12308综采工作面作业规程.doc

大柳塔煤矿活鸡兔井12308综采工作面作业规程编 号： DLT-C-2009-24-10-01分 发 号： 24编制单位： 综采二队 2009年10月05日队 长： 2009年10月05日编 制： 侯 志 成 2009年10月05日活井12308综采工作面作业规程会审纪要时间2009年10月19日地 点矿三楼会议室主持人杨建彬组织单位生产办技术组施工单位综采二队规程编制侯志成参见会审人员杨建彬、袁建文、杨飞、薛刚、呼延波、白恒山、李亚军、马宝张更业、任显财、陈苏社、梁云峰、陈外信签 字 栏生产办技术组驻矿地测站机电信息中心机电副总生产办通风组生产副总通 风 队总工程师生产办质量组机电副矿长调度指挥中心生产副矿长安 全 办1、补充巷道顶板锚索保护的措施，防止回风顺槽超前支架组在使用过程中损坏锚索，导致顶板支护效果降低。2、操作超前支架时，操作与监护人员的站位必须符合规程、措施要求，确保安全。3、必须提前对超前支架作业人员进行操作、安全培训，做好危险源辨识工作，严禁其他人员操作超前支架。4、工作面顶、底煤的探测设备必须齐全、到位，坚持顶底煤探测。5、在回采前必须对地表地物进行一次全面的检查，及时协调地表地物搬迁。6、活井12308切眼外为旺采区，初采前安全防范措施与安全意识必须到位。7、工作面排水系统必须达到设计能力，试生产前能正常运转，在生产过程中检修到位，保证完好。8、工作面采高的控制，在生产过程中应根据煤层厚度的变化及时调整采高，提高回采率。1作业规程编制依据1、神东大柳塔煤矿活井12308综采工作面地质说明书、井上下对照图、上覆岩体等厚线、煤层底板等高线、两顺槽地质剖面图（驻大柳塔煤矿地测站发）2、大柳塔矿活井12308综采工作面供电系统图、大柳塔煤矿活井12308综采工作面设备布置图（大柳塔矿机电组发）3、大柳塔煤矿活井12308综采工作面供排水系统图（大柳塔煤矿机电组发）4、煤矿安全规程（2009版）5、煤矿作业规程编制指南（煤炭工业出版社、2005年版）6、设备安全技术操作规程（神东煤炭集团2009年）7、煤炭工业技术政策和煤炭工业矿井设计规范8、国有重点煤矿生产矿井质量标准化标准煤生字（1994）第231号9、大柳塔煤矿2009年采掘工程质量管理办法、大柳塔煤矿煤质管理实施细则、2009年大柳塔煤矿矿井灾害预防与处理计划、大柳塔煤矿机电运行管理办法（2009）10、神东煤炭集团生产技术管理制度汇编（2009年）11、神东2007190号文件神东煤炭分公司综采工作面顶板管理规定12、神东200699号文件关于加强综采工作面超前支护和预防工作面片帮事故的通知13、神东200721号文件神东煤炭分公司综采工作面过联巷口安全技术措施补充规定的通知14、神东煤炭分公司“一通三防”管理实施细则（神东公司2006年8月发）15、神华集团公司安全质量标准化标准及考核评级办法实施细则汇编（第四版）（神华集团有限责任公司2005年8月发）16、神东2007243号文件“神东煤炭分公司安全监控装备管理考核办法”17、神东煤炭集团煤质管理实施细则（2009年）18、神华集团煤矿本质安全管理体系考核评分标准（2009年）1目 录第一章 工作面概况及开采技术条件11.1、工作面位置及井上下关系11.2、煤层特征11.3、煤层顶底板11.4、地质及构造21.5、水文地质21.6、影响回采的其它因素21.7、储量及服务年限3第二章 采煤方法42.1、巷道布置42.2、采煤工艺52.3、设备配置8第三章 顶板管理123.1、支护设计123.2、工作面顶板控制143.3、运顺、回顺及端头顶板控制153.4、矿压观测19第四章 生产系统214.1、运输系统214.2、通风系统214.3、供排水系统244.4、供电系统254.5、照明通讯监控系统304.6、防尘洒水系统314.7、防灭火系统32第五章 劳动组织和主要技术经济指标335.1、劳动组织335.2、主要技术经济指标34第六章 工作面质量标准化管理和煤质管理356.1、质量标准化356.2、煤质管理39第七章 井下灾害防治及避灾路线427.1、井下灾害防治427.2、避灾路线47第八章 