W1309低位放顶煤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 目 录第一章 工作面概况1第一节 工作面概况1第二节 工作面四邻情况、采掘情况及影响范围1第三节 工作面参数及储量1第二章 地质情况3第一节 煤层地质特征3一、煤层赋存情况3二、煤质情况3第二节 地质构造情况3一、褶皱3二、断层3三、陷落柱3第三节 围岩及其特征4第四节 瓦斯、火及煤尘情况5第五节 水文情况5第三章 采煤方法及其工艺流程7第一节 工作面巷道及设备布置7一、工作面巷道布置（如图3-1）7二、工作面巷道支护特征7三、工作面设备布置及技术特征8第二节 采煤方法10第三节 采煤工艺10一、循环工艺10二、工艺详细说明及要求11第四章 顶板控制管理14第一节 工作面顶板管理14一、工作面顶板管理14二、支架选型验算14三、工作面顶板管理要求15四、初次放顶管理措施16第二节 上、下端头及安全出口顶板管理17一、工作面上、下端头支护方式17二、胶带、进风顺槽超前支护形式及验算17三、端头、端尾安全出口管理19第三节 外围巷道支护及顶板管理20一、各钻场支护管理20二、回采时外围巷道管理的注意事项21第四节 顺槽的日常维护管理21一、辅运、胶带、进风、回风顺槽的日常检查维护21二、井下工具房配件硐室的布置22三、备用配件的存放22第五节 沿空留巷顶板管理22一、沿空留巷支护方式22二、柔模混凝土配比标准22三、柔模混凝土墙支护参数23第六节 特殊情况下顶板管理23第五章 工作面矿压监测25第一节 工作面矿压监测的内容和方法25一、矿压观测的目的25二、观测内容25三、矿压观测的方法25第二节 胶带、回风两顺槽回采期间矿压监测26一、表面位移和顶板离层观测26二、超前支护及沿空留巷矿压观测26第三节 矿压监测管理要求及维护措施26一、矿压监测管理要求26二 、维护措施27第六章 生产系统28第一节 一通三防28一、通风系统28二、瓦斯管理33三、抽采系统39四、综合防尘及隔爆设施43五、防灭火措施及管理45第二节 主、辅助运输系统46一、运煤系统46二、辅助运输系统46第三节 安全监控系统及通讯系统49一、瓦斯监测监控49二、通讯系统（见图6-7）51第四节 供电排水压风照明等系统51一、供电系统51二、排水系统（见图6-11）52三、水泵的选型验算53四、排水管路验算54五、供水系统（见图6-12）55六、压风系统（见图6-13）55七、照明系统（见图6-14）56八、井下安全避险“六大系统”56第七章 安全质量管理58第一节 工程质量验收要求58一工程质量验收制度58二、工程质量标准及要求58第二节 文明生产管理要求61第三节 煤质管理要求62第四节 机电设备管理要求63第五节 电气设备日常维护检修规定64第八章 劳动组织及循环图表67第一节 劳动组织图表67第二节 正规循环作业图表67第九章 工作面主要技术经济指标69第十章 危险源及有害因素辨识70第十一章 安全技术措施77第一节 一般规定77第二节 防治水措施77一、工作面防、排水措施77二、看泵人员管理措施78三、水灾救援应急预案79第三节 火灾和瓦斯、煤尘爆炸事故防治措施79一、工作面通风瓦斯特别管理措施79二、瓦斯超限处理安全技术措施81第四节 工作面顶板事故防治措施82一、机头、机尾三角区及沿空留巷支护安全技术措施82二、预防顶板冒顶安全技术措施88三、处理局部漏顶上料安全技术措施89第五节 机电设备防护措施90第六节 材料设备运输安全措施92第七节 工作面3300V用电安全技术措施96第八节 其它特殊作业的安全技术措施99一、支架调斜安全技术措施99二、移动电气列车安全技术措施99三、皮带运料安全措施102四、刮板输送机运料安全技术措施102五、探煤厚措施103六、停风后的应急措施104七、人员进入煤墙作业安全技术措施104八、打大炭安全技术措施105九、后溜处理大块矸石安全技术措施105十、推移转载机安全技术措施106十一、防止大溜窜动及带回煤措施106十二、拉后刮板输送机安全技术措施107十三、缩皮带机尾安全技术措施107十四、自救器的使用108十五、KTC101型通讯控制系统维护措施108十六、架设单体柱型梁（工字钢）棚安全技术措施108十七、架设单体柱大板棚安全技术措施109十八、打设木垛作业安全技术措施110十九、架设圆木大板棚安全技术措施111二十、回撤、替换单体柱棚的安全技术措施112二十一、防止机头（尾）老塘矸石窜入的安全措施113二十二、错机头、尾安全措施113二十三、