（m）岩性特征
老顶中砂岩 4.1
灰褐色中粒砂岩，中厚层状，
平行层理，成分以石英、长
石为主，分选中等磨圆度好，
半坚硬-坚硬。

直接顶砂质泥岩 1.5-5.45
深灰色砂质泥岩，夹灰色中
砂岩条纹，中厚层状，均匀
层理，含植物化石及黄铁矿
结核，半坚硬。

伪顶泥岩0.2 黑色泥岩，易碎不稳定。

直接底细砂岩 1.31
灰褐色细砂岩，中厚层状，
均匀层理，夹泥质条纹，具
裂隙，半坚硬。

附图1：1203工作面井上下对照图
附图2：1203工作面煤岩层综合柱状图
第五节地质构造情况
本工作面处于单斜构造区，走向大致南北，倾向西。

据附近地质资料分析，本工作面在掘进期间不会遇大的地质构造，预计发育有小断层。

第六节 水文地质情况及采取预防措施
本工作面水文地质条件简单，直接充水的含水层为2#煤层上部26m 左右的K4砂岩含水层，其厚度为4.1m ，裂隙发育差，富水性较弱，预计对掘进无影响。

2#煤层下伏含水层为太灰和奥灰，太原组灰岩 L5上距2#煤层约35.1m ，水位标高采用最高水位+842.15m ，所受水压值为 1.382～1.622 MPa ，根据《煤矿防治水规定》中突水系数公式计算，最大突水系数T ＝0.046MPa/m ＜0.06 MPa/m ；奥陶系灰岩上距2#煤层约156.7m ，水位标高采用最高水位为+795.0m ，所受水压值为0.91～1.15 MPa ，根据《煤矿防治水规定》中突水系数公式计算，最大突水系数T ＝0.007MPa/m ＜0.06 MPa/m ；在无构造导通的情况下，工作面不受太灰水、奥灰水的威胁。

据现有资料工作面南部有02#煤层和3#煤层原聚鑫小煤窑采空区，据分析采空区局部存有一定积水，但水量不大。

构造
名称
走向
倾向
倾角
性质
落差m
对回采
影响
程度
F1 180° 270° 85° 正断层 0.5 无影响 F2 163° 253° 45° 逆断层 0.8 无影响 F3 90° 180° 75° 逆断层 2.5
影响
较小
F4
149°
59°
45°
正断层
2.0
无影响
磁窑河支流大河从工作面北部斜穿过，流量为20-1000 m3/h ，2012年9月2日实测流量为504 m3/h 。

盖山厚度424-598m，对掘进无影响。

工作面北部有两钻孔分别水文孔SK4（X=4169452.66，Y=19600586.00，H=1126.5），终孔层位奥陶系O2下151.9m，封孔质量合格；对掘进无影响。

地质孔ZK1（X=4169455，Y=19600588，H=1133.5），终孔层位3#煤下，封孔质量由于施工时间较久，资料留存不详，封孔情况不明。

但其距运输巷最近约65m，大于防隔水煤柱厚度20m，对掘进无影响。

综上所述，在工作面掘进期间，必须坚持“物探先行，钻探跟进，物钻并举”的原则，制定相应的探放水设计，严格执行防治水三项管理制度，以确保安全生产。

工作面最大涌水量20m³/h，正常涌水量5m³/h。

第七节其它地质情况
经瓦斯鉴定等级结果：为高瓦斯矿井。

瓦斯 2011年省煤炭工业厅综合测试中心对我公司瓦斯涌出量进行了预测，预测在开采2号煤层并达到90万t/a，生产能力时矿井最大相对瓦斯涌出量19.64m ³/t,最大绝对涌出量37.19 m³/min，属于高瓦斯矿井。

2011年矿井瓦斯等级鉴定批复我公司为高瓦斯矿井，矿井最大绝对涌出量为10.89m³/min。

煤尘爆炸性
根据2011年9月煤炭科学研究总院沈阳研究院对煤
的测试结果：2号煤层无煤尘爆炸危险性。

煤的自燃倾向性根据2011年9月煤炭科学研究总院沈阳研究院对2号煤的测试结果，自燃等级为Ⅲ类，自燃倾向性为不易自燃。

地温危害正常
冲击地压危害无冲击地压
第八节储量计算及服务年限可采
走向长度倾斜长面积
煤
厚
容积
工业储量
t
回采率% 可采储量t
488 181.56 88601.28 1.6 1.39 197049.24 95 187196.78 停采线距总回风大巷为60m。

