080208综采工作面回采作业规程.doc

080208综采工作面回采作业规程目录第一章 概 况1第一节 工作面位置及井上下关系1第二节 煤 层1第三节 煤层顶底板2第四节 地质构造3第五节 水文地质3第六节 影响回采的其他因素4第七节 储量及服务年限4第二章 采煤方法4第一节 巷道布置5第二节 采煤工艺6第三节 设备配置7第三章 顶板控制8第一节 支护设计8第二节 工作面顶板管理10第三节 运输巷、回风巷及端头顶板控制14第四节 矿压观测18第四章 生产系统19第一节 运输19第二节 “一通三防”与安全监控20第三节 排水30第四节 供电30第五节 通信照明34第六节 应急避险35第五章 劳动组织及主要技术经济指标36第一节 劳动组织36第二节 作业循环37第三节 主要技术经济指标38第六章 煤质管理39第七章 安全技术措施40第一节 一般规定40第二节 顶板40第三节 防治水44第四节 “一通三防”与安全监控46第五节 运 输52第六节 机 电55第七节 煤仓使用管理65第八节 其 它68第八章 灾害应急措施及避灾路线72附表： 设备主要技术指标表附图： 080208进、回风巷及工作面切眼素描图（图一）080208综采工作面采掘工程平面示意图（图二）080208综采工作面两巷断面及管线布置示意图（图三）工作面最大、最小控顶距及斜切进刀示意图（图四）080208综采工作面电气设备布置示意图（图五）080208综采工作面平面布置示意图（图六）080208综采工作面端头、超前支护平面示意图（图七）080208综采工作面运输系统示意图（图八）080208综采工作面通风系统示意图（图九）080208综采工作面安全监测、监控装备布置示意图（图十）080208综采工作面监控断电示意图（图十一）080208综采工作面人员定位系统示意图（图十二）080208综采工作面避灾路线示意图（图十三）080208综采工作面排水、防尘、抽放管路系统示意图（图十四）080208综采工作面束管监控布置示意图（图十五）080208综采工作面注氮系统示意图（图十六）080208综采工作面注浆系统示意图(图十七)080208综采工作面供电系统示意图（图十八）080208综采工作面通讯系统示意图（图十九）080208综采工作面正规作业循环图表（图二十）080208综采工作面供水施救系统示意图（图二十一）080208综采工作面压风自救系统示意图（图二十二）- 79 -第一章 概 况第一节 工作面位置及井上下关系一、工作面位置、井上下关系及煤层情况表1：概 况煤层名称8#水平名称934水平采区名称采区北翼工作面名称080208地面标高（m）+1157+1167工作面标高（m）+1000-1040埋藏深度（m）122157（其中地面表土层厚在4085m之间）地面位置地面位于陈家垴村西南部山沟耕地井下位置及四邻采掘情况工作面北部为石门河保安煤柱，南部为080201进风巷与回风巷联巷，西部080209工作面，东部为矿界及保安煤柱。回采对地面设施影响工作面回采后地面受采动影响将使耕地产生裂隙以及部分地段下沉，会使荒坡产生滑坡等。走向长度（m）140.5倾斜长（m）463面积（m2）79163储 量 情 况工作面储量17万吨，工作面可采储量15.2万吨工作面服务年限=开采推进长度（423m）/设计月推进长度（130m）=3.3个月煤 质 情 况含硫水分灰分发热量挥发分含磷工业牌号0.610255000121.0贫 煤煤质情况中除发热量单位为大卡外，其它均为百分比值。第二节 煤 层通过地质资料分析煤层赋存情况见表2煤层厚度/m平均1.84m煤层结构简单煤层倾角/平均26/4开采煤层8#硬度2煤种贫煤稳定程度全区稳定煤层情况描述该区煤层赋存稳定，煤层结构简单。第三节 煤层顶底板1、工作面地层综合柱状图2、工作面煤层顶底板情况见表3项目编号顶板底板伪顶直接顶老顶抗压强度根据地质报告显示3、6、8号煤层底板为直接底。6#砂质泥岩、泥岩，局部为粉砂岩，一般厚约4.5m粗-细粒砂岩，一般厚约4.2m13-21.4Mpa底板岩性多为砂质泥岩，局部为中粒砂岩、细粒砂岩、粉砂岩，一般厚约3.4m。抗压强度为23.5-33.1Mpa。8#灰色泥岩或炭质泥岩，厚约0.5m砂质泥岩、泥岩，局部为粉砂岩，一般厚约4.1m粗-细粒砂岩，一般厚约2.5。m15.3-20.9Mpa底板岩性多为砂质泥岩、粉砂岩，一般厚约2.4m第四节 地质构造根据080208工作面在布置过程中揭露的实际情况以及地质钻孔资料分析，080208工作面地质构造简单，属稳定可采煤层。在回采过程中应加强对080208综采工作面地质情况的观测，发现问题，必须制定针对性措施进行处理。