钻场位置错刀安全技术措施114二十四、机尾作业安全技术措施114二十五、支架防倒、防滑安全技术措施115二十六、单轨吊拖移电缆、液管安全措施115二十七、皮带检修及胶带顺槽清煤的安全注意事项116二十八、工作面水泵管理安全措施116二十九、进风、胶带两顺槽拆卸管路作业安全措施117三十、顺槽低洼处安全管理措施117三十一、工作面胶带顺槽机头退锚索作业安全技术措施118三十二、工作面初采安全技术措施120三十三、工作面初采过Fw128正断层安全技术措施122三十四、工作面初次来压、周期来压期间安全技术措施124三十五、工作面过遗留钻杆安全技术措施128三十六、工作面过地面瓦斯抽采钻孔安全技术措施129三十七、工作面回采过放水孔段作业安全技术措施130三十八、防止采煤机割煤时产生火花安全技术措施131三十九、注浆安全技术措施132四十、主要安全管理制度135四十一、井下工作面急救器材使用、管理制度137四十二、职业健康操作规程138四十三、其它安全措施139第十二章 工作面避灾路线141第一节 避灾原则141第二节 避灾路线141此文档仅供学习与交流W1309低位放顶煤综采工作面回 采 作 业 规 程第一章 工作面概况第一节 工作面概况1、地面位置：该工作面位于山西省长子县东部平原。地表地势平坦，为耕地，中西部有大量蔬菜大棚，浊漳河南源自南向北流经工作面中东部；西临王郭村，北临西堡村、东堡村，南临漳河神村。2、井下位置：W1309工作面为西一盘区工作面，周围为未开采区，东面接+450m水平南翼大巷。3、地面标高：+908m+935 m。4、底板标高：巷道底板最高点标高+487m，最低点标高为+410m，最高点和最低点高差为78m。5、埋藏深度：430525m。6、井上、下及煤层对应关系：W1309工作面上方为耕地，回采为3#煤层。7、层间距：3#煤底板距9#煤底板平均距离65.4m。第二节 工作面四邻情况、采掘情况及影响范围1、工作面四邻、采掘情况：W1309工作面为西一盘区工作面，周围为未开采区，东面接+450m水平南翼大巷，南面临近W1310工作面。2、回采对地面设施的影响：（1）回采范围周边为王郭村、西堡村、东堡村，且均留设村庄、保安煤柱。回采后对村庄房屋、不会造成影响。（2）工作面上方耕地和浊漳河南源会变形沉降。耕地坡度变大；河床下降变形，河流水域面积变大，淹没部分耕地。第三节 工作面参数及储量1、工作面参数：W1309工作面辅运顺槽全长1938m，与W1309胶带顺槽之间净煤柱为50m。W1309工作面胶带顺槽全长2007m，与W1309进风顺槽相距320m。W1309工作面进风顺槽全长2053m，与回风顺槽之间净煤柱为50m。W1309工作面回风顺槽全长2123m。工作面切眼长度320m，工作面设计可采长度1777m，工作面煤层计算厚度6.39m，容重为1.4t/m3，回收率为93.1，则：动用储量：1/2（1777+1777）3206.391.4=521.1（吨） 可采储量=动用储量93.1= 5047664.293.1 485.1（吨）可采期：1/2（1777+1777）（0.84）=555（天）其 中：0.8为循环进度，4为日循环个数。见表1.1。表1.1 工作面参数及储量表设计长度（m）可采长度（m）切眼长度（m）斜面积（m2）煤厚（m）容 重（t/m3）动用储量（万t）回采率（%）可采储量（万t）177717773205824576.391.4521.193.1485.1第二章 地质情况第一节 煤层地质特征一、煤层赋存情况该工作面所采为3号煤，赋存于二叠系山西组地层中，为泻湖相沉积。该工作面处于一组背斜和向斜区域，煤层厚度稳定，煤厚5.966.45m，平均6.39m。全煤间有一层炭质泥岩夹矸，厚度0.29m0.70m，平均0.39m。煤厚倾角为210，平均5。煤层埋深430m525m，距9#煤层平均距离65.4m。二、煤质情况本层煤为贫瘦煤，以有机硫份为主、属特低低硫分、低磷、低中灰，中高热值特高热值，高灰熔点、热稳定性好的优质动力用煤。原煤灰分（Ad）为12.4725.56，平均16.90；以低中灰分煤为主；原煤挥发分（Vdaf）为15.85，为低挥发分煤；煤类相应由瘦煤（SM）变质为贫瘦煤（PS）；原煤硫分（St，d）为0.24，3#煤以有机硫为主；煤灰分分析：以酸性二氧化硅（SiO2）和三氧化二铝（Al2O3）为主，根据煤灰分计算，3#煤层酸碱比为0.19，结渣指数为0.06，结污指数为0.2。