大贤15101回采作业规程.doc

山西南娄集团阳泉盂县大贤煤业有限公司采煤工作面作 业 规 程编号：DXG-2011-01号工 作 面 名 称：15101综采工作面编 制 人：生技科主 管 矿 长：高金钟技 术 矿 长：侯顺年批 准 日 期： 年 月 日 执 行 日 期： 年 月 日目 录会审意见：第一章 概况第一节 工作面位置及井上下关系第二节 煤层第三节 煤层顶底板第四节 地质构造第五节 水文地质第六节 影响回采的其他因素第七节 储量及服务年限第二章 采煤方法第一节 巷道布置第二节 采煤工艺第三节 设备配置第三章 顶板控制第一节 支护设计第二节 工作面顶板控制第三节 运输巷、回风巷顶板控制第四节 矿压观测第四章 生产系统第一节 运输第二节 “一通三防”与安全监控第三节 排水第四节 供电第五节 通信照明第五章 劳动组织和主要技术经济指标第一节 劳动组织第二节 主要技术经济指标表第三节 煤质管理第六章 安全技术措施第一节 一般规定第二节 顶板第三节 防治水第四节 爆破第五节 “一通三防”与安全监控第六节 运输第七节 机电第八节 其他第七章 灾害应急措施及避灾路线附表设备配备表（1）支护材料用量表（2）劳动组织表（3）主要技术经济指标表（4）设备检修内容列表（5）附录作业规程学习和考试记录作业规程补充学习和考试记录附图15101工作面巷道布置及生产系统示意图（图一）15101工作面供电系统图（图二）15101工作面设备布置图（图三）各生产工艺平行作业距离示意图（图四）端头斜切进刀示意图（图五）15101工作面支架布置示意图（图六）最大最小控顶距示意图（图七）末采停移支架支护平、剖面示意图（图八）卧底炮眼布置图（图九）机头尾开帮炮眼布置图（图十）顺槽成面支护示意图（图十一）循环作业图表（图十二）15101工作面瓦斯电闭锁示意图（图十三）15101综采工作面安全监测设备布置图（图十四）15101综采工作面避灾线路示意图（图十五）大贤煤业规程会审意见书施工队组15#煤层综一、二队会审时间规程名称15101综采作业规程参审单位签 名会审意见技术矿长安全矿长生产矿长机电矿长调度主任通风科长生技科长机电科长安全科长矿长批示意见第一章 概 况第一节 工作面位置及井上下关系 表1 煤层名称15#煤层水平名称+852m采区名称15100工作面名称15101地面标高（m）980-1250工作面标高（m）+790m埋藏深度（m）260地面位置位于陈家沟村以北，主斜井以东，地面为山川、沟谷地带，无建筑物井下位置及四邻采掘情况本规程所掘巷道以西为主斜井，以东为大贤与原振兴矿界，以北为旧采巷道和采空区，以南为实体煤田。回采对地面设施影响无任何影响走向长（m）120 m倾斜长（m）520 m面积62400第二节 煤 层 15号煤层俗称丈八煤，煤层厚5.109.56m，平均7.20m，结构简单复杂，含夹矸04层。属稳定的全区可采厚煤层，直接顶板为K2灰岩，伪顶为0.050.70m厚的泥岩，底板为砂质泥岩、泥岩。可采煤层特征表 表2含煤地层煤层编号煤层厚度(m)煤层间距(m)煤层结构可采性稳定性视密度（t/m3）岩 性最小最大平均最小最大平均 结构 夹矸层数顶板底板65.5094.8575.7315号5.109.567.20简单-复杂04全区可采稳定1.4石灰岩泥岩砂质泥岩泥岩煤质及用途：15号煤层物理性质和煤岩特征基本相近，颜色为黑灰黑色，具金刚和似金刚光泽，具梯形棱角状断口，有一定韧性，硬度3左右，条带状、线状结构，块状或层状构造。宏观煤岩类型，以半亮型煤为主，少量为光亮型和暗淡型煤，煤岩组分以亮煤为主，夹有镜煤条带和少量暗煤。15号煤层含黄铁矿结核。第三节 煤层顶底板15号煤层伪顶为薄层泥岩，在开采过程中随采随落，直接顶为K2石灰岩，属坚硬岩石，质地坚硬，裂隙发育。底板为砂质泥岩、泥岩，属软质岩石，开采中未发现底鼓现象。15#煤层伪顶为0.05-0.70米厚的泥岩，直接顶顶板为K2石灰岩，厚度在11.2-16.3米之间，平均厚度为13.75米，该灰岩硬度较，整体强度较高，属坚硬岩石，但由于灰岩中常夹有三层泥岩，而将灰岩四分，俗称“四节石”灰岩，其节理裂隙发育，一般随采随落，顶板管理较容易；15#煤层底板为沙质泥岩、泥岩底板，厚度在0.6-7.8米之间，平均厚度为4.8米。见附图：工作面地层综合柱状图第四节 地质构造井田范围内构造简单，主要为褶皱构造，在井田北部发育S1向斜，走向北东东向，两翼倾角不大，倾角一般810。在中部偏北发育S2背斜，在井田南部主要表现为S2背斜的南翼，为一单斜构造，倾角一般310。另在开采过程中发现了7条正断层及4个小型陷落柱。F1断层：位于原井田的北部边缘，走向北东东向，倾向北北西，倾角70，落差20m，贯穿于井田东西。为隐伏断层，在开采过程中发现。F2断层：位于F1断层的南部，走向北东东向，倾向北北西，倾角70，落差40m。