43M2低位放顶煤综采工作面作业规程最新版本备份1.doc

43M2低位放顶煤综采工作面作 业 规 程第一章 工作面概况第一节 工作面概况 1、工作面地面位置及内部结构：该工作面位于屯留金泽生物工程公司东南。 2、井下位置：工作面位于43盘区。 3、地面标高：900932m。 4、工作面标高：702732m。第二节 工作面四邻情况、采掘情况及影响范围 1、工作面四邻状况：东面是4320已采工作面，南面是4328已采工作面，西面是4326已采工作面，北面接四四下山付皮带巷。 2、回采对地面设施的影响：据初步调查，地面有309国道、金泽生物公司围墙，回采过程会影响地面建筑。第三节 工作面参数及储量本工作面切眼长为88.7m，两巷可采长度257m；煤层计算厚度6.80m，容重为1.35t/m3，回收率按93%，则：工业储量：88.72576.81.35=209266（t）可采储量：工业储量93=45346593=194617.7（t） 由于工作面内部存在15条空巷，影响工作面正常回采的有11条。可 采 期：257(0.810)=33(天)其 中：0.8为循环进度，10为日循环个数第二章 地质情况第一节 煤层赋存特征 该工作面所采3号煤层赋存于二叠系山西组地层中下部，为陆相湖泊型沉积；煤层厚度稳定，工作面北部煤层较薄，南部较厚。全煤含夹矸5层，上部夹矸0.25米，下部夹矸0.13米，累计厚度为0 .38米；可采指数：Km=1；变异系数：8.42%。该煤属低磷、低硫、中灰，具粘性，高发热量之优质动力用煤。表21 煤 质 状 况 表WAVQFcSY工业牌号水分（）灰分（）挥发分（）发热量(cal/kg)固定碳（）全硫（）胶质层最大厚度（mm）1.2414.8814.78580069.10.285.5PSM表22 普氏硬度表普氏硬度（f）煤层夹矸直接顶直接底13233838第二节 地质构造情况整体上看，该工作面是一个向西南倾斜的单斜构造，平均煤厚6.8米，煤层倾角为6左右。从周围已回采和掘进的情况看,43M2运巷掘进过程至开口往里33.7米处曾揭露断层F104，开口往里165米处揭露F105，风巷开口往里119.6米处揭露断层F105。但由于工作面内部存在大量空巷，总数目为15条，在回采过程中需要通过的有11条，在回采前应制定过空巷专项措施。空巷特征如下表23所示：表231 空巷特征表编号巷道名称煤层布置位置与切眼位置关系巷道断面（宽高）回采影响1#43二下山辅轨沿顶板布置垂直3.03.0较小2#1#联络巷沿顶板布置斜交3.03.0较小3#2#联络巷顶板至底板斜交3.03.0较小4#43M1运巷车场顶板至底板斜交4.03.2较小5#43M1运巷沿底板布置近平行4.53.2较大6#4326运巷车场顶板至底板斜交3.53.0较小7#43二下山南辅轨顶板至底板近平行3.53.0较大8#43M1风巷沿底板布置近平行3.53.0较大9#43M1风巷车场顶板至底板斜交3.53.0较小10#4326运巷沿底板布置近平行4.53.0较大11#4326旧车场顶板至底板斜交3.53.0较大表232 空巷特征表编号巷道名称原支护方式修复后支护方式回采影响1#43二下山辅轨工刹支护锚网，顶板开裂离层段采用锚索吊工字钢加打木垛支护较小2#1#联络巷工刹支护锚网+木垛较小3#2#联络巷工刹支护锚网+木垛较小4#43M1运巷车场锚网支护锚网+木垛较小5#43M1运巷锚喷支护，风桥采用工墙背支护锚网+木垛较大6#4326运巷车场工刹锚网支护锚网+木垛较小7#43二下山南辅轨工刹锚网支护锚网+木垛较大8#43M1风巷工刹锚网支护锚网+木垛较大9#43M1风巷车场工刹支护锚网+木垛较小10#4326运巷工刹锚网支护锚网+木垛较大11#4326旧车场工刹锚网支护锚网+木垛较大第三节 围岩及其特征围岩及其特征见表24所示。煤（岩）层综合柱状图见图21表24 围 岩 及 其 特 征煤层顶底板情况顶底板岩性厚度（m）岩性描述老顶中砂岩16.39 中粒石英长石砂岩、含黑色矿物及白云母、分选性较差、磨圆中等、局部含有黑色条纹，有少量层面含有炭化薄膜直接顶砂质泥岩4.41 质均一、含较多的白云母、上部含植物化石、中厚层状、含砂量较大，与顶部上覆岩层为渐变关系直接底砂岩1.43 中粒砂岩、含植物根枝化石及少量云母片、顶部0.3m为泥岩、含黄铁矿、底部胶结较硬老底砂质泥岩5.13 质均一、含植物化石、厚层块状砂质泥岩、参差状断口、局部夹泥岩或砂岩、中部夹0.2m硅质泥岩、底部含砂质较小第四节 瓦斯、火、煤层情况1、煤层瓦斯与二氧化碳：绝对瓦斯涌出量为3.6m3/min，属低瓦斯矿井，无煤层瓦斯与二氧化碳突出危险的倾向性。