崔木煤矿工作面作业规程 天地华泰崔木项目部
20、支架工在端头移架或推移运输机时，机头工给转载机司机发出推移信号，此时超前支护范围内严禁站人或在此范围内有人逗留，不准有回单体或单轨吊等作业。
21、回、打单体时，必须等待端头支架移架顶板稳定后再进行作业。
4.3.3工作面端头支护管理措施
1、端头顶板管理：
A区：为工作面煤壁线以外2米内受超前压力影响最为集中最为明显的一段巷道；此区上端头采用三路一字顶梁配合单体支柱进行支护，下端头采用三路一字顶梁配合单体支柱进行支护。
B区：为工作面相对应的一段巷道，保留一路一字顶梁配合单体支柱进行支护。上端头在排头支架尾梁至上帮处支设一排密集支柱，支柱齐直，柱距400±50mm。下端头在转载机机尾后使用切顶小支架代替密集支柱。切顶密集后的老空区必须悬挂挡风帘，以防有害气体积聚。前后运输机机尾（机头）处的行人通道宽度不得小于0.7m，否则必须进行扩帮处理。
C区：为排头支架至工作面正常支架的一段回采工作面，煤机割煤要将工作面与巷道顺平，确保端头C区高度不低于1.8m。排头支架必须接顶接底，并达到初撑力。
2、其他顶板管理措施：
（1）端头顶板破碎时，应根据实际情况跨机头（尾）或在1#架下侧加使花边大抬棚。
（2）在工作面推进过程中，由于巷道不直或支架在工作面串动而引起末端的端头支架侧护板至副帮的距离大于1.5m时，采用以下方法加强支护：运输顺槽侧支架与副帮之间布置一排单体，单体柱距1.5m，支护范围为从支架侧护端头～溜子机头电机机箱段；回风顺槽侧在支架与副帮之间布置一排单体，单体柱距1.5m，支护范围为从支架侧护端头～溜子机尾电机机箱段。最后一根单体到端头支架大脚距离不大于1.5米，每排单体必须用保险绳连结，防止单体倾倒伤人。如果两端头电机箱体到副帮的距离小于0.7米，中间不再支设单体加强支护。
（3）如果由于顶板条件差，现有单体支护达不到安全要求时，可加打一排单体，
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排距调为1米，仍然不能保证安全时打木垛加强支护。
（4）在该面回采时，必须根据工作面生产中实际出现的情况，及时修改、补充安全技术措施以加强工作面上下端头及出口的支护。
4.3.4转载机机头处顶板管理措施
本工作面采用SZZ1200/525型转载机，全长67m，转载机机头位置处已经超出《煤矿安全规程》规定的超前支架距离。但是若该处位置顶板破碎，仍需要加强支护。必要时该处布置2排单体挂1.4m一字顶梁加强支护，柱距为1400mm，支护距离为15m。
4.4矿压观测
4.4.1矿压观测目的
1、准确掌握回采工作面老顶初次来压、周期来压显现、步距和强度，分析回采空间支架与围岩相互作业关系，为合理选择采煤参数、支护方式和顶板管理提供依据。
2、根据本工作面矿压观测结果，预测下个工作面矿压情况。
4.4.2矿压观测内容
工作面支架载荷的观测；巷道变形及顶板离层监测；工作面支护质量监测；顶板活动规律分析（老顶初次来压、周期来压显现、步距和强度等）。
根据观测结果对工作面顶板及顶煤活动规律、来压特征，工作面支架受力特点，支架对顶煤的适应性和控制效果，超前支承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，并进一步了解煤、岩体力学参数等基础数据。
4.4.3观测方法
1、工作面：观测到老顶初次来压和两次周期来压。 2、上下顺槽：观测至工作面推进200m止。 3、支护质量监测：贯穿于工作面整个生产期间。
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第五章 生产系统
5.1运输系统
5.1.1主运输设备及运输方式
主运输设备及运输方式见表5-1。
表5-1 主运输设备及运输方式表
运煤设备 前部刮板输送机 后部刮板输送机 转载机 胶带输送机 规格型号 奔牛公司的SGZ1000/2×700KW刮板机 奔牛公司的SGZ1000/2×700KW刮板机 奔牛公司的SZZ1200/525KW转载机 西北煤机公司的SSJ-1400mm 装转方式 自动 自动 自动 自动 5.1.2移溜（转载机、破碎机）方式
