煤业有限公司9101综采作业规程.doc

山西黄土坡鑫运煤业有限公司 9101综采工作面作业规程第一章 地质概况第一节 工作面位置及井上下关系工作面名称9101综采工作面采区名称1采区地面标高+1447m-1529.6m工作面标高12501268m地面位置该工作面对应地表为灌木丛，无建筑物、村庄、河流等。井下位置及与四邻关系该工作面东部为9102掘进工作面，南部为轨道大巷，西部为实体煤田，北部30m为矿界保安煤柱。走向长度（m）运输顺槽：1230倾向长度（m）196面积（m2）241080回风顺槽：1230第二节 煤层赋存情况1、 煤（岩）层产状、厚度、结构、坚固性系数、层间距 本工作面开采煤层为9+10号煤层，该煤层位于太原组下段的顶部，通过两顺槽、切眼掘进证实，该工作面范围内，煤层赋存稳定，煤厚变化不大，厚度2.32.6m，均厚2.45m，9号和10号煤之间夹一层约0.1m厚的夹矸，9+10煤为中灰、高硫特低磷、发热量高的贫瘦煤，是较好的动力用煤；主要物理性质：黑色、强玻璃状光泽，条带状结构，层状构造，阶梯状与参差状断口，性脆，裂隙较发育。9+10#煤层顶板为k2石灰岩,灰色,厚层状,质坚硬,性脆，一般含有燧石层及透镜体。厚度为2.5010.00m，平均厚7.05m。抗压强度29.5136.6mpa,均值32.253.9 mpa;抗拉强度0.854.70 mpa,均值3.304.10 mpa;抗剪强度4.5412.35 mpa，均值5.8710.82 mpa,为难冒落的坚硬顶板。局部k2石灰岩与煤层之间夹1.01.4米的黑色泥岩层（俗称“小青顶”），极不稳定，易垮落。9+10号煤层上部分布有2号煤层和6号煤层。2号煤层距9+10号煤层60.8599.86m，平均80.35m，煤层厚度0.001.18m，平均0.63m，含01m夹矸，结构简单。顶板岩性以粉砂岩为主，底板以泥岩、粉砂岩。6号煤层位距9+10煤层49.0564.36m，平均58.18m，煤层厚度0.601.68m，平均1.07m，含00.1m夹矸，结构简单，顶板为黑色粉砂岩，底板为泥岩、粉砂岩。9+10#煤层底板多为泥岩或黑色粉砂岩，有时为细砂岩，厚度为8m。当底板为粉砂岩时，抗压强度为54.573.8 mpa,均值66.5 mpa, 抗拉强度3.044.65 mpa, 均值3.64 mpa;抗剪强度5.3665.73 mpa,均值5.50mpa。附煤岩层综合柱状图（见图一） 二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数根据2012年瓦斯鉴定报告该煤层绝对ch4涌出量为1.25m3/min,绝对co2涌出量为0.59m3/min，鉴定及批复均为瓦斯矿井。相邻9102掘进工作面绝对ch4涌出量0.33m3/min,绝对co2涌出量为0.25m3/min。根据2014煤层煤样鉴定报告，9+10#煤层具有煤尘爆炸危险性，自燃倾向性为级，属不易自燃煤层。第三节 工作面现状与地质构造工作面煤层赋存状况：工作面煤层整体呈近水平状态，倾角平均在5之间。断层分布情况：根据两顺槽出露显现，未发现有断层，但巷道局部地段存在小青顶顶板破碎带，在回采推进过程中必须加强两顺槽内的顶板管理。陷落柱状况：根据两顺槽煤层揭露情况分析：本工作面内无陷落柱构造。第四节 水文地质情况及防治措施一、水文地质情况本工作面水文地质情况比较简单，主要为顶板k2石灰岩岩溶裂隙淋滴水，积水主要集于运输、回风顺槽各段低凹处的小水仓内，根据防治水科涌水量观测记录，本工作面最大涌水量为1.34m3/h,正常涌水量为1.06 m3/h。二、防治水措施1、 建立畅通的排水系统，在运输、回风顺槽内各安装两趟76mm排水管，在顺槽内各处低凹处安设bqs50-30-9.2nkw水泵。2、 做好巷道局部积水的疏导工作，设专人及时清理巷道中的淤煤，保证巷道整洁。3、 一旦发生水淹巷道事故，要按既定避灾路线撤人，及时向安全指挥中心汇报。4、 加强矿压观测和水文地质观测，做好预测预报。第五节 可采储量及服务年限两顺槽全长1230米，可采长度1200米。工作面长196米，煤层厚度2.45米，容重1.35t/m3，回采率97%，储量计算如下： 可采储量：12001962.451.497%=78.25(万t) 可采期：1200（0.66）=333(天)式中：0.6为循环进度，6为日循环数。第二章 采煤方法第一节 采煤方法及确定依据一、采煤方法该工作面采用走向长壁综合机械化采煤法，一次采全高。二、确定依据根据工作面煤层赋存情况、顶底板岩性选择zy4000/17/35型液压支架和zyg4800/18/35型过渡支架、mg200/500-wd型采煤机、sgz764/500型刮板输送机、szz764/132型转载机、plm110型破碎机、dsj100/80/2110型伸缩带式输送机及其它配套综采设备。