K8401作业规程.doc

此文档收集于网络，如有侵权，请联系网站删除第一章 概 况第一节 工作面位置及井上下关系 工作面位置及井上下关系 表1-1煤层名称15#煤水平名称606采区名称扩四区工作面名称K8401地面标高(m)841989工作面标高(m)462580.0埋藏深度埋藏深度270510m，平均390m左右。地面位置本面地表位于马家坡新村东南部、官沟村西北部及神堂咀东北部的山坡、山梁地带。井下位置及 四 邻采掘情况本面井下位于竖井扩四区北翼南部，东部为扩四区采区大巷，东北部为K8402工作面（正采），西北部为马家坡新村及风井保护煤柱，西南部为空白区（暂未设计工作面）。工作面上部对应二号井9#煤四采区10401工作面局部采空区，再上对应二号井3#煤层5采区72509工作面、8采区（189、1810、1811、1812）局部采空区，其余煤层均未开采。回采对地面设施影响工作面地表西部为马家坡新村及风井，以阳煤地字【2008】11号文留设保护煤柱。本工作面开采对其无影响。走向长（m）659倾斜长（m）181.1面 积（m2）119345第二节 煤 层 煤层情况 表1-2煤层情况煤层总厚（m）6.207.10煤 层 结 构煤层倾角（度）3356.430.26（0.07）4.04（0.15）2.1312可采指数1变异系数（%）9.18稳定程度稳定本面开采15#煤层，西北部煤层相对较厚，中部及东南部相对较薄，煤层总厚6.65m，净煤厚6.43m，属于稳定的厚煤层。煤层结构复杂，含两层主要夹石：上部距顶板0.26m的八寸石，层位稳定，厚约0.11m；下部距底板2.13m的连岩石，层位较稳定，厚约0.15m。煤质情况MadAdVdafQgr.r.dFCStdY工业牌号1.07%17.72%9.51%26.72MJ/Kg2.04%WY3本面煤质佳，主要由光亮型、半亮型及亮煤条带组成。第三节 煤层顶底板 煤层顶底板情况 表1-3煤层顶底板情况顶板名称岩石名称 厚度（m）岩性特征老 顶石灰岩15.08深灰色，由三层石灰岩、一层泥岩及一层粉砂质泥岩相间组合而成，俗称四节石灰岩（K2）直接顶粉砂质泥岩2.59深灰色粉砂质泥岩，致密，含有植物化石伪 顶伪 底直接底粉砂质泥岩5.83深灰色粉砂质泥岩，致密，含有植物根部化石老 底细粒砂岩10.48颗粒不均匀，岩性较软，泥质胶结，呈层状有结构第四节 地质构造工作面位于矿区最大向斜（赛鱼马圈脑向斜）的北翼，综观本面，煤层西北高东南低，整体为一走向近东西、倾向近南的单斜构造形态；工作面西北部发育次一级轴向NE，枢纽向SW倾伏的向斜构造形态，煤层倾角335，平均为12左右。一、褶曲、断层工作面掘进过程中共揭露1条挠曲、4条断层。其中F2、N1、F5对回采影响较大，F4对生产有一定影响。根据工作面坑透解释资料，工作面内存在2条隐伏断裂构造（F1、F6），预计对生产有一定影响。褶曲、断层情况见表1-4 褶曲、断层情况 表1-4构造名称构造产状性质落差或挠曲（m）影响程度走向倾向倾角F2N75WSW78 正断层3.5有较大影响F3N67WSW83正断层1.7无影响（高抽巷揭露）F4N85WSE 67正断层1.6有一定影响F5N82ESE76正断层3.5有较大影响N1N15ENW35挠 曲5.0有较大影响N2N75ESE29挠 曲4.0有较大影响二、陷落柱根据工作面坑透资料分析，距切巷229289m范围内存在一6045m的陷落柱X1（上部3#煤层揭露），对回采有一定影响。本区15#煤层不存在冲刷现象。三、地质部门建议1、挠曲构造附近煤层因受力煤质疏松、节理发育，且煤层倾角较大，预计回采过程中煤壁会出现滚帮、塌顶及割底现象，届时应制定专门措施并根据实际情况及时调整生产溜槽坡度。2、距切巷229289m范围内的陷落柱X1导水性未知，因此在采至距该陷落柱30m前必须提前对陷落柱的含水情况进行打钻探测。过陷落柱期间，应制定专项措施，加强顶板及煤帮的管理，确保安全生产。第五节 水文地质一、本面水文地质条件较为复杂，充水因素有以下几方面：1、工作面东南部上方对应二号井3#煤层八采区部分采空区，采空区积水预计65000 m3，经打钻疏放后，预计仍剩余积水30000m3。2、工作面南部上方对应二号井3#煤层五采区局部采空区，采空区积水预计182000 m3。该积水体虽位于工作面停采线外，但末采阶段仍应加强观察出水征兆，并提前配备防排水设施，确保安全。