15105回采作业规程.doc

阳煤集团长沟煤矿15105工作面回采作业规程第一章 概 况第一节： 工作面位置及井上下关系表11：工作面位置及井上下关系表水平名称采区名称一采区地面标高（m）13801450工作面标高10861162煤层名称15#埋藏深度(m)270-300地面的相对位置井上位于神掌以东，山根底以南，城圪梁以西，北李阳村以北的山梁沟谷地带。回采对地面设施的影响 地面无建筑物，有部分农田井下位置及与四邻关系井下位于15103（未掘进）工作面以西，15107工作面以东，南回风大巷以南，15127工作面（未掘进）以北。走向长度（m）777倾斜长度（m）165面积（m2）144705第二节 煤 层煤层厚度（m）4.605.60煤层结构(m)5.12煤层倾角（）2145.126可采指数1变异系数（%）0.45稳定程度稳定煤层情况描述本工作面煤层赋存稳定，结构简单，(位于煤层下部普遍赋存一层矸质泥岩)煤层总厚度最大5.60m，最小4.60m，平均煤厚5.12m。煤层节理产状：N66E NW 80表12：煤层情况表第三节 煤层顶底板表13 煤层顶底板情况表顶、底板名 称岩 石名 称厚度M特 征老 顶石灰岩7.18深灰色，裂隙发育，充填方解石脉，坚硬，含动物化石。直接顶黑色砂质泥岩10.61成分以泥质为主，断口平坦，夹粉砂岩条带，具水平层理，底部含黄铁矿夹核，含大量植物化石，节理发育。伪 顶伪 底直接底灰色泥岩3.10成分以泥质为主，含黄铁矿晶体，含大量植物化石，不稳定。老 底深灰色砂质泥岩4.65以泥质为主，上部含铝质和大量植物根茎化石，顶部赋存一层厚度0.1m的方解石，底部含黄铁矿结核。第四节 地质构造一、断层构造情况以及对回采的影响：本工作面南半部呈单斜构造，中北部为一背斜构造形态，工作面在掘进过程中共揭露断层构造两条，其中逆断层一条，正断层一条。断层构造的初遇位置、产状要素、落差、对回采的影响程度详见表14：岩层节理产状：N60E NW 75表14：地质构造情况表构造名称初遇位置（距切割巷位置）(m)倾 向()倾 角()性质落差（m）对回采的影响程度F1断层57320470正断层0.5影响较小F2断层4772780逆断层0.8影响较小二、褶曲情况及其对回采的影响本工作面在巷道掘进过程中未揭露褶曲。三、其它因素对回采的影响：本工作面在掘进过程中进风巷揭露陷落柱一个，位于距切割巷369m380m（东帮揭露）对回采影响较大。具体位置见15105回采工作面煤层底板等高线图。第五节 水文地质一、水源的分析：本工作面水文地质条件比较简单，主要充水因素为：1、地表水：本工作面地表为于山梁沟谷地带，在雨季大气降水将汇与沟谷中，形成季节性河流。 2、含水层水：本工作面上方有K2石灰岩、K3石灰岩、K4石灰岩等局部裂隙含水层，因此本工作面回采到向斜低凹处时可能会出现顶板淋头水或落山出水现象。二、本工作面防治水措施：1、对于本工作面上方局部裂隙含水层水，在工作面推进到低凹处时可能会有顶板淋头水及落山出水现象，要做好防排水准备工作。2、工作面有积水时，安设潜水泵，及时排除积水。3、工作面在回采期间，若发现突水预兆，必须立即停止作业，及时向矿调度室汇报，撤出所有受水害威胁地点的人员，待查清原因及险情排除后，再恢复生产。三、涌水量： 本工作面水文地质比较简单，主要充水因素有：地表水、含水层水。1、正常涌水量：工作面预计正常涌水量为3m3/h。2、最大涌水量：工作面预计最大涌水量为30m3/h。第六节 影响回采的其它因素一、影响回采的其他地质情况（表15 影响回采的其它地质情况）瓦斯绝对瓦斯涌出量12.25m3/min，相对涌出量4.7m3/t。煤尘爆炸指数有爆炸危险性煤的自燃倾向性无自燃倾向性地温危害13 C 18C抗压强度（MPa）煤层夹矸直接顶老顶直接底2017-2530-4040-5030-40二、冲击地压和应力集中区：本工作面无冲击地压现象和应力集中区。三、地质部门的建议：1、本工作面在掘进过程中进风巷揭露了两条断层和坑透异常E1、E3区的隐伏断层构造，会对工作面回采有一些影响，建议以上区域回采时加强顶板的管理工作。2、含水层水：本工作面煤层上覆岩层有多层含水岩层，（K2石灰岩、K3石灰岩、K4石灰岩），本工作面回采时可能出现顶板淋头水或落山出水现象，如发现有较大出水请及时汇报。3、本工作面局部地段煤层倾角较大，（回风巷从初采至外170m地段，最大14）因此回采中要注意加强支架的管理。掌握好回采坡度，尽量减少丢煤。4、由于本工作面煤层节理较发育加之大部分处于采上坡段，工作面回采时要特别注意冒顶和片帮现象，建议加强工作面管理和进回风处的顶板维护。