附图：080208进风巷、080208回风巷、080208工作面切眼素描图（图一）第五节 水文地质一、含水层情况根据矿井水文类型划分报告和080208综采工作面在布置过程中的实际揭示情况以及山西省煤炭地质物探测绘院编制的亨元煤业地面瞬变电磁勘探报告综合分析，该区域水文地质结构简单，不会对回采造成影响，但在回采期间必须遵守“预测预报、有采必探，先治后采”的防治水原则及“物探先行、钻探验证”的探放水管理办法。第六节 影响回采的其他因素一、工作面瓦斯、煤尘情况瓦斯预计瓦斯绝对涌出量为3.588m/min;采面通风解决瓦斯量为3.588m/minCO2低CO2矿井，CO2绝对涌出量1.45m3/min，采面参考值为0.28m/min煤尘爆炸指数煤尘具有爆炸性，指数为50%煤的自燃倾向性级，煤层不易自燃。地温危害无冲击地压危害无二、冲击地压和应力集中区经对采区8#煤层揭示情况及080208进、回风巷已完成工程资料分析、总结，该煤层无明显矿压现象，也无冲击地压。三、地测防治水科建议1、该工作面顶板为砂质泥岩、泥岩，在回采时应控制端面距（300mm）不超规定，且在回采时应尽量沿底板回采，即不割底。2、过地质异常区时，需编制专门安全技术措施，确保安全生产。第七节 储量及服务年限工作面长140.5m，平均煤厚1.84m，容重1.43t/m3，循环进度为0.6m，日循环进尺为4.8米，回采率95%。本工作面预计动用储量19.7万吨工作面储量= （140.5m326m+143m137m）1.84m1.43 t/m317万吨顺槽采出煤量及顺槽保安煤柱储量=2.5万吨可采面积=140.5m326m+143m97m=59674m2可采储量=（140.5m326m+143m97m）1.84m1.43 t/m30.9715.2万吨本工作面预计动用储量19.7万吨，可采面积59674m2，可采储量15.2万吨，可采期3.3个月；主要煤柱为相邻工作面保安煤柱、石门河保安煤柱及村庄保安煤柱。 第二章 采煤方法第一节 巷道布置1、080208工作面布置于采区北翼8#煤层。080208进风巷开口于080201进风巷尾部继续按35732方位角向北掘进5m，然后按35008方位向北掘进319m到设计位置，进风巷长324m。采用锚杆（索）、锚网联合支护。080208进风巷掘进工作面断面形状为矩形，巷道宽度4.5m，高2.5m， S=11.25m2；080208进风巷担任工作面回采期间进风、运煤行人及管线敷设任务。2、080208回风巷开口于080201进风巷与回风巷联巷导线点01切中1往西8m处，按35732方位向北掘进138m，然后按35008向北掘进347m到设计位置。080208回风巷长485m，采用锚杆（索）、锚网联合支护。080208回风巷掘进工作面断面形状为矩形，巷道宽度4.5m，高2.5m， S=11.25m2；080208回风巷担任工作面回采期间的回风任务。3、工作面切眼掘进工作面断面形状为矩形，巷道宽度6m,巷道高2.3m，S=13.8m2，工作面切眼长140.5m，采用锚杆（索）、锚网联合支护。工作面切眼用于安装采煤设备及连接两巷，形成通风、生产系统。后附：080208综采工作面采掘工程平面示意图（图二）080208综采工作面两巷断面及管线布置示意图（图三）第二节 采煤工艺一、采煤方法：1、本工作面采用单一中厚煤层一次采全高倾向长壁后退式综合机械化采煤方法，顶板采用全部跨落法管理。2、工作面采用MG170/410-W型采煤机双向穿梭采煤，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，滚筒转动使用其截齿将煤破碎。采煤机端头斜切进刀，割三角煤采煤，割煤与移架、推刮板输送机顺序进行，推移刮板输送机滞后采煤机15-18m进行。装煤利用机组滚筒螺旋叶片配合刮板运输机铲煤板装煤，运输采用SGZ-630/220双中心链可弯曲刮板输送机。即实行“机采跟机”作业，具体工艺为：双滚筒采煤机斜切进刀割煤移架推移工作溜。二、采煤工艺1、工艺流程准备工作采煤机下（上）行割煤顺序移架采煤机下（上）端头斜切进刀移端头下（上）行割三角煤正常下（上）行割煤顺序移架推溜采煤机返向上（下）端头斜切进刀移端头上（下）行割三角煤下（上）行割煤顺序移架推溜采煤机返向上（下）端头斜切进刀移端头。后附：工作面最大、最小控顶距及斜切进刀示意图（图四）2、落煤：采用双滚筒采煤机截割落煤，工作面所有支架动作一次为一个循环，循环进度为0.6m。3、装煤：采煤机螺旋滚筒配合刮板运输机铲煤板装煤。4、运煤：工作面采用SGZ630/220刮板运输机，运输巷采用SBZ730/75转载机和SPJ-800皮带输送机各一部。三、工作面正规循环生产能力工作面长140.5m，平均采高1.84m，容重1.43t/m3，循环进度为0.6m，日循环进尺为4.8m，回采率97%。