煤矿工作面综采规程.doc

第一章 概况第一节 工作面位置及井上下关系31106工作面是三采十一层第二个工作面，该工作面南邻三采十三层辅助轨道上山，上邻31105工作面（已开采），下邻31107工作面正在开拓。具体位置及井上下关系如表一所示。 工 作 面 位 置 及 井 上 下 关 系 表 表一水平名称-580水平采区名称三采区地面标高+186.8m井下标高-424.9m-528.2m地面的相对位置地表投影位于泰新公路以南、李家庄下部及其南东方向，地面主要为农田，无大型建筑物。回采对地面设施的影响回采后地面有沉降现象，对地表设施有一定影响，应及时进行地表岩移观测，并采取相应治理措施。井下位置及相邻关系31106工作面南东邻三采十三层辅助轨道上山，上邻31105工作面（已开采），下邻31107工作面正在开拓。走向长度(m)699-777737.8倾斜长度(m)102-225155面积(m2)114141.1第二节 煤 层工作面开采煤层为十一层煤，煤厚1.51.8m，平均1.68m，根据工作面上下巷及切眼揭露煤层厚度稳定，预计工作面内煤层厚度稳定，只是在断层附近，受断层拉伸影响，煤层破碎变薄，对正常回采有一定影响。具体情况如表二所示。 煤 层 情 况 表 表二煤层厚度(m)1.5-1.81.68煤层结构复杂煤层倾角（度）12开采煤层11煤 种肥煤稳定程度稳定煤层情况描述煤层厚度1.51.8m，平均厚1.68m，煤层倾角10-14，平均12。煤层总体为一单斜构造，走向北西至北东，煤层倾向北东至南东，煤层结构复杂，一般含13层夹矸，其中含一层稳定的高岭土夹矸，厚约0.1m，其它两层夹矸不连续，以粉砂岩或黄铁矿为主。煤层以暗煤为主，亮煤次之，薄层状分布，条带状结构，为半光亮型煤。可采指数为1.0，变异系数18%，为稳定煤层。工业牌号为肥煤，容重1.37t/m3，煤层化验结果，水分mad1.3%,灰分ad19.65%,挥发分vdaf42.31%,硫分st2.1%,发热量q26.97mj/kg， 胶质层厚度y28.9mm，属中硫中灰难选煤层。附图一：煤层柱状图第三节 煤层顶底板 煤 层 顶 底 板 情 况 表 表三顶、底板名称岩石名称厚度特 征基本顶中细砂岩12.68m深灰白色，泥质胶结 ，坚硬具水平层理，普氏硬度系数f=4。级顶板。直接顶粉砂岩510 m深灰色，具水平层理，性脆，普氏硬度系数f=4。2b类顶板。伪顶泥质粉砂岩0.020.1 m灰白色，粘土质，局部不发育，普氏硬度系数f=2直接底中细砂岩4.0 m灰白色，具水平层理，普氏硬度系数f=5。底板比压15.88mpa，为类底板。第四节 地质构造一、断层情况以及对回采的影响该工作面地质构造较复杂，掘进过程中共揭露断层36条，其中上巷揭露18条，切眼揭露1条，运煤巷揭露17条。落差从0.410.0m不等,均为正断层，断层产状如下 断 层 情 况 表 表四断层名称走向（）倾向（）倾角（）性质落差（m）对回采的影响f13528260正1.31.7有一定影响f26715765正0.6影响较小f34331365正1.6有一定影响f43812865正1.1有一定影响f534825860正5.0影响较大f628819836正9.0影响较大f7727777正10.0影响较大f82873261972762565正8.0影响很大，需补巷f98717768正2.5影响较大f1010519567正1.7有一定影响f11851754575正4.5影响较大f126933950正1. 5有一定影响f135914966正5.6影响较大f143812880正1.4有一定影响f154013070正4.0影响较大f1622531560正4.0影响较大f1713422445正0.5影响较小f1899972正2.1影响较大f1926335370正0.4影响较小f2017126174正1.7有一定影响f218817879正1.2有一定影响f2221830885正1.3-2.2影响较大f2324333360正1.0有一定影响f2425116128-40正5.0影响较大f2526035045正2.0影响较大f2624333345正3.3影响较大f2721112160正2.0影响较大f285314388正3.6影响较大f295314370正1.3有一定影响f305314365正4.5影响较大f311710765正1.1有一定影响f3221830875正0.6影响较小f3317326358正5.0影响较大f3416225227正1.5有一定影响f3521830882正0.8影响较小f367016073正0.8影响较小二、褶曲情况以及对回采的影响本回采工作面为向斜构造,不利于防治水工作。