3、由于工作面上部长期赋存采空积水且靠近赛鱼马圈脑向斜轴部，预计顶板岩层局部富水。根据中国矿大水文物探结果显示，工作面靠进风侧存在三个顶板富水异常区，相对富水性一般，应提前有针对性地施工探放水钻孔对异常区顶板岩层水进行探放。4、距工作面切巷173m、229m处将分别揭露断层F2、陷落柱X1，鉴于本面复杂的水文地质条件，其导水性未知，建议提前对其进行导水性探测。二、地质部门建议针对以上水文地质情况，工作面回采期间应配备排水能力不小于100 m3/h的排水设备，加强排水设备的检查、维护，保证运行正常。第六节 影响回采的其他因素工作面绝对瓦斯涌出量 4.62m3/min，相对瓦斯涌出量1.64m3/t。煤尘无爆炸危险性，煤层无自然发火倾向性。影响回采的其它地质情况 表1-5瓦斯绝对瓦斯涌出量4.62 m3/min，相对涌出量1.64 m3/t。煤尘无爆炸危险性煤的自燃无自然发火倾向性地温15.5 C 22.8 C地压无冲击地压第七节 储量及服务年限一、储量：工业储量 W1=LQh=181.16596.431.435=1101201.4t可采储量 W2=W1c=2764582.287=958504.2t式中：W1工业储量，t；W2可采储量，t；L工作面采长，m；Q工作面可采推进长度，m；h煤层厚度，m；c工作面回采率，c=0.87；容重,=1.435 t/m3二、服务期限：可采推进长度659m，设计日推进度为2.4m工作面服务期限可采推进长度/日设计推进长度 659/2.4275(天） 服务期限大约9.2个月第二章 采煤方法工作面采用走向长壁后退式开采，综合机械化放顶煤采煤工艺，全部垮落法管理顶板。第一节 巷道布置工作面分别布置进风巷、回风巷、内错尾巷、走向高抽巷和切巷，其中进风巷、回风巷和切巷均沿15#煤层底板布置；内错尾巷沿15#煤层顶板布置，距回风巷28米；走向高抽巷沿11#煤层老顶K4灰岩布置，距回风巷的水平距离为40米，垂直距离为59.35米。进风巷兼作行人、出煤、运料，回风巷兼作行人、运料巷，内错尾巷为专用排放瓦斯巷，走向高抽巷用于回采期间抽放瓦斯。工作面进风巷、回风巷、内错尾巷、切巷和走向高抽巷的支护形式见附图一、附图二、附图三、附图四和附图五。巷道断面特征见表2-1。 巷道断面特征表 表2-1巷道名称断面形状支护形式毛宽（mm）净宽（mm）毛高（mm）净高（mm）毛断面（）净断面（）进风巷矩形锚索、网500048003100300015.5014.40回风巷矩形锚索、网470045003300300015.5113.5 内错尾巷矩形锚索、网42004000230022009.668.8 走向高抽巷矩形锚索、网29002700230022006.675.94切 巷矩形锚索、网720070002800270020.1618.9第二节 采煤工艺一、采煤工艺工作面采用综合机械化低位放顶煤采煤工艺，工作面每割一刀煤放一部顶煤，实行“一采一放,追机放顶煤”的作业方式。二、回采工艺过程采煤机机头（尾）斜切进刀割三角煤正常割煤移架移前工作溜调整后工作溜放顶煤。（一）落煤1、做壁龛：工作面的机头、机尾，采用人工做壁龛。壁龛由检修班施工，采用爆破落煤，人工攉煤的方法。壁龛沿工作面推进方向长度为5m，平行工作面长度可根据生产溜的位置确定。钻眼时人员站在回、进风煤柱帮侧，垂直采帮侧进行钻眼。壁龛平行工作面长度小于0.8m时，要求少装药、小爆破，具体钻眼位置、角度、深度、数量可根据现场实际而定。炮眼深度控制在0.6m1.0m，装药量可在100g200g范围内调整，封泥长度不得小于炮眼深度的1/2。壁龛平行工作面长度大于0.8m时，严格按炮眼布置图及爆破说明书进行钻眼、装药、爆破。人工做壁龛炮眼布置图见附图六壁龛支护采用20cm4.6m的木梁交错支护抬棚，一梁四柱支设。 (二)割煤：采煤机采用割三角煤,端头斜切进刀方式。采煤机自开缺口,双向割煤，往返一次割两刀，割煤同时完成装煤。采高严格控制在2.62.7m, 循环进度为0.6m，运行速度不超过3m/min，正常情况下采煤机必须沿底板割煤，特殊情况下,如局部煤层起伏变化较大时,可适当掩底或卧底推进,但机组严禁割坚硬岩石，以免产生火花或损坏机组。采煤机斜切进刀示意图见附图七（三）放顶煤：3#119#架采用顺序多轮放煤工艺，机头2架机尾2架不放煤。