2、煤尘：具有爆炸性。3、煤的自燃发火倾向性：未发生过自燃。4、冲击地压与应力集中区域危险性：地压正常。5、地温：地温正常，为1618。第五节 水文地质情况工作面回采至 3040m时顶板垮落，顶板砂岩含水层水将涌入工作面，充水因素主要是3号煤层上部的7、8、9号砂岩含水层中的水。因为43M2工作面四邻皆为采空区，顶板砂岩含水层水已经部分疏放，正常涌水量为2030米3/小时，瞬时最大涌水量为60米3/小时；故回采前在风、运巷低洼处各安装两台型号为5DA87的污水泵，每班由专人负责抽水。第三章 采煤方法及其工艺流程第一节 工作面巷道及设备布置1、工作面巷道布置工作面切眼长88.7m，南北方向布置，沿倾向推进；可采长度：风运两巷可采长度均为257m；工作面巷道布置见图31所示。2、工作面巷道支护特征运巷顶板支护：每排采用22L2400mm的高强度螺纹钢锚杆6根，锚杆间距900mm，排距900mm。锚索加强支护为每隔2.7m布置两根17.8mm的预应力锚索，锚索孔深度为7.0m，锚索长度为7.3m，每根锚索采用的树脂药卷为（CK+Z）2360一支，Z2360二支，锚固长度1.7m,每根锚索采用一块400mm长的18槽钢，一块规格为1001008mm的钢板，锁具一套。两帮支护：两帮支护采用22L2000mm高强度螺纹钢锚杆4根，间距为梁头往下200mm、900mm、900mm、900mm、300mm，排距900mm。风巷顶板支护：每排采用22L2400mm的高强度圆钢锚杆4根，锚杆间距800mm，排距8000mm。顶角锚杆向两帮倾斜200角打设。锚索加强支护为每隔2.4m布置两根17.8mm的预应力锚索，锚索孔深度为7.0m，锚索长度为7.3m，每根锚索采用的树脂药卷为（CK+Z）2360一支，Z2360二支，锚固长度1.7m,每根锚索采用一块400mm长的18槽钢，一块规格为1001008mm的钢板，锁具一套。两帮支护：两帮支护采用22L2000mm高强度圆钢锚杆4根，间距为梁头往下250mm、900mm、900mm、900mm、250mm，排距800mm。风巷内部在锚网支护基础上全部加打工字钢棚，棚距800mm。巷道断面、 支护形式如下表31所示 。表31 巷 道 支 护 状 况 表巷道名称支护型式净断面支护规格排 距主要用途设 备运巷全 锚 网16.0矩形5.03.2m1.0m进风、运煤列电皮带风巷工刹锚网支护14.4梯形4.03.2m1.0m回风、运料绞车等 3、工作面设备布置及技术特征工作面设备布置及技术特征见表32所示。工作面设备布置平面图见图33所示。第二节 采煤方法本工作面采用走向长壁、后退式综合机械化低位放顶煤一次采全高全部垮落采煤法。本工作面切眼长88.7m，工作面底分层采高3.00.1m，循环进度0.8m，放顶煤平均高度3.4 m，底分层回收率为98，顶煤回收率为88，一采一放为一个循环，循环产量为：循环产量为：Q循环Q采Q放Q采883.000.81.3598%280tQ放883.40.81.3588%285t则：Q毛Q采Q放280285565t第三节 采煤工艺1、循环工艺1）进刀方式 本工作面采用两端部斜切进刀。2）推溜、移架方式本工作面推溜、移架全部为支架内手把操作。3）采放比、放煤方式、放煤步距、端头顶煤回收方式采放比为1：1.13，利用支架尾梁摆动的低位放煤方式，放煤步距0.8m。2、工艺详细说明及要求1)回采工序 推前部运输机采煤机割煤、装煤 移架 拉后部运输机 放 煤 老塘顶板自行跨落 2)说明割煤、装煤本工作面采用MGTY250/600-1.1D型双滚筒采煤机（滚筒截深0.8m）,正常割煤时，前滚筒调高在上部割煤，后滚筒在下部割煤。采煤机滚筒旋转时，煤被滚筒上的截齿破碎下来，并由螺旋叶片装入前溜，少量煤在推前溜时被铲煤板装入溜内，极少量散落在支架与前溜间的浮煤，由人工装入前溜内。（采煤机进刀示意图见图34所示）移架移架滞后采煤机前滚筒3米进行（局部煤墙片帮较宽或顶板破碎时超前移架）。操作顺序为：收逼帮板、侧护板降前梁落后柱落前柱，然后以前溜为支点，向前移架。移架后，立即升紧前后立柱、前梁，最后打出逼帮板、侧护板；移架后要求支架前后柱光洁度应控制在300mm800mm之间。操作要求：收侧护板时，侧护板正下方严禁站人，并且与相临支架不咬、不啃；移架要带压移架，做到快、匀、正、直、稳；升柱时要达到支架初撑力的要求；打出逼帮板。