安全技术措施498.1、一般规定498.2、各工种操作时的安全技术措施508.3、工作面顶板管理及防片帮安全措施578.4、工作面过联巷口的安全规定618.5、行人联巷管理安全技术措施628.6、控制溜子上下窜动及窜动时行人安全技术措施628.7、防倒架、压死支架及处理安全技术措施638.8、处理大块煤(矸)及机头(尾)拉底安全技术措施668.9、机电运输管理安全技术措施678.10、工作面铁器管理规定708.11、火工品管理使用安全技术措施708.12、防止液管伤人的安全技术措施738.13、工作面“一通三防”安全技术措施738.14、安全监测监控设备管理安全技术措施748.15、拉移变列车安全技术措施758.16、尾巷安全管理措施778.17、高空作业安全技术措施778.18、回风顺槽超前支架组使用安全技术措施788.19、井下电气焊安全技术措施798.20、个人防护安全技术措施808.21、专项安全技术措施81第九章 活井12308综采工作面初采及初放安全技术措施89第十章 作业规程学习及考试记录94神东煤炭集团大柳塔矿活井12308综采工作面作业规程第一章 工作面概况及开采技术条件1.1、工作面位置及井上下关系大柳塔煤矿活鸡兔井12308综采工作面位置及井上下关系，见表1-1-1。工作面位置及井上下关系 表1-1-1煤层1-2煤盘区三盘区工作面活井12308地面标高（m）1251.01278.3底板标高（m）1103.031107.00地面相对位置本面东起刘沙圪堵东侧，沿北西方向经刘沙圪堵居民点至其北侧。回采对地面设施的影响回采区回采后地表将出现1050cm宽的塌陷裂隙，地表建筑物将受到不同程度的破坏。回撤通道运顺侧有光缆通讯线路分布，切眼附近对应地表范围内有刘沙圪堵居民点民居分布，已于2007年搬迁。井下位置及与四邻关系本面位于三盘区集中大巷南翼。本面切眼外侧为旺采区。北东及南西为未开采区。走向长度（m）351.959倾斜长度（m）196.5面积（m2）69160附图1-1-1：活井12308综采工作面井上下对照图。1.2、煤层特征活井12308综采工作面煤层特征见表1-2-1。 煤层特征表 表1-2-1煤层厚度（m）4.23结构简单倾角14煤层情况工作面所采煤层为1-2煤，煤层结构简单，宏观煤岩类型以半暗煤为主。煤层平均厚度为 4.23m（3.74.7m）。工作面范围内煤层厚度稳定。煤质指标Mad (%)Ad (%)St (%)Vdaf (%)8.738.210.3636.29CaO (%)Qnet.d(MJ/kg)ST ()煤类17.2271195不粘煤(BN)1.3、煤层顶底板活井12308面煤层顶底板情况见表1-3-1。 活井12308面煤层顶底板情况表 表1-3-1顶底板岩石名称厚度(m)岩性特征老顶粉砂岩18粉砂岩，灰色，具水平，斜波状层理，透镜状层理，含植物化石及炭化植物碎片。直接顶粉砂岩2.90粉砂岩，浅灰色，具斜波状层理，透镜状层理，含丰富的炭化植物茎杆及碎片，夹细粉砂岩，细粒砂岩薄层及条带。直接底粉砂岩4.96老底粉砂岩25粉砂岩，浅灰色，具近水平层理，波状层理，透镜状层理。附图1-3-1:活井12308综采工作面综合柱状图。1.4、地质及构造煤层底板以宽缓的波状起伏为主，回采方向上总体表现为负坡，局部呈波状起伏。煤层底板标高1103.031107.00m，最大相对高差3.97m。1.5、水文地质活井12308工作面最大涌水量为260m3/h，正常涌水量为50 m3/h。本工作面上覆12上307-1面已回采，与上覆的12上307-1工作面采空区底板层间距为19.022.0m，采空区的积水大部已沿采空区底板向下运移到12上307-1面回撤通道附近，但局部低洼处可能有积水。该面回采方向上总体呈负坡推进，部分地段呈波状起伏，本面采空区积水在负坡推进地段会在工作面积聚，建议在工作面中安设一定的排水设施，以便及时排出积水，防止由积水影响生产及增加煤中水分。 1.6、影响回采的其它因素一、影响回采的其它因素 见表1-6-1。影响回采的其它因素 表1-6-1瓦斯低瓦斯，属二氧化碳-氮气带煤尘具爆炸性煤的自燃易自燃地温正常，一般1215之间二、工作面回采期间存在的问题及建议1、活井12308工作面煤层上覆基岩厚度一般在130155m。在近切眼处为防止该工作面初冒困难，建议在综采工作面切眼区对煤层顶板进行预裂爆破。2、本工作面上覆12上307-1面已回采，局部低洼处可能有积水。为确保安全，疏放水后工作面回采时应备有不小于260m3/h的排水能力，以备上覆采空区相对低洼地域未排出的老塘水泄入本面。3、工作面回采后地表将出现1050cm宽的塌陷裂隙，地表建筑物将受到破坏。主回撤通道运顺侧有光缆通讯线路分布，切眼附近对应地表范围内有刘沙圪堵居民点民居分布，已于2007年搬迁。4、工作面推进到距切眼308m时，将回采至12上307-1工作面回撤通道下方位置，提前做好顶板来压不正常的处理准备工作。 1.7、储量及服务年限一、储量工作面地质储量：37.7万吨。