1、初次放煤：工作面初采走完切巷时，开始放煤。2、正常放煤：采煤机割一刀煤，放一茬顶煤，正常情况下，放第一轮顶煤滞后机组下滚筒810架，滞后机组下滚筒30架必须将煤全部放净，当机组割出至机头（尾）调刀时，拉过第一次机头（尾）后，必须先停机将三角煤全部放净，方可开机割三角煤，将第二次机头（尾）拉过。3、末采放煤：工作面采帮距停采线15m时开始铺金属网，当金属网遮盖后尾梁时，停止放煤。4、放煤顺序除工作面机头（尾）20架范围外，工作面其它地段割煤、放煤可以平行作业。放煤必须逐架进行，严禁相邻两架同时放煤。放煤由机头（尾）向机尾（头）放煤，每架支架上的顶煤分三轮均匀放出，每一轮放煤间隔为10架。每架直至放出1/3的矸石为止，严禁放大块矸石。工作面部分地段顶板破碎，滚帮塌顶严重影响工作面推进时，可视情况少放煤或暂停放煤。瓦斯尾巷前后10m必须加强顶板管理，控制放煤量，以利于维护顶板。放煤前，要将后工作溜拉至紧靠支架底座后端。工作面必须以放顶煤为主，严禁割放相交或因撵进度而少放或不放煤。放煤工必须保证3人，并要固定专人放煤，必须保证放煤轮数。（四）装运煤机组割下的煤由机组滚筒和前部溜铲煤板相配合自动装入前部溜内，落山放下的煤流入后部溜内，支架底座及架间浮煤、缺口落下的煤由人工用铁锹攉入煤溜内，然后经转载溜、进风巷皮带、采区皮带运至采区煤仓。（五）移架1、操作方式：采用本架操作，顺序移架。2、移架遵循及时支护原则，采煤机上滚筒割过13架后，开始伸出伸缩梁。 3、采煤机下滚筒割过35架后开始移架，移架时收回伸缩梁。4、移架后的端面距不大于0.34m，支架要成直线，顶梁要平，必须严密接顶并达到初撑力，操作完毕，将各种手把打回零位。5、工作面顶板不好时，可采用带压拉架的方式，工作面顶板严重破碎时，必须割一架，停机伸出伸缩梁或拉架管理好顶板，然后开机割另一架。（六）移溜移溜包括推前部溜和拉后部溜，利用前后推移千斤来完成。1、移溜与移架平行作业，移溜可滞后移架35架，且弯曲段长度不小于15m，推移前部溜的同时，要拉后部溜，移溜分三步进行，每次操作35根千斤推拉0.2m，严禁一次顶到位，把溜子顶成急弯。移溜完毕，必须将前部溜与支架前立柱间的浮煤、浮矸清理干净。2、推拉前后工作溜必须沿同一方向逐渐均匀推拉，严禁从两边向中间推拉。停溜期间，严禁顶溜。3、移前部溜机头（尾）时，待各组支架移出升起后，用支架的顶溜千斤移出机头（尾）。移过前部溜机头（尾）后，利用拉后溜机头（尾）的连接千斤拉过后部溜机头（尾）。4、如果使用推移千斤无法将机头（尾）推移到位时，可使用单体柱配合推移千斤来推移机头（尾），严禁用转载溜顶拉机头。使用单体柱配合推移机头（尾）时，单体柱必须有稳固可靠的支点，采取防滑措施，并进行远方操作，将全部人员撤到5m以外有隐身的安全地点。5、所有被移动的物体周围2m以内不得有人（在架内移架人员除外）。6、推移工作溜机头（尾）时，工作溜必须停止运行，推移机头时，转载机要停止运行。三、正规循环生产能力的计算根据公式： W=LShc =181.10.66.651.43587% =902.12t式中：W工作面正规循环生产能力，t；L工作面采长，m；S工作面循环进度，m；h煤层厚度，m；煤层密度，t/m3 ，=1.435 t/m3；c工作面回采率， c=0.87。四、特殊条件下的采煤工艺(一)工作面顶板破碎、煤质变软不适应机组割煤时，采用爆破落煤，人工或机械装运的方法推进。1、采用小爆破的方法,一次爆破范围不得超过3节溜。炮眼布置：距底板0.3m布置单排眼，眼距、眼深均为1.0m。装药量不超过200克，封泥长度不得小于0.5m。2、钻眼机具为风煤钻机，使用配套钻杆和钻头。3、工作面液压支架超前及时支护后，仍不能维护煤壁机道空顶时,必须将20cm2.8m、20cm3.2m或20cm3.8m一面平大梁垂直工作面用锚链拴在液压支架前梁下或搭在支架前梁上,煤帮一头用单体柱支设,每隔一架支设一梁,然后用18cm3.6m小大梁平行工作面穿于垂直梁上将煤帮侧空顶蓬严。要求煤帮支柱必须支到实底，迎山有力，确保机组截装煤矸通过时不造成煤帮支柱失效，破坏临时支护。4、工作面局部地段滚帮高度超过2m宽度超过1.5m时，煤帮侧支柱增加至每梁两根，且必须保证垂直工作面大梁为每架一根。(二)工作面过构造遇到岩石时采用钻爆落岩、机组装岩的方法推进。1、炮眼布置可根据岩石厚度不同，分别布置单排眼和多排眼，炮眼呈三花或五花眼布置。