508采面高档普采作业规程(π型钢).doc

0 xxxx 矿业集团 xxxx 煤矿 508508 采煤工作面作业规程采煤工作面作业规程 1 目目 录录 508508 采煤工作面作业规程采煤工作面作业规程4 XXXX县XXXX煤矿简介4 第一章第一章 概概 况况.5 第一节 工作面位置及井上下关系5 第二节 煤层顶底板6 第三节 地质构造6 第四节 水文地质7 第五节 影响回采的其它因素8 第六节 储量及服务年限10 第二章第二章 采煤方法采煤方法.11 1 第一节 巷道布置12 第二节 采煤工艺13 第三节 设备配置14 第三章第三章 顶板管理顶板管理.15 5 第一节 支护设计15 第二节 工作面顶板控制18 第三节 回采巷道及端头顶板管理20 第四节 矿压观测21 第四章第四章 生产系统生产系统.23 3 第一节 运 输.24 第二节 一通三防与安全监控29 第三节 排水系统29 第四节 供电系统30 第五节 通讯照明32 第五章第五章 劳动组织和主要经济技术指标劳动组织和主要经济技术指标.33 3 第一节 劳动组织34 第二节 主要经济技术指标34 第六章第六章 煤质管理煤质管理.35 第七章第七章 安全技术措施安全技术措施.36 第一节 一般规定36 2 第二节 回采安全管理制度38 第三节 顶 板.42 第四节 防治水49 第五节 一通三防与安全监控50 第六节 运输管理55 第七节 机电管理60 第八节 其它65 第八章第八章 灾害预防及避灾路线灾害预防及避灾路线.67 7 第一节、灾害预防.67 第二节、灾害分析.69 第三节、灾害处理程序及应急措施.70 第四节、避灾原则及路线.71 3 508508 采煤工作面作业规程采煤工作面作业规程 xxxxxxxx 县县 xxxxxxxx 煤矿简介煤矿简介 xxxx 县 xxxx 煤矿位于 xxxx 县沙土镇红旗村，企业性质为私营企业，设 计生产规模为 15 万吨/年，井田面积 1.9925km，开采标高为+875m+650m。 采矿许可证号：C5200002012031120124128。可采煤层为 C5、C8 两层煤，C5 煤层厚度 1.4m，C8 煤层厚度 1.7m，倾角 812 度，煤层稳定，全区可采。我 矿 508 采煤工作面布置在 C5 煤层中。依据历年瓦斯等级鉴定结果我矿为高瓦 斯矿井，依据毕节地区煤炭管理局文件关于转发贵州省煤炭管理局对 xxxx 县 xxxx 煤矿、盛安煤矿、木孔乡黄岩湾煤矿和岚头镇红兴煤矿煤与瓦斯突出 危险性鉴定报告的批复的通知（毕地煤生字【2009】06 号）C5 煤层在标高 +735 以上段为不具突出危险性；C8 煤层在标高+751m 以上段为不具有突出危 险性。依据 2007 年贵州煤田地质局实验室对我矿 C5、C8 煤层的煤尘爆炸性及 自然发火期的鉴定结果，C5、C8 煤层煤尘均无爆炸性，煤层自燃发火期为 类，不易自燃。矿井水文地质类型为中等，矿实际最大涌水最大涌水量为 46m3/h，最小涌水量为 20m3/h，水源主要以井壁淋水、顶板裂隙水为主。目前 本矿开拓系统、采掘系统、通风系统、双回路供电系统、排水系统、提升运输 系统、防尘防灭火系统、安全监控系统、人员定位系统，压风自救系统、通讯 系统、视频监控系统、紧急避险系统等各大系统均已按设计完成。 4 第一章第一章 概概 况况 第一节第一节 工作面位置及井上下关系工作面位置及井上下关系 508 采煤工作面最高标高为+813m，最低标高为+736m，走向长度 120m，倾向长度 644m，回采面积约 77280m2。508 采煤工作面开采的是 C5 煤层，该工作面东面为矿井边界； 北面为村庄保护煤柱；西面为采区运输巷；南面为 509 工作面。 详见工作面位置及井上下关系表 1-1-1。 表 1-1-1 工作面位置及井上下关系表 水平名称一水平采区名称一采区 地面标高+900+865井下标高+736+813 地面的相 对位置 回采面及停采线范围地表为属荒山坡土，无建筑物及水体。 回采对地面 设施的影响 本工作面的回采对地面影响不大。 井下位置及 与四邻关系 该工作面东面为矿井边界；北面为村庄保护煤柱；西面为采区运输巷；南面 为 509 工作面。 走向长度 m 120 倾斜长度 m 644 面积 m2 77280 附图：工作面及巷道布置平面图。 5 第二节第二节 煤煤 层层 本工作面设计开采煤层为 C5 煤层，煤层厚度最大为 1.47m，最小为 1.3 米，平均为 1.4m。工作面内煤层厚度变化不大，仅在断层附近会产生最大或最小的极端变化，其变化 幅度有可能超过预计值。 工作面内煤层走向北北东，倾向为南东东，倾角为 812，平均为 10。煤层产状较 缓且变化不大，对工作面回采影响不大。 工作面煤层赋存稳定，煤层结构简单，C5 煤为全区可采煤层颜色均为黑色灰黑色， 块状，少量碎块状；一般以亮煤为主，各煤层均含有少量暗煤中细条带；线理状镜煤、 透镜状丝炭，部分裂隙充填少量方解石薄膜及黄铁矿。以玻璃似金属光泽为主；断口以参 差状断口、贝壳状断口为主，次为阶梯状、棱角状次之。黄铁矿赋存状态：5、8 号煤均为 中高硫煤，一般在煤层的顶部 0.20m 及底板 0.20m 煤层含黄铁矿较重，一般以线理状、瘤 状为主，在煤层中部一般以浸染状为主。 