xx煤矿4404东综采工作面回采作业规程.doc

此文档收集于网络，如有侵权，请联系网站删除编号：x-01xx煤业有限公司4404E综采工作面作业规程 采煤工作面名称：4404E综采工作面 施 工 单 位： 综 采 工 区 编 制 人： 编 制 日 期: 年 月 日 执 行 日 期: 年 月 日 目 录编制规程安全危险因素预评估3编制、审批意见7作业规程学习记录10作业规程复查记录11第一章、概况第一节、工作面位置及井上下关系12第二节、煤层12第三节、煤层顶底板13第四节、地质构造14第五节、水文地质15第六节、影响回采的其它因素16第七节、储量及服务年限17第二章、采煤方法第一节、巷道布置18第二节、采煤工艺19第三节、设备配置22第三章、顶板控制第一节、支护设计25第二节、工作面顶板管理30第三节、顺槽及端头顶板管理31第四节、支护质量动态观测32第四章、生产系统第一节、运输系统34第二节、通防与监控系统34第三节、排水系统39第四节、供电系统39第五节、通讯照明系统40第六节、压风系统40第五章、劳动组织和主要经济技术指标第一节、劳动组织40第二节、主要经济技术指标43第六章、煤质管理44第七章、安全技术措施第一节、一般规定45第二节、顶板管理51第三节、防治水54第四节、爆破管理55第五节、通防及安全监测60第六节、运输管理66第七节、机电管理72第八节、其它78第八章、灾害预防及避灾路线101第九章、规程安全风险因素评价102第一章：概况第一节：工作面位置及井上下关系4404E工作面位置及井上下关系对照表（表1-1）水平名称1160水平采区名称四采区地面标高+1560（m）井下标高 1150-1196水平 地面的相对位置地表位置位于钻孔H6以北,部分农田及大多残塬沟壑地带。回采对地面设施的影响工作面回采期间对地面农田会造成一定影响，主要表现为地表塌陷裂缝等地质灾害。井下位置及相邻关系4404E工作面位于井田+1140-+1156水平四采区，采区北部东翼，本工作面东部未开采，西邻皮带下山，北部未开采，南邻4403E采空区，留有区段煤柱12米。走向长度(m)1050倾斜长度(m)150面积(m2)157500第二节：煤层煤层情况表（表1-2）煤层厚度(m)2.85煤层结构复杂煤层倾角（度）0-5开采煤层4-2煤煤 种长焰煤稳定程度稳定煤层情况描述4404E工作面煤层结构较复杂，煤层稳定，平均厚度为2.85米，其上层煤厚0.6-0.8米，有夹矸层隔离，夹矸层厚0.1-0.25米，部分可采；下层煤厚0.8-1.0米，有夹矸层隔离，夹矸层厚0.8-1.0米，不可采；以采中层煤为主及部分上层煤，平均采高2.4米，煤层倾角为0-5；煤层走向为270，倾向0。附图一：4404E工作面煤层综合柱状图综 合 柱 状 图比例 1:200煤岩类别地层柱状 厚度(m) 累厚度(m) 岩 性 描 述4-2煤顶板9.22.0-9.24-2煤上分层0.6-0.8夹矸层0.1-0.254-2煤中分层2.0-3.7 夹矸层0.1-0.254-2煤中分层0.6-1.11.1-1.3夹矸层0.8-1.04-2煤下分层0.6-0.85底 板1.35-7.626.500.851.0主要为细砂岩、粉砂岩和中粒灰白砂岩。沥青光泽、亮煤与暗煤互呈条状结构，多成块、较硬。炭质泥岩；夹于上分层煤与中分层煤之间；厚度不均匀。沥青光泽、多为亮煤与暗煤，互呈条状结构，多成块较硬，阶梯状端口有时为贝壳状。中间含1层夹矸为0.1-0.25m。多数岩性为二分，上部为炭质泥岩、下部主要为灰白色粉砂岩。灰黑色、较硬。主要为浅灰色粉砂岩和灰白色中粒沙岩。第3节 ：煤层顶底板42煤层全区井田普遍分布，除井田南部及东部沉积边缘和剥蚀边缘煤层因薄而不可采者外，其余均属可采。本层厚度为0.206.28米，平均厚4.63米。煤层倾角在5左右，东四采区42煤层结构简单，一般含有13层夹矸，夹矸层厚度大约0.10.3米。42煤层平均厚度一般为2.43.2米，平均2.8米。煤岩层硬度f=1-4。煤层顶底板厚度、岩性、强度及其顶底板分类情况该区域直接顶以薄层状的粉砂岩为主的顶板，此类顶板岩性松软，机械强度小，分层厚度多小于30cm，常与砂质泥岩形成互层，且节理裂隙发育，属不稳定顶板。