炮眼布置图见附图八2、钻眼采用7655型风钻及配套钻杆钻具。3、爆破效果：保证爆破一茬，采高达到2.7m，进度为1.3m，顶板条件不允许，爆破一茬，进度为 0.7m。4、钻眼前，必须进行敲帮问顶，滚帮超过支架管理范围时，需支设临时贴帮柱，每架一根。5、人员进入煤帮钻眼或进行其它作业时，必须停机、停溜，闭锁开关，并用长柄工具处理掉伞檐、活矸，在专人监护下维护好顶、帮。在此期间，严禁动作附近支架。6、钻眼时，人员要站在顶板稳定，有支架掩护的地点进行操作。7、爆破后的大块矸石打碎后，方可用机组装至生产溜。当采煤机通过构造区时，牵引速度不得超过1m/min。每次爆破必须将溜拉空，生产溜正常运行并空转3圈后，方可进行第二次爆破的准备工作。第三章 设备配备1、工作面主要设备及技术参数见表3-1 工作面主要设备技术参数 表3-1序号设备名称设备型号设备功率数量1采煤机MG300-700/WD700KW1台2前刮板输送机SGZ-764/6302315 KW1部3后刮板输送机SGZ-764/6302315KW1部4桥式转载机SZZ-800/250250KW1部5破碎机PCM160型锤式160KW1部6皮带运输机SSJ1200/250250 KW1部7液压支架ZF500017/28143架8过渡支架ZFG650018/30H5架9乳化液泵GRB315/31.5200 KW2台10机组加压泵DP75/1218.5 KW2台11回柱机JH1717 KW2台12调度绞车JD11.411.4 KW6台13梭车SQ8075 KW1台14风机40 KW2台15皮带伸缩车11 KW1台2、MG300/700-WD型采煤机主要技术参数见表3-2 采煤机主要技术参数 表3-2序号参数名称单位参数1型号MG300/700WD2滚筒直径M1.83滚筒截深M0.64适用采高M1.83.75机面高度M1.4386适应煤层倾角=167适应煤层硬度f=48装机总共功率Kw7009截割电机功率Kw230010牵引电机功率Kw24011油泵电机功率Kw18.512供电电压V114013牵引力Kn58035014牵引速度m/min07.281215牵引方式电牵引16卧底量Mm260工作面各设备的型号、数量、位置等见附图九。第四章 顶板控制第一节 支护设计一、工作面及两巷支护设计矿压参数参考表 表4-1序号项目单位邻面实测本面选取1顶底板条 件直接顶厚度m2.242.59老顶厚度m15.4115.08直接底厚度m5.835.832直接顶初次垮落步距m15163初次来压来压步距m2925最大平均支护强度KN/m2354.76360最大平均顶底板移近量mm300300来压显现程度不明显不明显4周期来压来压步距m1415最大平均支护强度KN/m2344.96350最大平均顶底板移近量mm500500来压显现程度不明显不明显5正常来压最大平均支护强度KN/m2300300最大平均顶底板移近量mm4004006直接顶悬顶情况m7底板容许比压MPa40408直接顶类型类二二9老顶级别级10巷道超前影响范围m150150二、工作面合理支护强度计算1、根据经验公式：Pt=gh=2.72.589.81=530KN/m2式中：Pt工作面合理的支护强度，KN/m2；h采高，m；顶板岩石容重，kg/m3，取2.5103kg/m3；g重力加速度，取9.81N/kg工作面支架上覆岩层厚度与采高之比，取8。2、根据邻面K8402工作面现场实测，预测本面初次来压强度为360 KN/m2，周期来压强度为350 KN/m2，所以本工作面合理支护强度选取530KN/m2。3、工作面实际支护能力计算：支架的额定工作阻力为5000KN，最大控顶距为5.380 m，支架中心距为1.5 m。实际支护能力R=5000/（5.3161.5）=627KN/ m2。RPt 支架支护能力达到要求。三、两巷超前支护设计工作面回采期间，不破坏进、回风巷原有的“锚网+锚索”支护，只是在两巷超前动压影响范围内进行加强支护，以控制顶、帮变形，保证工作面正常生产。