原煤工业分析原煤全硫及各种硫及发热量 MadAdVdaf St,d St,d (折算) Qgr,d 煤号 %MJ/kg C51.415.476.8340.9329.43 详见煤层情况表 1-2-1。 表 1-2-1 煤层情况表 煤层厚度 (m) 1.31.47 1.7 煤层 结构 较简单煤层倾角（度） 812 10 开采煤层 C5 硬度 1.5 煤种无烟煤稳定程度稳定 煤层情 况描述 C5 煤层产于距 8 号煤层 411m，平均 8m。煤层厚 1.31.47m,平均 1.4 m。 顶底板均为粉砂岩泥质。C5 煤层距茅口组 63.085.0m，平均为 72.2m。该煤层结 构简单,一般无夹矸,以块状及层状结构为主,内生裂隙发育，区内稳定可采。 第三节第三节 煤层顶底板煤层顶底板 工作面煤层顶底板情况详见表 1-3-1。 表 1-3-1 煤层顶底板情况表 顶底板情况岩石名称厚度(m)岩 石 特 性 老 顶泥岩 2 易垮落 直接顶炭质面岩 2.23 易垮落 煤层顶底 板情况 伪 顶 灰色泥岩0.5 较软 6 直接底泥岩5.5 较软 附图：工作面地层综合状图。 7 8 第四节第四节 地质构造地质构造 一、断层情况以及对回采的影响一、断层情况以及对回采的影响 根据 508 运输巷、508 回风巷掘进过程中收集的资料，508 运输巷在掘进至 600 米位置 遇一条落差 2.6 正断层，回风巷掘进至 520 米位置遇一条落差 2.7 米逆断层，采面回采至 断层处时需采取局部四位一体防突措施。 二、褶曲情况及其对回采的影响二、褶曲情况及其对回采的影响 根据xxxx 煤矿地质报告及采区开采过程中收集的资料，采区内煤层呈单斜构造， 该单斜对 508 采煤工作面回采无影响。 采区位于安底背斜南东翼北段，矿区内整体为单斜构造，地层产状较缓且变化不大， 地层走向北北东，倾向南东东，倾角 812 度，矿区内未见有断裂构造，构造复杂程度属 中等类型。 三、其他因素对回采的影响（陷落柱、火成岩等）三、其他因素对回采的影响（陷落柱、火成岩等） 根据工作面实际揭露资料分析，本工作面无岩浆侵入体、冲刷带、陷落柱等。 附图：工作面运输巷、回风巷及切眼素描图。 第五节第五节 水文地质水文地质 一、含水层分析一、含水层分析 1）第四系（Q）孔隙含水层 分布于矿区内的斜坡、山间洼低及冲沟的沟底地段，主要为耕植土及粘土，局部地段 混杂风化碎块及灰岩的崩积块体。厚 06m，经调查，未见泉点出露，一般不含水，具透水 性，对矿床充水不会构成威胁。 2）三叠系下统夜郎组玉龙山段（T1y2）岩溶裂隙含水层 为中厚层状灰岩、含泥质灰岩。厚 180210m。本矿区内有大片出露，调查泉水点 2 个， 流量为 1.231.41 L/s，出露标高 854.4885.2m。地表调查岩溶漏斗 1 个，出露标高 873.2m。 该层为岩溶裂隙含水层，含水性中等。但因其下为沙堡湾段隔水层，在未被破坏情况 下对煤矿开采影响较小。 3）沙堡湾段(T1y1) 弱含水层 为泥岩、钙质泥岩，局部夹极薄层状泥岩。为一相对隔水层。 4）三叠系上统长兴组（P3c）含水层 中厚层状含燧石灰岩，层间夹炭泥质。为岩溶裂隙含水层，含水性中等。厚 4050m。 该层在矿区内大多形成陡岩或陡坡，出露面积较大，调查泉水点 1 个，流量为 0.78 L/s， 出露标高 872.3m。调查地表岩溶点 3 个，为落水洞及岩溶漏斗，洞口标高 855.9898.5m。该层地表岩溶发育，地表水补给条件较好，对煤矿开采有一定影响。 5）二叠系上统龙潭组（P3l）裂隙含水层 为一套海陆交互相含煤地层，岩性为泥岩、菱铁质灰岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、 9 粉砂岩、煤及少量泥质灰岩。厚 90110 米。据采煤老硐调查，区内采煤老硐大多为潮湿 状态，局部有少量滴水、渗水现象，说明其含水性较弱，为一相对隔水层，对煤层开采影 响较小。 6）二叠系中统茅口组（P2m）岩溶裂隙含水层 为浅灰色、灰色厚层块状灰岩，厚度大于 200 米。为岩溶裂隙含水层，含水性较强。 是含煤岩系的直接底板，与 8 号煤层间有 53.075.0m，平均为 62.2m 隔水层相隔，对开采 C5、C8 煤层无影响。 2、采空区积水 508 采煤工作面附近无采空区。 3、断层带水文地质特征 矿区内未见大的断裂和褶皱，构造复杂程度属简单类型。为了防止事故的发生,矿井在 开采应严格执行“预测预报、有掘必探，先探后掘、先治后采”的方针。 4、充水因素分析 （1）老窑及采空区积水对矿床充水的影响 老窑主要分布在矿区外西侧的天堂至蓑衣田一带。老窑点共 4 个，在煤层露头附近开 设井口，开采深度约 100m，矿区内采空范围约 0.010.10km2，并都是采用斜井开采，并废 弃很久，故积水客观存在，分析老窑积水不完全被疏干，部分老窑还存在一定的积水，由 于距离 508 采煤工作面很远，其积水对 508 采煤工作面无影响。 （2）地表水对矿床充水的影响 花滩河从矿区东侧流迳，主要切割夜郎组玉龙山段地层。