综放工作面采煤作业规程.doc

第一章 概况一、回采工作面概况表1-1工作面名称12207综放工作面水平名称980采区名称12采区煤层编号2#煤走向长2264.08-2278.86 m面积381266.2m2倾斜长162173.2 m地面相对位置12207工作面水平标高为10711125.8m 。12207工作面地面位于枣泉煤矿工业广场南东467m处。该面投影于东斜风井筒南面80m2329065m。枣泉连接公路在12207工作面的北部51.4m处。12207切眼上口坐标：Y-36371318.034,X-4197832.972；切眼下口坐标：Y-36371481.85,X-4197788.975；井下位置及邻近采区情况12207回采工作面以北80m处为东斜风井；在12205工作面皮带巷以东26m处为12207工作面回风巷。12207皮带巷以东30m处为12207辅助巷， 12采区边界以北10m处为12207切眼。回采对地面设施的影响地表大部分为第四系流动沙丘覆盖。与12205回采工作面相对应的地面区域为戈壁沙滩。枣泉连接公路在12207回风顺槽处停采线以北51.4m处，回采时对公路和地面建筑物没有影响。二、煤岩层情况 表1-2煤层总厚8.09m煤层结构单 一煤层倾角323平均12可采指数0.95变异系数6%稳定程度较稳定煤层硬度f=1.62.0说明 12207综放工作面回采的煤层为2#煤，黑色，稳定，块状，半暗型沥青玻璃光泽，间夹条带状亮煤，局部中下夹有0.050.2m石英、长石砂岩。块状构造，煤层分布稳定，结构单一。三、煤质情况表1-3水分Mad9.73%灰分Ad7.19%挥发分Vdaf-发热量Qnte，ar21.4MJ/Kg固定碳Fc-硫分St0.26%胶质层厚度Ymm-工业牌号BN说明二煤： 特低硫、低磷、低熔点、较高发热量、较高水分、高活性、煤种单一。黑色，稳定，块状，半暗型的不粘结煤。四、煤层顶、底板情况表1-4顶、底板名称岩石名称厚度（m）岩性描述老顶炭质细粒砂泥岩4.6灰黑色、碳质含量自上而下逐渐增高，含沥青质遇水变软。硬度较小。直接顶炭质泥岩2.8灰黑色，片状、波状层理，完整性不好，易脱层伪顶炭质泥岩0.4黑色，破碎、波状层理，易脱层直接底炭质泥岩0.5黑灰色，遇水变软老底粉 砂 岩3.0灰色，具斜层理，遇水变软五、地质构造情况表1-5构造名称走向倾向倾角性质落差（m）对回采的影响程度DF718北西54逆断层19m在掘进过程中未揭露，预计影响不大DF818北西52逆断层18m在掘进过程中未揭露，预计影响不大df10南北40逆断层最大小于4m在掘进过程中未揭露，预计影响不大煤层变薄区119在掘进过程中揭露，影响较大无煤区119对综放影响较大说明1、枣泉井田为碎石井背斜构造，矿井以背斜轴分为东井和西井。12207工作面在东井。2、12207回采工作面在东井南翼，工作面的煤层倾向：198 268，平均倾角：323，在12207回采工作面西南角4.87m左右处为碎石井背斜轴。根据12207开切眼压力情况，靠背斜轴方向压力较大。3、12207工作面中部无煤区位于12207措施巷2向南48m处，无煤区向东煤层逐渐变厚，到12207皮带巷处煤层最薄处为3.05m左右。根据12205回采工作面揭露，无煤区比较稳定，无煤区斜穿工作面。4、12205辅助运输巷从1225.379m处煤层开始变薄，在1519m处煤层厚度为4.2m开始变厚，到1562m处煤层厚度达到8.00m. 趋于正常。5、目前回采12205工作面没有发现df1、DF7、 DF8三条断层，在12205辅助运输巷掘进过程中也没有发现df1、DF7、 DF8断层，但在以上断层区域回采时仍需要加强此断层监测，并且注意观察工作面涌水量变化，如果出现突水征兆时立即停止回采，及时向矿调度中心和地质人员通知下井观测。在回采前必须做好过断层和防止突水的准备工作，以防万一，有备无患。六、水文地质情况及防治水措施表1-6最大涌水量300420 m3/h正常涌水量180380 m3/h水文地质情况及防治水措施一、水文情况 根据精查地质报告,和12205工作面涌水分析，12207工作面区域涉及两个含水层,号含水层处于一煤上部直罗组砂岩（七里镇砂岩）含水层,属于孔隙裂隙层间承压水,愈接近井筒区域受大气降水补给影响加大,含水层厚平均在82m左右，是回采期间的主要出水水源。一煤到二煤层之间有2.7m左右的中粒砂岩，处于号含水层上部，是回采期间的次要出水水源，属于砂岩裂隙孔隙层间承压水。在回采100m前采空垮落导通上部含水层和隔水层，预计将会出现涌水量增大或突水现象，而后逐渐趋于正常。