煤矿综采面作业规程.docx

30401综采工作面作业规程 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1.水平名称+400m水平采区名称四采区地面标高+684+738m井下标高+393+430m地面相对位置工作面地面位于晋圣永安宏泰煤业工业广场以东190米，东北距韩山村220米。回采对地面设施的影响工作面对应地面为山地丘陵，无建筑物及水体,回采对地面无影响井下位置及相邻关系工作面位于井田中部，30400集中巷以南。北起30400集中运输巷，南部为东下山巷，留设50米煤柱，西邻30103上分层采空区，留设30米保安煤柱，东部未采。相邻30103上分层采空区面积为67100 m2，根据回采时期收集的水文地质资料，预计该采空区无水患影响，该采空区瓦斯对回采不构成影响。走向长度/m750倾斜长度/m126面积/ m294500第二节 煤 层采煤工作面开采煤层情况，见表2。煤层厚度/m6.12煤层结构简单煤层倾角/（）1-5开采煤层3#煤种无烟煤稳定程度基本稳定煤层情况描述该面煤层赋存较稳定，煤层倾角较平缓，构造简单第三节 煤层顶底板开采煤层顶底板情况，见表3。顶底板名称岩石名称厚度/m特征基本顶细砂岩8质较坚硬，较为完整，不易垮落直接顶砂粒岩夹泥岩2.5钙质胶结，含有泥岩包裹体，斜层理明显，裂隙不太发育伪顶粉砂岩0.1-0.2水平层理十分发育，极不稳定直接底砂质泥岩5深灰色泥岩，粉砂质泥岩，含有植物根茎化石及炭质碎屑基本底深灰色中粒砂岩8灰白色含砾砂岩工作面综合柱状图。地层单位代号层号标志柱状图厚度（米）煤岩特性界系统组上古生界二叠系下统山西组C3S3#K732.45336顶板为3#煤与K8砂岩之间的灰色粉砂岩及灰色细砂岩。3#煤以半亮型煤为主，具线理壮结构，层状至块状构造，似金属光泽，灰黑色条痕，比重中等，致密坚硬。全区稳定，结构简单，厚度大。底板为K7砂岩至3#煤之间的黑色泥岩，灰黑色粉砂岩。均厚6.122.563.62第四节 地质构造本工作面所处区域无任何大的影响回采的断层，无岩柱。根据30401运输顺槽掘进时期掌握的地质资料，在掘进至615米和698米时，分别遇到简单的地质构造（石包），长度7-10米。在回采作业过程中，回采至该段时，要结合现场实际情况，制定回采工作面过地质构造专项措施。第五节 水文地质本工作面无涌漏水情况，有部分顶板裂隙渗水，对回采工作不构成影响。经工作面探放水，回采范围内未发现积水。第六节 影响回采的其他因素一、 影响回采的其他地质情况，见表4。表4 影响回采的其他地质情况瓦斯（CO2）该工作面区域煤层已经过抽放，在其底部还有3米厚的煤层的瓦斯会在回采过程中释放至工作面，根据相邻工作面和掘进巷道预计，该工作面绝对瓦斯涌出量为4.05 m3/min，二氧化碳绝对涌出量为0.05 m3/min，属高瓦斯工作面。煤层爆炸指数根据山西省煤炭工业局综合测试中心提供的煤尘爆炸性及煤层自燃倾向性鉴定检验报告：煤尘爆炸火焰长度为0，无爆炸性；煤层自燃倾向性煤的吸氧量1.6018 cm3/g,自然倾向性等级，自燃倾向性为不易自燃。地温危害不涉及第七节 储量及服务年限一、储量工作面长度/m126工业储量/ t369968推进长度/m675综合采出率/%95视密度/(t.m3)1.45煤层生产能力/(t.m2)4.35可采面积/m285050可采储量/ m2351469循环进度/m0.6日循环个数n/个5日生产能力/t1560可服务年限/月7.5- 3 - 南凹寺煤业技术科编制 第二章 采煤方法第一节 采煤方法依据矿井机械化升级改造初步设计变更说明，采用走向长壁分层综采采煤法，本工作面为上分层回采工作面，沿底板铺设金属网。工作面采用MG160/375-WDI型电牵引采煤机割煤、装煤，安装ZP4000/17/35型支撑掩护式液压支架和ZPG4000/17/35型过渡支架支护顶板(液压系统集中控制式)；SGZ-630/220刮板输送机、SZB-730/75转载机和DSJ80/40/2*40带式输送机运煤；采用全部垮落法处理采空区。采高3.0米，循环进尺0.6米。第二节 巷道布置工作面布置有一条进风（运输）巷、一条回风巷和一条瓦斯尾巷，切眼长126m。工作面进风（运输）巷、回风巷和瓦斯尾巷均为走向布置。进风（运输）巷长750米， 11#工字钢支护，上宽3.5米，下口宽3.8米，净高2.7米；回风巷长686米，矿用11#工字钢支护，上口宽2.6米，下口宽3.0米，净高2.4米；瓦斯尾巷长735米， 11#工字钢支护，上口宽2.1米，下口宽2.6米，净高2.2米。