4-2煤层底板则以灰色粉砂岩及砂质泥岩为主，局部为炭质泥岩，富含植物根须化石，呈团块状，较松软，遇水易膨胀底鼓，抗压强度为223-359kg/cm2，一般270 kg/cm2，为不稳定岩层，厚度1-3.15m，一般厚度2.8m左右。顶、底 板 岩 性 特 征 表 顶底板名称岩 石名 称平均厚度（米 ）岩 性 特 征4-2煤顶板粉砂岩9.33灰绿色,含云母点和黄铁矿结核,有滑面.4-2煤上分层煤层0.61.0多呈块状较硬.夹矸层灰黑色粉砂岩0.1-0.3属复杂结构，易碎.4-2煤下分层煤层2.4-3.24-2号煤层,半亮型,强沥青光泽,阶梯状断口,条状结构,曾状结构,节理发育,质脆,灰黑色,分选性好.中间含0.2-0.3夹矸.4-2煤底板灰色粉砂岩0.8主要为灰色粉砂岩夹灰白色中砂岩,细砂岩和少量炭质泥岩,局部地区4-2煤0.7米以内有一层薄煤,厚0.30-0.5米. 第四节：地质构造xx煤矿处于华北地台鄂尔多斯大型内陆坳陷盆地南缘的坳陷地带内。其北与陕北斜坡相邻，其南跨过东西向太峪背斜，与渭北隆褶带相望。根据工作面掘进期间及邻近区域采掘揭露情况分析，4404E工作面范围内，没有陷落柱和火成岩等侵入。据掘进期间揭露主采42煤层底板构造形态较为简单，井下及地面皆未发现断层，也无岩浆岩侵入现象，属构造简单。附图二:4404E工作面运输顺槽、回风顺槽、切眼素描图。4404E工作面运输顺槽素描图：4404E工作面回风顺槽素描图：采面切眼素描图：第五节：水文地质一、涌水量根据巷道揭露的有关水文地质资料，该施工巷道水文地质条件简单，预计在煤层顶板裂隙发育地段有少量裂隙水以淋水形式出现，但不影响回采安全生产。根据矿井近几年生产实际，预计矿井正常涌水量为9m3h；最大涌水量15 m3h。二、含水层（顶部和底部）分析煤层顶部含水层以基本顶粉砂岩为主，含水层含量微弱，在构造裂隙发育部位，以顶板滴淋水形式进入工作面。底部含水层以粉砂岩含水层为主，无含水量。煤层内在含水率10。三、其它水源的分析由于南临近4403E采空区，可能出现老空水，工作面防尘水等。第六节：影响回采的其它因素影响回采的其它地质情况表（表1-5）瓦斯矿井为低瓦斯矿井，2010年鉴定瓦斯相对涌出量0.62m3/t，瓦斯绝对涌出量0.68m3/min。二氧化碳矿井为低二氧化碳矿井，二氧化碳相对涌出量0.83m3/t。煤尘爆炸指数4-2层煤煤尘有爆炸性。煤的自燃倾向性有自燃倾向，发火期36个月地温危害无地温热害影响，预计原始地温22。冲击地压危害无第七节：储量及服务年限一、 储量1、工作面工业储量计算公式： Q=SmR =1575003m1.35t/m3 =637875t =63.8wt 式中 S储量计算块段即工作面的面积， m工作面的平均煤厚 R开采煤层的容重，t/m32、工作面可采储量=工作面回采率（中厚煤层回采率95%）工作面工作储量 =0.9563.8 =60.6wt2、 工作面服务年限工作面实行一班生产，平均每天计划4个循环。1. 工作面正规循环生产能力（循环产量）W = 150m0.6m2.85m1.350.95 = 329t2. 工作面日产量 = 进刀循环数 循环产量 = 4329=1316t3. 工作面月产量 = 日产量 月生产天数 =131630=39480t=4万吨4. 工作面的服务年限 = 可采储量/设计月产量 =60.6wt/4万吨 =15个月第二章：采煤方法第一节：巷道布置一、 采区设计、采区巷道布置概况+1160水平三采区是xx矿2004年9月由铜川煤矿设计院设计投入生产的。四采区是xx矿2008年7月由新矿集团设计投入生产的，4404E工作面是该水平东翼第3个回采工作面，采用走向长壁后退式布置。采面南侧运输平巷直接与皮带下山连接；北侧回风平巷通过辅助回风巷与回风下山连接；4404E切眼通过回风平巷、4404E辅助回风巷和运输平巷与皮带下山连接。4404E工作面位于1160水平四采区东翼，西邻皮带下山，东部未开采，南部为4403E采空区，留有区段煤柱12米，北部未开采。二、工作面回风顺槽 4404E工作面上平巷为回风顺槽,沿煤层布置，靠巷道中间敷设单轨吊。