第二节 地质构造情况一、褶皱该工作面整体是一个背斜和向斜交替变形区域，将穿一段背斜区域和向斜区域，巷道底板最高点位于进风顺槽与10#横贯交岔处，标高+489.615m，最低点位于设备安装巷位置，标高为+411.386m，最高点和最低点高差为78.229m。二、断层工作面掘进期间共揭露11条断层分别为：Fw108正断层、Fw111正断层、Fw110正断层、Fw113正断层、Fw119正断层、Fw123正断层、Fw121逆断层、Fw122逆断层、Fw124逆断层、Fw126正断层、Fw128正断层。断层特征见表2.1三、陷落柱工作面内部有1个陷落柱为异常区（陷落柱）：经过现场揭露、地面瞬变电法勘探和3次专项钻探，得出该陷落柱内富水，填充物主要为中、粗粒砂岩，块状，且大小不等，堆积无序。该陷落柱在15#煤层顶板和奥陶系灰岩顶部局部导水，在3#煤层底板、K5灰岩层间局部导水； W1309工作面可通过陷落柱与奥灰水导通，若不采取过陷落柱相关措施，在开采扰动下易引发陷落柱滞后突水灾害。选用注浆改造异常区（陷落柱）。对顶板和底板层位注浆加固，堵塞导水裂隙，增强陷落柱抗压强度，以达到回采前后工作面不突水。注浆改造方法见西安西科产业发展有限责任公司提交的高河矿W1309工作面过陷落柱安全性评价（初稿）。根据三维地震勘探资料显示，陷落柱长轴长41m，短轴长27m。该陷落柱在工作面内部紧靠进风顺槽，回采期间会揭露该陷落柱，对回采影响较大。陷落柱特征见表2.2表2.1 断层特征及控制一览表名称性质断 层 要 素断 层 规 模走向倾向倾角最大落差（m）对回采的影响程度Fw108N55WS35W35正1.2无Fw111N50WS40W25正1.6无Fw110N36WN54E54正2.3小Fw113N36WN54E54正1.0小Fw119N29WS61W50正0.8小Fw123N39WN51E45正0.9小Fw121N5WS85W20逆1.0小Fw122N20WN70E30逆1.7小Fw124N5WN85E30逆0.8小Fw126N87WN3E65正1.1小Fw128N60WS30W50正2.7小表2.2 陷落柱特征及控制一览表陷落柱长轴长轴长度（m）短轴短轴长度（m）含导水性对回采的影响程度异常区（陷落柱）N78E41N12W27局部含水，局部导水大第三节 围岩及其特征围岩及其特征见表2.3所示，煤岩层综合柱状图（见附图21）所示表2.3 围岩及其特征表煤层顶底板情况顶底板名称岩石名称厚度（m）普氏硬度岩 性 特 征老 顶粉砂岩细砂岩砂质泥岩20.1524.00f=4.04深灰色,厚层中厚层状,含少量植物化石，平行层理,均匀层理。直接顶砂质泥岩3.784.07f=2.70深灰色, 中厚层状，见垂直裂隙，被方解石充填，含少量叶片化石，水平互层层理。伪 顶泥岩00.53f=1.22灰黑色,薄层状,含大量植物化石,水平互层层理。3#煤层煤5.966.45f=0.7黑色,块状,以亮煤为主,暗煤次之,光亮型煤,参差状断口。直接底细砂岩砂质泥岩4.815.36f=3.08灰黑色，薄层状，水平层理，局部可见交错层理。老 底砂质泥岩9.3515.88f=4.00 灰黑色深灰色；厚层薄层状,以厚层状为主；均匀波状层理，以均匀层理为主。第四节 瓦斯、火及煤尘情况1、瓦斯：2013年度高河矿井瓦斯涌出量测定结果可知矿井绝对瓦斯涌出量240.70m3/min，为高瓦斯矿井。2、煤尘：该工作面所采3#煤层具有煤尘爆炸性。3、瓦斯及二氧化碳突出危险倾向性：无煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出危险性。4、煤的自燃倾向性：无发火自燃现象，属不易自燃煤层。5、地温正常： 19.9左右。6、地压：地压正常。第五节 水文情况1、W1309工作面为西一盘区的第三个工作面，该盘区水文地质条件总体为简单型，回采过程中主要受煤层上覆含水层的影响，由于工作面回采前期为上山回采，巷道内及工作面内容易积蓄顶板水，且在工作面回采至50m80m处，面临顶板初次来压，直接顶垮落，造成涌水量瞬间增大。根据计算，工作面正常涌水量为74.54m3/h，最大涌水量为100.76m3/h，水量结合井下巷道顶板淋水情况，以及工作面顶板含水层内存在一定量的静态水量，回采期间将出现顶板静态水突发性涌出，故本工作面正常涌水量按100150m3/h设防；为了预防瞬间突水，最大涌水量按300350m3/h设防。2、W1309工作面顶板探放水显现：工作面顶板探放水共施工6个钻孔，钻探深度总计1148.5m，放水量4225 m。（1）所有施工的钻孔出水量均不大，且所有的出水钻孔出水持续时间均较长。