051504作业规程.doc

神华宁夏煤业集团灵新煤矿采煤工作面作业规程 NMLXQ-WJ-ZCE-06 第一章 概 述第一节 工作面位置及井上下关系051504综采工作面为五采区15#煤层第四个工作面，本工作面位置及井上下关系，见表1。表1 工作面位置及井上下关系工作面名称051504 综 采 工 作 面水 平 名 称+1113m水平采区名称五 采 区煤 层 编 号十 五 煤走 向 长/m1 503面 积/m2352 982.31倾 向 长/m244.6工作面相对地面标高最高标高/m+1406.0工作面底板标高最高标高/m+1199.61最低标高/m+1343.0最低标高/m+1097.97地面相对位置051504工作面东边与西天河水平相距3651355m；南边与第51勘探线水平相距040m；西边与五采区的工业广场水平相距597837m；北边与第11勘探线水平相距321341m。井 下 位 置及邻近采区情况051504工作面位于五采区南翼二区段，风巷在+1177m南翼石门开口，机巷在+1113m南翼石门开口，东边为十五煤实体煤，南边与五更山采区LW1415采空区水平相距3064m，西边与051502采空区留设15m保护煤柱，北边与五采区轨道上山相距1540m，顶部有五采区051402和051404采空区，层间距17.626.2m，平均22m。另有佳能公司已闭坑二号井，该井主采九煤，层间距96106m，平均100m。回采对地面设施的 影 响工作面相对地表地形地貌为风积沙丘，无其他建筑和设施，工作面回采对地表无影响。第二节 煤 层本工作面设计开采煤层为15#煤层，通过地质资料分析得出煤层赋存情况，见表2。表2 煤层赋存情况煤层总厚/m1.953.48（平均2.68）煤层结构较简单煤层倾角/()913（平均11）可采指数0.99变异系数0.1378稳定程度稳 定煤层硬度f(23)煤层情况描述十五煤层为中厚煤层，煤层结构较简单，工作面煤层厚度在1.953.48m之间变化，平均真厚度2.68m，煤层厚度变化较大，煤层类型为半暗淡型煤，以暗煤为主，亮煤次之，褐色沥青光泽，内生节理和构造节理发育，宽条带层状结构。煤层上部局部有一层伪顶，泥岩，厚度为0.030.5m，容易冒落。第三节 煤层顶底板本工作面煤层顶底板情况，见表3。表3 煤层顶底板情况类别分 项岩石名称硬度（）厚度/m特 征顶板老 顶粉砂岩3.44.53深灰色，以石英为主、长石次之，泥质胶结。细砂岩3.44.32浅灰色，以石英为主，顶部与粉砂岩互层，钙泥质胶结。直接顶中砂岩3.410.85灰白色，以石英为主，局部夹细砂岩条带，钙泥质胶结，底部岩石松软，泥质胶结。伪 顶泥 岩20.10灰黑色，块状，层面明显，泥质胶结，容易冒落。底板直接底粉砂岩3.41.31灰白色，成分以长石为主，钙质胶结，局部夹煤线。煤 线20.30亮黑色，光亮型煤，较脆。老 底细砂岩3.63.92灰色，中部局部夹煤线，具有明显波状层理。裂隙组 数二 组各组方位N1220E S010E发育情况十五煤层构造裂隙发育，一组主裂隙为张性裂隙，裂隙间距2cm10cm；另一组为剪性裂隙，节理间距80120cm。附：图1051504综采工作面煤岩层综合柱状图（1：200）第四节 地 质 构 造本工作面地质构造情况，见表4。表4 地质构造情况构造名称走 向倾 向倾角/()性 质落差/m对回采的影响程度倾覆褶曲22113111无无一般说 明因工作面走向起伏较大，工作面在回采过程中顶板破碎，局部顶板压力非常大，工作面片帮严重，移动液压支架和刮板输送机困难。第五节 水 文 地 质本工作面水文地质情况，见表5。表5 水文地质情况最大涌水量/ m3min-10.67正常涌水量/ m3min-10.33水文地质情况及防治水措施一、水文地质情况1051504工作面整体是一个倾覆褶曲构造，沿走向起伏较大，工作面风巷底板最高标高为+1199.61m，最低标高为+1147.71m，高差为51.9m。工作面机巷底板最高标高为+1151.68m，最低标高为+1097.97m，高差为53.71m。煤层平均倾向131，倾角在913之间变化，平均倾角11。2051504工作面机巷N14测点向北522m、风巷S11测点向北163m范围为后生冲刷带，煤层中间出现一层夹矸，厚度在0.050.2m之间变化，局部出现两层夹矸，冲刷带内煤层无伪顶，直接顶为粗砂岩，顶板淋水较大，煤层顶板局部嵌入煤层中，最厚处可大1.5m，冲刷带内顶较不平整。二、存在问题1051504工作面十五煤直接顶为中砂岩，弱含水，开采以后顶板垮落，含水层水沿裂隙涌入工作面，最大涌水量8m3/h，平均涌水量5m3/h，对工作面回采有影响。