河床狭窄、坡降较缓，目前 河水主要接受大气降水和泉水补给，水量季节性变化较大，河水与玉龙山段灰岩含水层水 力联系密切；矿床开采的主要直接充水含水层为龙潭组顶部灰岩和长兴灰岩，由于有夜郎 组沙堡湾段泥质岩类隔水层阻隔，玉龙山段灰岩水对矿床开采影响较小，因此，正常情况 下花滩河对矿床充水不会产生影响，但该区附近主采煤层地面露头较多，应防止雨季山谷 溪流沿煤层露头或破碎层段导入矿区。 （3）大气降水 大气降水是各含水岩组地下水的主要补给源，矿井涌水量将随大气降水强度变化，一 般情况下，雨季时涌水量增大，枯季时涌水量变小；若开采过程中，采空塌陷影响至地表， 大气降雨会通过地面塌陷、地裂缝间接进入矿井，使矿井的涌水量增大。 综上所述，矿床充水因素有几个方面：地下水、地表水、老窑及老采空区积水、大气 降水。 5、水文地质类型 综上所述，矿区是以顶板间接进水为主的岩溶裂隙充水矿床，即以顶板（间接）进水 为主，水文地质条件中等的岩溶裂隙充水矿床。 三、矿井涌水量 矿实际最大涌水最大涌水量为 46m3/h，最小涌水量为 20m3/h。 10 第六节第六节 影响回采的其它因素影响回采的其它因素 一、影响回采的其它地质情况 影响回采的其它地质情况详见影响回采的其它地质情况表 1-6-1。 表 1-6-1 影响回采的其它地质情况表 瓦斯高瓦斯矿井，绝对瓦斯涌出量为 3.85m3/min CO2 低 CO2涌出量 煤尘爆炸指数无爆炸性 煤的自燃倾向性属类自发火倾向性，不易自燃 地温危害无 冲击地压危害无 应力集中区危害 当采面接近停采线时，应力集中区移至+813m 标高的采区运输巷，造成 一定的破坏。 建议 1、顶板较差，地质构造多，回采过程中应加强顶板管理。 2、接近断层时应提前做好过断层的措施，加强煤壁和顶板管理。 3、严格执行两个“四位一体”的防突措施。 二、冲击地压和应力集中区二、冲击地压和应力集中区 508 采煤工作面无冲击地压，预计局部的应力集中对正常回采影响不大。 当采面接近停采线时，应力集中区移至+813m 标高的采区材料巷，可能对+813m 标高的 采区运输巷造成一定的破坏。 第七节第七节 储量及服务年限储量及服务年限 一、储量一、储量 1.工业储量 15.15 万 t。 2.可采储量:回采工作面采出率为 98%，可采储量为 14.8 万 t。 二、工作面服务年限二、工作面服务年限 回采工作面的服务年限=采面走向长度/月设计推进长度 =64460 =10.7（月） 该回采工作面的服务年限为 10.7 月。 11 第二章第二章 采煤方法采煤方法 508 采煤工作面采用单一倾向长壁垮落采煤方法。根据采区地质资料及开采设计，采区 煤层平均倾角为 812，工作面采煤工艺为高档普采，工作面支护形式为 3.2 米长的 型钢梁配合 DW16-30/100、DW28-300/100 型单体支柱（超前）齐梁齐柱走向棚支护，钢梁 成对使用，交替迈步，“二梁五柱”支护，采空区采用全部跨落法管理。 附图四：采煤机进刀方式示意图 12 第一节第一节 巷道布置巷道布置 一、采区设计、采区巷道布置情况一、采区设计、采区巷道布置情况 矿井设计一个采区 布置方式为：工作面运输巷按 124方位角沿 10下山掘进布置，508 回风巷按 124 方位角沿 10下山掘进布置；后以切眼贯穿此二条巷道形成 508 采煤工作面。 二、工作面回采巷道二、工作面回采巷道 508 采煤工作面采用单一倾向长壁垮落法，布置有回风巷、运输巷和切眼。 1、工作面运输巷 巷道标高为+736+813m，掘进断面 8m2，支护方式为锚杆（索）网支护。主要用作工 作面的进风、行人、铺设管线和煤炭运输。 2、工作面回风巷 巷道标高为+737+813m，断面为矩形，掘进断面为 8m2，支护方式为锚杆（索）网支 护，局部地段为锚网支护，巷道净高 2.5m，净宽 3.2m。主要用作工作面的回风、运料、铺 设管线和行人等。 3、工作面切眼 在工作面运输巷和风巷之间开切眼沿 C5 煤层掘进，巷道标高为+737m，断面为矩形， 掘进断面为 4.48m2，支护方式为单体柱配合 型梁支护，巷道净高 1.4m，净宽 3.2m。主 13 要用作工作面的设备布置和采煤。 三、硐室及其它巷道三、硐室及其它巷道 1、瓦斯抽放钻场 在工作面回风巷的右帮和运输巷的左帮布置有瓦斯抽放钻场，主要用作工作面的瓦斯 抽放。 2、运输巷设备 在工作面运输巷设备较多位置的巷道右帮布置设备。 3、508 回风联络巷 位于 508 回风巷与采区回风巷之间，断面为四边形，净宽 3.2m，净高 2.5m，面积为 8m2，支护方式锚网支护，主要用作工作面回风。 详见附图：工作面及巷道布置平面图。 第二节第二节 采煤工艺采煤工艺 一、落煤方式：一、落煤方式： 采用 MG2MG265/330-WD 型双滚筒采煤机落煤 二、采煤机割煤及进刀方式二、采煤机割煤及进刀方式： 从工作面一端斜切进刀，采煤与移溜的间隔距离一般为 15 米左右。 三、装煤方式：三、装煤方式： 采煤机自动装煤为主，人工清浮煤为辅。 四、运煤方式：（指工作面）四、运煤方式：（指工作面） 采用 SGB630/150SGB630/150 型可弯曲刮板输送机运煤 五、支护：五、支护： 1、支护材料与规格：支护形式为 3.2 米长的 型钢梁配合 DW16-30/100、DW28- 300/100 型单体支柱（超前）交替迈步走向棚支护， 2、排距 0.8m；柱距 0.8m；支护方式：交替，顶梁长度为 3200。 