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综采工作面作业规程毕业论文目 录目录- 1 -第一章 工作面概况- 3 -第一节 工作面位置及井上下关系- 3 -第二节 煤层- 3 -第三节 煤层顶底板特征- 4 -第四节 地质构造- 4 -第五节 水文地质- 5 -第六节 影响回采的其它因素- 8 -第七节 储量及服务年限- 8 -第二章 采煤方法及回采工艺- 10 -第一节 巷道布置- 10 -第二节 采煤工艺- 10 -第三节 设备配置及主要技术参数- 12 -第三章顶板管理- 15 -第一节 支护设计- 15 -第二节 工作面顶板管理- 16 -第三节 运输巷、回风巷及端头顶板管理- 17 -第三节 矿压观测- 22 -第四章生产系统 - 23 -第一节 运输- 23 -第二节 一通三防与安全监控- 23 -第三节 供水 排水- 28 -第四节 供电- 30 -第五节 通讯 照明- 33 -第五章劳动组织和主要技术经济指标- 33 -第一节劳动组织- 33 -第二节主要技术经济指标- 36 -第六章煤质管理- 37 -第七章安全技术措施- 38 -第一节 一般规定- 38 -第二节 顶板- 40 -第三节 防治水- 47 -第四节 爆破- 48 -第五节 “一通三防”与安全监控- 48 -第六节 运输- 57 -第七节 机电- 58 -第八节 其它- 69 -第八章避灾应急措施及避灾路线- 77 - 第一章 工作面概况第一节 工作面位置及井上下关系150907工作面位于一水平五采区，是该采区9煤第一个工作面。该面可采范围：东至上切眼，西至南东翼9煤轨道上山保护煤柱；南至风巷，北至机巷。东临9煤层可采边界，西临南东翼9煤轨道上山、南东翼8煤集中上山，南临9煤层未采区，北临阜淮铁路保护煤柱。该工作面下方为150807、150805、150806和150607采空区，上方为151107和151105采空区。150907工作面可采范围：机巷开采底板标高为-364.26m-422.85m，风巷开采底板标高为-340.55m-398.29m；机巷（从南东翼9煤轨道上山保护煤柱线到切眼）可采走向长830.11m，风巷（从南东翼9煤轨道上山保护煤柱线到切眼）可采走向长909.17m；平均可采走向长869.64m，平均可采倾斜长177.90m，平均可采斜面积154708.96m2。根据工作面附近的311、501等钻孔和已掘巷道资料统计：本工作面区域9煤与11-2煤的平均层间距为71.76m，与8煤的平均层间距为18.56m，与7-2煤的平均层间距为28.51m，与7-1煤的平均层间距为38.66m，与6-1煤的平均层间距为53.18m。由于受下方6煤及8煤开采后塌陷影响，9煤层与8煤层采空区平均约为11.5m。对应地表为150807、150805、150806、150607、151105及151107工作面采后塌陷积水区。阜淮铁路从本工作面西北向350m处上方通过；新花铁路从本工作面西南边缘上方穿过。第二节 煤层1、煤层、夹矸及其分布情况：9煤层：黑色，弱沥青光泽，块状或鳞片状，以暗煤为主，含亮煤条带；一般有一层较稳定的夹矸，极少数含两层夹矸，结构比较复杂。本工作面内9煤层总体上为一单斜构造，煤层走向30150，倾向30060，煤层倾角128，平均4。根据工作面煤厚点控制资料分析：本面9煤层层滑断裂发育区存在“构造变薄带”，但是厚度总体相对较为稳定，纯煤厚度为0.402.40m，平均纯煤厚度1.91m；夹矸厚度为00.70m，平均夹矸厚度0.43m；平均全煤总厚2.34m。2、煤质 影响煤质的因素：、煤层结构9煤结构比较复杂，通常含12层碳质泥岩或泥岩夹矸。本工作面区域内实际揭露含01层碳质泥岩或泥岩夹矸；纯煤厚度为0.402.40m，平均纯煤厚度1.91m；夹矸厚度为00.70m，平均夹矸厚度0.43m；平均全煤总厚2.34m。开采过程中夹矸混入煤流中，不易手选，增加原煤灰份，对原煤煤质有较大的影响。、煤层顶、底板混矸首先，由于9煤距8煤平均间距18.56m，150907工作面受8煤开采影响，9煤及顶板岩石完整性遭到严重破坏，在150907工作面开采过程中，直接顶易冒落，直接混入煤流中，且不可手选，将严重影响原煤煤质。其次，工作面生产过程中，由于煤层顶、底板起伏不平和采高大于煤层厚度等因素难免割少量顶、底板，增加原煤灰分。、生产用水及顶板淋水9煤层顶板砂岩水及生产用水混入原煤，使原煤的水分增大，影响煤质。