13108回采作业规程.doc

阳煤集团五鑫13108工作面回采作业规程第一章 概况及地质情况第一节 工作面概况13108工作面顺槽可采长度460m，采长165m，面积75900m2，工业储量124.7万吨，可采储量102.8万吨。编写的依据1、13108工作面回采地质说明书2、13108回采工作面安全评价报告第二节 工作面位置及井上下关系13108工作面位置及井上下关系见表-1表-1 工作面位置及井上下关系概况煤层名称13#煤水平 名称采区名称工作面名称13108工作面地面标高（m）10791179工作面 标高（m） 880930埋藏深度埋深199m249m，总体为东南低，西北高。地面位置工作面地表位于土门村东北方向，地形沟谷纵横。井下位置及四邻东部为13104工作面采空区和13106工作面采空区，南部为土门村保护煤柱，西部为13110未采工作面，北部为13#煤辅助准备巷。回采对地面影响地面无建筑设施倾向长（m）460走向长(m)165面积（m2）75900附图1：13108工作面井上下对照图第三节 煤层煤层情况表见表-2 项目指标备注煤层总厚/m12.1煤层倾角（最小-最大）/3-8，平均5煤层结构/m6（0.1）1（0.2）1.3（0.2）1（0.1）2.2括号内为夹石瓦斯涌出量m3/min0.7煤尘爆炸指数有爆炸性煤的自燃有自燃发火倾向地压不明显第四节 煤层顶底板 开采煤层顶底板情况见表-3煤层顶底板情况煤层顶底板情况顶板名称岩石名称厚度（m）岩 性 特 征老 顶粉砂岩4.05灰白色，含腕足类动物化石。直接顶砂岩17.71黑灰色粉砂岩、灰白色细砂岩、石英砂岩。含菱铁矿，称为桥头砂岩，有时有一层泥质砂岩，含腕足类化石，称“关家崖灰岩”。直接底砂质泥岩8.58为深黑色砂质泥岩和粗砂岩，有时发育有一层深灰色石灰岩。石灰岩2.6附图2：13#煤综合柱状图第五节 地质构造 工作面总体为一由东南向西北倾伏的单斜构造，煤层倾角3-8，平均5。根据坑透资料分析，工作面有三条预测断层，预测断层F1、F2、F3断距均小于1/2煤厚；不排除是煤层破碎可能，对回采有影响。另外，工作面可能还存在其他小型断裂构造，对回采影响不大。第六节 水文地质情况工作面水文地质情况条件简单，主要充水因素为上部岩层含水。对回采影响不大。最大涌水量为1m3/h，正常涌水量为0.5m3/h。巷道积水沿巷道走向自流至13#煤辅助皮带巷，进、回风顺槽各配备水泵一台，及时排出局部积水。第七节 影响回采的其它因素表-4 影响回采的其它地质因素瓦斯绝对涌出量：0.7m3/min煤尘有爆炸性煤的自燃容易自燃，自燃倾向性级，自然发火期为36个月。地温无异常地热无异常第八节 储量及服务年限一、储量计算见表-5表-5 储量计算表储量计算走向长（m）走向长（m）面积（m2） 煤厚（m）容重（t/m3）工业储量（万t）可采储量（万t）4601657590012.11.40124.7102.8标注：工作面回采率95%；放顶煤回采率85%。 初采30m不放顶煤；末采20m不放顶煤。二、工作面服务年限服务年限=工作面倾向长度/设计月推进度=（460/89.6）=5.1月标注：单刀进度0.8m；循环数为4次。 月推进天数按28天计算。第二章 采煤方法本面采用倾向长壁后退式综采放顶煤采煤方法，自燃垮落法处理采空区顶板，双滚筒采煤机落煤、装煤，液压支架维护顶板和放顶煤，前后两部工作溜运煤。第一节 巷道布置一、煤层巷道布置情况13#煤布置三条准备巷道，分别是13#煤皮带巷（辅助皮带巷）、13#煤材料巷（辅助材料巷）、13#煤回风巷（辅助回风巷），巷与巷间距均为20m。二、工作面顺槽及切巷的布置13108工作面为“一进一回”两巷，均沿煤层底板走向布置，进风顺槽与13#煤辅助皮带巷、辅助材料巷相连接，担负工作面的出煤和进风的任务。回风顺槽与13#煤辅助回风巷通过回风横贯连接，并与辅助材料巷相连，担负工作面进、出料和回风任务。回风顺槽与辅助皮带巷之间设有风门。切巷位于工作面正南，距13#煤准备巷平均500m,工作面由南向北推进。工作面停采线距13#煤辅助皮带巷35m。 三、巷道断面及支护材料工作面切巷为矩形断面沿煤层走向布置，走向长165m，巷道净宽8.0m，净高2.8m，净断面22.4m2；巷道顶板采用锚杆+锚索+金属经纬网+木柱联合支护，煤柱帮采用普通圆钢锚杆支护。工作面两顺槽均为矩形断面，进顺巷道净宽4.8m，净高2.8m,净断面13.44m2，回顺巷道净宽4.0m，净高2.8m,净断面11.20m2；巷道顶板采用锚杆+锚索联合支护，煤柱帮、工作面帮均采用普通圆钢锚杆支护。