三、其他因素对回采的影响（陷落柱、火成岩等）根据物探资料和巷道实际揭露情况表明，31106工作面范围内没有陷落柱发育和火成岩侵入。附图二: 工作面运煤巷、上巷、切眼实测剖面图。第五节 水文地质一、涌水量1、顶板涌水量预计根据工作面正常涌水量与采空面积的相关性，求得东51101回采工作面正常涌水量与采空面积相关的富水系数，来预测31106工作面开采期间的顶板正常涌水量。qo 12kf = = =1.410-4（m/h） fo 83824 其中：kf为富水系数（m/h ）qo为东51101回采工作面正常涌水量（m3/ h ）fo为东51101回采工作面采空面积（m2）31106工作面的预计采空面积为f=114141.1（m2）预计31105面开采期间的顶板正常涌水量为：q=kff=1.410-4114141.1=16（m3/ h ）根据最大涌水量与正常涌水量的经验比值，计算出31106工作面的顶板最大涌水量为：qmax=2q=216=32（m3/ h ）。2、底板徐、奥灰突水量预计若煤11底板下存在奥灰导水通道时，采用“大井法”预计涌水量。采用公式 ： q突=2.73km（h-h）/lgro-lgro式中：q突预计奥灰突水量k奥灰水渗透系数取0.1156m/d。m承压含水层厚度取95m。h奥灰水平均水头高度，取469m。h巷道内水头高度，取0 s由于矿井排水而产生的水位降低值，取469m。ro假想大井的半径ro矿井排水时的影响半径，ro=r+ror含水层抽水时得出的影响半径r=2s=2469=6907m ro=191mro=r+ro=6907+191=7098q突= 2.73km（h-h）/lgro-lgro=2.730.115695（469-0）/lg6907-lg191=9024m3/d=376m3/h若31106回采工作面发生底板突水,则最大涌水量为408m3/h。二、含水层分析影响十一层煤开采的主要含水层是煤层底板四灰含水层、本溪组徐灰、草灰含水层和奥陶系灰岩含水层，现将各含水层的特征分述如下：（1）四灰上距煤1136m，四灰为十三层煤直接顶板，平均厚度6.5m。四灰露头位于小汶河南岸古河床边缘，主要靠大气降水渗透补给，0水平以上其动水补给循环条件好，岩溶裂隙较发育，具有一定的富水性。向深部即0水平以下，随着埋藏深度加大，其补给条件明显变差，岩溶裂隙发育状况及富水性明显减弱，以至不含水。通过对0水平以下13煤的开采证明，四灰基本无水，仅在构造破碎段附近有少量淋水或滴水，对矿井无威胁。（2）徐、草灰徐灰为本井田内主要含水层之一，厚度变化大，厚1.28m20.20m，平均厚度9.03m，有时和草埠沟灰岩合为一层，该含水层上距十一层煤平均77m，距十三层煤平均35m，距十五层煤平均23.56m，底板下距草灰顶平均厚度10.73m，距奥灰41.4m，露头位于古河床边界外，主要靠大气降水补给，在-195水平以上其动水补给条件较好，岩溶裂隙较发育，-195m水平以下富水性减弱，但水压偏高，其补给循环条件及岩溶富水性裂隙富裕状况逐渐变差。从钻孔资料分析看，该采区徐灰随着埋深的增加，其富水性中等，但在构造发育处，若与奥灰联通后，该层的富水性局部将增强，且水压较高，应按强含水层对待。 据浅部水12号孔徐灰及下部砂岩混合抽水试验资料，原始水位标高+167.76m，单位涌水量0.000105l/s.m，渗透系数平均0.696m/d，影响半径平均37.5m。综合分析认为：徐、草灰在浅部露头位于古河床边界外，主要靠大气降水补给，在-195m水平以上其动水补给条件良好，岩溶裂隙较发育，按富水性中等的非均质岩溶裂隙承压含水层对待。随着深度加大，其补给循环条件及岩溶裂隙发育状况逐渐变差，富水性逐渐减弱。根据采区的物、钻探资料，徐灰水压力为4.34.6 mpa，水位埋深为-99.6-69.3m，水量为0.0022.3 m3/h，水温34。说明徐、草灰含水层的富水性较弱，呈现不均一性，为局部稍微富水，徐草灰与奥灰之间无水力联系，对煤11的开采威胁不大。