6301工作面作业规程.doc

第一章 概况第一节 工作面位置及井上下关系6301综放工作面是运河煤矿-725水平六采区第二个工作面，其南邻6302综放工作面采空区，北邻BF7断层，西邻BF7断层，东到工业广场保护煤柱和村庄保护煤柱,属于一侧采空的综放工作面。具体内容见表一所示:工作面位置及井上下关系表表一煤层名称3煤水平名称-725水平采区名称六采区工作面名称6301工作面地面标高（m）+36.7+37.5m工作面标高（m）-600-701m -650m地面的相对位置该工作面位于工业广场西南部，地表为农耕田。回采对地面设施的影响地表为农耕田，工作面回采后对地面耕田会造成一定影响，地面农耕田下降会形成积水区，因此需加强对耕地的治理。井下位置及四邻采掘情况工作面东到采区轨道下山保护煤柱，西到BF7断层保护煤柱，北邻BF7断层保护煤柱，南邻6302综放工作面采空区。走向长度(m)1200倾斜长度(m)79-200196面积(m2)235400第二节 煤 层 本工作面设计开采的煤层是3层煤，通过地质资料分析及相邻工作面回采经验，该工作面范围内，3层煤赋存稳定，全区可采，煤层总厚7.3m。具体情况如表二所示。煤层情况表表二煤层总厚（m）7.3煤层结构较复杂煤层倾角() 510 7.5开采煤层3煤种气煤稳定程度较稳定煤层情况描述工作面煤层产状变化大，煤层南倾角度一般为916；巷道煤层东、西倾角一般为19。但工作面西部煤层受BF7断层的影响（尤其是轨道顺槽比较明显），局部煤层南倾角最大可达52，巷道煤层西倾角可达14。 煤层底板标高-600-701m，平均标高为-650m。煤层地质结构较复杂。由于工作面局部受夹矸、古河流冲刷及断层影响，煤层厚度变化较大，受古河流冲刷地段煤层厚度为3.5m。工作面正常地段煤层最大厚度为10.4m，采面煤层平均为7.3m。顶板岩性变化也较大。第三节 煤层顶底板 煤层顶板为粉砂岩，性脆易碎，易局部垮落，煤层底板为粘土岩，遇水易膨胀。具体见表三所示。煤层顶底板情况表表三顶底板名称岩石名称厚度（m）特 征老顶细砂岩13.87灰白色，成份以石英、长石及暗色矿物组成，分选中等，交错层理发育，f=66.8。直接顶粉砂岩4.3灰黑色，断口平坦，内含植物碎片化石，且已炭化，性脆易碎，易局部垮落，f=24。伪顶泥岩00.6灰黑色，上部含砂质，f=1.52直接底泥岩0.6灰黑色，层状构造含煤线，具裂隙，呈平行层理，f=1.52。老底粉砂岩1.253灰黑色，层状结构，被方解石及黄铁矿散晶充填，呈平行层理，f=24。详见附图一：6301综放工作面地层综合柱状图。第四节 地质构造一、断层情况以及对回采的影响工作面总体为向斜构造，煤层倾角变化较大，总体趋势东、西部高，中部低。该工作面东中部3煤中含02.8m的夹矸，工作面西部3煤受古河流冲刷及BF7断层的影响地质条件较复杂，工作面两顺槽及切眼掘进过程中，共揭露落差小于10m的断层5条及BF7大断层，均对回采有一定影响，在回采过程中需采取措施进行控制。具体有：1、6301轨道顺槽： 3#导线点西10m处巷道揭露一层夹矸厚度0.4m，掘进至3#导线点西20m处又揭露一层夹矸1.0m，向西6m，两层夹矸合并为一层，厚度为1.4-2.0m；3#导线点西33m处揭露一个正断层，方位78，倾角60，落差H=1.0m；自4#导线点开始轨道顺槽沿夹矸顶板布置，在13#导线点西14m处揭露一正断层，方位242，倾角50，落差H=0.8m；现已回采至23#导线点西36m处。2、6301皮带顺槽：在沿3煤底板或顶板中掘进，未揭露断层。但受古河流的冲刷较严重，在掘进中共揭露三层夹矸且多次穿越夹矸掘进，第一层夹矸最厚达4m，掘进至3#导线点西20m处夹矸为2m，掘进至4#导线点西45m处时夹矸变为0.2m；第二层夹矸在6#导线点处开始揭露，最厚达2m，后沿夹矸顶板掘进，掘进至12#导线点西17m处，夹矸变薄，顺槽开始向下沿煤层底板掘进。掘进至20#导线点西12m处，夹矸在巷道顶板开始出现，厚度由东至西逐渐变厚，掘进至21#导线点西20m处，夹矸已达2.0m，顺槽以夹矸作巷道顶板掘进。现已回采至22#导线点西26m处。由于皮带顺槽局部受古河流冲刷和夹矸影响，局部煤厚变化较大，最小厚度为2.8m，最大厚度为7.4m。轨道顺槽所揭露的正断层对工作面影响不大，回采时工作面不会割大量矸石，但皮带顺槽局部受古河流冲刷，夹矸较厚，可能会给工作面的正常回采带来一定难度。具体内容如表四所示。断层情况表 表四断层名称走向（）倾角（）落差（m）性质对回采的影响178601.0正较大2242500.8正较小3230558.0-10.0逆较小485552.0正较大5210301.0正较小二、褶曲情况以及对回采的影响该工作面为一宽缓褶曲，对工作面回采影响不大。