根据三维地震勘探报告和精查地质报告，在12205工作面附近没有地下水体存在。该地区处于沙漠边缘，地表干旱少雨，地下水补给来源贫乏，煤层迳流条件差。12207工作面在回采过程中要过24线2403号钻孔和25线2511号两个钻孔。根据精查地质报告资料2403号钻孔是用稠泥浆进行封孔；2511号钻孔是用水泥砂浆进行封孔。但是为了防止钻孔封孔不良造成积水和毒气聚集，所以在回采到此范围时必须采取相应的防范措施，防止积水和毒气伤人。在回采到1150m附近时，受无煤区上部富水区域影响，工作面涌水预计将显著增大，不排除短时间涌水增大异常现象发生，预计回采1700m后涌水趋于减小。在12207工作面回采时12205工作面老空部分将延12207老空延倾向下泄到12207工作面最低处，预计1220512205老空区涌水量在100m3/h。二、防治措施 1、在开采前由综采对必须编制12207回采工作面防排水专项措施，尤其针对无煤区富水段增加排水设施。并按照措施准备好防排水设施。2、回采前在切眼以南12207辅助巷内设置有效容量至少不小于4小时正常涌水量的水仓以及1小时最大涌水量的临时水仓，以便清淤；准备好20小时内排出工作面24小时的正常涌水量的水泵；备用水泵能力不小于工作水泵能力的70%,排水管道要直接接至+1112车场.在雨季期间要加强地面排水的防治疏导工作。水泵、配套水管、闸阀、配电设备和输电线路排水试验经相关部室验收后，方可进行回采，具体要求见动力部12207排水专项设计。 3、在回采到无煤区附近富水区域，要予以高度重视，落实各项排水设施，在回采870m开始至井筒方向在皮带下帮挖设水沟，充分利用在此巷道平缓条件，使涌水自流到各联络巷，4、在回采过程中遇到突水征兆时，必须坚持有“有疑必探、先探后采”，的基本原则。 5、目前回采12205工作面没有发现df1、DF7、 DF8三条断层，在12205辅助运输巷掘进过程中也没有发现df1、DF7、 DF8断层，但在以上断层区域回采时仍需要加强此断层监测，并且注意观察工作面涌水量变化，如果出现突水征兆时立即停止回采，及时向矿调度中心和地质人员通知下井观测。在回采前必须做好过断层和防止突水的准备工作，以防万一，有备无患。6、12207皮带巷与12207辅助巷之间的各联络巷，在回采推过此处时要做好，各联络巷密闭前的木躲支护工作，以便老空涌水渠道畅通。七、瓦斯煤尘及其它有害气体情况表1-7相对瓦斯涌出量0.188m3/t绝对瓦斯涌出量0.0630.078 m3/min煤尘爆炸指数36.85%煤层自燃发火期13个月其它有害气体浓度八、储量计算表1-8储量计算块段号斜面积（m2）煤厚（M）容重t/ m3工业储量（wt）回采率（）可采储量（wt）B-141313.288.751.330.4850.34B-140 389238.51.3344.78538B-11041488.18.561.3348.18540.9B-109186857.338.651.33222.685189.2B-1098466.395.51.336.4855.44B-1093795.4431.331.6851.36B-8157880.748.121.3363.78554.15B-813597.625.51.332.7852.3B-811471.0631.330.6850.51B-10824501.317.791.3329.98525.42A-8023896.88.001.3328.18523.89九、存在问题及建议1、必须在12207辅助巷设置永久排水沟和排水管及水仓等排水设施。2、在各联络巷及12207辅助运输巷之间及时疏通排水沟。3、加强对地面水的排放管理和防治措施。4、在回采过程中出现涌水异常或有突水征兆时要及时向地测部门反映,经地测部门调查研究后采取相关措施。5、二煤层直接顶是26m厚的炭质泥岩和砂质泥岩，根据12205回采情况来看，局部靠下端头部分工作面压力较大。要注意在回采过程中加强工作面顶板的管理。6、局部煤层厚度小于8m，12207工艺巷下帮顶煤留设厚度大于1.3m巷道高度为2.8m，巷道底煤厚度小于3.4m。在回采过程中局部可能直接破工艺巷道底板, 所以在回采前制定专项安全技术措施，加强12207工艺巷松动爆破管理提高回采率。7、工作面初采100m内老空可能有大的涌水，望在回采前做好工作面的排水准备工作。及时做好采空区积水的疏导工作，和采取防止12205老空区涌水流入12207风巷及回采工作面中淹到工作面的措施。在12207工作面回采前必须在12207皮带巷和辅助巷形成完善的排水系统。