5、根据坑透资料显示，工作面从切巷向外240m410m为坑透异常较大区域（E2区）（进风巷掘进时在904测点以南12米23米巷道东帮实际揭露了11米陷落柱）工作面回采的此区域时要做好过陷落柱构造的准备。第七节： 储量及服务年限一、储量：工业储量 W1=LQh=7771655.121.36=892717吨 可采储量 W2=W1c=100761087=776663吨 式中：W1工业储量；W2可采储量；L工作面走向可采长度；Q工作面倾向可采长度；h煤层纯煤厚度；c工作面回采率；容重二、服务年限：可采走向长777m，设计日推进度为3.6m，月推进度为102.6m（按30天/月算，正规循环率为95%）；工作面服务年限可采推进长度/月设计推进长度 777/102.6=7.6(月） 服务年限大约 7.6个月。第二章： 采煤方法工作面采用走向长壁采煤法，后退式开采；综合机械化放顶煤一次采全高采煤方式；全部垮落法管理顶板。这种采煤方法在我集团公司中厚煤层的开采中，应用多年，取得了较好的经济效益第一节 巷道布置15105工作面可采走向长度777m，倾斜长度165m。本工作面共布置四条巷道，一条进风巷用于运输煤炭，一条回风巷用于回风和运输物料，一条内错尾巷解决本煤层回风落山角瓦斯，一条走向高抽巷用于抽放邻近层瓦斯。附图2-1：15105工作面巷道布置及生产系统图附图2-2：15105进风巷道断面图附图2-3：15105回风巷道断面图附图2-4：15105切巷道断面图附图2-5：15105高抽巷道断面图一、工作面进风巷：进风巷支护形式为锚杆锚索支护，断面为矩形，毛高2.7 m净高2.6m，毛宽4.7m，净宽4.4m。荒断面面积12.69m2，净断面面积11.44m2。进风巷内安装皮带输送机一部，转载机一部。二、工作面回风巷：回风巷支护形式为锚杆锚索支护，断面为矩形，毛高2.7m净高2.6m，毛宽4.3m，净宽4.0m。荒断面面积11.61m2，净断面面积10.4m2。铺设轨道.三、切巷断面图： 切巷支护形式为锚杆锚索支护，断面为矩形，毛高2.55 m净高2.7m，毛宽7.0m，净宽7.3m。荒断面面积17.85m2，净断面面积19.71m2。四、走向高抽断面图：走向高抽巷支护形式为锚杆锚索支护，断面为矩形，毛高2.2 m净高2.3m，毛宽2.6m，净宽2.9m。荒断面面积5.72m2，净断面面积6.67m2。第二节 采煤工艺一、采煤工艺： 本工作面采用走向长壁综采放顶煤采煤法,工作面按走向长壁布置,107架ZF5000/17/28型液压支架、4架ZFG6500/17/30H型过渡支架支护。MG300-700型双滚筒采煤机落煤、装煤；顶煤通过矿压破煤，自溜装煤；采煤机割支架顶梁以下煤炭,顶梁以上煤炭通过支架放顶煤口进入后部刮板输送机运出。工作面安装型号为SGZ-880/800前后刮板输送机分别运输采煤机与放顶煤落煤。自开缺口斜切进刀。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。循环布距0.6米。设计采煤机截割高度2.6米，截深0.6米，平均采放比1.03:1。全部垮落法管理顶板。二、工艺顺序： 采煤机从机头（尾） 自开缺口斜切进刀调上、下滚筒位置返向割三角煤调上、下滚筒位置向机尾（头）全长割煤移支架支护移前刮板输送机放顶煤移后刮板输送机。1进刀方式: 采煤机自开缺口斜切进刀。 附图2-6：采煤机进刀示意图、采煤机向机头(机尾)割煤时，采煤机前（后）滚筒割至距机头（尾）20m处时必须放慢牵引速度，并通知机头（尾）人员撤到5m以外的安全地点。机头（尾）人员要时刻注意两端头顶板及各种管线，发现问题及时通知采煤机司机停止割煤，待问题处理后再开机(见图A)。、采煤机割透机头(机尾)，同时距进风巷(回风巷)20m处停止移前（后）部刮板输送机(见图B)。、采煤机割透机头(机尾)后,调换上、下滚筒位置返回,通过工作溜弯曲段滚筒切入煤体 (见图C)。、然后将剩余前部刮板输送机推移到煤帮,并完成拉机头（机尾）工作(见图D)E、采煤机再次调换上、下滚筒位置,向机头（机尾）割三角煤，完成斜切进刀，并再次割透机头(机尾)（见图E）。F、割透机头(机尾)煤壁后，调换上、下滚筒位置,向机尾 (机头)，正常割煤，推移前（后）部刮板输送机机头（机尾），进刀结束（见图F）G、MG300-700型采煤机采用交流变频调速、销轨式牵引，牵引速度为0-7.28-12m/min.