附图1:30401综采工作面位置及巷道布置平面图第三节 设备布置一、30401综采面主要设备表序号设备型号主要技术参数1采煤机MG160/375-WDI功率：375 KW；2刮板输送机SGZ-630/220功率：220 KW；3掩护式液压支架ZP4000/17/35102架4桥式转载机SZB-730/75功率：75 KW；5轮式破碎机PLM1000功率：90 KW6可伸缩带式输送机DSJ-80/40/2*40 功率：2*40 KW7乳化液压泵BRW200/31.5功率：125KW8移动变电站KBSGZY2 -800(KVA)/10(KV)移变用高压真空开关PBG-100(A/10(KV)Y移变用低压保护箱BBD-800(A)/1140V(660V)Y二、 MG160/375-WDI采煤机主要参数名称单位参数适合倾角25（两象限）煤质硬度f4机面高mm1150参考销排高mm422采高范围mm1700-3500机身厚度mm520滚筒中心距mm8804摇臂摇臂长度mm1598摇臂形式整体弯摇臂行走行走方式摆线轮-销轨无链牵引、交流变频调速牵引力kN264速度m/min6/10滚筒滚筒直径mm1600； 下切深度mm216； 转速r/min35，41配套截深mm600滚筒宽度mm670电机截割部功率KW2*160截割部供电电压v1140牵引功率KW2*25牵引供电电压v380泵站功率KW1*5.5泵站供电电压v1140液压系统流量L/min15.8油箱容量L77液压泵型号CBK1008-B4F喷雾降尘方式内外喷雾水量L/min200水压Mpa4供水管型号KJP38-100;KJP25-150配套电缆主电缆型号MCP-0.66/1.14-3*95+1*25+4*4电缆夹板型号U-100/145;H-150/180机器重量t25三、 SGZ-630/220刮板输送机主要技术参数（工作面）序号名称单位参数1输送长度m1302输送量t/h4503装机功率kw2*1104链速m/s15电动机电压v660/11406减速器传动比1:29.3627减速器型号6JS-1108电动机型号YBS-1109启动器型号QJZ-200/114010中部槽型式铸焊封底式11中部槽规格mm1250*590*25212中部槽联接方式哑铃联接13刮板链规格22*86-C14刮板链型式中双链紧链方式紧链器15链中心距mm9016破断负荷KN 610四、SZB-730/75桥式转载机主要技术参数表序号名称单位参数1设计/制造长度m252输送量t/h6303刮板链速m/s1.334槽 宽mm7305功 率KW756电动机电压V660/11407转 速r/min14808爬坡高度109刮板连型式边双链10圆环链规格mm186411圆环链间距mm60012刮板间距mm64013圆环链破断负荷KN34314中部槽规格(长*宽*高)mm150073019015总重（不含拉移装置）kg14683五、PLM1000轮式破碎机主要技术参数表序号名称单位参数1外型尺寸（长宽高）3540187416872破碎能力t/h10003最大输入块度7007004最大排出粒度3005电动机型号DSB-90型6电动机功率KW907电动机转速r/min14758电动机电压V1140/6609破碎主轴转速r/min37010破碎锤头数个411破碎锤头冲击速度m/s2012大（小）皮带轮节圆直径1250/31513V带规格（长宽高）SPC-5600814机器总重t13.3六、BRW200/31.5乳化液泵主要技术参数表序号名称单位参数1公称压力MPa31.52公称流量L/min2003电机功率KW1254卸载阀型号WXF2A5安全阀型号WAF125/31.5A6泵所配乳化箱型号X10RX7外形尺寸（泵带电机、底拖）mm205083210708重量（泵带电机、底拖）Kg16009安全阀出厂调定压力（Mpa）34.7-36.210卸载阀出厂调定压力（Mpa）31.511卸载阀恢复工作压力（Mpa）卸载阀调定压力80%-90%12工作介质乳化液（含5%乳化油的中性混合液）七、ZP(G)4000/17/3型支撑掩护式液压支架主要技术参数表名称单位参数支架高度（最低/最高）mm1700/3500宽度（最小/最大）mm1200/1340中心距mm1250初撑力（P=31.5 