三、工作面推进方式采用走向长壁后退式回采。四、采高确定1、正常情况下，煤层厚度平均为2.45m，使用支架最大、最小允许支撑高度为35001700。推进过程中必须将采高控制在最大不得超过3.4m；特殊地段最小不得低于1.9m。2、经过地质变化地段时：根据支架最大支撑高度3500与最小支撑高度1700的界限，超过3.4米的地段割煤时必须适当留设底煤，支架擦顶推移作业，严禁割煤超过3.4米造成支架不接顶作业；经过地质构造带时最低不小于1.9米，否则必须采取挑顶或拉底措施。第二节 巷道布置 一、工作面巷道布置及支护特征运输顺槽：沿煤层布置，螺纹钢锚杆、钢筋网片护顶，玻璃钢锚杆与塑料网护帮，巷道为矩形断面，净宽4.5m，净高平均2.8m，净断面平均12.6m2。用于进风、运煤、进出物料、行人。回风顺槽：沿煤层布置，螺纹钢锚杆、钢筋网片护顶，玻璃钢锚杆与塑料网护帮，巷道为矩形断面，净宽4.0m，净高平均2.8m，净断面平均11.2m2。用于回风、进出物料、行人。切眼：沿煤层布置，巷道为矩形断面，断面6.52.8=18.2m2。附图2：工作面巷道布置示意图二、工作面设备布置运输顺槽布置：转载机、破碎机、皮带机、电气列车、水泵、慢速绞车、调度绞车、防尘供水管路两趟、压风管路一趟、排水管路一趟、机电线路。回风顺槽布置：调度绞车、瓦斯监控线路、信号线、水泵、排水管路一趟、防尘供水管路两趟、压风管路一趟。工作面布置：液压支架、采煤机组、大溜。附图3：工作面设备布置示意图第三节 采煤工艺 一、工艺流程 采煤机落煤装煤运煤移架（端头与超前支护）移大溜顶板自然垮落。二、工艺详细说明及要求1、落煤方式采煤机割煤：采用双滚筒采煤机割煤，滚筒直径1.8m,截深0.63m,牵引方式为交流变频调速、齿轮一销轨式牵引系统。2、进刀与割煤方法割煤方式：双向往返一次割两刀煤。进刀方式：端部割三角煤斜切进刀，进刀距离为30米。附图4：端部割三角煤斜切进刀示意图进刀过程：（以端尾为例）斜切进刀：采煤机从大溜机尾处向上牵引，利用大溜弯曲段牵引切入煤壁，直至后滚筒全部进入煤壁为止。移机尾部分：采煤机后滚筒完全进入煤壁后，将采煤机后滚筒至机尾段的大溜推至煤壁，使大溜呈一条直线。返刀：大溜移直后，将两个滚筒的上下位置调换，往后返，向下割三角煤至割透端尾煤壁。进行割煤：割完三角煤以后，将两个滚筒的上下位置调换，采煤机空机返回，进入正常割煤状态。顺序移架：在向前割煤时，滞后采煤机滚筒一定距离顺序拉架、移架。割煤要求：割煤时要求不留顶、底煤，一次采全高，保证采高在2.6-2.4m，割煤后煤墙成一直线。采煤机牵引速度要均匀，不得过载运行，不得强行牵引，不得频繁启动，并注意观察大溜运行情况，严防压溜事故。司机要随时观察顶底板情况，及时调整工作面采高。严防漂刀、啃底，保证大溜平整度。仰、俯采时，司机要根据底板变化情况及时调整采高，防止采高过低造成机组无法通行，或采高过高，支架接顶不实，造成架前漏顶事故，并注意及时打出护帮板，防止煤墙片帮。3、装煤主要由采煤机螺旋叶片装入大溜，少量煤在顶溜时被铲煤板装入大溜内，极少数散落在支架与大溜之间的浮煤，由人工装入大溜内。4、运煤工作面采煤机割下的煤：由刮板运输机运入转载机后再转入顺槽胶带运输机分段转载运出。5、移架移架滞后采煤机后滚筒3架（4.5m）进行(顶板破碎时可紧跟前滚筒移架)，移架步距0.63m。操作顺序为：收护帮板、侧护板、收顶梁落柱移架。支架移到位后，立即升紧立柱，然后升出顶梁，最后打出护帮板、侧护板，最后把各手把复零位。移架要求：正常作业，顶板完好时，支架滞后采煤机后滚筒4.5米前移，顶板破碎时，要在前滚筒割煤后立即移架。移架后要及时升架，并保证足够的送液时间，同时要注意防止垛架、倒架，保证架与架的中心距为1.50m，偏差不超过100mm，支架间间隙不超过200mm。移架后，要求支架成一条直线，立柱前后偏差不超过50mm。支架操作完毕后，各手把必须复零位。坡度增大时，移架过程中要注意调架、摆架、严防倒架。6、顶溜顶溜滞后采煤机后滚筒10架（15m）进行。顶溜时要用相邻几组支架千斤顶交替前移，严禁输送机出现急弯（其斜段长度不得小于15米）。顶溜完毕后，支架手把要及时回零。严禁停机时进行顶溜，防止大溜带回煤、发生压溜、卡溜、飘链事故。严禁由两头向中间顶溜，以防损坏设备。7、采空区管理采空区采用自然垮落法管理顶板。第三章 顶板控制管理及支架说明书第一节 支护设计一、支架强度校验1、支架的最大高度hmax= hmax+a =2.6+0.2=2.82m式中：hmax煤层开采的最大高度，取2.6m，a考虑伪顶，煤顶接触薄皮层冒落后，支架仍有可靠初撑力所需要的支撑高度的补偿量；按：中厚煤层可取200mm，厚煤层可取300mm，薄煤层适当减小。取200mm。2、支架的最小高度hmin=hmin-s-g-e=2.2-0.2-0.1-0.1=1.8m 式中：hmin煤层开采的最小厚度；取2.2m。 