验算其实际支护能力：(1)进风超前段支护在静压状态下顶板载荷： ；Rp=1/2=3.35m，Q顶=25（3.35-3.1/2）=45kN/m2进风超前段顶板载荷：（动压影响一般取静压时的24倍，这里取4）Q进=3Q顶=345=180kN/m2顶板总压力：F顶 =LaQ进=204.7180=16920kN进风锚网支护：F锚网= n补N破 =2532080%=6400(kN)单体柱承载的顶板压力：F单= F顶-F锚网 =16920-6400=10520(kN)Pt= F单/S= F单/(aL)=10520/(4.720)=112 (kN/m2 )式中：顶顶板岩石平均容重， kN/m3，取25；补强锚索的支护效率，%；RP塑性区半径，m；Q顶静压情况下顶板载荷，kN/m2 ； Z巷道埋藏深度，m；R0矩形巷道外接圆半径，m；内摩擦角，取 45；C粘结系数，取4；H巷道高度，m；a巷道宽度，m；L超前维护距离，进风取20m，回风动压巷取300m；Q进、Q回进、回风超前段顶板载荷，kN/m2 ； n补补强锚索的根数，根；N破补强锚索的破断力，kN；F锚网进、回补强锚索承载力，kN；F单进、回风单体柱承载的顶板压力，kN；Pt进、回风顶板载荷，kN/m2。支柱实际支撑能力计算：=0.990.950.90.91.0245 =186.6 KN式中：Rt支柱实际支撑力，kN；R支柱额定工作阻力，按2.8m单体柱取245kN；k支柱阻力影响系数。进风超前支护合理的支柱密度计算：=112/186.6=0.359根m2进风巷超前支护实际支柱密度：=34/(204.7)=0.362根m2式中：n实实际支柱密度，根m2； n总超前实际支柱总数，根； S超前支护面积，m2；进风巷实际支柱密度大于理论支柱密度(0.359根m2)，超前支护满足要求。 (2) 回风超前段支护在静压状态下顶板载荷：Rp=1/2=3.42m，Q顶=25（3.42-3.3/2）=44.25kN/m2回风超前段顶板载荷：（动压影响一般取静压时的24倍，这里取4）Q回=4Q顶=444.25=177kN/m2顶板总压力：F顶 =LaQ回=3004.7177=249570kN回风锚网支护：F锚网= n补N破 =37554080%=162000(kN)单体柱承载的顶板压力：F单= F顶-F锚网 =249570-162000=87570(kN)Pt= F单/S= F单/(aL)=87570/(4.7300)=62.11(kN/m2 )回风超前支合理的支柱密度计算：=62.11/186.6=0.333根m2回风巷超前支护实际支柱密度：=783/(3004.7)=0.555根m2回风巷实际支柱密度大于理论的支柱密度(0.333根m2)，超前支护满足要求。四、柱鞋直径的计算柱鞋一般选用圆形铁鞋。根据支柱对底板的压强应小于底板允许比压的原则，采用下列公式计算铁鞋的直径。=200=243.8mm式中：铁鞋的直径，mm；Q底板比压MPa。五、乳化液泵站设计1、供液路线：马家坡乳化液站三下山风井606大平巷扩四区轨道巷进风巷工作面2、泵站及管路选型泵站安装乳化液箱1个、GRB315/31.5型乳泵2台，一台使用一台备用。采用2寸管向泵站供液，乳化液由乳泵加压后经两趟25mm的高压胶管分别供给工作面前、后部支架，并经两趟32mm的回液管返回液箱。乳化液使用地面液站配制浓度3%的微乳，泵站压力不得低于30Mpa。（见附图十）3、泵站使用规定A、一般规定司机必须经过培训考试合格，持证上岗。乳化液泵站应配备两泵一箱，乳化液箱应高于泵体100mm以上。坚持每天更换一次过滤器网芯，坚持每10天更换一次过滤器，每月洗一次乳化液箱。B、开泵前检查与准备工作检查泵站各部螺丝是否紧固、各部件有无损坏，对失效的部件及时更换。检查乳泵与液箱之间吸排液管路有无挤压、破损、折叠、扭曲，接头密封是否良好。检查泵箱油槽的油质、油量是否正常，补充油脂时必须使用过滤器。检查乳化液箱中的乳化液量，少时要立即补充，严禁兑水以保持乳化浓度。检查压力表是否完好，指针是否在零位。检查泵体放置是否平稳，以保证运转后润滑良好。C、试运行必须使泵在空载下启动。（即打开手动卸载阀）操作启动按钮点动电机，观察电机转向与所示箭头方向是否一致，严禁反向运转。检查乳泵声音是否正常。检查乳泵吸排液是否正常，各接头、柱塞是否漏液，必要时可开启气孔排气。空载运行5-10分钟检查泵体温度是否正常。D、正常供液运行空载运行无异常后，打开供液截止阀，关闭手动卸载阀正式供液。运行中，随时注意乳泵运转的声音和泵体温度。油温不得超过70，液温不得超过50，否则立即停机查明原因。随时观察压力表的指示是否在规定范围之内，发现有崩管迹象立即停机检查询问并处理。