进风顺槽巷靠煤柱侧稳设转载机、皮带，铺设4趟管路为：2寸排水管、3寸供水管、2寸压风管、3寸注氮管。回风顺槽兼作材料、设备的运输，铺设4趟管路为：2寸排水管、3寸供水管、2寸压风管、4寸注浆管。附图3：13108工作面巷道布置及生产系统示意图附图4：13108工作面进、回风顺槽道断面及支护示意图附图5：13108工作面切巷断面及支护示意图第二节 采煤工艺及质量标准化要求一、采煤工艺 根据煤层赋存条件，本工作面采用的是走向长壁后退式综合机械化低位放顶煤开采的采煤方法。用MG300/700-WD型电牵引采煤机落煤装煤，SGZ800/800Q型封底工作溜和SGZ800/800H型开底后配溜运煤，ZF8000/20/33型低位放顶煤支架支护顶板，采高为3.0m，放煤高度约9.3m，采放比为1:3，按一采一放的正规循环作业，循环进度为0.8m，放顶步距为0.8m，顶板采用自然跨落法管理采空区顶板。二、工艺顺序正常生产时的工艺流程：采煤机斜切进刀割煤（落煤、装煤、运煤）移架移工作溜放顶煤拉后配溜。（一）斜切进刀1、进刀采用割三角煤端头斜切进刀法，进刀距离要保证20m。2、机组割透两端头后，调换滚筒上下位置，改变牵引方向，随弯曲段逐步切入煤体，下滚筒全部进刀后，机组割煤到30m处，过机头（尾）。3、过机头（尾）后，机组返回割三角煤，割透端头后，调换滚筒上下位置，换向牵引，割空刀到进刀处停机过机头（尾），然后正常割煤。4、机组割至距机头（尾）10m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。5、机头（尾）人员要时刻注意两端头顶板和各种管线，发现问题及时通知机组司机停止割煤，待处理问题后再开机。附图6：13108工作面端头斜切进刀示意图（二）割煤和装煤1、机组前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，从工作溜机头到机尾斜切进刀，称作一个循环。每刀进度0.8m，采高控制在3.0m。依靠后滚筒旋转自动装煤，剩余的煤在推溜过程中由铲煤板自行装入工作溜。2、正常情况下采煤机牵引速度控制在2.02.9m/min，如遇移架跟不上、工作溜负荷大或顶煤未放完时，必须减速或停止割煤，严禁超速及空顶作业。（三）运煤工作面的煤由前后两部工作溜、转载机、顺槽皮带、13#煤辅助皮带、13#煤皮带到煤仓。（四）移架1、移架采用本架操作,追机作业方式及时支护，拉架滞后采煤机3-5m。移架程序：收回侧护板降前探梁降主顶梁移支架升主顶梁升前探梁打开侧护板。同时要将支架移成一条直线，其偏差不得大于50mm。2、移架工艺 a、当机头推移后，按照正常顺序移架。 b、采煤机正常割煤情况下，支架护帮板要打开，滞后采煤机割顶煤滚筒3.0m进行操作。 c、当支架升至顶梁接触顶板后，操作手把要在供液位置上保持一定时间，使支架达到额定的初撑力后方可将操作手把打回“0”位。3、采煤机前滚筒割过后及时伸出伸缩梁支护顶板。4、移架要滞后采煤机顺序移架，降架幅度0.10.15m，顶板破碎地段采取带压擦顶移架措施，移架同时要收伸缩梁；移架必须达到0.8m的步距。5、支架拉出后必须成一直线，顶梁必须升平，仰俯角小于7，支架升起后必须保证接顶严密，立柱达到初撑力。6、支架操作完后及时将各手把打回“0”位。7、移架时，前后5m范围内不得有其他人员。8、移架时，人员不得站在两架间隙处或蹬踩推拉杆，操作时要侧向站立，面向煤帮，注意观察煤帮及顶板情况。9、支架工要严格执行操作规程中液压支架工的规定。（五）、推移工作溜1、先检查顶板、煤帮，确认无危险后，再检查铲煤板与煤帮之间无煤、矸石、杂物后，方可进行推溜工作。2、推移工作溜时，工作溜与采煤机要保持15m距离，弯曲段不小于15m。3、可自上而下、自下而上推移工作溜，不准由两头向中间推移。4、除工作溜机头、机尾可停机推移外，工作面内的溜槽要在工作溜运行中推移，不准停机移动。推移机头（尾）时，要保证5架千斤以上同时推移。5、千斤顶必须与工作溜联接使用，以防止顶坏溜槽侧的管线。6、推移机头、机尾时，要有专人指挥，专人操作。7、推移工作溜要做到，整机安设平稳，开动时不摇摆。机头、机尾和机身要平直，电动机和减速器的轴心水平度要符合要求。 8、如遇推移不动，不得强行硬推，手把回“0”位，通知机组司机停止割煤，待检查处理后方可开机。 