、地质构造由于9煤较薄，过断层时，破煤层顶、底板和断层附近岩性破碎的顶板易冒落，是影响煤质的重要因素；另外，塌陷形成的褶曲构造，造成煤层倾角变化大，工作面形态跟不上煤层而破煤层顶、底板矸，也是影响煤质的一个重要因素。第三节 煤层顶底板特征1、老顶：细砂岩、石英砂岩，灰色、深灰色，以细粒结构为主，块状，硅质胶结，坚硬，层理发育，中厚层状，局部层面含黑色碳质碎屑及云母片。厚度为017.0m，平均8.53m。细砂岩、石英砂岩普氏硬度系数为12.516.7。2、直接顶：泥岩、砂质泥岩，烟灰色，下部黑灰色，性脆，植化碎屑及根化石丰富，数处见镜煤化体，局部地区直接顶缺失。厚度04.00m，平均3.50m。泥岩普氏硬度系数为3.36.5，砂质泥岩普氏硬度系数为4.58.9。3、直接底：砂质泥岩、泥岩等，灰色深灰色，碎块状，以粘土成分为主,局部含砂质，致密坚硬 ，参差状断口，局部含植物化石。厚度为0.985.31m，平均2.50m。砂质泥岩普氏硬度系数为4.37.9，泥岩普氏硬度系数为3.45.6。第四节 地质构造本工作面内总体上为一单斜构造，煤层走向30150，倾向30060，煤层倾角128，平均4，呈东陡西缓，北陡南缓的趋势。由于本工作面位于“推覆构造影响带”范围内，又处于6-1煤层和8煤层采掘塌陷区域，受其影响，煤层断裂及褶曲构造极为发育，地质构造较为复杂，煤层产状变化大。1、煤层断裂从工作面风巷、机巷、切眼等实际揭露地质资料分析：F526正断层东西走向延展较长，但是切割层位少（在150806工作面回采后期未见，而此处层间距仅约17m）；原实际控制的8煤层断裂：f805-10、f805-9、f805-8、f805-7、f805-6、f805-5等正断层均未延展到9煤层上；因而，这些在煤层层间滑动断裂，经过归纳总结特点为：走向延伸短，切割层位少，断层落差小（落差一般为0.53m），受其影响煤层厚度局部变薄，易在断层附近形成不同程度的“构造变薄带”。另外，本工作面由于受6-1煤层和8煤层采掘塌陷的影响，部分断裂具多期改造性质，致使6-1煤层、8煤层及该工作面掘进过程中所揭露的部分小断层出现两盘反牵引现象；其中F524和F525正断层，是因6-1煤层和8煤层采掘塌陷产生的，实际在风巷揭露时，断层两盘均有类似逆断层形式的反牵引现象。本工作面实际控制断层3m及3m以上的断层有3条，其他3条均在0.7m0.5m。（影响工作面回采的断层详见下表）。影响工作面回采断层一览表断层名称断层性质倾向（）倾角（）落差（m）对工作面回采的影响程度f150907-01正80350.5对工作面回采有一定的影响f150907-02正30400.5对工作面回采有一定的影响F524正300453对工作面回采有较大的影响F525正290605对工作面回采有较大的影响F526正340600.73对工作面回采有一定的影响F527正330450.7对工作面回采有一定的影响2、褶曲构造由于本工作面跨越了150807工作面与150805工作面阶段煤柱，150807和150805工作面煤层采空塌陷后，阶段煤柱区域上方9煤层与8煤采空区层间距不变，但阶段煤柱两边9煤层受6-1煤层与8煤层开采塌陷，致使其与8煤采空区层间距减小，从而形成了褶曲，表现为背斜构造。同样，在工作面机巷附近，未采9煤煤柱与塌陷区9煤之间形成了褶曲，表现为向斜构造。第五节 水文地质一、影响工作面回采的含水层（体）：1、11-2煤采空区积水150907工作面正上方为151107工作面，南侧斜上方为151105工作面。151107工作面自西向东回采期间总体为俯采，该采空区积水都聚集到封闭墙附近，并通过封闭墙预留的泄水孔经南东翼11-2煤西轨道下山流出，目前出水量约20m3/h。2、9煤顶板砂岩水根据150907工作面附近2个钻孔（501、301）资料：9煤顶板砂岩以粉砂岩、细砂岩为主，砂岩厚度为5.7815.80m，平均厚度为10.58m，含承压裂隙水。据临矿抽水资料：水位标高+26.8m， K=0.0277m/d,富水性弱。-550西翼皮带大巷揭露9煤层顶板砂岩时最大涌水量达62m3/h。3、8煤采空区积水150907工作面正下方为150807工作面，该工作面自东向西回采期间总体为仰采。曾在南东翼11煤皮带下山轨道联巷钻场内施工钻孔对该面采空区积水进行过疏放，目前放水孔仍有1m3/h的水量流出。二、最大导水裂隙带高度预计采用建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程中的经验公式法计算。根据150907工作面附近2个钻孔（311、501）资料：9煤顶板砂岩厚度占9煤顶板岩石总厚度11.431.6。同时150907工作面覆岩类型可定为中硬覆岩类型。