（3）奥灰奥灰厚800余米，为厚层质纯石灰岩。岩溶裂隙发育，尤其在断层带附近富水性极强，奥灰顶界面上距草灰平均12.81m，距徐灰平均41.4m，距煤13平均83m，距煤11平均120m，奥灰浅部溶洞发育，裂隙率达37%。据地面水源井45号孔简易抽水试验资料，单位涌水量仅0.0009l/s.m。618号孔奥灰与煤系地层混合抽水试验资料，原始水位标高+173.73m，奥灰单位涌水量仅0.00006l/s.m。根据矿井深部水文地质补充勘探资料表明：三采区存在富水异常区，富水区分布不连续，主要分布在f8断层、 f15断层、f8-2断层之间，从采区内施工的奥灰钻孔资料来分析，奥灰水压力为4.75.39 mpa。根据采区的物、钻探资料综合分析认为：奥灰自界面向下30m内的含水层富水性较弱，由30m至90m之间奥灰含水层富水性局部较强，但与徐、草灰之间无明显水力联系，仅水压偏高（最高水位-0.7m），初步认为其富水方式为奥灰裂隙承压水。根据矿井水文地质规程突水系数计算公式：ts=p/m-cp式中： ts突水系数kgf/(cm2*m)p隔水层承受的水压(kgf/cm2)m底板隔水层厚度（m）cp采矿对底板隔水层的扰动破坏厚度(m)根据-580水平奥3-1观测孔，现奥灰水位标高-7.3m计算，31106回采工作面的奥灰突水系数0.041mpa/m0.048 mpa /m，小于集团公司规定的回采奥灰临界突水系数0.06 mpa /m，因此31106回采工作面回采时，不存在底板奥灰突水威胁，如果奥灰水与徐灰水联通，则工作面开采可能出现底板渗水或涌水现象，若发现底板渗水或出水,应立即停采。三、其它水源的分析回采过程中其他水源还包括防尘洒水和支架用液，但水量很小，对回采没有影响。第六节 影响回采的其它因素一、影响回采的其它地质情况见表五二、冲击地压和应力集中区31106工作面不存在冲击地压危害，四层采空区压力对31106工作面的回采有一定影响。 影响回采的其它地质情况表 表五瓦 斯低瓦斯矿井，瓦斯相对涌出量2.596m3/t,绝对涌出量6.244m3/min,采面参考值0.728 m3/min。co2低co2矿井，co2相对涌出量5.68m3/t,绝对涌出量13.816m3/min。采面参考值1.268 m3/min。煤尘爆炸指数煤尘具有爆炸性，爆炸指数为45.94。煤的自燃倾向性类自燃发火倾向，最短自燃发火期55天。地温危害无冲击地压危害无第七节 储量及服务年限一、储量根据工作面实际揭露煤厚和面积，计算出31106工作面工业储量219202.1吨，可采储量208241.9吨。储量计算表块段走向长（m）倾斜长（m）面积（m2）纯煤厚（m）容重（t/m2）工业储量(t)回采率(%)可采储量(t)备注396.6163.464805.81.561.37138503.095131577.8278.213437281.31.581.3780699.19576664.188.5136.212054.11.561.3725762.0地质损失合计102087.1219202.195208241.9二、工作面服务年限工作面的服务年限=可采推进长度/设计月推进度=737.8/144=5.1（个月）第二章 采煤方法第一节 巷道布置一、采区设计、采区巷道布置概况本采区位于良庄井田北部，相邻-350水平四采上山区、-580水平八采下山区、-580水平九采区。可采煤层为十一、十三、十五层煤，整体地质构造为一单斜构造，局部存在向斜褶曲，构造较复杂，走向长及倾斜长度较大。本采区设计于新矿便字2006（211）号文批准生效。该方案将十一、十三、十五层煤主生产系统进行全联合布置，采区东南侧靠近f13-2断层沿十三层煤布置轨道、运煤、回风上山各一条，轨道、运煤上山各分两段。轨道上山下端通过采区轨道石门与-580水平西大巷联接形成轨道运输系统，回风上山上端与-580水平西区总回风巷构通形成回风系统。采区走向中西部f15断层西侧沿十三层煤布置一条辅助轨道上山，用于进风和放面掘进工作，布置一条回风上山，用于采区西北部采面运煤、回风和九采区回风，布置一条运煤反上山与三采煤仓联接，用于采区西北部采面运煤。采区下部沿-580水平十三层煤布置一条轨道大巷，联接采区轨道石门、十三层辅助轨道上山。采区内十一、十三、十五层煤各工作面均单翼双巷上坡布置。