顶板采用“等强螺纹钢式树脂锚杆金属菱形网+M锚带+锚索+托盘”联合支护，锚杆规格为222400mm，锚杆间排距为700800mm；并进行锚索补强，锚索采用17.86000mm钢绞线，锚索长6.0米,锚索按间距1.6米沿中线两侧0.5米布置。两帮采用“等强全螺纹钢式树脂锚杆双向拉伸塑料网+木托盘+托盘”联合支护煤帮，锚杆规格为22mm2200mm，锚杆间排距为800800mm；金属菱形网，规格长宽=10003600mm，网格为5050 mm；双向拉伸塑料网，规格长宽=36001100mm，网格为5040 mm；木托板规格为35026050mm。巷道采用矩形断面,净宽3.6m，净高3.0m,净断面积10.8m2。此巷道主要用于该工作面的回风和运料。在4404E工作面运、回顺槽之间的65m联络巷位置布置有泵站，并设有高压供液管路一趟。回风顺槽内布置有2寸防尘管路一趟，2寸排水管路一趟，2寸压风管路一趟。三、工作面运输顺槽4404E工作面下平巷为运输顺槽,沿煤层布置，靠巷道北帮敷设皮带。顶板采用“等强螺纹钢式树脂锚杆金属菱形网+M锚带+锚索+托盘”联合支护，锚杆规格为222400mm，锚杆间排距为700800mm；并进行锚索补强，锚索采用17.86000mm钢绞线，锚索长6.0米,锚索按间距1.6米沿中线两侧0.5米布置。两帮采用“等强全螺纹钢式树脂锚杆双向拉伸塑料网+木托盘+托盘”联合支护煤帮，锚杆规格为22mm2200mm，锚杆间排距为800800mm；金属菱形网，规格长宽=10003600mm，网格为5050 mm；双向拉伸塑料网，规格长宽=36001100mm，网格为5040 mm；木托板规格为35026050mm。巷道采用矩形断面,净宽3.6m，净高3.0m,净断面积10.8m2。此巷道主要用于该工作面的进风和运煤。运输顺槽内布置有2寸防尘管路一趟，2寸排水管路一趟，2寸压风管路一趟，3寸注氮管路一趟，乳化液回液管路一趟。四、工作面切眼切眼沿煤层布置，顶板采用“金属全螺纹钢等强锚杆金属菱形网+钢筋锚梁梯+锚索+钢板托盘”联合支护，锚杆规格222400mm，锚杆间排距为800800mm。并进行锚索补强，锚索间距2.4m，成三花布置三排锚索；煤帮采用 “全螺纹钢等强树脂锚杆双向拉伸塑料网+木托板配锚盘”联合支护，锚杆规格为161800mm，锚杆间排距为8001500mm； 双向拉伸塑料网，规格长宽=36001100mm，网格为5040 mm；巷道采用矩形断面,净宽5.4m，净高3.0m,净断面积16.2m2。主要用于该工作面的进风、行人和运料及工作面的装备。附图三：4404E综采工作面平面图(1:5000)第二节：采煤工艺一、落煤方法工作面采用综合机械化采煤方式。二、进刀方式和割煤方式1、割煤方式：本面采用双滚筒采煤机双向割煤，往返一次进两刀。2、进刀方式：双滚筒采煤机自开缺口，煤机采用端头斜切进刀方式。吃刀距离不小于20m，采煤机上（下）行割煤，往返一次进两刀，双向割煤。采煤机割煤、刮板输送机和螺旋滚筒装煤、刮板运输机运煤、液压支架支护顶板。（1）溜头进刀及割煤：煤机下行割煤至溜头时，推移煤机以上溜子。下滚筒下降沿底，上滚筒上升沿顶，反向斜切两个机身长的距离，当斜切至足够截深时，停止割煤。将煤机至溜头的溜子推靠至煤壁。煤机下滚筒上升沿顶，上滚筒下降沿底下行切割。煤机切割至溜头，下滚筒下降沿底，上滚筒上升沿顶，再次上行。煤机上行至吃刀茬处，推移煤机以下溜子及溜头至煤壁，完成进刀。然后下滚筒下降沿底，上滚筒上升沿顶，上行割煤移溜。（2）溜尾进刀及割煤：煤机上行割煤至溜尾时，推移煤机以下溜子。下滚筒上升沿顶，上滚筒下降沿底，反向斜切两个机身长的距离，当斜切至足够截深时，停止割煤。将煤机至溜尾的溜子推靠至煤壁。煤机上滚筒上升沿顶，下滚筒下降沿底上行切割。煤机切割至溜尾，上滚筒下降沿底，下滚筒上升沿顶，再次下行。煤机下行至吃刀茬处，推移煤机以上溜子及溜尾至煤壁，完成进刀。然后下滚筒上升沿顶，上滚筒下降沿底，下行割煤移溜。附图四：4404E工作面采煤机进刀方式示意图吃刀图（端头进刀及割煤）3、工艺过程割煤移架推溜4、工艺要求(1)割煤：沿顶底板双向割煤，往返一次进两刀，煤机进刀深度为0.6米，煤机牵引速度为0-8.2m/min,在割煤过程中,煤机速度要适宜，且保证顶底板平整，煤壁齐直，不得随意割底或留伞檐，见顶见底，一次采全高。