并在12207辅助巷一次性设置好永久水沟、和排水水仓、水窝等。8、12207回采工作面在回采薄煤区和无煤区时必须探测顶煤厚度。9、12207工作面在回采过程中根据皮带巷下端头涌水情况，如若需要打设泄水钻孔时，可根据情况进行打设，但是打设的钻孔必须安装好套管和水管保证将水引入水沟中。泄水孔上口要有防护措施。10、12207工作面回采过联络巷后，在打设密闭时，将反水池外部的水沟加长直接联通到水沟中。11、12207工作面从1措施巷向北83.6m处为2511号勘探钻孔，孔口至二煤底板垂深210.4m；从开切眼向北458m处为2403号勘探钻孔，孔口至二煤底板垂深255.8m。由于钻孔常年类月积水，在回采到此范围内提前采取防范措施，防止钻孔水头压力过大伤人，并且做好工作面钻孔突然涌水的排水准备工作。12、在回采过程中必须加强12205老空区涌水在12207回风巷的排放.综采队必须制定此巷道在回采过程中的防排水措施和方案,避免老空涌水直接流入回采工作面对工作面的生产及安全造成影响。13、在回采到1、2、3措施巷道时可能局部要破措施巷底板，在通过此处时必须采取措施，加强顶板管理。14、 根据12205工作面回采情况来看，在回采12207工作面时,每采过一个联络巷时必须在联络巷内打设木垛防止顶板垮落堵塞水路。15、二煤层与一煤层之间的岩层厚度在2330m左右.主要以炭质泥岩,砂质泥岩,细砂岩,粉砂岩,中粗砂岩,粗砂岩为主。12207回采工作面在回采到12105工作面老空区时工作面顶板压力会突然增大,12205老空有可能出现大面积涌水汇聚，为预防回采时突水发生.所以在回采前必须编制进12105工作面下部和在12105回采工作面老空区下部开采的专项措施。(要在12207辅助巷或皮带巷向一煤层提前打设放水钻孔)。16、根据12205工作面下端头突然涌水情况分析，二煤层顶板炭质泥岩垮落后容易在老空区形成积水区，积水区达到一定积水时，就会从下端头突然涌出一部分。预计在60100m3/h左右，持续13天左右。所以在回采前必须编制12207工作面下端头防排水设计及措施。并配备足够完好的排水设施，在皮带巷底板平缓区要提前在水沟与各联络巷之间提前打设水窝，以便将涌水接力到各联络巷排入12207辅助巷排水系统中。并在突然涌水时能够及时有效的将水排出。17、12207回风巷目前已经从无煤区以南沿二煤层底板布置，无煤区以北巷道沿二煤层顶板布置。在常回采无煤区以北时，必须采取措施将三角煤留设到最小，尽量提高工作面回收率。18、采取措施，提高采放比及放煤量。附：煤层柱状图煤层柱状图第二章 采煤方法第一节 采煤方法的确定一、采煤方法枣泉煤矿12207综采放顶煤工作面设计确定12207工作面采用走向长壁综采放顶煤方法进行试验开采，采用全部垮落法处理采空区。二、采高的确定根据12采区工作面的划分，12207综放工作面走向长度为2249m，倾向长度162173.2m，平均167.6m，煤层厚度8.09m。结合羊场湾煤矿二分区的确定采放比的经验（3.2m：5.15m=1：1.61），确定割煤高度为3.0m，煤层厚度为8.09m，放煤高度为5.09m，则采放比为1：1.70。三、开采层位的确定本工作面煤层赋存条件稳定，正常回采时沿2#煤底板开采。第二节 矿压参数一、矿压观测表（参照12205综采工作面矿压参数）表2-112205综采工作面矿压参数表项目单位数值项目单位数值直接顶初次垮落步距m1517工序影响放炮上m初次来压来压步距m2528下支架载荷平均值Mpa2736割煤上5最大值39下15顶板下沉量平均值mm无明显下沉回柱上最大值下顶板下沉速度平均值mm/h不明显超前压力影响范围回风顺槽m60最大值胶带运输巷30周期来压来压步距m2026全部观测段支柱载荷平均值KN支柱载荷平均值Mpa2432最大值最大值38顶板下沉量平均值mm2025顶板下沉量平均值mm无明显下沉最大值最大值顶板下沉速度平均值mm/H顶板下沉速度平均值mm/h无明显下沉最大值最大值顶板节理裂隙间距m直接顶分类类老顶分类级容许比压Mpa第三节 支护设计一、基本支护12207综放工作面使用104架ZF7800/17/35四柱支撑掩护式正四连杆大插板低位放顶煤液压支架、6架ZFG8000/21/38型放顶煤过渡液压支架、两架一组ZTZ29000/21/38型中置式放顶煤端头液压支架管理顶板，采用全部跨落法管理采空区。