2051504工作面西边是051502采空区，采空区积水量约24660m3，采空区静水位标高为+1172m，水头高度20m，静水位压力0.2MPa。采空区内积水已施工5-132号钻孔疏放，并于2013年3月15日疏放完毕，目前钻孔涌水量为1m3/h，对工作面回采无影响。3051504工作面南边是LW1415采空区，采空区积水量约37000m3，采空区静水位标高为+1158.558m，水头高度28.23m，静水位压力0.28MPa。采空区内积水已施工5-139号钻孔疏放，并于2013年6月16日疏放完毕，目前钻孔涌水量为5m3/h，对工作面回采无影响。4051504工作面机巷N14测点向北522m、风巷S11测点向北163m范围为后生冲刷带，顶板淋水，最大涌水量10m3/h，正常涌水量3m3/h，对工作面回采有影响。5051504工作面上部有佳能公司已闭坑2号井，该井主采9煤，已于2008年10月闭坑，无法得知巷道积水情况。15煤与9煤层间距在96106m之间，平均层间距为100m，14煤与15煤平均层间距为1722m，平均20m。15煤垮落带高度根据矿井水文地质规程中对中硬覆岩垮落带高度计算公式Hm（1002.68）/（4.72.6819）+2.210.7m，小于14、15煤层间距。根据建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程中近距离煤层导水裂隙带高度计算公式的计算依据“当上、下两层煤的最小垂距h大于回采下层煤的垮落高度Hxm时，上、下层煤的导水裂隙带最大高度可按上、下层煤的厚度分别计算，取其中标高最高者作为两层煤的导水裂隙水文地质情况及防治水措施带最大高度”，因此14、15煤导水裂隙带高度按21倍采高计算，分别为48.3m和56.28m，十五煤开采导水裂隙带高度取十四煤导水裂隙带最大高度为68.3m，计算保护层厚度为31.7m，达到矿井水文地质规程规定的7倍采高，因此051504工作面导水裂隙带发育不到佳能公司9煤老空，对工作面回采无影响。三、工作面防治水措施1工作面安装时在机巷低洼处水仓，安装排水能力大于40m3/h的水泵，在工作面初采初放阶段必须保证两趟排水管排水，待工作面推进到051404和051402采空区边界以内15m以后（推进57m），顶板涌水量稳定后可改为一趟排水管。2工作面回采前必须将切眼5139号钻孔闸阀拆卸掉，回采至风巷5132和5133钻孔位置时必须卸掉闸阀，使老空水自流，以确保下区段及下覆煤层的开采。工作面安装及回采期间严禁关闭切眼及风巷探放水钻孔闸阀，确保排水畅通。3冲刷带段顶板压力大，回采时加强工作面风、机巷的超前支护和顶板管理。第六节 影响回采的其他因素本工作面影响回采的其他因素，见表6。表6 影响回采的其他因素相对瓦斯涌出量/m3t-10.078m3/t绝对瓦斯涌出量/m3min-10.263m3/min煤尘爆炸指数31.98，大于10，有爆炸危险。煤层自燃发火期最短为45天，为自然煤层。地 温/17.422.7，平均19.37。地 压无。其他有害气体主要构成威胁的是CO。其它气体有CO2、SH4，不构成威胁。普 氏 硬 度（）煤 层伪 顶直接顶直接底2323.533.534第七节 储量及服务年限一、储量本工作面煤炭储量情况，见表7。表7 煤炭含量情况块 段 号走 向 长（m）倾 向 长（m）煤 厚（m）面 积（m2）1-111b1060.1/1136.35244.62.73269 448.7容 重（t/m3）工 业 储 量（t）可 采 储 量（t）回 采 率（%）1.30966 678.1918 344.295块 段 号走 向 长（m）倾 向 长（m）煤 厚（m）面 积（m2）2-111b306.55/380.07244.62.6483 533.61容 重（t/m3）工 业 储 量（t）可 采 储 量（t）回 采 率（%）1.30289 806.6275 316.395块 段 号走 向 长（m）倾 向 长（m）煤 厚（m）面 积（m2）051504-111b1 442.9224.62.68352 982.31容 重（t/m3）工 业 储 量（t）可 采 储 量（t）回 采 率（%）1.301 256 484.71 193 660.595二、工作面服务年限工作面服务年限可采储量设计月产量1 193 660.5 1550007.70 月第八节 其 他一、煤质情况本工作面煤质情况，见表8。