二、工作面上巷工作面上巷沿煤层顶板掘进，走向布置，单轨巷道。采用锚带网支护。巷道为矩形巷道。锚杆间排距：顶750*1000mm，上帮1000*1000mm，下帮900*1000mm。巷道净宽3.2m，净高2.25m，断面积7.2m2 。主要用于行人、进风和运料。上巷内布置有防尘管(108)、排水管、风管各一趟，并在工作面以外300m设有移动变电站一处、乳化泵站等设备。三、工作面运煤巷工作面运煤巷沿煤层顶板掘进，走向布置，采用锚网带支护。锚杆间排距：顶750*900mm、上帮1000*900mm，下帮800*900mm，巷道为矩形巷道，净宽3.2m，净高2.00m，断面积6.4m2。主要用于行人、回风和运煤。运煤巷内布置有防尘管(108)、排水管、风管各一趟，并布置有转载机和胶带输送机。四、切眼切眼沿煤层顶板掘进，矩形断面，采用锚网带支护，锚杆间排距：顶750*1000mm、两帮800*1000mm。净宽3.2m，净高2.0m，断面积6.4m2。附图三：工作面位置及巷道布置图（平面图）第二节 采煤工艺一、采煤工艺本工作面采用综合机械化采煤工艺。工作面采用mg-375型双滚筒采煤机落煤、装煤，上下端头自开缺口，工作面使用sgd630/264型刮板输送机运煤。循环进度为0.6m。1、割煤方式：本面采用双滚筒采煤机双向割煤，往返一次进两刀。2、进刀方式：采用端头斜切进刀方式。斜切进刀长度以前一滚筒为准为30m。（1）、溜头进刀及割煤a、煤机下行割煤至溜头，推移吃刀口上部溜子。b、返刀上行清理浮煤至吃刀口，沿溜子弯曲段斜切进刀。c、停机停溜移溜头，调直面溜子。d、煤机由吃刀口下行割煤至溜头。e、返刀上行清理浮煤至吃刀口，停机停溜移溜头至吃刀口。f、煤机继续上行割煤，跟机移架、移溜。（2）溜尾进刀及割煤：g、煤机上行割煤至溜尾，推移溜尾吃刀口以下溜子。h、返刀下行清理浮煤至吃刀口，沿溜子弯曲段斜切进刀。i、停机停溜移溜尾，调直面溜子。j、煤机由吃刀口上行割煤至溜尾。k、返刀下行清理浮煤至吃刀口，停机停溜移溜尾至吃刀口。l、煤机继续下行割煤，跟机移架、移溜。采煤机正常割煤采用前滚筒在上部（沿顶）、后滚筒在下部（沿底）的方式。3、工艺要求(1)、割煤：沿顶底板双向割煤，往返一次进两刀，煤机速度要适宜，且保证顶底板平整，煤壁齐直，不得随意割底或留伞檐，见顶见底，一次采全高。(2)、移架：采用及时移架支护方式，移架滞后煤机后滚筒69m，追机作业，移架步距0.6m。若顶板破碎,端面距超0.34m应拉超前架及时支护顶板。 (3)、推溜：推溜距移架的距离为515m，弯曲段长度不小于15 m，且要均匀过渡， 推移步距0.6m，并保持平、直、稳。移溜头溜尾后，及时支设压点柱。附图四：机组进刀方式、割煤方式示意图二、采煤方法：根据采区设计、煤层赋存条件和工作面的机械装备，确定采用单一走向长壁后退式采煤法。三、工作面正规循环生产能力工作面每天8个循环，循环进度0.6m，煤层厚度1.68m，割煤时回收率0.95，则w = lshrc=1550.61.681.370.95=203tl面长(m); s进度(m); h采高(m); r -容重(t/m3); c回收率日割煤量=2038=1624t月 产 量=162430 =48720t第三节设备配置一、煤机 表2-1型号mg-375截深630mm适应采高1.43.2m过煤高度380mm适应煤层倾角35总装机功率375kw卧底量160230mm机面高度1180mm额定牵引速度06m/min整机重量32 t二、液压支架 表2-2型号zy2600/09/20工作阻力2600 kn高度9002000mm中心距1500mm宽度14201590mm数量108架初撑力1581-2134kn支护强度0.46 mpa 三、工作面刮板运输机 表2-3型号sgd630/264运输能力400 t/h适应倾角 35链条破段拉力1130 kn中部槽尺寸长宽高=1500630180 mm配用电机功率2132 kw四、转载机表2-4型号szb-620/40t运输能力300t/h电机功率55 kw长度30m中部槽尺寸长宽高=1500620180 mm与皮带机搭接长度9m五、便拆装式带式输送机表2-5型号sd-80运输能力400 t/h电机功率240 kw胶带速度2 m/s胶带宽度800 mm六、辅助运输设备选用1.0吨的矿车,提升牵引设备选用jd-55型绞车，主要技术参数： 表2-6型号jd-55绳径18.5mm最大牵引力1800kg绳容量380m(实测)绳速平均1m/s七、通讯信号 表2-7型号tk200 控制电压12 v 扩音电话tk230c 控制器tk210 电源箱tk220供电电压127 v附图五：工作面设备布置示意图第三章 顶板管理第一节 支护设计一、采用类比法进行设计1、参考本煤矿同煤层51103面矿压观测资料，选择或预计31106工作面矿压参数。