东1102综放工作面回采作业规程doc.docx

靖远煤业有限责任公司回 采 作 业 规 程矿 名：魏 家 地 煤 矿 工作面名称：东1102综放工作面 回 采 单位：综 放 二 队 编 制 日期：二一一年十二月73编 审 人 员 签 名编 制 人 员会 审 人 员专 业签 名单 位签 名地 质张喜生 产部 长采 掘赵四海采 掘闫克信地 质赵才生（代）通 灭冯青琦采煤队长何生宝机 电王恒机电部长马黎峰审核地 质赵才生通灭部长 谢亚东采 掘李培成安 检 部段君成通 灭刘云峰采掘副总王爱礼机 电柳吉祥安全副总刘振学打字张辉平机电矿长刘广勤制图闫克信 杨振东生产矿长高耀权安全矿长王青旦总工程师马志鹏矿 长马忠元会审意见： 编制依据：东1102综放面回采作业规程依据新的煤矿安全规程、煤矿安全技术操作规程、煤矿安全质量标准化标准、靖远煤业有限公司回采作业规程（样本）及东1102工作面回采期间危害因素评价报告（地质部分）、东1102综放工作面安全开采及灾害防治技术方案、东1102综放工作面设计、东1102综放工作面回采地质说明书而编制。目 录第一章 工作面位置及地质情况第一节 工作面位置及井上下关系1第二节 煤层赋存及顶底板情况1第三节 地质构造3第四节 水文及瓦斯地质情况4第五节 影响回采的其他因素5第二章 采煤方法第一节 巷道布置5第二节 设备配备6第三节 回采工艺6第四节 储量及可采期8第三章 顶板控制第一节 工作面顶板控制10第二节 两道及上下端头顶板控制11第三节 矿压及支护质量综合监测11第四章 生产及辅助系统第一节 运输14第二节 通风、降尘15第三节 压风、排水22第四节 供电23 第五节 注氮、灌浆24 第六节 照明与通讯25 第七节 安全监测25第八节 工作面区域解突情况28第九节 瓦斯抽放30第五章 劳动组织及技术经济指标第一节 劳动组织31第二节 作业循环32第三节 主要技术经济指标33 第六章 安全技术措施第一节 试运转、初采初放、末采安全技术措施33第二节 运输顺槽设备移动安全技术措施36第三节 防水、火、瓦斯、煤尘安全技术措施37第四节 顶板控制安全技术措施42第五节 工作面机运设备管理措施44第六节 煤质管理措施50第七节 其它安全技术管理措施51第七章 避灾路线 53第一章 工作面位置及地质情况第一节 工作面位置及井上下关系煤层名称一煤层水平名称1070采区名称东一采 区工作面名称1102地面标高（M）16651698工作面标高11821245地面位置工作面地表为山间丘陵和农田，部分丘陵基岩裸露，小冲沟发育,无民用建筑物。工作面东段靠近切眼150m范围为农田。井下位置及四邻采掘情况工作面南部为未采动一煤层F1-2断层组构造影响带；北部为未采动的原始一煤层；西部为西一、东一采区东边界煤柱；东部为东一采区东边界煤柱。可采走向长(m)920倾斜长(m)135面积()124200煤层总厚(m)539.88m煤层可采厚度（ m）536.69m平均可采厚度（m）11.226.2m煤层结构复杂，夹矸17层，厚度0.327.01m煤层倾角(°)025采高(m) 3放煤高度（m）8.2采放比1：2.73 工作面基本情况 表1-1第二节 煤层赋存及顶底板情况1、煤层情况工作面开采范围内的煤层基本为单斜煤层，工作面开采面积的3/4布置在F1-2断层组构造影响带内，地质构造复杂。该区域煤层受到F1-2断层组的挤压、推覆与叠加，煤层构造破坏甚为严重，属典型的构造煤，煤层厚度变化较大。同时F1-2断层组构造影响带内的煤层为煤与瓦斯突出煤层。煤层顶底板沿走向、倾向起伏较大，但煤层底板基本呈西高东低之势。