支架主要技术特征如下表： 表2-2型 号ZF7800/17/35四柱支撑掩护式正四连杆大插板低位放顶煤液压支架；最大控顶距5730mm支架宽度1430mm最小控顶距4930mm工作阻力7800KN（P34.9MPa）支架中心距1500mm支护面积6.9m2工作高度17003500mm支护强度0.921.02MPa放煤步距0.8m操纵方式本架控制重 量22500kg初撑力57645626kN（P31.5MPa）底板比压（前端）0.71.67MPa二、其他支护（一）、上出口的支护工作面上端头主要以工作面上巷内的过渡支架支护顶板配合一梁三柱棚进行支护。在回采过程中如果出现支架下滑、工作面变长现象，导致过渡支架与工作面上巷上帮形成空顶时，根据空顶空间的范围采用单体戴帽点柱(规格为：3.5m或3.8m单体支柱)或走向连锁棚的支护形式对此处的空顶空间进行有效支护，柱帽规格：长宽厚=400mm200mm150mm。1、工作面上口最后一台支架与工作面上巷上帮之间的空顶区分4种情况支护：（1）过渡支架距风巷上帮宽度小于0.8m时,打双排戴帽点柱维护顶板，排距0.8m。柱帽的规格为400200150mm；（2）当过渡支架距风巷上帮宽度大于0.8m时,小于1.5m, 此处空顶范围打3排戴帽点柱进行支护顶板排距0.8m。靠风巷上帮的一排单体支柱距风巷上帮200mm，靠端头支架的一排支柱距端头支架200mm；并在切顶线处打一排密集支柱，柱距不得大于400mm，迎塘角8085；（3）当过渡支架距风巷上帮大宽度于1.5m时,小于2.5m时，并在此处空顶范围打4排戴帽点柱，以排距0.7m,柱距为0.8m,型钢梁的长度为2.2m的两组走向连锁棚子的形式维护顶板,走向连锁棚子维护顶板的长度保持在4.0m。戴帽点柱的排距0.8m，靠风巷上帮的一排单体支柱距风巷上帮200mm，靠端头支架的一排支柱距端头支架200mm；并在切顶线处打一排密集支柱，柱距不得大于400mm，迎塘角8085；（4）在宽度大于2.5m时,可根据工作面走向的变化情况，适度减小工作面伪斜或增加一台液压支架维护顶板。2、架设一梁二柱走向联锁棚时，必须先将切顶排支柱支设好，然后上端头组长观察顶板、煤帮无异常情况后，组织上端头人员架设连锁棚，排距0.7m,柱距为0.8m，单体支柱柱头必须与型钢梁用8铅丝进行捆绑。3、各支柱必须用8#铁丝与顶板上的钢带进行捆绑，且迎山角合格，切顶线排加设密柱，柱距不大于0.4m，封口柱与支架顶梁切顶线平齐，随工作面推进前移，不得提前回收。支柱必须支设在实底上,支柱钻底量超过100mm时必须穿底鞋，底鞋规格为1200250150mm。顶板破碎时采用小眼经纬网先护顶，再支设戴帽点柱维护顶板。（二）、下安全出口的支护下安全出口利用ZTZ29000/21/38型两架一组中置式放顶煤端头支架与ZFG8000-21/38型过渡支架相结合完成下出口的支护。当端头支架和1支架的架间距超过300mm时，支设6.0m长的木板梁一梁二柱加强支护，随支架的前移而前移，柱头必须用8铁丝与顶板上的经纬网捆绑牢固并及时调整支架，消除支架间距。工作面上、下出口的人行道宽度不得小于0.7m，净高不低于1.8m。（三）、工作面两巷超前支护(见附图 工作面支护平、剖面图)。1、超前支护随工作面的推进不断前移,保证工作面上巷、胶带运输巷超前支护的距离不小于40m。2、工作面上巷超前支护采用3.2m（2.8m）的型钢梁与单体支柱形成一梁三柱支护，超前支护距离不得小于40m，上帮、下帮、巷中采用DZ3.5m(2.8m)单体液压支柱,棚距0.8m,上帮支柱距离中间柱柱距2.0m,下帮支柱距离中间支柱柱距800m，单体支柱距上帮400mm，距离下帮400mm，柱头必须用8铁丝与顶板上的钢带进行连接，且迎山角合格。破碎段的棚距可取0.4m。（附回风顺槽超前支护图）3、胶带运输巷超前支护采用3.8m的型钢梁与单体支柱形成一梁三柱支护，在距离下帮300mm处沿巷道走向打设一排戴帽点柱，柱距800mm。超前支护距离不得小于40m，上帮用DZ3.5m单体柱,下帮采用DZ3.5m(2.8m)单体柱,棚距0.8m,如顶板压力大，破碎段的棚距可取0.4m。（附胶带运输巷超前支护图）4、运输巷超前段支设的一梁三柱棚，在转载机机头部、破碎部通过此段超前支护时要及时将有碍的支柱提前拆除，在推移转载机时要在皮带机尾及端头支架处派专人在此段警戒，禁止所有人员在推移转载机时进入此段，推移转载机完毕后要及时将拆下的中心支柱按照规定补打上。（四）、安全技术措施1、回风顺槽、胶带运输巷两巷超前支护支柱初撑力50KN，支柱迎山角符合规定，超前支护的单体支柱必须穿底鞋且支设牢固、可靠。2、上、下两巷超前支护的单体支柱不可提前回收，单体支柱距支架梁端的距离不得大于340mm,超前支柱初撑力不得小于50KN（6.37MPa）。