采用公式为：H裂=100（.+.）+.式中：H裂：冒裂带高度M：采厚上式中：采厚M取2.34，计算可得最大裂高：H裂=37.5m三、充水因素分析1、11-2煤采空区积水根据工作面附近的311、501钻孔和已掘巷道资料统计：本工作面区域9煤与11-2煤的平均层间距为71.76m，由于经验公式算得的最大裂高为37.5m，因此工作面回采时，正常情况下导水裂隙带不会波及11-2煤采空区。2、9煤顶板砂岩水9煤顶板砂岩水是工作面回采时的直接充水水源。3、8煤采空区积水150807面采空区位于150907工作面下方，根据相关资料分析：预计采空区内积水标高为-417.8m，低于回采范围内最低点标高，对工作面回采基本无影响。四、涌水量预计1、11-2煤采空区水根据工作面附近的311、501钻孔和已掘巷道资料统计：本工作面区域9煤与11-2煤的平均层间距为71.76m，由于经验公式算得的最大裂高为37.5m，因此工作面回采时，正常情况下导水裂隙带不会波及11-2煤采空区。该部分水量不计入150907工作面回采时的预计涌水量。2、9煤顶板砂岩水9煤顶板砂岩含水层的涌水量预计采用“大井法”计算， “大井法”计算公式为： 式中：Q涌水量 （m3/h） H承压含水层底板以上水头高度 （m）K渗透系数 （m/d）M顶板砂岩平均厚度 （m）R010HK （m）r0(a+b)/4 （m）RR0+r0 （m）a工作面平均走向长度 （m）b工作面平均倾向宽度 （m）为与b/a有关系数确定系数值统计表:b/a00.20.40.60.81.01.001.121.141.161.181.18利用上述公式，计算结果见下表：参数HKMR0r0RabQ取值436.80.027710.58726.98296.971023.95874.0186.61.12273、8煤采空区积水150907工作面正下方为150807工作面采空区，预计采空区内积水标高为-417.8m，该积水区不在150907工作面回采影响范围内。因此，对此不做考虑。4. 工作面涌水量取值由于该区域9煤与8煤的平均层间距为18.56m ，150907工作面正下方为150807工作面采空区。9煤位于150807工作面回采后顶板裂高范围内，因此8煤开采对9煤顶板砂岩裂隙水起到提前疏放的作用。预计本工作面回采时的正常涌水量为27m3/h。采用“大井法”计算涌水量及-550西翼皮带巷揭露9煤顶板砂岩时的涌水量作为该工作面最大涌水量考虑，即该工作面最大涌水量为27+62=89m3/h。第六节 影响回采的其它因素1、瓦斯：根据通风科提供资料，预计该工作面在回采过程中瓦斯涌出量：相对瓦斯涌出量为：3.82m3/t；绝对瓦斯涌出量为：6.66m3/min。2、煤尘爆炸和煤的自燃：9煤层属自燃煤层，煤尘具有爆炸的危险性。煤尘爆炸指数为43.93%，属易爆炸煤尘，煤层自燃发火期一般36月。3、地温：2631。4、地压：本工作面位于一构造复杂区域，工程地质条件较差，裂隙较为发育，因此巷道附近可能出现地压异常现象。第七节 储量及服务年限地质储量及服务年限工作面名 称平均可采走向长（m）平均倾向长（m）平均纯煤厚（m）容 重(t/m3)地质储量（万吨）可采储量（万吨）服务年限（月）回采率150907869.64177.91.911.4944.0341.89595%由公式：工作面的服务年限=可采储量/设计月产量 =可采储量/（设计日产量天数循环率）。知 工作面的服务年限=41.89（0.302183095%）5（个月）第二章 采煤方法及回采工艺第一节 巷道布置 1、150907机巷从150907机巷进料联巷内点B(X=19718.474，Y= 7259.888，Z=-369.990)拨门按246方位角先与南东翼八煤皮带上山贯通，再按66方位角跟九煤顶板施工到150907工作面切眼位置。为150907工作面提供运煤、运料、行人、通风、供水等服务。 2、150907风巷从南东翼九煤轨道上山内点 (X=19470.164，Y= 7259.888，Z=-341.276)拨门按66方位角施工20m车场平巷，再按12下山施工找9煤，见煤后跟9煤顶板施工到150907工作面切眼位置。为150907工作面提供回采、运输、行人及通风等服务。3、150907切眼将自150907风巷内点 (X=19949.278,Y=8335.996)，以246的方位角拨门施工，总工程量约181m。为150907工作面提供回采、行人及通风等服务。