工作面循环生产能力为：W=LSHc=140.50.61.841.430.97=215 (吨)工作面日产量为：L日=2158循环=1720(t) 序号名称型号及规格数量安装地点功率1液压支架ZY3200/12/2492工作面-2端头支架ZYG3200/12/244工作面-3刮板输送机SGZ630/2201工作面110kw24采煤机MG170/410-WD1工作面411kw5乳化液泵BRW200/31.52运输巷口125 kw6移动变电站KBSGZY-500、1000/10各1移变硐室-7带式输送机SPJ-8001运输巷55kw8转载机SBZ730/751运输巷75 kw9破碎机PC1101运输巷110 kw10调度绞车JD-252运输巷、回风巷25 kw11回柱绞车JDHB14/2.11回风巷15kw备注工作面移变置于东大巷配电点第三节 设备配置后附：080208综采工作面电气设备布置示意图（图五）第三章 顶板控制第一节 支护设计一、液压支架支护强度校核：1、工作面选用液压ZY3200/12/24型液压支架92部，ZYG3200/12/24型液压支架4部。支架参数：尺寸：宽1.43m1.6m、高1.2m2.4m、中心距1.5m；支护强度：0.560.62Mpa；初撑力：2618KN；工作阻力：3200KN；液泵压力：30Mpa；二、液压支架所需支护强度计算：1、支架的最大高度hmax= Hmax+a =2+0.2=2.2m式中：Hmax煤层开采的最大高度，取2m，a考虑伪顶，煤顶接触薄皮层冒落后，支架仍有可靠初撑力所需要的支撑高度的补偿量；按：中厚煤层可取200mm，厚煤层可取300mm，薄煤层适当减小。取200mm。2、支架的最小高度hmin= Hmin-s-g-e =1.7-0.2-0.1-0.1=1.3m式中：Hmin煤层开采的最小厚度；取1.7m。S顶板最大下沉量（按100-200mm选取，I级老顶取大值，级老顶取小值）。e支架卸载前移时，立柱伸缩余量，煤层厚度大于1.2m时，取80-100mm。g支架顶梁上存留的浮煤和碎矸石厚度，一般取50-100mm。我们选择的支架支护高度为1.2-2.4m,能满足支撑高度要求。3、支护强度校核顶板压力P=9.81hk=9.812.22.5(4-8)=(0.220.43)MPa其中h：采高取最大值2.2m，=2.5t/m2，k为上覆岩厚与采高比取（4-8）。计算结果小于本型支架的支护强度(0.560.62)Mpa，结合山西省煤炭地质勘查研究院提供的亨元矿井地质报告结果分析，支架选型符合要求。三、两端头及超前支柱的规格选择1、端头用超前支柱的规格选择支柱最大高度计算：Hmax=Mmax c=2-0.1=1.9m支柱最小高度计算：Hmin=Mminc-SX-s=1.7-0.1-0.2-0.05=1.35m式中：Hmax 工作面开采范围内的煤层最大采高，1.9m; Mmin 工作面开采范围内的煤层最小采高，1.7m;C 顶梁的厚度，c=0.1m;SX顶板下沉量，SX=MminL1=0.0251.74.26=0.2（顶板下沉系数；L1工作面顶板最大控顶距，取4.26m）S 工作面顶板最大下沉量，取S=0.05m。工作面端头选择支柱型号规格DN-28-250/90，最大高度2.8m，大于计算所需高度2.2m；最小高度1.35m，小于煤层最小采高1.7m。符合工作面使用的要求。2、端头支柱参数确定。利用估算法确定工作面的支护阻力。支柱的支护强度pt:Pt=km=61.750=510kPa支柱的有效支撑能力E：PE=KEPA=0.8300=240KN所需支护密度n：n=510240=2.13根/m2支柱的柱距a：a=1/(2.131.2)0.4m式中k采高厚度系数（岩厚与采高比），取k=6；m工作面的平均采高，m=1.7m；工作面顶板岩石平均重度，这里取=50KN/m3;kE支柱有效支撑系数，单体液压支柱取kE=0.8；PA支柱的最大工作阻力，单体支柱最大工作阻力，PA=300kN;b工作面支柱排距，和工作面所选顶梁一致，这里b=1.2m。3、工作面两端头所需支柱数量 N=LN（1）=2（4/0.41）=22根式中LN最大控顶距时支柱的排数，LN=2； L工作面两端头的长度，L=4m； 考虑支柱必须有备用量的要求，工作面端头须配备支柱25根,080208回风巷超前支护需40根单体液压支柱，080208进风巷超前支护需60根单体液压支柱；按正常支护材料的10%准备备用支护材料，两侧共需140根单体液压支柱。第二节 工作面顶板管理一、正常时期顶板控制方式1、支护方式：采用液压支架追机移架及时支护方式管理顶板即滞后采煤机后滚筒3-6 m移架维护顶板。2、基本支架形式：工作面共安装支架96架。基本支架型号为ZY3200/12/24型掩护式液压支架(92架)，过渡架型号为ZYG3200/12/24（4架）,中心距1.50m，支护宽度1.431.6m，支护面积5.387.14m2，支护强度为(0.560.62) MPa；工作面最大控顶距为4.26m，最小控顶距为3.66m。