表8 煤质情况水 分（Mt）/%17.5灰分（Agad）/%15.82挥发分（Vr）/%33.10硫 分（St）/%0.45磷（P）/%0.003工 业 牌 号不粘结煤B N发热量（Qnet.ar）/ MJkg-120.99说 明十五煤属于低变质I阶段烟煤，内在灰分15.44%；回采过程中，伪顶及直接顶冒落将导致原煤灰分增高为17%18%。二、工作面存在的问题和采取措施（一）存在问题1051504工作面直接顶为中砂岩，伪顶为泥岩，硬度小，易冒落。2051504工作面十五煤直接顶为中砂岩，弱含水，开采以后顶板垮落，含水层水沿裂隙涌入工作面，最大涌水量8m3/h，平均涌水量5m3/h；切眼5-139号和风巷5-132、5-133号探放水钻孔涌水量分别为5m3/h和1m3/h；机巷N14测点向北522m、风巷S11测点向北163m范围为后生冲刷带，顶板淋水，最大涌水量10m3/h，正常涌水量3m3/h。上部14煤采空区局部有死角积水，预计工作面初采初放期间工作面最大涌水量为40m3/h，正常涌水量20m3/h。3051504工作面老顶的初次垮落步距1518m，老顶初次断裂时煤帮压力大，易片帮。4051504工作面在后生冲刷带范围内，顶板局部嵌入煤层中，且顶板淋水较大，巷道易积水。（二）采取措施1由于工作面初采初放期间涌水量预计最大为40m3/h，且上部14煤采空区存在死角积水，工作面推进57m后，安全通过上部采空区边界以内15m可更改为一趟排水管。在初采初放期间保持现有两趟排水管及水泵，保证工作面排水能力达到40m3/h以上。2由于十五煤伪顶为泥岩，硬度小，易冒落，回采时加强工作面顶板管理，防止直接顶冒落伤人。3工作面回采时在机巷低洼处施工水窝，安装水泵，加强工作面的排水。4严格控制工作面采高，以降低原煤灰分。5回采时由于受周期来压的影响，工作面压力大，容易片帮，必须加强现场管理，防止煤壁片帮伤人。6回采时由于工作面起伏较大，回采过程中加强现场安全管理。7工作面机巷淋水段顶板压力大，回采时加强工作面风、机巷的超前支护。附：图2051504综采工作面工程平面图（1：5000）附：图3051504综采工作面煤层底板等高线图（1：5000）第二章 采 煤 方 法本综采工作面采用单一煤层走向长壁采煤法，采空区采用全部垮落法处理。第一节 巷 道 布 置一、采区设计、采区巷道布置情况051504综采工作面是五采区15#煤层的第四个工作面，位于五采区南翼二区段。二、工作面机巷巷道断面：巷道采用异矩形，净宽为4.5m，净高为 2.78m，断面积为12.5m2。支护形式：机巷沿煤层顶板掘进，顶板采用锚杆、钢带、钢筋网、锚索联合支护。顶板布置7排20mm2500mm的左旋无纵筋螺纹钢销钉锚杆，每根螺纹钢锚杆均采用2节23mm700mm的树脂药卷锚固，间、排距为900mm750mm，呈矩形排列；机巷巷帮采用锚杆支护，上帮布置3排20mm2000mm玻璃钢锚杆，下帮布置2排20mm2000mm玻璃钢锚杆，每根玻璃钢锚杆均采用1节23mm700mm的树脂药卷锚固，间、排距为900mm1000mm，呈矩形排列。巷道顶部布置两排17.8mm7000mm锚索，锚索间、排距为2700mm1500mm，呈现矩形排列，每根锚索均采用4节23mm700mm的树脂药卷锚固。巷道用途：工作面的进风、材料供应、行人、原煤运输等。附：图4051504综采工作面机巷支护断面图（1：50）三、工作面风巷巷道断面：巷道采用异矩形，净宽为3.0m，净高为 2.6m，断面积为7.8m2。支护形式：风巷沿煤层顶板掘进，采用锚杆、钢带、钢筋网联合支护。顶板布置5排20mm2500mm的左旋无纵筋螺纹钢销钉锚杆，每根螺纹钢锚杆均采用2节23mm700mm的树脂药卷锚固，间、排距为1000mm700mm，呈矩形排列；风巷巷帮采用锚杆支护，上帮布置3排20mm2000mm玻璃钢锚杆，下帮布置2排20mm2000mm玻璃钢锚杆，每根玻璃钢锚杆均采用1节23mm700mm的树脂药卷锚固，间、排距为1000mm1000mm，呈矩形排列。巷道用途：工作面回风、材料供应、行人等。附：图5051504综采工作面风巷支护断面图（1：50）第二节 采煤工艺一、采煤工艺本工作面采用单一煤层走向长壁综合机械化采煤法，采空区采用全部垮落法处理。工艺流程：收回支架护帮板 采煤机下行割煤 打出支架伸缩梁、护帮板 采煤机割透工作面下口煤壁后，采煤机上行返机、清浮煤 推移刮板输送机 液压支架收护帮板、伸缩梁 液压支架前移、支护顶板，并打出液压支架的护帮板 采煤机行至工作面上口后，采煤机上口斜切进刀做机窝 进行下一循环。采煤：利用采煤机螺旋滚筒截割落煤，滚筒截深为800mm。装煤：采煤机与刮板输送机铲煤板配合装煤。运煤：工作面采用1部刮板输送机、机巷采用1部转载机和1部胶带输送机联合运煤。