工作面可采储量：35.1万吨(回采率取93%)。二、工作面服务年限工作面服务年限351000（吨）/386778（吨/月）0.9（月）。11第二章 采煤方法工作面采用走向长壁后退式全部垮落综合机械化一次采全高的采煤方法。2.1、巷道布置活井12308工作面位于活井1-2煤层三盘区，工作面沿煤层走向布置，顺槽沿煤层倾向布置，顺槽布置为两条运输顺槽和一条回风顺槽。工作面顺槽与活井1-2煤集中巷斜交。工作面停采线距1-2煤集中辅运大巷112m（运顺端）。活井12308回风顺槽1#联巷与1-2煤集中辅运巷之间安设两道风门。一、活井12308回风顺槽1、巷道净断面：巷道断面为矩形，净宽5.0m，净高3.8m，断面19m2。2、支护形式：顶板采用锚杆+铅丝网片支护，锚杆排距为1.2m，每排打5根锚杆，靠巷道正、副帮锚杆与顶板成75夹角进行支护。铅丝网片规格为：长宽=2.510m，网孔规格为：80mm80 mm。使用8铅丝进行编织。3、巷道用途：工作面回风、辅助运输、行车、行人等。二、活井12308运输顺槽（1）1、巷道净断面：巷道断面为矩形，净宽5.4m，净高3.8m，断面20.52m2。2、支护形式：顶板采用锚杆+铅丝网片支护，锚杆排距为1.2m，每排打6根锚杆，靠负帮锚杆与顶板成75夹角进行支护。铅丝网片规格为：长宽=2.510m，网孔规格为：80mm80 mm。使用8铅丝进行编织。负帮靠顶板1500mm范围采用锚网支护，锚杆规格为161200mm,金属网规格均为150010000mm。底板铺设砼底板。3、巷道用途：工作面进风、安设移变列车、原煤运输、行人等。三、活井12308运输顺槽（2）1、巷道净断面：巷道断面为矩形，净宽5m，净高3.5m，断面17.5m2。2、支护形式：顶板采用锚杆+铅丝网片支护，锚杆排距为1.2m，每排打4根锚杆。铅丝网片规格为：长宽=2.510m，网孔规格为：80mm80 mm。使用8铅丝进行编织。负帮靠顶板1500mm范围采用锚网支护，锚杆规格为161200mm,金属网规格均为150010000mm。底板铺设砼底板。3、巷道用途：工作面进风、辅助运输、行人等。四、活井12308回撤通道及回撤辅巷1、回撤通道位置：位于活井12308回风顺槽2#联巷、运输顺槽5#联巷。2、巷道净断面：回撤通道巷道断面为矩形，净宽5.4m，净高3.8m，断面20.52m2。回撤辅巷巷道断面为矩形，净宽5m，净高3.6m，断面18m2。3、支护形式：回撤通道沿煤层底板掘进，采用一次性紧固锚杆+H钢筋钢带+铅丝网片进行支护，钢带规格为LK=4900100mm，锚杆排距为1m，每排打6根锚杆，靠巷道负帮锚杆与顶板成75夹角进行支护。铅丝网片规格为：长宽=3.210m；长宽=2.210m。网孔规格为：45mm45 mm。使用8铅丝进行编织。活井12308回撤辅巷采用一次性紧固锚杆+铅丝网片进行支护，锚杆排距为1.2m，每排打5根锚杆，靠巷道正、副帮锚杆与顶板成75夹角进行支护。铅丝网片规格为：长宽=2.510m。网孔规格为：80mm80 mm，使用8铅丝进行编织。底板铺设砼底板。4、巷道用途：回撤设备、进回风、辅助运输、行车、行人等。五、活井12308切眼1、切眼位置：位于活井12308回风顺槽9#联巷、活井12308运输顺槽（1）11#联巷前，切眼距离回撤通道351.96m。2、巷道净断面：巷道断面为矩形，正常段净宽7.5m，净高3.8m，断面28.5m2。3、支护形式：正常段采用一次紧固锚杆+铅丝网+钢带+木点柱联合支护方式进行支护，每排10根锚杆，锚杆排距0.8m。铅丝网片规格为：长宽=2.510m。长宽=2.710m。两条钢带，钢带规格为LK=4900100mm；LK=2600100mm，锚索采用长度8m、15.24mm的高强度低松弛钢铰线、钢托板的规格为16300300mm、锁具一个，每根锚索配树脂三支，锚索排距为2m，每排3根。4、巷道用途：安装工作面设备、通风、行车、行人等。六、联巷1、巷道净断面：巷道断面为矩形，净宽5.0m，净高3.5m，断面17.5m2。2、支护形式：采用一次性紧固锚杆进行支护，锚杆排距1.2m，每排4根锚杆，联巷抹角处共打6根锚杆，必须挂铅丝网。网孔规格为：80mm80 mm。使用8铅丝进行编织。每一个联巷交叉口施工3排锚索，每排三根，透口处施工2排锚索，每排二根，锚索滞后掘进工作面不得超过5个联巷。锚索采用长度5m、15.24mm的高强度低松弛钢铰线、钢托板的规格为30030016mm、锁具一套，每根锚索配树脂三支。3、巷道用途：工作面进回风、辅助运输、行车、行人等。