若巷道底板松软时，支柱要穿底鞋，保证支柱钻底量小于100mm。3、在上、下两巷各备两个方凳，以便作业时用；若巷道两帮片帮较大时，在超前支护范围内进行背帮处理，超前以外要求补打锚杆进行加强支护。三、支护强度计算根据放顶煤开采的支架工作阻力构成分析，工作面顶板的压力强度可按68倍采高的上覆岩层的重量近似计算，我们选取8倍采高的上覆岩层的重量计算顶板压力强度：8H=H1+H2 即 83=5.09+18.91=24m P0=1H1+2H2 =1.335.09+2.618.91 =55.9357(t/m2) 0.55(MPa)式中P0：工作面单位面积的顶板压力 1：2#煤层容重，1.33t/m3 2：工作面顶板岩层容重，2.6t/m3 H：割煤高度，3.0m H1：顶煤厚度，5.09m H2：上覆岩层厚度，18.91m四、支护强度校核工作面采用ZF7800/17/35型液压支架管理顶板，其额定支护强度为0.921.02MPa，按其最小支护强度0.92MPa进行支护强度校核： C=KPmin / P0=0.90.920.55=1.511 式中 C：支护强度安全系数 Pmin：支架最小支护强度，MPa P0：工作面单位面积的顶板压力，MPa K：支护强度不均衡系数，取K=0.9 以上计算可知，支架的支护强度安全系数C1，故能满足支护要求。（附图 12207工作面支护平、剖面图）第四节 回采工艺一、回采工艺综放工作面回采工艺分为：采煤、装煤、运煤、支护、处理采空区。采煤：利用采煤机进行割煤，利用ZF7800/17/35四柱支撑掩护式正四连杆大插板低位放顶煤液压支架进行放煤，一采一放，割、放煤工序同向平行作业。装煤：利用采煤机配合前部刮板运输机、支架配合后部刮板运输机进行装煤。运煤：利用前后部刮板运输机、装载机、胶带运输机等联合进行运煤。支护：使用ZF7800/17/35四柱支撑掩护式正四连杆大插板低位放顶煤液压支架、ZFG8000/21/38型放顶煤过渡液压支架、ZTZ29000/21/38型中置式放顶煤端头液压支架管理工作面顶板，采用全部跨落法管理采空区。处理采空区：采用全部跨落法处理采空区。具体工艺流程为：二、回采工艺流程采煤机采用端头斜切进刀，单向割煤，液压支架及时支护顶板。采煤机上端头斜切进刀正常下行割煤移架放顶煤拉后部刮板输送机采煤机返刀上行清浮煤（采煤机割煤至机头后）推前部刮板输送机上端头斜切进刀进入下一循环。（一）、采煤机割煤12207综放工作面采用端部斜切进刀单向割煤，其工序如下：采煤机下行割煤, 右滚筒割顶煤,左滚筒割底煤,行至工作面刮板机头割通煤壁,将右滚筒降下割底煤.反向将采煤机机身部底煤割尽,空刀上返清理浮煤,行至上部刮板机弯曲段,采煤机左滚筒升高割顶煤, 右滚筒割底煤,斜切进刀,待采煤机进入直线段后,将刮板机推直,采煤机割透煤壁后,将左滚筒降下割底煤,右滚筒升起割顶煤,采煤机下行开始下一个循环割煤。（二）、移架由于工作面前后输送机采用机头平行布置方式，因而在工作面两端各设3架过渡支架，而过渡支架不能做到及时支护，即采煤机割煤后，过渡架必须在前部输送机机头推移后才能移架，因而造成工作面的基本支架和过渡架不能顺序前移，使得移架工序变得复杂，现将移架顺序描述如下（采煤机端部斜切进刀单向割煤）：（1）采煤机斜切进刀割透煤壁下行时，将110#108#号过渡支架的支架护帮板挑起；采煤机下行完成割底煤进入正常割煤，滞后采煤机左滚筒（此时应滞后采煤机前滚筒2架将支架护帮板挑起）3架，顺序将基本架移一个步距，移架时应先收护帮板；直到工作面下端最后一架基本架（4107#架）。当采煤机返机右滚筒到达25#架时，即将前部输送机机头推向煤壁（应保证6架同时推）。（2）机头推移后，将工作面下端过渡架（13#架）拉一个步距，移架的顺序为：先移2#架，后移1#架，再移3#架；（3）与此同时，当采煤机斜切进刀直线段时，前部输送机已经全长自下而上（或自上而下）推向煤壁，采煤机割透上端煤壁后，将上端3架过渡支架的护帮板挑起，及时支护顶煤。采煤机下行割煤后顺序将机尾处三架过渡架（108110#支架）向前移一个步距，移架的顺序为：先移109#架，后移110#架，再移108#架，待采煤机出斜切进刀段后将刮板机机尾推至煤壁为下一个循环段斜切进刀做准备； 过渡支架的移设是按上述移架顺序在特定时间内完成的；而基本支架的移设是由采煤机的割煤位置控制的。即在采煤机正常割煤的情况下，滞后采煤机左滚筒3架进行移架（或滞后采煤机右滚筒2架支架将支架的护帮板挑起，临时支护顶板，等滞后采煤机左滚筒3架时再进行移架）。