工作面支护：主要采用Tagor 5200 17/35 POZ型液压支架支护顶板，工作面设计最大采高为3.3m，最小采高为2.3m，平均采高为2.68m，循环进度为0.8m。采空区处理方法：全部垮落法。二、采煤方法1、进刀方式：采用工作面上口（刮板输送机机尾）斜切进刀的方式，斜切进刀段长度为35m，其中弯曲段为15m，直线段为20m，进刀深度为800mm。2、切割方式：采煤机下行割煤，右滚筒割顶煤，左滚筒割底煤，采煤机割透工作面下口煤帮后，右滚筒降下与左滚筒同时清理浮煤，采煤机上行返机，与此同时，滞后采煤机15m处，推移刮板输送机，采煤机上行至工作面上口（刮板输送机机尾）后，距离刮板输送机机尾25m处，停止推移刮板输送机（距离刮板输送机机尾40m至60m范围内为采煤机机窝的直线段，距离刮板输送机机尾25m至40m范围内为采煤机机窝的弯曲段），右滚筒升起割顶煤，采煤机下行割煤，做采煤机机窝，待采煤机行至采煤机机窝的直线段后，将距离刮板输送机机尾40m范围内的刮板输送机推至煤帮，采煤机右滚筒降下割底煤，左滚筒升起割顶煤，采煤机上行割煤，割透工作面上口煤壁后，采煤机左滚筒降下割底煤，右滚筒升起割顶煤，采煤机下行割煤，开始下一循环。3、采煤机牵引方式及牵引速度采煤机采用无链电牵引牵引方式运行。本工作面落煤使用MG450/1020-WD型双滚筒采煤机，采煤机依靠滑靴和行走部与刮板输送机齿轨配合，骑在刮板输送机上行走。4、割煤方式本工作面采用单向割煤方式，即采煤机下行割煤，上行空刀返机清浮煤，在工作面往返一次为一个循环，每刀截深为0.8m。采煤机正常切割。采煤机正常割煤长度为209.58m，采煤机以3.5m/min4.5m/min的速度向下割煤，正常割煤采用前滚筒割顶煤、后滚筒割底煤的方式。采煤机正常返机。采煤机正常返机长度为244.58m，采煤机以7.5m/min8m/min的速度向上返机，正常返机采用前、后滚筒均降下清理浮煤。采煤机做机窝。采煤机做机窝长度为35m，采煤机以1m/min3m/min的速度往返采煤机机窝段。附：图6051504综采工作面采煤机进刀方式示意图三、工作面正规循环生产能力WLShrc244.60.82.71.300.95652.50 t式中W工作面正规生产能力，t；L工作面长度，为244.6m；S工作面循环进尺，为0.8m；h工作面平均采高，为2.7m；r煤的容重，为1.30t/ m3；c回采率，为95%。第三节 设备配置一、机电设备技术参数表9 机电设备配备使用地点设 备 名 称型 号 规 格单位数量用 途工作面采 煤 机MG 450/1020 - WD台1 割煤、装煤刮板机输运机SGZ - 960/1400部1运输、装煤机巷转 载 机SZZ - 1000/400部1运 输破 碎 机PLM - 3000台1破碎大块煤胶带输送机DSJ - 120/180/3450部1运 输乳化液泵BRW-400/31.54A台4供 液喷雾泵BPW 320/6.3台2供 液连续牵引绞车SQ1200S/110部1运 输风巷连续牵引绞车SQ1200S/75部1运 输回柱绞车JH-14部1运 输二、液压支架技术参数工作面液压支架配备：工作面设计采用163台支撑掩护式液压支架管理顶板，其中，Tagor-5740/17/35-POZ/S型端头架7台，Tagor-5226/17/35-POZ/P(NW/NZ)型过渡架2台，Tagor-5200/17/35-POZ型中间架154台。表10 液压支架工作面阻力设 备 名 称型 号 规 格工作阻力/kN单位数量在工作面中编号端 头 支 架Tagor 5740/17/35-POZ/S5740台71#6#、163#过 渡 支 架Tagor 5226/17/35-POZ/P5226台27#、162#中 间 架Tagor 5200/17/35-POZ5200台1548#161#表11 Tagor-5200/17/35-POZ型液压支架技术参数支架型号Tagor-5200/17/35-POZ型液压支架适应煤层倾角纵向小于30，横向15支架形式二柱双伸缩掩护式支架移动步距800mm支架几何高度1.7m3.5m推 溜 力20.3T支架工作高度1.9m3.3m移 架 力45T支架宽度1430mm1500mm操作方式本架操作、邻架操作、成组操作支架初撑力5200kN泵站压力31.5MPa支架对底板最大压力1.69MPa最大控顶距4600mm支架对顶板最大压力1.22MPa最小控顶距3800mm附：图7051504综采工作面设备布置示意图第三章 顶板控制第一节 支护设计一、计算方法（一）按8倍采高的岩石荷载计算1合理支护强度的计算。