（2）煤层上覆K8、K10砂岩含水层的补给相对稳定，顶板砂岩含水层影响整个工作面回采全过程；煤层上覆岩层的裂隙不完全发育，裂隙与砂岩含水层导通处不多，对工作面回采造成一定影响，但不构成威胁。虽然对顶板水进行了一定程度的疏放，但由于施工探放水孔个数少，覆盖区域不足，回采过程中，将出现顶板水伴随初次来压而出现突水现象，水量将有较大变化。（3）W1309回风顺槽27#贯东4.2m处，于2013年10月15日施工瓦斯预抽孔，该孔长度150m，倾角+3，方位角0，开孔高度2m，施工至140m见岩后开始出水，初始水量最大，为60m/h，随后水量减小并趋于稳定，稳定在15m/h，2013年11月初对该钻孔进行拔钻，拔钻后，水量增大至40 m/h，两天后，水量减小并趋于稳定，稳定在21m/h，截止2014年1月23日，该孔仍在稳定出水，出水量为21m/h，出水总量约为50000 m，此外，该出水清澈，发甜，通过水质化验分析，该水质为Na-Cl-HCO3型。3、附图：W1309工作面底板等高线平面图（见附图22）所示第三章 采煤方法及其工艺流程第一节 工作面巷道及设备布置一、工作面巷道布置（如图3-1）依据工作面瓦斯涌出量及地质条件，W1309工作面按三进一回布置，即辅运顺槽、胶带顺槽、进风顺槽、回风顺槽。工作面沿煤层走向布置，周边均为未采区，无老窖及采空区，无积气区。东面为+450m水平大巷，以西为矿井边界，南北均为未采区。W1309工作面回风顺槽全长2123m。W1309工作面进风顺槽全长2053m，与回风顺槽之间净煤柱为50m，共布置32个横贯。W1309工作面胶带顺槽全长2007m，与W1309进风顺槽相距320m。W1309工作面辅运顺槽全长1938m，与W1309胶带顺槽之间净煤柱为50m，共布置10个横贯。工作面切眼长度320m，工作面可采长度为1777m。二、工作面巷道支护特征工作面巷道均采用矩形巷道断面。支护形式为锚网索+梯子梁支护形式。锚杆采用左旋无纵肋螺纹钢锚杆，锚固形式为端头锚固，型号为222400mm，锚杆托盘为17017012mm的弧形高强度托板。四条顺槽均采用高强度低松弛钢绞线锚索，钢绞线锚索直径18.96mm，长度为8300mm，锚索托盘规格为30030016mm。金属网片采用10#铅丝加工编制的经纬网，网孔为5050mm。梯子梁选用14mm圆钢加工而成。回风顺槽每隔60m布置一道双向拉伸塑料网。巷道支护参数见表3.1所示。各巷道支护断面图见附图3-23-8。表3.1 巷道支护参数表巷道名称辅运顺槽胶带顺槽进风顺槽回风顺槽净断面净宽（mm）5000460050005000净高（mm）3800350035003500净面积（m2）1916.117.517.5顶锚杆间排距（mm）800900900900940900800900帮锚杆间排距（mm）7509001130m东9009008009008009001130m西1000900顶锚索布置方式三、三布置二、三布置三、三布置三、三布置顶锚索间排距（mm）130018001600/1300180013009001300900帮锚索布置方式帮锚索间排距（mm）梯子梁布置方式（mm）帮部3950（单筋）1130m东3400（单筋）3400（单筋）3400（单筋）1130m西顶部4900（双筋）4600（双筋）4800（双筋）4900（双筋）网片布置方式 （mm）帮网4000900350090035009003500900顶网5000900480090052009005200900三、工作面设备布置及技术特征1、工作面设备配置及技术特征见表3.22、工作面设备布置图见图3-9所示3、工作面支护布置图见图3-10所示表3.2 工作面设备配置及技术特征表序号设备名称规 格 型 号数量技 术 特 征1采煤机MG400/930-WD1当采煤机V=4m/min时生产能力为830 t/h，总装机功率930kW，采高范围:2.0-4.0m，泵站电机功率20KW，牵引速度:07.712.8m/min2中间支架ZF8500/22/42205工作阻力:8500 kN;初撑力:7758 kN;支护强度:1.14MPa;支护面积:8.1m2;支撑高度:2.24.2m;安全阀调定压力:36MPa3排头、尾架ZFG10800/22/388工作阻力:10800 kN;初撑力:10128kN;支护强度:1.11MPa;支护面积:9.73m2;支撑高度:2.23.8m4前输送机SGZ-1000/210001 运输能力2200 t/h;电机功率:21000kW; 链速1.3m/s，速比:39.381:1。