移架的动作如下：收护帮板收伸缩梁降柱(保持一定压力)移架(擦顶移架)升柱(保持初撑力) 打出护板板。三、放顶煤 工作面初次来压后必须再向前推进10个循环方可进行放煤作业。利用矿山压力、支架反复支撑、尾梁上、下摆动和预松动爆破等综合方式预裂顶煤，支架收回插板，下摆尾梁进行放煤。本工作面放煤采用两轮顺序放煤，循环放煤步距0.8m。为有利于端头管理，机头、机尾各3个过渡支架原则上不考虑放煤，为提高顶煤回收率，当顶煤冒落块度较小且块度均匀时，基本支架侧的过渡支架可适量进行放煤。(一)、放煤工序 采煤机下行割煤时，第一人先从机尾107#支架开始放煤，放单号支架顶煤。第二人滞后第一人68架进行放煤，放双号支架顶煤。第一人在放煤口放煤量明显减小的情况下，关闭支架放煤口，进行下一单号支架的放煤工作。第二人按双号支架顺序放煤。第三人滞后第二人68架进行补放，直至放到机头与基本架相邻的过渡支架为止。依次进行，并见矸(出矸量大于1/3)时关闭放煤口。(二)、放顶煤工艺要求 1、放顶煤工作在采煤机割煤并移架后进行，滞后距离为5架，采放平行作业，放煤步距保持0.8m； 2、放煤时，先收回支架放煤插板，并操作尾梁千斤顶，使尾梁摆到适当位置，以便能使顶煤直接流入后部输送机；放煤时，可多次反复摆动尾梁使大块煤破碎，便于放净；放煤时如遇大块煤，应用尾梁、插板进行破碎；见矸(出矸量大于1/3)时停止放煤，并伸出插板封住放煤口，完成放煤工作； 3、放煤时，必须注意控制放煤量，保证后部输送机不过载；4、放煤时，支架后喷雾必须打开，无喷雾或喷雾不完好不准放煤。四、拉后部输送机1、拉移时必须单向顺序进行，且应滞后放煤支架15m拉后部输送机，按割煤方向自下而上拉移一个步距(0.8m)，同时要求相邻5个支架顺序逐步动作，并确保其弯度段不小于15m。严禁从两头向中间进行。2、拉刮板输送机前，若前面浮煤较多，应进行清理，确保拉移到位。3、拉移时，应在输送机正常运转时进行。4、拉移完成后，应保证输送机平、直、稳。5、其它注意事项同推移前部刮板输送机。五、推移前部输送机 (一)推移前部输送机分两个阶段单向顺序进行。 1、在采煤机从工作面下端反向跑空刀清浮煤到达工作面上部斜切进刀段以前，前部输送机头必须推向煤壁。 2、在采煤机进行端部斜切进刀时，将前部输送机按顺序自下而上依次推向煤壁。 (二)推移前部输送机的要求： 1、每次推进应保证0.8m的推进度，并与煤壁保持平行成一直线，其直线误差在50mm以内； 2、在推移输送机时，必须保持滞后采煤机长度不得小于15m(滞后采煤机右滚筒10台支架)； 3、推移输送机时必须单向顺序进行，严禁从两头向中间或从中间向两头进行推移； 4、停机时严禁推刮板输送机，以防卡死输送机；移机头需停机作业； 5、为保证在推移时操作顺利，不致发生飘底、啃底现象，应保证至少使用3台支架一起推； 6、在完成推移输送机后，必须将散落在电缆槽、输送机与支架间等处的浮煤一起装入输送机内。六、运输顺槽内设备的推移转载机的移设在后部输送机前移后，开始推移转载机。第五节 落煤方法一、落煤方式采用MG4501020-WD四象限交流变频电牵引双滚筒采煤机机组割煤，循环步距0.8m；采煤机下行割煤时， 右(前)滚筒割顶煤，左(后)滚筒割底煤，上行清浮煤。顶煤经过爆破松动后，通过矿山压力的作用，经过支架尾梁插板反复摆动放出，一刀一放，放煤步距0.8m。二、工作面进刀方式（附图）该工作面采用端头斜切进刀自开缺口，单向割煤，即下行割煤，上行扫浮煤、装煤；斜切进刀段长度36m（24架支架）。三 、采煤机割煤质量要求(1)严格控制割煤高度，最高不超过3.1m，最低不低于2.9m，最低采高应使支架后部有足够的过煤空间并保证支架的过人空间； (2)控制采煤机割煤速度，防止压死输送机，保持割煤过程中的顶底板平整； (3)当采放工序不平衡时，可通过及时调整采煤机割煤速度或采取增加放煤口，以实现采放平行作业；（4）煤壁平直，与顶底板垂直。伞檐：伞檐长度超过1m时，其最大突出部分不超过200mm，伞檐长度在1m以下时，其最大突出部分不超过250mm。四、装煤及运煤方式：（1）装煤方式：利用采煤机滚筒截割落煤、装煤。（2）运煤方式：前部输送机运机采煤，后部输送机装运放顶煤，前后两部输送机平行运煤集中到转载机和顺槽皮带输送机中运出。（附采煤机斜切进刀及割煤示意图）第三章 顶板管理第一节 工作面顶板管理一、工作面顶板管理 本工作面选用104架ZF7800/17/35四柱支撑掩护式正四连杆大插板低位放顶煤液压支架支护工作面顶板；机头机尾各使用3架ZFG8000/21/38型放顶煤过渡支架；同时下顺槽采用ZTZ29000/21/38型两架一组中置式放顶煤端头支架支护下口顶板；采空区采用全部垮落法管理顶板。