附图2-1-1：活井12308综采工作面巷道布置平面图。2.2、采煤工艺活井12308面采用单一煤层一次采全高走向长壁后退式全部垮落法的综合机械化采煤方法。采用JOY公司生产的7LS6型采煤机双向采煤，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，采煤机端头斜切进刀割三角煤，割煤与移架、推刮板输送机顺序进行，推溜滞后采煤机距离为17.5m。利用后滚筒和刮板输送机铲煤板将煤自行装入运输机。工作面采用DBT公司生产的3855KW型中双链可弯曲刮板输送机运输。2.2.1、回采工艺1、落煤双滚筒采煤机双向割煤，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，往返一次进两刀。前滚筒沿着顶板割煤，后滚筒沿着底板顶面割底煤。2、装煤采煤机割煤及推移刮板运输机时，煤机滚筒螺旋叶片和刮板运输机铲煤板将煤装入刮板运输机溜槽内。3、运煤工作面原煤通过刮板输送机运出，经刮板输送机运送至机头侧卸在转载机尾溜槽内，经破碎机破碎后转载到顺槽可伸缩胶带机上运出。4、支护1）、工作面支护：使用二柱掩护式支架，移架步距865mm，端面距508mm。端头支护：工作面上、下出口各用3台端头液压支架及机头1台过渡支架进行支护。其技术参数见端头液压支架技术特征表。2）、控顶距：由液压支架顶梁长度（L1）、端面距（L2）、及采煤机截深S决定。L1=4445mm L2=508mm S=865mm则，最大控顶距：Lmax=L1+L2+S=4445+508+865 =5818（mm）最小控顶距：Lmin=L1 +L2 =4445+508 =4953(mm)附图2-2-1：活井12308工作面控顶距示意图。5、采空区处理采空区采用全部垮落法管理。2.2.2、回采工艺说明与要求1、割煤1）、采煤机进刀方式为：工作面端头斜切进刀。采煤机在工作面刮板运输机机头和机尾的进刀方式相同。如图所示，采煤机在工作面刮板运输机机头的进刀过程为：a、采煤机与运输顺槽割通后，左滚筒降下至底板，右滚筒升起，反向牵引，沿刮板运输机弯曲段进刀。b、采煤机沿着刮板运输机弯曲段逐渐切入煤壁，机身全部进入直线段后停机。向回风顺槽方向推移刮板运输机。采煤机左滚筒升起，右滚筒降下至底板，向运输顺槽方向牵引割三角煤。追机移架，支护顶板。c、采煤机牵引至与运输顺槽割通后，左滚筒降下至底板，右滚筒升起，向刮板运输机机头方向割煤。d、采煤机向刮板运输机机尾方向割煤。2）、进刀距离的确定D=2L采+L运弯式中：D进刀距离，m；L采采煤机机身长度为18.049mL运弯运输机弯曲段长度，取17.5m则D=218.049+17.5=53.598（m）进刀距离取49.5m。附图2-2-2：活井12308综采工作面端部斜切进刀示意图。3）、要求(1)、采煤机在工作面两端头10架以内参照巷道顶、底板，割煤时从工作面顶板到顺槽顶板逐渐降低采高，机头从8架、机尾从111架开始逐渐降低采高，直到和顺槽顶板衔接，并且保证过渡段的平缓。(2)、割机头、机尾三角煤时，必须保证将三角煤割透，保证顺槽底板到工作面底板平缓过渡，杜绝三角煤割不透事故。(3)、正常生产时采高要保持在4.2m。(4)、顶底板要割平，不能留有台阶、伞檐。(5)、必须保证采煤机滚筒截齿完好无缺，割煤时截齿磨损量不大于滚筒截齿数的10%，否则必须及时停机更换截齿。2、移架1）、移架方式在顶板稳定的情况下，采用邻架操作、顺序成组移架，滞后采煤机后滚筒3架移架。初次放顶、顶板破碎或周期来压期间，采用擦顶移架的立即支护方式，滞后采煤机前滚筒3架移架。2）、要求(1)、拉架时必须使支架保持一条直线。(2)、工作面液压支架必须及时拉架，正常情况下拉架距采煤机后滚筒3架，如果顶板较破碎或有漏顶危险时，应追机拉架，以防止顶板冒落。工作面两端头滞后采煤机15架拉架。(3)、拉架过程中如发生顶板破碎有冒落预兆时，应及时超前拉架，以防止顶板冒落。(4)、拉架时，要保证支架一次拉到位。(5)、拉架过程中要及时调整支架形状，如发生倒架、咬架现象，需及时调整。(6)、拉架时支架下降高度以能移动支架为原则，不得将支架降架过多，以免发生咬架。在破碎顶板下必须带压移架，移架过程中应随时调整支架。3、推溜采用成组推溜方式，每组不超过15架。当滞后采煤机后滚筒3架移架时，推溜滞后移架的距离不得小于10架；当滞后采煤机前滚筒3架移架时，推溜滞后移架的距离不得小于20架。推移刮板输送机时，严禁从两头向中间推运输机，以免造成运输机中间鼓起搭桥。