9、工作溜与支架立柱、底座间的浮煤必须每班收工前清理干净。10、移溜工要严格执行操作规程中支架工移溜操作有关内容。（六）、放顶煤1、放煤方式 （1）初次放煤步距为30m，即初次来压（初次放顶煤要另提专项措施）。 （2）正常放顶煤：正常放煤步距为0.8m，采用机组割一刀煤，放一排顶煤，即采用一采一放一追机放顶煤作业方式，放顶煤滞后移架1020架。 （3）操作顺序：调整后配溜收回尾梁插板反复升降尾梁放煤升起尾梁关闭尾梁插板收彻后配溜。 （4）末采放煤：工作面回采距上网线5.0m左右，开始适当控制放煤量，保护顶板，为上网做准备，上网后停止放顶煤。 （5）严禁使用爆破方法处理卡在侧板梁的大块煤矸。2、工艺要求 （1）无论采用何种放煤作业形式，都必须单轮间隔放煤，每架分次放完，放至矸占1/3时关闭侧板梁放另一架。 （2）放煤工不得一人同时操作2架或2架以上，严禁相邻两架同时放煤。 （3）放顶煤时首先收回尾梁插板，并操作尾梁千斤，使尾梁摆到适当位置，以便能使顶煤直接流入后配溜，将尾梁插板上方的破碎顶煤放出，煤量小时再活动尾梁继续放煤，要见矸1/3或矸石大量流出时方可停止放煤，及时伸出插板封住矸石。 （4）放煤时要观察溜中煤量，尽量保持煤量适中，防治压溜。发现大块矸石进入后配溜时，要及时闭锁后配溜，将矸石破碎或用单体柱顶入采空区，否则，不准开溜放煤。 （5）顶煤放不下时可反复升降支架，反复放煤直至放完。 （6）每割两刀煤必须放一排顶煤，放不完顶煤不得开机割煤。 （七）、拉移后配溜1、拉移后配溜滞后放顶煤要保证15架以上，弯曲段不小于15m。2、顶煤放净后，由放顶煤工负责移后配溜，一次收溜长度不得少于15架。3、如遇推移不动，不得强行硬移，手把打回“0”位，并通知机组司机停止割煤，待检查处理后方可开机。4、人员处理后配溜事故或因工作需要进入后配溜时，要闭锁后配溜，并设专人看管闭锁，以防启动后配溜，造成事故。 （八）、拉移转载机采用液压自移式拉移。拉移前，先清理干净拉移段的浮煤、杂物。拉移时，要停机闭锁，无关人员远离作业地段，作业人员必须站在安全区域后，方可远距离供液拉移，操作过程中，人员要站于安全地点，并有专人指挥，专人观察，以防拉脱和拉不到位。 （九）拉移皮带输送机机尾采用液压自移式拉移。拉移前，先把皮带开空，通知皮带司机停机，并将开关手把扳到断电位置，没有得到专人或信号通知，严禁开机。然后回收皮带架的中连杆、H架、托辊等，再清理干净拉移段的浮煤、杂物。拉移时，无关人员远离作业地段，作业人员站在安全区域后，方可进行远距离供液，拉移整个过程要设专人指挥，专人观察，并随时注意拉移情况，拉移到位后，通知皮带司机涨紧皮带，皮带跑偏时，及时调整皮带上、下托辊和机尾滚筒。3、 质量标准化要求1、 工作面要做到“三直一平”（三直：工作溜、液压支架、煤壁；一平：顶板）；液压支架端面距低于0.34m。 2、 液压支架必须接顶严实，顶梁平整，最大仰（俯）角不超过70，相邻支架错茬不超过顶梁侧护板高的2/3；支架不挤不咬、放顶煤工作面支架的最小高度、尾梁插板与尾溜间距、高度要符合规程规定。3、 工作面液压支架的中心距误差保证100mm内、支架间隙保证200mm内、立柱前后偏差不超过50mm、侧护板正常使用、支架不超高使用。 4、 液压支架要编号管理，牌号清晰，操纵阀手有限位装置。不任意丢失顶煤，工作面内特殊支护齐全，局部悬顶和冒落不充分（面积小于2m5m）的要采取措施，超过的要进行强制放顶，特殊情况下不能强制放顶时，要有加强支护的可靠措施和矿压观测监测手段。5、 机道梁端至煤壁顶板冒落高度小于300mm，工作面因顶板破碎局部冒落要制定专项措施。 6、工作面控顶范围内顶底板移近量不大于100mm/m，对工作面工程质量，顶板管理，规程落实及安全隐患整改情况进行每班评估，并做好记录，工作面上，下出口控顶距符合规程规定，进、回风顺槽与工作面放齐，档杆有效。 7、工作面安全出口畅通，高度1.8m，人行道宽度0.8m，工作面内排头支架与巷道支护间距小于0.5m。超前支护距离保证20m，支柱柱距，排拒允许偏差100mm,初撑力符合作业规程规定并进行现场检测。 8、锚杆（索）支护巷道退锚距离符合作业规程规定，各转载点设喷雾灭尘装置、皮带机、乳化液泵站、配电点等场所配齐消防器材和设施。 9、运输机机尾要加盖板；运输机行人跨越处要有过桥；安全间距符合规定，工作面工作溜信号闭锁符合要求，设备转动外露部位要有可靠的安全防护设施。 