煤层倾角为0°25°，沿走向西段煤层倾角陡，东段煤层倾角缓，切眼煤层倾角为近水平。工作面煤层总厚度539.88m，平均厚度26.2m；有益厚度538.31m，平均厚度23.12m；可采厚度536.69m,平均厚度11.2m。工作面煤层沿走向东段较厚,西段较薄；沿倾向东段向南逐渐增厚，西段变化不大。煤层结构复杂，夹矸17层，厚度0.327.01m，基本位于煤层下部，沿走向向东夹矸层数厚度逐渐增多、夹矸分层厚度逐渐变薄，沿倾向向南夹矸层数夹矸较少，夹矸分层厚度逐渐增厚。煤层硬度系数F=0.51.0。附：煤层特征明细表（表1-2）2、煤层顶、底板情况工作面煤层顶底板岩性分别是：伪顶为灰黑色、深灰色，炭质含量较高，局部夹煤线，有滑腻感，厚度0.2m0.4m；直接顶为粉砂岩、含砾粗砂岩，灰黑色，成份以石英为主，次为长石，含煤屑，厚度4.73m8.83m；老顶为粉砂岩、砂砾岩，灰白色，成份为石英,次为长石，钙质胶结，较坚硬，厚度1.86m5.1m；直接底为泥岩、粉砂岩，深灰色、灰黑色，上部为泥岩，下部为粉砂岩，含白云母、植物化石碎片、煤屑，厚度2.497.21m，老底为粉砂岩、含砾粗砂岩，灰白色,有黄铁矿及白云母片，胶结致密，块状构造，厚度5.16.63m。附：煤层顶底板情况表（表1-3），东1102工作面煤层综合柱状图。 煤 层 特 征 明 细 表 表1-2项 目参 数项 目参 数含煤地层侏罗系正常涌水量(m3/min)0.008煤层编号一煤层地温()27.34煤层可采平均厚度（m）11.2煤层结构复杂煤层倾角(°)025煤层稳定程度较稳定夹矸厚度（m）0.327.01变异系数夹矸层数17普氏硬度（f）0.51.0煤层原始瓦斯含量（m3/t）10.17容重（t/m3）1.39二氧化碳含量（%）自然发火期（月）46最大涌水量（m3/min）煤尘爆炸指数（%）29.25可采指数（%）煤质水分灰分挥发分固定炭发热量含硫量胶质层厚度工业牌号1.43%13.1%29.3%86.66%68860.51%2.3mmBN、RN因工作面区域钻孔无煤质参数，故取矿井一煤层煤质参数平均值为工作面煤质参数。根据我矿煤质部在工作面两道掘进期间化验的煤层煤质灰分为23.75%，南部已回采结束的102西工作面生产煤样灰分32%，结合工作面夹矸厚度和层数及顶板破碎情况，预计工作面生产煤样灰分为36.5%。 煤层顶底板情况表 表1-3顶板名称岩石名称厚度（m）岩 性 特 征老 顶粉砂岩、砂砾岩1.86501灰白色,成份以石英为主, 次为长石,钙质胶结,较坚硬。直接顶粉 砂 岩、含砾粗砂岩4.738.83灰黑色, 成份以石英为主, 次为长石，含煤屑。伪 顶炭 质 泥 岩0.20.4灰黑色、深灰色，炭质含量较高，局部夹煤线，有骨滑腻感。直接底泥 岩、粉 砂 岩2.497.21深灰色、灰黑色,上部为泥岩，下部为粉砂岩，含白云母、植物化石碎片、煤屑。老 底粉砂岩、含砾粗砂岩5.16.63灰白色,有黄铁矿及白云母片,胶结致密,块状构造。 第三节 地质构造工作面开采面积的3/4布置在F1-2断层组构造影响带内，地质构造复杂。工作面东北部和东部有三维勘探DF6断层和DF3断层。根据机道、回风巷和瓦斯排放巷掘进情况分析，该区域由于受F1-2断层组的影响，工作面煤层顶底板起伏变化大，小断层、小褶曲较发育，F1-2断层组构造影响带内发育的小构造对工作面开采有影响。F1-2断层组为井田南翼边界掩盖滑动性质的收敛逆断层组合，走向N5060°W，倾向南西、中深度平缓、浅部变高大呈陡立状。F1-2断层组构造影响带，由于F1-2断层组在形成过程中，巨大的压扭力作用致使下盘之煤层（采区南翼上段正常沉积煤层）由浅入深受到不同程度的挤压、推覆与叠加，破坏甚为严重的区域。