顶板最大控顶距： LmaxL+Lx+Ld+D 29201550324800 5594mm顶板最小控顶距: LminL+Lx+Ld 29201550324 4794mm式中: L- 支架顶梁长度 2920mm Lx-前梁长度 1550mm Ld-支架端面距 324mm D-采煤机截深 800mm推前溜、拉后溜推前溜滞后采煤机后滚筒15m进行,拉后溜滞后放煤20m进行。操作要求：推前溜、拉后溜时，相邻五组支架的推拉千斤顶顺序逐步动作，输送机不能出现急弯（其弯曲段长度不得小于30m）。推、拉完毕后，手把必须及时回零，保证前、后溜成直线。严禁停机时进行推拉溜作业，防止前、后溜带回煤发生压溜及卡、漂链事故。放顶煤移过支架、后部刮板输送机正常运转（即高速运转）时，方可放煤，一旦输送机停止（或低速）运转时，应立即停止放煤。i、初次放顶煤工作面回采初期，顶煤比较完整，放煤较困难。为提高初采放煤回收率和尽快达到放煤标准，可采取以下措施：放慢割煤速度，增加顶煤空顶时间；反复升降支架，迫使顶煤与直接顶离层；两端头附近的顶煤可同时升降数组支架，使其破碎垮落。ii、正常放煤a.放煤工艺：采用三人三轮顺序放煤法b.放煤步距：0.8m，即一刀一放c.放煤操作：收回插板，操作尾梁千斤顶，使尾梁收到适当位置（保证放出的顶煤落入后溜中）。可多次反复伸收尾梁，使大炭破碎。放煤结束后收起尾梁，伸出插板，对后溜进行遮掩，防止大块矸石落入后溜。第一放煤工首轮放出的煤量不少于顶煤的1/31/2；相隔1020架，第二名放煤工进行第二轮放煤，见矸停放。一般情况下，两轮放完，特殊情况下放第三轮。iii、放煤管理：1）由地测部门监督，风、运两巷及工作面每隔50m向顶板打钻探煤厚，以利于生产过程中的顶煤回收管理。2）一般情况下每班固定三名专职放煤工。放煤时必须做到架架见矸，并严格见矸关窗，既要保证回收率，又要保证煤质。3）放煤时，注意煤流中矸石涌出情况，防止大块矸石涌入后溜。放煤完毕后，及时伸出插板，插板的位置应保持在支架上方的矸石不能涌入后溜为准。4）放煤工在机尾段放煤时，应均匀缓慢。5）采煤机割至机尾段应放慢割煤速度，以防紧跟拉架造成支架后顶煤涌入后溜造成负荷过大。6）后溜司机要随时观察后溜煤量，防止后溜负荷大而发生压溜或断链事故。7）加强现场监督检查，最大限度提高顶煤回收率。8）严格执行王庄煤矿回采工作面回收率考核标准。运煤工作面机组割下的底煤和支架放下的顶煤分别由前后两部输送机运至端头卸载，经转载机、由皮带运出。第四章 顶板控制管理及支架说明书第一节 工作面支架支护说明、支架选型验算 1)矿压参数预测 i、根据矿采煤科提供的相似工作面矿压数据为：直接顶初次垮落步距为 2030m，老顶初次跨落步距为 4050m，周期来压步距为 1015 m。回采期间采场最大压强为 547KN/m2。 ii、按支架承受的顶板载荷与煤层厚度近似直线关系增长的观点估算，采场最大压强为： P9.8N h/1000其中：P：采场压强 N：取8（按要求，支架载荷取8倍采高岩重计算） h：煤层的采高，取3.1m ：顶板岩石的平均密度，取2500kg/m3故， P9.883.12500/1000608KN/m2 综上所述，本工作面支架的支护强度应大于608KN/m2。2）支架说明书(见表41所示）3）支护参数校验支架工作阻力：6000KN6087.024268.2KN 符合要求支架初撑力：5232KN6087.02803414.6KN 符合要求支护强度： 0.79MPa0.608MPa 符合要求综上所述，选取 ZFS-6000/17/33型支架能满足工作面顶板支护和安全的要求。表41 ZFS-6000/17/33型放顶煤支架说明书项目参数项目参数支架型号ZFS-6000/17/33支撑高度1.73.3m支架宽度1.431.60m支架中心距1.5m重量20500kg额定供液压力31.5MPa工作阻力6000KN支护强度0.79MPa底板比压1.8初撑力5232KN 工作介质5%乳化液操作控制快速本架操作尾梁摆角68.23移架步距0.8m2、工作面支护排头架 ZTF-6500/19.5/34 3组(排头3 组 )中间架 ZFS-6000/17/33 58组3、两巷超前支护运巷：一梁三柱型梁1）超前维护长度动态不少于30m，若现场情况发生变化而更改支护方式或强度时要及时进行规程复查）2）棚距0.6m风巷：一梁四柱工字钢支护1）超前维护长度动态保持50m2）棚距0.8m（即原有工字钢支护的排距）第二节 工作面顶板管理1.