10、主要巷道、泵站、转载点、休息地点等场所有照明；巷道交叉口有路线指示牌，避灾标识牌。巷道净高2.8m，行人宽度0.8m，支护完整，作业范围内无失修巷道，安全距离符合规定。 11、巷道及硐室底板平整，管线，电缆吊挂整齐；无浮渣及杂物，无淤泥，无积水；管路，设备无积尘；工作面内管线，电缆敷设整齐；支护内无浮煤，积矸；照明符合规定。第三节 设备配置一、设备配备概述13108综采放顶煤工作面安装有低位放顶煤支架，前、后部刮板输送机、采煤机、进风顺槽安装一部皮带机、一部转载机，配备一台轮式破碎机。进风顺槽转载机往外安一列设备列车。截煤使用MG300/700电牵引采煤机，工作面设SGZ880/800Q工作溜和SGZ800/800H后配溜，分别将采煤机截煤和放顶落煤输送至SZZ1000/400转载机,经转载机到DSJ-100/160顺槽皮带，顺槽皮带输送至13#煤辅助皮带DSJ-100/2160进入13#煤主运皮带DSJ-100/2160后进入煤仓。三、电气设备参数统计表 电气设备-表6.1设备名称型号数量生产厂家高压配电箱PBG-630 1台、PBG-400/10 1台 PBG-100/10 1台3八 达移动变电站KBSGZY-1600/10/1.22华 鑫移动变电站KBSGZY-800/10/1.21华 鑫移动变电站KBSGZY-500/10/0.691华 鑫组合开关QJZ-4315/11404华 盛馈电开关KJZ-1000/11402张 家 口软启动开关QBR-400/11401淮南万泰馈电开关KBZ-4006华 鑫磁力启动器QBZ-2002淮 南磁力启动器QBZ-804淮 南可逆磁力启动器QBZ-80N3浙 江用电设备-表6.2用电设备电动机技术特征设备名称设备型号功率台数额定容量（KW）额定电压（V）额定电流（A）额定启动电流（A）额定功率因数采煤机MG300/700 700KW17001140220010580.85工作溜SGZ880/800Q 2400KW1240011402250216050.85后配溜SGZ800/800H 2400KW1240011402250216050.85喷雾泵BPW315/10 75KW2751140503610.87乳化液泵BRW400/31.5 200KW320011401359940.85破碎机PLM3000 250KW125011402009940.8转载机SZZ1000/400/200 400KW1400114025016050.8皮带机DSJ-100/80/160116011409010000.8皮带涨紧11KW1116605300.8水泵5.5KW35.56607529.750.8回柱车JM-14 18.5KW318.51140131440.8照明综保ZXZ8-4.012.56604300.8综保ZBZ8-4.022.56604300.8第三章 顶板控制顶板管理方法本工作面采用液压支架控制顶板，进、回风顺槽采用单体柱、型梁和跨溜抬棚维护端头，全部垮落法处理采空区。第一节 支护设计一、液压支架的主要参数及说明本工作面采用ZF8000/20/33型普通支架108架；ZFG8000/22/35H型端头支架6架支护顶板，工作溜头、尾各3架，采用自然垮落法管理顶板。中间支架最大支撑高度3.3m，最小支撑高度2.0m，支架宽度1.5m，支架重量约24t，工作阻力8000KN，初撑力6180KN，支架中心距1.5m,最小控顶距5.24m，最大控顶距6.04m，端面距控制在0.34mm以内。相邻支架错差不得超过侧护板高的2/3，工作面液压支架实行编号管理。二、支护设计（1）工作面支护强度设计Pt=9.81hrk=9.813.02.58=588.6 KN/m2式中：Pt工作面合理的支护强度，KN/m2； h采高，m； r顶板岩石容重，KN/m3，一般取2.5 t/m3； k工作面支架上覆岩层厚度与采高之比，一般为48。