DF6断层和DF3断层为三维地震勘探探明的可靠断层。DF6断层延展长度90m，DF3断层延展长度130m，DF2断层延展长度152m。 工 作 面 地 质 构 造 表 表1-4构造名称走 向倾 向倾 角性 质落 差（m）对回采的影响程度F1-2断层N50°60WSW逆断层伴生构造对回采有影响DF3N76°W断面南倾46°逆断层010m对回采有影响DF6SN断面东倾60°逆断层014m对回采影响不大DF2N75°E断面北倾51°逆断层010m对回采影响不大第四节 水文及瓦斯地质情况一、工作面水文地质工作面位于东一采区中部F1-2断层组构造影响带内，水文地质条件较复杂。工作面一煤层老顶粗砂岩为矿井富水性极弱的第含水层。根据西一采区102后期、1114、1115工作面回采F1-2断层组构造影响带储量的情况来看，回采期间水害影响不大，但在东1102回风巷及顶板巷掘进过程中窝头淋水较大，随着巷道延伸淋水逐渐减小，因此该工作面在回采时，有一定的水害影响。工作面充水因素主要有:、工作面顶板第含水层静贮水。、雨季期间有可能沿地面裂隙或F1-2断层裂隙面涌入工作面的雨水。工作面回采期间必须要编写防治水措施,坚持“有疑必探”的原则。工作面回采期间如遇到有突水预兆时,及时向有关部门及领导汇报,以便采取相应的措施。二、工作面瓦斯情况根据东1102综放工作面“一通三防”设计，魏家地煤矿一、三层煤为煤与瓦斯突出煤层，煤层原始瓦斯含量一般为8.110.17m3/t，东1102工作面处于F1-2断层组构造影响带，煤层原始瓦斯含量按10.17m3/t管理。工作面瓦斯涌出来源于本煤层，位于其下的三煤层，煤层厚度小于2.0m且部分缺失，对区域瓦斯涌出影响不大。自2005年1月至2011年8月，东1102工作面共抽放瓦斯2257.82万m3，同期风排瓦斯量1213.66万m3，合计3471.48万m3；预计至2012年元月底，抽排瓦斯总量达3576.48万m3，煤层瓦斯抽排率为57.26%，工作面煤层残余瓦斯含量降至4.35m3/t。第五节 影响回采的其它因素1、工作面开采面积的3/4在F1-2断层组构造影响带内回采，地质构造复杂，小断层、小褶皱发育，煤层赋存条件差，受到F1-2断层组及其派生构造的挤压、推覆与叠加，煤层构造破坏甚为严重，多成粉沫状、鳞片状，属典型的构造煤。煤层顶板较破碎，回采期间要做好顶板及煤帮管理工作。2、工作面布置在F1-2断层组构造影响带内，F1-2断层组构造影响带内的煤层为煤与瓦斯突出煤层，且工作面局部煤层特厚，达36.69m，工作面回采期间必须加强防突管理工作。3、工作面东部开采范围内有三维地震勘探探明DF3断层，工作面回采期间要编制过DF3断层安全技术措施。4、工作面东部回风巷和切眼区域煤层特厚，达1536.69m，要制定工作面科学、合理的采煤工艺，努力提高资源回收率。同时工作面两道局部地段巷道下底煤较厚，回采期间根据两道底煤厚度情况，尽量要下底回采，加大工作面煤层生产能力，提高工作面回采率。5、虽然工作面水文地质条件较简单,但工作面回采期间要做好防治水工作,必须坚持“有疑必探” 的原则，防止一煤层顶板含水层静贮水和雨季期间地面洪水有可能沿地面裂隙或F1-2断层裂隙面涌入工作面。6、工作面平均垂深470m左右，根据西一采区一煤层工作面的开采对地表影响情况，预计工作面开采后，地表有塌陷裂缝，为了防治地表雨水沿塌陷裂缝溃入井下，造成水害，要及时填埋、夯实地表的塌陷裂缝。由于存在以上危害生产的因素，回采期间严格按东1102工作面回采期间危害因素评价报告与防范措施执行。