巷道概况表巷 道名 称巷道长度(m)巷道标高(m)掘 进方 式支 护方 式宽高(mm)150907机巷1030.3-364.26-422.85跟顶U型棚梯型棚4800(净宽)3700(净高)4200(棚梁)3300(棚腿)150907风巷1113.3-340.55-398.29跟顶梯型棚4200(棚梁)3300(棚腿)150907切眼181-399.17-409.95跟煤层矩形锚网索4400(净宽)2700(净高)第二节 采煤工艺(一)、采煤方法1、采煤方法：本面采用后退式走向长壁一次采全高综合机械化采煤方法。2、采高：初采期间采高控制在2.5m以内；正常回采期间，为确保支架处于合理的支撑高度，保证采煤机正常运行，主要沿煤层顶、底板回采；煤层较薄或遇构造处，可适当降低采高，最低以能通过采煤机为准；煤层较厚处适当留底煤，但最大采高控制在3.6m以下。(二)、回采工艺(详见附图2-1)1、工艺流程：割煤装煤运煤移架推溜清煤2、落煤：（1）割煤方法：前滚筒沿顶板割顶煤，后滚筒割底煤，截深800mm。（2）进刀方式：端头斜切进刀，双向割煤。(详见附图2-2)其顺序为： a、当采煤机割至下（上）机头（机尾）时，待采机以后30米处运输机推靠后,下（上）滚筒下降，上（下）滚筒升起。采机向上(下)运行,30米范围内只能部分推溜,不得移架。 b、采煤机向上（下）运行，沿运输机弯曲段逐渐切入煤壁，后滚筒割至30米处,既两滚筒全部进入煤壁后停机、推溜、移架，将运输机顺直，下（上）滚筒要升起,上（下）滚筒下降。采煤机向下（上）割至机头。 c、采煤机向下（上）割到机头（机尾）后，下（上）滚筒下降，上（下）滚筒升起，再向上（下）运行，随着采煤机的运行，移架、推溜正常工作，往复割煤。3、装煤：由采煤机滚筒螺旋叶片进行主装煤，利用刮板机铲煤板辅助装煤。4、运煤：工作面刮板输送机将煤运到机巷转载机及皮带机。5、移架：（1）操作方式：本架操作，先略收侧护板，后略降架，边拉架边收伸缩梁，移够步距后立即升架，并将护帮板伸至煤壁，同时将侧护板及时伸到位。（2）支护方式：采煤机前滚筒割煤后，及时伸出伸缩梁护住顶板，后滚筒割煤后，及时伸出护帮板护住煤帮，移架采用带压移架，少降快拉。移够步距后立即升架,并将护帮板打至煤壁。（3）移架顺序：采取分段追机移架。（4）端头移架：先移中间架，后移机头(机尾)端头支架。6、推溜：移架后即可进行推溜作业，但要保持推溜与移架作业间距不小于6m，溜子弯曲段不小于15m，且严禁出现急弯。7、移机头、机尾：（1）移机头、机尾前必须先检查附近顶板支护情况，及时替掉影响推移步距内的单体支柱。（2）移机头、机尾时要注意观察其受阻情况，不可强行推移。（3）移机头、机尾时要将煤机停在距端头10架以外。（4）推过刮板运输机机头后，要保证其与转载机的合理搭接，减少带回头煤。（5）移机头、机尾前要先进行清理，机头与转载机的卸载高度保持不小于600mm。（6）移过的机头、机尾应与刮板输送机成一条直线。8、各工序作业间距：（1）割煤与移架间距为：5m以上；（2）割煤与推溜间距为：15m以上；（3）割煤与端头作业间距为：20m以上。9、综采工作面生产能力的计算：ANLSMC式中 A-工作面日产量，t/d N -采煤机日进刀数，根据本矿实际生产情况取每日进刀6刀 L-工作面长度, 177.9m S-工作面截深, 0.8m M-平均采高，2.5m -煤的容重, 1.49t/m C-工作面回采率，95 日产量A6177.90.82.51.490.953021.8t/d第三节 设备配置及主要技术参数工作面主要设备及主要技术参数(详见附图2-3)1、液压支架型号： ZZ480018/38支撑掩护式液压支架；数量：121台主要技术参数：支架采高范围为1.83.8m；支架推移千斤顶最大行程0.8m，拉移步距0.8m；工作阻力4800 kN；支护强度1.067MPa；支架支护宽度1.431.60m；生产厂家：郑州煤机厂；自重：24.813t2、采煤机型号：MG200/500QWD双滚筒电牵引采煤机；数量：1台主要技术参数：采高范围：1.80m3.76m；装机功率: 500kW ；截深：800mm；截割功率: 2200kW；牵引功率：240kW；调高电机功率：20kW；牵引速度：013.8 m/min；灭尘方式：内外喷雾式电压等级：1140 V；生产厂家：西安煤机厂；3、刮板输送机型号：SGZ764/630WZ型中双链刮板运输机；数量：1台主要技术参数：输送量：900t/h；电机功率：2315kW；刮板链速：1.1m/s；刮板间距：1080mm刮板链型:30108mm；中部槽规格: 1500764290mm；水平弯曲度：1 垂直弯曲度： 1电压等级:1140V； 生产厂家：西北奔牛实业集团； 