（2） 两巷超前支护强度校核（以进风顺槽为例） ； =.2.92.93.45m 15（7.3-3.0/2）29进风顺槽超前段顶板载荷：（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）(KN) 329 87顶板总压力： F顶 =LaQ进(KN) =205.076.5 = 7650 KN进风锚索支护：F锚索= n补N破 (KN) =32500.95 =712.5单体柱承载的顶板压力：F单= F顶-F锚索 (KN) =7650-712.5 =6937.5 KNPt= F单/S= F单/(aL) (KN/m2 ) =6937.5/ (5.020) =69.375式中：顶顶板岩石平均容重， KN/m3(一般取15)； 补强锚索的支护效率，%；Rp塑性区半径，m；Q顶静压情况下顶板载荷，KN/m2 ； Z巷道埋藏深度，m；R0矩形巷道外接圆半径，m；内摩擦角，取 45；C粘结系数，取4；H巷道高度，m；a巷道宽度，m；L超前维护距离，取20m；Q进进风顺槽超前段顶板载荷，KN/m2 ； n补补强锚索的根数，根N破补强锚索的破断力，KN；F锚索进风顺槽补强锚索承载力，KN；F单进风顺槽单体柱承载的顶板压力，KN；Pt进风顺槽顶板载荷，KN； 支柱实际支撑能力可以采用下列公式进行计算： =0.990.950.91.01.0200 =169.9 式中：Rt支柱实际支撑力，KN； R支柱额定工作阻力，取200KN（单体柱DW31.5-200/100）； k支柱阻力影响系数；表7 支柱阻力影响系数表项 目液压支柱微增阻支柱急增阻支柱工作系数kg0.990.910.5增阻系数kz0.950.850.7不均匀系数kb0.90.80.7采高系数kh1.4m152.2m152.2m1.00.950.95倾角系数ka10112526451.00.950.9合理的支柱密度，可以采用下列公式进行计算： =69.375/ 169.9=0.4式中:n支柱密度，根m2；Pt进风顺槽顶板载荷，KN；Rt支柱实际支撑能力，KN根。实际支柱密度：=70/100=0.7式中：n实实际支柱密度（按一梁四柱计算），根m2； n总超前实际支柱总数，根； S超前支护面积，m2；根据计算结果，n实n，满足支护要求。 三、乳化液泵站；（一）泵站型号、数量：泵站由3台BRW315/31.5型乳化液泵、1台R200/16A型乳化液箱、3台BPW315/10型喷雾泵（1台备用）、1台SX2000型清水箱组成。（二）泵站设备位置：泵站随开关列车组组成设备列车，放置在设备列车最前端,稳放在进风顺槽巷轨道上，根据每天进度由检修班使用回柱绞车拉移设备列车。（三）泵站使用规定：(1)开启液泵时，要首先检查各部件有无损伤，各联接螺栓是否紧固，润滑油油位要适当，各种保护是否齐全可靠。(2)泵启动后，要注意监听泵的运转状况，如有异常要立即停泵处理，严禁带病运转，严禁反向运转。(3)开泵时，必须得到呼叫停泵人的命令后方可开泵。开泵时，必须向工作面发出开泵信号再等5s后再启动。(4)检修泵时，必须把泵的开关打到“0”位并闭锁。(5)适当调整泵的倾角，使泵处于水平状态。(6)加强液压系统的清洁卫生，泵箱过滤器定期清洗。 (7)泵站压力调定为30MPa，乳化液采用人工配比，配比浓度为3%5%，做好泵站的日常维护及清理工作，使泵站安全、稳定运行。第二节 顶板管理 一、正常工作时期顶板支护方式采用及时移架支护方式，移架后，支架接顶严实并达到初撑力。 1、步距放顶根据13107综放工作面顶板岩性，及来压布距情况分析，顶板分层垮落，垮落步距为30m。结合13108综放工作面地质说明书中的地质情况，估计工作面顶煤跨落步距20m，反之采用人工强制放顶。2、初次放顶煤根据13107工作面的初采及顶煤垮落情况，为更充分地让顶煤垮落，13108工作面在初采期间，坚持回收顶煤的原则。如不易垮落，另提专项措施。 二、各工序之间平行作业的安全距离采煤机割煤时，滞后采煤机后滚筒3-5架距离拉移支架，距离采煤机20m以上，推移工作溜，放煤后，拉移后配溜，采煤机每割一刀推移一次转载机。 三、特殊时期的顶板管理（一）来压及停采前的顶板管理加强顶板来压的预测预报工作，准确判断来压的时间和位置。工作面要提前做好来压预防支护工作。提高支架检修质量，杜绝“跑、冒、滴、漏、窜”，确保泵站压力及支架初撑力合格，定期更换安全阀，以达到支架工作阻力的稳定，同时必须保证超前支护的数量和质量，提高设备开机率，保证工作面正常推进度。在此期间、机道内严禁人员进入。 停采前要编制收尾专项措施，并按本作业规程管理顶板，以确保工作面实现安全顺利拆除。（二）过断层及顶板破碎时的顶板管理：过断层前，要根据工作面与断层走向的交角，调整开采工艺，使断层调至与工作面斜交或正交，以减少断层在工作面的揭露面积当顶板破碎、压力较大时，移架一定要跟紧采煤机，尽量减少空顶距离和空顶时间。如果移架速度跟不上，要使采煤机停机或放慢牵引速度。