三、其他因素对回采的影响（陷落柱、火成岩等）根据6302综放工作面回采时的揭露，该工作面范围内没有陷落柱和火成岩侵入。附图二：6301综放工作面平面布置示意图附图三：6301综放工作面轨道、皮带顺槽及切眼剖面示意图。第五节 水文地质一、含水层（顶部和底部）分析1、有3个含水层对回采产生影响，它们是3煤底板中细砂岩含水层，3煤顶板中砂岩含水层，及上部的分界砂岩含水层。从顺槽掘进情况看，3煤顶板仅在部分地段有一定的涌水，且初始水量小于2m3/h，通过对轨道顺槽局部顶板砂岩水的疏放资料来看，钻孔内有少量的出水，水量均小于1m3/h，对工作面回采影响不是很大，但不能排除整个工作面顶底板水威胁采面的安全生产。因此，回采前应用钻机对3煤顶板水及分界砂岩中的水进行全面疏放。当疏放至水压及涌水量降下来后方可进行回采。在疏放水前应备齐必要的排水设备。另外，随着工作面的推进，顶板冒落后，冒落带内3煤顶板砂岩水和裂隙带中分界砂岩的水将可能被导下来。同时1303采空区的水将有可能被导下来，如处理不当，将严重威胁采面的安全生产。因此，回采前应提前对1303采空区中的水疏放，同时要按设计挖设水仓，安装排水设备，回采时，必须加强工作面的排水力度，并及时对排水设备，设施进行日常检查及维修。导水裂隙带预测：按中硬岩计算 Hf=100m/（3.3n+3.8）+5.1 =1007.3/（3.81+3.8）+5.1 =101.1按软岩计算 Hf=100m/（5.1n+5.2）+5.1 =1007.3/（5.11+5.2）+5.1 =77.0根据顶板岩性及6采区相邻6302工作面疏放顶板水钻孔出水位置来分析，导水裂隙带取80m是合理的。2、防治水措施 （1）加强顶板初次垮落期间的水文地质观测工作，做到“有疑必探，先探后掘，先探后采”的防治水原则。 （2）加强工作面低洼点的排水工作。 （3）加强顺槽内各水仓的排水力度，及时对排水设备、设施进行日常检查及维修。并及时清挖水仓，确保足够的容水量。 （4）皮带顺槽的排水能力不小于50m3/h。 （5）加强对两顺槽淋水带的顶板管理，回采接近淋水带时，注意观察工作面涌水情况。二、其它水源的分析本矿注浆后积存的水，可能直接造成局部淋水、涌水，水量较小，对回采的影响不明显。三、涌水量预计该工作面正常涌水量：50 m3/h，最大涌水量：70 m3/h。第六节 影响回采的其它因素 一、影响回采的其它地质情况详见表五。影响回采的其它地质情况表表五瓦 斯低瓦斯矿井CO2低CO2矿井煤尘爆炸指数煤尘具有强爆炸性，指数为34%。煤的自燃倾向性有自燃发火现象，发火期一般为36个月。地温危害无冲击地压危害无二、冲击地压和应力集中区该工作面回采范围内无冲击地压和应力集中区，对回采不构成影响。但考虑到工作面埋深较大、皮带顺槽沿空布置、轨道顺槽北邻BF7大断层保护煤柱等特殊地质条件，在工作面回采中将会采取对煤层打压力释放孔，做冲击倾向性试验等措施预防冲击地压及应力集中区的出现。第七节 储量及服务年限一、储量工业储量：235.6万吨可采储量：根据该工作面实际地质情况，可采储量为193.1万吨。二、工作面服务年限工作面的服务年限 =可采推进长度/月设计推进长度 第一部分服务年限=184/（3.63080%）=2.2月 第二部分服务年限=159/（3.63080%）=1.8月 第三部分服务年限=857/（2.43085%）=14月 则整个工作面服务年限=18月 第二章 采煤工艺第一节 巷道布置一、采区巷道布置概况六采区位于-725水平大巷北部，在采区东部有到-725水平的三条下山：轨道暗斜井、皮带暗斜井和回风暗斜井。二、工作面的巷道布置方式6301综放工作面位于六采区北部，工业广场保护煤柱以南，村庄保护煤柱以西，轨道暗斜井、皮带暗斜井和回风暗斜井以西，6302综放工作面采空区（于2004年11月份回采完毕）以北。属于一侧沿采空区回采的“半岛”综放工作面。北部顺槽为轨道顺槽兼做进风顺槽，南部顺槽为皮带顺槽兼做回风顺槽，两顺槽见全煤后沿煤层底板布置。皮带顺槽与6302采空区之间仅留设6m保护煤柱。两顺槽方位：轨道顺槽，265；皮带顺槽，265。工作面顺槽开口于原6302轨道车场和回风暗斜井联络巷交叉口。三、采煤工作面轨道顺槽6301综放工作面北侧顺槽为轨道顺槽。轨道顺槽通过6301轨顺联络巷和6301工作面联络巷与-700车场接通。6301轨顺联络巷为半圆拱形，布置在3煤底板中，沿15仰角进入煤层底板。