中厚煤层一次性采全高作业规程

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669M采区名称南条带三采区地面标高（M）1150013250工作面标高M61306650煤层名称15埋藏深度M518685地面的相对位置本工作面地表位于石家山以东，弯进咀以南，北山梁以西，李家梁以北的山梁沟谷地带。回采对地面设施的影响本工作面上方有高压电力线横穿本工作面中部，工作面回采时会对高压电力线及其设施产生破坏作用。井下位置及与四邻关系本工作面位于一矿南条带三采区东南部，东部为二采区采区边界，南部为西大巷保护煤柱，西部为本采区采区大巷，北部为S8308回采工作面（未掘进）。对应上方为三矿3煤72106回采工作面（已回采）、72108回采工作面（已回采）、72110回采工作面（已回采）。走向长度（M）1023倾斜长度（M）220面积（M2）225060第二节煤层表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）特征老顶深灰色石灰岩1270灰色，致密，坚硬，裂隙发育，充填物为方解石脉，含动物化石。中间夹两层黑色泥岩。直接顶黑色泥岩085黑色，致密，性脆。伪顶伪底直接底灰色泥岩095灰色，含植物化石。老底灰白色细砂岩530灰白色，坚硬，具水平层理。635660113煤层厚度（M）651煤层结构M508（014）129煤层倾角（）6开采煤层15煤种WY3稳定程度稳定煤层情况描述本工作面煤层赋存稳定，结构复杂，上部含一层较稳定的夹石，中部含一层较稳定的夹石，下部含一层极不稳定的夹石，煤层总厚度最大660M，最小635M，平均煤厚651M。煤层节理发育。煤层节理产状30470。标层志层最大最小平均界系统组地层单位柱状岩石名称厚岩性描述古生界石炭系上统原组250210240194614216530460060522704810720170190360253018040303060606351407573030太注此柱状系根据01、02号钻孔资料及巷道实际揭露资料综合编制而成。S8310工作面综合柱状图灰色石灰岩灰白色煤灰白色灰色石灰岩煤灰白色黑色泥岩黑色泥岩灰色石灰岩煤灰白色灰色，致密，坚硬，富含方解石脉，含动物化石。灰白色，坚硬，水平层理发育，顶部夹薄层砂质泥岩。黑色，含有一层夹石。灰白色，成分以石英为主。灰色，致密，坚硬，富含方解石脉，中部夹少量泥岩，含动物化石。灰白色，成分以石英为主，含少量黑色矿物，泥质胶结。黑色，致密，底部含钙质，夹方解石脉，含植物化石。灰色，致密，坚硬，含方解石脉。灰色，致密，坚硬，裂隙发育，充填物为方解石脉，含动物化石。灰色，含植物化石。灰白色，坚硬，具水平层理。黑色，以亮煤为主，条带状结构，半光亮型煤。黑色，以亮煤为主，煤层结构5081429。黑色，致密，底部含钙质，含植物化石。细砂岩砂质泥岩细砂岩粉砂岩细砂岩煤层结构05（03）049灰色石灰岩98黑色泥岩黑色，致密，性脆。530460黑色泥岩黑色，致密，底部含钙质，含植物化石。灰色石灰岩灰色，致密，坚硬，裂隙发育，充填物为方解石脉，含动物化石。黑色泥岩黑色，致密，底部含钙质。累厚灰色第四节地质构造一、地质构造情况本工作面总体为一向斜构造，局部发育有次一级的向、背斜构造。工作面掘进过程中共揭露挠曲构造5条，断裂构造7条，具体位置见S8310回采工作面煤层底板等高线图，圈定在回采工作面内的挠曲3条，断裂构造5条，产状要素、落差、对回采的影响程度详见下表。据坑透分析工作面内隐伏四条正断层，编号为KF2、KF9落差接近1/2煤厚，不排除挠曲可能，对回采有一定影响；KF1、KF5的落差小于1/2煤厚，不排除挠曲可能，对回采影响不大。具体位置见S8310回采工作面煤层底板等高线图。岩层节理产状30470表14地质构造情况表构造名称走向倾向倾角性质落差（M）对回采的影响程度F1断层11565逆断层35有一定影响F2断层15540逆断层70有较大影响F3断层32645逆断层08影响不大F4断层29870逆断层30有一定影响F5断层9845逆断层15有一定影响N1挠曲31725挠曲30有一定影响N2挠曲30525挠曲75有较大影响N3挠曲23730挠曲30有一定影响二、陷落柱及冲刷带对回采的影响本工作面在掘进过程中揭露一个陷落柱，并圈定在回采工作面内。进风巷揭露陷落柱X1，预计长轴为275M左右，对回采有很大影响；具体位置见S8310回采工作面煤层底板等高线图。本工作面在掘进过程中未揭露冲刷构造。第五节水文地质一、本工作面水文地质条件比较简单，主要充水因素为1、含水层水本工作面上方灰岩、怪砂岩、灰岩，均属局部2K3K裂隙含水层。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。