4、转载机型号：SZZ764/250型自移式转载机；数量：1台主要技术参数：输 送 量：1000t/h；链速：1.34m/s；电机功率：250kW；悬空段中部槽规格：1750800733mm；落地段中部槽规格：1750800956mm；爬坡角度：10；电压等级：1140V； 生产厂家：西北奔牛实业集团；5、破碎机型号：PLM1000型轮式破碎机；数量：1台主要技术参数：破碎能力：1000t/h；破碎机转速：466r/min；出口粒度：小于300mm； 最大入口宽度：1000900mm ；电机功率：110kW； 电压等级：1140 V；生产厂家：西北奔牛实业集团； 6、皮带机型号：SSJ1000/2125型皮带机；数量：3台主要技术参数：输 送 量：900t/h；主机功率：2125kW；带速：2.5m/s；带宽：1000mm；储带长度：100m7、乳化泵型号：BRW400/31.5型乳化泵；数量：2台；两泵一箱主要技术参数：公称流量：400L/min；公称压力：31.5Mpa；配套液箱容积：2000L；工作介质：35乳化油中性水溶液电压等级： 1140V8、巷道超前支护支架型号：ZT24000/18/35型巷道超前支护支架；数量：9台主要技术参数：支架支撑高度：1.83.5m；支护宽度：单架0.54m；支护总长度：29.275m工作阻力为24000kN；支护强度为0.88MPa；行程：900mm 工作面主要设备配置一览表序号设备名称型号单位数量设备来源1液压支架ZZ4800-18/38台121设备管理中心ZT24000-18/3592工作面运输机SGZ764/630WZ台1设备管理中心3转载机SZZ764/250台1设备管理中心4采煤机MG200/500QWD台1设备管理中心5破碎机PLM1000台1设备管理中心6皮带机SSJ1000/2125台3设备管理中心7组合开关KBZ1400/1140台3机运公司8乳化液泵BRW-400/31.5台两泵一箱设备管理中心9自移机尾3PK台1设备管理中心10移变KBSGZY-630/0.69台1机运公司11移变KBSGZY-1000/1.2台2机运公司12通讯系统TK200套1机运公司13单轨吊自制套1设备管理中心141516171819第三章顶板管理第一节 支护设计一、工作面液压支架支护强度验算1、本工作面选用郑州煤机厂生产的ZZ480018/38支撑掩护式液压支架，本架操作，回采时采取分段追机移架，支护顶板。支架技术参数型 号架 型工作阻力（kN）支护顶梁面积（m2）支护宽度(m)支撑高度(m)中心距(m)平均面积（m2）ZZ4800-18/38支撑掩护式支撑掩护式48006.6727.952平均7.3121.431.601.83.8152、支护强度的校验根据本工作面掘进施工及附近工作面的回采情况，该煤层直接顶为泥岩，随工作面推进随采随冒，则本工作面支架单位面积上应具有的工作阻力P为：M P= - q （K-1） COS式中： M-开采最大厚度取：3.0m-顶板岩石容重t/m，取2.5-顶板岩石破碎膨胀系数，取1.5-周期来压系数，取1.3-煤层倾角，取最大值28 -双排立柱，取1.53.02.51.31.5P= = 33.128t/m2 (1.5-1.0) COS280 则:支架顶梁承受顶板载荷为:式中：S支架顶梁面积，S4.971.6=7.952m2。 F=33.128t/m27.952m2=263.433t263.433t9.8 N/kg =2581.64kN2581.64kN4800kN，即支架顶梁承受顶板载荷小于支架额定工作阻力，该支架选型合适，满足工作面回采需要。3、液压泵站 (1)、泵站配置乳化泵站选用一台BRW-400/31.5型液压泵，一台液压泵满足工作面需要，但是为保证工作面正常运转，因此再备用一台液压泵以供使用。乳化泵配备1套RX400/25型乳化液箱及W10FX型辅助液箱。(2)、泵站位置该工作面为远距离供液系统，液压泵站布置在150907机巷进料联巷专用配电点内。(3)、管路选型 远距离供液系统，选用804.0m的钢管做高压供液管，894.0m的钢管做高压回液管，544.0m的钢管做清水泵供液管。液压泵泵箱与高压供液管之间用ZC3210m的高压软管连接，液压泵泵箱与高压回液管之间用KJ5110m的高压软管连接。(4)、泵站使用规定、泵站工作压力不得低于30MPa。、乳化液配比浓度为：35。、乳化液配制采用自动配液装置，必须坚持正常使用，不准甩掉不用。、泵站司机必须定期使用糖量仪对乳化液配制浓度以及对配比装置的运行情况进行监测，发现问题要及时处理并作好记录。