按采煤工作面质量标准规定，051504综采工作面液压支架需要承受的荷载为8倍采高的岩石重。顶板压力QkhrLLmaxg82.682.5244.584.6590 975.72 kN式中Q工作面合理的支护强度，kN；k工作面液压支架应该支护上覆岩层厚度与采高之比，取8；h工作面平均采高，为2.68m；r 工作面顶板岩石密度，取2.5t/m3；L工作面长度，为244.58m；Lmax工作面液压支架（中间架）最大控顶距，为4.6m；g重力加速度，为9.8kN/t。工作面液压支架工作阻力工作面使用支撑掩护式Tagor-5740/17/35-POZ/S型端头架7台，Tagor-5226/17/35-POZ/P(NW/NZ)型过渡架2台，Tagor-5200/17/35-POZ型中间架154台F支 57407522625200154851 432 kN式中F支全工作面液压支架工作阻力，kN。可见F支Q，故所选的液压支架的工作阻力符合要求。2.超前支护计算。依据下列公式对超前30m的顶板压力进行估算。q 4/3ra2/f式中q 工作面超前顶板压强，kN/m；r 工作面顶板岩石重力密度，取25kN/m3；a巷道跨度的1/2，风巷巷宽为3m，机巷巷宽为4.5m；f工作面顶板岩石坚固系数，取1。q风4/3ra风2/f43251.5150 kN/mq机4/3ra机2/f43251.5175 kN/m风、机两巷的30m超前顶板压力分别为Qq30式中Q 工作面30m超前顶板压力，kN；q工作面超前顶板压强，kN/m。Q风q风3025301500 kNQ机q机3075302250 kN选用柱径为100mm单体液压支柱，应支设单体支柱数量（理论数）为n Q/F式中n 工作面超前应支设单体支柱数量，根；Q 工作面30m超前顶板压力，kN；F单体液压支柱的工作阻力，按煤矿作业规程中规定，柱径为100mm单体液压支柱的初撑力不得小于90kN，故取90kN。n风 Q风/F 1500/9016.6 根n机 Q机/F 2250/9025 根按作业规程规定，风巷应支设柱径为100mm的单体液压支柱数量为60颗，风巷应支设柱径为100mm的单体液压支柱数量为90颗，远远超过理论数量。（二）采用类比法进行设计本矿生产技术科提供的临近综采工作面的矿压观测资料。表12 同煤层矿区观测选择或预计本工作面矿压参数参考表序号项 目单位同煤层实测本面选取或预计1顶底板条件直接顶厚度m10.8510.87老顶厚度m8.808.85直接底厚度m1.321.342直接顶初次跨落步距m12.611.414.73初次来压来压步距m16.117.8最大平均支护强度kN/m2680700最大平均底板移近量mm1220来压显现程度不明显不明显4周期来压来压步距m10.514.7最大平均支护强度kN/m2630700最大平均底板移近量mm1020来压显现程度不明显不明显5平时最大平均支护强度kN/m2600700最大平均顶底板移近量mm10206直接顶悬挂情况m387底 顶 允 许 比 压MPa2.472.478直 接 顶 类 型类1类1类9老 顶 级 别级I类I类10巷道超前影响范围m3030选取“同煤层矿区观测选择或预计本工作面矿压参数参考表”表中最大平均支护强度（kN/m2），P700kN/m2。本工作面中的液压支架Tagor-5200/17/35-POZ的工作阻力为5200kN，最大控顶面积为6.9m2，则PT5200/6.9751.62kN/m2700kN/m2，故选用Tagor-5200/17/35-POZ，能够满足工作面支护顶板要求。二、乳化液泵站（一）乳化液泵站选型、数量本工作面选用BRW-400/31.54A 型乳化液泵及RX-1500A型泵箱串联供液，二台乳化液泵和一台泵箱构成一组乳化液泵站，本工作面共计安装二组乳化液泵站。乳化液泵站通过高压管路给工作面液压支架供液，进液管路采用DN51高压胶管，回液管路采用DN63高压胶管。工作面敷设一组进、回液高压管路，共计二趟。工作面各液压支架的主进液、主回液管路分别与乳化液泵站的进、回液管路并联，保证液压支架的正常工作。（二）乳化液泵站设置位置051504综采工作面乳化液泵站布置在051504机巷，乳化液泵站与工作面的距离不得大于500m。（三）乳化液泵站使用规定1乳化液泵的操作顺序开乳化泵过程：打开手动卸载阀 打开球形截止阀 启动电机 关闭手动卸载阀。停乳化液泵过程：打开手动卸载阀 关闭电机 关闭吸液截止阀 关闭手动卸载阀。2启动乳化液泵站前，必须检查下列事项，如有问题，必须进行相应的处理。（1）乳化液泵站附近巷道的安全状况及有无淋水情况。