其采用锚网喷支护，规格为净宽净高=3.63.0m，巷道断面积：9.4m2，支护参数为:锚杆规格：18180Omm的钢筋锚杆,排距间距=80080Omm，喷厚150mm；每根锚杆用23mm的中速Z2350树脂药卷2卷，药卷长度总共为1.0m。 （1）、轨道顺槽断面轨道顺槽断面为矩形，布置在煤层中，沿煤层底板布置，规格为净宽净高=4.03.0m，巷道断面积12m2。（2）、轨道顺槽支护形式顶板锚杆采用5根等强杆体的高强度左旋螺纹钢锚杆，其规格为20240Omm，同时铺设菱形金属网和钢筋梯。顶板锚杆的间距为800mm。两顶角锚杆分别距两帮200mm；采用锚索和钢梁加强支护，锚索直径为15.2mm，锚索钻孔直径为28mm；锚索长度，钢绞线长取7.3m。巷道中部布置1排锚索，锚索的张拉力为10t，间距2.0m。煤帮锚杆采用4根等强杆体的高强度左旋螺纹钢锚杆，其规格为18180Omm，同时铺设菱形金属网。煤帮锚杆的间距为800mm。两顶角锚杆分别距顶底板200mm。在断层等地质破坏带处，施工的特殊支护参数为： 1）锚杆排距均改为700mm； 2）单排锚索改为2排，其它参数不变； 3）顶板的钢筋梯改为W或M型钢带； 4）当顶板冒落十分严重时，采取架设工字钢棚加强支护，同时也施工锚杆。 （3）、轨道顺槽的用途 轨道顺槽布置有移动变电站。主要用于工作面物料的运输及进风。 四、皮带顺槽皮带顺槽通过皮顺联络巷和6301工作面联络巷与原6302工作面轨道顺槽和皮带暗斜井沟通。皮顺联络巷与6301工作面联络巷布置在煤层底板中，以水平掘进进入煤层中，其支护参数和形式与6301轨顺联络巷相同。皮带顺槽断面为矩形，规格为净宽净高=4.03.0m，巷道净断面积:12m2。皮带顺槽布置有转载机、破碎机及皮带机，主要用于煤炭运输和回风。五、6301工作面联络巷和6301皮顺联络巷皮顺联络巷断面形式为半圆拱形,采用锚网喷支护,规格为净宽净高=3.63.0m,巷道断面积:9.4m2,支护参数为采用18180Omm的钢筋锚杆,间排距80080Omm,喷厚150mm。6301工作面联络巷断面形式为半圆拱形,采用锚网喷支护,开门口至6m处巷道规格为净宽净高=3.23.0m,巷道断面积:8.5m2,在6m后巷道规格为净宽净高=3.63.0m,巷道断面积:10.28m2,支护参数均为采用18180Omm的钢筋锚杆,间排距80080Omm,喷厚150mm。详见表六巷道参数表 表六巷道名称进回风断面形状净面积（m2）支护形式备注轨顺进风矩形12锚网梯煤巷皮顺回风矩形12锚网梯煤巷六、停采线轨道顺槽设计停采线位于轨顺联络巷西36.5m，皮顺位于村庄保护煤柱位置处。第二节 采煤工艺一、采煤工艺1、采放比本工作面使用的采煤机为MG250/630型，滚筒直径1800mm，支架最大支撑高度3.0m，采高控制在2.52.8m，相应放煤高度为4.54.8m,采放比为1：1.77。2、放煤步距循环放煤步距根据公式Lx=0.7(0.30.4)(h-h1)式中：Lx放顶步距（m）；h煤层厚度6.07.3m；h1放煤口中心高1m。计算得Lx=1.051.76 m循环放煤步距必须是截深的整数倍，根据以往开采经验，取1.2m。二、采煤方法走向长壁综采放顶煤，一次采全高全部垮落法。1、采煤机的进刀采煤机的进刀采用端部自开缺口、斜切进刀的方式，斜切进刀段长度为35m，进刀深度0.6m。具体操作如下：（1）采煤机向下（上）割透端头煤壁后，随后推移刮板运输机，使得刮板运输机弯曲段为20m后，将采煤机两个滚筒的上下位置调换，向上（下）进刀，通过20m的弯曲段至距端头35m处，使得采煤机达到正常截割深度（即0.6m）。再推移刮板运输机至平直状态。（2）将两个滚筒的上下位置调换，向下（上）割三角煤至割透端头煤壁。（3）割完三角煤以后，将两个滚筒的上下位置调换，采煤机空机返回，进入正常割煤状态。附图四：采煤机进刀示意图。2、采煤机正常切割正常割煤长度为工作面的总长度减去斜切进刀段长度35m的差。采煤机以3.5m/min左右的速度向上（下）割煤，直至割透上（下）端头煤壁。采煤机正常割煤采用前滚筒在上部、后滚筒在下部的方式。3、放煤放煤采用割两刀一放煤, 放煤步距选用1.2m。采用两轮顺序放煤工艺。即：割完两刀后，进行第一轮放煤，放煤从上（下）往下（上）依次进行。首先打开放煤口，放出数量大约为4.5-4.8m厚度的煤，关闭放煤口；再进行下一架的放煤，直至第一轮结束。然后进行第二轮放煤，同样按照第一轮放煤的顺序，从上（下）往下（上）依次进行，打开放煤口，等到有较多的矸石放出时，关闭放煤口，再进行下一架的放煤，直至第二轮结束。为维护端头顶板，支架两端头各三个排头支架不放顶煤。