为隐伏断层，在开采过程中发现，在井田内延伸长度为1200m左右。F3、F4、F5、F6、F7断层落差425m，在井田内延伸长度不大，均在开采过程中发现。对采煤有一定影响。4个小型陷落柱面积不大，无规律性。在井下开采中发现。 井田断层特征一览表 表4断层名称性质走向倾向倾角（）落差（m）备注F1正断层N70EN702040延伸长度3300mF3正断层N70WNE15延伸长度600mF2正断层EWN8440延伸长度1250mF4正断层N80WNE10延伸长度580m另未见岩浆岩侵入。综上所述，该井田构造属简单类型。第五节 水 文 地 质 一、涌水量本工作面正常情况下最大涌水量：0.5m3/h；最小涌水量：0.2 m3/h。二、含水层15号煤层：直接充水含水层为太原组下部灰岩含水层，根据本矿历年来的开采，上部含水层富水性不强， 15号煤层矿井水文地质条件为简单类型。三、15号煤层充水因素分析有如下几点：一是15号煤层直接顶板灰岩含水层之水及灰岩以上各砂岩、灰岩含水层之水。二为在本井田北部，15号煤层埋藏较浅，局部有煤层露头，接受大气降水补给非常好，导水裂隙带高度大于煤层埋深，因此秀水河的季节性水及大气降水会通过开采裂隙带导入井下。三为9号煤层采空区积水会沿导水裂隙带进入15号煤层矿坑。四为本煤层的采空区也较大，区内也存在积水，为避免积水太大，在密闭处留设一定的出水点，尔后一齐流向水仓，使井下涌水量也相应增大。关于断层及陷落柱，在开采过程中，遇断层处有微弱的淋水现象，陷落柱现在无导水迹象，但不排除将来成为导水通道的可能。本井田已有多年的开采历史，9号与15号煤均有一定采空区，但积水的准确范围和积水量还有待于进一步查明，矿井在生产过程中要坚持“有掘必探、先探后掘”的原则，以确保矿井安全生产。第六节 影响回采的其他因素影响回采的其他地质情况表 表5瓦 斯绝对涌出量：8.99 m3/min 相对涌出量： m3/t煤 尘有爆炸性煤的自燃9、15号煤自燃倾向等级级，属不易自燃煤层地 温本区属地温正常区域。地 压本区属地压正常区域。抗压强度（MPa）煤层夹矸直接顶老顶直接底第七节 工作面储量及服务年限一、工作面储量计算计算表6走向长（m）倾斜长（m）面积（m2）煤厚（m）容重（t/m3）工业储量（t）回采率（%）可采储量（t）120520624007.21.462899276598752工业储量=面积煤厚煤的密度628992=624007.21.4可采储量=（工业储量-停采储量）回采率598752=（628992-30240）76%二、工作面服务年限工作面的服务年限=可采走向长度/月设计推进长度6.5个月=495 m /75.6 m第二章采煤方法采煤方法-本面采用走向长壁后退式综采放顶煤采煤方法，全部垮落法处理采空区，双滚筒采煤机落煤装煤，液压支架维护顶板和放顶煤，前后两部工作溜运煤。第一节巷道布置一、采区设计、采区巷道布置概况15#煤一采区位于该矿东南角，总面积 平方公里，工业储量 万吨，可采储量 万吨。煤层赋存稳定，全区可采，煤层平均厚度7.5米。本采区沿东回风、胶带、轨道大巷向南共布置2个工作面，工作面采长120m，走向长度为545m，可采长度520 m。二、工作面回、进风巷及开切眼等巷道（一）巷道断面规格及布置方式15101工作面回采巷道均为矩形，其规格如下：进风顺槽：掘进断面规格11.76 ，宽 4.2 m，高 2.8 m。净断面规格为 10.8， 宽 4.0 m，高 2.7 m。沿15#煤层底板掘进布置。回风顺槽：掘进断面规格10.36 ，宽 3.7 m，高 2.8 m。净断面规格为 9.45，宽 3.5 m，高 2.7 m。沿15#煤层底板掘进布置。辅助回风：掘进断面规格8.05，宽 3.5 m，高 2.3 m。净断面规格为7.26，宽 3.3 m，高 2.2 m。沿15#煤层顶板掘进布置。切 巷：掘进断面规格17.64，宽 6.3 m，高 2.8 m。净断面规格为16.20，宽 6.0 m，高 2.7 m。沿15#煤层底板掘进布置。高 抽 巷：掘进断面规格5.20，宽 2.6 m，高 2.0 m。净断面规格为4.96，宽 2.6 m，高 1.9 m。沿11#煤层底板掘进布置。（二）巷道支护材料与支护形式切巷落山帮采用菱形网、树脂锚杆联合支护。顶锚杆规格为222400mm，帮锚杆规格为202000mm，锚索规格为5.3m和7.3m。切巷顶板支护形式为顶锚索排距0.8米，高掘巷支护形式为顶锚杆排距0.8m，间距0.825m，帮锚杆呈“矩形”布置，排距1.0m，间距0.8m，高抽巷不打锚索。顺槽巷道支护材料与支护形式具体详见掘进规程。（四）煤柱尺寸东材料大巷与工作面保护煤柱为25米，15101工作面顺槽与相邻工作面顺槽间煤柱为45米。（五）停采位置工作面距15#煤轨道大巷25米处为停采线。