s顶板最大下沉量（一般取支架后排立柱处顶板的下沉量，可借鉴邻近工作面的观测资料选取，若无这方面资料，可按100-200毫米选取，i级老顶取大值，级老顶取小值。 e支架卸载前移时，立柱伸缩余量，煤层厚度大于1.2米时，取80-100mm。 g支架顶梁上存留的浮煤和碎矸石厚度，一般取50-100毫米。我们选择的支架支护高度为1.7-3.5m,能满足支撑高度要求。3、支架的工作阻力及初撑力的校验根据采高及上覆岩层碎胀系数计算垮落带高度m=hi(l-1)=0 m=hi(l-1) hk=hi2.7=hi(1.2-1) hk=hi=13.5mhi-上覆岩层第i分层厚度（m）；m-煤层最高厚度，取最大采高2.7m;l-上覆岩层第i分层的岩石碎胀系数,取1.2;hk-理论垮落带高度(m)。根据垮落带高度计算支护强度pt= hkkcos=13.524.5cos9=326.68kn/m2式中：pt-工作面支护强度，kn/m2；hk-垮落带高度(m)； k顶板平均容重，24.5 kn/m3；煤层倾角，取9。所选支架支护强度为650 kn/m3，大于326.68kn/m2，满足支护要求。3、对底板比压的确定我矿的底板为泥岩或粉砂岩，当底板为为粉砂岩时，抗压强度为54.7-73.8mpa,大于支架的对底板比压（1.1-1.2 mpa）。4、护帮板的选择由于所采煤层厚度在2.0-2.6m之间，必须在割煤后及时打出支架设置的护帮板，防止煤帮片帮。综上所述，zy4000/17/35型掩护式液压支架的初撑力、工作阻力、采高及防止片帮方面满足本面生产的需要，选择该架型是合适的。工作面支柱的规格选择1、工作面端头支柱的规格选择支柱最大高度计算：hmax=mmax c=2.6-0.1=2.5m支柱最小高度计算：hmin=mminc-sx-s=1.8-0.1-0.2-0.05=1.45m式中：hmax 工作面开采范围内的煤层最大采高，m; mmin 工作面开采范围内的煤层最小采高，m;c 顶梁的厚度，c=0.1m;sx顶板下沉量，sx=mminl1=0.0251.84.4=0.198m;取sx=0.2m;（顶板下沉系数；l1工作面顶板最大控顶距，取4.4m）s 工作面顶板最大下沉量，取s=0.05m。工作面选择支柱型号规格dw-315，最大高度3.15m，大于计算所需高度2.5m；最小高度1.45m，小于煤层最小采高1.8m。符合工作面使用的要求。2、端头支柱参数确定。工作面顶板为2累计，利用估算法确定工作面的支护阻力。的支护强度pt:pt=km=72.425=420kpa支柱的有效支撑能力e：pe=kepa=0.8300=240kn所需支护密度n：n=1.75根/m2支柱的柱距a：a=0.6m考虑工作面的支护管理要求，选取工作面支柱柱距，取a=0.6m。式中k采高厚度系数，工作面基本顶为级，取k=7；m工作面的平均采高，m=2.4m；工作面顶板岩石平均重度，这里取=25kn/m3;ke支柱有效支撑系数，单体液压支柱取ke=0.8；pa支柱的最大工作阻力，单体支柱最大工作阻力，pa=300kn;b工作面支柱排距，和工作面所选顶梁一致，这里b=1m。3、工作面两端头所需支柱、顶梁数量。 n=ln（1）=4（1）=30根式中ln最大控顶距时支柱的排数，ln=4； l工作面两端头的长度，l=4m； 考虑支柱必须有备用量的要求，工作面端头须配备支柱35根，4米顶梁14根。超前支护每侧20米需21根4米钢梁，63根单体液压支柱；两侧共需42根4米钢梁，126根单体液压支柱。 二、zy4000/17/35型掩护式支架说明表项 目参 数项 目参 数支架型号zy4000/17/35立柱型式双伸缩双作用支撑高度1700-3500mm一级缸径/二级缸径250/180mm宽度1430-1600mm数量2根中心距1500mm行程1768mm工作阻力4000kn初撑力1546kn初撑力3902kn工作阻力2000kn支护强度0.65-0.66mpa推移千斤顶型式双伸缩双作用泵站压力31.5mpa数量1根底座比压1.1-1.2mpa缸径/缸径160/105mm推移步距630mm行程750mm适应煤层倾角15推力/拉力633/360kn整机重量12000kg侧推千斤顶型式单伸缩双作用平衡千斤顶型式单伸缩双作用数量4根数量1根缸径/缸径80/60mm缸径/缸径180/120mm行程170mm行程465mm推力/拉力158/69kn推力/拉力802/445kn前梁千斤顶型式单伸缩双作用工作阻力（推/拉）967/537kn数量2根抬底千斤顶型式内进液单伸缩双作用缸径/缸径140/85mm数量1根行程150mm缸径/缸径125/85mm推力/拉力485/306kn行程251mm工作阻力（推/拉）585/369kn推力/拉力386/207kn护帮千斤顶型式单伸缩双作用护帮千斤顶行程418mm数量1根推力/拉力386/208kn缸径/缸径125/85mm工作阻力（推/拉）466/251kn第二节 工作面顶板管理本工作面安设zy4000/17/35型液压支架127架，zyg4800/18/35型过渡支架6架，共计133架。