工作面顶板管理工作面回采时采用排头架、简易机尾、正规架、单体柱十字梁、单体柱型梁联、单体柱工字钢联合支护的控顶方式。支架结构、规格、控顶距见工作面设备布置平面图33所示。2.工作面顶板管理要求1）泵站压力达到31.5MPa，乳化液浓度保持在4%5%。2）机组司机必须保证煤墙采直割平，顶板无台阶下沉。3）正常作业时，机组割煤后，必须及时追机移架；顶板破碎时，采取带压超前移架，并将逼帮板及时打出升紧；片帮宽或发生局部漏顶时，要及时停机上料管理。4）移架时，要先降后柱、微降前柱，快速将支架移出。5）移架后，支架顶梁与顶板必须接触平稳，其最大仰俯角不得大于7o，保证支架接顶严密。6）移架后，支架间无明显错差（不超过侧护板的2/3），支架不挤不咬。7）如果支架间出现空隙：超过200mm，在支架上上平行半圆（或道木）管理空隙；超过300mm，必须架设一梁二柱单体柱大板抬棚；超过500mm，先在支架上上平行半圆（或道木），然后架设一梁二柱单体柱大板抬棚进行管理。8）加强支架检修质量，保证无窜、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。3.初次放顶工作面回采初期，顶板比较完整，放煤较困难可采取以下措施：顶板初次跨落之前，要加强两端头及超前维护段的顶板控制工作，超前维护的单体柱必须达完好状态，初撑力符合要求。顶板初次跨落之前，工作面移架要做到少降快移，并且达到初撑力的要求。加强工作面的矿压观测，及时准确掌握工作面的压力分布和来压状况。在初次放顶期间，要密切注意顶板、煤墙状况，发现问题及时处理。严格控制采高，保证在（3.00.1）m之间。加强支架检修工作，防止窜、漏液，以免降低支护效果。成立放顶领导小组矿领导组 组 长： 苏 海 张日林 石 兵副 组 长： 杨建立 成 员： 撖 动 李宗涛 李旭斌 刘 军 魏小东 杨晓国 魏明星队领导组 组 长： 孙应军 徐冬冬 副 组 长： 李建平 石计忠 李江伟 成 员： 全体队干及班组长4.初次来压和周期来压期间的顶板管理安全技术措施 根据矿生产中心提供的资料预计，本工作面老顶初次来压步距在 4050m范围内，周期来压步距在1015m范围内。、初次来压和周期来压期间的顶板管理1）根据生产中心提供的来压预报，工作面应提前做好来压预防工作。2）加强机电设备管理，提高采煤机开机率，加快工作面推进度。3）支架必须达到初撑力要求，确保支架接顶严密；工作面保证采直割平。4）及时移架，减少空顶时间和空顶距离；移架后要及时打出逼帮板护帮。5）泵站压力达到31.5MPa，乳化液浓度达到4%5%。6）加强支架检修质量，保证无窜、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。7）严格按照质量标准化作业，加大工程质量验收力度，确保工程质量达标。8）工作人员应时刻保持注意力高度集中，防止钢带、物料等甩出伤人。第三节 上、下端头及安全出口顶板管理1、工作面超前维护支护方式：运巷：一梁三柱型梁 1）超前维护长度动态保持30m 2）棚距0.6m风巷：一梁四柱工字钢支护 1）超前维护长度动态保持50m 2）棚距0.8m（即原有工字钢支护的排距）（超前支护平面示意图见图33所示）2、风、运巷超前支护强度计算1）风、运两巷超前支护管理 运巷超前30m架设一梁三柱单体柱型梁棚支护（单体柱3.15，型梁4.0或4.3m），棚距0.6m，详见第四章第一节两巷超前支护。风巷超前50m架设一梁四柱工字钢棚支护（单体柱3.15、3.5m），棚距0.8m。在回采过程中，如遇大肚道等巷道较宽处，单体柱工字钢棚与巷道帮距离超过300mm时，在空档处平行顺槽架设单体柱道木（大板）抬棚进行管理。2）根据“超前支护强度加原支护强度在回采期间对巷道的残余支护强度必须大于巷道回采期间围岩对巷道的顶压”的验算。超前支护强度至少应当平衡顶煤及直接顶岩重。即 PtPn=(MyRyMmRm)LWK 式中：Pt：巷内原支护及超前支护对顶板的支护强度，T； Pn：单位棚距所需支护的顶板强度，T； My：直接顶厚度，取4.11m； Ry：直接顶容重，2.5T/m3; Mm：顶煤层厚度,取最大厚度3.8m; Rm：煤层容量1.35T/m3; L：单位棚距支护长度,风巷5m、运巷4m; W：单位棚距支护宽度,风巷0.8m，运巷0.6m; K：动压系数，即来压期间与正常回采期间顶板给予巷道的压力比值，一般为1.21.4，取1.4。