同煤层31106工作面矿压观测参数参考表序号项 目单 位同煤层实测本面选取或预计1顶底板基本顶厚度m2.12.1直接顶厚度m6.56.5直接底厚度m0.80.82直接顶初次垮落步距m12.412.43初次来压来压步距m2828最大平均支护强度kn/m2420420最大平均顶底板移近量mm135.92135.92来压显现程度明显明显4周期来压来压步距m12.812.8最大平均支护强度kn/m2336336最大平均顶底板移近量mm143.6143.6来压显现程度明显明显5平时最大平均支护强度kn/m2268.54268.54最大平均顶底板移近量mm104.55104.556直接顶悬顶情况f1.01.07底板容许比压mpa15.8815.888直接顶类型类2b2b9基本顶级别级10巷道超前影响范围m24242、合理支护强度的计算采用经验公式计算（岩石自重法）：t = 89.81hr = 329.6(knm2)t-顶板压力，knm2 h -采高，1.68m r-岩石容重，2.5 knm3选取“同煤层矿压观测参数参考表”中最大平均支护强度420knm2位态方程法在既定采高下，岩层组成及其各部分运动规律不随所用支护手段不同而发生明显的、质的变化。在同一顶板条件下，不管是采用单体支柱支护，还是采用液压支架支护，顶板控制设计的基本要求和所需支护强度计算方法是一致的。因此，综采工作面顶板控制要求的支护强度可以按单体支柱支护强度计算。按照这一原则，对支架额定工作阻力进行计算。同时，由于综采工作面安装后支护密度调整的随意性差，要求支架的额定工作阻力(pb)与控顶要求的支护强度(pt)相适应，即：pbpt/ky306.7kn/m2ky-液压支架支护效果影响系数(ky0.85)pta+pe*(hi/ht)hz*rz*f + he*re*coht /4lk*h=260.7 kn/m2 式中，a -直接顶作用强度 pe-基本顶作用强度 hz-直接顶岩层厚度6.5m； he -基本顶岩层厚度 2.1m；rz-直接顶岩层容重 25kn/m3；re-基本顶岩层容重 25kn/m3co-基本顶初次来压步距28m； ht-限定顶板最大下沉量（165mm）h-实测51103最大下沉量（143.6mm） lk-最大控顶距 4.3m； f -直接顶悬顶系数1.0经应用岩石自重法、实测同煤层最大法、位态方程法验算，31106工作面合理支护强度为420kn/m2。3、支架适应性分析本工作面煤层总厚为1.51.8m，平均厚1.68m。根据岩性分析，煤层底板允许比压15.88mpa，工作面所需合理支护强度0.420mpa(420kn/m2)。zy2600/09/20型综采支架最小支护高度0.9m、最大支护高度2.0m，对底板比压(前端值)要求较小(平均1.18mpa)，支架支护强度0.34-0.46mpa，支架与煤层赋存条件匹配。根据煤层赋存条件选用zy2600/09/20型支架，既解决了顶底板的管理问题，又有足够的支撑能力，对控顶区有较好地支护效果。4、确定超前支护根据集团公司采煤技术管理规范规定，及矿压地质条件选择dz（22-28）300/100型号的单体支柱进行端头及超前支护使用，支柱穿铁鞋。超前支护距离不小于30m,两端头切顶排支护加一排高分子戗棚加强支护，全部支柱必须穿铁鞋。5、通过上述比较分析,确定31106工作面支护方式如下：采用掩护式液压支架掩护式液压支架型号：zy2600/09/20放顶步距：0.6m 采空区处理方式:全部垮落法 最大控顶距：4.3m， 最小控顶距：3.7m 超前支护长度不小于30m支架参数对照表工作面实际条件支架参数采高 (m)1.680.9-2.0倾角 (0 )平均1220硬度 (f)1.0支护强度 (kn/m2)420340-460底板比压 (mpa)1588平均1.18顶板类（级）别直接顶2b基本顶二、乳化液泵站（一）、泵站选型、数量选用brw-200/31.5乳化液泵2台（一台备用）。