3、循环方式：三班作业；两采一准；单班进 1.6m；每圆班循环 3.2m 六、回采工艺过程六、回采工艺过程 采煤机下行割煤追机分段移架采煤机上行装煤滞后采煤机 15m 以上推移工作面 输送机下行空行采煤机斜切进刀。 六、回采工作面正规循环生产能力 工作面平均长度 120m，循环进尺 0.8m，平均采高 1.4m，容重 1.4t/m3，回采煤率为 98%。 则 W 循环=LShrc =1200.81.41.498% =184(t) 14 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-煤层视密度，m； c-采出率，%； 第三节第三节 设备配置设备配置 工作面设备配置详见表工作面设备配置 2-3-1。 表 2-3-1 工作面设备配置表 设备名称规格型号单位数量主要技术参数备注 采煤机 MG2*65/330- WD 台 1 电压：1140V 截深：800mm 滚筒直径：1000mm 牵引方式：销轨式无链电牵 引 适应坡度：35 破煤硬度 4 截割电机功率：2*2*65KW 采面刮板机 SGZ630/150 台 1 运输能力：120t/h 链速：0.86m/s 转速：1470r/min 电机功率：2*75kw 顺槽刮板输 送机 SGB620 台1 台 运输能力：200t/h，长度： 100m，链速：0.868m/s，配 套电机功率：实配电机为 55kw 电压 660V 运输巷 皮带输 送机 DTL-800 台 1 台 运输能力：350t/h，出厂长 度：300m，带宽：800mm，带 速：1.63m/s，配套电机功率： 40kw2，电压 380V/660V 运输巷 乳化液 泵站 RB-80/ 200 台 2 功率：37kw，额定输出压力 20MPa，流量：80L/min 采区材料 巷 回柱绞车 JH2-14 台 1 功率 17kw，容绳量 150m 单体柱 DW16-25/100 棵 1140 支撑高度 1.111.8m 型钢梁3.2 米棵 333 长 3.2 米 铰梁 HDJA-1000 棵 88 长 1.0m 机头大板4.2 米棵 20 长 4.2 米 型钢 梁 附图：工作面设备布置示意图。 16 17 第三章第三章 顶板管理顶板管理 第一节第一节 支护设计支护设计 一、工作面支护设计一、工作面支护设计 采用类比法进行设计。 1、根据本矿矿压观测资料，选择本工作面矿压参数，详见矿压参数参考表 3-1-1。 表 3-1-1 矿压参数参考表 序号项目单位同煤层实测本面选取 直接顶厚度 m22 基本顶厚度 m661 顶底板 条件 直接底厚度 m66 2 直接顶初次垮落步距 m (2030)/25 25 来压步距 m12.012.0 最大平均支护强度 kN/m2206250 最大平均顶底板移近量 mm500500 3 初次来 压 来压显现程度不明显不明显 来压步距 m8.08.0 最大平均支护强度 kN/m2206206 最大平均顶底板移近量 mm400400 4 周期来 压 来压显现程度不明显不明显 最大平均支护强度 kN/m2190190 5 平时 最大平均顶底板移近量 mm400400 6 直接顶悬顶情况 M (010.8)/2 2 7 底板容放比压 MPa （410）/7 6 8 直接顶类型类 IIII 9 基本顶级别级 IIII 10 巷道超前影响范围 m2.2m 采高系数 kh 10.950.950.9 45。 倾角系数 ka 10.950.90.85 4、工作面合理的支护密度 n n= Pt/ Rt =250/191 =1.3 棵/ m2 5、排、柱距 根据推进度，工作面基本支柱的排距取 1.0m，则基本柱距为： L柱=1（L排n） =1（1.01.3） =0.77m 式中：L 柱工作面基本柱距，m； L 排工作面基本排距，m。 取基本支柱的柱距 0.77 m。 6、支护密度验证 n= 每棚支柱数/（控顶距柱距） =3/(4.00.77） =0.97 棵/m21.3 棵/m2 支护密度满足要求。 19 7、控顶距 根据顶板条件，本工作面采用“三四”排支护、见四回一”的管理方式。最大控顶 距为 4.0m，最小控顶距为 3.2m，放顶步距为 0.8m。 8、柱鞋直径 200=200=636650 (mm) Q Rt 6 98.190 式中：柱鞋直径，mm； Q底板比压，MPa。 根据该工作面的顶底板条件，结合采高等因素，工作面选用 DW1600-30/100 型单体液 压支柱，3.2m 长的 型钢梁，交替迈步进行支护，齐柱式走向棚布置，一梁三柱，支柱排 距为 0.8m，柱距为 0.8m。采用“三四”排管理，最大控顶距为 4.0m，最小控顶距为 3.2m，放顶步距为 0.8m。全部跨落法管理顶板。 二、支护材料数量及规格二、支护材料数量及规格 1、单体液压支柱（DW1600-300/100） 采面支柱采用“二梁五柱”管理，则所需单体液压支柱为： 基本柱：1200.85+6=756 根 密集柱：1200.81=150 根 超前支护：80 根 上下安全出口及机头大板支护：50 根 合计：1036 根 备用柱：104 根（10的备用率） 共计：1140 根 2、 型钢（3.2m/棵） 基本梁：1200.82+2=302 根 备用梁：31 根（10的备用率） 共计：333 根，2.6333=867 米。 