三、15#煤运煤系统回采工作面（可弯曲刮板输送机）运输顺槽（转载机）运输顺槽（可伸缩胶带输送机）胶带大巷（胶带输送机）主斜井（大倾角胶带输送机）地面生产系统。 第二节采煤工艺一、采煤工艺15101工作面采用走向长壁后退式综采放顶煤采煤方法。正常生产时的工艺流程：15号煤：采煤机进刀割煤运煤移前溜拉架放顶煤和放顶移后溜拉机头机尾。工艺顺序：（一）斜切进刀1、进刀采用割三角煤端头斜切进刀法，进刀距离不小于25米。2、机组割透两端头后，调换滚筒上下位置，改变牵引方向，随弯贡段逐步切入煤体，下滚筒全部进刀后，机组割煤到25米处，过机头（尾）3、过机头（尾）后，机组返回割三角煤，割透端头后，调换滚筒上下位置，换向牵引，割空刀到处停机过机头（尾）,然后正常割煤。4、机组割到距机头（尾）10米处时，必须放慢牵引速度，并通知机头尾人员撤到5米以外的安全地点。5、机头（尾）人员要时刻注意两端头顶板及各种管线，发现问题及时通知机组司机停止割煤，待处理问题后再开机。（附端头斜切进刀示意图五）(二)割煤和装煤1、采用MG375型采煤机落煤和装煤，前滚筒割上刀，后滚筒割下刀，双向割煤，往返一次进1.5刀，每刀进度0.6米，采高控制在2.5m。2、为提高工作面的割煤块率，割煤前工作面全长放震动炮，此项工作由检修班负责，每日检修期间放一茬炮。3、正常情况下采煤机牵引速度控制在3-5m3/min，如遇移架跟不上，溜子负荷大或顶煤未放完时，必须减速或停止割煤，严禁超速及空顶作业。4、正常情况下必须沿底板割煤，不得留底煤，如遇过构造防止割底，可适当调整坡度丢底煤，待构造过完后必须沿底板割煤。5、根据底板等高线图可知回风侧略高于进风、为防止窜溜，在回采过程中，要根据高差随时调整进风超前回风的推进度。6、采煤机司机严格按操作规程中双滚筒采煤机司机的要求执行。（三）运煤工作面的煤由前后两部工作溜、转载溜、顺槽皮带机运至东胶带机运转到主斜井主皮带运出地面储煤场。（四）移架1、工作面支架采本架操作，支架型号ZFSB4000-17/28型。2、机组前滚筒割过1-2架时，伸出伸缩梁挤严煤帮。3、移架距离机线后滚筒2-4架，降架幅度0.1-0.5米，顶板破碎地段采取带压擦顶移架措施，移架同时要收伸缩梁；底板较软地段使用提架千斤先提架后移架，移架必须达到0.6米的步距。4、支架拉出后必须成一直线，顶梁必须升平，仰俯角小于7，支架升起后必须保证接顶严密，立柱达到初撑t、5、利用伸缩梁调整控制端面距不大于0.34米，如超过必须提前移架或前梁上挑支板梁。6、支架操作完后及时将各种把打回“0”位。7、支架工要严格执行操作规程中液压支架工的规定。（五）移前部溜1、推前溜滞后移架4-6架。2、推前溜应相断渐近式操作2-3台千斤，每闪推移0.2米，每节槽分三次均匀移彻。3、如遇推不动，不得强行硬推，手把回“0”位，应通知机组司机停止割煤，待检查处理后方可开机。4、移溜工应严格执行操作规程中支架工移溜操作有关内容。（六）放顶煤工艺1、放煤方式（1）初次放顶煤：工作面推进距离超过40m后，根据集团公司和矿领导的批复指示，再决定工作面是否开始放顶煤。（2）正常放顶煤：采用机组割一刀煤，放一茬顶煤，即采用一采一放追机放顶煤作业方式。放顶煤滞后移架1020架。（3）末采放煤：工作面回采距上网线5.0m左右，开始适当控制放煤量，保养顶板，为上网做准备，上网后继续放顶煤至金属网到尾梁为止。（4）正常放煤顺序：采用分段单轮顺序追机放顶煤方法。机头两架、机尾三架不放顶煤。每班放煤工不少于两人，每人10架为一段，依次单轮顺序放顶煤，每架直至放出1/3的矸石为止，严禁放大块矸石，当大块矸石卡在溜内时，人员进行处理必须要停电闭锁开关，将矸石处理后方可恢复放煤。（5）如遇顶煤松软提前冒落时，该区域支架可暂不放顶煤，待顶煤托住后方可放顶煤。（6）严禁使用爆破方法处理卡在放煤口的大块煤矸。2、放煤步距初次放煤步距暂定为40.0m，即工作面推进距离超过40.0m后，根据集团公司和矿领导的批复指示，再决定工作面是否开始初次放顶煤。正常放煤步距0.6m，即割一刀煤放一茬顶煤。3、工艺要求（1）无论采用何种放煤作业形式，必须单轮顺序放煤，每架一次性放完，放至矸占1/3时关闭放煤口放另一架。（2）放煤工不得一人同时操作2架或2架以上，要根据煤量大小适当控制放煤口，防止压住后部溜。（3）放煤时必须先收小插板，待放煤量沔或有大块卡堵时再摆动尾梁，严禁不收小插板先摆动尾梁。（4）放煤时严格控制大块煤矸，以防损坏千斤、管路等，一旦有大块煤矸必须人工打碎（小于30cm）后方可继续开溜放煤。（5）顶煤放不下时可反复升降支架，反复放煤直至放完。（6）每割一刀煤必须放一茬顶煤，放不完顶煤不得开机割煤。（7）后溜与支架立柱、底座间的浮煤必须每班收开前清理干净。（七）移后部溜1、移后溜滞后放顶煤不少于15架，弯曲段不小于15.0m。