工作面的服务年限=可采推进长度/设计的月推进长度
=488/108=4.5月=136天
第二章巷道布置
第一节工作面巷道布置
一、运输巷布臵
1、1203运输巷： 1203运输巷从一采轨道巷G24点以东14.6m为中心，以210°方位角开口（开口坐标：X:4169587.98 Y:19600563.13 Z:698.37），以2°下山掘进施工76.2m后，再以0°方位角水平施工22.5m
后停掘，从停掘位臵退后22.5米以180°方位角7.5°上山掘进17m找
到2#煤顶板，沿2#煤顶板掘进503.84m。

2、1203运回联巷：从停掘位臵后退7.76m在巷道左帮以320°方位
角开口施工1203运回联巷，开口坐标为x=4169537.08，y=19600522.62，z=695.2),以11.1°上山掘进23.5m后与总回风大巷贯通(贯通坐标为x=4169537.08，y=19600522.62,z=697.5)。

3、1203运皮联巷：从停掘位臵以0°方位角8.5°下山掘进58.7米与一采皮带巷贯通（贯通坐标为x=4169603.542，y=19600524.79,z=686.9)。

二、材料巷布臵
1、1203材料巷：1203材料巷以一采轨道巷G20点为中，开口坐标为（X=4169590.080,Y=19600749.293,Z=699.793)以210°方位角开口水平掘进36.25米后，再以8°上山掘进30米后，再水平掘进9.28m后,变以180°方位角以4°25′上山掘进14.5m后找到2#煤顶板停掘后，再沿2#煤层顶板掘进506.34m。

2、1203材回联巷：从停掘位臵后退18.23m，以0°方位角9°下山掘进18.2m后停掘，再从停掘位臵后退4.7米，在巷道左帮以320°方位角开口以6°13′上山掘进，掘进29.8m后与总回风大巷贯通，贯通坐标（X=4169558.820,Y=19600688.920,Z=706.302)。

3、1203材皮联巷:从第二次停掘位臵按0°方位角以10°下山77.7m 后与一采皮带巷贯通，贯通点坐标（X=4169603.749,Y=19600710.442, Z=690.315)。

三、开切眼布臵
待1203材料巷施工完毕后以90°方位角沿2号煤顶板掘进181.1m 与1203运输巷贯通，作1203工作面开切眼。

四、回风巷布臵
开切眼施工完毕后，继续以90°方位角掘进施工1203工作面的专用回风巷与总回风大巷贯通。

五、其余硐室
1、水仓：视具体情况在巷道低洼处施工标准化水仓，规格：宽×高×深=3×2.5×2m。

施工完水仓后，应根据水仓位臵施工相应的水沟，水沟尺寸为：宽×高=200×300mm。

2、绞车硐：根据1203材、运巷坡度情况，每隔400m施工一绞车硐。

3、油脂库：在1203材料巷往里停采线范围内布臵一个油脂库，规格：宽×高×深=3.6×2.5×5m。

附图3：1203工作面巷道布臵平面图、断面图
第二节巷道断面及支护形式
一、巷道断面特征：
名称
掘宽
（m）
掘高
（m）
净宽
（m）
净高
（m）
断面
积（m2）
长度（m）支护形式用途
1203运巷4.2 2.5 4.0 2.3 9.2 520
“锚网梁+
锚索”联合
回采时行人、
运煤、进风
1203材巷4.4 2.5 4.2 2.3 9.66 520
“锚网梁+
锚索”联合
回采时运料、
行人、进风
1203切眼6.0 2.3 5.8 2.2 12.76 181.56
“锚网带+
锚索”联合
初采时设备安
装与运行
二、支护参数
（1）、锚杆：1203运输巷、1203材料巷及1203切眼顶锚杆采用的φ20×2000mm的左旋螺纹钢锚杆，帮锚杆采用φ16×1600mm的圆钢端头锚固锚杆。