3、铰接顶梁 超前梁：80 根 合计：80 根 备用梁：8 根（10的备用率） 共计：88 根 4、柱鞋（650mm） 所需数量为：1140 块 备用量：114 块（10的备用率） 共计：1254 块 5、菱形金属锚网：130010000，网格 5050 6、背板：长宽高=120014050（mm） 7、机头大板：长 4.2 米的 型钢，20 棵 三、乳化液泵站设计三、乳化液泵站设计 、泵站选型、数量 乳化液泵站型号为 RB80/200，数量为 2 台，一用一备，使用配套乳化液箱，其额定流 量为 200L/min，额定工作压力为 18MPa；输液管路选用 KJR-19 型高压胶管，耐压 20MPa 以 上。 20 、液压管路：泵站采区材料巷采区运输巷508 运输巷508 运输巷超前棚工 作面回风巷超前棚。 、泵站位置 泵站安设在+793m 标高的采区材料巷，顶板完好、巷道较宽的位置。 第二节第二节 工作面顶板控制工作面顶板控制 一、正常回采时的顶板控制方式一、正常回采时的顶板控制方式 1、护顶方法及材料规格 （1）、工作面采用 3.2m 长的 型钢梁配合 DW1600-30/100 型单体液压成对交替迈步 进行支护，齐柱式走向棚布置，一梁三柱支护形式，支柱排距为 1.0m，组距为 0.8m。采用 “二梁五柱”排管理，最大控顶距为 4.0m，最小控顶距为 3.2m，放顶步距为 0.8m，全部跨 落法管理顶板。 （2）、工作面煤壁不得留有伞檐， 型钢梁未端靠在煤壁上，有片帮或漏顶的地方必 须使用荆笆和圆木背实接牢，防止大面积片帮。煤壁侧超宽段（1.0m 时）必要时采用临 时柱进行护顶。 （3）、使用锚网或小板进行背顶。用塑料锚网背顶时每张锚网相互搭接宽度不小于 0.1m；用小板背顶时每棵顶梁上背 46 块，小板必须搭在两组 型钢梁上，顶板较破碎 时，必须再用塑料锚网铺在背析上。 （4）移架采用追机作业方式，在顶板完好的情况下，采煤机割煤时移架工作滞后采煤 机 15m，移架步距 0.8m，两条 梁交替前进，梁端距不大于 200mm,移架时要先收回老塘柱， 提柱高度一般为 150mm-200mm，随时调整支柱，使工作面支架成一条直线，误差在5cm 以 内。 （5）移架要求 移架前，必须对移架安全情况进行全面检查，确认安全后，方可作业。 一般情况下，移架工应站在支架立柱侧翼，准确操作手把，同时，注意支架动作部 位的情况。 移架时立柱必须成直线，保证采面支架符合质量标准。移架时，必须注意调架，防 止支架咬架、错台、歪架。进行移架、调架工作时，严禁人员在支架下停留或通过。 移架时，动作快速、准确，防止顶板下沉，尽量做到少降快移，以免出现支架歪斜， 垛架现象。 顶梁前移受阻时，必须停止移架，处理完毕，确认安全后，方可继续移架。 移梁前，要认真检查顶梁与顶梁的间隙，梁间距 50-100mm。 移架后必须及时升柱，顶梁与顶板接触后，支架必须平稳。梁上部不许出现空顶或 点接触。 移架后，支架必须移成一条直线，其前后偏差不超过 5cm。 采煤机装完煤后推移刮板运输机，将工作面架前、架间，电缆槽内以及框架内的浮煤 清理干净，为移架做好准备。 二、正常回采时的特殊支护形式二、正常回采时的特殊支护形式 1、正常回采时采取的特殊支护形式主要有密集柱、戗柱、丛柱和木垛。 、密集柱：沿工作面放顶线（含上、下安全出口）每两根正规柱之间打一根切顶支 柱并打成一条直线。当顶完整时，采用带帽点柱；当顶破碎时，采用铰接顶梁柱。迎山有 21 力，并向老空区倾斜 13，初撑力不小于 12MPa。密集支柱沿倾斜每 35m 留一安全 出口，安全出口宽度不得小于 0.5m。 、戗柱：打在切顶排“”型钢梁支柱棚上，每隔一棚打一根，迎山有力，并向老 空区倾斜 20左右，初撑力不小于 12MPa。 在采煤过程中，必须检查并注意顶板及周围情况，若发现明显来压、顶板压力增大、 应力集中或超高段等必须在切顶排支柱棚上加密打斜撑戗柱加强支护。另回柱采空区顶板 不垮落，其悬顶沿走向大于 5m,要在该处及其上下各 3m 的范围内每根正规柱上打斜撑戗柱。 、丛柱和木垛：当悬顶沿走向大于 10m，则在工作面悬顶段沿倾斜方向每 5m 架设一 组丛柱；当悬顶段达 15m 时，每 5m 架设一个木垛。当悬顶面积达到 100m2时，必须强行放 顶。 2、四对八梁。 四对八梁：用于工作面刮板运输机机头支护。采用 4.2m 长的“”型钢，一梁三柱的 支护形式，成对使用，交互迈步前进，连续四步使用，支柱排柱距与采面相同。 三、特殊时期的顶板控制三、特殊时期的顶板控制 、顶底板变化时的顶板控制 顶度板变化时，应及时调整工作面支拄规格，工作面支柱的支撑高度应符合采高的要 求，支柱要确保达到初撑力（不小于 12MPa）。 、过断层及顶板破碎带时的顶板控制 根据工作面及其运输巷和回风巷揭露的地质情况，本工作面内落差小于 5m 的断层较发 育，必须加强过断层的顶板控制工作，要控制好采高，断层处的支柱要确保达到初撑力 （不小于 12MPa），在顶板破碎的地段，为了有效地防止顶板冒落，可采取铺网的方法护好 顶板。 