MPa）KN3208支护强度MPa0.86-0.90工作阻力（P=39.3 MPa）KN4000对底板比压（平均值）MPa1.63泵站工作压力MPa31.5适用工作面倾角横向20，纵向10通风断面m25.8移架步距mm600立柱（4个）型式单伸缩+加长杆缸径mm180柱径mm170加长杆mm140初撑力KN802工作阻力KN1000行程mm1800（987+813）推移千斤顶（3个）型式普通、差动缸径mm140杆径mm70推溜力（P=31.5 MPa）KN121（过渡架为485）拉架力（P=31.5 MPa）KN364行程mm700侧推千斤顶（3个）型式普通缸径mm63杆径mm45推力（P=31.5 MPa）KN99拉力（P=31.5 MPa）KN49行程mm140伸缩千斤顶（2个）型式普通缸径mm80杆径mm60推力（P=31.5 MPa）KN158拉力（P=31.5 MPa）KN69行程mm700护帮千斤顶（1个）型式普通缸径mm100杆径mm70推力（P=31.5 MPa）KN246拉力（P=31.5 MPa）KN126工作阻力（P=39.3 MPa）KN306行程mm480尾梁千斤顶（2个）型式普通缸径mm140杆径mm105推力（P=31.5 MPa）KN485拉力（P=31.5 MPa）KN212工作阻力（P=39.3 MPa）KN605行程mm340铺网架后铺底网，人工联网。网片宽度1400 mm，网卷最大直径300 mm八、DSJ800/240型可伸缩胶带输送机主要技术参数表序号名称单位参数1输送量t/h4002输送长度m6003胶带速度m/s2.04储藏胶带长度m505与转载机搭接长度m126传动滚筒直径mm5007改向滚筒直径mm400(机头)320（机尾）8托辊直径mm899胶带规格mm80010主电机功率KW240电压V380/66011张紧绞车功率KW4绳速m/min7.67牵引力KN90012机头传动部分尺寸mm41351961153513机尾外形尺寸mm15994110070714传动滚筒直径mm630附图2:30401综采工作面设备布置图第四节 回采工艺第五节 回采工艺采用MG160/375-WDI型采煤机割煤，平均采高3.1米（100），循环进尺0.6米。采煤机割煤、装煤，经运输巷转载机、皮带输送机运出工作面。全部垮落法管理顶板。采煤机割煤过程中追机移架、移刮板输送机，作业流程为：采煤机端头进刀割煤（装煤）移架（中部支架）移刮板输送机移刮板输送机机头（机尾）移架（过渡支架）中部支架操作程序：割煤（装煤）移架移溜。过渡支架操作程序：割煤（装煤）移溜移架。（一）采煤机割煤、装煤：本工作面采用MG160/375-WDI型交流变频电牵引双滚筒采煤机割煤，牵引速度0-6-10m/min。1、考虑大块炭对采煤机的影响，正常情况下进刀方式为从回风巷端头斜切进刀，采煤机下行割煤，往返一次进一刀，移一次架，移一次溜，进刀段长度30米，进刀深度0.6米。采煤机回风巷端头斜切进刀单向割煤操作：采煤机回风巷端头斜切进刀操作：左滚筒下降至底板，右滚筒上升，采煤机沿溜子弯曲段下行，并逐渐切入煤壁；采煤机进入直线段后，进刀结束，推移刮板输送机尾，移机尾过渡支架，采煤机下行割煤至运输巷，同时追机移架。采煤机割透运输巷煤壁后，左滚筒上升，右滚筒下降，采煤机空刀上行，同时追机移溜。割透回风巷三角煤后，重新回风巷端头进刀操作，割下一个循环。采煤机割下的煤大部分顺滚筒的螺旋叶片装入刮板输送机，少量煤落到底板上，在推移刮板运输机前由人工清运入槽。附图3-1:采煤机斜切进刀单向割煤示意图2、当工作面煤壁片帮不严重，且需循环调节时，采用上下端头斜切进刀双向割煤，采煤机上行割煤，下行也割煤，往返一次进2刀，移两次架，移两次溜，进刀段长度30米，进刀深度0.6米。采煤机上下端头斜切进刀双向割煤操作：左滚筒下降至底板，右滚筒上升，采煤机沿刮板输送机弯曲段下行，并逐渐切入煤壁；采煤机进入直线段后（完全切入煤壁），进刀结束，停止采煤机下行割煤，推移刮板输送机尾，移机尾过渡支架，左滚筒上升，右滚筒下降，采煤机上行割回风巷端头三角煤。割透三角煤后，左滚筒下降，右滚筒上升，采煤机下行割煤至运输巷（同时追机移架、移溜）。割透运输巷煤壁后，左滚筒上升，右滚筒下降，采煤机沿刮板输送机弯曲段上行，逐渐切入煤壁。采煤机进入直线段后（完全切入煤壁），进刀结束，停止采煤机上行割煤，推移刮板输送机头，移机头过渡支架，左滚筒下降，右滚筒上升，采煤机下行割运输巷端头三角煤。