三、采煤工作面正规循环生产能力采用两采一放，每天按2个大循环组织生产即四刀两放，正规循环率85%。设计割煤高度2.5-2.8m，放煤高度3.6-4.8m，割煤时回收率97%，放煤时80%，月工作日30天，则日割煤量：2.42.5199.71.3897%85%t=1363.32t日放煤量：2.44.8199.71.3880%85%t=2158.83t日产量=3522.15t月产量=3522.1530t=105664.50t月进尺：2.43085%=61.2可采期：857/61.2=14.0月第三节 设备布置一、采煤机 采煤机选用MG250/630双滚筒采煤机，其主要技术参数如下： 采高:2.5-2.8m 装机总功率:630KW截深:600mm（滚筒宽度为660mm）牵引速度:O7.1m/min二、液压支架的主要技术参数：1、基本支架型号为ZF4400/17/30（工作面38-135#支架）支撑高度:1.7-3.0m 支撑宽度:1.43-1.6m 中心距：1.5m 额定初撑力：3956KN 工作阻力:4400KN 支护强度:0.62-0.68MPa 放顶煤尾梁长度:1.20m 过煤高度:50Omm 底板比压:1.98-2.10MPa 操作方式：本架操作2、基本支架型号为ZF4400/17/34（工作面4-37#支架）支撑高度:1.7-3.4m 支撑宽度:1.43-1.6m 中心距：1.5m 初撑力：3827-4235KN 工作阻力:4252-4705KN 支护强度:0.69-0.76MPa 放顶煤尾梁长度:1.20m 过煤高度:50Omm 底板比压:2.04-2.25MPa 操作方式：本架操作3、端头支架型号为ZT5000/20/33（1-3#及137-140#支架）支撑高度:2.03.3m 支撑宽度:1.41-1.58m中心距：1.5m 初撑力：3960KN额定工作阻力:500OKN 支护强度:0.698-0.706MPa操作方式：本架操作三、运输设备1、前后部运输机均选用SGZ-764/400型中双链刮板运输机，其主要技术参数如下：型号：SGZ-764/400（中双链）电机功率:2200KW电压：1140V运输能力:900t/h 中间槽尺寸:1500764222mm链速: 1.1m/s2、选用SZZ-764/160型转载机，其主要技术参数为：型号：SZZ-764/160电机功率:160KW电压：1140V运输能力:1100t/h中间槽尺寸:150O764222 mm链速:1.3m/s与皮带机有效搭接长度：13m3、选用PCM110型破碎机一台，其主要技术参数如下：型号：PCM110破碎能力:900t/h电机功率:11OKW电压：1140V4、皮带顺槽选用SSJ/1000/2160型可伸缩带式输送机一部，其主要技术参数如下：型号为SSJ-1000/2160，技术参数为电机功率:2160KW中间驱动装置电机功率：160KW运输能力:1000t/h带宽:1000mm带速:2.5m/s5、辅助运输设备选用1.0T的矿车,牵引设备选用JD-55型、JD-40型和JD-25型调度绞车。 附图五：6301综放工作面设备布置示意图第四节 设备管理 一、设备管理制度 1、工作面综采设备严格按照矿制定的综采设备检修量化考核标准进行检修，每天确保不少于6个小时检修。 2、工作面主要设备实行包机到人，包机人全面负责设备保养、检查、维修。 3、各包机人员严格按照煤矿安全规程、煤矿工人安全技术操作规程指南及设备说明书的要求，对工作面设备进行检修。 4、工作面设备完好率应达到92%以上，主要设备全部完好。任何设备严禁甩保护运行。 5、班组之间主要设备实行现场交接班制度，各工种应按岗位口对口交代本工种设备的运转情况、出现的问题及处理情况、遗留问题及下班注意事项等。 6、设备出现故障必须及时处理，不得长时间带病运转。 二、设备润滑 1、设专职设备润滑人员，对工作面除采煤机、皮带机外的其它设备进行油润检查和注换油。采煤机、皮带机的油润工作由包机人员进行。 2、严格按照设备要求的油品牌号、换油周期和数量对设备进行注换油，并及时填写相关记录。 3、设备换油油桶要清洗干净。必须使用专用加油工具和加油接头。 4、注油时，必须将注油口清洗干净、对环境采取防尘措施。各种齿轮箱严禁开盖加油。 三、油脂管理 1、工区设兼职油脂管理员，负责油脂管理工作。 2、工作面顺槽内设置临时油脂存放点，油脂存放点应选择地面相对平整、通风良好、风流相对洁净、支护完好、无淋水的巷道区段。 3、所有运送、存放油脂的容器必须密封、洁净，各种油品应作好标识，油桶必须加罩，并正确标示油脂牌号。 4、井下油脂存放点应配备灭火器、沙箱等消防器材，灭火器必须完好有效。 