使用液压支架支护顶板，必须符合以下要求： 1、工作面控顶范围内，顶底板移近量按采高不大于100mm/m，工作面不能出现台阶状下沉。 2、泵站出口压力不小于31.5MPa，支架初撑力不得低于设计值80%(25.2MPa)，前梁及顶梁接顶严密，支架受力状态良好。 3、机道梁端至煤壁顶板冒落高度不大于300mm,当支架上顶板冒落高度超过300mm时，应用板梁接顶。4、采高严格控制，最高不超过3.1m，最低不低于2.9m，5、工作面支架必须排成一条直线，其误差不大于50mm 6、支架中心距保证在1.5m，误差不大于100mm，当顶板破碎时必须带压擦顶移架。二、使用单体液压支柱支护，必须符合以下要求：1、严格按照上下端头和两巷超前支护设计进行支护。2、新支设支柱初撑力50KN（6.37MPa）。3、不缺梁、少柱，在用单体支柱不漏夜、不卸载，卸载的支柱必须及时更换。4、支柱要打成直线其偏差不超过100mm，柱距偏差不大于100mm,排距偏差不超过100mm。5、支柱要支设在实底上，底板松软时，支柱要穿柱鞋，钻底量小于100mm。第二节 移架方法一、移架 采用分段跟机移架支护方式，由本架操作，先降后移，移架滞后采煤机后（左）滚筒3个支架追机作业，采煤机割煤后及时伸出护帮板护实煤帮；支架保持平行，相邻支架架间不得有明显错差，最大错差不超过相邻支架侧护板的2/3，防止咬架；顶板破碎时，可紧跟后（左）滚筒带压移架或停机移架，及时支护顶板，移架步距0.8m。(一)移架顺序： 1、采煤机斜切进刀割透煤壁反向时，将110#85#支架的护帮板挑起；采煤机反向完成割底煤进入正常割煤，滞后采煤机后（左）滚筒3架，顺序将基本支架移一个步距（0.8m），当采煤机后（左）滚筒到达85#架（36m）时，即将前部输送机机尾推向煤壁，为下一个循环割煤斜切进刀做准备； 2、机尾推移完成后，将工作面上端头过渡支架(110#108#架)前移一个步距(0.8m)，移架的顺序为：先移109#架，后移110#架，再移108#架； 3、当采煤机进入正常割煤时，基本支架自上而下移向煤壁，采煤机割透下端煤壁后，将机头处三架过渡支架的护帮板挑起，及时支护顶板；采煤机返机时，顺序将机头处三架过渡支架(1#3#)向前移一个步距(0.8m)，移架的顺序为：先移2#架，后移3#架，再移1#架； 4、过渡支架的移设是按上述顺序在特定时间内完成的，而基本支架的移设是由采煤机的割煤位置控制的；即在采煤机正常割煤的情况下，滞后采煤机后（左）滚筒3个支架进行移架； 5、移架的动作如下：收回护帮板及侧护板收缩支架后部尾梁伸出支架后部插板降支架立柱移架(收伸缩梁)用侧护板和调底千斤顶调架升起支架立柱打开护帮板。 6、移端头支架在推移转载机后进行，由两名支架工配合进行，两支架迈步前移。(二)移架质量要求： 1、必须严格按上述移架动作顺序按移架操作要求进行移架； 2、为保证移架时不致将前部输送机后拉，在移架时，应将邻架的推移千斤顶手把打在推溜位置； 3、当煤壁片帮较深或顶煤破碎时，应在采煤机前（右）滚筒割煤后及时移架或挑起护帮板，及时支护顶板； 4、在移架时，必须使工作面支架保持成一条直线，直线最大误差在50mm以内；支架与输送机保持垂直，其偏差小于5；支架中心距控制在1500100mm；支架垂直于顶、底板，其歪斜度小于5；支架顶梁要与顶板平行，其最大仰俯角小于7；端面距最大值340mm；相邻支架间不能有明显错差(不超过顶梁侧护板高的2/3)；支架不挤、不咬，架间间隙不超过规定(200mm)；支架初撑力不低于设计值的80%(25.2MPa)。第三节 回柱方法一、工作面上端头回柱方法、顺序、安全技术措施1、上端头切顶线支柱每循环回收一次。2、上端头切顶线支柱在拉移机尾过渡支架前回收，即先回收切顶线单体支柱，后拉移机尾过渡支架。3、上端头老空切顶线处回收，回收时应坚持“先支后回”的原则，即在新切顶线处先支设一排戗柱后方可进行回收；回收顺序为：自下而上，即先回收靠机尾过渡架侧，后回收靠风巷上帮侧，并坚持先回收普通支柱，后回收戗柱的原则。4、回柱安全技术措施：（1）、风巷拆卸切顶排柱子时，必须在移过渡支架前进行。（2）、 工作面上回柱时，至少三人作业，一人观察顶板及巷帮情况，两人配合作业。作业时首先清理好安全出口，然后方可回收。（3）、回柱前，应先检查巷道顶板、机尾过渡支架和采空区情况，支架支设不合格，有空顶时，必须及时处理或整改达到质量合格，安全可靠后方准回柱放顶。