、泵站司机应随时注意工作面停泵呼叫，停泵动作要迅速，直接停止电机运转，并切断电源，停泵期间，司机不准脱离岗位。、工作面呼叫停泵后，必须得到工作面呼叫人的开泵信号后方可再次开泵，无论是本机故障停泵，还是工作面呼叫的停泵，再次开泵前必须向工作面发出开泵信号。第二节 工作面顶板管理1、支架的布置和间距：支架为本架操作自移式液压支架，支架沿倾向方向顺序排列布置，支架平均间距为1.5m。2、顶板管理方法及控顶距的确定1）顶板管理方法工作面使用ZZ4800-18/38四立柱支撑掩护式支架支撑顶板，采用全部垮落法管理顶板。 2）放顶步距的确定工作面每移一遍架为一次放顶，即放顶步距为800mm。3）控顶距的确定工作面液压支架最大控顶距4970mm（详见附图A-A），最小控顶距4170mm（详见附图B-B），移架步距控制在800mm，顶板随支架前移在切顶线后自行跨落。过地质构造带和周期来压时，尽量采用最小控顶距来控制帮顶。3、支架支护质量要求(1)、支架要排成一条直线，其偏差在50mm内，中心距偏差在100mm内。(2)、支架要垂直顶底板，与顶板接触严密，迎山有劲，支架初撑力不得低于24 MPa，泵站压力不小于30MPa。(3)、支架顶梁与顶板平行支设，其最大仰角为7，最大俯角为5。(4)、相邻支架间的错茬不得超过顶梁侧护板的2/3，支架不挤不咬，架间空隙不超过规定(200mm）。(5)、支架要保持完好，无窜液、漏液现象，不自动卸载。(6)、架间无浮煤矸、杂物堆积，管线、电缆吊挂整齐，支架清洁干净。(7)、及时移架，顶板冒落高度不大于300mm，控制端面距不超过340mm。(8)、支架与工作面刮板输送机垂直，偏差在5内。(9)、支架损坏部位要及时更换，不得带病作业。4、工作面遇构造带等特殊情况时的顶板管理(1)、遇构造带等特殊情况时，应根据实际情况及时调整工作面坡度。(2)、坚持少破矸的原则，将破岩段的采高控制在2.22.5m。(3)、施工过程中，倾向正断层在断层面下盘适当留顶煤局部破底，上盘破顶留底煤。走向正断层上盘侧将工作面适当改为俯采，至断层面后，再改为仰采，在保证断层面附近运输机平缓的前提下，少割顶、底板。(4)、当工作面遇走向向斜或背斜构造时，在向斜及背斜轴部，在保证运输机平缓的前提下，少割顶或底板，遇倾向向斜或背斜构造时，提前将工作面改为俯采或仰采。(5)、因断层带及褶曲轴附近煤层顶板较破碎，因此，采机割过后要立即将支架伸缩梁打开，并及时移超前架。(6)、构造带附近必须采用“带压擦顶”移架。第三节 运输巷、回风巷及端头顶板管理一、运输巷、回风巷替棚及超前支护随工作面推进，工作面所有安全出口与巷道连接处超前压力影响范围内必须加强支护，且加强支护的巷道长度不得小于20m；顶板破碎时，不得小于25m。同时对靠近出口10m范围内的超前支护，采用“一梁双柱”的方式加强支护。超前支护所用单体支柱支撑力不小于90kN(11.4MPa)。1、机巷梯型棚支护段超前支护方法：原断面规格为：棚梁棚腿=4200mm3300mm。选用200mm长3.8m的3/4圆木作棚梁，上、下帮采用单体支柱作腿进行套棚,棚间距600mm，并用单体和铰接梁打三排走向托棚进行加强支护。在转载机上帮侧及下帮侧距转载机最突出部位外缘300500mm处各打一排托棚，另一排托棚根据人行道宽度距中心托棚距离控制在8001200mm。（详见附图D-D）2、机巷U型棚支护段超前支护方法：原断面规格为：净宽中高=4800mm3700mm。选用200mm长3.8m的3/4圆木作棚梁，上、下帮采用单体支柱作腿进行替棚,棚间距600mm，用塘材、笆片腰帮过顶，木棚上面使用1/2圆木架“#”字型木垛进行接顶；接顶后使巷道成为平顶断面并保证巷道高度在2200mm3000mm之间，并用单体和铰接梁打三排走向托棚进行加强支护。在转载机上帮侧及下帮侧距转载机最突出部位外缘300500mm处各打一排托棚，另一排托棚根据人行道宽度距中心托棚距离控制在8001200mm。（详见附图D-D）3、风巷梯型棚支护段超前支护方法：原断面规格为：棚梁棚腿=4200mm3300mm。ZT24000/18/35型巷道超前支护支架前：选用200mm长3.8m的3/4圆木作棚梁，上、下帮采用单体支柱作腿进行替棚,棚间距600mm，用塘材、笆片腰帮过顶，在巷中采用铰接梁配合单体打一排托棚。（详见附图C-C）4、ZT24000/18/35型巷道超前支护支架操作步骤：液压支架各项功能的完成均是通过操作操纵阀组，使主进、回液管路的液体进入各自独立的分支系统管路、液压元件及执行机构来实现。第一步 降柱。即同组中一侧支架前、后立柱同时迅速收回，当支架刚刚脱离顶板时（不带顶板压力或刚好带一点压力时为宜）一般在150mm之内，依据巷道内顶板凸、凹程度进行适当调整。