勤于观察液箱内液面位置，且液面位置必须高于吸液过滤器位置。随时注意卸载阀、蓄能器的工作情况，发现问题及时停机处理。经常观察柱塞密封情况，若漏液严重要及时停机更换和处理。E、停机操作打开手动卸载阀，关闭供液截止阀。按停止按钮停机。第二节 工作面顶板控制一、工作面顶板管理工作面顶板采用117架ZF5000/17/28型和4架ZFG6500/18/30型支撑掩护式低位放顶煤支架全封闭式管理顶板，支架最大控顶距5380mm，最小控顶距4780mm，架间中心距1.5m。移架步距0.6m，支架拉过后，端面距不得大于0.34m。工作面支架布置示意图见附图十一支架最大控顶距和最小控顶距剖面示意图见附图十二二、支护要求1、机组割煤后，采用及时支护的方法维护煤壁机道的空顶。拉架、推溜、放煤均为本架操作。支架操作严格执行回采操作规程第157179条和184192条规定。2、升架后必须保证达到支架初撑力，架与架之间要伸紧侧护板，防止漏煤、矸。3、工作面滚帮超过端面距规定时，采取支设贴帮柱维护顶板。贴帮帽柱每架一根，柱为单体柱，帽采用500200150mm的优质柱帽。4、正常条件下，工作面采高严格控制在2.62.7m。若工作面顶板条件恶化，可将采高降低20cm，以利于管理顶板，但采高不得低于2.5m。 三、支架支护强度校核根据相邻工作面矿压观测结果，初次来压强度P初=360KN/m2 ，周期来压强度为P周=350KN/m2。P支=F/S=5000/（4.441.5）=750.75KN/m2P支支架支护强度F每架支架工作阻力KNS每架支架承载面积m2经核算，P支P初P周，支架支护强度满足要求。三、支架主要性能参数见表4-2ZF5000/17/28型液压支架部分性能参数表4-2 序号参数名称单位参数1型号ZF500017/282最大高度m2.83最小高度m1.74适应采高m2.22.65立柱缸径mm2006泵站压力MPa31.57安全阀开启压力MPa408支架初撑力KN39569支架工作阻力KN500010支架支护强度MPa0.711最大控顶距m538012最小控顶距m478013支架中心距m1.514底板比压MPa0.5-1.7第三节进、回风巷及端头顶板控制一、工作面端头顶板管理（一）支护方式工作面上、下端头采用过渡架管理顶板，并紧靠过渡架支设跨溜双路交错抬棚，一梁不得少于3柱。两溜中间卡柱不得少于4排，排距0.6m，紧靠大溜减速器的一排柱距离减速器20cm。落山侧用单体柱支设切顶密柱排，每米不少于3根，落山悬顶超过2m小于5m时要支设戗棚戗柱、超过5m时除支设戗棚戗柱外要支设双排密柱，排距0.5m，若落山悬顶过大而影响通风时，可采取其它措施封堵落山。密柱排至后溜机头（尾）处靠支架边要支设一排挡矸柱，柱距0.3m。端头压力大时，跨溜交错抬棚增加至46路。（二）支护要求、端头支设的所有抬棚，棚梁使用规格为20cm4.6m的一面平大梁，腿为2.53.5m的DW系列单体柱或DWX系列悬浮式单体柱；切顶密柱使用带帽柱，柱为单体柱，帽采用500200150mm的优质柱帽。2、端头、过渡支架前探梁或跨溜抬棚梁最低点与输送机机头（尾）上平面高度不得小于0.5m。3、跨溜交错抬棚或顺巷抬棚必须保证接顶严密且单体柱的初撑力必须达到规定要求，所有单体柱必须拴防倒绳。DW系列单体柱初撑力不小于90KN（12Mpa）, DWX系列单体柱初撑力不小于140KN（15Mpa）。4、工作面第一架和最后一架与进、回风煤壁侧的间距不得大于0.5m。当间距大于0.5m时，支设跨溜交错抬棚管理顶板，支护材料规格及支护形式同上。间距每增加0.5m，增加一对交错抬棚管理，以此类推。5、端头支设的所有单体柱必须拴防倒绳且要与巷道顶帮拴绑牢固。进、回风端头支设的4.4m型钢梁或抬棚木梁正常情况下一梁不少于四柱。并必须保证其接顶严密，接顶不严处用板木或木楔构垫严实。6、工作面两端机头(尾)安全出口宽度不小于0.7m，高度不低于1.8m，否则需开帮挑顶，达到标准。7、当工作面长度小于181.1m时，工作面上或下端头安全出口宽度不能保证时，必须在上或下端头煤柱帮侧开帮，以确保安全出口宽度不小于0.7m。当开帮宽度小于0.5m时，用单抬棚管理；开帮宽度0.5m1.0m时，用一对交错抬棚管理；当开帮宽度大于1.0m时，每增加0.5m，增加一路抬棚，并及时调架维护，防止矸石掉落伤人；以上抬棚梁上都必须加设金属网。