5、废旧油脂应按矿有关规定回收处理。要使用有明显标志的专用容器，防止误用。 四、配备件管理 1、工区配备专职的地面配件材料管理员，负责配件材料计划、领用、发放和地面配件库的管理。井下配备兼职的配件材料管理员，负责井下配件、材料计划及现场分类整理码放和工作面巡查。 2、井下配备件必须有一定的数量和覆盖面，存放地点必须选择顶板完好、支护可靠、巷道无淋水、无积水并较平坦处。 3、配备件运输、存放要有防磕碰的措施，对于各种外露的轴键、齿轮等要涂油、包裹或加装防护罩。 4、旧件及时回收上井，不得与备件存放在一起，防止误用。第三章 顶板管理第一节 支护设计一、液压支架支护阻力验算根据容重法计算：支护合理工作阻力F=HSr(q+1)10 S-支护面积，m2 H-采空区顶板垮落高度，m，H1=5.5m,H2=5.2m r-顶板煤岩容重，t/m3，r1=2.5,r2=1.38 q-动载系数，取1.1根据该区域的综合地质柱状图可知，直接顶为4.3m厚粉砂岩，性脆易碎，易局部冒落，其上为14m左右的细砂岩，故认为煤层的直接顶为4.3m厚的粉砂岩，因此，在计算支护阻力时应考虑阻力最大时的情况，即直接顶与顶煤同时在煤壁线处切断，此时支架承受最大压力。Fmax=F1+F2=H1Sr(q+1)10+H2Sr(q+1)10=4.36.82.52.110+5.46.81.382.110=1681.3+1165.5=2408.84KN本工作面所使用的液压支架工作阻力为4400KN，大于最大支护阻力，同时，由于本采面顶煤裂隙发育，移架后顶煤容易放出，顶板对支架作用力虽小，虽然采面周围已受采动影响，顶板压力向煤壁内集中不大，因此选用支架在理论是合理的，在实践上是可行的。为防止支架受力不均，在回采过程中要掌握好采高，顶底板割平，严禁超高或超低，一刀高一刀低，提刀卧刀量必须严格控制。经计算得：Fmax=2408.84KN，即工作面支架合理工作阻力应不小于2408.84KN，该面选用的支架额定工作阻力为4400KN（端头支架为5000KN）均满足要求。二、液压支架支护强度验算1、经验计算支护强度t89.81hr =89.812.82.5=549.4(KN/m2)2、参考同煤层矿压观测资料(见表六)，最大平均支护强度=392.4(kN/m2)。3、选择工作面支护强度392.4(KN/m2)549.4(KN/m2),因此工作面支护强度应大于549.4(kN/m2)。4、支护设备选择6301综放工作面基本液压支架选用ZF4400/17/30及ZF4400/17/34型低位放顶煤支架,共133架。上、下两端头各选用ZT5000/20/33型放顶煤排头支架4、3架（在工作面初采期上端头安设基本支架并随工作面回采依次增加）。从皮带顺槽到轨道顺槽液压支架依次编号为1至支架总数140。根据支护阻力、支护强度验算及工作面条件与支架适应条件对照表可以看出，选用ZF4400/17/30及ZF4400/17/34型支架，在满足顶板管理支护强度需要的同时，也能满足底板比压值要求。通过对比、验算，证明选用ZF4400/17/30及ZF4400/17/34型支架能满足要求。详见表七、表八。预计工作面矿压参数参考表表七序号项 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4.3老顶厚度m冒落带14直接底厚度m112直接顶初次垮落步距m773初次来压来压步距m4545最大平均支护强度(KN/m2)392.4392.4最大平均顶底板移近量mm150150来压程度明显明显4周期来压来压步距m1212最大平均支护强度KN/m2392.4392.4最大平均顶底板移近量mm120120来压程度明显明显5平时最大平均支护强度KN/m2294.3294.3最大平均顶底板移近量mm1001006直接顶悬顶情况m117底板容许比压MPa1.46171.46178直接顶类型类二类二级二类二级9老顶级别级VV10巷道超前影响范围m3030工作面条件与支架适应条件对照表表八工作面条件支架适应条件采高2.8m1.73.0m倾角120-16煤厚6.0-7.3m2.2-9.3m煤硬度0.81.2最大4.0底板比压1.4617MPa1.98MPa支护强度505.4 KN/m2725(KN/m2) 顶板种类二级二类二、乳化液泵站1、泵站及管路选型、数量乳化泵选用GRB-200/31.5A型两台，装备两泵一箱。输液管路选用高压胶管，耐压31.5MPa以上。乳化泵主要技术参数如下: 乳化泵型号：GRB-200/31.5A公称流量 :200 L/min 公称压力 :31.5 MPa 电机功率 : 132 KW 2、泵站设置位置泵站安设在轨道顺槽距离采煤工作面50m-90m的位置。