第二章 采煤方法第一节 巷道布置1、巷道布置东1102工作面沿一煤层顶底板之间分别布置一条进风巷（机道）、一条回风巷，沿一煤层顶板布置一条瓦斯排放巷道。附工作面巷道布置平面示意图（图2-1），巷道参数表（表2-1）。 巷道参数表 表2-1 巷道名称类别东1102进风巷（机道）东1102回风巷东1102抽放巷备注净 断 面12.86m212.86m211.48 m2支护形式锚网索喷联合支护锚网索喷联合支护锚网索喷联合支护作 用进风、运煤、运料、行人回风、运料、行人抽排瓦斯2、采煤方法：走向长壁恒底分层综采放顶煤采煤方法。经2005年至2011年抽采及风排瓦斯，至2012年1月回采前，吨煤抽采钻孔量达到0.0573m/t，预计东1102工作面煤层残余瓦斯含量降至4.35m3/t，且东1102工作面赋存煤层平均厚度为11.2m，最薄处近为5.0m，符合放顶煤开采技术要求。同时根据煤矿安全规程对综采放顶煤采放比的规定，参考我矿西一采区一煤层综采放顶煤回采经验，东1102工作面采煤方法确定为走向长壁综采放顶煤采煤方法。第二节 设备配备工作面安装ZF4800/16/30两柱掩护式低位放顶煤液压支架83副、ZFG5200/20/32过渡支架3副、ZZFT12000/22/35端头支架一组进行顶板支护和放煤，安装MG250/600-QWD型采煤机一台割煤，安装一台SGZ-764/630前部刮板输送机和一台SGZ-764/315后部刮板输送机运煤；机道安装一台SZZ-764/200型转载机、一台DSJ-1000/160型皮带机进行运煤至1150东三材上煤仓。在进风巷设备列车处安设两台BRW315/31.5型的乳化泵（两泵一箱）以供工作面液压支架生产需要。附工作面设备布置图（图2-2），工作面设备配置表（表2-2）。第三节 回采工艺根据我矿现有设备和东1102工作面煤层实际情况，参考以前本矿工作面回采经验，东1102工作面回采工艺为上下端部斜切进刀自上（下）而下（上）双向割煤。工作面回采工艺流程：下行割通机头上行割煤（滞后采煤机15m推移前部刮板机到煤帮）追机移架（拉后部刮板机）割通机尾后下行25m（推移机尾段到煤帮）上行进刀并割通机尾下行割煤（滞后采煤机15m推移前部刮板机到煤帮）追机移架（不拉后刮板机）割通机头后上行25m（推移机头段到煤帮）下行进刀放顶煤（拉后刮板机）清浮煤（文明生产）。工作面每完成一个割煤、移架、推（拉）前（后）刮板机工序为一个小循环，完成放煤一次为一个大循环。附：上下端部斜切进刀自上（下）而下（上）双向割煤循环作业流程图 东1102综放工作面设备配置表 表2-2序号设备名称型号单位数量使用地点备注1端头支架ZT12000/22/35组1工作面2过渡支架ZFG5200/20/32架3工作面3中间支架ZF4800/16/30架81工作面后期增加7副4采 煤 机MG250/600-QWD台1工作面5前部刮板机SGZ-764/630台1工作面6后部刮板机SGZ-764/315台1工作面7转 载 机SZZ-764/200台1机 道8皮 带 机DSJ1000/160台1机 道9乳化泵站BRW-315/31.5套1机 道二泵一箱10移动变电站KBSGZY-1000/1.14台1机 道11移动变电站KBSGZY-800/1.14台1机 道12干式变电站KBSG-315/0.69台1机 道13矿用组合开关QJZ-4*315/1.14P台2机 道14矿用组合开关HT6L1-400Z/1140台1机 道15真空软启动器QBR-400台2机 道皮带机控制16真空启动器BQZ-80N台5机道/回风潜水泵、张紧绞车17真空启动器BQZ-200N台2回 风无极绳绞车 18真空启动器BQZ-120N台6机道/回风绞车19真空馈电开关KBZ-500台320照明综保ZBZ-4.0/Z台3机 道21煤电钻综保ZBZ-4.0/M台1机 道22潜水泵台4机道/回风23无极绳绞车SQ-120台1回风巷24慢速绞车JM-14台2机道/回风25调度绞车JD-25台1机道/回风26调度绞车JD-11.4台2机道1、割煤：选用MG250/600-QWD型电牵引双滚筒采煤机，截深0.65m，割煤高度2.5m。