(2)移架：采用及时移架支护方式，移架滞后采煤机后滚筒35架，追机作业，移架步距0.6米。若顶板破碎，端面距过大应拉移超前架及时支护顶板。正常移架操作顺序为：1、收回护帮板、侧护板；2、降柱使顶梁略离顶板；3、当支架可移动时，立即停止降柱，使支架移至规定步距(0.6m)；4、调架使推移千斤顶与刮板输送机保持垂直，支架不歪斜，中心线符合规定，全工作面支架排成直线；5、升柱同时调整平衡千斤顶，使顶梁与顶板严密接触约3-5秒，以保证达到要求初撑力;6、伸出护帮板顶住煤壁，伸出侧护板使其紧靠下方支架；7、将各操作手把扳到“零”位。(3)推溜：推溜子时严禁相向操作，滞后移架510米，推移溜子与采煤机应保持在12-15米距离，弯曲段长度不小于15米，且要均匀过渡，推移步距0.6米，并保持平、直、稳。三、采煤方法本面切眼长为150米，采用走向长壁后退式采煤法，全部垮落法管理顶板。四、工作面正规循环生产能力工作面正规循环生产能力： W=LSHcW工作面正规循环生产能力，tL工作面平均长度，mS工作面循环进尺，mH工作面设计采高煤的容重，t/m3C工作面回采率，%W=150m0.6m2.85m1.350.95 =329t第三节：设备配置一、设备配置1、液压支架ZY3400/14/32型共99架，主要技术参数见下表序 号类 型名 称数 据单 位1液压支架架型两柱掩护式高度14003200mm宽度14301600mm中心距1500mm初撑力(P=31.5MPa)2616KN工作阻力(P=40.9MPa)3400KN支护强度(f=0.2)0.570.66MPa对底板比压(f=0.2)前尖端0.921.96MPa操纵方式本架控制适应煤层倾角35(加防倒防滑)泵站压力31.5MPa重量10892kg运输尺寸(长宽高)4859143014002立 柱数量2根型式单伸缩机械加长段缸径230mm柱径/杆径210/179mm行程(液压/机械)1639（液压847机械792）mm初撑力1308(P=31.5MPa)KN工作阻力1700(P=40.9MPa)KN3平衡千斤顶数量2根缸径/活塞杆125/70mm行程345mm初撑力(推/收)386/265 (P=31.5MPa)KN工作阻力(推/收)502/344(P=40.9MPa)KN4推移 千斤 顶型式普通（差压阀）数量1根缸径/活塞杆140/85mm行程700mm推溜力/拉架力(浮动活塞式)178/306(P=31.5MPa)KN5侧 推 千 斤 顶型式活塞杆供液市数量3根缸径/活塞杆63/45mm行程170mm推力/收力98/48(P=31.5MPa)KN6护帮千斤顶数量1根缸径/活塞杆100/70mm行程422mm初撑力(推/拉)247/126(P=31.5MPa)KN工作阻力(推)319(P=40.9MPa)KN7底调 千斤 顶数量内进液，2根缸径/活塞杆80/60mm行程140mm推力/收力158/69（P=31.5MPa）KN8防滑 千斤顶缸径/杆径100/70mm推力/拉力（P=31.5Mpa）246/126KN行程355mm9防倒 千斤顶缸径/杆径80/45mm推力/拉力（P=31.5Mpa）158/105KN行程545mm2、采煤机主要技术参数型号： MG300/700-WD 采高： 1.8-4.05m卧底量： 288mm过煤高度： 667mm强力滚筒形式： 直径1.8m，截深0.63m，三头叶片，配齐U84高强度镐形截齿滚筒转速： 38.3r/min额定牵引力： 520KN适应工作面倾角： 35最大爬坡能力： 35牵引形式： 开关磁阻电机调速、齿轮销排式电牵引额定牵引速度： 08.2m/min截割电机功率： 2300KW YBC3-30 1140V牵引行走部电机功率： 237KW KCB-37 380V调高电机功率： 18.5kw YBRB-18.5 1140v总装机功率： 2300KW237KW18.5KW=692.5KW控制方式： 芯线控制和遥控结构形式： 多电机横向布置机面高度： 1426mm摇臂长度： 2267mm供货重量： 45t灭尘方式： 内外喷雾操作控制系统： 液压恒功率无级调速系统调高泵最大工作压力： 28MPa3、SGZ730/400型刮板运输机主要技术参数运输能力： 700t/h电机功率： 2200KW电源电压： 1140V/660V中部槽规格： 长1500mm，宽730mm，高275mm 圆环链规格： 2-2692-C链速： 1.0m/s刮板间距： 1104mm水平弯曲： 1垂直弯曲： 24、转载机（一部），主要技术参数型号：SGW-40T 设计长度60m电机功率: 55KW运输能力:450t/h附图五：4404E工作面设备布置示意图。 