大小切眼对接前安设在139#液压支架以西。3、泵站使用规定要保证泵站压力大于30MPa，乳化液浓度3%-5%。要加强支架与泵站的维修,杜绝系统的窜漏液。第二节 工作面顶板管理一、顶板管理方法6301综放工作面采用全部垮落法管理顶板，支架最大控顶距5.4m，最小控顶距4.8m。二、工作面支护及顶板管理根据已开采的相邻工作面矿压观测资料,其煤层顶板为老顶来压明显,直接顶不稳定的二类二级顶板。6301综放工作面顶板来压时,其动载系数一般在1.1,最大支护强度549.4 KN/m2。本工作面的顶板管理采用全部垮落法。工作面下端头布置端头支架3组, 上端头布置端头支架4组,共140组液压支架。三、正常工作时期顶板支护方式采用追机移架的方式对顶板进行及时支护。在采煤机割煤后，先移支架，再移运输机，即割煤移架移运输机；采用带压移架的方式移架。正常移架要滞后采煤机滚筒35架，不得超过6架。顶板破碎时要紧跟前滚筒移架或超前移架，即：当发现片帮严重时，不等采煤机割煤，就进行移架，再进行其它操作，工艺为移架割煤移运输机。移架步距0.6m。移架顺序为：1、采煤机向下（上）端正常割煤时,滞后煤机后滚筒3-5架移架(顶板破碎时可紧跟前滚筒移架或拉移超前支架)。2、采煤机割煤并移架后，及时将支架的伸缩梁伸出护顶。3、采煤机进刀，向上（下）正常割煤时，自下（上）而上（下）滞后煤机后滚筒35架移架(顶板破碎时可紧跟前滚筒移架)。4、机头处三架排头架的移架的顺序为:先移2#架，后移1#架，再移3#架；机尾处四架排头架的移架顺序为先移北端第二组排头架，再移最北端排头架，最后移最北端第三、四组排头架。5、在采煤机割煤时，超前采煤机前滚筒3架将护帮板收回，并滞后采煤机前滚筒3架,顺序将护帮板挑起。支护要求：1、工作面应达到动态的质量标准化要求,确保“三直、二平、一净、二畅通”的质量要求。2、加强支架的支护强度,确保支护质量,支架初撑力不得小于24MPa。3、采煤机割煤后，要及时移架，移架与采煤机后滚筒的距离一般不超过10m，防止长时间空顶。4、工作面出现冒顶时，要及时用木料接顶，并支好支架。四、特殊时期的顶板管理(一)来压及停采前的顶板管理 :1、工作面基本顶初次来压前必须编制专门安全技术措施。2、工作面基本顶初次来压和周期来压期间,应加强来压的预测预报工作,在轨道、皮带顺槽挂牌标明来压位置。3、工作面支架以及轨道、皮带顺槽所有单体支柱必须达到初撑力,特别注意工作面中部支架的初撑力及支架状态,及时采取措施预防冒顶。4、加强上、下端头顶板管理,要提高支护质量,适当加大支护密度,确保排头支架联网与巷道搭接0.5m以上,防止出现端头冒顶。5、工作面停采时要编制停采措施,加强顶板管理。(二)过断层及顶板破碎时的顶板管理：本工作面在两顺槽及切眼共揭露5条断层，均对回采造成一定影响，必须加强过断层回采时的顶板管理工作。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；在顶板破碎的地段,为了有效地防止顶板冒落、控制煤壁片帮,应采取及时拉超前架、上经纬网造假顶的方法维护顶板。在过断层期间须另制定专项措施。（三）过水仓、躲避硐回采期间的顶板管理该工作面回采过程中，在过水仓、躲避硐期间要加强顺槽及水仓内的顶板管理，在距离工作面不小于30m时要提前架棚或支设单体支柱配合铰接顶梁加强支护。第三节 顺槽及端头顶板管理一、工作面轨道、皮带顺槽的超前支护根据工作面顶板来压规律，随着工作面向前推进，工作面老顶出现周期性断裂，在工作面端头形成“弧形三角区”，并出现与工作面同步的周期来压现象。根据工作面开采条件和邻近工作面矿压观测结果，周期来压步距为8-11m，因为该工作面为“半岛”综放工作面，考虑安全因素及现场实际情况确定轨顺超前支护距离为不小于40m，皮顺超前支护距离为不小于30m。1、支护要求: （1）、轨道顺槽在过高顶区（顶板高于3.3m）时，或顶板破碎不平时，采取架设工字钢台棚支护，一棚三腿，棚距1.0+0.1m，台棚上使用“井”字型木垛接顶，必须接顶严实。 “井”字型木垛有0.110.121.2m的木质无腐朽道板架设。 顶板条件正常时，超前支护采用中间一路单体支柱配合十字顶梁（短臂铰接）支护。两帮各一路采用单体支柱配合一字铰接顶梁支护,支护距离超前煤壁不小于40m，三路支护要求沿工作面走向支设。 （2）、皮带顺槽超前支护采用三路单体液压支柱配一字顶梁支护，支护范围为自煤壁向外北帮和中间共两路不少于30m，南帮一路紧跟转载机自移装置支设。