割透三角煤后，左滚筒上升，右滚筒下降，采煤机上行割煤至回风巷（同时追机移架、移溜）采煤机割透回风巷三角煤后，在回风巷端头重复上述工序。附图3-2:采煤机斜切进刀双向割煤示意图（二）移架1）采用带压擦顶的方式追机移架对顶板进行及时支护。在采煤机割煤后，追机进行移架、推移刮板输送机，即割煤移架移刮板输送机。2）机头、机尾段过渡支架段，在采煤机割煤后，先推移刮板输送机再移过渡支架，即割煤移刮板输送机移架。3）移架滞后采煤机后滚筒3-5米，移架与采煤机后滚筒的悬顶距离超过10米或发生片帮冒顶时，必须停止采煤机进行支护、处理，同时要将刮板输送机与采煤机停电闭锁。4）顶板破碎或片帮时，必须紧跟采煤机前滚筒或人工操作超前移架，即当发现片帮严重时，不等采煤机割煤，就进行移架，然后再进行其他操作，工艺为移架割煤。5）移架时必须2人以上作业，其中1人在架内操作，操作时注意观察顶板、煤壁及支架直线情况，身体不能伸到支架顶梁以外，不能站在架间操作，不能站在底座前、推移千斤顶和推移缸上，防止移架时挤伤脚，并注意观察底座的移动情况，防止挤电缆，同时注意降架不能造成太大的错台，防止架间掉矸伤人；另1人站在相邻支架的安全地点观察支架的移动情况，及时通知操作者调整支架。6）移架后梁端距煤壁不大于300 mm，局部片帮地段端面距超过300 mm必须在顶梁上挑梁护顶；超过600 mm要在煤壁侧架顺山棚，并必须将顶板用木板背严。（三）移溜1）移溜前，必须认真检查推移千斤顶的连接装置及供液管路，确认无故障后，方可进行操作。2）煤溜必须从工作面一头向另一头顺序推移，禁止从两头向中间推。3）推移煤溜必须与采煤机保持10-15米距离。4）推移煤溜机头或机尾时必须停机。要有专人指挥，专人操作。除过机头、机尾外，禁止在煤溜停止时推移煤溜。5）机头（尾）煤溜推不动时，不能硬推，在采煤机割透机头（尾）处煤壁后，要及时伸出伸缩梁维护顶板，当采煤机离开机头（尾）15米以外时，停止采煤机、煤溜运转并停电闭锁后，作业人员方可进入煤壁侧进行处理。（四）铺联网1）本工作面支架可实现架后自动铺网，人工联网。铺网机构主要由旋转架和托架组成，通过连接板与底座铰接，网卷放入网槽内，一端从槽内引出，随支架前移，实现自动铺网。2）本工作面采用人工铺联网。联网前要先将尾梁打到离底板不小于400处固定位置，防止尾梁受力突然下移伤人，只有在确认安全后方可进行铺联网。要求支架底座后方有在支架移动时能张紧底网的设施（可在支架底座上挂1米长的短链与底网挂接），支架尾梁底边与底座保持不少于2米长联接好的底网，移架后，网边至支架底座距离不得大于50。3）为确保支架底网铺设质量，要求用10#金属网，网宽1400 mm，网卷最大直径不大于300 mm，网孔为5555 mm的菱形网，网与网搭接在100-150 mm，支架工作过程中，必须做好网的接续工作。即一旦出现网卷将放完，应停止移架，及时更换新网卷，并做好新旧网卷的人工联接。4）联网使用14#铅丝，要求扣扣联接，一扣三扭必须联接牢固。（五）采空区处理采用全部垮落法管理顶板。工作面移架后，采空悬顶面积10时必须人工强制放顶。二、正规循环生产能力计算: W=LShrc 式中 W工作面正规循环生产能力，t; L工作面平均长度，m; S工作面循环进尺，m; H-工作面设计采高，m; r煤的视密度，t/m3; c工作面采出率，%。工作面数据套入公式：W=1260.63.01.4595%=312t- 95 - 南凹寺煤业技术科编制 第三章 顶板管理第一节 支护设计一、 支护强度计算：1、矿压参数选择参考同煤层30203综采工作面矿压观测资料，预计本工作面矿压参数。同煤层矿压观测预计本工作面矿压参数参考表序号项 目单 位同煤层实测本面预计1顶底板直接顶厚度m2.52.5基本顶厚度m88直接底厚度m552直接顶初次垮落步距m15.6143初次来压来压步距M3532最大平均支护强度KN/700700最大平均顶底板移近量mm155155来压显现程度来压不明显来压不明显4周期来压来压步距m4040最大平均支护强度KN/650650最大平均顶底板移近量mm140140来压显现程度来压不明显来压不明显5平时最大平均支护强度KN/500500最大平均顶底板移近量mm95956直接顶悬顶情况m227直接顶类型类二二8基本顶级别级二二9巷道超前影响范围m20202、液压支架支护强度计算：（1）根据矿压理论，工作面支架承受的最大压力为4-8倍采高的顶板岩石的重量，设计取8倍采高的顶板岩石重量计算：P=8hrl控bg=83.02.74.11.259.8=3255KN试中：P工作面上覆8倍采高岩石所需支护强度； h工作面采高，3.0m； r煤层顶板岩石容重，取2.7t/m3；l控工作面最大控顶距，4.1m； b支架支护宽度，1.25m； g重力换算单位，9.8m/s2 （2）强度验算：本工作选用ZP4000/17/35型支撑掩护式液压支架额定工作阻力4000 kN 3255kN。