第三章：顶板管理第一节：支护设计1、 工作面基本情况1、工作面主要参数（表）可采煤层平均厚（m）采高（m）倾角面长（m）走向（m）煤层号2.85305150105042煤2、工作面基本支护材料（表）型号最大高度最小高度工作阻力初撑力液压支架ZY3400/14/323.2m1.4m3400KN2616KN3、顶板管理方法采用全部跨落法管理顶板。工作面局部有夹矸层，厚度0.20.6m，为灰黑色粉沙岩，含炭质，松软、易碎。直接顶为灰色粉砂岩，最厚达6.4米，泥质胶结，层理中等发育。根据4403E工作面面矿压观测，结合北京煤科院开采所对4406西面、4402西面矿压观测研究报告，4404E工作面老顶的初次来压步距预计为20m，周期来压步距为12.74m。2、 同煤层观测面生产条件及矿压观测参数1、 生产条件工作面编号：3409工作面；采高：2.1m；煤层倾角：5；距地表垂高：316.5m；柱梁型号：DZ22-25/100、DZ25-20/100单体液压支柱配2.4米型金属钢梁；支护方式：排距：1.1m，柱距：0.6m；最大控顶距；3.6m；最小控顶距：2.4m；型钢梁成对使用，型钢梁间距0.15米，对与对间距0.6米，每架型钢梁主梁一梁三柱，副梁一梁二柱。 支护密度：2.22根/ m2；支护强度44.4t/m2；切顶方式：临时密集；放顶步距：1.2m。2、矿压参考参数 （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m冒落带6.4老顶厚度m冒落带大于16直接底厚度m882直接顶初次垮落步距m773初次来压来压步距m2020最大平均支护强度kN/ m2262.2392.4最大平均顶底移近量mm150150来压程度明显明显4周期来压来压步距m12.7412.74最大平均支护强度kN/m2234.5392.4最大平均顶底移近量mm183.1186来压程度明显明显5平时最大平均支护强度kN/ m2294.3392.4最大平均顶底移近量mm70706直接顶悬顶情况m117底板容许比压MPa29.346.178直接顶类型类2类2类9老顶级别级级级10巷道超前影响范围m2020三、选取支护参数的可行性分析(一)本面与观测面顶底板岩性对比分析4404E工作面与4403东、4405w、4406W和4402w工作面属采区同一煤层,煤层结构、赋存条件及顶底板岩性相同。因此在对工作面进行支护设计时，其参考数据及资料均来源于3409工作面。(二)支护材料对比分析3409面使用DZ22-25/100、DZ25-20/100单体液压支柱配配2.4米型金属钢梁支护顶板,4405w面、4406W面与4402W面均使用ZY3400/14/32掩护式液压支架支护顶板,支护材料不相同。(三)支护强度对比工作面顶底板岩性，煤层结构.赋存条件基本相同,支护方式不同,支护强度不同，3409工作面支护密度为2.22根/m2，支护强度为44.40t/m2；4404E、4406W、4402W工作面均使用ZY3400/14/32掩护式液压支架支护顶板，支护强度为62.5t/m2。(四)采煤工艺对比3409工作面采用打眼爆破法破煤、人工装煤。4404E、4404E、4405w、4406W、4402W、4403E工作面均采用MG300/700-WD型双滚筒采煤机落煤,采用双向割煤,往返一次进两刀，两面采煤工艺不同。