切眼落山帮锚杆采用φ16×1600mm的圆钢端头锚固锚杆，煤帮采用φ16×1600mm玻璃钢锚杆。

（2）、锚杆锚固剂：使用树脂锚固剂，顶锚每孔装MSK2355(在上)及MSZ2355（在下）型药卷各一卷，帮锚每孔装MSK2355药卷一卷。

（3）、木托板：帮锚杆配套使用规格为长×宽×高=400×200×50mm 的木托板。

（4）、钢筋托梁：1203材巷采用δ14×4300mm的钢筋托梁，眼间距为840mm，边眼距钢梁边缘50mm；1203运巷采用δ14×4100mm的钢筋托梁，眼间距为800mm，边眼距钢梁边缘50mm。

（5）、钢带： 1203切眼采用A3钢制作的W型钢带，煤帮使用3400mm，落山帮2600mm，眼间距为800mm，搭接处必须使两个锚杆眼重合。

（6）、锚杆间排距：1203材巷顶锚杆设计间排距为840×800mm；1203运巷顶锚杆设计间排距为800×800mm，顶、帮锚杆布臵为矩形。

材、运两巷帮锚杆为矩形布臵在煤层上，当煤层厚度1000-1200mm时，采用“五花”型布臵，排距为800mm，即一排布臵两根，一排布臵一根。

布臵两根时，第一根距顶为300mm，间距为700mm；布臵一根时，锚杆距顶为500mm；
当煤层厚度1300-1900mm时，帮锚杆间排距1000×800mm，布臵两排，第一排距顶板500mm；当煤层厚度大于1900mm时，帮锚杆间排距800×800mm，布臵三排，第一排距顶板400mm；配套使用的木托板规格为400×200×50mm，托饼规格为б10×100×100mm。

第一排木托板呈纵向布臵，以下木托板呈横向布臵，锚杆露出螺母外10—40mm。

（7）、锚固力：顶部锚杆设计锚固力不小于150KN，两帮锚杆设计锚固力不小于60KN。

（8）、锚杆角度：锚杆均与巷道顶帮轮廓线垂直布臵。

（9）、铺网：巷道顶部铺设钢塑复合网，1203材料巷复合网规格为顶网4.6×0.9m，1203运输巷复合网规格为顶网4.4×0.9m。

材、运两巷帮网为2×0.9m，其网孔规格为50×50mm，要求网与网搭接宽度不小于100mm，联网丝采用∮14的铁丝，每200mm联一扣，每扣拧2—3圈。

（10）、锚索：1203材、运巷顶板锚索采用φ17.8×6300mm（φ17.8×5500mm）的钢绞线，锚索长度根据顶板岩石厚度及岩性而定，锚索锚入稳定岩层1m以上，呈“五花”布臵，即一排布臵三根，一排布臵两根。

排距为1600mm，布臵三根时间距为1000mm，布臵两根时间距为1200mm。

切眼间锚索呈矩形布臵，排距为1600×1600mm，锚索张拉预紧力为8-12T，（锚索张拉器压力表读数为25.2Mpa-37.5Mpa），锚固力为20-23T，锚索破断力为355KN；各硐室及联巷开口时采用φ17.8×6300mm 的锚索锁口。