支护材料规格同前。需爆破时，炮眼深度不得小于0.6m，装药量不得超过200g/眼。8、切顶密柱间距不大于0.3米，切顶密柱不能超过支架切顶线，密柱支设范围为后溜往里靠液压支架侧的顺巷抬棚下和平行于工作面落山最后一排支柱。如落山悬顶超过25m时，要支设戗棚戗柱。戗棚一般保持7580之间，一梁至少3根柱。9、 回、进风做壁龛壁龛采用交错抬棚管理顶板，托棚间距为0.5m，抬棚梁交错二分之一支设，一梁四柱，梁的规格为20cm4.6m优质一面平大梁，柱为2.5m2.8m的单体柱，靠煤壁侧的抬棚距煤壁的空顶距不得大于0.5m。进、回风为锚索巷道时，超前范围及压力大区域必须用12#铅丝将锚索拖梁与顶网捆绑牢固，以防崩脱伤人。（三）与其它工序之间的衔接1、端头支护随着拉移机头、机尾相应地交错迈步前移，但必须执行“先支后回”的规定，保证拉机头、机尾过程中一梁不少于3柱，两溜中间至少保持4排柱，并保证抬棚始终有跨溜棚梁。2、拉移过机头、机尾后随即在落山侧卡柱维护。3、拉移机头（尾）、机头（尾）两溜中间支柱或其它作业时，必须停溜，并闭锁前后溜开关。4、生产溜和后溜跌煤高度必须保证40cm以上，当不能保证40cm时，需进行落底；落底前，必须将生产溜、后溜及转载溜开关停电、闭锁、挂停电牌。停送电必须坚持“谁停电，谁送电”的原则。二、进、回风巷超前支护 (一) 正常情况下的支护1、进风巷超前支护范围不少于20m，支护方式为在原有锚网锚索支护的基础上，支设顺巷交错双托棚加强支护。正常情况下，采帮侧支打双路交错托棚,煤柱帮打单路托棚。托棚梁规格为20cm4.6m的一面平大梁，一梁至少四柱，柱为2.53.5m的DW系列系列悬浮式单体柱或DWX系列悬浮式单体柱。2、回风巷支护范围不少于300m，支护方式为在原有锚网锚索支护的基础上，支设顺巷交错双托棚加强支护。200米以内采帮侧和煤柱帮侧各支打双路交错抬棚， 200以外采帮侧和煤柱帮侧各支打一路单抬棚。抬棚梁规格为厚度不小于18cm、长为4.6m的一面平大梁或4.4m型梁，一梁至少四柱，柱为2.5m3.5m 的DWX系列悬浮式单体柱。3、进、回风超前支护要求回风超前支护所支设单体柱必须穿配套铁鞋并带凹形铁柱帽。单体柱支设距梁端0.2m，且均匀布置。一梁四柱时，柱距1.4m；一梁五柱时，柱距1.05m。工作面推至距停采线不足300米时，回风超前支护支设至超过停采线不少于20米。单体柱均应支在实底上，成排成行、迎山有力，并保证留出足够的人行道。手把、三用阀朝向一个方向（指向落山侧）并拴好防倒措施，采用铅丝捆绑防倒时，将12#铅丝双股对折将单体柱顶盖与棚梁、顶网捆绑牢固，扭结不少于3扣；采用的防倒绳的，要固定在单体柱上部1/3以上，防倒绳悬垂不大于3cm/m，两端头的单体柱要与顶帮网、梁固定）。顺巷交错托棚必须保证接顶严密且单体柱的初撑力必须达到规定要求。即DW系列单体柱初撑力不小于90KN（12Mpa）, DWX系列单体柱初撑力不小于140KN（15Mpa）。当顺巷交错托棚的棚梁采用型梁时，型梁和W型钢带之间加垫废旧皮带或合适构木作为防滑层，并用12#双股铁丝将抬棚梁两头与顶部固定，打结不少于3匝。（二）特殊情况下的支护1、若巷道压力增大、变形严重和初采期间时，必须加大进、回风超前支护的强度。根据现场实际情况，进风超前支护距离增加至30m以上，交错托棚增加至45路，一梁56柱；回风巷超前50m范围托棚数量增加至58路，且保证一梁56柱。 2、进、回风巷超高地段顶板管理如进、回风巷局部地段超高时，采用在顺巷交错托棚上穿插梁，插梁上罗架木构顶的支护方式维护顶板。即在原锚网支护的基础上，在巷道两帮分别架设顺巷交错托棚（棚梁规格同超前支护），然后根据巷道宽度选择长度适宜20cm的圆木做插梁，在插梁上方用14cm1.6m的板木罗架构实顶板。要求罗架木必须构紧背实，并均匀布置，保证棚梁受力均衡。罗架木之间要有构木，构木必须相互咬接。三、支护材料的规格用量与存放管理在进、回巷指定地点存放足够数量的支护材料，并由专人负责管理。各类材料必须分类存放，并挂牌管理。标志牌注明规格、型号、尺寸、大小等有关参数。支护材料用量见表4-3，单体柱主要参数见表4-4。 