2、采煤机进刀：工作面采用上下端部斜切进刀，自上（下）而下（上）双向割煤。即前部刮板机头（尾）段25m推移至煤壁后，采煤机自上（下）而下（上）进行割煤，在弯曲段（不少于15m）逐渐使滚筒切入煤壁后，将前溜子弯曲段推直，采煤机牵引割煤，两滚筒均切入煤壁后，完成进刀工序。若前部刮板机和支架出现下滑上窜，也可采用机头（机尾）斜切进刀，自下（上）而上（下）单向割煤的方式进行推帮。3、移架顺序和方式：采用自下（上）而上（下）带压擦顶追机移架。追机移架时，采煤机割煤与移架的距离不能大于3m，避免因割煤出现的空顶面积过大。拉移支架时，降架与拉架同时操作，待支架移动时停止降架，做到带压擦顶移架。降架高度不得超过侧护板高度的1/3；移架到位后，及时升起立柱，同时操作平衡千斤顶，使支架顶梁与顶板充分接实，支架有10-30的迎山角，初撑力达到要求。4、推溜方式：工作面煤层倾角为0250（平均130），工作面应以较小伪斜推进（下出口比上出口超前5m左右），煤机双向割煤，故推、拉前后部刮板输送机应依煤机割煤的方向依次推拉，溜子弯曲段不得小于3°。随着工作面回采，在每月召开的作业规程复查会上，复查人员根据工作面坡度的变化及支架、溜子的上窜下滑情况，确定采煤机的割煤工艺和移架、推溜顺序。5、放煤方式：东1102工作面为综采放顶煤回采，根据工作面煤层可采厚度及移液压支架的步距，放煤步距确定为1.3m（即两采一放）。放煤方式按自下而上多轮间隔顺序放煤（先放双号支架，后放单号支架）。每架每次放煤时间控制在2分钟以内，每循环放煤两次，严格控制放煤量，使顶部剩余煤体整体均衡落下充填密实。6、清煤：工作面采煤机停止割煤后，将工作面架前、架后、架间、架内、四联杆处的浮煤全部清干净。7、初采初放期间，工作面为非正规循环作业，在初采初放安全技术措施中要明确初采初放回采工艺和有关注意事项。第四节 储量及可采期1、储量计算及回采率规定（1）、工作面工业储量193.4万吨。Q=L×l×h×R=193.4万吨L工作面走向长度920m; l工作面倾斜长135m； h工作面煤层平均厚度11.2m；R煤层容重1.39t/m3。（2）、工作面损失煤量39.9万吨，主要为厚度损失和落煤损失。（3）、厚度损失32.16万吨。主要为底煤损失、上下端头、过渡支架无法放煤的损失和初采损失、末采损失。 Qd1= L×l×h1×R=8.63万吨h1工作面平均留底煤厚度0.5m； 上、下端头端头支架顶煤损失：16.85万吨QD2=（L-L 1-L2）×l 1×h3×R=16.94万吨 l 1工作面上、下端头无法放煤倾斜长度10.5mH2工作面端头支架顶煤平均厚度12.9m；初采损失：4.37万吨QD3= L1×l×h3×R=4.37万吨L1工作面初采长度,10m，h3工作面初采顶煤厚度23.3m；末采损失：2.31万吨QD4= L2×l×h4×R=2.31万吨L2工作面末采长度,15m，H4工作面末采顶煤厚度8.2m；落煤损失：7.74万吨。