（11）、锚索锚固剂：使用树脂锚杆，锚索每孔装MSK2355(在上)型药卷一卷及MSZ2355（在下）型药卷两卷。

三、支护材料消耗表
支护材料消耗表
材料名称规格
单
位
延m巷道消耗总消耗
运材切运材切合计
螺纹
钢锚
杆
φ20×2000mm 根7.5 7.5 10 3900 3900 1815 9615
玻璃
钢锚
杆
φ16×1600mm 根 2.5 454 454
圆钢
锚杆
φ16×1600mm 根 5 5 2.5 2600 2600 454 5654
锚索φ17.8×6300mm
（φ17.8×
5500mm）
根 1.56 1.56 2.1875 812 812 397 2021
道木1400×140×120mm 根 1.25 1.25 1.25 650 650 227 1527 轨道22㎏/m（6m) 根0.34 0.34 0.34 177 177 61 415
木托
板
400×200×50mm 块 5 5 5 2600 2600 908. 6107
W钢带BHW-280-3×
3400mm
片 1.25 227 227 BHW-280-3×
2600mm
片 1.25 227 227
钢梁δ14×4300mm 根 1.25 1.25 650 650 1300
钢塑网4800×900mm 卷 1.25 1.25 650 650 1300 6500×900mm 卷 1.25 227 227 2000×900mm 卷 2.5 2.5 2.5 1300 1300 454 3054
锚固剂K2355 支14.06 14.06 17.1875 7312 7312 3119 17743 Z2355 支10.62 10.62 14.375 5523 5523 2609 13655
第三章采煤方法及生产工艺
第一节采煤方法
1203工作面煤层赋存稳定，结构简单，煤层厚度变化不大，确定采用走向长壁后退式综合机械化一次采全高采煤法。

第二节生产工艺
一、采煤工艺
1、采煤工艺流程：
交接班→中部进刀割煤→移架→推溜→端头支护→巷道的回收及超前支护→支设柔模并充填混凝土→清理工作面浮煤
2、割煤方式: 双滚筒电牵引采煤机割煤,平均采高1.7m，循环进度0.6m。

3、装运煤：采煤机利用机组滚筒叶片和刮板输送机铲煤板将煤自行装入输送机，刮板运输机运煤经转载机、破碎机、皮带运输机到溜煤眼。

4、推移刮板机方式：采用支架推移千斤顶推移刮板机，推移步距为0.6m。

5、顶板控制：工作面采用及时支护，顶板采用全部垮落法控制顶板。

二、进刀方式
1、工作面进刀方式采用中部斜切进刀，采煤机前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤。

2、割煤顺序：工作面采用中部斜切进刀方式，截深0.6m，按采煤机运行方向前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，一次采全高。

采煤机从中部沿刮板输送机弯曲段向机头斜切进入煤壁并达到规定截深，斜切进刀处
截割斜长不小于30m，完成进刀工序后，将刮板输送机由中部向机尾推向煤壁并推直，直接割向机头，滞后采煤机后滚筒3～5m移架移，割通机头，返空刀扫向中部，并割向机尾，将刮板输送机由中部机头推向煤壁并推直，割通机尾，返空刀扫向中部，完成一个循环。

附图4：采煤机进刀方式示意图
三、工作面正规循环生产能力
工作面正规循环生产能力的计算：
W=LSHRC=181.56×0.6×1.7×1.39×95%=244.54t
式中W——工作面正规循环生产能力，吨；
L——工作面长度，米；
S——工作面循环进尺，米；
H——工作面设计采高，米；
R——煤的实体密度，吨/立方米
C——工作面采出率，%。

第三节顶板管理及支护
根据1200工作面矿压观测资料，预计本工作面老顶初次来压步距为30m，老顶周期来压步距为15m，工作面超前支护30m。

工作面布臵117架中间架，4架过渡架，端头架2架。

最大控顶距为4.845m，最小控顶距为4.245m，端面距为340mm。

一、工作面支护
1、工作面割煤后采用追机移架的方式对顶板进行及时支护，顶板破碎时，要带压移架。

2、工作面支护时要先降架、移架，然后升架。

3、移架步距为0.6m。

二、端头支护
1、材巷端头使用2架端头支架支护，运巷使用“四对八梁”进行端头支护。

2、回采过程中，必须根据该面的生产实践及两端头及出口的实际情况，确保此范围内的巷道高度不小于1.8m。

三、两巷超前支护
1、超前支护距离：材、运两巷超前支护距离从工作面煤壁起：两巷超前支护距离不小于30m，但两巷受采动影响矿压现显明显时超前支护长度必须随之加长。

2、超前支护形式：1203运输巷超前支护采用DZ—28型或DZ—31.5型单体支柱配合3.6m长的π型梁成“一梁四柱”超前支护，平行于巷道走向布臵，每架柱间距为900mm，梁前、后悬臂各为450mm，超前支护长度不小于30m。