中间一路不少于20m和全部的南帮一路采用一梁两柱支护。中间一路自煤壁向外3m范围内要留出宽度不少于0.7m的安全出口以便行人及运料。 （3）、超前支护内压力加大，帮鼓及顶板下沉加大时，可采取在一字梁上加支单体支柱形成一梁两柱以加强支护。但此时在上、下顺槽煤壁向外3.0m范围内必须留出有宽度大于0.7m的安全出口。 （4）、超前支护以外的巷道出现变形超过规定时应及时打单体支柱（一字梁可不铰接）或架工字钢棚支护，工字钢棚用单体支柱做腿，一棚三腿。棚距不大于1.0m，棚腿损坏时要及时更换。当工字钢棚支护进入超前支护区域时，不再回撤工字钢棚而替换成顶梁支护，工字钢棚直接作为超前支护使用，但棚腿应和原超前支护顺齐。棚腿排距、柱距不符合支护密度的要求时，可在工字钢棚支护中间架棚或支设单体带一字顶梁（轨顺中间一路可为十字顶梁），使柱距、排距符合支护密度的规定。2、支护材料及支护密度:轨道顺槽使用一排矿用十字铰接顶梁（短臂铰接）和两排矿用一字型铰接顶梁与三排DQZ-3150A（DQZ-2800A、DQZ-2500A）单体液压支柱配合支护,柱距分别为0.8m和1.0m。皮带顺槽使用三排矿用一字型铰接顶梁与三排DQZ-3150A（DQZ-2800A、DQZ-2500A）单体液压支柱配合支护,柱距为1.0m。3、支护强度校验根据工作面超前支护布置方式对支护强度进行校验。超前支护区内，有三排单体支柱（加1m一字铰接顶梁或十字短臂铰接顶梁），轨顺130棵，皮顺90棵，主要支撑顶煤和伪顶及一部分直接顶的重量。根据地质资料，直接顶为4.3m，此时取3m，伪顶0-0.6m，顶煤为4.8m。轨顺超前支护50m，总载荷为：P=S(H煤煤H伪顶伪顶H直接顶直接顶)1.1 =404(4.81.380.62.532.5)1.1 =160（6.624+1.5+7.5）1.1 =2749.83（T）每棵单体支柱平均承担的重量为：F轨=2749.83/13021.16（T/棵）皮顺超前支护30m，总载荷为：P=S(H煤煤H伪顶伪顶H直接顶直接顶)1.1 =304(4.81.380.62.532.5)1.1 =2062.37（T）每棵单体支柱平均承担的重量为：F皮=2062.37/9022.92（T/棵）DQZ-3150A（DQZ-2800A、DQZ-2500A）单体液压支柱最大工作阻力：25T。现有单体液压支柱的最大工作阻力为25T，均大于F，故支护满足要求。3、支护质量标准（1）、支柱纵横成线,偏差小于l00mm。每路支护应平行于工作面的走向。（2）、支柱应支到实底,并做到迎山有力（迎山角度为2左右）。（3）、单体支柱初撑力不小于90kN。（4）、同一排中单体支柱不得混合使用。（5）、所有单体液压支柱三用阀方向一致,朝向老塘,并拴好防倒绳。（6）、两巷的支撑高度不得低于1.8m，行人道宽度不得小于0.7m,单体支柱活柱行程不得小于150mm。（7）、两巷单体支柱均穿铁鞋（45#钢，边长400mm）支护。二、工作面端头的管理自煤壁至关门支柱的巷道空间为端头支护范围。1、支护设计 （1）上端头支护设计上端头支护方式主要以端头液压支架配合单体支柱及铰接顶梁支护。排距为当端头支架与北帮距离为不大于1.0m时支设一路，当距离大于1.0m，每增加0.8m加一路铰接顶梁支护。当顶板压力较大采取一梁两柱支护。 当上端头压力较大，或顶板较破碎时，采取在最北端端头支架平行于工作面上工字钢加强顶板维护，工字钢间距0.6-1.0m。 （2）、下端头支护设计 下端头支护方式主要以端头液压支架配合单体支柱及一字铰接顶梁支护。在转载机下帮支设一路一字铰接顶梁支设，一梁两柱。当单体支柱与转载机煤帮侧距离在大于0.5m时每增加0.7m支设一路一字铰接顶梁，一梁一柱。根据工作面端头支护布置方式对支护强度进行校验。根据工作面岩层情况，煤层平均厚度7.3m，有0-0.6m的伪顶，直接顶与部分老顶的厚度取8.0m，端头支护长度按7m计，取来压动载系数为1.1，则工作面端头最大载荷为：P=S(H煤煤H伪顶伪顶H直接顶直接顶)1.1 =74（4.81.380.62.58.02.5）1.1 =28（6.624+1.5+20）1.1 =866.22（T）ZT5000-20/33液压支架的最大工作阻力为5000KN。按方案所示，工作面未对接时：在下端头处有20根单体液压支柱，则每根单体支柱平均承担的重量为：F=（866.22-500）/20=18.32（T/根）在上端头处有38根单体液压支柱，则每根单体支柱平均承担的重量为：F=866.22/38=22.796（T/根）DQZ-3150A单体液压支柱参数如下：初撑力:12T；最大工作阻力:25T；支撑高度:2.33.15m；现有单体液压支柱的最大工作阻力为25T，均大于F，故支护满足要求。