主要技术参数如下:型号: brw-200/31.5 公称流量 :200l/min 公称压力 :31.5mpa 电机功率 :125kw 喷雾泵:型号: bpw320/6.3公称流量:320l/min公称压力:6.3mpa电机功率:45kw（二）、泵站设置位置距工作面300m，顶板完整，支护状态良好的地点。（三）、泵站使用规定1、泵站司机必须持证上岗，执行山东省煤矿安全技术操作规程“乳化液泵站司机”第123条有关规定。保持泵站清洁，搞好设备完好。2、正确使用好乳化液自配器，按35的浓度配比。要配备糖量仪测量乳化液浓度。3、泵站压力不低于30mpa。自动卸载阀额定调定值为泵站液压系统工作压力，安全阀开启压力为泵站液压系统工作压力的110%。要加强泵站与管路的维修，杜绝系统的串漏液。4、输液管路选用1吋无缝钢管、高压胶管，无缝钢管管壁厚度不低于4.5mm,高压胶管耐压45mpa以上。5、泵站处保持支架完好，支护有效。第二节 工作面顶板管理本工作面的顶板管理采用全部垮落法。工作面正常开采时期，配置108架zy2600/09/20型两柱掩护式液压支架支护。端头支架与中部支架相同。一、正常工作时期顶板支护方式工作面采用及时移架支护方式支护顶板。最大控顶距离为4.3m，最小控顶距离为3.7m。1、各工序的时空关系正常情况下，当采煤机割煤后，以邻架操作方式，按顺序逐架移架，移架步距0.6m，移架滞后煤机后滚筒69m，移架后要及时移溜，移溜距移架的距离为515m，排头支架要配合中部支架推移输送机机头和机尾。移架支护具体操作步骤：（1）、采煤机进刀、向上（下）正常割煤时，自下（上）而上（下）滞后煤机后滚筒69m移架（顶板破碎时可紧跟前滚筒移架）。（2）、移架方法收回侧护板；降柱使顶梁略离顶板；当支架可移动时，立即停止降柱，使支架移至规定步距(0.6m)；调架使推移千斤顶与刮板输送机保持垂直，支架不歪斜，中心线符合规定，全工作面支架排成直线；升柱同时调整平衡千斤顶，使顶梁与顶板严密接触约3-5秒，以保证达到初撑力（24mpa）；伸出侧护板使其紧靠下方支架；每完成一项操作后及时将操作手把扳到“零”位，插好保险插，并关闭截止阀。2、为确保移架顺利，应确保工作面采高不低于1.6m。3、伞檐规定煤壁伞檐长度超过1m时，其最突出部分不超过200mm；伞檐长度1m以下时，其最突出部分不超过250mm。二、支护规格表 表3-2支护形式架中心距（m）控顶距(m)支护强度(kn/m2) 放顶步距(m)最大最小综采支架1.54.33.7340-4600.6三、各工序平行作业的安全距离移架距离滞后采煤机后滚筒距离 69m移溜距移架的距离 515m四、特殊时期的顶板管理（一）、来压及停采前的顶板管理1、必须编制工作面基本顶初次来压和周期来压期间的安全技术措施。2、工作面基本顶初次来压和周期来压期间,应进行来压的预测预报工作,由生产技术中心在上巷、运煤巷挂牌标明来压位置。3、工作面支架以及上巷、运煤巷所有单体支柱必须达到初撑力,工作面要保持一条直线，严禁中部落后造成中部应力集中。4、初次来压及周期来压期间，出现煤壁片帮、顶板掉渣、支架移位变形等情况时，现场管理人员要立即下令停止放炮、割煤、移架、回柱等工作，同时对工作面加强支护，顶板来压显现明显时及时将人员撤离工作面，并将来压情况汇报调度室。待压力稳定后，跟班区长、安监员和班组长要先检查工作面来压情况，并组织人员对工作面不安全因素进行处理，确认安全后方可组织生产。5、工区管理人员要根据来压步距、 矿压显现和顶板动态监测预报情况做好来压前的支护工作，加强工作面的工程质量，提高支护强度。6、各工种密切配合，在确保支护质量的前提下，保持匀速推进。7、工作面初采初放工作经采煤副总工程师现场检查，冒落高度符合规定后，确定结束。8、工作面初采及停采时要编制专项措施,加强顶板管理。（二）、过断层及顶板破碎时的顶板管理 1、在破碎顶板的条件下移架的方法有：及时移架法、带压移架法、超前移架法。2、若顶板破碎，端面距大于0.34m时，应拉移超前架及时支护顶板。3、过断层措施（1）、采面出现落差小于采高1/3的各类断层，采取挑顶、卧底的办法，采高控制在1.6-2.0m。挑顶卧底段应形成一平缓的过渡段，顶梁与顶板应紧密接触，不平处用木料垫平实，以利移架和通机。