（2）乳化液泵站的各种设备卫生情况。（3）各部位的连接螺栓是否齐全、牢固。（4）乳化液泵减速器的油位和密封是否符合规定。（5）乳化液泵站至工作面的供、回液管路接头是否牢靠。（6）各截止阀的手柄是否灵活可靠，吸液阀、手动卸载阀及回液阀是否在开启位置，向工作面供液的截止阀是否在关闭位置，各种压力表、控制按钮是否齐全、动作灵敏可靠。（7）乳化液泵箱内的乳化液有无析油、析皂、沉淀、变色、变味等现象；检查乳化液配比浓度是否符合规定（乳化液浓度规定为3%5%）；液面是否在液箱的三分之二高度位置以上。（8）乳化液泵箱和减速器上的透气孔是否畅通。（9）配液用水进水口压力是否在0.5MPa以上。（10）检查电动机、联轴和泵头是否转动灵活。（11）卸载阀和安全阀的动作压力是否调整合适，不准用安全阀代替卸载阀。卸载阀调定值不得超过31.5MPa，安全阀调定值不得超过35MPa。3检查完毕无问题后。打开手动卸载阀点动乳化液泵的电动机，检查电动机旋转方向是否和箭头指示一致。如不一致，必须立即停机处理，待一切正常无误后方可开机，电动机运转正常后，打开乳化液泵泵头上放气丝堵，待空气排除后，再拧紧丝堵，然后关闭手动卸阀，注意观察压力指示情况。4乳化液泵站运转正常后，必须检查下列事项，如有问题，必须进行相应的处理。（1）供、回液管路系统有无渗漏现象，高胶胶管有无破损及挤压、扭压的地方。（2）各部件的运转声音是否正常。（3）各部件的温度是否正常，乳化泵泵箱内的乳化液温度不得超过50，乳化液泵泵体的温度不得超过60。（4）乳化液泵的柱塞腔液压是否合适，应从柱塞表面带出的油膜形成少量点滴状为合适，否则应进行调试处理。（5）随时注意观察乳化液泵压力表的变化情况和安全阀、卸载阀的工作情况。（6）乳化液泵箱的过滤器是否损坏或有杂质堵塞，供、回液口压力指示的压力差是否在1.5MPa3.0MPa之间。（7）卸载阀、安全阀的开启和关闭压力值是否符合规定。（8）乳化液泵的柱塞润滑是否良好，齿轮箱润滑油压力是否在0.2MPa以上。5正常情况下不经回采工作面人员许可，不得随意停、开乳化液泵站，如工作中发现乳化液泵站系统异常，必须停泵进行检查处理，待处理完好后才能投入运行。6在开乳化液泵站时，必须得到呼叫停乳化液泵站人员的命令后，方可开乳化液泵站。开液化液泵站前，必须向工作面发出开泵信号并再等5s后，方可启动。7液化液泵站停止运转后，要关闭手动卸载阀，并对液化液泵站进行一次全面检查和清理。8停乳化液泵站时，控制液化液泵站的电气开关必须打到“零”位。9观察安放乳化液泵站地点的顶板完好性，防止砸坏乳化液泵站的设施，如乳化液泵站上方有水，采取防淋水措施，避免淋水污染油质。10给乳化液泵站加油的油桶必须实行专桶专用。11检修乳化液泵站时，必须将控制乳化液泵站的开关停电、闭锁。12乳化液泵的卸载整定值不超过31.5MPa，供液压力不低于30MPa，严禁随意调整卸载阀的整定值。13加强液压系统的清洁卫生，乳化液泵箱过滤器应定期清洗，乳化液泵箱每半个月清洗一次，各种高胶胶管及液压元件必须保持清洁，严禁泵箱随意敞口，严禁不经过滤网直接向乳化液泵箱内加入乳化油。14. 乳化液配比采用自动配液的方式配制，乳化液配比浓度为3%5%。15操作乳化液泵站的司机每班必须使用糖量折光仪检测乳化液泵箱内的乳化液浓度，每班检测次数不得少于2次。附：图8051504综采工作面供、回液系统图（示意图）第二节 工作面顶板控制一、正常工作时期工作面顶板支护方式工作面采取支架最小控顶距下回采。所有支架前移至最小控顶距，采煤机下行割煤，滞后采煤机前滚筒1台支架及时打出伸缩梁，滞后采煤机后滚筒1台支架及时打出护帮板，割透工作面下口煤壁后，采煤机上行返机，返机过程中，滞后采煤机15m推移刮板输送机，随刮板输送机完全推至煤帮侧后，逐架前移支架。即割煤前移刮板输送机前称支架。液压支架的移架步距为800mm。二、正常工作时期的特殊支护方式1如果顶板破碎，液压支架必须采用带压擦顶移架，支架完成前移后，及时打出液压支架的护帮板。2如果工作面有片帮现象，在割煤过程中，采煤机前滚筒前侧的液压支架护帮板严禁提前收回，收回护帮板的支架与采煤机前滚筒的距离不得超过2台支架距离。3工作面正常回采情况下严禁留伞檐。如遇特殊情况，所留伞檐长度及最大突出部分不得超过煤矿作业规程中的规定。（即伞檐长度在1m以上时，最大突出部分不得超过150mm；伞檐长度在1m以下时，最大突出部分不得超过200mm。）三、工序平行作业的安全距离割煤：采煤机斜下方15m至斜上方5m范围内，除采煤机司机及跟机移架的支架工外，任何人不能在架前作业、逗留。移架：被操作支架的上、下相邻两台支架范围内，严禁有人穿行或进行与移架无关的工作。