5后输送机SGZ-1000/210001 运输能力2200 t/h;电机功率:21000 kW; 链速1.3m/s，速比:39.381:16转载机SZZ1200/5251 运输能力:3500 t/h;电机功率525 kW; 链速:1.8m/s;速比:27.46:17破碎机PLM35001 破碎能力:3500 t/h;电机功率:250 kW8皮带机DSJ1200/180/34001 运输能力:1800 t/h;带宽:1.2m; 电机功率:3400 kW;带速:4m/s9乳化液泵站BRW-400/31.53 公称流量:400 L/min;公称压力:31.5MPa; 电机功率:250 kW10喷雾泵BPW400/162 公称流量:400 L/min;公称压力:16MPa; 电机功率:132kW11双速绞车JSDB-252 牵引力:320kN;平均绳速:0.12m/s;钢丝绳直径:32.5mm;容绳量:220m;电机功率:55 kW12排水泵BQW60-85-372 流量:60m3/h; 扬程:80m; 电机功率:37kW13排水泵MD85-4542 流量:85m3/h; 扬程:180m; 电机功率:75kW14排水泵BQS100-100/3-75/N4 流量:100m3/h; 扬程:100m; 电机功率:75kW15排水泵MD155-3064 流量:155m3/h; 扬程:180m; 电机功率:132kW16软启动QJR-400/1140（660）7 额定电流:400 A; 额定电压:1140V/660V17负荷中心KBSGZY-31503 额定容量:3150 kvA; 额定电压10kv/3.3kV/1.2kV18移动变压器KBSGZY-20002额定容量:2000kvA 额定电压: 10kv/1.2 kv17移动变压器KBSGZY-6304额定容量:630kvA 额定电压:10kv/1.2kv/0.69kv18馈电开关KBZ-400/（660）V15 额定电流:400 A; 额定电压:1140V/660V19磁力启动器QBZ-120N/1140 6606 额定电流:120 A; 额定电压:1140V/660V20磁力启动器QBZ-80/1140 66020 额定电流:80 A; 额定电压:1140V/660V21信号综保ZBZ-4.05 额定容量:4 kvA; 额定电压1140V/0.69kV22混凝土上料机KTRHSL-501 运输能力:50m3/h; 电机功率55 kW; 刮板槽宽:420mm23混凝土制备机KTRHZB-501 生产能力:50m3/h; 电机功率45 kW; 进料容量:2000L24混凝土泵HBMD30/13-90S1输送量:33m3/h; 电机功率:90 kW; 泵送压力:13MPa; 输送距离水平/垂直:700m/200m25端头液压支架ZT1610/25/401支撑高度:2.54.0m ; 初撑力:1452KN; 工作阻力:1611KN第二节 采煤方法1、工作面采用走向长壁、后退式低位放顶煤一次采全高全部垮落式综合机械化采煤法。2、本工作面切眼长320m，煤层平均厚度6. 39m，工作面采高3.50.1m，放煤高度2.89m，采放比1：0.83，割煤回收率为98，顶煤回收率为87，循环进度0.8m，一采一放为一个循环，循环产量按下式计算：QQ采Q放式中: Q 工作面循环产量，t； Q采 割煤机循环产量，t； Q放 放煤循环产量，t。Q采 3203.50.81.4981229.3tQ放（3208.58.5）2.890.81.487853.3t则：QQ采Q放1229.3+861.7=2082t本工作面的循环产量为2082t。第三节 采煤工艺一、循环工艺1、进刀方式本工作面采用端部割三角煤斜切进刀，进刀距离50m。2、推溜、移架方式工作面推溜、移架方式：推溜采用液压支架推溜千斤顶以支架为支点向前推移前刮板输送机，移架则以前刮板输送机为支点，采用液压支架推溜千斤顶回收时向前移架；推溜、移架均以本架操作方式进行。3、采放比、放煤方式、放煤步距、端头顶煤回收方式工作面的采放比为1：0.83，利用支架尾梁摆动的低位放煤方式，采用分段多轮顺序放煤法，放煤步距为0.8m，端头顶煤随采随落。即一刀一放，放煤范围从机头的第二组正规支架到机尾的第二组正规支架。一旦输送机停止运转，立即停止放煤。二、工艺详细说明及要求1、回采工序采煤机斜切进刀割煤、装煤移架推前刮板输送机放煤拉后刮板输送机推移转载机拉前、后刮板输送机机头下一循环采煤机斜切进刀。