落煤方式：该工作面使用MG300-700型双滚筒采煤机双向割煤，滚筒截深0.6m，往返一次进两刀。采煤机司机应随时调整滚筒高度，保证采高2.6m且不割底，不留伞檐。割煤时如遇到移架跟不上、溜子负荷大或顶煤未放完时，必须减速或停止割煤。装煤方式:采煤机在割煤时将大部分煤装入前部刮板输送机，剩余煤在推移前部刮板输送机过程中，前部刮板输送机上的铲煤板将煤装入前部刮板输送机；顶煤由放顶煤工操作手把，使支架后尾梁和尾梁插板配合动作，将顶煤落入后刮板输送机。4.运煤方式:工作面分别用两部刮板输送机运煤，进风顺槽安设一部转载机和一部胶带输送机。从采区皮带巷、强力胶带巷至地面全部用胶带输送机运煤。 5移架支护：正常情况下，采煤机滚筒割煤后，支架滞后机组3-5架开始移架，支架要及时移出，并及时伸出伸缩梁，保证端面距不大于0.34m,维护好机道顶板，防止机道顶板空顶时间过长。移架时要保证后部刮板输送机运行正常，后部刮板输送机运行不正常时，严禁移架。顶板破碎时，采取提前过架的方式维护顶板，如支架端面距仍大于0.34米，则上3米板木梁或5米梁维护顶板。6移前部刮板输送机：滞后拉架3-5架左右开始移前部刮板输送机，前部刮板输送机弯曲长度不低于15m， 移前部刮板输送机时分三次移至煤壁，杜绝一次移到位，严禁把刮板输送机移成急弯。7清理浮煤：移过前部刮板输送机后，要将前部刮板输送机至支架之间的浮煤攉入前部刮板输送机内，清理干净为下次拉架作好准备。放过顶煤后，架间的浮煤和大块煤（矸）也要清理干净。8移后部刮板输送机：移架后开始放顶煤，顶煤放净后，由放顶煤工负责移后部刮板输送机，一次收后部刮板输送机长度不得少于20m。9.放顶煤：(1)初次放顶煤：工作面支架后尾梁走脱切割巷后，开始放顶煤。(2)正常放顶煤：采用采煤机割一刀底煤，放一部顶煤，即采用“一采一放追机放顶煤”作业方式。放顶煤最多不得滞后拉架20架。(3)末采放煤：工作面回采距停采线15m，开始铺金属网， 顶煤仍正常放，直至金属网铺到后尾梁时，方可停止放顶煤。(4) 正常放煤顺序：采用分段单轮循环追机放顶煤方法进行。每班放煤工不少于两人, 每人10架为一段,依次单轮循环放顶煤,每架直至放出1/3的矸石为止。严禁放出大块矸石，当大块矸石卡在后部刮板输送机内时,要闭锁后部刮板输送机并通知司机不准开后部刮板输送机，同时通知支架工不准移架，将矸石处理后方可恢复开溜放煤、移架等工作。要求放不尽顶煤不得割煤拉架。 (5)机头（尾）斜切进刀放煤工艺：为保证进回风巷落山的管理，机头（尾）三架顶煤不放。机组在割透机头（尾）时，放煤工在拉过架后即放顶煤。放完煤后方可拉后溜机头、尾并把后溜全部收回。机组在机头（尾）进刀后反向割三角煤，割透机头（尾）后放煤工在拉架工拉架后放顶煤。10移前部刮板输送机机头（尾）：采煤机割透端头煤壁后，退出机头（尾）40m，待拉完架， 清理完机头（尾）和过渡槽的煤矸，替换好单体柱之后，用支架千斤顶前部刮板输送机拉过机头（尾）。11、移后部刮板输送机机头（尾）：当拉过工作溜机头（尾）把过渡架拉上来后，利用两溜中间的上后溜千斤和工作面前（后）10架的上后溜千斤配合，将后溜机头（尾）拉上来。12注水工艺：、注水设计：、该面采用长壁动压注水方式。注水泵采用/型煤体注水泵。、注水孔一律布置在回风巷煤壁中部，孔经mm，孔深不得小于采长2/3，孔间距15，从距机尾处开始打第一个孔，依次由里往外随工作面推进随打孔，打孔要保证超前工作面。、封孔方式：利用橡胶封孔器受压膨胀自行封孔。封孔深度为米。、打钻、注水的安全管理措施：、打钻、注水工作面均由通风队承担。且均在每天检修班期间进行，由于在回风巷作业，因此生产队组上下料时，要引起注意，如在打钻、注水期间需上下料通过作业区段时，要通知人员携带设备躲到巷道一侧安全地点，方可启动绞车提放车。、打钻、注水人员要严格按照岗位正规操作标准作业。每次作业前，都要仔细查看作业区段的顶板、煤帮支护完好情况，确无隐患存在，方可进行作业。、钻孔、注水作业时，通风队守回风瓦检工要仔细查看钻孔附近米范围瓦斯变化情况，如遇瓦斯超限要停止作业，并将人员撤到安全地点。、机电维护工要经常深入作业现场维护注水泵及钻机设备，严禁出现三无失爆。、每次打钻、注水完毕，都要及时闭锁开关，关闭水门，方可收工上井。、其它未及事项按有关规定执行。此项工作由通分区负责。详细内容见通风区钻孔设计和注水措施。三、工作面正规循环生产能力：本工作面采长L=165m，日循环进度S=3.6m，纯煤层厚度h=5.12m，煤层容重=1.36t/m3，工作面回采率c=87%。则：W=LShc=1653.65.121.3687%3598.4（吨）日循环生产能力为3598.4吨。