一、支架最大、最小控顶距及放顶步距最大控顶距：5687+630+300=6617mm最小控顶距：5687+300=5987mm放顶步距：630mm二、工作面顶板管理具体要求1、工作面支架前梁接顶严实。2、采煤机司机必须保证工作面煤壁割直割平，顶板无台阶下沉。3、正常作业时，机组割煤后，必须追机移架，顶板破碎时采取带压超前移架，并及时将护帮板打出，如果出现支架不能接顶时，要及时在支架上充填木料接顶管理。 4、移架时要少降快移（正常情况下移架时，降架高度为50100mm，不超过300mm）。5、液压支架排成一条直线，保证架与架的中心距为1.50m，偏差不超过100mm，支架间间隙不超过200mm。6、移架后，要求支架成一条直线，立柱前后偏差不超过50mm。支架接顶严实，顶梁平整，顶梁与顶板必须平行支设，其最大仰（俯）角不超过7。相邻支架错茬不超过顶梁侧护板的2/3，支架不挤不咬，无压死的支架。7、升架时，必须保证足够的送液时间，升紧后，及时将各手把复零位。 8、生产过程中，机组司机与支架工要相互配合好，严禁空顶距离过长，顶板破碎时，要在前滚筒割煤后及时移架支护。 9、加强支架检修质量，保证无串液、漏液现象，支护状态良好，初撑力和工作阻力符合支架设计要求。三、初采初次来压顶板安全技术管理从切眼掘进时所揭露的顶板情况来看：切眼内均属坚硬稳定的石灰岩层。根据相邻鑫能公司综采工作面回采推进情况来看，当工作面出现小青顶顶板破碎带时，工作面推进到15-20米时会出现顶板初次来压，若无小青顶时，工作面推进到20-25m时来压。顶板垮落厚度为3.6-5米，之后每隔20-25米会出现一次周期来压，为此应做好以下工作： 1、初采来压前成立矿压观测小组，矿压组要在工作面设矿压观测点，实行现场连续观测，对两顺槽及端头的顶板情况天天抽查，并及时向矿初次来压和初次放顶领导小组预报顶板动态和顶板悬空情况，指导顶板管理工作，保证安全生产。 2、上、下顺槽超前支护的单体支柱初撑力不低于90kn，支在实底上，并穿铁鞋，防止来压时两顺槽支护达不到要求，必要时要加密支护，加强支护强度。3、工作面支架液压系统要有足够的压力（不低于24mpa），泵站系统压力不得低于30 mpa，乳化液浓度在35范围内，支架支护状态良好，系统不渗不漏，安全阀满足要求。4、按正规循环作业，尽量加快推进速度，尽可能的减小来压对回采的影响。5、来压时要带压操作及时拉超前架，正确使用好顶梁、护帮板，对顶板及时支护，拉架时要做到少降快拉或擦顶移架。若出现片帮应及时伸出支架护帮板，缩小面前空顶。 6、每班应指派专人对工作面及上、下顺槽支护情况进行巡回检查，发现情况及时向班长及调度中心汇报。 7、采煤机司机必须割平顶、底板，调节好支架中心距，达到“三直、一平、两畅通”的要求。8、初次来压前，行人要停留在立柱与支架掩护梁间，刮板机机头、机尾及上下顺槽超前支护区不准人员停留。 9、初次来压期间工作面所有人员要注意安全，发现有来压情况影响安全时，立即停止作业，撤到安全地点。 10、初次来压时，工作面及顺槽均要清洗煤尘，防止老顶大面积垮落造成煤尘飞扬引起更大的灾害。根据来压情况，各岗位工作人员应随时停止设备运转，切断工作面供电电源。11、工作面初次来压之前，采高保持在2.4-2.6m，工作面所有人员作业过程中要时刻注意顶板来压情况，一旦发现有异常声响，要立即躲在支架行走间，同时抓紧支架液管。 12、通风科必须派专职瓦检员跟面作业，监测工作面通风与瓦斯情况，发现问题及时处理。 13、安全科要把工作面初次来压作为监督检查的重点，安全员配合综采队做好安全检查工作。 14、在工作面初次来压前，必须在工作面入口处设栅栏悬挂“闲人免进”牌，来压前严禁非作业人员进入工作面进行参观。 15、严禁人员进入支架后方的采空区内停留或作业。16、初次来压前，每班必须安排管理人员跟班负责协调处理生产中的一切工作。17、综采队要对所属职工进行初次来压顶板管理的预防知识贯彻学习，同时切实抓好现场的安全管理和生产技术管理工作，杜绝来压时顶板事故的发生。四、周期来压及日常顶板管理措施： 根据鑫能公司综采工作面的初次、周期来压情况来看，来压显现主要是顶板垮落时将采空区瓦斯涌出，导致瞬时上隅角瓦斯浓度升高，造成短时间停产。工作面初次、周期来压前，必须加强上下端头空档支护与超前支护，顶板破碎时采用带压移架，以免上下端头空档处发生冒顶事故。 1、成立顶板管理领导小组，由队长负责每周召开安全会议讨论施工现场顶板情况和顶板管理有关常识。 2、综采队长必须根据作业规程规定，并结合实际情况，将顶板注意事项等向当班班长、班组成员交代清楚，同时要对全体职工进行顶板管理基础知识教育，切实抓好现场的安全管理和生产技术管理工作。 