1203材料巷超前支护采用DZ—28、DZ—31.5型单体支柱配合3.6m 长的π型梁成“一梁三柱”棚式支护，棚间距800mm，梁两侧支柱距梁头200mm，梁两头及梁中间各支设一排支柱，超前支护长度不小于30m。

四、工作面来压期间的顶板
坚持支护质量监测和来压预测预报工作。

初次来压前，必须制定初次放顶专项措施，按初次放顶专项措施严格执行。

液压支架必须达到初撑力，正确使用好伸缩前梁，护严护实顶板。

保证支架状态完好，支架
要平、直、齐，防止面前漏顶。

加强两顺槽的支护管理，所有超前支架必须达到初撑力要求，对失效的油缸及时更换，防止端头冒顶事故发生。

来压时要组织快速推进。

第四节沿空留巷
设计对1203工作面运输巷进行沿空留巷。

一、沿空留巷支护方式
1、在工作面机头顶板铺设0.8×3.5m的经纬网，采用φ20×2000mm 的螺纹钢锚杆配合3.0m长的钢筋托梁(中间预留四个间距为900mm的穿锚杆孔)和铁饼压网维护，排距600mm，巷道侧第一根锚杆距离巷道角锚杆300mm，采煤机循环一次工作面机头施工一排锚杆（先放1卷K2355型锚固剂，再放1卷Z2355型锚固剂，锚杆设计锚固力不小于150KN)，并挂经纬网，长边搭接100mm，短边与原巷道钢塑网搭接200mm，用600mm 长的14#铅丝双股对折成双排扣联网，联网间距不大于200mm，扭结圈数不少于2-3圈。

2、机头施工锚杆、挂网完成后，拉移过渡支架，在过渡支架尾部距采空侧1000mm范围使用φ180×1700mm的圆木配合500×200×50mm的柱帽打戴帽点柱，间距600mm。

在支架尾部使用DZ—20型单体液压支柱配合2600mm的π型梁构成“一梁三柱”平行于巷道走向支护，柱距800mm，梁间距800mm。

3、在采空侧和充填墙体间使用DZ—18型或DZ—20型单体液压支柱配合2600mm的π型梁成两架“一梁三柱”平行于巷道走向迈步支护，梁间距根据实际情况进行调整。

4、机头过渡支架尾部支设柔模空间达到2.6m时，在距运输巷落山帮4200mm支设规格为长×宽×高=1800×2000×1700mm的柔模（如实际情况出现变化时，需改变支护方式，局时出专项措施）。

5、支设柔模时，用14#铅丝穿过柔模顶部四周吊挂孔与顶网连接，孔间距为500mm，使用φ20mm×2200mm的钢筋棍穿过柔模顶部两侧的吊挂孔、采空侧、留巷侧使用DZ—20型单体液压支柱戴帽压住钢筋棍，钢筋棍不回收。

6、在柔模中部预留的六个直孔内分别穿两根φ20mm对拉锚杆，拉筋长度2100mm，对拉锚杆水平间距为600mm，垂直间距为700mm，在对拉锚杆的两侧使用螺帽配合200×200×5mm的铁板固定并紧固，紧固后保证柔模的填充宽度为2000mm，对拉锚杆及铁板不回收。

7、用规格为长×宽=2000×1000mm钢筋网片按照柔模的规格围起，在空间外侧靠近钢筋网片间隔0.5m支设一根戴帽单体支柱，单体支柱和钢筋网片在距工作面煤壁8-10m时由里向外依次进行回收。

8、在支架尾部与柔模之间使用风筒布挂设挡风帘，风帘必须吊挂严密严整，随过渡支架的前移逐步前移挡风帘。

9、在柔模上距顶板400mm预留一个φ250mm的抽放孔，在抽放孔内预埋一根φ200mm的抽放管抽采空区的瓦斯，每6m布臵一根抽放管。

10、沿空留巷顶板支护由1203运输巷尾端开始，采用DZ—28或DZ —31.5型单体液压支柱配合3600mm的π型梁构成“一梁三柱”棚式支护，棚间距2000mm，梁两侧单体液压支柱距梁端头200mm，梁中间支设一根单体支柱。