式中：W日循环生产能力；L工作面采长；S日循环进度h煤层厚度；煤层容重；c工作面回采率。第三节 设备配备本工作面为综采放顶煤工作面，安装有低位放顶煤支架、过渡架、前后部刮板输送机、采煤机、进风巷安装一部皮带输送机、一部转载机，配一台轮式破碎机。进风巷转载机往外安一列设备列车。主要设备技术参数如表21所示。工作面设备布置图见附图2-7。1、 主要设备型号一览表表21：工作面主要设备技术参数序号设备名称设备型号设备功率数量1采煤机MG300-700700KW1台2前刮板输送机SGZ-880/8002*400KW1部3后刮板输送机SGZ-880/8002*400KW1部4桥式转载机SZZ-800/250250KW1部5破碎机PLM-2000160KW1部6皮带运输机SSJ10002*160KW1部7液压支架ZF5000/17/28107架8过渡支架ZFG6500/17/30H4架9乳化液泵BRW-200/31.5125KW2台11清水泵BPW320/10752台表-2、SZZ800/250型中双链刮板转载机主要技术参表 单位数据参数单位数据型号SZZ800/250电机型号YBSD250/125长度m 51电机功率kw250/125输送量t/h1800电机电压v1140链速m/s1.36转速r/min爬坡角10-3、SSJ1000型带式输送机主要技术参数参数单位数据参数单位数据输送量t/h1000电机功率kw160长度m900转速R/min1480带速m/s3.15电压v1140带宽mm1000功率Kw2*160储带长m100电机型号YBS160B表-MG300-700型采煤机主要技术参数序号参数名称单位参数1型号MG300-700-WD2滚筒截深m0.63/0.803适用采高m1.8-3.74机面高度m1.43755适应煤层倾角356适应煤层硬度中硬7装机总共功率kw7008截割电机功率kw23009行走电机功率kw24010调高电机功率kw18.511供电电压v114012牵引力kn580/35013牵引速度m/min07.28-1214牵引方式交流变频调速、销轨式牵引15卧底量mm544表-5、SGZ880/800型刮板输送机序号参数名称单位参数1型号SGZ880/8002输送能力T/h12003型式中双链4电机型号YBSD-400/200-4/85额定功率Kw24006额定电压V11407刮板链速m/s1.14表-6、PLM-2000轮式破碎机主要技术参数参数单位型号参数单位数据型号台PLM-2000电机型号台YBS-160破碎能力t/h2000电机功率kw160最大断面mm800*800出口粒度mm300以下第三章： 顶板管理第一节： 支护设计一、矿压参数选择：见表31序号项目单位同煤层实测本面取值1顶板条件直接顶厚度m10.6110.61老顶厚度m7.187.18直接底厚度m3.103.102直接顶初次垮落步距m15163初次来压来压步距m2025最大平均载荷强度KN/ m2472460最大平均顶底板移进量mm300300来压显现程度不明显不明显4周期来压来压步距m1010最大平均载荷强度KN/ m2450460最大平均顶底板移进量mm400300来压显现程度不明显不明显5平时最大平均载荷强度KN/ m2400400最大平均顶底板移进量mm3003006直接顶悬顶情况m7底板容许比压MPa5020308直接顶类型类二二9老顶级别级IIIIII10巷道超前影响范围m70100二、合理支护强度计算：1、根据经验公式：Pt=89.81h=89.812.62.5=510（KN/m2） 2、本工作面合理支护强度选取510KN/ 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5.580m，支架中心距为1.5 m。实际支护能力R=5000/（5.5801.5）=597.3 KN/ m2。RPt 支架支护能力达到要求。4、工作面两巷超前支护设计：工作面在回采时，不破坏进、回风巷原有的的金属网、锚索联合支护，只是在工作面超前动压影响区范围内进行加强支护，以控制顶、帮，保证工作面正常生产。