风巷：Pn1=（4.112.53.81.35）5.00.81.4=75.7T运巷：Pn2=（4.112.53.81.35）4.50.61.4=68.1T机头空档：Pn3=（4.112.53.81.35）2.90.61.4=45.36T机尾空档：Pn4=（4.112.53.81.35）3.20.81.4=53T由高强度螺纹钢锚杆的锚固力为10t，其有效系数为0.7，风巷顶板布置5根锚杆，运巷顶板布置6根锚杆，排距为0.9m，风、运巷每2.7m布置2根锚索，锚索锚固力为30t，单体柱额定工作阻力为25t，得： 风巷：Pt15100.7254302/2.7157.2t运巷：Pt26100.7253302/2.7139.2t机头空档：Pt35100.7252302/3105t机尾空档：Pt45100.7252302/3105t因此，Pt1Pn1 Pt2 Pn2 Pt3Pn3 Pt4Pn4根据相邻矿压实测巷道变形影响范围在1520m之间，如无异常情况，运巷超前支护长度保持在30m一梁三柱单体柱型梁能够满足需要。风巷超前 50m一梁三柱单体柱工字钢棚能够满足要求。3）巷道顶底板移近量与超前支护单体柱的可压缩量根据经验预测，全锚支护巷道顶底板移近量在100300mm之间，单体柱可压缩量在0600mm之间，因此单体柱支护能满足顶板下沉量的要求。3、上、下端头及安全出口顶板管理安全出口符合煤矿安全规程要求，净高不低于1.8m，净宽不小于0.8m，并随时清理浮煤杂物，保证两安全出口畅通。1）机头安全出口管理本工作面端头采用三组 ZTF-6500/19.5/34 型排头架进行管理。机头外帮空档距离为2.9m左右。 具体管理如下：工作面机头空档采用一架平行运巷的端头辅架和一排单体柱十字梁进行管理。即在转载机里帮靠排头1#架架设一架端头辅架，沿转载机外帮架设一排单体柱十字梁进行管理，十字梁架设后与外帮空隙大于500mm时，要架设一梁三柱大板棚进行管理。2）机尾安全出口管理本工作面端尾采用三组ZTF-6000/17/33型正规架进行管理。机尾外帮空档管理如下：安装完毕，机尾空档为3.2m左右，在回采过程中，当工字钢棚进入机尾空挡时，用58#架挑起进入机尾段的原工字钢棚的棚梁，取下棚腿即可。3）机头（尾）三角区管理在机头（尾）三角区平行于工作面铺设一片金属网（规格为71.05m），与巷道顶网搭接不少于500mm，联两行，每行孔孔相联。并在三角区处三组排尾架上上平行大板（每刀六根，机头、机尾各三根）管理。联网、上料时必须停机闭锁大溜，严格执行”敲帮问顶”制度，并设专人监护。 4、备用配件的存放支架立柱、逼帮板、千斤顶等大型配件，存放于风巷车场口往里，里帮50m范围内，由检修班统一挂牌管理。支架上所需的液管、操作阀、两通、三通、安全阀等小型配件，存放于井下工具房内，由工具员统一管理。支护材料堆放在风巷里帮，距工作面50m以外。备用材料明细表名称规格数量存放地点管理办法大板0.14mx0.2mx4m2 立方米风巷出煤口上架、挂牌管理半圆2.8m2立方米鞋板、刹杆2立方米金属网7mx1.05m20卷单体柱3.5m20根单体柱3.15m20根 5、两巷的日常检查维护1）严格按照作业规程要求对风、运两巷顶板离层仪、表面位移进行观测、记录。2）矿压显现明显区段，出现顶板开裂离层时，要提前架设单体柱大板棚进行维护。3）每班验收员要认真对两巷锚杆、网片的完好情况以及巷道的承压情况进行认真检查，发现锚杆松动、网片开口或压力增大等情况，要及时汇报并采取补打锚杆、补网或补架抬棚等措施进行处理。4）加强初次来压期间的顶板管理，有来压征兆时队组必须通知生产中心进行预测管理。5）两巷行人路面有落煤，杂物时要及时清理。6）两巷行人侧积水处必须架设稳固的行人过桥。7）巷道两帮变形较大，影响工作面推进时，采取加强支护或注浆加固措施，并提前另补充措施。8）巷道维护工要坚持每天认真冲洗巷道，发现异常情况应及时汇报。6、两巷老塘管理随着工作面推进，当两巷空档内十字梁及工字钢梁回采推进至与支架尾梁平齐后，把其回撤掉，此时巷道处于无支护状态，尤其在拉排头、尾支架时，两巷老塘垮落是工作面的重大隐患，因此采取以下措施。1）顶板网片破裂或网丝断股时，在架设超前维护棚前，巷道必须提前补网作业。2）在顶板高顶区段，当在老塘处回撤十字梁后，及时使用圆木点柱进行临时维护，同时应打设戗柱。3）如果运巷顶板破碎，在空档内更换为单体柱大板（或型梁）棚管理。4）在后溜机头尾处挂设“严禁入内”牌板标志。并拴设防护链或警戒线。5）机头尾拉架期间，要有专职班组长指挥，“四位一体”人员现场监护。