采用自动推溜方式。
5.1.3主运输路线
工作面原煤→工作面前、后部刮板输送机→21301运输顺槽转载机→21301运输顺槽胶带输送机→中央带式输送机→井底煤仓→箕斗→地面。
5.1.4辅助运输设备
采用无轨胶轮车辅助运输（21301辅运顺槽）或矿车运输（21301回风顺槽无极绳绞车运输）。
5.1.5辅助运输路线
入井路线：
地面→副立井→井底车场→中央辅运大巷→21301辅运顺槽→21301工作面（无轨胶轮车运输）
地面→副立井→井底车场→措施巷→中央回风大巷→21301回风顺槽→21301工作面（矿车运输）
升井路线：
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21301工作面→21301辅运顺槽→中央辅运大巷→井底车场→副立井→地面（无轨胶轮车运输）
21301工作面→21301回风顺槽→中央回风大巷→措施巷→井底车场→副立井→地面（矿车运输）
5.2通风系统
5.2.1风量计算
1、采煤工作面按气象条件或瓦斯涌出量（用瓦斯涌出量计算，采用高瓦斯计算公式）确定需要风量，其计算公式为：
Q采=Q
式中:
Q采——采煤工作面需要风量，m3/min；
Q基本——不同采煤方式工作面所需的基本风量，m3/min。
Q基本=工作面控顶距×工作面实际采高×70%（工作面有效断面）×适宜风速（不小于1m/s）；工作面控顶距为5.11m，设计采高为3.8m，工作面风速定为1.3 m/s。
Q基本=5.11×3.8×70%×1.3×60=1060.22m3/min
K采高——回采工作面采高调整系数，本工作面采高大于2.5m，取1.5； K采面长——回采工作面长度调整系数，本工作面长度为196.4m，取1.3；
K温——回采工作面温度调整系数，本工作面温度20~23℃之间，工作面风速为1.3 m/s，系数取1.1。
Q采=1060.22×1.5×1.3×1.1=2274m3/min
2、根据《煤矿安全规程》规定，按回采工作面回风流中瓦斯（或二氧化碳）的浓度不超过1％的要求计算：
Q采=100×q采×KCH4
式中：
Q采——回采工作面实际需要风量，m3/min；
q采——回采工作面回风巷风流中瓦斯的平均绝对涌出量，m3/min，为11.1 m3/min； KCH4——采面瓦斯涌出不均衡通风系数，机采工作面取1.2～1.6，取1.6。
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基本×K
采高×K
采面长×K
温
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Q采=100×11.1×1.6=1776m3/min
3、按工作面温度选择适宜的风速进行计算:
Q采=60×V采×S采
式中：
V采——采煤工作面风速，m/s；根据工作面温度18～20°, V采=1.0m/s S采——采煤工作面的平均断面积，m2。 S采=(Lmax+Lmin)/2×m×k Lmax——最大控顶距，5.91m； Lmin——最小控顶距，5.11m； M——采高，3.8m； K——有效断面系数，0.7
则，S采=(5.91+5.11)/2×3.8×0.7=14.65m2 Q采=60×1.0×14.65=879.40m3/min 4、按工作面同时工作的最多人数计算
Q采>4N
式中：
N——工作面最多人数，两班同时作业，60人。 Q采>4N=4×60=240 m3/min
根据上述计算及防治瓦斯、煤尘和自燃发火需要，取工作面配风量为Qm3/min。
5、按风速进行验算： 60×0.25S< Q采<60×4S m3/min 式中：
S——工作面平均断面积，m2； 60×0.25S=15×12.73=190.95 m3/min 60×4S=240×12.73=3055.2 m3/min
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采
=2274