根据以上计算，可满足回采工作面顶板支护要求。（3）支护形式确定根据以上计算数据与工作面ZP4000/17/35型支撑掩护式液压支架的相关参数比较得知：该支架满足本工作面顶板支护要求，支架选型合理。二、 乳化液泵站1、该采面配备乳化液泵型号为BRW200/31.5，2台。2、泵站位于30400集中巷设备硐室。3、泵站使用规定：1）在使用泵前，曲轴箱按规定加清洁的N68机械油，加油必须在滤网口加入。油位在泵运转时不应低于油标玻璃的红线但应在绿线下。检查各连接管道是否有渗漏，各部位的坚固件是否松动，液箱供水是否正常。2）在确认无故障后，将泵体吸液腔的放气螺堵拧松，把吸液腔空气放尽，等出液后拧紧。3）启动泵前，应首先检查各部件有无损伤，各连接螺丝是否紧固、润滑油要正常、液位要适当，乳化液浓度3%-5%，各种保护齐全可靠，运行方向为正向。4）泵在启动后，要注意监听泵的运转状态，如有异常要立即停泵处理，严禁带病运转，严禁反向运转。5）投入工作初期要注意观察油温、油位变化。油温应低于80，油位不得低于油标玻璃的红线。在工作中要注意柱塞密封是否正常，发现漏液，要及时停泵拧紧柱塞密封圈或更换处理。6）再次开泵时必须得到呼叫停泵人的命令后方可开泵。开泵前，必须向工作面发出开泵信号再等5秒后再启动。7）保证配液用水清洁，使用乳化液自动配比装置，必须保证乳化液浓度始终符合3-5%，并按规定用折射仪检查配比浓度。液面不得少于液箱高度的1/2，距滤网底部应留有5-10的距离。8）卸载阀整定值为31.5 Mpa，严禁随意调整安全阀的整定值。必须保证乳化液泵的输出压力不小于30 Mpa。9）修理、更换主要供液管路时必须关闭主管路截止阀，不得在井下拆卸各种压力控制元件，严禁带压更换元件。10）按如下要求进行定期检查、检修，并做好记录： 每班擦洗一次油污、脏物；按一定方向旋转过滤器1-2次；检查四次乳化液浓度。每天检查一次过滤器网芯。每10天清洗一次过滤器。至少每月清洗一次乳化液箱。每台液压泵运行不超8小时，两台泵交替运行。运行50小时后，换第一次油，并清洗油池；运行500小时后换油并清洗油池；运行1500小时后，换油并清洗油池。第二节 工作面顶板控制一、 支架布置形式30401综采工作面采用ZP4000/17/35型支撑掩护式液压支架支护，工作面布置96架中部支架，机头、机尾各布置3架ZPG4000/17/35型过渡支架。在回采作业中，工作面煤壁长度发生变化时，要有计划增减支架。支架支撑高度1.73.5 m，采煤机截深600 mm，移架步距600mm。最大控顶距L=4100mm，最小控顶距为L=3500mm。额定工作阻力（P=39.3 MPa）4000KN/架，初撑力（P=31.5 MPa）3208KN/架。 二、 正常工作时期的顶板管理1）工作面在采煤机下行割煤后，及时采用带压擦顶的方式追机移架支护，同时进行移溜。移架滞后采煤机后滚筒(右滚筒) 3-5米，移溜滞后10-15米。2）移架与采煤机后滚筒的悬顶距离超过10米或发生片帮冒顶时，必须停止采煤机进行支护、处理，同时要将煤溜与采煤机停电闭锁。3）顶板破碎或片帮时，必须紧跟采煤机前滚筒或人工操作超前移架，即当发现片帮严重时，不等采煤机割煤，就进行移架，然后再进行其他操作，工艺为移架割煤。4）移架时必须2人以上作业，其中1人在架内操作，操作时注意观察顶板、煤壁及支架直线情况，身体不能伸到支架顶梁以外，不能站在架间操作，不能站在底座前、推移千斤顶和推移缸上，防止移架时挤伤脚，并注意观察底座的移动情况，防止挤电缆，同时注意降架不能造成太大的错台，防止架间掉矸伤人；另1人站在相邻支架的安全地点观察支架的移动情况，及时通知操作者调整支架。5）移架后梁端距煤壁不大于300 mm，局部片帮地段端面距超过300 mm必须在顶梁上挑梁护顶；超过600 mm要在煤壁侧架顺山棚，并必须将顶板用木板背严。6）支架高度不得大于3.2米，不得小于2.8米，当工作面实际采高不符合上述规定时，应当报告队长采取措施。