进风超前支护距离为20m；回风超前支护距离 20m验算其实际支护能力：超前段支护在静压情况下顶板载荷为：Q顶 =顶（RPH/2）RP=R0 ；R0=1/2顶顶板岩石平均容重，取25KN/m3 补强锚索的支护效率RP塑性区半径；Q顶 静压情况下顶板载荷 Z巷道深度（210-270取240）; R0矩形巷道外接圆半径内摩擦角，取 45；C粘结系数，取4H巷道高度；a巷道宽度L超前维护距离，取20mQ进、Q回进、回风超前段顶板载荷；n补补强锚索的根数N破补强锚索的破断力F锚网进、回补强锚索风承载力F单进、回风单体柱承载的顶板压力Pt进、回风顶板载荷； Kz增阻系数Kb不均匀系数；Kh采高系数Ka倾角系数； Kg工作系数R1单体柱的实际支撑能力R单体柱额定工作阻力，KN15105工作面 Z =240 mRp=1/2=3.22m（1）、进风超前段顶板载荷为：（动压影响一般取静压时的2-4倍，这里取3）Q进=3Q顶=3顶（RPH/2）=325（3.22-2.7/2） =140KN/m2顶板总压力： F顶 =LaQ进=204.7140=13160KN进风锚网支护：F锚网= n补N破=2636080%=7488KN单体柱承载的顶板压力：F单= F顶-F锚网=13160-7488=5672KNPt= F单/s=5672/（204.7）=60.3KN/m2R1=KgKzKbKhKaR=0.990.950.90.91.0250 =190 KN单体柱根数：n= Pt/ R1=60.3/190=0.32根/m2实际n实=n总/S=40/（204.7）=0.43根/m2n实 n（2）、回风超前段顶板载荷为：（动压影响一般取静压时的2-4倍，这里取3）RP=1/2=3.02mQ回=3Q顶=3顶（RPH/2）=325（3.02-2.7/2）=125KN/m2回风超前段顶板总压力： F顶 =LaQ回=204.3125=10750KN回风锚网支护：F锚网= n补N破=2536080%=7200KN单体柱承载的顶板压力：F单= F顶-F锚网=10750-7200=3550KNPt= F单/s=3550/（204.3）=41.3 KN/m2R1=KgKzKbKhKaR=0.990.950.90.91.0250=190 KN单体柱根数：n= Pt/ R1=41.3/190=0.22根/m2实际n实=n总/S=48/（204.3）=0.56根/m2n实 n所以回进风超前支护大于理论要求的压力，完全满足顶板支护要求。5、端头支护设计：为满足工作面前后部刮板输送机与转载机搭接及运料、行人等要求和安全通道需要，工作面上端头采用两组ZFG6500/17/30H型过渡支架，下端头采用两组ZFG6500/17/30H型过渡支架，实现向工作面普通架过渡支护。机头两溜中间支设5排单体柱，每排3根，排距为0.6m；机尾两溜中间支设5排单体柱，每排4根，排距为0.6m；机头、尾支设过溜抬棚。抬棚梁为五米木梁时，支设不少于两趟，交错布置，交错距对半，一梁不少于三柱；抬棚梁为“”型梁时，支设不少于三趟，交错布置，交错距对半，一梁不少于三柱。靠电机、减速器、机头（尾）壳等设备的单体柱，要离开设备0.1m支设。如因支架窜动导致端头缺架，煤顶暴露宽度小于50cm时，加一根五米大梁维护顶板；大于50cm时，每增加50cm另加一根五米大梁，相邻的两根五米大梁交错布置，一梁不少于四柱。三、乳化液泵站1、泵站的选型、数量由工作面支架工作原理知，其达到初撑力所需的泵站压力为31.5MP，工作面移架方式为单架依次顺序式，立柱缸径为200mm。由此，工作面乳化液泵站可选用BRW-200/31.5型乳化泵两台，一台工作，一台备用，便可满足生产的需要。额定工作压力为31.5MPa。2、泵站设置位置工作面泵站放置于进风巷设备列车上，且靠近于工作面侧。3、泵站的使用规定工作面每班设一名乳化液泵站司机管理，乳化液泵站司机必须熟悉乳化液泵的性能和构造原理，具备保养、处理故障的基本技能，经过培训、考试合格，取得考试资格证书，方可上岗操作。泵站司机必须遵守下列规定。(1)、必须保证乳化液浓度始终符合3%5%规定，保证配液用水清洁。(2)、必须保证乳化泵输出压力不小于30MPa，检修泵时必须停泵。(3)、修理、更换主要供液管路时必须关闭主管路截止阀，不得在井下拆检各种各种压力控制元件，严禁带压更换液压件。卸载阀和安全阀的动作压力必须按规定整定，不得随意调整。在正常情况下严禁关闭回液截止阀。(4)、供液管路要吊挂整齐，保证供液、回液畅通。要按照以下要求检查、检修，并做好记录：每班检查一次油污、脏物；按一定方向旋转过滤器1-2次。每天检查一次过滤器网芯。每10天清洗一次过滤器。至少每月清洗一次乳化液箱。(5)、开泵前必须发出开泵信号；停泵时必须发出停泵信号。无论停泵还是开泵工作期间，泵站司机均不得脱离岗位。(6)、接班时要对泵站列车进行全面检查，发现问题及时处理；交班时，必须向接班人员交代清楚存在的问题，并向跟班对干和工长汇报当班情况。