（三）工作面煤壁片帮、冒顶时期的顶板管理1、在采煤机割煤前，超前移支架，再割煤，即移架 煤机上行割三角 煤机下行割煤（主要是底煤）移工作溜煤机吃刀 拉后配溜移架 煤机下行割煤煤机上行割煤至上出口（主要是底煤）移工作溜煤机吃刀拉后配溜。2、煤壁片帮或掉顶时，必须及时前移支架维护顶板，及时将支架的护帮板打开，防止片帮范围进一步扩大。3、工作面煤壁片帮、冒顶区域，支架护帮板始终保持打开状态，增加支护面积与深度。4、冒顶或片帮区域控制稳定后，及时割煤，并将支架片阀的总阀门打到“0”位使工作面保持直线。5、在此期间禁止放顶煤，防止造成大面积冒顶。四、处理歪架、倒架 处理轻微歪架时，可以在移架过程中通过调整侧护板、支架尾梁来调整。歪架、倒架较严重时，可用专用千斤、风动葫芦或回柱车配合调架。第三节 进、回风顺槽超前支护管理一、两巷超前管理在机组开始割煤前，必须支设好超前支护，割煤过程中不得进行支设。正常情况下，采用在锚杆、锚索的支护下用单体柱和4.0m型梁维护。两顺槽超前支护用的单体柱，三用阀要平行巷道中心线，落山密柱卸载孔一律朝外。所有支柱都必须上好防倒装置，以防倒柱伤人。单体柱要打到实底，且迎山有力。型梁必须保证其接顶严密，接顶不严处用破板或木楔构垫严实。1、进风顺槽超前支护靠工作面侧采用单趟型梁顺巷支护，梁头对梁头支设，一梁四柱，柱距均为1.0m；型梁距煤壁为0.3m；超前工作面煤壁20m。人行道距转载机0.6m处采用两趟型梁顺巷支护，梁距0.2m，梁头对梁头支设，交错步距2.0m，一梁四柱，柱距均为1.0m；超前工作面煤壁20m。靠煤柱侧均采用单趟型梁顺巷支护，梁头对梁头支设，一梁四柱，柱距均为1.2m；型梁距煤壁为0.3m；超前工作面煤壁20m。2、回风顺槽超前支护靠工作面侧采用两趟4.0m型梁顺巷交错支护，梁距0.2m，梁头对梁头支设，交错步距2.0m，一梁四柱，柱距均为1.0m；靠煤帮的型梁距煤壁为0.3m；超前工作面煤壁20m。靠煤柱侧采用单趟4.0m型梁顺巷支护，梁头对梁头支设，一梁四柱，柱距均为1.0m；型梁距煤壁为0.3m；超前工作面煤壁20m。附图8：13108工作面支架及进回风顺槽超前支护示意图 二、端头支护1、端头架支护机头、尾各3架ZFG8000/22/35H型端头架，支架单列顺序直线布置。采用及时支护方式管理顶板。2、密柱支护（1）切顶密柱正常情况下两顺槽落山支设单排切顶密柱，每米支设3根均匀布置，切顶密柱回撤前，端头架必须移到位，端头维护的单体柱必须达到初撑力而且要迎山有力，初撑力保证90KN。当进、回风顺槽放顶以后，落山悬顶超2m不塌时，支设三花密柱，超5.0m不塌时，必须沿切顶密柱支设枪柱，每米支设3根，单体柱与底板成750左右的角。当落山悬顶超过10m不塌时，必须采取强制放顶措施。 （2）临时密柱两顺槽落山放顶时，放顶步距内必须分次移柱，每次移柱步距最大1.6m，临时密柱根据顶板压力情况每米支设不少于23根且要均匀布置。3、跨溜抬棚锚杆、锚索支护形式及进、回风端头支护下使用两趟4.0m型梁交错迈步移支，梁头对梁头支设，交错步距2.0m，柱距梁头约0.3m，一梁3柱。过机头、尾瞬间不小于3柱；超前支护单体柱初撑力要保证90KN。三、工作面安全出口管理（一）支护形式机头、尾各采用一组3架端头架维护安全出口顶板。（二）质量要求每班设专人进行清理维护，确保巷道净高1.8m，人行道宽度0.8m。液管、电缆吊挂整齐，两顺槽回出、锚杆、木托板、垫片要及时运至超前支护5m外，摆放整齐，当班或检修班装车运走。 （三）与其它工序之间的衔接关系1、支柱、回柱及退锚工艺 (1)支设单体柱时，至少三人配合完成，把要支设的单体柱与已支好单体柱用联接杆联接在一起，将单体柱三用阀嘴朝向煤帮方向。一人扶单体柱，一人扶凳子，一人放木帽或型梁，等木帽或型梁放好后，再操作液枪缓慢升柱。待柱接实顶板后，其他人员撤到3m外安全地点，操作液枪人员继续将柱升紧升牢。支柱时，严禁将单体柱快速升起，以防支柱滑倒伤人。 (2)回撤所有单体柱均采用远距离回柱法，具体为：用长柄回柱钩一端插入支柱的三用阀，人员站在距支柱2m以外的安全地点远方操作，缓慢泄液，待柱降下后，迅速拆掉木帽或型梁，然后一人扶柱，一人拆除联接装置，人工将其抬出。 (3)正常情况下，回撤两巷退锚时、先将单体液压柱打起，给足支撑力，方可进行退锚作业，并且严格执行支柱时由外向里、退锚时由里向外的原则。退锚必须在进、回风顺槽密柱以外放顶步距内进行，严禁超前支架切顶线1m退锚，顶锚杆卸压要在回柱放顶前进行，严禁任何人进入密柱以里空顶作业。