邻架操作，移架步距0.6m。后附：080208综采工作面平面布置示意图（图六）二、特殊时期的顶板控制（一）初采、初放及停采前的顶板控制1）、初采来压期间严禁超高采煤，采高不得大于2.4m。2）、初次来压期间加强工作面顶板管理，支架采用带压移架。3）、加强出口维护，断梁、折柱、失效支柱要及时跟换，并在机头处需增加密集支柱，且保证出口畅通、支护良好。4）初采、初放及停采时都要编制专门的措施，加强顶板控制。（二）顶板破碎时的顶板控制顶板破碎时应采用带压移架超前支护，尽量缩短顶板暴露时间及缩小顶板暴露面积。三、对各道工序及平行作业距离的规定：1、采煤机割煤：1）采煤机司机严格按晋中公司采煤机操作规程中有关规定执行。2）采高严格控制在1.352.2m，必须沿底板割煤，严禁留底煤。3）正常情况下，采煤机速度控制在35m/min，如遇移架速度跟不上，刮板运输机负荷大，必须减慢牵引速度或停止割煤，严禁超速或空顶作业。4）采煤机司机在割煤过程中，严格掌握好采高，保持合理的回采进度，防止出现窜架、倒架现象。5）机组运行当中，正副司机协调配合。采煤机司机要注意支架顶梁，严禁割支架顶梁。2、移架：1）支架工应严格按晋中公司液压支架操作规程中有关规定执行。2）如遇顶板破碎及片帮，机组前滚筒割过12架时，及时移架。3）移架应距采煤机后滚筒36m，降架幅度0.10.15 m，顶板破碎地段应采用带压移架。4）支架移架完毕后，支架必须成一直线，顶梁须升平，支架升起后，立柱应达到足够初撑力，操作完支架后，必须将各手把打回“零”位。5）支架工操作支架时，应站在支架两立柱间，面朝煤帮防止片帮、漏矸伤人。6）若遇工作面片帮，支架顶梁不能有效控制煤帮空顶时，应提前拉架，若仍不能有效控制顶板时，应及时在煤帮做超前支护（支设单体柱或挑板梁）。7）若底板松软，为防止支架钻底，拉架前，必须先将支架底座吊起后再移架。3、推溜：1）推溜应严格按操作规程中有关规定执行。2）推溜由支架工操作，必须持证上岗。3）推溜前，必须认真检查推移千斤顶的连接装置及供液管路。确认无故障后，方可进行操作。4）推溜必须从采面一头向另一头顺序推移，禁止从两头向中间推移。5）推溜应距移架6-9m，弯曲段不得小于915m，推溜工作滞后采煤机后滚筒（不小于9m）。 6）采煤机向上（下）端正常割煤时，按照自下（上）而上（下）的顺序，依次推溜。7）当采煤机斜切进刀入煤壁达到规定截深后，再将工作面溜推向煤壁，成一直线。8）除过机头、机尾处，禁止在运输机停止时推移面溜，防止面溜底槽积聚煤，造成刮板运输机断链事故。9）推不动面溜时，不能硬推，必须查明原因，待处理问题后再推移，防止损坏设备。10）推溜时要注意顺直溜槽，低凹段必须吊平。11）推溜时煤壁侧严禁站人，严禁人员通行。12）推移机头、机尾时，要有专人指挥、专人操作，使用单体柱时，单体柱的着力点要选在牢靠的地方，注液枪必须接在至少间隔一架的支架阀组上，远方操作，其他人员躲在安全地点，严禁人员通过。13）机头、机尾必须推够进度，不得超前或落后，防止工作面刮板输送机底链拉回头煤。14）推移刮板运输机的液压装置必须完整可靠；推移时必须有防止冒顶、片帮伤人和损坏设备的安全措施。4、过机头（尾）：1）过机头（尾）时，提前改移端头超前支护，清理杂物，往外拖拉管线。超前工作面1.2m回收工作面的侧巷帮托板、顶托板及锁具。2）在割透两端头时，利用机组松动锚杆，人工取出，禁止强行硬割，取锚杆时，必须停机锁溜。3）当机组割透两端头后，将机组拉回24m处，待面溜槽内的煤全部拉出拉空后，开始移机头尾。4）利用端头架的推移千斤顶推移。5、采煤机斜切进刀：1）采煤机双向割煤，往返一次割两刀煤。两端头自开缺口，斜切进刀距离不小于24m。2）机组割透机头（尾）后，调换滚筒上下位置，改变牵引方向，随弯曲段逐步切入煤体，下滚筒全部进刀后，机组割煤到24m处，工作面溜推移到位后，机组返回割三角煤，割透机头（尾）后，调换滚筒上下位置，换向牵引，然后正常割煤。3）采煤机割至机头（尾）9m处时，必须放慢牵引速度，并通知机头（尾）人员撤到10 m以外的安全地点。4）机头（尾）人员，要时刻注意两端头的顶板及各种管线，发现问题及时停机处理。三、工作面顶板管理方法：采空区采用全部垮落法管理顶板。如综采工作面遇断层及陷落柱时，要及时移架或挑板梁控顶。正常情况下，工作面液压支架应紧跟采煤机，及时支护新暴露的顶板，且支架端面距不大于0.3m。如果工作面发生片帮，端面距在0.30.6m间，采用超前移架控制顶板；端面距在0.61.2m间时，超前移架并采用临时单体液压支柱的办法控制顶板；端面距大于1.2m时，超前移架并采取在支架前梁上方挑板梁或圆木的方法维护顶板。挑梁时，必须将支架前梁伸紧支实。