2、顶煤放净后，由放顶煤工负责移后溜，一次收溜长度不得少于15架。3、如遇移不动，不得强行硬移，手把打回“0位，并通知机组司机停止割煤，待检查处理后方可开机。4、移溜工应严格执行操作规程中支架工移溜操作有关内容。二、工作面循环生产能力W=LShrc式中L工作面长度120;S采煤机截深0.6 mH煤层高度7.5mr煤的密度1.4t/m3C工作面煤炭采出率W=1000.67.51.40.95=496t（一）循环产量15号煤每个生产班推进1.5个循环，循环进度0.6m，日循环次数4.5次，日循环进度4.50.6=2.7m，1、工作面机采产量。1200.92.21.40.95=316t（机采采出率为95%）2、放顶煤产量。1200.951.40.8=604t（顶煤放出率为80%）（二）日循环数根据正规循环作业图表，确定循环数为4.5个。（三）日产量（316+604）4.5=4140t（四）月产量414028=115920t详见附图十二：正规循环作业图三、初采工艺1、工作面正式投产前，必须对井巷工程、安装质量等进行全面验收，经验收合格后方可正式投入生产。工作面所有设备安装完毕后，开始带负荷联合试运转。对各台设备进行整体调试，确认无问题后进行试生产，在试生产期间必须达到综采工作面验收标准。2、初采割第一刀煤前，人工用扳手将采帮锚杆的托板柱帽提前回收。回收托板柱帽前，工作人员要仔细查看顶板情况，确保安全的情况下方可进行作业。作业时，两人一组，一人观察顶板、煤帮情况，一人作业。回收的托板柱帽要运送到指定地点并摆放整齐，不得随意乱扔。3、人员进煤帮必须停机停溜闭锁开关，并严格执行敲帮问顶制度。4、初采期间泵站压力必须达到30.0Mpa，每次移架后支架必须达到初撑力，支架初撑力3200.0KN。四、末采工艺1、铺网工艺顺序（1）工作面距停采线20.0m开始作末采准备，调整采高到2.6m，工作面距停采线15.0m开始铺金属网，网的规格为101.0m，工作面距停采线6.0m开始每割2刀煤，上一根3.0m梁，梁一头搭在支架顶梁上，搭接长度不小于0.6m，另一头悬壁，升紧支架接顶，梁交错布置。（2）铺网时前三排为单网，长短边均对接，第四排起铺双网，其长边与第三排网搭接0.5m，短边搭接不小于0.5m，联网时长边每隔10.0cm、短边每隔20.0cm联一道联网丝，每道扭结不少于三圈，双网铺至网落地后超出支架前梁3.0m，最后顺煤帮倒挂两排单网。（3）第一排网铺设时要从进风端开始，将网平行工作面展开，网上用铁丝捆绑三米板木，一梁二柱将网挑起，顺序逐架降架移架以防搓网，将网置于前梁上，然后升紧支架将网挑起，置于前梁上的部分不少于网的2/3。（4）第一排 网铺设时要停机停溜闭锁开关，煤帮支好贴帮柱。在滚帮大顶板破碎地段平行工作面支一趟四米板梁，一梁四柱，维护好顶板后方可降架上网。（5）第二、三排网铺设时，必须停机停溜闭锁开关，并严格执行敲帮问顶制度，在维护好顶板确认无问题的情况下，人员方可进入煤帮工作。（6）其它网铺设，人员必须站在落山侧人行道内面向煤帮操作，严禁面向落山联网。（7）联好的网要提前吊起，机组割煤时司机应看好前滚筒，以防扯网，一旦扯网必须补联。2、上梁工艺顺序（1）工作面网落地后距停采线3.0m处，支架摘脱框架停移，割后六刀煤。（2）第一刀煤滞后机组前滚筒13架，将伸缩梁伸出挤严煤帮，如遇局部滚帮较宽时，可在支架前梁上挑两根长2.4m直径18.0cm的木梁，并在煤帮侧支单体柱维护，然后用单体柱将工作溜顶至煤帮。（3）第二刀煤每割10架停机闭锁溜，逐架将伸缩梁缩回，同时在每架支架上方垂直煤帮挑支两根2.4m的木梁，梁头离开煤帮0.1m，然后升紧支架，将工作溜顶至煤帮。（4）第三刀煤每割五架停机闭锁溜，逐架将2.4m木梁抽出离开煤帮0.1m,用单体柱将工作面溜顶至煤帮，最后在工作溜落山侧紧贴导向管每根木梁下支一根单体柱，防止木梁低头。（5）第四刀煤每割三架停机闭锁溜，先将2.4m木梁抽出，并分别在一根木梁下落山侧和煤帮侧各支一根单体柱，然后方可降架换4.4m的两头平圆木梁。（6）换梁时每换一根先升紧支架，分别在煤帮侧和落山侧各支一根单体柱，然后降架回出2.4m木梁，同时更换第二根4.4m板梁，方法不变。（7）割第五刀煤，每割三架停机闭锁溜，将4.4m梁抽出到离煤帮0.1m，用单体柱将工作溜顶至煤帮，最后在工作溜落山侧紧贴导向管每根木梁下支一根单体柱，防止木梁低头。（8）割第六刀煤，每割 一架停机闭锁溜不顶溜，将4.4m梁抽出，挤严煤帮，并在煤帮紧贴网的每根梁头下支一根单体柱，最后在落山侧离开支架前梁端0.5m，隔一根末梁支一根单体柱，单体柱必须升紧拴牢。3、其它措施（1）所用4.4m木梁必须是22cm以上的优质圆木，两头取平，支设时大头朝向煤帮。（2）在煤帮工作和抽换梁时必须严格执行敲帮问顶制度和先支后回原则，并有专人监护顶板，工长现场把关。