QL=（L-L2-L3）×（l - l 1）×h5×R=7.74万吨H5工作面落煤高度,0.5m；（4）、确定回采率：K=1-(Qd1+QD2+ QD3+ QD4+ QL)/Q×100%=85%（5）、工作面可采储量:QK= L×l×h×R×K=164.4万吨。式中：走向长L=920，倾斜长l=135m,厚度h=11.2m,容重R=1.39t/m3 储量计算表 表2-3块段号走向长L（m）倾斜长l (m)斜面积（万m2）煤厚h(m)容重r（t/m3）工业储量Q（万t）回采率k（%）可采储量Qk（万t）192013512420011.21.39193.485164.42、可采期限可采期：164.4万T /9.115万T =18.04(个月) 服务年限为19（个月）。3、探顶底煤措施由于工作面煤层厚度变化及顶底板起伏变化较大，因此工作面回采期间每周探两次顶、底煤，间隔10副支架各打一个探顶、底煤的钻孔，及时掌握工作面的顶、底煤情况，调整推采坡度，使工作面尽量跟底板回采，底煤平均厚度不超过0.4m，减少煤炭损失量。第三章 顶板控制第一节 工作面顶板控制1、工作面支护方式工作面支护方式参照我矿近年来回采综放面支护实践及目前魏家地煤矿使用的综放支架情况，结合西一采区工作面煤层赋存状况，并考虑满足通风断面要求的情况下，东1102工作面支护方式采用ZF4800/16/30两柱掩护式低位放顶煤液压支架为基本支架支护。 附：工作面支架参数 工作面支架参数表 表3-1名称支架型号架宽m高度（m）控顶距（m）初撑力KN工作阻力 KN自重（T）数量最大最小最大最小基本支架ZF4800/16/301.531.65.144.45387848001881过渡支架ZFG5200/20/321.53.172.05 5.144.45395652003端头支架ZZFT12000/22/352.33.22.2前3142后263812000前17.25后14.49912、特殊时期的支护方式工作面在初采初放、初次来压、周期来压、过地质构造带、末采收尾等特殊时期，除采用ZF4800/16/30两柱掩护式低位放顶煤液压支架支护外，对顶板破碎、煤帮片帮段采取打贴帮单体支柱配合园木、板梁、荆芭及铺挂金属网进行支护，必要时可对煤体打孔加注“马丽散”固化剂强化煤帮。特殊条件下控制采煤机的牵引速度不大于3m/min，及时带压擦顶移架控制煤帮，同时加强上下出口的维护和超前支护的架设质量。附：工作面支护平、剖面图（图3-1）第二节 两道及上下端头顶板控制1、工作面上、下端头支护工作面下出口采用3副ZFG5200/20/32型过渡支架支护，一组（前、后架）ZZFT12000/22/35型端头支架支护。如果上口支架与回风巷上帮距离达1.2m以上时，上端头空帮处的支护采用4.0m长的花边钢梁配合单体支柱，架设一梁四柱走向迈步对棚支护，对棚间距0.6m，梁间距0.3m，梁腿用DZ-2.53.18型单体支柱,迈步距1.1m。如果上口支架与回风巷上帮出现挤架时,采取人工用镐钎扩掘上帮的办法,使拉架不受到限制。抬棚下及超前范围内净高达1.8m以上,确保上出口通风和行人畅通。2、两道超前支护方式工作面在回采期间两道超前支护长度按100m架设。、机道采用DZ2.83.18m单体支柱，机道配合3.2m花边钢梁，间排距0.6m×3.0m、端头支架前到转载机头后30m加打中心点柱50根，支柱均要求穿靴，一靴三柱（柱靴用1.2 m的油道木代替）。空顶部分用旧道木及废圆木加工的背板绞实。、回风巷采用DZ2.5 m3.18 m单体支柱配合（1820）×3.6 m的圆木及1.0 m的双排铰接顶梁支护，支柱间排距0.6 m×3.0 m、支柱穿靴及绞顶同机道。第三节 矿压及支护质量综合监测东1102工作面采用KJ24矿压监测系统进行矿压及支护质量监测。