2.2.3、生产能力一、循环产量循环产量 Q=LMSr式中：L =196.5m M =4.2m S =0.865m r =1.29T/m3 则：Q =196.54.20.8651.29 =920.9（T）二、确定每班进刀数N=K（T60-t1）/(nL/V+t2)式中：0.95*450/66k影响系数 0.95t1工作面准备时间 30minT每班工作小时数 8hL工作面长度 196.5mV-采煤机正常割煤时实际运行的平均速度5m/min t2-端头斜切进刀时间 取20minn-割煤方式系数：单向为2，双向为1。则生产班进刀数为6刀，检修班进刀数2刀。三、日产量Q日 =920.914=12892.6（T）。四、月产量Q月 =N月*Q日=30*12892.6=386778（T）。附图2-2-3：活井12308综采工作面正规循环作业图表。 2.3、设备配置一、工作面设备的配套原则和要求：1）各设备在生产能力上必须适应；2）设备的连接必须配套；3）设备的强度必须足够；4）设备的用电电压必须满足生产能力的要求。各设备的主要性能分叙如下:液压支架：整体顶梁、支护强度大，刚性底座，邻架操作，护帮装置，可自动成组移架、推溜，有压力和位移传感器。采煤机：生产能力大，多电机横向布置单电机驱动，总装机功率大，恒功率牵引，牵引速度大，微机自动控制，遥控操作，无链销排牵引。刮板运输机：可弯曲，有观察槽检查底链，双速电机低速大扭矩启动，限矩摩擦式偶合器，液压马达紧链装置，机头、机尾与其过渡槽为整体底座，扩音电话和闭锁装置，侧卸式机头。转载机：机尾与刮板运输机机头为整体交叉侧卸式，整体推移，落地段可在垂直与水平方向有一定的偏转，机头与胶带机尾通过销轴连在一起。破碎机：是转载机机身的一部分，通过垫板调节使过煤高度得到调节，有喷雾装置。泵站系统：有自动配液功能，温度及压力传感器，压力大，流量大。电器设备：供电电压等级高，采煤机、刮板输送机为3300V，转载、破碎机、泵站、胶带机为1140V。照明、信号、支架控制为127V。胶带输送机：自动控制，软启动，自动张紧装置，运距长，运量大，结构简单。二、工作面及顺槽机电设备配置情况见下表2-3-1、表2-3-2。三、主要设备布置附图2-3-1：活井12308综采工作面设备布置图。工作面设备配备明细表 表2-3-1工作面设备明细表设备名称单位数量规格型号备注采煤机部17LS6/LWS579中部支架台109ZY12000/25/50D机头过渡支架台1ZYG12000/25/50D端头支架台6ZYT12000/25/50D端头、端尾各三台超前支架台2M376-5800回风顺槽刮板输送机部1DBT-3*855KW转载机部1DBT-400KW破碎机台1DBT-400KW自移机尾部1SDWX/JW-III 20吨绞车台1JDHB-20/1.6型拉电缆80N开关台1BQD83-80N控制拉电缆绞车，带三联按钮平板/花栏车台16带缆架、挡杆、连接板、销子等高压过滤站台1DBT乳化液泵台4RMI-S375/4*315乳化液箱台2RMI喷雾泵台3RMI-S300/3*160水箱台1RMI总容积5124L，工作容积5000L组合开关台1KJZ/14控制泵站集中控制台台1PROMOS-KJF21照明综保台3ZXZ8-4工作面及移变列车段照明照明灯盏32DGS70/127N工作面每8架盏，单轨吊、列车段20m一盏布置组合开关台1KJZ/9控制采煤机、运输机移变台1KBSGZY-2000KVA/10KV转载机、破碎机、泵站供电移变台1安控-3000KVA/10KV采煤机供电移变台1安控-3000KVA/10KV运输机供电移变台1KBSGZY-500KVA/10KV抽排水供电20吨绞车台1JDHB-20/1.6型绞车焊接到平板车上照明综保台1ZXZ8-4点铃供电80N开关台1BQD83-80N控制回柱绞车，带三联按钮400A馈电开关台1QJZ-400A控制660V电源胶带机部1LAD改造2*375KW工作面设备技术参数表 