3、如发现顶板有异常情况时，应及时向有关领导汇报，并立即停止作业，采取措施处理。 4、工作面顶板无台阶下沉，架间或机道顶板冒落高度大于300mm时要及时处理。 5、超前支护不少于20m，支柱要排成一条直线。 6、上、下出口与超前支护的单体支柱必须达到初撑力，支在实底上，防止来压时推到支柱。必要时要加密支护，加强支护强度。 7、组织严密，及时推进，尽量避免长时间的停产。 8、不论生产或检修过程中，必须及时支设护帮板。护帮板必须紧贴工作面煤壁。 9、采煤机司机要掌握好工作面顶、底板，保证顶、底平整，以便于支架接顶严实。 10、采煤机司机要与支架工相互配合作业，支架工保持拉架滞后采煤机后滚筒不超过3架。 11、工作面所有支架要保持完好状态，杜绝液压系统跑、冒、滴、漏现象，严禁支架自动卸液。 12、严禁留顶煤作业，一旦局部发生局部漏顶要采用道木或厚度适宜的木板充填进行控制。 13、工作面遇有其它地质构造时，要及时制定有关顶板方面的安全技术措施。五、过断层（顶板破碎带）的顶板管理：工作面在推进过程中一旦遇到断层或顶板破碎带，要及时拉超前架伸出顶梁使用护帮板护帮，移架时配合铺铁丝网及木料控制顶板。断层落差在1.5米以上时根据断层落差提前挑顶、留底煤，降低采高，但采高不得低于2.0米，如采机不能强行通过断层时，适当采取爆破松动处理，另根据情况及时制定安全技术措施。六、工作面及两端头放顶采空区顶板管理采用自然垮落法管理顶板，如初采推进进度超过25米，顶板仍未初次来压时，或者两端头的悬顶面积超过25m时，应停止推进采取人工强制放顶的方法进行放顶，具体放顶措施另行制定。第三节 顺槽超前支护及端头顶板管理一、运输、回风顺槽的超前支护1、支护说明：运输顺槽超前支护采用3.15m单体柱配合4m型梁与顺槽垂直布置，型梁两端距巷帮的距离相等（型梁两头的单体柱外侧牙打在型梁第2个牙处），超前支护长度不小于20m，棚距1.0m，误差不超过0.1m，距工作面前10m段一梁三柱，中间一排贴转载机东帮支设，距工作面10-20m段一梁两柱。回风顺槽超前支护采用3.15m单体柱配合3.6m型梁与顺槽垂直布置布置，型梁两端距巷帮的距离相等（型梁两头的单体柱外侧牙打在型梁第2个牙处），超前支护长度不小于20m，棚距1.0m，误差不超过0.1m，距工作面前10m段一梁三柱，中间一排在顺槽巷道中心线上支设，距工作面10-20m段一梁两柱。两顺槽遇顶板破碎带时，超前支护排距缩为0.5m,每排型梁棚增设为3棵单体液压支柱。遇超高地段进行架设叠棚接顶，高度不大于2.8m。 2、支护质量标准：支柱纵横成线，其偏差不大于100mm。支柱支到实底，支柱下穿铁鞋（120mm），支柱迎山有力（迎山角度适中），单体支柱初撑力为90kn（15mpa），单体支柱活柱行程不得小于150mm。型钢梁与顶板之间上4块木楔，分别设在梁两头、中部点柱对应的梁上各上1块木楔，梁上其余地段上1块分布均匀打设，顶梁要尽量避开顶板锚杆盘位置，防止顶梁不平稳、打滑，降低支护强度。两巷单体柱要做到“横平竖直”，前后、左右方向都成一条直线，偏差不得超过0.1m，纵向测量时以所挂线为准，横向可使用直尺卡到单体柱上进行测量。两巷单体柱必须编号管理，编号牌采用椭圆形牌板，每个牌板两个眼，使用松紧带系在单体柱上，牌板上沿高度与单体柱最上面一根线为准；所有牌板与巷道方向成45角，迎着人行方向吊挂；所有单体柱编号要按顺序排列，不得出现断号、缺号现象，同排单体柱编号一致；用作端头支护、切顶柱、点柱等的单体柱另行编号。所有在用或立放的单体柱必须使用防倒链进行防倒，两巷所有使用的单体柱三用阀方向要一致，注液阀方向一致朝向采空区，单体柱手把方向与卸载阀要求一致。所有单体柱必须迎山有力。若顶板坡度较大，巷道宽度不满足迎山角的情况下，可采用背顶、在单体柱头与梁间垫木楔子的方式，保证单体柱受力均衡。所有在用的梁必须完好，损坏的梁杜绝使用，歪曲量超过0.1m（在梁两头挂线，量线与梁最大的间距）的梁不得使用。型梁两头的单体柱外侧牙打在型梁第2个牙处，中间的单体柱按要求打设。行人通道的高度不得低于1.8m，行人通道宽度不小于0.7m。二、工作面端头支护及安全出口管理1、端头支护形式支架顶梁和掩护梁连接销孔处为切顶线位置，在切顶线位置支设带帽点柱，间距不超过300mm。切顶柱原则上沿切顶线进行支设，特殊情况下可超前切顶线支设，但不得超过200mm，严禁滞后切顶线支设。当煤帮最突出部位距支架侧面的距离不大于400mm时，可不进行支护，只在切顶线处支设1根切顶柱。当煤帮最突出部位距支架侧面的距离大于400mm，不大于800mm时，支护标准如下： 端头区域顶板较好时，自切顶线起至超前第一棚之间，沿顺槽走向支设一排单体柱进行支护，单体柱靠近煤帮支设，距煤帮最突出部位不大于400mm，单体柱柱距中对中为700900mm（内空750850mm）。 