即在工作面支架立柱进液管路安装YHY60 无线综采支架数字压力计，机道两帮安装锚杆应力传感器、钻孔应力传感器，顶部安装锚杆应力传感器、围岩移动传感器，无线接收机（安装在机道）接受各无线传感器发出的监测信号后，经通信线传输到井上光端机与服务器。1、监测目的与观测设计（1）监测目的：东1102综放工作面矿压观测的目的在于掌握该工作面老顶来压特点、步距和强度，分析回采空间内支架与不同围岩情况相互作用关系，合理安排工作面回采工序，为加强顶板管理提供技术资料。（2）监测设计监测内容：东1102综放工作面液压支架的支护阻力和工作面机道围岩变形量。为保证监测的准确性，要求泵站压力不低于31.5MP；支护额定工作阻力4800KN，初撑力28MPa；测区内支架支撑高度要求在2.22.5m之间,以免活柱缩完影响监测数据质量。测区内原则上不得抽冒顶,若有抽冒顶必须注明情况,以便对观测数据进行针对性分析。工作面支护阻力监测：利用安装在液压支架立柱进液管路上的YHY60 无线数字压力计进行监测。东1102工作面共布置9个测区，1测区为1#架，2测区为11#架，3测区为21#架，4测区为31#架，5测区为41#架，6#测区为51#架，7#测区为61#架，8#测区为71#架，9#测区为84#架，每个测区在左右立柱上安装两块压力计，分别与支架左右立柱连接。其中1、9测区主要观测两道顶板来压规律，2、3、4、5、6、7、8测区主要观测工作面老顶来压步距及规律。变形监测在机道设置9个监测断面 ，每个断面布置传感器如附图所示。a）锚杆拉力监测： 距离切眼位置30m处布置一个断面，其余断面按间距100m布置，每个断面安装一套锚杆监测设备，包括1台压力分机、3台锚杆应力传感器，9个监测断面共计9台分机、27台传感器，实现对两帮、顶板锚杆拉力的实时监测。b）围岩应力监测： 每个断面安装一套围岩应力监测设备，包括1台压力分机、3台围岩应力传感器。以每个断面为中心，设置3台围岩应力传感器分别监测5m、7m、9m深度煤体应力情况，9个监测断面共计9台分机、27台传感器，实现对煤体应力的实时监测。 c）离层监测：每个断面在顶板安装1台围岩移动传感器（顶板离层仪），共计9台，可实现顶板离层实时监测；（打安装孔时最好用直径为30mm的钻头，综合考虑直接顶、老顶厚度及巷道高度，离层仪深、浅基点可取7m3m）d）断面监测子站每个断面在帮上安装1台子站（无线接收机），9个断面共计9台，用于接收无线传感器发出的监测数据并通过通信线传至基站。2、矿压监测工作组织矿成立矿压监测小组，并生产技术部、调度室(监测中心)、综放二队相关人员组成，具体负责KJ24矿压监测系统的日常运行管理、系统维护。3、监测质量管理措施（1）监测管理人员必须熟知监测系统的主要业务知识，明确所监测数据的用途。（2）监测系统管理人员和工作面施工人员都要爱护监测系统设施，并且及时维护处理监测系统出现的故障。（3）监测过程中一定要和工作面实际情况结合起来，掌握工作面矿压显现一般特征，工作面初次来压、周期来压及基本顶来压规律。为相关工作面的巷道布置提供设计及回采管理提供可靠的参考资料。4、监测要求（1）作业队根据监测系统提供的数据，在工作面矿压显现异常期间，及时采取有效措施加强采场支护，确保安全正常生产。（2）监测设施的管理：作业队必须将设施的保护责任落实到班组。同时要求安装监测仪器的液压管路不漏液以降低监测误差。（3）数据处理与预报要按时签字送出，并存备档案。所有原始记录资料的交接必须登记专门表册，做到资料交接清楚、不丢失。