（2）、溜子应保持平实且成一条直线。在断层段机组司机应精心操作，放慢牵引速度。（3）、断层上、下盘因挑顶卧底支架不接顶时，梁上空虚部分用木料填实。严禁支架超高超低使用。（4）、因断层段顶板不完整，该段作业时，必须执行好敲帮问顶制度，及时摘除悬矸危岩，严禁空顶进机道，严禁空顶作业。（5）、断层落差大于采高的1/3时，查明产状，根据实际情况，制定详细的安全技术措施。第三节 两巷及端头顶板管理一 、两巷超前支护距离、基本形式及柱、排距1、上巷、运煤巷自切顶线向外超前支护距离不小于30m。支护基本形式为两列金属铰接顶梁配单体液压支柱支护。2、上巷超前支护柱距0.8m，排距1.6m；下巷超前支护柱距0.8m，排距1.2m。二、工作面端头的管理1、工作面端头采用同中间架一样的掩护式支架支护顶板。上下端头各三个支架落后工作面正常支架0.6m。下端头三个支架要上齐防倒防滑千斤顶。2、端头控顶距：最大控顶距4.9m，最小控顶距4.3m。3、下安全出口净宽不小于0.8m，净高不小于1.8m。4、下端头移架顺序为先移2支架，再移3支架，最后移1支架。5、工作面正规支护与平巷支护间距不得大于0.5m，否则应加使一对钢梁，长度3.0m，一梁三柱，梁间距0.3m，交替迈步前移，移动步距0.6m。6、运煤巷、上巷切顶线，支设戗棚，戗棚支设到运煤巷下帮、上巷上帮。三、支护材料的使用数量和存放管理1、支护材料单体液压支柱： dz22-300/100、dz25-300/100 、dz28-300/100顶梁：hdjb800 铁鞋：直径0.26 (m) 方木：1.2*0.12*0.12 (m3) 托板：0.4*0.15*0.05 (m3) 木仨：0.25*0.08*0.04/2(m3)木棚：3.0*0.16*0.16 (m3)板棚：2.0*0.16*0.08 (m3) 型钢梁：3.0 (m)2、坑木管理 计划用料，按规格分类挂牌管理，码放在上出口以外150m料场内。 3、金属支柱、顶梁管理 工作面上下巷共使用单体液压支柱166棵，162节顶梁，铁鞋162个。并建立柱梁管理档案，柱、梁、鞋编号管理，及时更换失效柱梁。支柱必须全部试压合格后方可下井，使用8个月后，升井检修。支设前先冲洗阀嘴。新下井的支柱要空载升降2-3次，排净腔内空气。 4、备用料数量及存放地点采面料场内，必须备有不少于3天的用料,其中方木不少于200根，木棚不少于6根，板棚不少于200根，托板不少于200块，木仨不少于500块，单体支柱10棵，顶梁10节，铁鞋10个。5、工作面必须使用合格的支护材料， 所有备用料要分类码放整齐，并实行挂牌管理，好坏要分开，严禁混放。附图六：工作面、两巷及端头支护示意图（平面、剖面图）第四节 矿压观测一、矿压观测内容支撑力（移架后的初始支护阻力）、支架阻力、循环末阻力（指循环末支架前的工作阻力即移架前的工作阻力）。根据观测结果对工作面顶板活动规律、来压特征，工作面支架受力特点，支架对顶板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。二、观测方法1、测区设置沿倾斜方向均匀布置三个测区，上测区在90、89架，下测区在18、20架分别进行观测液压支架支护阻力、活柱缩量和圆图自记仪观测，同时在中测区50、51架利用圆图自记仪对上下测区工作阻力进行辅助性观测。2、观测方法（1）、支柱阻力：利用zyt60型圆图自记仪和液压支架上自读式自动测压表分别观测上下测区每个支架上下立柱循环工作阻力。利用压力自记仪，可以观测液压支架立柱的支护阻力。可以记录初撑力po，最大阻力pm和循环经历时间t，以及立柱的（pt）曲线。自记仪24小时连续记录。故要每天换一次记录纸。在记录纸上，要注明支架编号，左右、前后或上下腔别及换纸月日时分。使用压力自记仪时应注意的事项：由于压力自记仪不防震，所以应把它安装在顶梁端及固定板上，并加上胶皮护帘，或特制的防护罩使其既能防砸，又便于换纸、维修、操作及测读。保证压力自记仪记录笔下水，笔尖必须接触记录纸面。注意压力自记仪表盖与机体密封是否完好，防止记录纸受潮打巻。应及时维修压力自记仪钟表机构，防止停表、表快、表慢，保证观测精度。安装时必须上好阻尼螺丝，并注意调整指针能够准确回零。（2）、支架活柱缩量：利用钢卷尺测量活柱伸出长度，循环测读两次，即移架前、移架后各测一次，同时从圆图自记仪中读出压力值。