7）移架应按顺序进行，不得擅自调整和多头操作。移架受阻时，必须查明原因，不得强行操作。严禁随意拆除和调整支架上的安全阀。8）移架后支架高低、前后应无明显错茬，梁端距不大于300 mm，支架垂直煤壁。必须保证支架紧密接顶，初撑力达到规定要求，工作面顶底平直。9）顶板破碎时，必须在架顶铺网或架木梁、打撞楔等进行超前支护，严防架前冒顶。加强支架的支护强度,确保支护质量,支架初撑力不得低于规定值的80%（24Mpa）。10）移架支护要及时，防止长时间空顶。工作面出现冒顶时，要及时用木料接顶，并升实支架。11）工作面支架严禁歪斜和咬架、挤架，否则要及时调整。12）工作面应达到动态的质量标准化要求,确保“三直、二平、一净、二畅通”的质量要求。即支架直、煤溜直、煤壁直；顶板平、溜子中部槽接口平；浮煤净；上下出口畅通。三、特殊时期的顶板管理1）割煤后及时带压擦顶移架，移架时少降快拉、步距够，支架升起后有足够的初撑力。2）片帮严重地段，在保证有足够采高的情况下，及时超前移架，严防架前冒顶。顶板破碎、压力大易片帮冒顶时，加快推进度，减少空顶时间。3）加强上下出口端头支护，及时移端头，尽量减少空顶面积，严防冒落、片帮及破坏原支护。端头支护无漏液柱,超前支柱必须达到额定初撑力不低于90KN（10Mpa），对卸载柱必须及时更换或补打。4）工作面冒顶时必须及时停止刮板输送机并进行处理，不得使其进一步扩大。巷道冒顶抽条处加强超前支护，并加快推进度。5）发生冒顶时，在有经验的老工人监护下，确认稳定后，架设小木垛或用撞楔法等及时勾顶。冒顶区，顶板破碎区尽可能减少支架反复升降次数。严禁空顶作业，处理冒落区时，人员站在支架完整的安全地点，不得使其进一步扩大。6）及时检修处理支架漏窜液，保证支架高度，严防支架压低或被压死。7）支架降低或压低时，及时适量挑顶或卧底，升高支架，严防压死架。8）安全阀漏液或超过支柱阻力不泄液时及时检修或更换。9）工作面超前压力大时，必须对所有支柱二次注液，确保支柱初撑力。四、停采前的顶板管理1）当工作面回采至距停采线15米时，工作面开始铺双层金属网（同时继续铺设底网），金属网上下错层铺设，错距500mm，金属网沿工作面走向搭接长度为150 mm，沿煤层倾向方向搭接长度为200 mm。网与网间用12号铁丝双股环环相连；回采至距停采线6米时，开始在网下平行工作面铺设22 mm的钢丝绳，绳头与上下顺槽巷道的外帮相齐，在两巷道外帮顶部各打一排（3个）锚索用于固定钢丝绳。钢丝绳间距0.63米，共铺绳5道。2）当工作面回采至距停采线3米时，将工作面支架平行停采线支打成一条直线，刮板输送机和支架开始脱离，利用单体柱辅助前移部刮板输送机至停采线处，形成支架回撤通道。每割一刀煤，在支架梁前平行工作面打锚杆、锚索进行支护，锚杆、锚索排距0.63米，锚索行距2.4米，锚杆行距1.2米。靠煤壁顶部打一排锚杆，间距1200，向煤壁倾斜10-15；煤壁打两排锚杆进行护帮，锚杆的间排距12001200，上排锚杆距顶板800，下排锚杆距底板1000。锚索采用17.87300mm的锚索钢绞线，采用三支锚固剂，一支规格为K2335(先放)，另两支为Z2360（后放），锚索预紧力不小于100KN;顶锚杆采用222400mm的左旋螺纹钢高强锚杆，每根锚杆使用两支锚固剂，一支K2335(先放)，另一支为Z2360（后放），顶锚杆预紧力距不小于100NM,锚固力不小于100KN;帮锚杆采用181500mm的普通金属锚杆，每根锚杆使用一支锚固剂，规格为Z2360，预紧力距不小于70NM,锚固力不小于70KN。当顶板较破碎时，可在支架上部垂直煤壁煤壁每1.5米架设圆木，并与液压支架接触紧密，不滚动，煤帮侧用DZ31.5/30/100型液压柱支撑，工作面上下出口煤帮处适量爆破并用锚网支护好，且架设钢梁支护完好，以利于工作面支架等设备回撤，所有支柱必须使用4的细钢丝绳做的防倒装置。3）工作面运输、回风巷中，超前工作面煤壁30米范围内，在原有工钢支护下支打两排超前支护，以保证工作面撤架时的安全。五、初次来压和周期来压时期的顶板管理1）及时开展支护质量和顶板动态监控工作，根据顶板动态观测记录，掌握顶板活动规律、和顶板来压周期。2）保证泵站输出压力在30Mpa以上，管路不漏液、不窜液。支架支柱要达到初撑力。3）机组割煤后及时移架，尽量减少顶板空顶时间。4）端头及超前支护所有单体柱进行二次注液，确保初撑力达到规定值。