并且在进风顺槽靠端头支架侧1m内提前退掉顶锚杆，退锚进度随工作面作业循环进度。 2、支柱、回柱安全措施(1)每班支柱、回柱之前，必须先进行“敲帮问顶”检查，并认真清理好退路，确认安全可靠后，方可进行作业。(2)支柱时，必须支于硬底上，严禁支在浮煤上。支、回柱要严格执行“先支后回”的原则。(3)每班班长要认真检查两巷支柱情况，如有不合格支柱，立即组织派人更换。(4)回头（尾）超前支护单体柱只能将影响采煤机在头、尾斜切进刀的超前支护进行回撤,其它不能提前回撤。回撤时，停止采煤机,停止工作溜并闭锁，停止转载机并闭锁,把采煤机范围内的支架缩到最小控顶距，并将护帮板打开，把手打回“0”位，方可开始回撤。(5)不论何种原因碰倒的支柱都要及时完善，否则严禁继续作业。四、顺槽落山放顶（一）落山放顶工艺1、初采时进、回风落山侧均采用双排切顶密柱，柱距为0.3m，排距为0.5m，正常回采时进、回风落山侧均采用单排密柱切顶，每米不少于3根，进风顺槽正常放顶方式实行检修班集中放顶方式，密柱排滞后首架切顶线最大距离为4.5m；超过4.5m时，必须实行小班随采随放且放顶步距内必须分次移柱，临时密柱根据顶板压力情况每米支设不少于23根。遇进风顺槽放顶不充分时，必须打专用闭墙密闭。2、回风顺槽放顶方式实行小班随采随放，即每推移两次机尾回撤一次切顶密柱，最大放顶步距为0.8m，由于后配溜的影响，回风顺槽正常放顶后密柱排滞后支架切顶线1.6m。3、放顶前，浮煤浮矸杂物清理干净，维护好退路，在保证退路畅通的条件下，方可进行放顶作业。4、切顶密柱回撤时，必须坚持由里向外，由远向近，由难向易，先支后回、专人监护的原则。收口时收口位置必须首选顶板完整退路畅通、临时支护完整的地方，尽可能选在靠煤柱帮一侧。5、回柱放顶工作不得与移转载机、推移机头（尾）、移端头架平行作业。进风放顶作业时，必须闭锁转载机，严禁开溜。6、放顶必须严格执行先支后回原则，即必须先支设临时柱，然后方可回撤密柱。移支或替换4.0m型梁时，需三人以上配套作业，其中一人专职安全检查。7、严禁任何人进入落山作业。8、回风顺槽每次放顶都必须由专职瓦检工现场检查瓦斯浓度，当浓度大于1%时，必须断电。（二）退锚工艺1、落山放顶使用专用退锚机退锚，正常情况下退锚率要达到85%以上，如遇压力大或超高等特殊情况由生产技术部现场裁定合适的退锚率。2、退锚前，必须先支设至少两根临时柱维护好锚索周围的顶板，防止退锚后发生冒顶，且退锚前，要先将槽钢和托板用铁丝等栓牢，防止锚具松脱后掉下伤人。3、退锚必须在切顶密柱回撤前进行，三人配套作业，二人操作，一人观察。一人手托千斤将其套在锚索上，枪头距锁具约5mm，然后另一人开动电动泵，当千斤咬住锚索后，用铁丝将千斤拴在锚杆上，然后人员撤离到安全地点，观察压力表及千斤，当千斤顶开锁具后，一人上前站在安全地点将锁具的橡胶圈挑开，将锁芯退下，然后人员撤离，再操作液压泵手把将千斤收回，当锁具完全脱离后，将千斤、托板和槽钢取下，并回收。4、退锚时，人员要站在大于5m可靠支护下采用远距离操作，随时观察退锚地点及其附近顶板情况，发现异常，立即远撤。5、如遇锚杆被压弯，锚索槽钢弯曲等不能退锚时，在剪断锚杆或锚索周围的顶网和槽钢的情况下，可以不退锚。6、退锚和回撤密柱按照支一排密柱退一排锚具支一排新密柱回前一排密柱的循环方式。7、退锚时必须将转载机、工作溜、后配溜闭锁停电并挂停电牌。8、退锚时必须由落山侧向外逐排退出，退锚不得超过切顶密柱线1m。9、工作面保证3台液压退锚机，进、回风顺槽各一台，备用一台。五、支护材料使用数量、备用数量工作面进风顺槽超前支护、跨溜抬棚、切顶密柱、护帮柱共计需要大概100根单体支柱，22根4.0m型梁；回风顺槽超前支护、跨溜抬棚、切顶密柱、挡矸密柱共计需要80单体支柱，19根4.0m型梁。计算其备用量1805%=9根。所以工作面正常需要单体液压支柱190根，4.0m钢梁41根。备用材料的存放地点，要保持距工作面150-300m之间，存在进回风顺槽工作面侧。材料分类摆放整齐，实行挂牌管理，标明材料名称、型号、数量等内容，并由专人负责。材料存放地点必须保证0.8m的人行道和必需的运输通道。第四节 矿压观察 一、矿压观测内容（一）支架支护阻力监测1、观测目的：通过此项观测，主要了解本采煤工作面顶板运动规律及顶板对支架产生的压力特征，由此可确定顶板初次来压和周期来压强度，掌握综放面的矿压显现规律。根据13107工作面的矿压观测结果预测本面的周期来压步距为1320m。