第二节： 工作面顶板管理一、顶板管理方法：液压支架全封闭式管理顶板，自移支架放顶，采空区处理方法为全部垮落法，移架步距0.6m，本工作面使用107组ZF5000/17/28型四柱支撑掩护式低位放顶煤支架，机头两组、机尾两组ZFG6500/17/30H型过渡支架管理顶板。二、支架说明：1、支架的基本形式：液压支架为支撑掩护式, 最小控顶距4.716m,最大控顶距为5.516m，循环进度和放煤步距0.6m，支架中心距为1.5m，端面距0.34m。附图3-1：15105工作面支护平面示意图附图3-2：支架最大、最小控顶距剖面图2支护参数：参见表32表32： ZF5000-1.7/2.8型液压支架主要技术参数序号参数名称单位参数1型号ZF50001.7/2.82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MPa39.88支架初撑力KN39569支架工作阻力KN500010最大控顶距m5.5811最小控顶距m4.7812支架中心距m1.513底板比压MPa1.5 、支架强度校核： 根据生产技术科提供的相邻采区的矿压观测结果，预计工作面最大顶板载荷强度P=0.472MPa，支架的额定支护强度Ps0.7MPa。 因为PsP，所以支架选型合理。本工作面地质说明书给出煤层的底板抗压强度为S=30-40MPa。根据工作面最大载荷强度计算支架对底板的最大比压为： 0.4725.5161.5=P支护面积/底座面积=- 1.60MPa 2.44 1 其中支护面积5.5161.5 m2 底 座 面 积2.441 m2因为SD，所以支架对底板比压符合要求4、初末采工艺及注意事项：(1)、工作面从切割巷推进25m范围内为初采阶段，在此期间两巷20-25m范围内不得缺棚少柱，液压支架必须达到初撑力且接顶良好，各班工长，副工长要注意观察老顶来压情况，加强工作面及两巷支护，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。(2)、工作面距停采线15m为末采阶段，在此期间严格按规程加强超前支护，保持采高2.6m及两巷畅通，为铺网、筑拉架巷打好基础。(3)、届时另提初末采专项措施。第三节 进风巷、回风巷及端头顶板管理一、工作面进风、回风巷的顶板管理：（一）、进风超前支护进风巷超前支护，在原有锚网锚索支护的基础上，在靠工作面帮20m范围内距帮0.5m“一梁四柱”支设走向交错双抬棚加强支护，交错距（五米木梁2.5m，“”型梁2.2m）；靠煤柱帮10m范围内距帮0.3m“一梁四柱”支设单抬棚，分别用DZ2.8、DZ3.15型单体柱支护。根据实际情况压力大时可扩大维护范围：工作面帮扩大到30米至40米；煤柱帮扩大到20米至40米。如底板松软时，为防止单体柱钻底，必须“穿鞋”支设。棚梁规格：20cm5m的优质圆木，一面见平；4.4m“”型梁。另外，如由于工作溜窜动，转载机离开煤柱帮超过1.2米时，要沿转载溜边离开溜槽0.1处加支第二排抬棚梁，规格标准与第一排相同。端头或超前支护木梁与型梁不可混用。（二）、回风超前支护在原有锚网锚索支护的基础上，超前20m范围内维护。在靠工作面帮距帮0.5m“一梁四柱” 支设走向交错双抬棚加强支护，交错距对半。靠煤柱帮距帮0.3m“一梁四柱” 支设走向单抬棚，分别用DZ2.8、DZ3.15型单体柱支护，根据实际情况可扩大维护范围，压力大时，巷道中间加一趟点柱或型梁单抬棚，一梁四柱。棚梁规格：20cm5m的优质圆木，一面见平；4.4m“”型梁。端头或超前支护木梁与型梁不可混用。如回风进风巷高度超过3米以上时，要在巷道两帮各顺巷支设五米抬棚，一梁四柱支设，底软时穿鞋，单体柱拴防倒绳，抬棚上方横穿工字钢梁每米一根，上方用木垛构顶维护。单体柱要打在抬棚和插梁的交叉点下。二、工作面上、下端头顶板管理：（一）、支护形式：支护形式为单体柱和过刮板输送机抬棚。详见本章第一节端头支护设计。回风落山侧在与支架尾部切线上用单体液压支柱支成密柱排切顶，每米4柱。落山悬顶超过2m时，要强制放顶，如强制放顶仍不塌，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0.5米。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。（二）、质量要求：1、工作面第一架和最后一架支架与巷道W钢带端头的间距不得大于0.2m。