（3）抽换梁时必须逐根进行，先在一根梁下煤帮侧和落山侧分别支设单体柱，然后降架抽换另一根，依此法抽换第二根，最后升紧支架。（4）抽梁前用帽柱斜戗将网顶至煤帮，每架不少于一根戗柱。（5）末采完后局部地段压力大时可平行工作面支一趟五米板梁，一梁四柱。（6）末采完后支架前梁端至煤帮贴帮柱净宽不少于2.8m，底板至梁净高不低于2.4m，以满足拆架要求，机组停到顶板维护可靠地段。（7）用单体柱顶工作溜实行远距离操作，操作人员站在5.0m以外的支架前后立柱间，周围10.0m范围内不得有其他人员作业或行走，防止单体柱滑脱或三用阀崩出伤人。顶溜时若发现顶不动，必须停止工作，将手把打至“0”位，待检查处理后再顶。用单体柱顶工作溜时柱顶、柱底接触处应垫木楔，以防单体柱滑脱。附末采支架布置示意图（图八）第三节 设备配置一、机电设备技术参数15号煤回采工作面设备配备表序号名称型号功率（kW）数量（台）备注1双滚筒采煤机MG160/375-W21605512刮板输送机SGB-630/220211023液压支架ZF3000/16/25804转载机SGZ-764/20020015破碎机PCM10011016可伸缩胶带输送机SSJ1000/12512517乳化液泵站MRB200/31.5C1251两泵一箱8喷雾泵XPB200/5.52219注水钻机MYZ-15015110煤层注水泵7BZ-3/8010111回柱绞车JH2-14173二、液压支架技术参数工作面配备：MG160/375-W 型双滚筒采煤机采煤机一台：ZF3000-16/25支撑掩护式液压支架80架，8010-18/28端头支架5架，SGB-630/220型刮板输送机各一台。表8支架参数表支架型号初撑力/KN工作阻力/KN高度/m支护面积m2数量ZFSB4000-17/28320040001.72.85.326.08103ZFG4800-18/28384048001.82.85.466.245运输巷带式输送机采用SSJ-1200/2502型，铺设长度630.0m，转载机采用SGZ-880/250型，破碎机采用PCM-160锤式破碎机。三、主要设备布置1、进风巷：SSJ-1200/2502型带式输送机一部，SGZ-880/250型转载机一部，PCM-160锤式破碎机一部。2、进风巷：KBSG-1000/611.14移变一台，KBSGZY-1250/611.14移变一台，KBSGZY-630/611.14移变一台，KBSGZY-1000/611.14移变一台，WRB-200/31.5乳泵两台，45KW加压泵一台，JM-14型回柱绞车一部，各种高低压开关及设备平台一个。3、回风巷：MZB-150/100型注水泵一台。第三章 顶板控制顶板管理方法本工作面用液压支架控制顶板，进风巷采用一面见平五米大梁跨溜抬棚维护端头，采用一面见平五米大梁交错走向抬棚超前维护顺槽巷道。回风巷采用3.8米型钢梁跨溜抬棚维护端头，采用3.8米型钢梁交错走向抬棚超前维护顺槽巷道。全部垮落法处理采空区。第一节支护设计一、工作面支护设计（一）使用顶底板控制设计专家系统1、合理支护强度的计算。按采煤工作面质量标准规定，80101工作面支架需要随的荷载为8倍采高的岩柱重量加最大厚度的顶煤重。顶板压力Q=8采高岩石重力密度工作面长支架最大控顶距=（82.5251004.74）KN=237000KN工作面共有62架ZFSB4000-17/28,5架ZFG4800-189/28支架工作阻力F=（400062+48005）KN=272000 KN可见FQ,所选支架的工作阻力符合要求。2、支护强度校核根据邻近开采经验，支护强度验算时，取相当于采高8倍岩柱的重量作为支架所受载荷，验算过程如下：P=8Hr=82.5m2.5t/m3=0.50MPa其中H-采高，2.5m；r-顶板岩石容重，2.5 t/m3验算结果青蛙，支架实际最大受载强度0.50MPa，小于本架的设计支护强度0.65MPa，故支架选型符合要求。3、超前支护计算。依据下列公式对超前30.0m的顶板压力进行估算：Q=4/3ra2/f式中r岩石重力密度，取25.0 KN/m3；a=巷道跨度的1/2f岩石坚固性系数，取7。Q=（4/3252.25/7）KN/m30.0m的超前压力为：Q采=（24.1130）KN=723.30 KN选用工作阻力为300 KN的单体柱应支单体柱数（理论数）为：N= Q采/F支=723.30 KN=2.41根应支数量为60和170根，选用DZ-2.8型、DZ-3.15型、DZ-3.5型，工作阻力为300KN的单体柱，远远超过理论数量。二、乳化液泵站（一）泵站型号、数量15101综采工作面所配乳化液泵型号为MRB200/31.5C ，功率125KW两箱一泵。（二）泵站设备位置泵站位于移动设备专用车最后。