表2-3-2综采设备主要技术参数设备内容单位技术特征设备内容单位技术特征采煤机生产厂家JOY乳化液泵生产厂家RMI型号7LS6/LWS579型号S375/4*315采高mm2500-5000电压/功率V/Kw1140/4*315滚筒直径mm2500流量L/min430截深mm865工作压力Mpa37.5牵引方式销排式液箱容量L13280牵引特点交流变频牵引喷雾泵生产厂家RMI最大牵引速度m/min20型号S300/3*160供电电压V3300电压/功率V/Kw1140/3*160装机功率Kw1860流量L/min517截割功率Kw2*750工作压力Mpa14.5牵引功率Kw2*110液箱容量L5124泵功率Kw30液压支架生产厂家北煤破碎功率Kw110形式掩护式刮板运输机生产厂家DBT支护高度mm25005000刮板链型中双链宽度mm1750供电电压V3300工作阻力KN12000装机功率Kw3855控制方式电液控制链环规格mm48*144/160推移行程mm865链速m/s1.59推移速度s6溜槽尺寸mm1756超前支架生产厂家山西煤机装备卸载方式交叉侧卸形式四柱支掩式铺设长度m420支架宽度mm2500运输能力t/h3500支架高度mm1950-4000转载机生产厂家DBT工作阻力KN/架5800刮板链型中双链操作方式手动操作电压/功率V/Kw1140/400控制开关煤机/刮板常州联力链环规格mm38126KJZ/9链速m/s2.06破碎机/泵站常州联力溜槽尺寸mm1388KJZ/14铺设长度m60胶带运输机生产厂家LAD改选运输能力t/h3500运输能力t/h2500破碎机生产厂家DBT胶带宽mm1400破碎形式冲击式带速m/s3.5传动方式齿轮传动驱动特点CST驱动供电电压V/Kw1140/400电压/功率V/Kw1140/2*375KW破碎硬度f14储带能力m137破碎粒度mm300提升高度m30破碎能力t/h3500托辊直径mm159神东煤炭集团大柳塔矿活井12308综采工作面作业规程第三章 顶板管理顶板管理方式：采用全部垮落法管理顶板。3.1、支护设计一、液压支架选型设计1、选型原则和要求：1）架的初撑力和工作阻力要适应直接顶和老顶岩层移动产生的压力；2）支架的结构和支护特性，要能适应和保护暴露顶板的完整性；3）支架底座要适应底板岩石的抗压强度；4）支架支撑高度要与采高或煤层厚度相适应；5）安全性能要好。神东煤炭集团配备给本工作面的中部支架为北煤ZY12000/25/50D、端头支架为ZYT12000/25/50D、过渡支架ZYG12000/25/50D两柱掩护式电液控制型支架、M376-5800超前支架。具体参数见表3-1-1、3-1-2、3-1-3、3-1-4。 中部液压支架ZY12000/25/50D主要技术特征表 表3-1-11顶梁长度4445mm6移架力801KN2架间中心距1750 mm7推移力445 KN3初撑力7916KN8重量36.02t4额定工作阻力12000 KN9控制系统PM3115支撑高度25005000mm10数量109台端头液压支架ZYT12000/25/50D主要技术特征表 表3-1-21顶梁长度5445mm6移架力989kN2中心距离1750mm7推移力504kN3初撑力9549kN8重量36.5t4额定工作阻力12000kN9控制系统PM311系统5支撑高度25005000mm10数量6台过渡液压支架ZYG12000/25/50D主要技术特征表 表3-1-31顶梁长度4945mm6移架力801KN2中心距离1750mm7推移力445 KN3初撑力7916KN8重量37.5t4额定工作阻力12000kN9控制系统PM311系统5支撑高度25005000mm10数量1台超前液压支架M376-5800主要技术特征表 表3-1-41支架型式四柱支撑掩护式6外形尺寸20100*4635*4000mm2支架高度1950-4000mm20100*2680*1950mm3支架宽度2500mm7重量26.8t4初撑力5215kN/架8操作方式本架/邻架手动操作5工作阻力5800kN/架9数量2台2、支架的支护强度核定。1）采用经验公式计算需要支架的支护强度，核定所配支架的强度 支架支护强度：P=（48）Mr T/m2式中：M采高为4.20mr直接顶岩层容重2.292.76T/m3，取平均2.53 T/m3=（48）4.202.53 =42.585.1（T/m2）Pmax=85.1（T/m2） 那么需要支架的支护阻力P0为P0=9.8PmaxS KN 式中： Pmax=85.1T/m2 ，S= L1L0支架最大控顶距 L1=5.818 m支架宽度 L0=1.750 m=9.885.15.8181.750 =8491.17（KN）配备北煤ZY12000/25/50D液压支架的额定工作阻力12000KN大于工作面所需支护强度8491.17KN。因此该支架能满足该煤层顶板压力的要求。2）使用顶底板控制设计计算支护强度，核定支架选型顶板压力Q=89.8采高岩石重力密度工作面长度最大控顶距 =89.84.202.53196.55.818KN =952406.1 KN活井12308工作面共安设116台北煤12000KN支架工作阻力F=11612000KN =1392000KN工作面配备液压支架总额定工作阻力1392000KN大于工作面所需总的支护强度952406.1 KN。