端头区域顶板较破碎时，可沿顺槽走向架一根4m型梁进行支护，采用“一梁三柱”的形式随工作面推进前移，棚梁距煤帮最突出部位不大于400mm。当煤帮最突出部位与支架间距大于800mm，不大于1600mm时，在支架与煤和间采用一对4m型梁配合6根高度适宜的单体柱支护顶板，采用“一梁三柱”的形式随工作面推进迈步前移，抬棚距煤帮最突出部位不大于400mm，距支架不大于800mm。当煤帮最突出部位与支架间距大于1600mm，不大于2800mm时，考虑加架或在支架与煤柱间架设两对4m型梁配合12根高度适宜的单体柱支护顶板，采用“一梁三柱”的形式随工作面推进迈步前移，抬棚距煤帮最突出部位不大于400mm，距支架不大于800mm。当煤柱最突出部位距支架上侧面（下侧面）的间距大于2800mm时，考虑在端头加架。打设抬棚时，如果顶板较破碎，可在支架顶梁和抬棚上，沿倾向背木实加强护顶。2、端头支护布置原则以切顶线为基准，控迈步棚的布置位置。迈步棚后梁与后切顶线齐，偏差0.1m，前梁与后梁的迈步距离0.63m。迈步棚支护单体柱的分布：前梁第一根棚腿（最外部）单体柱距离梁头0.2m，偏差0.1m。 3、切顶柱布置原则切顶线位置：液压支架顶梁和掩护梁连接销孔处。在液压支架顶梁和掩护梁连接销孔处，支设单体支柱加1m型梁，单体支柱间距不超过0.3m，型梁长1m。切顶柱原则上沿切顶线进行支设，特殊情况下可超前切顶线0.2m支设，偏差0.1m，严禁滞后切顶线支设。4、端头支护质量标准端头迈步棚为一梁三柱，错距为0.63m，偏差0.1m，每对迈步棚随工作面推进交替迈步前移，步距为0.63m；对棚的两梁中心距不大于0.3m；对棚与对棚净间距不超过0.8m。梁要接顶严密，顶板凹凸处用木料填实，所有单体柱的三用阀方向一致，卸载阀朝外，每根单体柱必须使用防倒链。两巷的高度不得低于1.8m，行人道宽度不小于0.7m，单体液压支柱活柱行程不得小于0.2m，不得大于0.7m。支柱支到实底，支柱下穿铁鞋（120mm），保证钻底量不超过0.1m。根据巷道高度的变化情况及时更换与之相适应的单体柱。单体液压支柱初撑力不得小于11.5mpa。班班循环注液，每班不少于2次。三、支护材料备用数量及存放地点支护材料按使用量的10%备用，备用材料存放在距工作面50100m之间的回风巷内，材料分类码放整齐，实行挂牌管理，标明材料名称、型号、数量等内容，并由专人负责清理码放，保证人行道宽度不小于0.7m及行车畅通无阻。附图5：端头及两巷超前支护示意图四、两巷塑料网、托盘回收1、回收的材料种类：锚杆螺帽、塑料网、锚索锁具与托盘。2、回收要求：支设好超前支护后，在正常割煤作业前回收距工作面1.5m范围内巷道顶板的螺帽、托盘，巷道两帮的螺帽、托盘与塑料网。回收必须随着割煤推进度进行提前回收，严禁随意放弃回收支护材料，造成财产损失。3、回收方法具体如下：顶板托盘回收时，必须用专用工具通过旋转松开锚杆螺帽，取下托盘，依次进行。煤帮材料回收时，操作人员先回收下部托盘，再中部托盘，最后上部托盘。根据巷道高度回收上部托盘时，必须用稳定可靠的凳子或梯子，用专用扳手旋转松开锚杆螺帽，取下托盘，然后将塑料网沿煤壁卷成小捆。 4、拆除顶部锚杆托盘前，应仔细观察顶帮变化，坚持敲帮问顶制度，当发现有离层或片帮时，首先设专人站在安全地点用长把工具找掉悬煤危岩，以防掉落煤矸伤人，如遇巷道开裂严重、煤壁及顶板离层、小青顶破碎事、断层带等情况时严禁回收。5、拆除煤帮锚杆托盘、塑料网时，人员必须站在安全地段使用长把工具，坚持“一人作业、一人监护”制度。如活帮在塑料网内已形成“网兜”时，必须先卸下底部托盘，用铁棍将“网兜”活煤从下部漏掉，方可进行回撤中部、上部托盘。6、移端头支护或采煤机割煤至机头，机尾期间不准拆除。7、采煤机割煤至机头机尾时，两帮严禁人员通过及靠近，以防片帮伤人。8、采煤机割煤至机头机尾时，采煤机司机要集中精力，放慢速度，同时做好自我保护，其他工作人员全部都远离滚筒5m以外，闪开滚筒旋转方向，以防甩出物料伤人，严禁人员进入面前作业。9、回收出的锚杆、托盘等材料，必须及时外运，分类码放在指定地点，严禁堵积在两端头及人行道上，并积极做好回收工作。10、端头的支架在经过顶板有锚杆、锚索的地段时，必须在支架上垫2根木料，防止出露的锚杆与锚索在移架时刮坏、顶坏支架顶部。五、超前支护回收1、随着循环割煤作业，必须及时回收两端头的迈步型钢梁棚及超前支护。撤除型钢梁棚后必须及时前移架设，始终保持超前支护不少于20米。2、随着割煤推进，超前支护撤除支护呈循环作业。架设型钢梁棚时：将准备好的单体柱插入两帮挖好的硬底柱窝立起，然后将型钢梁扛起放在单体液压支柱柱齿上，再分别将钢梁两端梁口对准柱齿后摆正棚架，插入液枪慢慢加液升紧。上好一端上一端，依次进行。当型钢梁距顶板80100mm时，分别在梁头、点柱对应的梁上、其它两处，分布均匀撑木楔再升紧，形成“一梁四楔”。3、经过顶板破碎地段,架设型钢梁棚时，必须预先处理网兜内的碎石，并在铁丝网与型钢梁之间上背板后方可升紧型钢梁棚。