具体方法：首先降架并在支架前梁上方垂直煤帮挑两根1.62.6m半圆木，再在半原木上平行工作面挑4m或2.8m长板梁，然后升紧支架挑住煤帮板梁，机组在片帮地段割煤后，及时带压移架。第三节 运输巷、回风巷及端头顶板控制工作面两端头分别有两组ZYG3200/12/24型液压支架，两端头空顶处使用单体液压支柱与1.2m铰接顶梁支护顶板。一、两端头及两巷超前维护：1、两巷超前维护：两巷超前维护正常情况下均在原锚杆、锚索铺联网联合支护的基础上采用顺巷支两至三排梁柱，柱使用DW系列液压单体支柱,柱径为100mm。梁使用1.2m铰接顶梁。超前支护段单体液压支柱的初撑力不少于90KN，支护距离始终超前工作面不小于20m，具体管理方式如下：1）进风巷超前管理：打设3排超前支护，支护距离不少于20m；第一排距巷道西帮0.5m，第二排与第三排间距1.3m，第三排距巷道东帮0.4m，柱距1.2m。2）回风巷超前管理：打设2排超前支护，支设距离不小于20m；第一排距巷道西帮1.4m，第二排与第一排间距1.5m，距巷道东帮1.4m，柱距1.2m。3）单体柱必须支在实底上，柱与柱之间用防倒链连接，防止倒柱伤人，如底板松软，必须穿鞋，使单体柱达到足够初撑力。4）如顶板破碎，压力增大时，则根据实际情况减小柱距为1m或加打临时支柱管理顶板。 2、端头支护：过渡架和密集支护具体规定如下：1）、过渡架采用型号为ZYG3200/12/24液压支架。2）、端头支护必须架设牢固，并有防倒柱护绳。严禁在浮煤或浮矸上架设支护；单体液压柱的初撑力不得小于90kN。3）、严禁在空顶区域内提前摘柱。碰倒或损坏、失效的支柱，必须立即恢复或更换。移动输送机机头、机尾需要拆除附近的支柱时，必须先打好临时支柱。4）、工作面两端头落山区放顶时，放顶人员必须站在支架完整，无滚矸等安全地点进行。回柱放顶前，必须对放顶的安全工作进行全面检查，清理好退路；回柱放顶时，必须指定有经验的人员观察顶板。5）、进风巷两刮板机连接处顶板，随采随放。拉出过渡架后落山侧应及时补打单体柱维护该处顶板。随着支架的外移，在移架前至预移位置至密集柱间支设一排挡矸密柱，支设距巷道壁不大于0.2m，柱距不大于0.3m；柱与顶、底板呈垂直后向落山区方向偏35倾角，使支柱有迎山角，确保迎山有力。6）、回风巷与进风巷相同, 随采随放。放顶后要求切顶密柱距支架落山侧0.2m，全断面支一排挡矸密柱，间距不大于0.3m。再距第一排支柱0.6m再打一单体柱。柱与顶、底板呈垂直后向落山区方向偏35倾角，使支柱有迎山角，确保迎山有力。7）上、下安全出口高度不得低于1.8m，宽度不小于1m，否则需卧底、扩宽，并有专人维护3、支护材料的使用数量和存放管理（见附表）种类型号及规格使用量复用率%铰接梁DZA-120011099单体柱DN-28-250/9014099材料存放管理规定：1）、单体柱、铰接梁要建账挂牌统一管理，现场牌板与实物相符。2）、材料要码放整齐，损坏的单体柱、梁不得使用，及时更换。3）、按工作面正常使用的10%准备备用支护材料，支护材料存放于进风巷内距工作面5080m处。后附：080208工作面端头、超前支护平面示意图（图七）4、两巷放顶：1）回密柱前先将锚杆、锚索泄压回撤，然后再将里面的密柱逐根回出，移至新的切顶线位置。2）回柱放顶时，必须由里向外，由难到易，要设专人观察顶板，把浮煤、浮矸、杂物清理干净，清理好退路，保证退路畅通。替柱时，要严格执行先支后回的原则。放顶前，在支柱的掩护下先将新切顶线以里的锚杆的螺母、托板回收出来，把金属网剪开，新切顶线以外支柱不准提前回收。3）进、回风巷接近落山去1.2m切顶线位置打设两根戗柱，柱与顶、底板呈垂直后向落山区方向偏35倾角，使支柱有迎山角，确保迎山有力。4）上下隅角悬空面积超过25m2时，要支设木垛缓冲顶板压力或打密集孔强制放顶。5）进、回风巷过渡支架上方接顶不严时采取上方支设方木，保证支架接顶严密。6）回柱放顶时，跟班区队长、班组长及安全员必须现场指挥。5、退锚工艺：1）退锚前，先支单体柱维护好锚索周围的顶板，防止退锚后，发生冒顶或掉矸现象。2）退锚前，先将槽钢和托板用铁丝等拴牢，防止锚具松脱后，槽钢等物料掉下伤人。3）退锚时，一人手托千斤顶将其套在锚索上，枪头顶住锁具，然后另一人用手压千斤顶，当千斤顶咬住锚索后，把千斤顶用铁丝拴在顶网上，然后人员撤离退锚点3m以外，边压千斤边观察压力表及千斤顶。当千斤顶顶开锁具以后，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，再操作千斤手把，将千斤收回。当锁具完全脱离开后，将千斤顶、托板和槽钢取下，并回收。4）退锚时，人员站在支护完好的地点，实行远距离操作，随时观察退锚地点及其周围的顶板情况，发现异常，立即远撤，如顶板压力大，破碎且下沉严重等，该区段不再退锚。5）切顶线往外锚具等退尽后，进行密支柱的回撤，循环进度1.2m。