2、说明1）割煤、装煤、运煤工作面采用太原矿山机械厂生产的MG400/930WD电牵引双滚筒采煤机（滚筒有效截深0.8m）进行割煤。其技术特征见表3.3。表3.3 采煤机主要技术特征表序号项 目技术参数序号项目技术参数1采 高2.04.0m7牵 引 力750450 kN2滚筒直径2000mm8牵引速度07.712.8m/min3截 深800mm9推移步距800mm4卧 底 量400mm10牵引方式交流变频调速销轨式无链牵引5电机功率2400+130 kW11重 量57 t6电 压3300 V12生产能力1800 t/h正常割煤时，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤。采煤机滚筒旋转时，煤被滚筒上的截齿破碎下来，并由滚筒上的螺旋叶片装入前刮板运输机，少量煤在推前刮板运输机时被铲煤板装入刮板运输机内，极少量散落在支架与前溜间的浮煤，由人工装入前刮板运输机。割煤机进刀方式见图3-11。 图3-11 割煤进刀图工作面采煤机割下的底煤和放下的顶煤分别由前、后两部刮板运输机运至端头卸载，经转载机、胶带输送机运出。工作面采高控制在3.50.1m，保证工作面“三直一平”要求。2）移架本工作面采用ZF8500/22/42型四柱支撑掩护式低位放顶煤液压支架，操作方式为手动快速操作移架，移架步距0.8m。操作顺序为：收逼帮板、侧护板降前梁落后柱落前柱，然后以前溜为支点，向前移架。移架后，立即升紧前后立柱、前梁，最后打出逼帮板、侧护板。正常情况移架滞后采煤机后滚筒5m进行，及时支护顶板，根据顶板情况，可紧跟前滚筒拉架，局部煤墙片帮较宽或顶板破碎时采用超前移架或带压拉架方式控制顶板。 操作要求：收侧护板时，侧护板正下方严禁站人，并且与相临支架不咬、不啃；移架要带压移架，做到快、匀、正、直、稳；升柱时要达到支架初撑力的要求；打出逼帮板。操作支架过程中严禁挤压到液管和电缆。移架后支架成线，仰俯角不大于7，错差不超过侧护板2/3，支架接顶严密，初撑力达规定要求。顶板最大控顶距：LmaxLLxLsD 顶板最小控顶距：LminLLxD 式中： L 顶梁长，3085mm； Lx小梁长，1910mm； Ls伸缩梁长，800mm； D 梁端距，415mm。则： Lmax308519108004156210mm； LminLLxD308519104155410mm。最大控顶距：6210mm；最小控顶距：5410mm。3）推前部刮板输送机、拉后部刮板输送机推前部运输机在移架后滞后采煤机后滚筒15m进行。拉后部运输机滞后放煤20m进行。拉后部运输机必须单向顺序进行，严禁从两端头同时向中间拉运输机。推前部运输机和拉后部运输机时，要求相邻五组支架千斤顶顺序逐步动作，运输机不能出现急弯，必须保证运输机平、直、稳，弯曲长度不小于30m。推拉完毕，手把回零，必须保证前、后部运输机成直线。严禁停机时进行推、拉运输机作业，严防卡链事故发生。4）放顶煤放煤在移架后滞后采煤机后滚筒30m进行。移过支架、后部刮板输送机正常运转（即高速运转）时，方可放煤。一旦输送机停止（或低速）运转时，立即停止放煤。放煤工艺：采用分段多轮顺序放煤法：现场作业时，工作面机头50m，机尾50m各放一个放煤工，中间两人作业，每名放煤工在各自区段内进行定员放煤。中间两人按双人双轮操作。工作面移过支架后，待后部运输机正常运转后方可进行放顶煤作业，放煤范围从机头的第二组正规支架到机尾的第二组正规支架。一旦输送机停止运转，立即停止放煤。 放煤步距：0.8m，一刀一放。 放煤操作：收回插板，操作尾梁千斤顶，使尾梁收到适当位置，保证放出的顶煤落入后部运输机中。采用多次反复收缩尾梁，使大炭破碎。放煤结束后升起尾梁，伸出插板，对后部运输机进行保护。放煤时，每次放出顶煤量的1/31/2，相隔1020架，第一轮放完后，隔一段时间进行第二轮作业，见矸停放。一般情况下，两轮放完，特殊情况下放第三轮。放煤质量要求：放煤时，必须由专职放煤工操作。放煤时，时刻掌握后部运输机煤量大小，防止压溜事故发生；随时注意煤流中矸石涌出情况，见矸关窗，确保煤炭回收率，严格控制含矸率，放煤完毕，及时伸出插板控矸。5）运煤：工作面机组割下的底煤和支架放下的顶煤分别由前后两部输送机运至端头卸载，经转载机W1309胶带顺槽胶带输送机南翼胶带大巷胶带输送机西翼胶带大巷胶带输送机煤仓主井提升至地面。第四章 顶板控制管理第一节 工作面顶板管理一、工作面顶板管理工作面采用4组ZFG10800/22/38型排头液压支架、205组ZF8500/22/42型正规液压支架、4组ZFG10800/22/38型排尾液压支架支护的控顶方式。