5）对采空侧不冒落的顶板要及时进行放顶，采空区冒落高度不得低于采高的2/3。6）工作面要备齐足够的支护材料，备用材料短缺后必须及时进行补充。第三节 上下端头及两巷支护一、 机头、机尾和上下端头及安全出口管理工作面机头、机尾各使用3架过渡支架支护顶板。上下端头均采用梁长3.4米的型钢梁配DZ31.5/30/100型单体液压柱“四对八架”的支护形式对端头空间顶板进行控制。当工作面支架移动导致上下端头空间变化时，可根据实际距离对上下端头的支护数量进行增减，但必须保证每对梁能错步支护，并有不小于0.7米的行人间距。端头支护距顺槽煤壁一侧空顶距离不得大于0.5米。上下端头靠采空侧在每对支架间加支DZ31.5/30/100型单体液压柱切顶。切顶柱支设时与过渡架顶梁齐平，柱间距不大于400mm，每根支柱均要坚持使用防倒装置（4.0的细钢丝绳做的防倒勾）。 “四对八架”一梁三柱错步支护：在上下端头相邻的过渡支架移设后，及时进行端头支护。支设时型梁梁端距切顶支柱留足20的间距，在钢梁下距两端留足200 mm外均匀支设三根支柱，且每组架梁中心距为0.3米，错步步距0.6米，每组架的架中心距1.1米（不大于1.2米）。梁顶必须用勾木板均匀布置接顶，顶板破碎时密排布置接顶。上下端头支架与两巷超前架间距均不得超过0.3米。端头支护的前移、支设应在机头（尾）支架移架完成并达到初撑力后方可进行。二、进回两巷超前支护工作面上、下出口与进、回两巷连接处25米范围内使用DZ31.5/30/100型单体液压支柱配型钢梁超前支护（在支设单体柱前必须将钢梁顶部用木料接实，防止钢梁变形），柱距0.8米（顶板破碎时加密支护）,距工作面10米内一梁三柱支护。进风巷距工作面10米内支设的中间一排超前单体支柱必须紧靠转载机挡板支设；回风巷在距工作面10米内的一梁三柱要均匀支设，超前支护的三排支柱均要成直线支设。附图4：30401综采工作面、端头及两巷支护示意图。三、支护质量管理1、根据支架参数及循环作业进度，确定工作面最小控顶距为3.5米，最大控顶距为4.1米。2、超前支护的支柱要支设整齐，偏差不超过50 mm，支柱初撑力不得小于90KN(10Mpa)。上下端头支架与两巷超前间距均不得超过0.3米。3、单体支柱手柄与注液口统一朝向巷道出口，挂牌管理。所有单体支柱必须使用防倒柱安全装置。严禁使用漏液、残缺破损失效支柱。4、安全出口必须有专人维护。上下安全出口高度不得低于1.8米，行人宽度不小于0.7米。每班验收员对两巷推进度及安全出口验收，发现出口堵塞、断梁折柱、巷道底鼓变形时，及时告知专职维护人员或当班带班长立即更换、清理。5、端头回柱放顶至少两人以上在带班长现场指挥下，遵守先里后外的顺序进行。在回柱前必须详细检查作业地点周围的安全情况，回柱前先打好两根戗柱，并清理脚下杂物找好退路。回柱时，要先回直柱后回戗柱，作业人员必须站在安全的地点作业。6、两巷专职维护人员必须经常检查两巷顶板支护情况，发现不安全隐患及时处理，保持两巷文明卫生。7、工作面必须经常存有一定数量的支护材料。在距工作面30-100米的回风巷材料堆放点备用以下材料：单体支柱不少于50根，支架支柱不少于20根，金属网不少于10卷，木料（背板、圆木）不少于5m2穿顶用量；在进风巷的中部工具箱内，支架检维修配件不少于10架的易损配件。备品用件要码放整齐，现场牌板要与实物相符。8、靠近工作面进风超前支护段内的工钢棚，随着循环推进要对钢梁、棚腿进行回收，但必须在超前支护一梁三柱支设齐全完好的情况下进行。9、进、回风巷回撤工钢棚支架后，两帮浮煤要及时清理，若空顶面积较大，必须在紧靠煤壁支设点柱或单排柱进行顶板维护，并用木料进行背帮接顶。回撤两巷支架时，遇到压死情况，严禁采用放炮的方式进行。10、开工前，班组长和安全员必须对工作面安全情况进行全面检查，确认无危险后，方准工人进入工作面。每个工作人员必须经常检查工作地点的顶板、煤壁、支架等情况。第四节 矿压观测一、 观测目的回采工作面矿压观测的目的在于掌握工作面老顶来压显现、步距和强度，分析回采空间支架与围岩相互作用关系，为如何选择采煤机械和支护设备；如何合理地安排工序、合理地选择采煤参数；为研究支护方式以及顶板管理方法提出具体要求或提供科学依据。二、 回采工作面及其平巷的测点的布置1、回采工作面矿压观测：工作面每架支架安装有检测支架立柱阻力情况的压力表。每班工人操作支架时都必须将支架升实，保证支架的初撑力。每班质量验收员对支架的初撑力及活柱下缩量情况进行观测、记录。