6）严禁人员进入采空区密柱以里抱取材料，取落山材料要用长柄工具勾取。7）退锚时，要在支设新密集支柱之前操作，严禁在上隅角落山侧内进行退锚。8）顶板压力增大及顶板破碎或下沉时，经生产区队领导鉴定可不退锚具。但锚杆螺母及锚索锁具四周必须涂抹凡士林。二、超前支护回收：1、随着循环割煤作业，必须及时回收过渡架前的液压支柱及顶梁。撤除液压支柱及顶梁后必须及时前移架设，始终保持超前支护不少于20m。2、随着割煤推进，超前支护撤除至支护呈循环作业。架设液压支柱及顶梁时：将准备好的顶梁先进行铰接，然后将顶梁托起与顶板平行，插入水平楔进行固定；当铰接顶梁距顶板810时，分别在梁头、点柱对应的梁上分布木楔，形成“一梁三楔”， 柱与顶、底板呈垂直后向落山区方向偏35倾角，使支柱有迎山角，确保迎山有力。3、经过顶板破碎地段, 架设液压支柱及顶梁时，必须预先处理网兜内的碎石，并在铁丝网与铰接顶梁之间上背板后方可升紧液压支柱及顶梁。4、撤除液压支柱及顶梁时，要先对相邻支柱及顶梁进行加固，然后方可撤除，撤除后及时前移架设，支架前梁端头距超前支护最大空顶0.5m，严禁超空顶作业。5、回收人员首先要选择好退路与操作位置，手扶单体液压支柱手柄插入放液把手慢慢放液，降落80100mm后由一人将铰接顶梁上的木楔全部敲掉，然后扶住铰接顶梁，再对液压支柱慢慢放液，待钢梁缓缓落到一定高度时，由2人扛住钢梁抬到指定地点。严禁用绞车强拉硬拽回收单体柱。 6、回撤端头单体柱：卸载前必须详细观察支柱的倾斜方向，判明支柱与支柱上的木楔跌落方向，摘下防倒链。然后，一人护住柱体，一人将卸载手把插入三用阀的卸载孔中，转动手把，支柱卸载活柱下降，撤出支柱。 7、在回收顶板破碎或垮落岩石埋没柱缸的危险地段时，先将所回的单体液压支柱用钢丝绳拴好，再用长把工具撞击已插好的卸载手把进行卸载，卸载后，拽钢丝绳拉出支柱。8、回撤死柱必须先支设一根临时支柱，然后采用局部掏底的方法挖空柱缸底部，再拉出死柱。严禁采用绞车强行回撤。9、顶板破碎时, 撤除液压支柱及顶梁架必须坚持“先支后撤”的原则打设替柱进行作业，必要时增设支护,控制好顶板,并对周围的支柱及顶梁进行加固,方可撤除。第四节 矿压观测矿压观测内容1、液压支架监测每班派专人观察液压支架的压力表显示数据，每组支架压力表显示数据不得低于25Mpa，并做好记录；发现不显示的压力表及压力不够等现象要及时处理。2、顶板离层仪监测在掘进过程中，从开口处每隔50m已设有一组顶板离层仪，每天由专人巡查记录，且区队留有记录可查。3、超前支护监测回采过程中要密切监测液压支柱及顶板的变化，发现支柱入底及支柱叫响要及时采取措施进行处理；出现支柱漏液、自降现象，要及时注液将支柱与顶梁接顶升紧，并做好相关记录。4、成立工作面顶板管理小组由综采区队领导安排。组长负责整个工作面顶板安全第一责任，主持工作面整体安全管理。副组长负责整个工作面顶板技术管理责任，定期进行工作面顶板动态观测，并进行分析和处理。成员负责整个工作面现场顶板安全责任，负责现场顶板动态变化监测责任。（1）、管理小组每天对照3个班的观测数据进行分析，并将分析结果注册在当天的观测记录下面，由当班值班人员签字。（2）管理小组通过每天矿压观测分析工作面顶板运动规律，总结出矿压观测报告，为后续类似条件采煤工作面顶板支护设计提供依据。5、每班验收员对工作面及上下巷顶板情况进行监测，主要分析柱压变化观测、顶板裂隙观测和顶底板移近量观测。第四章 生产系统第一节 运输一、运输设备及运输方式1、运输设备及装、转载方式工作面采用双滚筒采煤机割煤，其螺旋滚筒配合SGZ630/220型刮板运输机铲煤板装煤，由刮板运输机输送到运输巷SBZ730/75型转载机、PC110破碎机至SPJ-800型皮带运输机，再输送到080201进风巷皮带到934运输巷，经矿井主煤仓至主斜井皮带输送机到地面。工作面机头、机尾溢出的煤可通过人工将其装入输送机。2、辅助运输设备及运输方式工作面需用的物料、设备等，采用1t矿车与平板车由调度绞车，通过回风顺槽运进工作面。二、运煤、料路线1、运煤路线080208综采工作面刮板运输机080208进风顺槽转载机080208进风顺槽破碎机080208进风顺槽可伸缩带式运输机080201进风顺槽带式运输机934运输巷带式输送机井底主煤仓主井带式运输机地面煤场。2、运料路线地面副斜井东大巷东大巷与080201进风巷联巷080201进风巷与回风巷联巷080208回风巷080208工作面。后附：080208工作面运输系统图（图八）第二节 “一通三防”与安全监控一、通风系统我矿通风采用主斜井和副斜井进风，回风立井回风的两进一回抽出式通风，主扇为2台轴流式对旋风机，一台使用，一台备用，型号为BD54-6-18，配用电机功率均为132kw2。