二、支架选型验算1、矿压参数预测1）我矿目前地质情况及巷道矿压监测分析情况来看，与W1305井下地质条件相似，因此，鉴于对W1305工作面矿压情况的分析，预计W1309工作面直接顶初次垮落步距为18.4m，老顶初次垮落步距为4555m，周期来压步距为1012m，关键层断裂步距约140m。2）按支架承受的顶板载荷与煤层厚度近似直线关系增长的观点估算，采场最大压强为：P9.8Nh/1000 式中：P采场压强，kN/m2； N取8（按要求，支架载荷取8倍采高岩重进行计算）； h 煤层的采高，取3.5m； 顶板岩石的平均密度，取2500kg/m3；故，P9.883.52500/1000686 kN/m2综上所述，本工作面支架的支护强度应大于686kN/m2。2、支护参数校验 支架工作阻力：8500kN686 kN/m28.1m25556.6kN 符合要求； 支架初撑力： 7758kN686kN/m28.1m2804445.3kN 符合要求；支护强度： 1.14MPa0.686MPa 符合要求。综上所述，选取ZF8500/22/42型支架能满足工作面顶板支护和安全的要求。3、工作面支护及支架说明 排头架 ZFG10800/22/38 4组 中间架 ZF8500/22/42 205组 排尾架 ZFG10800/22/38 4组表4.1 ZF850022/42型放顶煤支架（潞安）说明书项 目参 数项 目参 数支护方式四柱支撑掩护式生产厂家郑州煤机厂支架型号ZF8500/22/42支撑高度2.24.2m支护面积8.1m2通风面积16m2支架宽度1.431.60m支架中心距1.5m重 量约27.9 t操作控制手动本架控制工作阻力8500 kN初 撑 力7758 kN底板比压2.8MPa（平均）支护强度1.14MPa工作液介质45% 乳化液额定供液压力31.5MPa支架结构、规格、控顶距见工作面设备布置及支护示意图3-9所示。三、工作面顶板管理要求1、泵站压力保持在不小于30MPa，乳化液浓度保持在45%。2、采煤机司机必须保证煤墙采直割平，顶板无伞檐、台阶下沉。3、正常作业时，采煤机割煤后，必须及时追机移架；顶板破碎时，采取带压超前移架，并将逼帮板和伸缩梁及时打出、升紧；片帮宽或发生局部漏顶时，要及时停机上料管理；片帮深度超前煤墙2m时，必须使用无机材料加固煤体。4、移架时，要灵活使用支架的伸缩梁，在片帮宽时，及时打出伸缩梁管理顶板和煤墙。5、移架时，要先降后柱、微降前柱，快速将支架移出。6、移架后，支架顶梁与顶板必须平行支设，其最大仰俯角不得大于7，保证支架接顶严密。7、移架后，支架间无明显错差（不超过侧护板的2/3），支架不挤不咬，架间空隙不超过200mm。8、如果支架间出现空隙：超过300mm，必须架设一梁二柱单体柱大板棚；超过500mm，先在支架上上平行半圆（或大板），然后架设一梁二柱单体柱大板棚进行管理。9、加强支架检修质量，保证无串、漏液现象，支护状态良好，初撑力和工作阻力符合支架设计要求。10、支架初撑力不低于24MPa。11、采煤机割煤时，司机应根据地质条件的变化及时调整采高和速度。四、初次放顶管理措施工作面回采初期，顶板比较完整，顶板垮落较困难可采取以下管理措施：安装支架作业过程中，采取架架退锚作业。回采两刀煤，已在后溜上方顶板打眼爆破施工完毕，使顶板预裂。采取工作面采斜办法使顶板分段垮落，机头采斜或者机尾采斜。随着工作面回采推进，采取胶带顺槽退锚作业，机头老塘滞后工作面5m未垮落，必须编制专项措施，强制放顶。顶板初次垮落之前，要加强两端头及超前维护段的顶板控制工作，超前维护的单体柱必须达完好状态，初撑力符合要求。顶板初次垮落之前，工作面移架要做到少降快移，并且达到初撑力的要求。在初次放顶期间，要密切注意顶板、煤墙状况，巡查动压影响范围内的联巷及内、外侧顺槽顶板变化情况，发现问题及时处理。加强支架检修工作，防止漏液、窜液，降低支护效果。成立放顶领导小组 矿领导组 组 长：王平清 常安民 孙文忠 张君正 副组长：解鹏雁 赵 伟 张正斌 侯国锋 闫亚鹏 魏军贤 张忠瑞 成 员：康 阳 关跃世 张永平 李 枫 彭东东队领导组组 长：伊永杰 张慧军 副组长：赵学斌 杜文利 孟海燕 焦江健 韩满堂 郭成钺成 员：全体队干及班组长第二节 上、下端头及安全出口顶板管理一、工作面上、下端头支护方式工作面两端头采用ZFG10800/22/38型支架支护（排头4组 排尾4组）。排头架外侧与端头空档想接处使用一组ZT1610/25/40型端头副架。