2、采空区积水本工作面上方为三矿3煤采空区，位于工作面东部，可能存在少量积水。3、钻孔工作面上方有001号钻孔，若钻孔封孔不良，含水层水、采空区积水可能沿钻孔溃入本工作面。二、工作面防治水措施1、对于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、采空区积水本工作面上方为三矿3煤采空区，位于工作面东部，可能存在少量积水。在回采至低凹处可能出现淋头水，要加强防排水准备工作。3、工作面上方有001号钻孔，若封孔不良，可能导水。工作面回采至钻孔附近时要加强观测，并做好防排水准备工作。4、工作面有积水时，要安设潜水泵，及时排除积水。5、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、涌水量本工作面主要充水因素有地表河流、含水层水、采空区积水、巷道积水等。工作面正常涌水量为10M3/H，最大涌水量为150M3/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其它影响因素主要是瓦斯因素，由于上方煤层的开采，本煤层瓦斯得到一定程度释放。随着开采强度的不断加大，瓦斯绝对涌出量也会随之增加。表15影响回采的其它地质情况表瓦斯绝对瓦斯涌出量12459M/MIN，相对涌出量1631M/T。煤尘爆炸指数没有爆炸危险性煤的自燃倾向性类，不易自燃地温危害160230煤层夹矸直接顶老顶直接底抗压强度（MPA）2017253040801203040二、存在的问题及建议1、本回采工作面揭露了五条断层、三条挠曲构造，回采前队组提前做好过构造准备工作，以保证安全生产。2、采空区积水本工作面上方为三矿3煤采空区，位于工作面东部，可能存在少量积水。在回采至低凹处可能出现淋头水，要加强防排水准备工作。3、工作面回采前必须安设专用水泵及相应防排水设施。4、本工作面局部地段煤层倾角较大，回采期间要适时调整好支架坡度，防止丢煤或割底。第七节储量及服务年限一、储量工业储量W总LQH102322063714200708508吨可采储量W3W总C20070850893186658912吨式中W1、W2工业储量；W3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1023M，设计日推进度为56M，月推进度为1428M（按30天/月算，正规循环率为85）工作面服务年限可采推进长度/设计推进长度1023/561827天服务期限大约61个月。第二章采煤方法第一节巷道布置S8310工作面可采走向长度1023M，倾斜长度220M，工作面位于一矿丈八三采区，工作面共布置四条巷道，一进两回加一条走向高抽巷。附图21工作面巷道布置及生产系统图一、工作面进风巷丈丈丈丈丈丈丈丈丈丈丈丈丈1023M20MS8310丈S8310丈丈丈丈丈丈丈丈丈丈丈丈丈丈丈20M60M93M进风巷支护形式为全锚支护，沿15煤层顶板布置，断面为矩形，毛高38M，净高37M，毛宽54M，净宽51M。荒断面面积2052M2，净断面面积1887M2。进风巷安装一部皮带输送机及一部转载机。二、工作面回风巷回风巷支护形式为全锚支护，沿15煤层顶板布置，断面为矩形，毛高38M，净高37M，毛宽46M，净宽43M。荒断面面积1748M2，净断面面积1591M2。铺设轨道，安装一部梭车，用于材料设备的运输。三、工作面尾巷尾巷支护形式为锚杆锚索支护，沿K2岩层布置，断面为矩形，毛高24M，净高23M，毛宽41M，净宽38M。荒断面面积984M2，净断面面积874M2。解决回风落山角瓦斯。四、工作面高抽巷高抽巷支护形式为锚杆锚索支护，沿11煤老顶布置，断面为矩形，毛高24M，净高23M，毛宽33M，净宽30M。荒断面面积792M2，净断面面积690M2。用于抽放邻近层瓦斯。附图22S8310工作面巷道断面图附图22S8310工作面巷道断面图进风巷断面图回风巷断面图内错尾巷断面图走向高抽巷断面图第二节采煤工艺一、采煤工艺本工作面采用走向长壁一次采全高综采自动化采煤法,全部跨落法管理顶板。二、工作面采高及循环进度工作面采高控制在65M。割一刀煤、移一次架、推刮板输送机和转载溜、放顶为一个正规循环，循环进度08M。三、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。1进刀方式采煤机自开缺口斜切进刀，斜切进刀距离为20M。附图23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）人员撤到端头支架内。机头（尾）人员要时刻注意两端头顶板，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2A。