（三）泵站使用规定1、启动泵站前，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、液位适当，各种保护设施齐全可靠，运行方向为正向。2、启动泵站前应检查乳化液浓度是否合格，如不合格立即汇报矿调和有关领导，处理后方可开启泵站。3、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。4、乳泵停止后，再开启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，5秒后再启动。5、检修时必须把乳泵开关停电闭锁。6、泵的卸载整定值不得超过31.5MPa,供液压力不得小于30.0 MPa，严禁随意调整安全阀的整定值。7、适当调整泵的倾角，始终让泵处于水平状态。8、加强液压系统的清洁卫生，泵箱过滤器应定期清洗，乳化液泵箱每半个月清洗一次略种胶管液压元件应保持清洁，严禁泵箱随意敞口，严禁不经过滤网直接向泵箱加入乳化液。第二节工作面顶板控制一、顶板支护（一）工作面支护1、支护形式。本面安装80架ZF3000/16/25型支撑掩护式低位放顶煤液压支架；机头两架、机尾三架为ZFG4800H-18/29型过渡支架，支架单列顺序直线布置。采用及时支护方式管理顶板，架间空顶由侧护板伸出支护。（附支架布置示意图六）2、支架说明。中间架ZFSB4000-17/28型，支护高度1.72.8m，支架宽1.41.6m,支护面积5.326.08m2 ，工作阻力4000.0KN，支护强度0.65 MPa。过渡架ZFG4800H-18/29型，支护高度1.82.9m，支架宽1.41.6m，支护面积5.466.24 m2 ，工作阻力4800.0KN，支护强度0.65 MPa。工作面支架最大控顶距4.74m，最小控顶距4.14 m，移架步距0.6m，端面距不大于0.34m。（附图工一：最大最小控顶距示意图）（二）端头支护锚索网支护形式下进风端头支护采用一对五米大梁交错走向抬棚管理顶板。支设方法：采帮侧一趟离开过渡架不大于0.5m，另一趟支于距梁0.2m处，大梁交错支设，梁头错距2.5m，正常情况下一梁不少于四柱，移机头时不小于三柱，前后溜之间支四排柱，第一、四拓分别支于距前后部溜减速器10.0cm处。如遇压力增大（可由当班跟班队干或工长根据现场实际目测判断压力是否增大）要及时加支第二对走向抬棚。（五米板梁规格见附表2）如因支架窜动导致进风端头缺架，煤顶暴宽度大于30.0cm，加一根五米大梁维护顶板；煤顶暴露宽度每增加30.0cm另加一根五米大梁，相邻的两根五米大梁交错布置，交替迈步前移，迈步步距1.2m，一梁不少于四柱。锚索网支护形式下回风端头支护采用两趟3.8米的型钢梁或一对五米大梁交错走向抬棚管理顶板。支设方法：由于最后一架支架位于回风巷内，因此内侧一趟紧靠过渡架侧护板支，另一趟支于距梁0.3m处，支设型钢梁时，型钢梁交错支设，梁头错距1.9m，正常情况下一梁不少于五柱，如因支架窜动需要跨溜时一梁不小于三柱，移机尾时不小于两柱；支设五米大梁时，大梁交错支设，梁头错距2.5m，正常情况下一梁不少于五柱，移机头时不小于三柱。前后溜之间支四排柱，第一、四排分别支于距前后部溜减速器10cm处。如遇压力增大（可由当班跟班队长或工长根据现场实际目测判断压力是否增大）要及时加支第二对走向抬棚。每过一次机头（尾），必须及时在后部溜落山侧两趟五米大梁和型钢梁走向抬棚下卡柱，并在机头第一架和机尾最后一架尾梁处支设挡矸密柱，挡矸密柱每米不少于4根并与切顶密柱相连。回、进风巷支设的所有单体柱，必须穿铁鞋或塑钢鞋，以增加其支护强度。回进风巷支设的所有单体柱必须要安装防倒拉杆或拴防倒麻绳。回、进风巷支设的五米梁和型钢梁必须保证其接顶严密，接顶不严处用破板或木楔构垫严实。二、顺槽落山放顶（一）落山放顶工艺1、本面使用SGZ-880/250型自移式转载机，进风顺槽正常放顶方式实行小班随采随放，即每推移两次机头拉一次转载机回撤一次切顶密柱，最大放顶步距不超过1.2m，由于后部溜和转载机机尾的影响，放顶后密柱排滞后支架切顶线2.5米。2、如遇进风巷压力大不适宜随采随放，可实行大班集中放顶方式，密柱排滞后首架切顶线最大距离不超过4.5m，且放顶步距内必须分次移柱，每次移柱步距最大不超过1.2m，临时密柱根据顶板压力情况每米支设不少于23根。如因五米大梁进入落山出现落山悬臂，需要替换时，要坚持先支后回原则。3、回风顺槽放顶方式实行小班随采随放，即每推移两次机尾回撤一次切顶密柱，最大放顶步距不超过1.2m，由于后部溜的影响，回风顺槽正常放顶后密柱排滞后支架切顶线1.5米。4、放顶前，浮煤浮矸杂物清理干净，维护好退路，在保证退路畅通的条件下，方可进行放顶作业。两顺槽落山支设单排切顶密柱，每米支4根，切顶密柱回撤前，端头架必须移到位，商头维护的单体柱必须达到初撑力而且要迎山有力，初撑力90.0KN。