并严格执行停机制度。6）如果两巷老塘顶板不能及时垮落，采取退锚作业。第五章 工作面矿压监测第一节 工作面矿压监测的内容和方法1、矿压观测的目的为了掌握工作面顶板来压规律，分析回采空间支架与围岩相互作用关系,为顶板管理及支护设计提供科学依据，从而为正常生产提供可靠的保证。 2、观测内容1）工作面支架初撑力、工作阻力；2）风、运两巷表面位移和顶板离层仪；3）风、运两巷超前支护应力观测；3、矿压观测的方法1）工作面矿压观测本工作面安装一套ZMB60型综采支架测压表系统对工作面全部支架的初撑力、工作阻力进行观测。其中在10#、20#、30#、40#、40#、50#支架安装KBJ-60-测站布置：布置均匀。每组支架的前、后立柱及平衡顶各安设一块表，观测液压支架的初撑力和最大工作阻力。（压力表布置见图51所示） 第二节 两巷回采期间的矿压监测1、风、运巷表面位移和顶板离层观测测站布置：风、运巷的顶板离层指示仪和表面位移测站，在掘进过程中已经安装、布置好。观测方法：采用KM1型收敛计进行表面位移观测；采用DLSY型顶板离层指示仪进行顶板离层观测。2、风、运巷超前支护应力观测风、运巷超前维护段使用单体柱压力表直接观测。由验收员对压力表的读数进行观测并记录，并交生产中心总结分析。第三节 矿压监测管理要求及安全技术措施1、矿压监测管理要求1）由综采二队检修班验收员每天对工作面支架压力表读数进行观测并记录，对两巷超前支护单体柱每日进行一次压力测试，顶板离层仪和表面位移测站每周观测记录一次。2）队主管工程师负责数据的整理、总结并及时上交生产中心，定期将生产中心的数据分析结果在班前会上通报。3）在观测过程中，发现支架压力低于压力表正常读数范围，要立即升紧前后柱和前梁；发现支架压力高于压力表正常读数范围或压力表有异常时，要及时通知支架工或支架检修工对支架的安全阀、控制阀或压力表进行处理。4）在观测过程中，若发现顶板离层仪指示值进入警戒区时，要停止回采，对该测站前后20m范围内及时进行加固处理，并向采煤科汇报。5）在观测过程中若发现离层值进入危险区域时，应及时向采煤科和矿上汇报，由矿总工程师，召集有关科室分析原因，并及时采取相应的安全措施。2、维护使用生产班支架工作业时，必须随时根据压力表读数调整支架，保证支护符合要求。所有人员应该爱护监测设施，不得人为破坏，否则严肃处理。系统由综采二队支架工和支架检修工每班进行维护，保证系统正常工作，如有损坏应及时汇报生产中心进行更换。第六章 生产系统第一节 一通三防、通风系统（见图61所示）1）该工作面采用U型通风方式。新鲜风流由地面副立井、副斜井740南大巷43/2#上风眼 43/2下山皮带43M2运巷工作面 43M2风巷43二下轨43辅轨 43上轨 南风井地面。 2）工作面风量及风速验算根据煤矿安全规程规定，按回采工作面回风流中瓦斯的浓度不超过0.8%的要求计算：Q 采=80q采Kch4Q 采回采工作面实际需要风量，单位m3/minq采据通风科预报工作面的相对瓦斯涌出量0.56m3/t，按日产10000吨计算，则工作面的绝对瓦斯涌出量为3.6m3/minKch4采面瓦斯瓦斯涌出不均衡系数，观测本工作面取2.56因此工作面需用风量Q采798.7m3/min按工作面温度计算 Q采60V采S采(m3/min)其中：V采采煤工作面平均风速m/s，按采煤工作面空气、温度、湿度的对应关系，取1.5 S采采煤工作面的平均断面积(m2)故， Q采601.5(5.64.8)/2416m3/min按人数计算 Q采4N(m3/min)4115460m3/min其中： N采煤工作面同时工作的最多人数，取115 4每人每分钟应供给的最小风量 (m3/min) 按风速验算按最高风速验算： Q采240S240(5.64.8)/2 1248m3/min其中： S采煤工作面的平均断面积 (m2)按最低风速验算， Q采15S15(5.64.8)/2 78m3/min综上所述，本工作面需用风量取800m3/min。2、瓦斯管理瓦斯监测监控按规定要求： 43M2风巷距工作面10m范围内，43M2风巷距风巷车场口1015m处及43M2工作面端尾上隅角及后溜机尾各安设一台瓦斯传感器(型号GJC4（B）)，报警浓度、断电浓度及复点浓度见监测监控系统见图62所示。供电二队在44/2#变电所内安装一台用于为监控分站供电的专用综保。风巷三岔口附近安装一台型号KJ66N-F监控分站,实现工作面电气设备瓦斯电闭锁。监测装置的安装由自动化科在工作面移交生产前安装好，在生产过程中按规定定期校验，综采二队负责整个系统的日常维修。