如特殊情况不能使用 型钢时，则采用 DW1600-30/100 型单体液压支柱配合 HDJA1200 型铰接顶梁，按排距 1.0m、柱距 0.8m 的“二梁五柱”排管理顶板，并背实顶板，必要时还 应铺网。 六、顶板管理参数及采场、支护管理质量要求六、顶板管理参数及采场、支护管理质量要求 、顶板管理参数 顶板管理参数详见顶板管理参数表 3-2-2。 表 3-2-2 顶板管理参数表 控顶距/m 最大最小 初撑力 （MPa） 放顶 步距 m 顶板 移近量 m 端面距 mmm-1 底板 比压 （MPa） 4.03.2120.8 100 306.0 、采场及支护质量要求 1、采场必须保持“三直”、“三光”、“五畅通”。“三直”即采场的煤壁采直，支 柱打设直（成排成行），刮板运输机安设直。“三光”即采场应回的支柱回光，浮煤扫光， 杂物运光。“五畅通”指上风巷、下运输巷、上安全出口、下安全出口和行人道畅通。 2、采场的刮板运输机安设要求为“平、直、稳、牢”。机尾压柱必须打紧打牢。 3、采用全部垮落法管理顶板，控制顶板方式为“二梁五柱”排。最大控顶距为 3.6m， 最小控顶距为 2.6m。打柱时必须严格采用拉线打柱，支柱成排成行，迎山角 35，并 向老空区倾斜 13。 4、支柱时， 型钢梁与顶板之间必须铺设 46 块背板，背板必须垂直于顶梁，背板 22 上再铺网。 5、支设支柱时，顶梁必须垂直于煤壁；单体支柱的三用阀必须垂直于煤壁，并且卸载 孔必须朝煤壁、注液孔朝老空，当单体支柱不适应煤层变化时，另行编制补充措施。 6、每排支柱必须用防倒绳拴好或每棵支柱用防倒钩挂在塑料锚网上，防止柱子卸压倒 下伤人。 7、采场支柱的高度必须与采场的采高相符，不得超高或超低使用。必须有 10%的备用 单体支柱和相应的支护材料，而且必须在风巷或运输巷堆放整齐。 8、液压泵的出口压力不得低于 18MPa，穿鞋支护，支柱初撑力不得低于 10MPa。 9、采场不得随意丢失顶煤、底煤和浮煤。采高超过单体支柱的支撑高度时，另行编制 措施。 第三节第三节 回采巷道及端头顶板管理回采巷道及端头顶板管理 一、运输巷、回风巷及超前管理方法一、运输巷、回风巷及超前管理方法 1、支护要求 采用单体支柱，走向棚布置，一梁一柱后定位 800mm/200mm 管理，上、下出口外 10m 为双排，10m 到 20m 处为单排靠采面煤壁支设，初撑力不低于 12MPa。 超前支护以外的巷道出现煤壁片帮时应及时打点柱支护，顶板破碎时架棚铺网支护。 2、支护材料及支柱密度 采用 DW2600-30/100 型单体柱支护，柱距 1.0m。 3、支护质量标准 、超前支护的单体支柱要打成一条直线，其偏差不得超过100mm。 、单体支柱打到实底上，迎山有力，两巷无空载、失效支柱，巷压力大时应穿木鞋。 升紧打牢所有单体支柱，底板松软时单体必须穿木鞋。 4、两巷的维护 、加强两巷管理，自工作面煤壁线向外 20m 范围内，保持巷道净高不低于 2.0m，人 行道宽度不小于 0.8m，断面最低不小于设计断面的 80%；运输巷超前靠上帮棚、回风巷超 前靠下帮棚，与工作面上、下第一棚间距不大于 500mm。 、钻底超过规定时，支柱需穿齐铁鞋，铁鞋下面需垫底料以增大底板比压。 、加强两巷维护，发现支架变形、锚杆松动、锚网脱落、兜网、局部严重冒顶、片 帮、漏顶要及时维护，确保两巷支护完整，无断梁折腿，无空帮空顶。 、在断层处或破碎带掉漏处，使用架棚管理，一梁二至三柱，帮顶背接牢实，并打 紧木楔。 、巷道无积水，无浮矸杂物，柱梁、材料、设备等必须挂牌，固定地点堆放整齐， 严禁乱堆、乱放。 、回出的工字钢（锚梁、锚网）及从工作面运出的坏柱、坏梁达一定数量后，要及 时装车运走，不得影响通风、行人及运输。 、定期进行防尘、及时清理水沟及巷内的浮煤、杂物，确保两巷的文明生产。 、巷内低洼地段如积水严重，必须及时掘临时水仓，采用污水泵进行排水。 二、端头支护（上、下安全出口）二、端头支护（上、下安全出口） 、支护形式 工作面下端头及刮板运输机机头支护采用 4.2m 长的 型钢梁配合单体液压支柱打成 23 “四对八梁”进行支护，一梁三柱，成对交替迈步进行支护，每对之间的距离为 0.8m，初 撑力与工作面要求相同。 上、下端头加设密集柱，即并在切顶排与前一排之间打上两棵密集柱加强以柱。并分 别与其连接的风巷、运输巷的永久支护距离不得超过 0.5m。 、质量要求 1、采面必须提前施工上、下安全出口，并加强上、下安全出口安全管理。 2、下安全出口的走向长 2.0m，倾向长 2.0m，净高不低于 2.0m。 3、上安全出口做成圆角，必须能满足通风、行人、运输的要求。 4、上、下安全出口支护的管理和质量要求与采场相同。 、与其它工序之间的关系 工作面上出口端头架的移设，在前部刮板运输机推直后可平行工作面生产及时进行， 下出口支护在工作面设备检修时进行，生产班只进行拆卸铰梁和适当补打支柱即可。工作 时人员不得站在运转的刮板运输机槽帮上，刮板运输机必须有可靠的停止、闭锁装置。 三、支护材料的使用数量及存放管理三、支护材料的使用数量及存放管理 、支护材料的使用数量 运输巷、风巷超前支护 20m，需要 80 棵单体支柱；端头支护需要 48 棵单体支柱，8 棵 长钢梁。合计需要 108 棵单体支柱，8 棵长钢梁。 