4、撤除型钢梁棚时，要先对相邻棚架进行加固，然后方可撤除棚架，撤除棚架后及时前移架设，支架前梁端头距超前支护棚架最大控顶0.6米，严禁超控顶作业。 5、回收人员首先要选择好退路与操作位置，手扶单体液压支柱手柄插入放液把慢慢放液，降落80100mm后由一人将型钢梁上的木楔全部敲掉，然后扶住型钢梁，再对两侧液压支柱慢慢放液，待钢梁缓缓落到一定高度时，由2人扛住钢梁抬到指定地点。严禁用绞车强拉硬拽回收单体柱。 6、回撤端头单体柱：卸载前必须详细观察支柱的倾斜方向，判明支柱与支柱上的木楔跌落方向，摘下防倒链。然后，一人扶住柱体，一人将卸载手把插入三用阀的卸载孔中，转动手把，支柱卸载活柱下降，撤出支柱。 7、在回收顶板破碎或垮落岩石埋没柱缸的危险地段时，先将所回的单体液压支柱用绳子或回柱器拴好，再用长把工具撞击已插好的卸载手把进行卸载，卸载后，拽绳子或用回柱器拉出支柱。8、回撤死柱必须先支设一根临时支柱，然后采用局部掏底的方法挖空柱缸底部，再用回柱器拉出死柱。严禁采用绞车强行回撤。9、顶板破碎时, 撤除型钢梁棚架时，必须坚持“先支后撤”的原则打设替柱进行作业，必要时增设大板棚,控制好顶帮,并对周围的钢梁棚进行加固,方可撤除棚架。第四章 生产系统第一节 通风系统一、通风路线副井井底车场轨道大巷9101运输顺槽9101切眼工作面9101回风顺槽回风大巷总回风巷回风井地面。附图6：通风系统示意图二、风量计算回采工作面实际需要风量，按瓦斯、二氧化碳涌出量以及工作面气温、风速和人数等规定分别进行计算，然后取其中最大值。1、按气象条件计算q采=6070%v采s采k采高k采长=600.71.015.961.21.4=1126.14m3/min式中: q采采煤工作面实际需要的风量，m3/min；v采采煤工作面的风速，按采煤工作面进风流的温度从表1.3中选取，m/s；s采个采煤工作面的平均有效断面积，按最大和最小控顶有效断面的平均值计算，（62.8+5.42.8）2=15.96m2；k采高采煤工作面采高调整系数，具体取值见表1.4；k采长采煤工作面长度调整系数，具体取值见表1.5；70%有效通风断面系数；60为单位换算产生的系数。表1.4 k采高采煤工作面采高调整系数采高(m)2.02.02.52.5及放顶煤面系数（k采高i）1.01.11.2表1.5k采长采煤工作面长度调整系数采煤工作面长度(m)m长度风量调整系数（k采长i）kcl150.815800.80.9801201.01201501.11501801.21801.301.40表1.6 采煤工作面进风流气温与对应风速回采工作面空气温度（）采煤工作面风速（m/s）201.020231.01.523261.51.826281.82.528302.53.02、按瓦斯涌出量计算q采=100q瓦采k瓦采通=1000.601.6=96m3/min式中：q瓦采采煤工作面的瓦斯绝对涌出量，正常生产时连续观测1个月，取月平均日绝对瓦斯涌出量0.60m3/min； k瓦采通采煤工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，正常生产时连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量和月平均日绝对瓦斯涌出量的比值。通常机采工作面可取k采通=1.21.6。100按采煤工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1%的换算系数。3、按照二氧化碳涌出量计算q采=67q碳采k碳采通=670.351.2=28.14m3/min式中：q碳采采煤工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量，正常生产时连续观测1个月，取月平均日绝对二氧化碳涌出量0.35m3/min；k碳采通采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，正常生产时连续观测1个月，日最大绝对二氧化碳涌出量和月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值；67按采煤工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5%的换算系数。4、按人数计算实际需要风量q采4n440160m3/min式中：n采煤工作面同时工作（交接班）的最多人数，40人。5、按风速进行验算 按最低风速验算q采600.25s采大i=600.2511.76=176.4m3/mins采大 =l采大h采高70%=62.80.7=11.76式中：s采大采煤工作面的最大控顶有效断面积，m2；l采大采煤工作面的最大控顶距，m；h采高采煤工作面的实际采高，m；0.25采煤工作面允许的最小风速，m/s；70%有效通风断面系数。 