推溜：采煤机返机时，滞后采煤机左滚筒15m以上，推移刮板输送机。风巷和机巷超前顶板维护：在采煤机行至工作面上、下口前，距离工作面上、下口20m60m时，上、下口顶板维护工回撤影响采煤机割煤的单体液压支柱及棚梁。四、特殊时期的顶板控制（一）初次来压及周期来压的顶板控制1根据我矿十五煤工作面矿压观测资料、预计本工作面老顶初次来压步距为17.8m，周期来压步距为14.7m。2在启动采煤机割煤前，必须全面检查支架各个部件，如支架出现漏液、串液等不完好情况，必须立即处理；在开机前，必须将各个支架检修完好。3保证乳化液泵站压强达到31.5MPa。4保证工作面煤壁、支架、刮板输送机各成一条直线，确保工作面“三直、两平、两畅通”。5支架工移架时，必须做到少降快拉，如顶板破碎时要带压移架.6高压管路或液压元件如若漏液或损坏，要及时更换。7必须及时观测、分析矿压显现规律，确定工作面来压周期和距离。8、在风巷和机巷的超前范围内，所有单体液压支柱的初撑力不得低于90kN。（二）停采前的顶板控制工作面距离停采线50m前，必须编制完毕停采措施，加强顶板控制。第三节 机巷、风巷及端头顶板控制一、工作面风巷、机巷的顶板控制（一）风巷、机巷的超前支护1风巷超前支护采用两排单体带帽点柱支护，柱距为1.0m。上帮侧单体液压支柱距风巷上帮500mm，下帮侧单体液压支柱距离风巷下帮500mm；风巷超前长度为30m。所有单体液压支柱必须穿鞋戴帽，支柱柱帽沿工作面倾向布置，支柱柱帽采用专用塑料柱帽，规格：长宽厚250mm200mm30mm；底鞋规格：长宽厚250mm250mm10mm铁底鞋。2在风巷超前顶板破碎时，采用型钢梁与单体液压支柱沿工作面倾向方向形成“一梁二柱”支护顶板；在风巷超前顶板破碎且淋水时，采用型钢梁与单体液压支柱沿工作面倾向方向形成“一梁三柱”支护顶板；在风巷超前顶板破碎、淋水且底板底鼓时，采用型钢梁与单体液压支柱沿工作面倾向方向形成“一梁四柱”支护顶板；棚梁为2.6m的型钢梁，棚腿为单体液压支柱，棚距为1.0m。采用“一梁二柱”时，棚腿距风巷上帮、下帮的距离均为500mm；采用“一梁三柱”时，上、下排棚腿距风巷上帮、下帮的距离均为300mm，中排支柱距离风巷下帮1200mm；采用“一梁四柱”时，上、下排棚腿距风巷上帮、下帮的距离均为300mm，中间两排支柱距离风巷下帮距离分别是1100mm、1900mm。所有单体支柱必须穿鞋，底鞋规格：长宽厚250mm250mm10mm铁底鞋。3机巷超前采用三排单体液压支柱支护顶板，柱距为1.0m。上帮侧单体液压支柱距机巷上帮300mm，下帮侧单体液压支柱距机巷下帮300mm，中排支柱距机巷下帮的距离为1200mm；机巷超前长度为30m。所有单体液压支柱必须穿鞋戴帽，支柱柱帽沿工作面倾向布置，支柱柱帽采用专用塑料柱帽，规格：长宽厚250mm200mm30mm；底鞋规格：长宽厚250mm250mm10mm铁底鞋。4在机巷超前顶板破碎严重时，采用型钢梁与单体液压支柱沿倾向方向形成“一梁三柱”支护顶板，棚梁为4.2m的型钢梁，棚腿为单体液压支柱，棚距为1.0m。上帮侧支柱距机巷上帮300mm，下帮侧支柱距机巷下帮300mm，中排支柱距离机巷下帮为1200mm。所有单体支柱必须穿鞋，底鞋规格：长宽厚250mm250mm10mm铁底鞋。5所有支设的单体液压支柱柱头必须用专用防倒链与顶板上的钢筋网连接，且迎山角控制在23范围内。6超前支护随工作面的推进而前移，保证超前支护的距离不小于30m。超前支护单体液压支柱必须成排成行。7风巷和机巷的超前支护支柱初撑力必须大于90kN。8人工回柱时，严格执行“先支后回”的原则，按照“由里向外”的顺序进行，严禁空顶作业。（二）风巷和机巷的加强支护1风巷顶板采用锚杆、钢筋网、钢带联合支护，巷帮采用锚杆维护；机巷顶板采用锚杆、钢筋网、钢带、锚索联合支护，巷帮采用锚杆维护。如顶板出现破碎、压力大等现象，及时在顶板破碎压力大的地段架设棚梁，风巷采用型钢梁与单体液压支柱沿工作面倾向方向形成“一梁二柱”支护顶板，棚梁为2.6m的型钢梁，棚腿为单体液压支柱，棚距为1.0m。柱腿距风巷上帮、下帮的距离均为500mm；机巷采用型钢梁与单体液压支柱沿倾向方向形成“一梁三柱”支护顶板，棚梁为4.2m的型钢梁，棚腿为单体液压支柱，棚距为1.0m。上帮侧支柱距机巷上帮300mm，下帮侧支柱距机巷下帮300mm，中排支柱距离机巷下帮为1200mm。2所有单体支柱必须穿鞋，底鞋规格：长宽厚250mm250mm10mm铁底鞋。