、材料管理 1、材料必须码放整齐，分类挂牌管理，严禁影响通风、运料及行人。 2、单体柱必须竖立，顶梁靠放整齐，编号管理。 3、备用材料：工作面进、回风巷经常备足不少于 100 根规格为 L1800mm300mmR 抢 险木材，以及两圆班的背材等接顶材料，单体柱、 型钢、铰梁按工作面正常使用量的 10%准备备用量且不少于 20 根，用完及时补充，专人挂牌管理，放置于距工作面不小于 30m 以外的地方。 4、乳化液不少于 300kg，存放于泵站附近。 5、运输巷必须备用一定数量的机电设备配件，放置于运输巷距工作面 50m 处，配件必 须上架，并封口，向工作面运配件时严禁摔碰，防止损坏。 、单体液压支柱的管理 1、工作面及两巷所使用的单体柱必须完好，注液枪和阀芯应配套。 2、回柱时应先卸载，禁止带压强行回柱，两巷回出的单体支柱应运到工作面出口 30m 以外的指定地点靠放好，严禁乱扔乱放，影响行人及运料。 3、严禁用手锤或其他物品敲打缸体、内柱，以防损坏单体，损坏的单体达一定数量后， 应及时打运升井、修复、更换。 4、单体柱、铰梁编号应清晰，对号管理，每班验收员要认真清点，并严格执行交接班 制度。 5、装运单体柱到工作面时，用塑料塞子塞住活柱阀口及三用阀注液口，以防煤尘或其 他物品进入，并有专人跟车。 6、人工运送时，严禁拖拉支柱，应人工抬运轻抬轻放。 第四节第四节 矿压观测矿压观测 一、矿压观测内容一、矿压观测内容 应日常对支柱支护质量进行动态监测、巷道变形离层观测、顶板活动规律分析等内容。 24 二、工作面的矿压监测二、工作面的矿压监测 1、监控工作必须按集团公司有关文件要求执行，把监控工作纳人正常生产技术管理中， 切实掌握支护质量和顶板动态，及时消灭“死角”，把好安全关。 2、初采和初放期间，支柱必须棵棵监控，正常回采期间，第一排支柱的监控率不低于 30% ，第二、三排不低于 10% ，有重点有选择地监控，发现达不到要求应及时补液。 3、跟班人员带表进面，认真填写当班发现的问题及处理办法，遗留问题要附处理意见， 并反馈到矿调度室及技术科。 4、值班人员对当天反馈的信息，在班前会上向职工及时贯彻，分析原因，并提出处理 意见。 5、技术科矿压组对原始数据和宏观记录要用计算机进行处理，打印成图表上报分管领 导，并将结果反馈给采煤队。 6、质量管理员必须对支柱进行精心测量，认真填写，不得滥造数据，上井后及时将数 据交技术科。 7、对工作面上、下端头破碎带、断层处及冒顶处等异常地段的支柱棵棵三班监控，以 加强对事故多发点和薄弱区域的管理。 8、初撑力和工作阻力，达标率不低于 80。 三、两巷的矿压观测三、两巷的矿压观测 、巷道围岩变形观测 利用移动观测站观测。在回风巷超前工作面 20m 范围内，间隔 45m 安设 4 台顶板动 态观测仪，监测两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 的编号始终由煤壁起依次为 1 号、2 号、3 号、4 号，当 1 号动态观测仪距煤壁不足一个循 环的距离时，需将其回撤，并重新支设在原 4 号动态观测仪的前面，同时调整各动态观测 仪的编号，使其仍然从煤壁起依次为 1 号、2 号、3 号、4 号，各动态观测仪的间距及 1 号 动态观测仪至煤壁的距离，在观测时必须做好记录。 观测次数一般 12h 观测一次，当临近顶板来压时加密观测，可视变化情况每 1030min 观测一次，观测时必须记录观测时间。 、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，在回风巷、运输巷分别 距开切眼 60m、80m、100m、120m、140m 处布置 5 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，根据观测时间可算出移近量。 、两巷超前支护范围内单体液压支柱阻力观测 在工作面推进至 60m 后，分别在回风、运输巷超前支护范围外端的支柱上安设 23 台 单体支柱压力自记仪，连续观测单体支柱支护阻力的变化情况，每天换表纸一次，观测 35 个循环。测站处同时设置一组顶底板移近量观测点，以便分析围岩变形时，支柱阻力 的变化情况。 四、支护质最监测四、支护质最监测 每旬由技术科不定期对工作面和两巷支护质量动态检查两次，对存在问题，由采煤队 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。 五、观测时间要求五、观测时间要求 25 1、工作面：观测到老顶初次来压和 6 次周期来压。 2、两巷：观测至工作面推进完成为止。 3、支护质量监测：整个生产期间。 六、板顶板活动规律分析六、板顶板活动规律分析 要充分利用工作面现场所取得的第一手资料，坚持每旬、每月进行顶板活动规律分析， 并认真记录在案，以便充分掌握工作面顶板活动规律，为工作面今后生产更好支护、管理 顶板提供充足的理论和经验依据。 26 第四章第四章 生产系统生产系统 第一节第一节 运运 输输 一、运输设备及运输方式一、运输设备及运输方式 1、运煤设备及装、转载方式 工作面采用 SGZ-630/150 型刮板运输机，通过运输顺槽刮板输送机、皮带机进行转载到 采区运输巷皮带输送机、运输上山皮带输送机、再由主斜井皮带机运到地面。 