(五)合理支护参数的计算根据同煤层工作面矿压观测数据进行分析计算：1、回归分析法Ps= CK（39hm+2.4Lf-6.9N+134） =1.4（392.3+2.420-6.92.78+134） =353.52KN/m2=0.35352MPa其中：Ps支护强度，KN/m2；CK备用系数，一般取1.21.4；Lf初次来压步距，20m；N采空区充填系数，2.67；式中：N=hi/hm=6.4/2.3=2.78hi直接顶厚度，6.4m；hm煤层采高，2.3m 2、位态方程法.Ps= A+KOhO/hTA = hi= 6.42.5=16t/m2 = 156.8KN/m2KO = PO-A = 262.2-156.8 = 105.4 KN/m2Ps=156.8+105.40.1831/0.186=260.56KN/m2=0.26056MPa其中：hi直接顶厚度，6.4m；直接顶岩石容重，2.5t/m3；KO位态常数；PO顶板来压时的载荷平均值262.2KN/m2hO来压时顶板下沉量的平均最大值，183.1mm；hT要求控制的顶板下沉量，186mm；3、初次来压和周期来压时支架的最大载荷平均值计算法。a、防止直接顶初垮时沿煤壁子切顶的支护强度P1=（MzL0）/2Lr=（6.42.512.74）/（23.74）=27.25t/m2=267.06KN/m2=0.26706MPa其中：Mz直接顶厚度，6.4m直接顶岩石容重，2.5t/m3L0直接顶初垮步距，12.74mLr最大控顶距，3.74mb、8倍采高的岩石重应力对支架造成的载荷强度P2=8hm= 82.32.5=46t/m2 = 450.8N/m2 其中：hm煤层采高，2.3m顶板岩石容重，2.5t/m3c、基本顶初次来压时的支架载荷强度P3 = A+Pe =A+KOhO/haA = MZ = 6.4 2.5 = 16t/m2 = 156.8KN/m2K1 = p n = 262.2 2.3 = 603.06KN/m2KO = K1 - A =603.06 -156.8 = 446.3KN/m2P3 = A+KOhO/hT = 156.8+446.30.1831/0.186= 596.14KN/m2 = 0.5961MPa其中：A直接顶给定载荷；Pe基本顶对支架的动压强度；KO实测支架对基本顶的作用力；hO参照面顶板的最大下沉量；183.1mmha控制顶板的下沉量186mm经以上计算，确定工作面合理支护强度为0.5961MPa，所选用支架的支护强度应大于0.5961MPa根据以上计算结果选用支架型号为：选用：ZY3400/14/32液压支架4、支架的主要技术参数：型号：ZY3400/14/32工作阻力：3400KN初撑力：2616KN 支架高度：14003200mm支架宽度：14301600 mm 支护强度：0.5720.66MPa由于工作面合理支护强度为0.5961MPa，而ZY3400/14/32型支架的支护强度为0.5720.66MPa 0.5961MPa，因此所选架型满足要求。5、确定特殊支护根据3409工作面矿压观测参考结果，上平巷超前压力影响20米,下平巷超前压力20米，按规定，上下平巷超前支护长度从切顶线向外不得小于30米,本面选取30米,两头三角切顶排各支设2棵密集支柱加强支护。6、通过上述比较分析,确定4404E工作面支护方式如下液压支架：ZY3400/14/32型 放顶步距：0.6m最大控顶距： 3.74m， 最小控顶距：3.14m 采空区处理方式:全部垮落法 四、乳化液泵站（一）泵站型号乳化泵选用RBW200/31.5型两台，装备两泵一箱。输液管路选用高压胶管，耐压32MPa以上。主要技术参数如下: 型 号：RBW20031.5 流 量：200Lmin 输出压力：31.5MPa 电机功率：125KW 乳化液配比：35% 电机转速：1475r/min （二）泵站设置位置泵站安设在4404E运输巷与4404E回风巷中间的65m辅助联络巷之间。（三）泵站使用规定要保证泵站压力不低于30MPa，乳化液浓度3%-5%。要加强支架与泵站的维修,杜绝工作面液压系统的窜漏液现象。第二节：工作面顶板管理4404E工作面直接顶为灰色粉砂岩，厚6.4米；老顶为灰白色砂岩，厚16米以上；根据相邻采区且地质条件相似的4403E面、4405W面、4402W面、4406W面、3409工作面矿压参考观测资料，老顶的初次来压步距为20米，周期来压步距为12.74米。本工作面采用全部垮落法管理顶板。