11、沿空留巷内柔模与顶板、柔模与柔模之间有缝隙时，使用砂浆进行充填密闭，再使用快速密闭材料喷射，保证不泄露瓦斯。

12、充填方式运用远距离泵送混凝土充填技术，通过管路将混凝土膏体充填材料送到沿空留巷内的柔模内，凝固后形成一道混凝土充填墙体，以增强留巷地段的支护强度。

二、混凝土充填
1、柔模规格：长×宽×高=1800×2000×1700mm ，支设柔模前，把浮煤清理干净，混凝土墙必须打在实底上，预留巷道宽度为4200mm ，混凝土墙宽为2000mm 。

2、混凝土的配比要求：胶凝材料340kg/m ³以上并加入适量优质粉煤灰，砂率50-55%，最大料粒＜25mm ，坍落度16-23cm 。

水灰比为3:5（体积比）。

充填体材料强度指标: 4、支设柔模前，检查柔模预留浇注口位臵，检查柔模浇注口缝制是否正确，一切正常后方可挂设柔模。

5、混凝土充填时必须将柔模袋充填饱满，充填时必须使支护的混凝土与巷道顶板接顶严密。

6、柔模充填好后，管路里剩余的混凝土要打到采空区内，严禁打入巷道内，确保巷道的卫生。

7、向柔模内充填混凝土时，开泵司机与支设柔模人员要使用电话或
时间 4h 24h 3d 7d 28d 强度(MPa)
0.7
7
12
18
28
对讲机联系，根据柔模内的充填情况，及时开停注浆泵，以确保柔模接顶严密，防止撑坏柔模。

8、在顶板淋水处支设柔模时，先在柔模顶部铺设防水油布，防止淋水进入柔模内，降低混凝土强度。

9、如发生堵管现象时，必须由班长统一指挥进行处理。

三、泵送混凝土流程
1、充填设备：混凝土充填泵使用HBMG30/21-110S煤矿用混凝土泵(最大输送距离1000m、实际输送量25m³/h、电机功率110KW)，一趟充填管路，管径为125mm。

2、泵送混凝土：先泵送水直至管路末端出水为止，后泵送约0.5m³的砂浆，再快速搅拌均匀混凝土，混凝土泵送完毕后再泵送约0.3m³的砂浆。

3、清洗管道：上完混凝土料后，在泵的出料口将管接头拆除，倒出锥管中混凝土，从椎管内塞入两个已浸泡好的海绵柱及一个清洗活塞，将锥管重新装好，扣好管夹，料斗装满水并保证与水源相接，用水将管道内的混凝土沿管道推至柔模内，同时巡查管路人员要跟随混凝土往前走，检查混凝土在输送管内的情况并及时反馈,以备处理，柔模充填满后，拆除软管与柔模的连接，继续开泵，直到海棉塞、清洗活塞从前端冒出，继续泵送水，后续的混凝土残渣流出直到没有。

第五节煤质管理
1、工作面过断层时，要制定专项措施，确保煤质符合有关要求；
2、加强对杂物的管理，严禁棉纱、铁轨、木板、皮带等各种杂物进
入煤流，采煤机割到两端头前必须提前清理干净杂物；
3、对工作面涌水量较大时，采取综合措施，确保煤流水分不超限；
4、工作面要严格控制采高，不留顶底煤，不超高开采，尽量减少出矸量；
5、及时移架、护帮，杜绝工作面漏矸、冒顶。

第四章工作面设备选型与设备布置
第一节工作面设备选型及技术特征
一、液压支架
1、根据工作面的顶板及现有设备情况，选用117架中间架，4架过渡架和2架端头支架支护顶板。

2、支架选型计算：
①、支架选型计算：根据经验公式，支架应达到的支护强度为：
P=8Mγ式中：
P—考虑老顶来压时的支护强度
M—采高，M=1.7m，根据煤层厚度、综采液压支架高度、采煤机两侧滚筒的直径总和确定。

γ—上覆岩层平均容重取γ=2.05t/m3
P=8×1.7×2.05＝27.88t/m2=0.2788MPa
而中间架支护强度为0.8MPa，过渡架支护强度为0.8MPa。