2、巷道的矿压“观测：两巷的单体液压柱的阻力观测用单体测力计进行检测，检修班打完超前维护后由验收员对单体液压柱的初撑力进行测量，生产班验收员对端头及超前支护的单体柱初撑力进行测量并记录。3、工作面一般设置上、中、下三个测区，每个测区设23条观测线，中测区观测项目要齐全，上、下观测项酌情而定；工作面在机头机尾段距进、回风巷不大于10米处设置上下两个测点，工作面中部设置一测点；进、回风巷测点位置应距工作面煤壁60100米，靠人行道侧。三、 观测内容和方法液压支架工作面一般需要观测“三量”活柱下缩量（顶底板移近量）、支架载荷。在工作面上、中、下三个测点（每测点不少于3架）进行。上下顺槽巷道中经常要观测顶底板移近量、支架破损量(变形及损坏)，并对超前支护内的支柱载荷进行抽查检测。矿压观测工作由当班综采队质量验收员进行观测，日常矿压观测数据分析和处理由综采队技术员负责。观测过程发现工作面支架初撑力低于规定值的80%（24Mpa），上下顺槽单体液压支柱初撑力低于90KN(10Mpa)，工作面及上下顺槽顶底板移近量超过300mm时，要立即上报技术科进行矿压分析，查明原因并制定措施进行处理。顶底板移近量观测：上下顺槽使用顶板动态仪观测顶底板移近量，可在测点的顶底板处安设木橛或铁钉做成的基点量测，或直接支设仪器进行测读；工作面顶底板移近量通过活柱下缩量观测、分析。活柱下缩量观测：工作面支架活柱下缩量观测，在柱锁和活柱下做一记号，且用钢卷尺测读（以400-500mm为好），每2-4h测读一次，正常情况下每班观测2次（每4h一次），发现顶板移近量递增时缩短为2h一次。支柱载荷观测：顺槽内超前支柱使用专用测压计安装在支柱上，进行相应的操作，自行得出支柱的载荷；工作面支架支柱载荷可直接观察支架支柱压力表读数。工作面停工期间，至少每天进行一次矿压观测、记录。四、观测仪器工作面选用KY82型岩层顶板动态仪测量顶底板移近量，检测支撑压力峰值。主要技术参数：仪器使用高度：1.0-3.5米；测定范围：0-200毫米；最小读数值：0.01毫米 ；粗读全量程：200毫米之误差小于1%。附： 综采工作面支架矿压观测记录 年 月 日 班 时 观测人： 、 测点位置活柱下缩量（mm）、支柱载荷（Mpa）支架编号移前前柱移后前柱下缩量移前后柱移后后柱下缩量MpammMpammmmMpammMpammmm工作面（A）工作面（B）工作面（C）附： 综采工作面上下顺槽矿压观测记录年 月 日 班 时 观测人： 、 测点位置支柱载荷（Mpa）顶底板移近量（mm）距工作面煤壁距离初读数实读数移近量MpaMpaMpaMpa支柱编号mmmmmmm上顺槽下顺槽支架破损情况第四章 生产系统第一节 通风系统一、通风方式：采用全风压上行式通风。二、通风路线：新风：地面主斜井400运输大巷30400集中运输巷30401进风巷工作面污风：工作面 30400集中回风巷 北翼回风回风立井地面三、风量计算：（Q采指采煤工作面需风量）根据煤矿安全规程103条规定，参照我矿风量计算设计计算如下：1、按工作面布置有专用排瓦斯巷的风量计算：Q采=Q采回+Q采尾=320+192=512m3/min8.5m3/s其中：Q采回=100q采K采=1001.62.0=320 m3/minQ采尾=100（q尾/2.5）K采=1000.962.0=192 m3/min式中 Q采工作面实际需要风量，m3/min；100单位瓦涌配风量，按回风流瓦斯浓度不超过1.0%取100计算；q采（尾）2月份采面正常生产条件下的瓦斯绝对瓦涌量实际观测值，m3/min（回风巷1.6，尾巷2.4）；K采指采面瓦斯涌出不均衡通风系数（正常生产条件下2月份连续1个月的日最大绝对瓦涌量与月平均绝对瓦涌量的比值，取2.0）。2、按二氧化碳涌出量计算：Q采=67qCO2采K采=670.152.0=20m3/min=0.34 m3/s式中 Q采工作面实际需要风量，m3/min；67单位二氧化碳涌出配风量，按二氧化碳浓度不超过1.5%取67计算；QCO2采-采面二氧化碳绝对瓦涌量，m3/min；K采-指采面二氧化碳涌出不均匀的风量备用系数1.42，取2.0。3、按人数计算:Q采=4N=426=104m3/min=1.7m3/s式中 4指每人应供给的最小风量；N指工作面最多人数取N=26。4、按温度计算:Q采=60VS=600.99.12493m3/min8.2m3/s式中 V指不同环境温度时适宜的风速，取T在18-20时，对应值V为0.81.0m