第二步 移架。司机迅速到其邻架操纵推移、伸缩操纵阀使支架迅速移步到位，一般移架步距为800mm以内最好。注意:支架前方底板上有大块冒落矸石或煤块时,必须移开矸石或煤块,处理好后方可移架;支架前方底板凹陷太深时,必须采取垫货或采取其它方法处理好后方可移架。第三步 升柱。操纵本架前后立柱操纵阀，使前、后立柱迅速升起支撑住顶板保压1020s,使支架完好地接住顶板。第四步 降柱。即降同侧后组支架使支架前、后立柱同时迅速收回，当支架刚刚脱离顶板时（不带顶板压力或刚好带一点压力时为宜）一般在150mm之内，依据巷道内顶板凸、凹程度进行适当调整。第五步 移架。司机操纵本架拉移、伸缩操纵阀使支架迅速移步到位 。第六步 升柱。同时操纵本架前后立柱操纵阀使前、后立柱迅速升起支撑住顶板保压1020s,使支架完好地接处住顶板。注意: 依据顶板是否容易破碎情况,选择合理的初撑力保压时间,以免破坏顶板;当支架移动不慎偏移路线时应用首架防倒千斤顶进行调整到合理位置(此过程必须在支架未接触顶板之前进行)。5、操作注意事项严禁同组支架同时移动;本支架必须由两个人同时合力完成,一名操作者(即司机)和一名指挥者;本支架除第一组支架(即带前梁组)移架方式为邻架推移，伸伸缩梁外,其余各架均在本架操作;护帮板千斤顶和前梁千斤顶一般调好后不宜再动,以免造成对顶板的过渡受压不均;除操作者外严禁其它人员站在正在移架过程中的支架左右;尽量避免在顶板来压时进行移架操作;各班组交班前后,必须对支架进行检查,特别是检查立柱单向阀、操纵阀是否有漏液情况,一经发现应立即处理或报相应主管部门;如确需更改或调整支架液压系统必须由厂家或专业人士陪同认可;支架完成一次工作面回采后应立即升井检修;两支架的护壁板间距要保持150260mm之间的距离，防止支架被邻架卡死，导致不能移架。6、当巷道侧压较大时，可以在机巷的上、下帮或风巷的上、下帮选用直径不小于200mm长度为2.8m的圆木代替单体液压支柱作棚腿进行支护。在局部巷道断面发生变化的区域，对其进行超前支护时，木棚梁规格可根据现场巷道宽度进行选择，但原则上木梁长度必须覆盖巷道全断面或采用两根不同规格的木梁搭接进行支护，但搭接长度不得小于1200mm，并且搭接处必须补打一排托棚加固。7、机巷拉移转载机时，当中间一排托棚影响转载机、破碎机电机拉移时，需要改动支护单体支柱时，必须坚持“先支后回”的原则；在影响段距离破碎机破碎罩外侧200mm处使用2004000mm的3/4圆木配合单体支柱打好一梁三柱托棚；当局部地段转载机到上帮间距不足800mm时，里帮不打托棚，转载机拉移后间距满足800mm以上时及时补打托棚。8、超前支护内卧底后支护高度风巷保持2.0m以上，机巷保持2.2m以上，高度超过2.7m时，必须使用DW35单体支柱进行支护，保证支护强度，若局部巷道高度超高时，必须使用木料打木垛进行接顶。9、如上下巷顶板完整且无明显压力显现，所用木棚梁均可改为200220mm的1/2圆木。10、工作面上、下巷，在断层和顶板破碎压力大地段，应及时加补点柱或托棚加强支护。另外每班需设专人巡视工作面上下巷的支护情况，发现有断梁折柱时要立即对其更换或采取加强支护措施。巷道底鼓变形时，必须及时卧底清挖。11、工作面回采期间如巷道压力大，顶板破碎严重时可采用工字钢做梁子，单体或工字钢做腿子进行套棚。二、工作面上下出口与端头管理（一）、上、下出口的支护结构形式正常生产情况下，工作面上、下端头煤壁处不开出口。当运输机尾与风巷上帮间距小于0.7m或端头架高度低于1.8m时，为便于工作面上端头行人及通风，随工作面推进，必须对风巷进行卧底并在工作面上端头煤壁处提前预作出口；当转载机机尾与机巷上帮人行宽度低于0.7m或端头架高度低于1.8m时，为便于工作面下端头行人及通风，随工作面推进，必须对机巷进行卧底并在工作面下端头煤壁处提前预作出口。出口规格：长宽高1.5m0.7m1.8m。支护方式：设棚支护，使用200mm的3/4圆木做梁，一端搭在支架顶梁上（搭接长度不少于200 mm），另一端用DW25（DW30）单体支柱做腿。一台支架设两棚，棚距800mm，用笆片或板皮将顶帮刹严背实，确保严实牢固。（二）、上、下端头支护当工作面第一台液压支架和最后一台液压支架的侧护板外侧与帮部间距小于1.5m时，沿走向打一排“一梁三柱”托棚；当间距在1.52.5m时，打两排“一梁三柱”托棚；当间距大于2.5m时，沿倾向打 “一梁三柱”托棚,排距为1.0m。托棚棚梁选用200mm的3/4圆木,长度根据现场实际情况而定。