一、正常工作时期顶板支护方式工作面采用100架ZY34001432型掩护式液压支架支护顶板，具体要求如下（表2-4）：型号最大高度(mm)最小高度(mm)额定工作阻力初撑力ZY34001432320014003400KN24MPa采用及时移架支护方式，移架滞后采煤机后滚筒35架，追机作业，移架步距0.6米。若顶板破碎，端面距过大应移超前架及时支护顶板。二、正常工作时期的特殊支护管理正常工作时期，检修煤机、溜子、过断层及顶板破碎时，需要进机道时，拉超前支架维护好顶板，打开护帮板用木板枇和圆木料支撑煤壁，使护帮板顶紧、顶牢煤壁子，端面距小于340mm，人员要避开护帮板摆动范围，支架供液闭锁。三、特殊时期的顶板管理（一）来压及停采前的顶板管理1、本工作面初采时，必须认真做好质量管理工作。2、工作面支架要有足够初撑力，泵站压力不低于30MPa，乳化液浓度在35范围内。3、支架支护状态完好，不渗不漏，安全阀满足要求。4、来压时，要及时拉超前架。5、工作面严格控制好采高并保持顶板平整，以免压死支架或防止支架顶梁与顶板点接触或线接触。6、加强上、下端头顶板管理,要提高支护质量,坚持当班二次注液，确保支架初撑力 ,防止出现端头冒顶。（二）过断层及顶板破碎时的顶板管理 1、根据该工作面掘进巷道，未揭露断层，但必须加强工作面过断层及顶板破碎带时期的顶板管理。2、当工作面局部地段片帮较严重时，可超前采煤机移架，及时支护煤壁；在顶板破碎地段，为了有效防止顶板冒落、控制煤壁片帮，采取及时拉超前架的方法维护顶板。第三节：顺槽及端头顶板管理一、工作面回风、运输顺槽的顶板管理回风、运输顺槽的超前支护：上、下两巷超前支护距离切顶线向外不小于30m,回风平巷排距宽度不小于1.2m,运输平巷排距不小于0.8m,超前支护基本形式为:双排DZ25-20/100、DZ28-20/100、DZ31.5-20/100型单体支柱配金属铰接顶梁,柱距不大于1.0m，一梁一柱。1、支护要求：（1）顶梁从切顶排向外沿走向要全部铰接,单体支柱拴齐拴牢防倒绳并穿450mm铁鞋。（2）巷道断面要求：工作面上、下巷超前支护段，巷道宽度不小于2.6m,高度不低于1.8m,净断面不低于巷道设计断面的80%。（3）超前支护支设质量支设超前支护时要拉线支设，其偏差不大于100mm。支柱要支到硬底，并做到迎山有劲，单体液压支柱初撑力不小于50KN。铰接顶梁圆销要打到位，并保持顶梁平直。所有单体支柱的三用阀的卸载阀方向一致，朝向工作面推进方向。两巷单体支柱全部穿全铁鞋（450mm），并栓防倒绳。由于巷道高度较高，支柱严禁超高使用，超高处穿方木鞋长1.2米、宽0.14米、厚0.2米、一方木鞋两柱，支柱铁鞋垫在方木鞋上。2、回撤要求（1）回风、运输顺槽超前支护不得超前工作面回撤,在切顶排回撤后,及时打好两棵关门支柱。回撤单体支柱，必须使用专用卸荷手把拴绳不小于1.5米并展开远距离操作卸柱。（2）回风顺槽支架、超前支护不得滞后工作面放顶线，运输顺槽超前支护、转载机尾可滞后工作面溜头3米，但跨转载机人行道必须设过桥或盖板。二、工作面端头的管理1、工作面机头（尾）采用同中间架一样的ZY3400/14/32型支架。倾角大于15时下端头支架要上齐防倒防滑千斤顶。当工作面排头支架与平巷超前支护的距离大于0.5米时，要在排头支架与平巷支护之间加柱梁进行支护，沿走向布置，柱距0.6米。2、工作面正常情况下，两巷超前为双排单体支柱配金属铰接顶梁支护,一梁一柱。当支架超出超前支护时，超前支护顶梁不能超出一根的距离回掉。3、上下三角要在切顶排各支设两棵戴帽密集支柱加强切顶维护。三、支护材料的使用数量和存放管理运输顺槽与回风顺槽超前支护均为30米，每巷需支柱75棵，铰接顶梁75根，铁鞋75个。共需150棵支柱，150根铰接顶梁，150个铁鞋。1、备用柱梁，支架立柱，各种千斤顶，坑木等配品材料，置于工作面上平巷超前150-200米以外指定地点，分类码放整齐管理，不得妨碍行人、行车和通风。2、设专人管理工作面的支架及两巷柱梁、板梁等支护材料。3、对工作面支架、两巷柱梁实行分区域管理。4、各种型号的备用液压管路，应分别盘放悬挂整齐。附图六：4404E工作面、顺槽及端头支护示意图（平面、剖面图） 第四节：支护质量动态监测一、矿压观测内容4404E工作面的矿压观测研究内容主要有：支架阻力观测、支架活柱缩量观测、巷道围岩表面位移观测、顺槽超前支护范围内单体液压支柱阻力观测以及支护质量动态监测。