因此该支架能满足该煤层顶板压力的要求。二、乳化液泵站1、泵站型号、数量神东煤炭集团配备给活井12308工作面的乳化液泵型号为RMI-S375/4*315型，具体参数见表3-1-5：活井12308综采工作面乳化液泵主要技术参数特征表 表3-1-51型号RMI-S375/4*3154电机电压1140 v2流量430L/min5电机功率4*315 kw3工作压力37.5 MPa6液箱容量13280L本工作面共配备4台乳化液泵，另外配备两个乳化液箱。工作面液压系统是由3台乳化液泵提供液压动力，1台备用，通过双进双回液管向工作面液压支架供液。该泵工作压力为37.5MPa，流量为430L/min的四台乳化液泵能够满足本工作面的使用要求。2、泵站使用规定：1）启动泵站前，应首先检查各部件有无损伤，各连接螺丝是否紧固、润滑油是否正常、液位是否适当、乳化液浓度是否合适，各种保护要齐全可靠。2）泵站启动后要注意听泵的运转状况，如有异常立即停泵处理，严禁带病运转。3）开泵前必须要停泵人员允许方可开泵，并向工作面发出开泵信号5秒后再启动。4）检修泵时必须把电源闭锁。5）泵卸载整定值不超过37.5Mpa，严禁随意调整安全阀的整定值。6）加强液压系统的清洁卫生，泵箱过滤器应定期更换，乳化液泵箱定期清洗，浓缩液配比为0.81.0。各种胶管液压元件应保持清洁，严禁泵箱随意敞口，严禁不经过滤器直接向泵箱加入乳化油。3.2、工作面顶板控制一、顶板支护工作面采用全部垮落法管理顶板，顶板随支架前移自行跨落充填采空区。工作面布置109台北煤ZY12000/25/50D中部支架，最小控顶距为4.714m，端面距不大于524mm，6台端头液压支架和1台过渡支架，支架中心矩均为1.75m，最大控顶距为5.818m。采用及时移架支护，即采煤机割过后及时移架并打出护帮板，移架滞后采煤机后滚筒3架进行，支架护帮板距煤机后滚筒不能大于10架。二、工作面顶板管理1、工作面初次放顶措施附本规程后面。2、周期来压安全技术措施1）、队内技术员必须做好矿压观测，认真统计工作面周期来压步距，来压范围、支架阻力大小等，以此合理组织工作面生产。2）、周期来压之前，加强工作面各设备的检修工作，确保设备的完好和正常运行。3）、工作面工程质量必须达到“三直、两平”，工作面正常段采高不低于4.2米，保证液压支架接顶严密、平实，保证液压支架处于良好的受力状态，初撑力不低于252bar。4）、来压时必须采用手动且提前煤机前滚筒5架收护帮板，移架滞后采煤机前滚筒3架进行，打护帮板滞后煤机后滚筒5架。拉架时采用带压移架，少降快拉边打护帮板，减少矸石的下漏量。5）、当工作面压力急剧增大，煤机司机必须停止割煤，将煤机后退至安全位置，低速开启刮板输送机，待工作面压力稳定后，再正常生产。6）、如果工作面片帮达到800mm及以上时，必须超前拉架，即移架在割煤之前进行。端头支架采用带压移架方式超前拉出。7）、在收护帮过程中，如发现护帮板上方有冒落的矸石、岩块，不能将护帮全部收回，满足拉超前架条件时，将支架拉出；不满足时，将二级护帮收回，煤机扫顶后，带压移架。8）、当有局部冒顶危险时采用迈步移架（即隔一架拉一架），防止顶板的冒落。9）、在钻底情况下，支架达到初撑力之后，关闭自动补液功能，防止底座大脚钻底。支架工在拉端头支架时，及时调整侧护板，不准使端头支架挤碰负帮。10）、如局部来压、支架顶梁前端切顶、顶板破碎较难控制，有冒顶迹象，此时可采取中部进刀方式或局部加甩刀，争取时间尽快甩掉压力。11）、来压时合理安排生产，加快推进速度。3、工作面末采工作面末采措施另行编制。3.3、运顺、回顺及端头顶板控制一、工作面端头支护管理措施1、端头支护：工作面上、下出口共配置6台端头液压支架和1台过渡支架进行支护，其技术参数见表3-1-2、3-1-3，若端头支架距负帮超过1米时必须打开端头架的侧护板。2、在工作面推进过程中，由于巷道不直或支架在工作面串动而引起末端的端头支架侧护板至负帮的距离大于1.5m时，采用以下方法加强支护：运输顺槽侧支架与负帮之间布置一排单体，单体柱距1.5m，支护范围为从支架侧护端头至溜子机头电机机箱段；回风顺槽侧在支架与负帮之间布置一排单体，单体柱距1.5m，支护范围为从支架侧护端头溜子机尾电机机箱段。最后一根单体到端头支架大脚距离不大于1.5米，每排单体必须用反光防倒绳连结，防止单体倾倒伤人。如果两端头电机箱体到负帮的距离小于0.7米，中间不再支设单体加强支护。