另外分别在第一架支架和最后一架支架的顶梁上沿走向各插一根200mm长3.0m的3/4圆木或4.0m长的工字钢梁，3/4圆木或工字钢梁与支架顶梁搭接长度不小于500mm，外露段用两根DW-25（DW-30）单体支柱支撑，两根单体支柱的距离不得小于500mm，托住巷道中超前支护棚梁，并随支架前移与侧护板外的托棚交替前移，来加强上下端头的支护。随工作面推进，两巷端头的铰接梁、单体支柱要及时回收，并与工作面支架切顶线保持平齐。回采期间严禁超前或滞后回收端头支护的铰接梁、单体支柱；工作面出口处距离煤壁超前或滞后不得大于1.0m。回柱前严格执行“敲帮问顶”制度，作业时必须23人配合作业，人员站在安全地点回柱，严禁进入上、下隅角的采空区内施工。如果上、下隅角的顶板冒落不及时，则需随工作面推进沿巷道走向每隔35m沿液压支架切顶线用液压单体支柱或木点柱支设一排切顶柱（数量根据现场情况定），以便及时切顶。对于锚网索支护巷道，除支设切顶柱外也可采取在采面巷道进入老塘前卸掉锚杆（索）的螺母和托板的方式来加快顶板冒落。若顶板仍然不能及时冒落，则必须在上、下隅角采用抗静电阻燃编织袋装煤筑挡墙，挡墙随移架及时移设，挡墙四周必须严密，最大限度减少漏风。三、单体液压支柱使用管理规定1、单体液压支柱必须完好，严禁使用自动卸液、漏液的单体。2、单体必须使用乳化液注液，不得使用清水，单体初撑力不得低于90KN（11.4MPa）。3、单体支护时必须垂直于顶底板，保持迎山有劲，并保证有200mm的柱窝。单体必须打在实底上，不能打在实底上时必须穿铁鞋。4、在用单体三用阀阀芯严禁正对人行道。5、在用单体必须用不小于8#铁丝或专用固定工具固定在顶梁上，以防单体自动卸液歪倒伤人。6、上、下端头备用的单体必须分类堆放整齐，回出的单体必须转运至指定地点头朝上排放整齐，并挂有明显的标志牌。7、单体支柱严禁超高使用，支设的最小高度应大于支柱设计最小高度200mm，支设的最大高度应小于支柱设计最大高度100mm。巷道高度变化，超过支柱最大支护范围时，应及时更换相应规格的单体。8、风、机巷帮部松软变形时，每班必须设专人用长柄工具对帮部单体进行松帮，防止帮部变形挤压损坏单体。9、工作面所有单体使用超过8个月必须打上井进行检验。150907工作面备用支护材料表序号材料名称规 格数 量存放地点及要求1单体液压支柱DW-3520根风巷距工作面100m、机巷距工作面150m范围内要常备不少于上述数量、品种、规格的支护材料，分类整齐码放在上、下两巷两侧，并悬挂标志牌，不得影响通风、运料及行人。工作面备用支护用料在使用、消耗后应及时按要求补充，以保证备用支护用料不少于规定数量。DW-3060根DW-2520根2铰接顶梁HDJA100050根31/2圆木2003000mm50根43/4圆木2003800mm30根2004000mm30根2004400mm30根5圆木2004000mm30根6笆片5001800mm100块7板皮150050mm100块8塘材棍800mm500根第三节 矿压观测一、观测对象 工作面矿压观测。二、观测方法工作面内每15m安装一台矿压数字压力计，每3天用矿用压力数据采集器采集一次数据，然后用综采支架压力监测数据管理系统进行分析，确定工作面压力情况。第四章生产系统 第一节 运输一、运煤系统（详见附图4-1）工作面150907机巷南东翼8煤下运皮带巷皮带南东翼平巷皮带三石门强力皮带混合井强力皮带混合井主提地面。二、运料系统（详见附图4-2）1、风巷：地面副井（混合井）-450m主石门-450m南东翼轨道大巷南东翼八煤轨道上山150907风巷2、机巷：地面副井（混合井）-450m主石门-450m南东翼轨道大巷南东翼八煤轨道上山150907机巷三、运输方式 1、工作面回采的煤矸经工作面安装的刮板运输机运送到机巷的转载机内，经破碎机破碎后，进入机巷安装的皮带运输机，再经过南东翼8煤下运皮带巷皮带、南东翼平巷皮带、三石门强力皮带、混合井强力皮带进入主出煤系统到达地面。 2、两巷需要的材料，在地面用矿车、平板车等装运后，从运料系统进入两巷。第二节 一通三防与安全监控一、工作面风量计算（一）、通风方式（详见附图4-3）：150907综采工作面采用后退式U型通风方式（1）、进风路线地面副井-450m井底车场-450m二石门-450m八煤联巷-450m八煤三上山-450m南东翼皮带大巷南东翼八煤皮带上山150907机巷机头硐室150907机巷150907工作面（2）、回风路线150907工作面150907风巷南东翼九煤轨道上山南东翼九煤联巷南东翼八煤轨道上山150801B风巷联巷南东翼总回风巷-430m回风石门回风增补联巷-430m中央回风上山新