矿井总进风量4457m3/min，总回风量4647m3/min，矿井有效风量4297m3/min以上，矿井有效风量率90%以上，矿井负压1660pa，平均等级孔2.1m2；生产水平和采区都布置专用回风巷；通风系统完善、合理、可靠、稳定。1、080208工作面通风路线为：新鲜风流主、副斜井934运输巷080201进风巷080208进风顺槽080208综采工作面080208回风顺槽080201进风巷与回风巷联巷080201回风巷080201回风巷回风联巷采区回风巷总回风回风立井地面。2、通风设施1）采区北翼回风巷设一组风门。2）080208回风巷口设一组风门。后附：080208工作面通风系统示意图（图九）二、配风量计算配风原则：1、综采面实际需要的风量，按瓦斯或二氧化碳等有害气体涌出量、工作面的气温、风速及人数等因素分别进行计算后与所规定的最低风量相比较，并取其中最大值。2、工作面瓦斯采用风排及上隅角安装负压抽放管路的办法联合解决瓦斯，工作面瓦斯涌出量为3.588m3/min。采面通风风排瓦斯量为3.588 m3/min。1）按瓦斯涌出量计算：Q采= q采100K采通1.51003.588538(m3/min)式中：Q采采煤工作面的实际需风量，m3/min； q采采煤工作面的CH4绝对涌出量； K采通回采面CH4涌出不均匀的备用风量系数（机采面取1.21.6）。2）按工作面温度选择适宜的风速进行计算:Q采=60VSK =600.88.51.2 490(m3/min)式中：Q采采煤工作面的实际需风量,m3/min； V采煤工作面的平均风速，按采煤工作面空气温度与风速对应表查取0.8-1.0m/s（见煤矿作业规程编制指南P110-表4：采煤工作面空气温度与风速对应表）。 S采煤工作面的平均断面积，按最大和最小控顶断面积的平均值计算，8.5m2。K采煤工作面的长度系数取1.2（见煤矿作业编制指南P110-表5：采煤工作面长度风量调整系数表）。3）按人数计算：Q采= N4=264=104(m3/min)式中：N采煤工作面最多工作人数； 4每人供给的最小风量，m3/min。根据以上验算该工作面配风量538m3/min。4）按风速进行验算按最低风速验算: Q采600.2510150m3/min；按最高风速验算: Q采604102400m3/min ；因150m3/min5722400m3/min式中：Q采采煤工作面的风量，m3/min； S采煤工作面的平均净断面积，取10m2； 0.25允许最低风速，m/s； 4允许最高风速，m/s 根据以上验算该工作面配风量538m3/min符合要求。三、瓦斯防治一）通风瓦斯管理1、工作面在投产前必须具备正规的通风系统，本面配风量不得低于538m3/min，后期根据工作面瓦斯抽采情况可适当调整风量，但必须制定相应安全技术措施。2、上、下隅角必须严密设置风障，以减少采空区漏风。3、080208综采工作面配置专职瓦检员，具体检测地点如下：1）080208进风巷 3）080208工作面上隅角2）080208回风巷 4）080208工作面二）监测监控1、在安全监控上，布置4个甲烷传感器、1个一氧化碳传感器、1个温度传感器、风速传感器、高浓甲烷传感器和粉尘浓度传感器。2、监测路线：副井地面中心站副斜井主副井联巷井底车场934运输巷080201进风巷080208进风顺槽（080208回风顺槽、工作面）。3、瓦斯传感器的技术参数规定：T1080208回采工作面上隅角的瓦斯传感器报警浓度为0.8%、断电浓度为1.2%断电范围：工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备电源复电浓度小于0.8%T2080208回采工作面回风顺槽里的瓦斯传感器报警浓度为0.8%、断电浓度为1.2%断电范围：工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备电源复电浓度小于0.8%T3080208回采工作面回风顺槽外的瓦斯传感器报警浓度为0.8%、断电浓度为0.8%断电范围：工作面及其回风顺槽内全部非本质安全型电气设备电源复电浓度小于0.8%T4采煤机组上的瓦斯传感器报警浓度、断电浓度为0.8%断电范围：080208工作面全部非本质安全型电气设备，复电浓度小于0.8%附: 工作面安全设备监控情况表工作面安全设备监控情况表设备型号KGJ-型瓦斯/CO 传感器DD型断电仪KD型电源KGJ型分站便携式甲烷报警仪数 量41113安设位置080208回风巷及工作面上隅角及采煤机组080208高压控制开关上080208进风巷口080208回风巷口班组长、采煤司机、电钳工等人随身携带控制区域工作面全部非本质安全电源工作面全部非本质安全电源监控系统监控系统无信号电缆敷设要求敷设要整齐，每隔1.2m挂电缆钩固定，与动力电缆同侧吊挂时，要敷设在动力电缆上方不小于0.3m处。电源电缆敷设要求 敷设要整齐，固定牢固，在信号电缆下方不小于0.3m处。