5、切顶密柱回撤时，必须坚持由里向处，由远向近，由难向易，先支后回、专人监护的原则。收口时收口位置必须首选顶板完整退路畅通、临时支护完整的地方，尽可能选在靠煤柱帮一侧。6、回柱放顶工作不得与移转载机、推移机头（尾）、移端头架平行作业。进风放顶作业时，必须闭锁转载机，严禁开溜。7、放顶必须严格执行先支后回原则，即必须先支设临时柱，然后方可回撤密柱。移支或替换五米大梁时，需三人以上配套作业，其中一人专职安全检查并全过程监护。8、任何时候，任何情况下不允许任何进入落山从事任何作业。9、回风顺柄每次放顶者必须由专职瓦检工现场检查瓦斯浓度符合规定，方可进行。10、当回进风顺槽放顶以后，落山悬顶超2.0m不塌时，支设三花密柱，超5.0m不塌时，必须沿切顶密柱支设戗棚戗柱，棚梁紧挨密柱柱头，支设成一梁三柱，单体柱与底板成75度左右的角。当落山悬顶超过10.0m不塌时，必须采取强制放顶措施。11、放顶严禁落山留有大于30.0cm的悬臂梁，木梁须采用斧砍或者锯断措施提前处理：型钢梁可在进入落山前更换为木梁或提前进行型钢梁移支作业，更换为木梁或进行型钢梁，移支作业时必须坚持“先支后回”原则，严禁任何人员进入落山作业。12、放顶必须由工长现场指挥，严格把关。（二）退锚工艺1、落山放顶使用专用退锚机退锚，正常情况下退锚率要达到85%以上，如蚬压力大或超高等特殊情况由矿生产技术部门现场裁定合适的退锚率。2、退锚前，必须先支设至少两根临时柱维护好锚索周围的顶板，防止退锚后发生冒顶。3、退锚必须在切顶密柱回撤前进行，三人配套作业，二人操作，一人观察。一人手托千斤将其套在锚索上，枪头距锁具约5mm，然后另一人手压手动泵，当千斤咬住锚索后，用铁丝将千斤拴在顶网上，然后人员撤离到安全地点，边压手动泵边观察压力表及千斤。当千斤顶开锁具后，一人上前站在安全地点将锁具的橡胶圈挑开，将锁芯退下，然后人员撤离，再操作托运手把将千斤收回。当锁具完全脱离后，将千斤、托板和槽钢取下，并回收。4、退锚时，人员要站在可靠支护下采用远距离操作，随时观察退锚地点及其附近顶板情况，发现异常，立即远撤。5、如遇不能退的锚杆被压弯，锚索钢绞线被压散、弯曲等不能退锚时，在剪断锚杆或锚索周围的顶网和钢带的情况下，可以不退锚。6、由于最后一架端头架大部分位于回风顺槽中，使得回风顺槽的退锚作业需要提前进行，以防止产生且悬顶。但提前退锚不得超过两，退锚前要加强该地段的顶板维护，每排钢带下均匀支设不少于4根单体帽柱。三、特殊时期的顶板管理过地质构造、顶板破碎、应力售区以及停采前的顶板管理可根据现场实际另行编制专项措施。第三节回风巷、进风巷顶板控制一、两顺槽超前支护（一）进风顺槽超前支护进风顺槽超前支护正常情况下采用在锚索网下顺巷支一对五米大梁的交错抬棚，梁间距0.2米，交错距2.5米，一梁五柱，柱距梁头约0.5米，柱间距为1.0米，内侧一趟支于距采帮0.30.5米处，超前支护距离两趟始终不小于30米（工作面采线向外30米）；如遇压力增大要及时加支12趟走向抬棚并加大超前抬棚的维护距离为40米（此项工作由人长、技术员负责确定并及时修改支护）。（二）回风顺槽超前支护回风顺槽超前支护正常情况下采用在锚索网下顺巷支设五趟3.8米型钢梁交错走向抬棚，交错距1.9米，一梁五柱，柱间距为0.8米，柱距梁头约0.3米。从采帮侧向煤柱帮则算起，第一趟和第五趟走向抬棚，分别支于距采帮和煤柱帮0.3-0.5米处，超前支护距离始终不小于100米（工作面采线向外100米）；第二趟和第四趟走向抬棚，分别支设于距第一趟和第五趟0.2米处，超前支护距离始终不小于50米（工作面采线向外50米）；距第四趟走向抬棚0.5米处支设第三趟走向抬棚，超前支护距离始终不小于20米（工作面采线向外20米）。回风顺槽压力显现不明显时，第一趟和第二趟型钢梁交错走向抬棚可以改支为一对五米大梁的交错抬棚，梁间距0.2米，交错距2.5米，一梁五柱，柱距梁头约0.5米，柱间距为1.0米，支设距离按上述规定执行。（三）超前维护的支设1、支设超前维护前，先将所用顶梁、单体柱、构顶材料及工具备在作业地点附近。2、超前维护的支设，要求至少3人进行，在首先观察好顶板的情况下，找好柱距、排距，竖起单体柱，确定迎山角，然后两人扶梁、并在梁与顶板间垫放小板皮、背楔，最后按照作业规程规定，将柱升紧达到初撑力。3、为了保证型钢梁和一面平5米大梁的支护质量，当巷道顶板凹凸不平时，支设型梁和一面平5米大梁时要用破板、木帽等将支设处的顶板垫平。4、巷道高度较大，移支梁人员伸手探不到梁时，梁的移支作业要踩凳进行。5、超前维护的支设，要求梁与顶板间必须用小板皮背实，柱要支在实底上，且必须升紧支牢达到初撑力。底板较软时要穿铁鞋或塑钢鞋，以便支柱升紧后能真正达到实际的支护效果。6、型钢梁的回收，可以在小班落山放顶或机尾移架时进行。