显然P<P架，故能满足支护要求。

P架—支架支护强度。

②、支架底板比压验算:
工作面底板比压值P1＝28MPa，支架底座箱对底板比压P2=1.4～1.63MPa，即P1＞P2。

故所选ZY4800/10/24D型中间架及ZYG4800/12/28D型过渡架能够满足顶底板管理的需要。

二、液压支架及机电设备特征表
序号名称型号数量单位备注
1 双滚筒采
煤机
MG2×125/580-WD
1 台
每摇臂上两电
机，每电机
125KW。

装机总功率
580KW
2 刮板输送
机
SGZ-764/400 1 台
中双链，中部槽
宽764mm，
电机功率
400KW
3 刮板转载
机
SZZ-764/200 1 台
中双链，中部槽
宽764mm，
电机功率
200KW
4 皮带运输
机
DSJ100/80/2×160 1 台
输送带宽度
1m，运输能力
800吨/小时，
电机功率2×
160KW
5 破碎机PLM1000 1 台
功率100KW
6 中间支架ZY4800/10/24D 11
7 架工作阻力4800KN,支护高度最低1m
最高2.4m.
7 过渡支架ZYG4800/12/28D 4 架
8 端头支架ZTZ16000/19/35 1 组
9 乳化液泵
站
BRW200/31.5 1 套
两泵两箱.公
称流量
200L/min,公称
压力31.5MPa
10 喷雾泵站BPW315/6.3 1 套公称流量315L/min,公称压力6.3MPa
11 矿用隔爆
兼本质安
全型组合
开关
QJZ2000/1140 2 台
总电流2000A，
额定电压
1140V。

12 矿用隔爆
型移动变
电站
KBSGZY-1000/6 2 台
容量为1000KV
A，高压侧电压
为6KV.
13 软启动器QJR3-400/1140.660 3 台额定电压：660V/1140V ，额定电流：400A 。

第二节设备布置
一、工作面支架布臵
工作面液压支架垂直于工作面布臵，工作面共布臵121支架，中心距为1.5m。

二、工作面设备
工作面运输机铺设总长度为182m，工作面采用MG2×125/580-WD型采煤机割煤、一部SGZ-764/400型刮板输送机运煤。

三、运输巷设备布臵
从煤壁起朝推进方向依次为桥式转载机、破碎机、皮带运输机。

四、材料巷设备布臵
在材料巷距工作面50米处布臵在设备列车，按工作面推进方向，由里向外设备顺序为：清水箱、喷雾泵两台、乳化液箱、进水过滤站、回液过滤站、自动反冲洗反冲液回收高压过滤站、乳化液泵两台、自行移动卡规车两台、工具箱、主液控操作台、开关、信号照明综保、八路真空开关、移变两台、电缆车。

设备列车随着工作面的推进，由自移装臵
向外逐渐移动。

附图5：1203工作面设备布臵图、列车配臵方案表
附图6：1203工作面及两巷超前支护布臵图
第五章工作面生产系统
第一节运输系统
一、煤（矸）运输系统
煤（矸）——1203工作面刮板机——1203运输巷转载机——1203运输巷皮带机——一采区皮带大巷——煤仓——主斜井皮带——地面
二、辅助运输系统
材料运输路线：地面——材料斜井——井底车场——一采轨道大巷——1203材巷——1203工作面
行人路线：行人斜井——一采区轨道巷——1203材巷（1203运巷）——1203工作面
附图7：1203工作面生产系统示意图
第二节供水系统
地面水靠静压力送往井下，在材、运两巷各铺设一趟静压水管。

用水地点为工作面材、运两巷内的降尘水幕、冲洗煤尘、各转载点喷雾洒水、隔爆水袋充水、乳化液泵站及采煤机内外喷雾等。

材料巷铺设的3寸管路供材巷的洒水喷雾、乳化液泵站及采煤机用水，运巷内铺设的3寸管供运巷的洒水喷雾，静压供水必须满足各个地点用水要求，供水管路要吊挂整齐，不得影响行人和运输，管路要经常检修，防止跑冒滴漏，保证喷雾位臵和方向符合要求，喷头齐全完好，。