大于0.2m小于0.5米时要加支一趟抬棚梁；大于0.5米时要用交错梁进行维护，交错距2.5m。一梁四柱、跨溜一梁不少于三柱，棚梁规格：20cm5m，一面见平。间距小于0.2m，间隙流煤时，要支设1/220cm3m的优质板木梁，一梁三柱。当顶板破碎流煤严重，难以管理时，要铺设金属网（规格：1m5m），网边与回进风顶网边搭接0.1m，用14#联网丝每0.2m联一道、拧三圈，网在支架上压茬不少于0.1m。2、要保证机头对面帮至转载机溜边及机尾距巷道帮锚杆外露的最突出部分间，留有0.7m宽、1.8m高的人行通道，否则需开帮、挑顶、起底，达到标准。3、回进风落山侧要用间距为0.25米的单体柱切顶维护。回风巷放顶至过渡架后尾梁,进风巷放顶至转载机机尾，离开机尾壳0.1米处。4、所有单体柱，有抬棚梁或铁梁的要支在抬棚梁或铁梁下，无抬棚梁的要戴帽支设，柱帽规格：1/220cm0.5m，顺回进风巷道布置。（三）、与其它工序的连接：（1）过刮板输送机抬棚梁与超前支护同时支设。（2）机头（尾）两溜间单体柱在拉过机头（尾）后随即支设，拉一次支一排。且做到先支后回，即：先支齐两溜中间的柱后再拉过渡架；拉完过渡架后再回后溜柱、上后溜、后溜落山支柱、回柱放顶。（3）、每拉过一次工作溜机头（尾），要及时在工作溜减速器后面离开减速器0.1米处卡一排柱维护。（4）、每拉一次后溜机头，要及时在后溜机头落山角工作面侧顺支架支设2根挡矸柱，柱距0.25米；另外在挡矸柱外离开机头架0.1米处再支设两根。三、支护材料的使用数量与存放管理：在回风巷离机尾50m左右必须备有一定数量的材料，以备工作面维护使用。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，材料管理由专人负责。各类材料用量见表33。表33： 各类材料用量表1、坑木用量表序号规格使用地点万吨消耗单位折算立方合计14.4m“”型梁回进风超前1.0根0.150.89220cm5m进回风超前和下端头2根0.3131/220cm3m工作面6根0.284柱帽1/220cm0.5m下端头0.8块0.06520cm3m工作面1.0根0.092、单体液压支柱用量表型号数量使用地点单位行程合计DZ2.8110回进风超前根1.0m130DZ2.820备用根1.0mDZ2.880回、进风端头及落山根1.0m85DZ2.815备用根1.0mDZ2.520备用根1.0m20DZ3.1530备用根1.0m30DZ2.25备用根1.0m5第四节 矿压观测一、矿压观测内容：矿压观测内容有：1、支架工作阻力；2、回进风超前压力；3、端面顶板破碎度等。二、观测方法：1、支架工作阻力采用工作面每间隔二十架安置一组矿压表（前立柱、后立柱）观测，但机头、机尾第二或第三架必须安置一个矿压表观测。每日由队技术员记录一次数据，生产技术科矿压组定期采集数据分析支架工作状态和顶板初次来压、周期来压情况。2、每日由队组技术员利用单体柱测压仪观测回进风超前的压力和观测工作面压力表的压力情况，以及巷道变形、顶底板移近量的观测，并填写记录表并对顶板活动规律进行分析。3、每日由队组技术员统计工作面端面状态数据，了解掌握支架接顶、煤壁片帮、顶板塌落及支架端面距情况。评价顶板完整性。4、由队组技术员统计巷道状态数据，利用掘进时期的顶板离层仪和压力观测站，正常情况下每50m一个观测站。如遗留的仪器发生损坏不能使用时，适当加大观测站的距离，但最大不能超过200m。工作面超前200m内的观测站每天观测记录一次，其它观测站每周观测记录两次。第四章： 生产系统第一节： 运输一、运输设备及运输方式：运煤设备及装、转载方式：工作面前后两部刮板输送机运煤至进风巷桥式转载机上，经顺槽皮带输送机运输到胶带大巷，再由胶带大巷的皮带将煤运到井底煤仓,通过主斜井强力皮带运到井上煤台。二、移刮板输送机、转载机、破碎机方式：1、移刮板输送机通过液压千斤与支架连接，实现自移。2、移转载机：转载机为自移式转载机。3、破碎机置于转载机之上，随转载机自移而前移。三、运煤路线：工作面转载机进风顺槽皮带胶带大巷井底煤仓主斜井煤台，见图4-1：15105运输系统示意图。四、辅助运输路线：井上材料斜巷 轨道大巷15105回风巷工作面。第二节： 一通三防与安全监控一、通风系统：本工作面从切巷开始至320米处为“U”型一进一回通风系统，后558米为“U+I”型一进两回通风系统，15105工作面倾斜长165米，走向长878米，平均煤层厚度5.12米；根据相似地质条件的15101综放工作面正常开采，日产3000吨期间瓦斯统计（详见15105工作面瓦斯统计表），预计本工作面平均绝对瓦斯涌出量为12.25m3/min，其中邻近层平均绝对瓦斯涌出量为8.59 m3/min，抽放量为7.22 m3/min,风排瓦斯量为1.37 m3/min；本煤层平均绝对瓦斯涌出量为3.66 m3/min；根据统计表预计15105工作面瓦斯涌出量不均衡系数为1.34，取1.4。