型钢梁回收时三人配套作业，坚持敲帮问顶制度和先支后回原则。在确信顶板安全无隐患的情况下，方可回收稳中有降落山的一根型钢梁。超前维护的支设作业则由检修班负责。7、型钢梁的回收，先用卸载手把缓慢回掉型梁两头的单体柱，移放到工作地点，再一人扶梁，一人卸载型梁中间卡支的单体柱，并将型钢梁移放到指定地点。8、交错迈步型钢梁和一面平5米大梁的移支时间：当机组割透机尾端头，返回归刀处，拉机尾缩支架前需进行移支型钢梁作业。9、型钢梁移和5米大梁支到位无问题，方可进行拉端头架、移机尾等工作。（四）安全技术措施1、工作人员必须为端头维护工，持证上岗。严格执行敲帮部顶制度和先支后回原则。若顶板压力大，移支困难，须先支设临时的单体帽柱且拴好防倒绳管理顶板。2、所用单体柱根据合格，保证初撑力90.0 KN。3、严禁使用折损、弯曲的型钢梁。4、严禁回收型钢梁和拉机尾、支架平行作业。5、支设型钢梁过程中，严禁工作人员将手的任何部位放于梁的平面上部，以防挤伤手指。6、任何时候，任何情况下不允许任何人进入落山从事任何作业。7、超前维护所支设的所有单体柱必须穿铁鞋或塑钢鞋。8、支设的单体柱必须拴防倒绳。二、工作面安全出口管理（一）支护形式两安全出口，每班设专人对其清理维护，确保巷道高度不低于2.0m，人行道宽度不小于0.7m。回、进风巷内回出的木托板、锚杆、金属网等一切杂物都要及时运出工作面超前支护之外，并分类堆放，定期回收上井。（二）工作面支、回柱质量控制标准1、支柱纵横成线，偏差小于+100.0mm。2、支柱支到实底上，并做到迎山有力，单体支柱初撑力不小于90.0KN，不得出现空载支柱。3、所有单体支柱三用阀方向一致，卸载孔顺巷向时在。4、所有单体柱要有防倒装置。5、不得使用失效和折损的单体柱。6、两巷巷道高度不低于2.0m，人行道宽度不小于0.7m。三、支护材料的使用数量和存放管理工作面日常使用的各种劫掠材料及常备材料，要分类整齐地码放在回风巷的材料场内。（详见支护材料用量表）附图6：工作面、两巷及端头支护示意图第四节 矿压观测一、矿压观测内容（一）支架支承受力监测1、观测目的。通过此项观测，主要了解本采煤工作面顶板无能无力规律及顶板对支架产生的压力特征，由昆可确定顶板初次来压和周期来压强度，掌握综放面的矿压显现规律。2、观测内容。支架受力：主要是前、后立柱受力测定。3、工作面支护质量监测。工作面均匀布置五组ZMB60-E型直读式综采支架测压表，对液压支架的初撑力、工作阻力进行监测，确保工作面支护质量，准确及时地预报工作面顶板来压，保证安全生产。（二）统计观测在工作面及两端头处进行顶板稳定性统计，每天统计一次，统计内容有支架接顶、片帮深度、商面顶煤冒落情况、顶煤及顶板跨落情况等。（三）巷道测区观测1、观测的目的。掌握工作面顺槽在回采期间的顶板离层情况及压力变化。2、观测内容。顶板离层情况，两帮移近量，底鼓量等。3、测区位置。利用掘进时期的顶板离层仪观测站，正常情况下每50m一个观测站。如遗留在顶板离层仪发生损坏不能使用时，适当加大观测站的距离，但最大不能超过200m。要有工作面压力动态监测管理、分析责任制度。第四章生产系统第一节运输一、运输设备及运输方式 表11运煤设备运煤设备型号装载方式前部输送机SGZ-764/630自动后部输送机SGZ-764/630自动转载机SGZ-880/250自动胶带输送机SSJ-1200/2502自动二、移溜（转载机、破碎机）方式推前部输送机滞后采煤机后滚筒9.015.0m以外跟机分段推入，拉后部输送机在放完顶煤后分段拉回。移溜都是利用支架推移千斤顶或拉后部输送机千斤顶来完成的。拉转载机、破碎机是利用转载机自带机自带的迈步千斤顶来完成的。三、运煤路线15101工作面-进风巷-15#煤皮带东大巷- 主斜井井底装载点 -主斜井皮带-筛分楼-储煤场。四、辅助运输路线地面-材料斜井-井底车场-辅助大巷-轨道东大巷-回风顺槽-工作面。附图1：15101工作面巷道布置及生产系统图。第二节“一通三防”与安全监控一、通风系统采煤实际需要风量计算A、按回采瓦斯涌出量计算回采工作面本煤层剩余风排瓦斯从回风顺槽风排按瓦斯浓度不超过1%计算风量，邻近层剩余风排瓦斯从尾巷风排按瓦斯浓度不超过2.5%计算风量，且工作面风速不超过4m/s。Q采=Kq本/1%+ Kq邻/2.5%式中：K工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，K=1.3；Q采回采工作面总风量m3/min；Q才风排瓦斯绝对涌出量m3/min，本煤层剩余9.13 m3/min、邻近层剩余1.98 m3/min； 经计算，Q15采= Q回+Q尾=1187+103=1290m3/min，取Q15采=1290m3/min。B、按回采工作面温度计算 Q采60VcScKi式中：Vc采煤工作面适宜风速，取