根据观测结果对工作面顶板活动规律、来压特征，工作面支架受力特点，支架对顶板的适应性和控制效果，超前支承压力影响范围和分布特点，顶板稳定性，工作面支护质量等进行定期分析，并进一步了解煤、岩体力学参数等基础数据。二、观测方法1、工作面的矿压观测(1)支架阻力观测在工作面运输巷开关附近设有KJ216煤矿顶板动态监测系统压力检测分站，在工作面支架上均匀布置有17台KJ653矿用本安型顶板压力无线监测分站，在运输巷超前至开关附近设有4台KJ653矿用本安型无线中继器进行传输信号，顶板支架压力无线监测分站压力数据通过中继器传输到监测分站，分站通过信号线传输到主站，最后传输到井上数据通讯接口，最终由电脑进行记录、存储和分析。(2)支架活柱缩量观测用标记法在工作面上、中、下部布置3条观测线,在移架后、移架前测量活柱下缩量,根据循环的次数，算出循环下缩量和下缩速度。其测线与支架阻力测线对应布置。(3)统计观测沿工作面采煤机移动方向每隔5架作一观测剖面,矿压部门每天统计一次端面顶板的破碎及煤壁的片帮情况(包括梁端距、片帮、冒高超过0.5m以上的区域及顶板破碎情况),同时统计支架安全阀开启量(率)和支架因顶板压力损坏的部件等。2、顺槽的矿压观测(1)巷道围岩表面位移观测利用顺槽成巷期间设置的观测基点,并视情况补设部分基点,在回风顺槽、运输顺槽分别距切眼60m、80m、100m、处布置三个测区,用测尺和测枪测量巷道受采动影响过程中的顶底板及两帮移近量,每天观测一次,根据观测时间计算出移近速度。(2)顺槽超前支护范围内单体液压支柱阻力观测在工作面推进至60m后,分别在回风顺槽、运输顺槽超前支护范围外端的支柱观测单体支柱支护阻力的变化情况。测站处同时设置一组顶底板移近量观测点,以便分析围岩变形时,支柱阻力的变化情况。三、支护质量监测每旬由矿专业组织定期对工作面和顺槽支护质量进行一次动态检查,对存在的问题,回采区队要立即整改。检查内容要包括支架初撑力、煤壁片帮情况、梁端距、采高及端面顶板冒落情况、两顺槽单体支柱初撑力、超前支护质量等。四、观测时间要求1、工作面:观测到老顶初次来压和六次周期来压。2、顺槽:观测至工作面推进20Om止。支护质量监测，整个生产期间。第四章：生产系统第一节：运输系统一、运输设备及运输方式1、运煤设备及装、转载方式工作面刮板输送机和螺旋滚筒采煤机装煤、平巷刮板运输机运煤。2、辅助运输设备及运输方式工作面需用的材料、设备等，采用DZ150032型单轨吊柴油机车，通过回风顺槽运进工作面。二、移溜方式：采用推移工作面运输机的方式，推拉溜步距0.6m，弯曲段长度不小于15m，推拉方向为自下（上）而上（下）。1、采煤机向下（上）端正常割煤时,按照自上（下）而下（上）的顺序，依次推移刮板运输机，至距离采煤机后滚筒15m处。2、采煤机向上（下）斜切进刀切入煤壁规定截深后，将工作面运输机按自上（下）而下（上）的顺序推向煤壁,成一条直线。三、运煤路线：4404E工作面4404E运输巷皮带运输下山西三采区煤仓机轨皮带大巷主斜井地面煤场四、辅助运输路线：地面副斜井老系统轨道巷机轨大巷轨道下山9#联络巷4404E运输巷4404E辅助回风巷4404E回风巷4404E工作面附图七：4404E工作面生产系统、运输系统图。第二节：通防与监控系统一、通风系统工作面新鲜风经皮带下山、4404E运输巷到达工作面；其回风经工作面、4404E回风巷后进入4404E辅助回风巷；4404E运输巷、回风巷均采用锚网支护，运输巷断面10.2m2，回风巷断面10.2m2，在两巷均设有测风站。工作面风量计算如下：每个采煤工作面实际需要风量，应按瓦斯、二氧化碳涌出量和爆破后的有害气体产生量以及工作面气温、风速和人数等规定分别计算，然后取其中最大值。4404E工作面平均采高2.6m，面长150m，最小控顶距3.14m，最大控顶距3.74m；根据一月末测风及瓦斯报表，工作面温度18，工作面风量620m3/min，回风流中瓦斯浓度0.08、二氧化碳浓度0.06，工作面最多人数为22人。（1）按瓦斯涌出量计算 采100瓦采通（m3/min）式中：采-第i个采煤工作面实际需要的风量，m3/min；瓦-第i个采煤工作面回风巷风流中的平均瓦斯绝对涌出量，m3/m