（4）、回收切顶线支柱时，严格按回柱顺序先回直柱后回戗柱。卸支柱时只准一人操作，其他人员站在卸柱子人员之后3.0m以外的安全地点，支柱卸下后两人将柱子抬走；卸切顶线最后一棵戗柱时提前在支柱柱头上拴一根铁丝，并由一人进行远方操作，在卸载扳手上拴一根铁丝，将卸载扳手安在支柱卸载阀上后站在离欲卸支柱2.0m以外的地点进行操作，支柱卸下并且不动时，人员通过拴在支柱柱头上的铁丝将支柱拉到新切顶线以里后再过去将支柱抬走。（5）、严禁人员进入采空区,分别在上端头切顶线和下端头转载机机尾过桥上沿倾向挡上一片钢筋网，以阻止人员进入采空区。（6）、顶板压力大，支柱一松马上被压下，或遇到死柱子时，要先支上临时支柱以控制顶板，然后采用挑顶或卧底的方法进行回撤，严禁用放炮的方法回撤支柱。当支柱顶着岩块不能下缩，岩块又不好处理时，待顶板稳定后，将柱跟用镐刨开，用撬棍来回转动直至将柱子回出。（7）、回柱过程中，如发现顶板来压或局部压力增大，应立即停止回柱，支设点柱、戗柱加强支护。如出现危及人身安全的情况时，应立即通知受威协的所有人员撤至安全地点，并汇报班组长，由班组长清点人数，将现场情况汇报矿调度室，等候处理命令。（8）、回柱中发现失效支柱应及时更换。回柱完后，应检查一遍支护是否齐全、有无卸载、空载支柱，如有，必须及时更换或重新升起。二、两巷回柱方法、顺序、安全技术措施1、上、下两巷超前支护的单体支柱每循环回收掉靠风巷下帮的一棵和机巷上帮的两棵支柱。2、回风巷超前支柱在采煤机到达距离机尾30m前回收掉，下巷超前支护的支柱在采煤机到达距离机头30m前回收掉。3、回收机巷支设的支柱时，先回收靠上帮的两棵的支柱，后回收靠下帮的一棵支柱。4、回收风巷支设的支柱时，先卸靠风巷下帮的一棵支柱，靠风巷上帮的两棵支柱，在切顶排支柱回收时再进行回收。5、回收上下巷加强支护钢梁的安全技术措施：（1）、回收棚梁至少有三人配合作业。（2）、卸支柱前，先将绑柱丝解开，并用解开的绑柱丝将棚梁两头捆吊在顶板钢筋网上，然后卸下棚梁下的支柱。（3）、卸棚梁时，提前在两端各放置一个铁凳，由两人分别站在两端的凳子上抬住梁子，另外一人解开棚梁两端铁丝，抬梁子人员先将棚梁放在凳子上，待人员从凳子上下来后再抬走棚梁。（4）、棚梁下的支柱卸完后，在卸棚梁之前必须先观察顶板，确认顶板稳定时方可卸棚梁，以防顶板来压解棚梁上的铁丝时棚梁下弹伤人。（5）、在移设端头支架之前不得将端头支架前第棚梁提前回收。三、煤壁管理的方法及安全技术措施1、综放工作面的煤壁主要靠支架护帮板进行维护，以防止片帮事故的发生。2、合理安排工序，及时移架维护顶板，减小割煤后顶板的空顶时间和空顶面积，以减轻顶板对煤壁的压力，从而控制煤壁片帮程度。3、严格控制采高，严禁超高开采，保证支架接顶严实，确保支架初撑力达到25.2Mpa以上，以有效支护顶板，减轻顶板对煤壁的压力，从而控制煤壁片帮程度。4、加强工作面工程质量管理，保证工作面“煤壁直且与顶底板垂直、支架直”，采高稳定，避免支架顶梁突然抬头或低头，确保支架顶梁仰俯角小于7o，从而有效维护端面直接顶板。5、煤壁片帮严重造成端面距超宽时，采用超前拉架的方式提前支护顶板。6、合理组织生产，加快推进度，防止直接顶过早产生下沉，造成端面顶板破碎。其它严格执行人员进入煤帮侧作业及片帮防治的安全技术措施。四、支护材料（设备）的管理及消耗1、上、下两巷的柱帽、托板应尽可能回收复用；2、备用材料存放地点：工作面所需的钢梁、柱帽、单体支柱等必须分类码放在距工作面40m以外的风、机巷内，不得妨碍行人，并挂牌管理。支护材料用量及消耗表 表3-1材料名称规 格循环用量回收率%复用率%消耗率%消耗定额m3或根/万t根数m3单体支柱DZ28-30/100501001000单体支柱DZ35-30/100501001000型钢梁3.8M2010010003.2M201001000柱帽40020015015050500.5小杆12001008015050500.5底鞋120025015015050500.5第四章 生产组织一、循环作业方式(附图：正规循环作业图)工作面采用正规循环作业，整个循环包括：割煤、移架、放煤、推移前部输送机、拉后部输送机等主要工序，一采一放，循环进度0.8m，每天完成8个正规循环，完成进尺6.4m，回采率80%(其中割煤97%，放煤74%)以上。其中：Q割 =1623.00.81.3397%=502 (t)Q放 =(162-9)5.090.81.3374%=614(t)Q循环=502+614=1116(t) 日产量Q日 =8Q循环=81116=8928(t) 月产量Q月 =25Q