4、矿井使用的人员定位系统为KJ222（A）型，在矿井人员定位系统的基础上，将人员定位系统主分站安装在井底煤仓旁，080208进、回风巷口各安设1台识别分站。后附：080208工作面安全监测、监控设备布置示意图（图十）080208综采工作面监控断电示意图（图十一）080208工作面人员定位系统示意图（图十二）四、综合防尘（一）、防尘地面静压水池主斜井934运输巷080201进风巷080208进、回风顺槽080208综采工作面。供水水源引自地面静压水池。井下水源与地面供水管网形成系统。矿井井下供水管路每隔50m设置控制阀。1、为保证防尘用水的清洁,地面设有污水循环净化处理系统，防止杂物进入喷水装置堵塞。2、工作面进、回风巷均需铺设2寸洒水消尘管路，上齐过滤器，回风巷每隔100m，进风巷每隔50m安设洒水三通阀门。3、采煤机内外喷雾：要求喷雾嘴完好不堵塞,内喷雾压力不得小于2MPa,外喷雾压力不得小于4MPa,如果内喷雾装置不能正常喷雾，外喷雾压力不得小于8MPa，无水或喷雾装置损坏时必须停机。4、架间喷雾降尘：架间喷雾喷嘴迎风喷雾，呈半包围形式，罩住产尘部位，采煤机割煤时,下风口20m范围内必须保证有3架以上的喷雾装置正常工作,并保证雾化效果良好,覆盖全断面。5、转载点的喷雾：工作面运输机机头及进风顺槽刮板机机头各设一组喷雾装置，运输皮带机机头设一组喷雾装置，实现运煤过程中的喷雾降尘。6、顺槽防尘水幕：在回风顺槽中距工作面煤壁30m处,安设第一道水幕,在第一道以外50m处安设第二道水幕，两道水幕均随工作面的推进而向外移动，。每道水幕的喷雾喷头不少于4个,且雾化良好,覆盖全断面。7、安装BPW250/10喷雾泵，为综合机械化采煤工作面喷雾灭尘提供所需水源。(1)、工作位置应相对水平；(2)、工作环境温度在0-40，相对湿度不超过95%。8、煤尘冲刷：对回风顺槽每班冲刷一次,运输顺槽每周冲刷一次,工作面、支架阀组及其它部位每班冲刷一次。9、个体防护：所有作业人员必须佩戴防尘口罩。（二）、隔爆1、在080208进、回风顺槽内距两安全出口、两端头60-100m范围内及巷道中部各设置一组隔爆水袋，工作面端头的两组隔爆水袋要随着工作面向前推移而向前移动；进、回风巷巷道长度剩余300m时只设置一组隔爆水袋；水袋的数量、水量满足200L/m2，间距1.2-3m，水袋在巷道内的长度为20m，水袋距顶板、两帮间隙不小于100mm，高度要保持一致；每排中水袋间隙与水袋至两帮间隙的总和及水袋底部到顶板的距离不得大于1.5m，并且每周检查一次，有记录可查。后附：080208工作面排水、防尘管路布置示意图（图十四）（三）工作面煤层注水煤层注水是回采工作面最重要的降尘措施之一，也是矿井防尘工作的有效手段之一。为了有效的降低080208工作面回采过程中产生煤尘和降低空气煤尘含量、提高工作环境能见度，创造良好的工作环境，从根本上杜绝煤尘危害，对080208回采工作面实行煤层注水。根据我矿实际情况，在采煤工作面回风巷沿煤层倾斜方向平行于煤层工作面打钻。采用ZDY2300s钻机打孔，孔径75mm，钻孔长度120m，钻孔间距为25m，采用长孔注水的注水方式，钻孔角度原则上与煤层倾角保持一致，实际为4，使钻孔始终保持在煤层内，以免穿透顶底板；注水泵型号为3BZQ-20/15型气动注水泵，额定注水压力为15Mpa，采用封孔器封孔，设计单孔注水量83.3m3,注水时间为41.62h。后附：080208工作面煤层注水布置示意图（图十三）五、防灭火工作面防火重点是采空区煤层自燃与防机械摩擦生热、电缆线超负荷生热和人为火灾。1、皮带机头尾及各转载点各配备两个灭火器、一个沙箱、一个消防桶、一把消防锹，各种保护齐全到位，皮带机头尾上方及两帮使用不燃性支护；采煤机必须配备2台灭火器；消（防）尘洒水设施齐全。2、进、回风顺槽内的水管必须接到工作面两端头，并确保供水，每50m安设一个“三通”。两巷内各配备不少于50m25胶质软管，保证能随时与三通联接。3、束管监控KSS-200型束管监测系统是利用抽气泵和一束多芯的塑料管缆远距离的抽取监测地点的气样，利用专用气相色谱仪进行全自动取样分析，实时测定各测点的气体组分浓度，同时可以对监测地点煤自燃过程中标志气体浓度超值时发出警报的成套装置。工作面从切眼开始沿回风巷布置束管，每隔50m引出单根束管作为一个采样点，当采样点进入采空区时每天由专人负责对气体进行抽取，然后在地面通过色谱仪进行分析。4、自燃发火征兆一氧化碳浓度达到自燃发火危险等级。工作面或巷道中出现雾气或巷道壁“出汗”。冬季在钻孔或塌陷区冒出水蒸气或冰雪融化现象。井下闻到煤油味、汽油味、松节油或焦油味。从煤炭自热或自燃地点流出的水或空气，其温度较正常的高。人体不舒适感，如头痛、闷热、精神疲乏等。以下是080208工作面防治自燃发火的主要措施系统，当工作面发现有自燃预兆时，应立即