支护材料规格用量 表43 序号名称规格材料体积循环用量实际用量m3/根根立方米1一面平20cm4.6m0.1910.192圆木梁18cm3.6 m0.11610.1163一面平20cm3.0m0.11410.1144板木1/214cm2.0m0.03360.1985柱帽1/216cm0.5 m0.00720.0146“”型梁4.4m“”型梁0.160.50.087单体柱L=2.53.5m812002900备注1、 正常情况下单体柱加10%的备用量。2、 工作面用柱加50根。3、 单体柱根据实际需要可使用DWX和DW系列。4、回风巷支设单体柱必须使用配套的铁鞋和铁柱帽。 单体柱规格和型号及其参数 表4-4序号项目单位DW25DW28DW31.5DW35DW25XDW28XDW31X1柱 径mm1001102工作阻力KN2502502002003503503003初撑力KN118157132.3176.44最大高度mm25002800315035002500280031505最小高度mm1700200023502700144016101800四、退锚的相关要求1、退锚工具：锚索退锚采用TMQ300/400型退锚机，退锚机不得少于3台（进、回风顺槽各一台、一台备用）。帮锚杆退锚采用风动扳手。2、退锚范围：进风巷从工作面后溜机头落山侧至落山密柱排；回风巷从工作面后溜机尾减速器至落山密柱排。3、退锚的要求正常情况下，退锚率要达到85%以上。确保端头采空侧顶板及时垮落。当顶板压力大、顶板破碎、巷道超高、锚索外露段损坏、外露长度不足等原因的，可不进行退锚。如退锚率达不到85%时，端头支护必须增至46路抬棚加强支护，并加强密柱排的支护。罗架木区段的巷道退锚时，执行在外裸露的完好锚索全部退的原则。 退锚人员必须经过专项培训，熟悉退锚器的结构，掌握操作要领后方可上岗。退锚工具必须使用经集团公司认可的高效退锚机。退锚机使用前要对液压管路、快速接头等进行检查，确认完好后再空载行走几次，排除液压管路中的空气后，方可使用。退锚器使用期间要定期清理煤粉，并要做好检修维护工作，确保退锚机的正常使用。第四节 矿压观测一、矿压观测目的1、准确掌握回采工作面老顶初次来压、周期来压显现、步距和强度，分析回采空间支架与围岩相互作用关系，为合理选择采煤参数、支护方式和顶板管理提供依据。2、根据邻近工作面的矿压观测结果，预测本工作面初次来压步距,周期来压步距。二、矿压观测内容及方法1、观测内容回采工作面超前支护工作阻力测试；工作面液压支架阻力测试；工作面顶板破碎度观测；老顶初次来压、周期来压显现、步距和强度观测；回进风顺槽顶底板移近量和两帮移近量观测。2、观测方法在工作面支架每5架安设一组阻力检测仪，机头（尾）3架范围内必须安设一组，其中每隔10架安设一组采集式阻力检测仪。自回采开始到回采结束的全过程进行观测，每5天定期观测并采集上传数据。超前支护范围内采用采集式阻力测压仪进行观测。三、矿压观测要求1、观测人员应明确所测数据的用途，注意数据的代表性、准确性和科学性，按观测计划规定办事，及时整理观测资料，掌握观测进度，及时预报矿压状况，并采取针对性措施，确保安全生产。2、观测人员必须以科学、认真的态度进行观测分析，做到准确、真实和可靠，严禁弄虚做假。3、仪表仪器的安装及管理由队长负责，数据的观测由队技术员负责，检修班设一名兼职观测员，详细记录，工区技术组及生产技术部应随时抽查。4、为了保证观测数据的准确性，要求队组要严格顶板管理制度，泵站压力不低于30MPa，支架、单体柱升紧达到初撑力，否则要追究队长、书记的责任。四、工作面顶板检测方法自回采开始到回采结束全过程，在工作面液压支架上（包括前后立柱、平衡千斤） 的阻力检测仪，每5天读取一次，并将记录数据回生产科上传；两巷移近量每10米设一测点，超前50米进行观测，每5天测量一次。第五章 生产系统第一节 运输系统一、运输设备及运输方式1、运煤方式：采煤机割落的煤和放下的顶煤分别经前、后部工作溜，进风巷转载机、皮带运出工作面，经三部采区皮带运至采区煤仓。 2、辅助方式：辅助运输采用矿车运输，进风采用SQ80型梭车，回风采用多部小绞车连续牵引的运输方式。二、运输设备安装、固定、推移方式见表5-1。 运输设备安装、固定、推移方式表 表5-1序号设备名称型号数量安装位置固定方式移动方式1前部工作溜SGZ764/6301工作面落地式千斤推移2后部工作溜SGZ764/6301工作面落地式千斤拉移3转载机SZZ800/2501进风落地式自移4破碎机PCM1601进风与转载机固定随