监测装置的维护与使用1)综采二队负责传感器的日常维护。保证传感器不被损坏或丢失。发现异常，及时通知自动化科进行检查处理，保证监测装置处于正常工作状态。2)每日由检修班电气组长负责往外移动传感器，确保瓦斯 传感器吊挂位置符合标准要求。3)风巷工作人员要维护监测装置，严禁碰撞或洒水。传感器的吊挂标准传感器吊挂距顶板不大于300mm，距巷道侧壁不小于200mm，并进行挂牌管理。3、综合防尘及隔爆设施1）供水系统地地面静压水池740/1#皮带43/2#上风眼43M2工作面风、运巷工作面2）隔爆设施a、风运两巷距工作面200m范围内吊挂隔爆水袋，水袋容量为30L，运巷每排5个，风巷每排4个,排距1.6m,横向吊挂，并悬挂隔爆水袋说明牌。b、水袋吊挂数量满足煤矿安全规程：、“每平方米巷道断面200升水量” 、“水袋的总水量不得小于2880L”运巷:16.0200/30=107个 取110个 共22排 排距1.6m 长度33.6m。风巷:14.4200/30=96个 取96个 共24排 排距1.6m 长度36.8m。c、水棚维护人员每天检查水袋水量，确保水袋内水量充足。4、消防及防灭火1）以下地点要备有干粉灭火器：皮带机头4个、工具房2个、电气列车两端各2个。井下作业人员都必须掌握灭火器的使用方法，以备紧急情况下使用。2）皮带机头、电气列车、运巷车场移变处要各备有一个灭火沙箱(尺寸为10.60.7m)，且每个沙箱内各有一把小锨。3）运巷配备消防水管，4寸供水管每50m安设一个甩头，水管与甩头连接好。4）后溜机尾安设洒水喷雾装置，同机头转载点一样以防高温。5）所有人员都应爱护防火设施，不得人为破坏。6）所有防火设施要定期进行检查，发现问题及时处理。第2节 主、辅助运输系统1、运煤系统1）主井运输系统采煤机落煤（支架放煤）工作面输送机转载机43M2运巷皮带输送机43/二下皮740南翼皮带（4#、3#、2#、1#）42缓冲煤仓主立井地面。2、辅助运输系统1）作业人员：地面副立井740南大巷43/二下上风眼 43/二下山皮带43M2运巷工作面各作业地点2）材料：地面副斜井740南大巷43/二下山石门材料车场43/二下山轨道43M2风、运巷3）阻车器的设置a.风、运两巷轨端与运巷车场终端要各设双轨阻车器一道，阻车器前横放一根道木，并用双股8#铅丝捆绑牢固。风、运两巷轨端阻车器距轨头的距离不得小于3m。b.风巷车场终端由运搬二队安设双轨阻车器一道，综采二队负责维护，严禁任何人随意打开或挪用。4）绞车设置及固定（见图63）a.风巷距工作面80100m，运巷距工作面130140m处，各安设一台JH2 20绞车；运巷三岔口安设JH5型绞车一台(服务长度25m)。绞车拉力验算：根据风、运两巷平均坡度为150，取0.25，列车总重约60T。 由公式f=mgcos+mgsin得 f=0.25601000100.97+601000100.26=227900N 由于拉列电时使用戗柱配动滑轮，则： T拉力=14100010=140000Nf/2 所以所选绞车能满足拉列车需要。b.各部绞车均采用“四压两戗一将军柱”法固定，即在绞车减速器侧打一根压柱，绞车前部两侧各打一根戗柱，后部打一根将军柱，用小链配马蹄环与绞车联接，各柱必须用护绳与顶网拴牢。c.绞车压戗柱必须使用直径不小于160mm的优质坑木，压戗柱下部必须支撑在绞车底盘上；柱顶要有深度不小于100mm的柱窝；压柱要垂直顶底板，戗柱应前倾与底板成7580o角。压戗柱的打设不得影响司机的视线和操作。d.将军柱使用直径不小于200mm的优质圆木。要求柱顶有深度不小于100mm的柱窝，柱体前倾与底板成7580o角，打设牢固。e.钢丝绳必须用专用的卡绳装置卡牢，不得系在滚筒上。绞车松绳至终点，滚筒上至少留有三圈绳不得放出。收绳后，最外层绳低于滚筒边沿不少于2.5倍绳径。f.绳头卡绳长度不少于600mm，绳卡不少于3道，绳卡间距均匀，并要求一反一正打设。g.绞车采用控制按扭远距离操作，严禁用开关就地操作。5）警示系统及固定a.绞车服务长度在30m以内，可进行喊话联系；服务长度超过30m时，绞车作业区域两端设置独立、声光兼备的双向对打信号系统。b.信号含义为“一声停，二声开，三声松绳”。紧急情况下，急速上下晃动矿灯或打“乱点”，非紧急情况下严禁任何人使用此信号。c.各个绞车的服务范围两端要设置警示红灯。6）轨道质量标准a.轨距允许偏差510 mm，接头处轨缝间距不大于5mm，两股钢轨应水平，误差不大于10mm。