附图4-2: 15105工作面通风系统图（一）、工作面风量计算1、一进一回系统部分、按瓦斯涌出量计算Q采 Q采回Q采回100（q采回/0.8）KCH4回 1005.031.4/0.8880 m3/minQ采采煤工作面实际需要风量，m3/min；Q采回综放工作面回风巷实际需要风量，回风巷瓦斯浓度按0.8%掌握。q采回综放工作面回风流风排瓦斯量,取3.66KCH4回采煤工作面回风巷风流瓦斯涌出不均衡系数， KCH4回取1.4；、按二氧化碳涌出量计算Q=67Qco2式中：Q采煤工作面需要风量，m3/min67采煤工作面回风巷风流中二氧化碳的浓度不超过1.5%的换算系数； Qco2采煤工作面回风巷风流中最大绝对二氧化碳涌出量，取0.18 m3/min；代入得：Q=67Qco2 Q=670.18=12.06 m3/min、按工作面温度选择适宜的风速进行计算：Q采=60V采S采式中：V采适宜的采煤工作面风速，取1.0 m/s S采-采煤工作面的平均断面积，10.92 m2即：Q采 = 601.010.92 = 655.2 m3/min、按回采工作面同时作业人数计算需要风量： 每人供风 4 m3/min Q采 4N （m3/min） 式中：N工作面同时作业最多人数 即：Q采450=200（m3/min）取以上四种计算的最大值为：Q采 = 880 m3/min、按风速验算： 15S Q采 240S 式中：S工作面平均断面积，10.92 m2 即：163.8 880 2621，符合要求。故15105工作面前320米，采用“一进一回”通风系统时需风量为880 m3/min2、加尾巷系统部分、按瓦斯涌出量计算Q采 Q采回 + Q采尾Q采回 100（ q采回/0.8） KCH4回Q采尾 100（ q采尾/2.3） KCH4尾100（3.661.4）/0.8+100（1.371.4）/2.3724 m3/min，式中：Q采采煤工作面实际需要风量，m3/min；Q采回综放工作面回风巷实际需要风量，回风巷瓦斯浓度按0.8%计算。q采回综放工作面回风流风排瓦斯量,取3.66 m3/minQ采尾综放工作面尾巷实际需要风量，尾巷瓦斯浓度按2.3%计算。q采尾综放工作面尾巷风流风排瓦斯量, 取1.37 m3/minKCH4回、KCH4尾 采煤工作面回风巷、尾巷风流瓦斯涌出不均衡系数，KCH4值均取1.4；、按二氧化碳涌出量计算 Q = 67 Qco2式中：Q采煤工作面需要风量，m3/min67采煤工作面回风巷风流中二氧化碳的浓度不超过1.5%的换算系数； Qco2采煤工作面回风巷风流中最大绝对二氧化碳涌出量，取0.18 m3/min；代入得：Q = 67 Qco2 Q = 670.18 = 12.06 m3/min、按工作面温度选择适宜的风速进行计算Q采 = 60 V采 S采式中：V采适宜的采煤工作面风速，取1.0 m/sS采采煤工作面的平均断面积，10.92 m2即：Q采 = 601.010.92 = 655.2 m3/min、按回采工作面同时作业人数计算需要风量每人供风 4 m3/minQ采 4N m3/min 式中：N工作面同时作业最多人数即：Q采 450 = 200 m3/min取以上四种计算的最大值为：Q采 = 724 m3/min、按风速验算内错尾巷风速不低于0.5 m/s，应配风量为0.57.360 = 219 m3/min，上述计算中内错尾巷配风量为95.3 m3/min，小于风速验算，因此取其中最大值219 m3/min。按最低风速验算：Q 15S = 157.3 = 109.5 m3/min按最高风速验算：Q 240S = 2407.3 =1752 m3/min本工作面配风量为Q采 Q采回 + Q采尾 641 + 219 860m3/min，109.58601752，符合规定。故15105工作面后558米，采用“一进两回”通风系统时需风量为860 m3/min。（三）、工作面风量核定结果经过以上计算，15105工作面前320米，采用“一进一回”通风系统时需风量为880 m3/min；15105工作面后558米，采用“一进两回”通风系统时需风量为860 m3/min，其中回风风量为641 m3/min