胶带顺槽超前支护采用一梁二柱单体柱型梁进行支护，动态支护长度30m，排距0.8m；进风顺槽超前支护采用一梁二柱单体柱型梁进行支护，动态支护长度30m，排距0.8m。二、胶带、进风顺槽超前支护形式及验算1、超前支护形式胶带顺槽超前动态支护保持不少于30m，架设一梁二柱单体柱型梁棚管理（超前工作面10m距离范围内，打设一梁三柱型梁棚）, 型梁为4.2m，棚距0.8m；进风顺槽超前支护动态保持不少于30m，靠巷道外帮架设一梁二柱单体柱型梁棚，型梁为3.6m，棚距0.8m，靠巷道里帮平行巷道架设一梁三柱单体柱型梁棚，型梁为3.6m，梁端距0.4m；单体柱要穿鞋戴帽，鞋板规格为250mm250mm60mm。在回采过程中，如遇巷道较宽处，型梁与巷道帮距离超过500mm时，在空档处平行顺槽架设单体柱道木（或大板）棚进行管理（见图4-1）。要求对超前棚及空档区顶板锚索用10#铅丝与顶板进行双丝栓联；胶带顺槽架棚，必须在转载机不推移时进行。单体柱打设要求：1）单体柱初撑力达到规定要求。2）两帮单体柱成直线，偏差不得超过50mm。3）单体柱要打设垂直，并拴好护绳。4）单体柱必须编号管理。5）大板接顶严密。顶板不平时，必须用鞋板、斜茬等垫实。2、支护选型验算1）支柱能否满足巷道变形量要求的验算巷道基本支护对老顶起给定变形的作用，其可缩量的大小应当足以适应老顶运动发展到最终稳定状态，即巷道基本支护结构的可缩量大于等于所预计围岩变形量：h+ho hj 式中：h巷内基本支护所需可缩量，选用的单体柱可压缩量在0800mm， 取800mm； hj对老顶给定变形状态下预计的巷道顶底板移近量（根据W1305工作面预测，全锚支护巷道顶底板移近量在100400mm之间）， 取400mm； ho辅助支护结构压缩量ho=100200mm，取100mm；则：h+ho =800mm+100mm=900mmhj=400mm通过计算可知：DW-4.0-250/110LX或DW-3. 5-180/110型单体柱满足顺槽巷道变形量的要求。2）支护强度的验算在老顶给定变形工作状态下，巷内超前支护的强度加上原全锚支护的残余支护强度应当控制住顶煤及直接顶并使其与老顶贴紧，因此，支护强度至少应当平衡顶煤及直接顶岩重。 PtPn=（MyRyMmRm）LWK 式中：Pt 巷内原支护及超前支护对顶板的支护强度，t；Pn 单位棚距所需支护的顶板强度，t； my直接顶厚度，顺槽取5.40m；Ry 直接顶容重，取2.5 t/m3； mm顶煤层厚度，取最大厚度2.89m；Rm 煤层容重，取1.4 t/m3；L胶带单位棚距支护长度，4.6m；L进风单位棚距支护长度，5.0m；W胶带单位棚距支护宽度，0.8m；W进风单位棚距支护宽度，0.8m；K动压系数，即来压期间与正常回采期间顶板给予巷道的压力比值，由于 两巷为实煤体，一般在1.2-1.4之间，取1.4；胶带顺槽：Pn1=（5.402.52.891.4）4.60.81.4=90.1t；进风顺槽：Pn2=（5.402.52.891.4）5.00.81.4=97.9t。两顺槽原支护为锚网索支护，高强度螺纹钢锚杆的锚固力为70KN（7t），胶带顺槽顶板布置6根锚杆（进风顺槽7根），其有效系数为0.7，胶带顺槽锚索平均0.8m布置2.5根（进风顺槽2.5根），锚索额定工作阻力为200KN（20t），DW-3.5-200/110型单体柱额定工作阻力为20t，则胶带顺槽：Pt1670.7202.5202119.4 t；进风顺槽：Pt2770.7202.5202124.3t。因此，PtPn。3）、两顺槽超前支护长度确定根据地质条件相似的W1305工作面，其回采面两顺槽超前高应力影响范围在1015m之间，同时必须加强工作面支护管理的要求，确定胶带顺槽超前支护长度动态保持30m，进风顺槽超前支护长度动态保持30m。三、端头、端尾安全出口管理安全出口符合煤矿安全规程要求，人行道净高不得低于1.8m，净宽不得小于0.8m，并随时清理浮煤杂物，保证顺槽安全出口畅通。1、端头安全出口管理工作面端头采用4组ZFG1080022/38型排头支架配合ZT1610/25/40型端头副架进行管理，机头外帮空档距离为3.5m左右。具体管理如下：随着工作面向前推进，胶带顺槽超前支护的型梁回撤后，在排头架外帮空顶处采用4.0m单体柱大板棚管理。在排头1#架前梁处每 800mm挑一根平行大板，在外帮煤墙侧每根大板下打设一根单体柱，在后溜机头到工作面机头过桥处外帮煤墙侧每根大板下加打一根单体柱，并在大板下靠转载机里侧、骑