2、辅助运输设备及运输方式 工作面需要运进或运出来的材料、设备等物资，从副斜井绞车采用 1.0t 矿车、材料车 或平板车拉、放到井底车场，使用 JD-11.4 绞车通过轨道上山、采区材料巷、508 运输巷提 升绞车运进或运出工作面。 二、运输设备的安装及推移方式二、运输设备的安装及推移方式 工作面刮板运输机安装在第一排支柱与煤壁（临时柱）之间，机头机尾采用压柱进行 固定，推移方式采用推溜器进行推移，从机头往机尾（或机尾往机头）方向逐段进行。 运输巷刮板运输机和皮带输送机安装在巷道下帮，距下帮煤壁 0.5m。刮板运输机机头 机尾采用压柱进行固定，刮板运输机和皮带输送机根据使用的实际情况进行回缩或延伸。 工作面推溜时，要统一指挥，防止造成断链、掉链，除机头、机尾外应在运转状态下 推溜，禁止停机推溜，推溜时严禁由两头向中间抵。移机头、机尾时必须将电机断电，严 禁用运输巷的输送机拉工作面机头。 三、运输路线三、运输路线 1、煤炭的运输 508 采煤工作面（刮板输送机）508 运输巷（刮板输送机配合皮带输送机）采区运 输巷（皮带输送机）运输上山主斜井地面。 2、设备材料运输 地面副斜井井底车场轨道上山采区材料巷508 运输巷（508 回风巷）508 采煤工作面。（工作面运出来设备材料路线相反） 附图：运输系统图。 第二节第二节 一通三防与安全监控一通三防与安全监控 一、通风系统及风量计算一、通风系统及风量计算 、通风系统 1、通风方式 工作面采用“U”型通风方式。 2、通风设施 508 回风巷防突风门 508 回风巷应安设防突风门；508 回风巷防突风门安设在 508 回风巷口与 508 回风联络 27 巷之间，距回风联络巷大于 10m 处。风门要完好结实严密、不漏风，风门能自动关闭并用 有风门连锁装置。 508 运输联络巷密闭 在 508 运输联络巷两端各距巷道口不超 4 米建两堵砖混结构密闭墙。密闭要求完好结 实严密。 3、通风线路 新鲜风流：主斜井石门运输巷运输上山（轨道上山、采区材料巷）采区运输巷 508 运输巷508 采煤工作面 污风流：508 采煤工作面508 回风巷508 回风联络巷采区回风巷回风上山回 风斜井地面。 附图：通风系统图。 、风量计算 1、按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算 Q采=100q采Kc 式中 Q采采煤工作面需风量，m3/s； q采采煤工作面绝对瓦斯涌出量，经抽放后取 3.1m3/min； Kc采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，它是回采面最大涌出量与平 均涌出量之比，一般对于机采工作面 KC为 1.21.6，对于炮采工作面 KC为 1.42.0，本 矿取 K C=1.6。 故 Q采=100q采Kc =1003.11.6=496（m3/min） 2、按工作面温度与风速的关系计算 Q 采=VcScKi 式中 Vc回采工作面适宜风速，采煤工作面应有良好的气候条件，其进风流气温和 风速应符合有关要求，经查表，设回采工作面气温取 1820，则工作面风速应为 0.81.0m/s，取 1.0m/s； Sc采煤工作面平均有效断面，按最大和最小控顶有效断面的平均值计算，本 矿井设计“三四”排控顶，最小控顶距 3.2m，最大控顶距 4.0m，采高 1.4m，（迈步前进， 取最大值）则取 5.6m2； Ki回采工作面长度系数，回采工作面长度为经查工作面长度系数表取 1.1。 故 Q采=60*15.61.1=369(m3/min) 3、 按工作面工作人员数量计算 Q采=4N=425 =100(m3/min)_ 式中：4每人每分钟供风标准，m3/min； N采煤工作面内同时工作的最多人数。 4、按风速验算 根据以上计算，回采工作面计算最大风量为： Q采=max468m3/min。 根据规定，回采工作面最低风速为 0.25m/s，最高风速为 4m/s 的要求进行验算，经验 算： 0.25ScQ采4Sc 则: 0.25Sc=0.254.42=1.1(m3/s)=66.3(m3/min)Q采 4Sc=43.6=14.4(m3/s) =864(m3/min)Q采 故 取 Q采=468m3/s 满足要求。 5、根据计算、验算结果确定风量： 28 根据以上计算，取风量 Q=496m3/min 为设计风量，符合供风规定。 二、瓦斯防治二、瓦斯防治 1、工作面的风速、风量必须符合煤矿安全规程的要求，最低不低于 0.25m3/s，最 高不超过 4m3/s。 2、严格执行煤矿安全规程的相关规定。 井下空气成分必须符合下列要求： 采掘工作面的进风流中，氧气浓度不低于 20%，二氧化碳浓度不超过 0.5%。 有害气体的浓度不超过表 4-2-1 规定。 表 4-2-1 矿井有害气体最高允许浓度 名 称最高允许浓度() 一氧化碳 CO 0.0024 氧化氮(换算成二氧化氮 NO2) 0.00025 二氧化硫 SO2 0.0005 硫化氢 H2S 0.00066 氨 NH3 0.004 第六百五十五条第六百五十五条 当采掘工作面空气温度超过 26、机电设备硐室超过 30时，必须 缩短超温地点工作人员的工作时间，并给予高温保健待遇。 当采掘