2、支护要求 （1）、上端头支设严格按支护设计进行支护，单体支柱距离帮部及液压支架应不小于0.3m。下端头下帮支设单体支柱距离转载机挡板应不小于0.2m。顶板破碎时，选用3.5m长的11#矿用工字钢配合端头支架和单体支柱维护顶板。 （2）、端头煤壁线至工作面正常支架的一段回采面,长度为4组支架宽6m,此段以工作面支架配合木板、双层金属网护顶，高度不低于2.3m，金属网(10#镀锌铁丝制成）规格为1.36m经纬网，网格5050mm；连网丝采用长0.55m 的12#镀锌铁丝。经纬网间的横向及纵向搭接长度不小于0.2m，新网与巷道顶部的菱形网搭接长度不小于0.5m，网扣间距不大于0.3m。当此处顶板较破碎时可适当增加搭接长度，缩小网扣间距以加强连接强度。上、下端头顶板菱形网有刮破的要及时补网。 （3）、上、下端头在端头架的掩护梁尾处支设双排切顶密集支柱，柱距不大于0.5m，以便于转载机尾顶板的维护和两端头的安全性。 （4）、端头不得出现空载的一字顶梁。端头支护的前移、支设应在端头支架达到初撑力后方可进行。跨溜头、溜尾要及时使用一字顶梁配合单体液压支柱进行支护顶板。当顶板出现地质变化，或顶板不平时，顶梁上应用木料垫平背实，不得出现空顶部位。在支柱部位尤其更须背实，不得出现柱顶空虚现象。钢梁下面的支柱必须保持完好，失效者立即更换，支设必须符合质量要求。 （5）、当超前支护区域的工字钢棚支护进入端头区域时，不再回撤工字钢棚而替换成顶梁支护。直接作为端头支护使用，工字钢一端搭接到端头支架顶梁上，中间及另一端支设单体支柱（端头支架与两个单体构成一棚三腿）。3、支护质量标准（1）、支柱纵横成线,偏差小于l00mm。（2）、支柱应支到实底,并做到迎山有力（迎山角度为2左右）。（3）、单体支柱初撑力不小于90KN。（4）、支设点柱时，一字顶梁必须使用12#铁丝固定到顶板上。（5）、所有单体液压支柱三用阀方向一致,朝向老塘,并拴好防倒绳。（6）、两巷的支撑高度不得低于1.8m，顺槽出口处不得低于2.3m，行人道宽度不得小于0.7m，单体支柱活柱行程不得小于150mm。（7）、两巷单体支柱均穿铁鞋（45#钢，边长400mm）支护。三、支护材料使用数量、备用数量轨道顺槽超前支护40m，需要130棵单体支柱，50块十字顶梁和80块一字顶梁；端头支护需要38棵单体支柱，8块十字顶梁和18块一字顶梁；合计需要168棵单体支柱，58块十字顶梁和98块一字顶梁。皮带顺槽超前支护30m，需要90棵单体支柱，90块一字顶梁；端头支护需要20棵单体支柱，15块一字顶梁；合计需要110棵单体支柱， 105块一字顶梁。工作面正常需要单体支柱278棵，铁鞋278块。十字顶梁58块和一字顶梁203块。按10%备用支护材料。6301综放工作面备用单体液压支柱DQZ-3150A（DQZ-2800 A、DQZ-2500A）28棵，一字顶梁26块，十字顶梁6块，铁鞋（45#钢，边长400mm）28块。另外需备用坑木3m3，小板材料3m3，3.5m长的11#矿用工字钢20根。备用材料的存放地点，应保持距工作面60100m之间，在轨道顺槽中的外侧煤壁处。材料分类摆放整齐，实行挂牌管理，标明材料名称等内容，由验收员负责。材料存放地点必须保证有0.7m以上宽度的人行道和必需的运输及通风通道。附图六：6301综放工作面、两端头及两顺槽超前支护示意图（平、剖面图）第四节 矿压观测一、矿压观测内容6301综放工作面的矿压观测研究内容主要有：支架阻力观测、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及顶煤活动规律、来压特征，工作面支架受力特点，支架对顶煤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、煤层稳定性，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、观测方法工作面的矿压观测1、支架阻力观测（1）利用支架压力表，观测支架前、后立柱工作阻力的变化情况。压力表每架安装一组，观测支架的初撑力、工作阻力。2、顺槽超前支护范围内单体液压支柱阻力观测分别在轨道、皮带顺槽支护范围内每班检查所有单体支柱的工作压力并记录，对不符合规定的（柱径为100mm的不得低于90KN）单体液压支柱必须进行二次供液，确保全部达到初撑力。3、巷道围岩表面位移观测在轨道、皮带顺槽分别每隔50-100m布置顶板离层仪,分别监测顶板情况,为提高支护效果提供依据。要求每