3、如果由于顶板条件差，现有单体支护达不到安全要求时，可加打一排单体，排距调为1米，仍然不能保证安全时打木垛加强支护。二、安全出口管理 1）、安全出口的净高度正常段不低于2.8米，人行道宽度不小于0.7米，行走路线畅通。2)、进出综采工作面的人员和材料配件要从距工作面煤壁距离大于20米的联巷通过，距离小于20米时联巷内严禁行人、行车。3)、严格执行敲帮问顶制度，交接班时，每班跟班队干及班长对工作面上下出口进行检查，班组长必须对安全出口、工作面安全情况进行全面检查，确认无危险后，方准人员进入工作面。4)、跟班队干及时检查两顺槽安全出口支架与顶板切顶处的安全状况，如顶板有掉皮、冒落等征兆时，及时打开支架侧护板护顶，采取支设单体或架木垛等方法，防止事故发生，另外严禁超前回此区域单体。5)、在工作面两端头，当采煤机割三角煤、移端头支架或推机头机尾时，人员严禁通行和作业。6)、人员在机头或机尾电机上通过或工作时，先打出端头支架护帮板，并进行本架闭锁和三机闭锁，有人监护。7)、人员通过上下安全出口时，提前检查行走路线顶、底、帮安全状况，严格执行敲帮问顶制度，确认安全后，方可通过。8)、其它要求执行神东【2007】21号文件。三、运输顺槽超前支护管理1）、综采工作面超前支护的距离从工作面煤壁算起不小于30米。运输顺槽布置1排单体，柱距为1500mm，距负帮1000mm，共设20根单体；回风顺槽布置3排单体，单体支柱距负帮的距离为1000mm，中间间距为1100 mm，排距为1500mm，共设60根单体；对于两顺槽超前支护区内的联巷口，必须打两排单体，里三外四，柱排距1.5米，联巷口距离不够时，柱距可改为1米。同时施工23根锚索（具体施工方案由生产办管理）。采用公司统一采购的塑胶圆形柱帽、柱靴，单体随工作面的推进交替前移。（附图3-3-1：活井12308面超前支护示意图）2）、工作面两端头各备用两套敲帮问顶专用工具。3）、单体支柱行程不小于0.4米，单体的初撑力不小于90KN，单体支柱之间用反光防倒绳连接，钩挂牢固。4）、单体超前支护下端必须支在巷道的底板上，严禁架设在浮煤和沙袋上。5）、超前支护必须使用合格的支护材料，严禁使用损坏的支柱、柱帽和柱靴。6）、当发生支柱失效、巷道底鼓变形时必须及时更换和清挖。7）、当移动端头支架、刮板输送机机头、机尾或其他设备，需要拆除附近支柱时，必须先架好替代支柱（改柱）后方可移动。8）、支护单体时，要尽量避开巷道顶板不平位置，防止因顶板不平挤碎塑胶柱帽，掉下伤人。9）、超前维护工必须三人一组作业，一人监护，两人工作。在升单体支柱时禁止一次性一个动作把单体升到位；在升单体时柱帽快接近巷道顶板时，要放慢升柱速度，对柱帽进行预紧，以单体不能倒、柱帽不掉为准，除用液枪打单体的人外，另二人离开单体5米以外，观察顶板，支升单体时，如顶板有问题及时告诉打单体的人；当另二人撤离后，打单体人，一个手扶住单体、一个手握液枪，抬头观察顶板和柱帽，对单体二次紧固，如柱帽破裂或顶板变化时，及时撤离。10）、支护单体时，必须用专用卡子或铁线把柱帽两个小链固定在单体的顶部，防止回收单体时，柱帽掉下伤人。11）、每班完成两顺槽的超前支护工作，要求回一打一，支护完单体后用反光防倒绳把新支护的单体系好。12）、回柱时必须先检查顶帮情况，确认安全后方可进行回柱工作。回柱时监护人必须时刻观察顶帮情况，有异常时立即通知回柱工及时撤离；如顶板破碎无法保证回柱人员安全，应采用钢丝绳拉倒单体再拽出危险区域的措施进行回收单体，严禁超前回柱。13）、检查顺槽支护情况和冒顶、片帮责任区；运顺运输机机头至破碎机段由端头工负责；运顺破碎机至移变列车最后一个车段由守尾工负责；移变列车段由控制台司机负责；推溜工负责工作面大块片帮煤的处理及打出支架护帮板；回风顺槽超前支护区域由班长负责。要求每班至少检查三次。14）、单体支柱三用阀中心线必须平行于巷道中心线，卸液口对采空区。15）、在回采前全面检查运顺巷道高度，记录巷道高度不足段，及时通知矿生产办，并由生产办根据现场情况安排施工单位在巷道顶板施工放炮眼，提前挑顶、支护，确保巷高不足段挑顶后转载机能顺利通过的顶板。16）、当巷道超高或欠高时，采用不同高度的单体进行支护，必要时可在支柱下垫专用柱靴来保证超前支护。17）、对于大断面联巷口，当采取单体支护有困难时，本队提出支护方案，报生产办技术组批准后，安排人员进行超前支护。18）、每班井下交接班时，当班班长或跟班队长必须与下一班班长或跟班队长现场将当班生产过程中出现的问题及遗留的问题当面交代清楚。特别是工作面、两顺槽的压力情况、煤帮片帮情况等必须详细作以介绍，以便共