（3）、工作面顶板状况统计观测：煤壁片帮的深度及长度、冒顶位置、面积及冒高、采高（mm）、顶煤的悬挂及垮落状况。片帮深度是指煤帮倒塌的最大深度，片帮的深度及长度的大小，是反映煤壁前方支承压力的大小和支撑力是否足够的一个指标。3、观测频率支架初撑力、工作面阻力及立柱活柱缩量每循环观测一次，即移架前、移架后分别进行观测。若工作面检修或出现其它情况，每两小时观测1次，对以上观测数据及时进行记录。4、监测分析方法通过监测工作面顶板运动状况，分析工作面来压规律。 三、两巷的矿压观测1、巷道围岩变形观测利用移动观测站观测。在上巷超前工作面20m范围内, 间隔4-5m安设4台顶板动态观测仪,监测上巷顶底板的相对移近量,用来推断顶板的运动过程和状态。动态观测仪的编号始终由煤璧起依次为1#、2#、3#、4#，当1#动态仪距煤壁不足1个循环的距离时,需将其回撤,并重新支设在原4#动态仪的前面,同时调整各动态仪的编号,使其仍然从煤壁起依次为1-4#。各动态仪的间距及1#动态仪至煤壁的距离，在观测时必须做好记录。观测频次一般为1-2小时观测一次,当临近顶板来压时加密观测,可视变化情况每10-30分钟观测一次,观测时必须记录观测时间。同时采煤机割至端头影响到动态仪时也必须加密观测,并记录采煤机影响情况及采煤机到端头的距离。2、巷道围岩表面位移观测利用两巷成巷期间设置的观测基点,并视情况补设部分基点,在上、下巷分别距切眼60m、80m、100m、120m、140m处布置五个测区,用测尺和测枪测量巷道受采动影响过程中的顶底板及两帮移近量,每天观测一次,根据观测时间计算出移近速度。三、支护质量监测每日由安监处不定期对工作面和两巷支护质量进行两次动态检查,对存在的问题,回采区队要立即整改。监测内容要包括支架初撑力、煤壁片帮情况、梁端距、采高及端面顶板冒落情况、两巷单体支柱初撑力、超前支护质量等。第四章 生产系统第一节 运输系统一、运输设备及运输方式1、运煤设备及装、转载方式煤由煤机装入工作面刮板输送机，经运煤巷转载机、皮带运出。2、辅助运输设备及运输方式工作面需用的材料、设备等物资，采用1.0t矿车或花车、jd-55绞车，运至上巷料场，再经人工运至工作面。二、移溜方式1、采煤机正常割煤时，按照跟机移溜的顺序，依次推移刮板输送机，移溜距移架的距离为515m。2、在两端头，采煤机向上斜切进刀切入煤壁规定截深后，将工作面输送机按自下而上的顺序推向煤壁，成一条直线。三、运煤路线工作面31106运煤巷三采西区运煤反上山三采煤仓三采及-580西大巷-580煤仓-580皮带井2号煤仓 -350皮带暗斜井皮带井地面四、辅助运输路线地面料场副井 -195矸石井-350水平运输石门-580矸石井-580及三采西大巷三采十三层辅助轨道上山31105轨运反上山31106上巷工作面附图：运输系统示意图（详见工作面平面布置图）第二节 通防与监控系统一、通风系统（一）、风量计算1、按工作面温度计算：工作面参数：温度28,采高1.68m,面长155mq60vsk1.1601.954.61.31.1770m3/min式中：v与工作面温度相对应的风速，1.95m/ss综采工作面的平均有效通风断面（m2）s(1.6840.75-0.44)=4.6m2 k采煤工作面面长系数，取k1.32.按人数计算：q = 4n1.1= 4631.1=277.2（m3/min）3.按瓦斯涌出量计算:q100q瓦k采通1.110021.51.1330m3/min式中：q瓦采煤工作面的瓦斯绝对涌出量m3/min，本规程取瓦斯和二氧化碳绝对涌出量之和k采通采煤工作面瓦斯涌出不均衡的风量系数，取1.5取以上风量计算最大值770 m3/min进行验算：(1)、按工作面回风流中的瓦斯、二氧化碳浓度和其它有害体进行验算v瓦v绝对/q需100%2/770100%0.26%1%，符合规程要求式中：v瓦工作面回风流中的瓦斯、二氧化碳浓度(本规程为其之和)v绝对瓦斯、二氧化碳绝对涌出量(m3/min)，本规程取其之和q需工作面风量工作面回风流中其它有害气体的浓度经计算均符合煤矿安全规程第100条的规定(2)、按采煤工作面风速进行验算v大q需/s小q/h/b小770/(1.683.70.750.44)/60=3.04m/s4m/sv小q需/s大q/h/b大770/(1