二、工作面安全出口管理（一）支护形式1工作面下口支护形式工作面下口布置七台Tagor-5740/17/35-POZ/S型端头支架和一台Tagor-5200/17/35-POZ/P(NW/NZ)型过渡支架控制顶板，液压支架移动步距0.8m。工作面下口端头液压支架与机巷下帮之间的顶板支护要求（1）宽度小于0.8m，大于0.3m时，支设单排戴帽点柱维护顶板，要求支设位置与工作面1#端头液压支架的顶梁尾端平齐，沿工作面倾向方向柱距为0.3m；沿工作面走向方向，移柱步距为0.8m，随1#支架的前移而前移，严格执行“由内向外”、“先支后回”的原则。此排支柱与机巷下帮及工作面1#端头支架的距离不得大于0.3m，支柱的柱帽采用专用木制柱帽，规格：400mm200mm150mm。（2）在回采过程中，1#端头支架与机巷下帮的距离严禁超过0.8m。如工作面遇到机巷下帮硐室，间距超过0.8m时，提前在硐室内打设带帽点柱支护硐室顶板，并且在1#端头支架与机巷下帮之间，必须架设两组走向迈步棚维护顶板，直至1#端头支架与机巷下帮的距离小于0.8m才可将迈步棚撤掉、回收。走向迈步棚采用长度为2.8m型钢梁，支设走向迈步棚的单体液压支柱柱距为0.8m，走向迈步棚的间距为0.3m，维护顶板的长度保持在4.0m。（3）在回采过程中，严格控制1#7#端头支架的架间距，液压支架架间隙严禁超过200mm，尤其是3#端头支架与4#端头支架的间距，如两台端头支架架间隙超过200mm时，必须在此两台支架架间支设一颗单体液压支柱，支柱必须带帽穿鞋，柱帽采用木制柱帽，底鞋规格为250mm250mm10mm铁底鞋。2工作面上口支护形式工作面上口布置三台Tagor-5740/17/35-POZ/S型端头支架和一台Tagor-5200/17/35-POZ/P(NW/NZ)型过渡架控制顶板，液压支架移动步距为0.8m。工作面上口端头液压支架与风巷上帮之间的顶板支护要求（1）宽度小于0.3m时，可根据工作面走向及倾向的变化情况，回收一台上口液压支架。回收支架前，必须编制完毕回收液压支架的专项安全技术措施。（2）宽度小于0.8m，大于0.3m时，支设单排戴帽点柱维护顶板，要求支设位置与工作面最后一台端头支架的顶梁尾端平齐，沿工作面倾向方向柱距为0.3m；沿工作面走向方向，移柱步距为0.8m，随最后一台支架的前移而前移，严格执行“由内向外”、“先支后回”的原则。此排支柱与风巷上帮及工作面最后一台支架的距离不得大于0.3m，支柱的柱帽采用专用木制柱帽，规格：400mm200mm150mm。（3）宽度小于2.0m，大于0.8m时，架设柱距为0.8m的两组走向迈步棚维护顶板，走向迈步棚间距为0.3m。走向迈步棚采用长度为2.8m型钢梁，维护顶板的长度保持在4.0m。（4）宽度大于2.0m时，可根据工作面走向及倾向的变化情况，增加一台Tagor-5740/17/35-POZ/S型端头支架支护顶板。增加支架前，必须编制完毕增加液压支架的专项安全技术措施。（5）在回采过程中，如工作面遇到风巷下帮硐室时，必须提前在硐室内打设带帽点柱支护硐室顶板。（二）质量要求1上、下安全出口高度不低于1.8m，上、下安全出口宽度不小于0.7m。2在工作面1#端头支架和最后一台支架必须在其支架内（靠巷道煤帮侧），用金属网防护，且挂牌管理，防止巷帮煤进入液压支架内砸伤人员。3在回采过程中，如支架顶梁尾部出现漏矸现象，必须用金属网封堵，将矸石挡于支架外，严防矸石窜进液压支架内将人员砸伤。4切顶线支柱必须支设到实底上，并做到迎山有力，支柱初撑力不小于90kN。5上、下安全出口范围内，严禁放闲置设备及杂物。6所有单体液压支柱的三用阀方向一致，朝向采空区。（三）与其他工序之间的衔接关系1采用单体液压支柱或棚梁支护上、下口处顶板时，支护的前移和支设应在端头支架前移完成并达到初撑力后方可进行。2切顶线封口支柱在前移、支设应在端头支架移架前完成。三、支护材料的使用数量及存放管理1风巷超前备用DZ28 30/100型号的单体液压支柱5颗、DZ32 30/100型号的单体液压支柱5颗，备用25020030mm3的塑料柱帽10块，备用400200150mm3的柱帽10块；机巷超前备用DZ28 30/100型号的单体液压支柱5颗、DZ32 30/100型号的单体液压支柱5颗和DZ35 30/100型号的单体液压支柱10颗，备用25020030mm3的塑料柱帽10块，备用400200150mm3的柱帽10块。2支护材料必须要建账统一管理，并挂设牌板管理。3支护材料码放整齐，损坏的支护材料不得使用，必须及时更换。4支护材料存放于距离工作面上、下口50m80m处。5码放的支护材料距离轨道不少于0.5m，并保证有1.0m以上宽度的人行。6支护材料必须由专人管理。表13