2、观测内容：支架初撑力、工作阻力分布情况、泵站压力情况、工作面煤壁端面距、工作面日推进度、机停情况、采帮片帮情况、进回风落山退锚情况。3、安设要求：机头机尾过渡架必须各安设一组矿压观测仪，工作面液压支架，从机头第2架开始，间隔10架安设一组矿压观测仪，共计安设12组。每组仪表要与支架前后立柱、平衡千斤连接。4、观测频率：1次/日。（二）巷道测区观测1、观测目的：掌握工作面顺槽在回采期间顶板离层情况及压力变化。2、观测内容：顶板离层情况，两帮移近量，底鼓量等。3、测区位置：利用掘进时期的顶板离层仪观测站，正常情况下每100m一个观测站，在巷道两帮及顶板做明显标志进行观察。二、数据处理1、要认真填写工作面压力动态监测数据表，并根据观测数据用计算机绘制出月度工作面压力动态监测数据图。2、巷道测站数据要认真填写记录表。三、组织措施要有工作面压力动态监测管理、分析责任制度。第四章 生产系统第一节 运输一、运输设备及运输方式工作面采用MG300/700-WD型双滚筒采煤机割煤，利用螺旋滚筒旋转和SGZ800/800Q工作溜铲煤板将煤自行装入工作溜，放煤由工作面SGZ800/800H后配溜送到SZZ1000/400转载机，通过DSJ-100/2160顺槽皮带运送至13#辅运皮带大巷进入主斜井皮带。 日常运材料、设备使用防爆胶轮车，型号为：WC5E防爆无轨胶轮车。 二、运煤路线 工作面进风顺槽皮带13#煤辅助皮带 13#煤主运皮带地面。 三、运输路线 地面13#煤材料巷13#煤辅助材料巷13108进、回风顺槽13108工作面。第二节 “一通三防”与安全监控13108工作面采用一进一回“U”型通风系统，新鲜风流由13#皮带巷、材料巷进入13108工作面进风，通过工作面后，污风由工作面至回风顺槽，流经13#煤回风顺槽进入总回风，由主扇排至地面。一、通风系统(一)风量计算13108工作面实际需风量，要按瓦斯、二氧化碳涌出量和割煤及放煤后涌出的有害气体产生量以及工作面气温、风速、人数和冲淡无轨胶轮车释放的尾气等规定分别进行计算，然后取其中最大值。1、按气象条件计算：Q采Q基本K采长K采高K温；Q基本60VS70；Q采600.53.01/2（6.04+5.24）7011.50.9480m3/min。式中：Q采采煤工作面需要风量， m3/min； Q基本工作面所需的基本风量， m3/min； V适宜风速，取0.5m/s,60为换算常数； S采煤工作面平均有效断面积，；实际采高取3.0m，最大控顶距取6.04m；最小空顶距取5.24m，70为有效断面常数 ； K采长采煤工作面长度调整系数，取1； K采高采煤工作面采高调整系数，取1.5； K温采煤工作面温度调整系数，取0.5。2、按瓦斯绝对涌出量计算：Q采=100QCH4K=1000.71.4 =98m3/min。式中：Q采采煤工作面需要风量， m3/min； QCH4工作面平均绝对瓦斯涌出量，m3min（ 通过对13107工作面生产期间日常观测计算相对涌出量，根据13108工作面日产量换算平均绝对瓦斯涌出量取0.7m3min）； K 工作面瓦斯涌出不均衡系数取1.4；3、按CO2绝对涌出量计算：Q采=67QCO2K=672.921.4 =273.9m/min。式中：Q采采煤工作面需要风量，m/min； QCO2工作面回风风流中平均绝对CO2涌出量取2.92mmin； K 工作面二氧化碳涌出不均衡系数取1.4；4、按工作面同时工作的最多人数计算：Q采= 4N人=450=200 mmin。式中：Q采工作面需要风量，m3min； 4 每人每分钟最低需风量4m3min； N人工作面同时工作的最多人数，按交接班两班人员同时在工作面考虑，取N人=50人。5、 从按矿用防爆柴油机车的需风量计算：Q采=5.44（P台1+0.75P台2）K =357mmin。式中：Q采采煤工作面需要风量， m/min； P台1 、P台2矿用防爆柴油机车的的功率，KW；取50 5.44每千瓦每分钟应供给的最低风量，m/min； K稀释柴油机车尾气的配风系数，K为0.75。 以上分类计算中取其最大值，则取Q采为480m3min。6、按风速验算： 规程规定，回采工作面最低风速为0.25ms，最高风速为4ms，根据以上计算所需风量进行验算：要满足：600.25S大Q604S小； Q15（6.043.0）=272 符合要求； Q240S =240（5.243.0）=3773 符合要求； S大工作面