按最高风速验算q采604.0s采小=604.010.58=2539.2m3/mins采小i =l采小ih采高i70%=5.42.80.7=10.58式中：s采小采煤工作面的最小控顶有效断面积，m2；l采小采煤工作面的最小控顶距，m；4.0采煤工作面允许的最大风速，m/s。 综合比较上述q采值，确定工作面回采期间实际需风量为：1126.14m3/min，三、瓦斯检查1、工作面必须有专职瓦检员负责瓦斯浓度检查，每次检查地点不少于五点，且根据情况随时进行检查。并填写好瓦检记录牌板。瓦斯检查牌板应设置在回风顺槽中距工作面50m附近，检查结果要及时填写，并及时向现场作业人员通报瓦斯情况。 2、工作面机尾上隅角每班吊挂便携式瓦斯报警仪，报警点为0.8%，生产班由端尾维护工负责，检修班由班组长负责。 3、采区回风巷风流中：瓦斯浓度0.8%或二氧化碳浓度1.2%时，必须停止作业，采取措施，进行处理，同时报告调度中心。 4、工作面及其它作业地点风流中：瓦斯浓度1.2%时，必须切断电源，停止作业，撤出人员，采取措施，进行处理，同时报告调度中心。5、跟班领导、班组长、电工、采煤机司机必须携带便携式瓦检仪，报警点为0.8%。6、瓦斯员严格执行瓦斯检查汇报制度、一班五检制度、交接班制度。7、瓦斯员每班用探杖胶管检查局部冒高区域瓦斯浓度，并将检查结果汇报矿安指中心。8、每班瓦斯员对运输、回风顺槽排水点附近瓦斯、二氧化碳进行检查，发现问题及时汇报。9、在顶板初次来压或周期来压期间，发现有煤壁松软、瓦斯涌出量增大时，及时汇报矿安全指挥中心，采取措施进行处理。第二节 瓦斯监控系统一、9101综采工作面瓦斯监控系统电源取自采区变电所总馈电，监控分站控制甲烷传感器t1、t2、t0。 二、安设位置：监控维护工必须按要求安设三台甲烷传感器t1、t2、t0，并与监控中心站联网。位于回风顺槽距工作面1015m范围内安设t1甲烷传感器；距回风顺槽口10米处安设t2甲烷传感器；在工作面上隅角安设t0甲烷传感器；馈电传感器安设在被控开关负荷侧电缆上，采煤机安设机载式传感器t机，闭锁采煤机电源。三、报警指数：t10.8% t20.8% t00.8% t机0.8% 断电指数：t11.2% t20.8% t01.2% t机1.2% 复电指数：t10.8% t20.8% t00.8% t机0.8%四、传感器使用要求：1、甲烷传感器吊挂距巷道顶板不大于300mm，距巷帮不小于200mm，并挂牌管理。2、每10天必须使用标准气样和空气气样调试一次，日常若有故障应及时处理。3、每7天必须对甲烷超限断电功能进行一次测试。4、t1、t0传感器应随工作面推进及时按规定移位。5、因瓦斯超限断电的电气设备必须在瓦斯浓度降到规定值以下时方可人工复电。6、监控维护工每天负责对甲烷传感器与光干式瓦检仪进行校对，确保灵敏可靠。 7、传感器断电范围为工作面及回风巷道内全部非本质安全型电器设备。五、班长、安全员、采煤机司机下井时必须携带便携式甲烷报警仪，并实时监测作业地点的瓦斯浓度，当报警时，停止作业，进行处理。六、电钳工必须携带便携式甲烷报警仪，在检修工作地点20m范围内检查甲烷气体浓度，有报警现象时，严禁送电或检修。附图7：监控系统示意图 第三节 供水施救系统一、水源管路供水水源来自地面蓄水池，副井、轨道大巷采用108供水管路，运输、回风顺槽敷设76供水管路向工作面进行供水，供水管路上安装过滤器，保证水质清洁。供水路线为：地面蓄水池副井井底车场轨道大巷运输、回风顺槽。二、供水施救系统：1、工作面巷道安装zyj矿井供水自救装置。2、供水自救装置常见参数供水压力：0.1-0.5mpa浑浊度：10ntu温度：5-45饮水出口：6个饮用软管接出；可与矿井压风自救装置配套使用。起水产水量：400l/min进水接口：10-25高压胶管接头或接头座3、安装、使用及维护：（1）供水自救装置安装时，先将减压阀压力调至最低，即用随设备配的内六角扳手，拧开减压阀顶端螺母，逆时针方向调到底，压力表显示为零。然后接好井下供水管道。顺时针方向缓缓调整减压阀，待压力表指针指向（0.5mpa）时，停止调整，并拧上调节孔螺母，再逐个打开每个供水阀门，每个供水管是否有足够清洁水流出。若供水正常，请关上供水装置箱门，插好箱门插销。如在紧急情况下，井下人员需要施救饮水时，则打开箱门，再打开相应出水口的阀门，就可以直接喝上干净的水，等待及时救援。（2）每隔200米安装一套供水施救装置，最后一组（三套）与工作面始终保持2540米的距离。附图8：9101工作面供水施救系统示意图 第四节 防尘洒水系统 一、 防尘洒水系统防尘洒水水源来自地面高山水池，副斜井采用159mm钢管，轨道大巷采用159mm钢管，运输、回风顺槽采用57mm钢管。巷道内防尘管路每50m设三通一个，并配备长度不少于20m的洒水软管，巷道每100m设一道