b.接头处轨枕无失效，其它地方无三根连续失效，轨枕铺设均匀，间距不大于0.8m。c.扣件、道钉数量齐全、坚固有效，符合规定。d.道床煤渣应掩埋轨枕2/3以上，无浮枕。e.巷道内积水不得超过轨面。7)物料堆放标准a.物料堆放于风巷里帮和两巷车场，实行挂牌管理。b.物料堆放离开轨道不少于300mm，不得影响通车。c.物料堆放高度不超过1.2m，以免发生倒塌。d.物料要堆放整齐，支一层放一层，且要一头对齐。e.大型配件（如溜槽、逼帮板等）必须用双股8#铅丝与巷道金属网（或钢筋梯子梁）连接牢固，防止倾倒。f.移变、绞车、按扭、信号前后10m范围内及风门前后5m范围内，严禁堆放任何物料。8)其它a.绞车司机必须持证上岗。b.坚持“行车不行人，行人不行车”制度。c.运搬二队的绞车，综采二队不得随意使用。d.当尾轮距风巷超前维护段10m时，必须通知运搬二队缩尾轮，一次缩尾轮的长度不得超过50m，道轨、道木的回收由综采二队负责。e.风、运巷轨端阻车器及运巷车场终端阻车器都必须挂牌管理，由修巷组负责。 第三节 供电、排水、通讯、照明等系统1、供电系统1）高压(6KV/1140V)：43/2#变电所43M2运巷1#、2#、3#、4#移变千伏级动力设备2）运巷低压(660V)：43/2#变电所43M2运巷皮带、信号、综保、绞车、水泵、照明3）风巷低压(660V)：43/2#变电所43M2风巷信号、综保、绞车、水泵、照明4）供电设施、电缆设备负荷及配电设备负荷见图64所示2、供水系统地面静压水池740/1#皮带43/2#上风眼43M2工作面风、运巷工作面清水系统：740清水仓43/1#上风眼740/4#皮带43二下山皮带43M2 运巷3、排水系统 1）43M2运巷局部积水经水泵43M2运巷43/二下皮43/2#上风眼740大巷2）43M2风巷局部积水经水泵43M2风巷43/二下皮43/2#上风眼740 大巷4、供、排水系统见图65所示5、通讯系统1）工作面转载机机头、运巷皮带机头各安装一部程控电话，可直接与队值班室、矿调度室及其它各业务科室联系。2）工作面安装TK200通讯控制系统。工作面每隔20架、前溜机头、转载机机头、电气列车处各安装一部话机，泵站处安装控制器。6、照明系统运巷皮带机头、运巷三岔口、工具房、转载机机头安装127V隔爆日光灯，工作面每隔5架安装一盏隔爆灯。 第七章 安全质量管理第一节 工程质量验收要求为保证工作面在生产全过程中达到动态达标，符合工程质量要求，特制定如下标准：1、顶板管理1)顶板无台阶下沉，支架接顶严密，顶板移近量不超过100mm/m。2)工作面支架接顶严密，前梁上部无浮煤、矸。3)机道梁端至煤壁顶板冒落高度不得大于300mm。4)顶板破碎或煤墙片帮宽超过循环进度，要及时超前移架或采取有效措施进行及时管理。2、工作面支护1)支架初撑力不低于规定值的80%（立柱有表显示）。2)支架要排成一条直线，30m拉线其偏差不得超过50mm。3)支架顶梁与顶板平行支设，其最大仰俯角不大于7。4)相邻支架间不能有明显错差(不超过顶梁侧护板高的2/3)，支架不挤、不咬，架间空隙不超过规定（200mm）。5)支架高度与采高相符，不得超高使用，调整加长段时，活柱伸出部分不少于200mm。6)两巷超前维护段保证接顶严密，单体柱成直线，30m拉线其偏差不得超过50mm，并编号管理。7)锚网支护巷道保证无失效变形。3、安全出口 1)高度不小于1.8m，宽度不小于0.8m。2)排头支架工作状态良好，不得发生倾斜，1m垂线量下端不得超过10mm。3)外帮与排头架间空隙，严格按规程规定进行支护。4)超前支护超前维护范围内不准堆放任何杂物；风两巷超前维护长度不得小于50m；运两巷超前维护长度不得小于30m；所有支柱必须打正打直，打设成线，30m内拉线，误差不超过30mm；使用支柱必须规范；必须保证棚梁接顶严密；所有支柱都要拴好护绳，并编号管理；单体柱三用阀注液口方向与巷道平行；超前支护单体柱初撑力：80mm的不小于60KN；100mm的不小于90KN。单体柱必须打设在实底上，且迎山有力，如不在实底上，必须加垫鞋板。4、煤壁机道1)煤壁平直，不得留有伞檐。2)工作面端面距不得超过340mm，支架逼帮板及时打出护帮。3)机道及大溜保持平直，不得因采煤机啃底或留底煤造成大溜横向出现急倾斜。直线度要求：30m拉线其偏差不超过50mm。大溜横向倾斜度不得超过20。5、煤炭回收1)工作面采高按规程规定为3000100mm。2)严禁随意留底煤，浮煤必须清净，其厚度不超过规定要求。