（4）矿压监测项目严格按采煤工作面质量检查评分记录表中“质量管理”的分数落实到每周两次的验收评分项目中。附：工作面矿压观测布置示意图 （图3-2）第四章 生产及辅助系统第一节 运 输 一、运输系统： 1）运煤：东1102工作面东1102机道1150东三煤仓1150中巷西一运输机上山1070运输大巷三号皮带中央一号运输石门主井煤仓地面。2）运料：机道：地面副井中央二号运输石门西一轨道上山1150运输中巷1150东三材上东1102机道。回风：地面副井中央二号运输石门东一轨道上山东一采区1240车场东1102回风。 3）行人路线：地面副井中央二号运输石门西一轨道上山1150运输中巷1150东三材上东1102机道。 附：运输系统示意图（图4-1）二、工作面正规循环生产能力及各运输环节能力校核。工作面割煤生产能力：割煤高度3m，截割0.65m，煤机牵引速度1.56m/min，牵引速度取3m/min，煤容重1.39T/m3,放煤步距1.3m。60×3×0.65×2.5×1.39=487.9Th工作面放煤生产能力：工作面斜长135m，平均煤厚11.2m，回采率85%，放煤时间2小时。 135×1.3×（11.2-3）×1.39×85%=1700T/2h=850T/h（放煤生产能力）运输环节能力校核：工作面割煤生产能力487.9T/h，放煤生产能力850T/h，前、后刮板输送机和皮带机的运输能力（均900T/h）满足生产能力，小于转载机输送能力1000T/h。在生产过程中，割煤与放煤不是同时作业，所以各运输环节运输能力均可满足工作面生产能力的要求。第二节 通风、降尘一、通风系统东1102综放工作面沿一煤层顶底板之间布置一条进（机道）、回风巷，沿一煤层顶板布置一条瓦斯抽放巷。地面副井中央一、二号运输石门东一轨道上山（西一轨道上山）东一采区1190车场（1150运输中巷1150东三材上）东1102机道东1102工作面 东1102回风巷东102总回风联巷101边界上山 东1102瓦斯抽放巷 1260回风中巷西一回风上山西一下部总回风1181总回风北风井地面。 附：工作面通风系统示意图（图4-2）通风设施（1）现已在101边界上山、东一采区1240甩车场、东1102甩车场各施工完成了两道隔绝风门。（2）东1102工作面开采前，重新施工好1260东探巷的两道隔绝风门，在东1102瓦斯排放巷四号联络巷施工两道隔绝风门。（3）东1102工作面回采期间，在东1102工作面上隅角挂设风障、安设局扇稀释上隅角积聚瓦斯。 通 风 设 施 工 程 表4-1序号名 称数量备注1隔绝风门12101边界上山、东一采区1240甩车场、1260东探巷、东102甩车场、瓦斯排放一、四号联络巷各两道隔绝风门。二、工作面风量计算及风速验算1、工作面回采时瓦斯相对涌出量计算：经回采前钻孔抽放瓦斯和掘进期间风排瓦斯，工作面回采前，工作面范围内煤层残余瓦斯含量为4.35m3/t1）工作面煤层原始瓦斯储量计算：Wg =(L+60)×(B+60)×H×P×q=(920+60)×(135+60)×23.12×1.39×10.17=6245.75×104(m3)式中：Wg工作面煤层原始瓦斯储量，m3；L工作面走向长。工作面长各加30m瓦斯释放带；B工作面倾斜宽。由于工作面均为原始煤体，故各加30m瓦斯释放带；H工作面平均煤层有益厚度，为23.12m；P一层煤的容重，为1.39m3/t；q原始煤层瓦斯含量，参照西一采区设计取10.17m3/ t。根据以上计算，工作面煤层瓦斯储量为Wg=6245.75×104m3。回采时工作面煤层剩余瓦斯含量为4.35m3/t； 2）工作面回采煤层相对瓦斯涌出量：根据煤矿瓦斯灾害防治及利用技术手册提供公