、采煤机割透机头机尾，同时距进风巷回风巷20M处停止移刮板输送机见图2B。、采煤机割透机头机尾后,调换上、下滚筒位置返回,通过刮板输送机弯曲段滚筒切入煤体见图2C。、然后将剩余刮板输送机推移到煤帮,并完成拉机头（机尾）工作见图2D。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2E）。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，推移刮板输送机机头（机尾），进刀结束（见图2F）。进刀范围D2L采L运弯式中D进刀距离，M；L采采煤机机身长，最大长度为20M；L运弯刮板输送机弯曲段长度，取21M；D2202161（M）近似地，进刀范围为61M,约35架。2、装运方式采煤机割下煤由滚筒装入刮板输送机内，经刮板输送机、转载机、进风皮带、采区皮带运至采区煤仓。3、移架方式本工作面采用电液控制支架，可实现以下三种移架方式邻架控制移架、成组控制移架、煤机和支架联动移架。割煤时，支架随采煤机割煤逐架前移，采煤机前滚筒割过后及时将伸缩梁和护帮板打开，做到及时支护。在移架过程中，则根据顶梁距煤帮距离的大小，随时调整伸缩梁。移架后，支架要成直线状，且顶梁距煤帮不大于034M。升架将顶梁升平，做到接顶严密，并达到初撑力。距采煤机后滚筒35架开始移架，按顺序逐架进行。在顶板破碎，悬顶面积大时可在采煤机割过上刀后，及时将支架伸缩梁伸出，维护煤帮顶板，保证其完整性。4、移刮板输送机方式本工作面可实现三种推溜方式根据该套支架的功能可实现三种推S8310工作面采煤机进刀示意图ABCDEF溜方式邻架控制推溜、成组控制推溜、手动本架控制推溜。附图23采煤机进刀示意图推溜采用成组推溜时，每组设置不超过5架。推溜时，操作人员要协调一致，确认待推溜段前后5架范围内架前和架间无人时，方可站在架内进行操作，推溜过程严禁一次移到位。移刮板输送机移刮板输送机要滞后移架1015M运行时进行，移刮板输送机时将刮板输送机移至煤壁，不能将刮板输送机顶成急弯，保证812架的弯曲段。移刮板输送机时必须与采煤机前进方向一致，移刮板输送机后要成直线状弯曲段除外。推移刮板输送机的机头尾时，用首尾过渡架的千斤及工作面中的支架千斤与转载溜的千斤同时推动进行推移。移刮板输送机时推溜和移架要协调，其弯度不可过大，一般23次移到位。5、工作面两端头割三角煤方式1）割机头、机尾三角煤时，必须保证将三角煤割透，保证顺槽底板到工作面底板平缓过渡。2）为了有效提高回采率，机头和机尾均采用圆弧过渡，逐步过渡到底板，机头、机尾采高保持在38米，中间架采高保持在651米。3）顶底板要割平，不能留台阶。6、护帮板的使用要求（1）护帮时可操作护帮液压阀，使护帮板下部贴紧煤壁，防止片帮砸伤人员或设备。ZY12000/30/68D型支架，采用了三级护帮板，使煤壁支护面积加大；另外工作面初采初放前，采高未达到设备套要求，严禁使用三级护帮功能。（2）割煤时机组上刀割过后及时伸出伸缩梁在底刀割过34架后打开一级护帮板。（3）端面距根据本工作面设备配套及煤矿质量标准化要求，S8310工作面端面距340MM。技术要求（1）拉架时必须使支架保持一条直线。（2）正常情况下采用跟机拉架，应滞后采煤机后滚筒35架；当工作面来压，顶板破碎时采用追机拉架，应滞后采煤机前滚筒23架。（3）工作面液压支架必须及时拉出，拉架时要带压擦顶拉架，保证及时有效的维护顶板。（4）拉架每次移一架，严禁在本架拉架；双向邻架操作采用电液控制系统操作；手动移架使用架间电磁阀组进行操作，为邻架操作。成组自动拉架采用电液自动控制系统，每六架为一组，拉架方式为每一组内自动拉出一架，且拉出以后，自动升架的压力必须达到初撑压力时，才能降另外一架。拉架时操作人员必须站在支架立柱内侧，确认待操作支架及两侧相邻两架共5架架间和架前无其他人员时，方可进行操作。（5）移架过程中要及时调整支架，使其处于良好的支护状态，如发生倒架咬架现象，需及时调整。（6）移架时支架下降高度（200MM）以移动支架为原则，不得将支架降架过多，以免发生咬架，移架过程中应随时调整支架。（7）支架顶梁接顶面积要符合规定。（8）割煤过程中，只准超前前滚筒三架收起护帮板。7移端头架和超前支架进风端头支架和两架过渡架与工作面支架并列布置，作业方式为一刀一拉一推（即拉一次机头推一次转载机拉一次端头架）。具体如下机组割透机头退出、移工作面普通架、移刮板输送机机头和转载机、移过渡架、移端头架，完成一次拉机头。回风超前支架、端头支架和过渡架与工作面支架并列布置，作业方式为一刀一拉一推（即拉一次机尾拉一次端头架推一次超前支架）。机尾端头支架和超前支架的移动步距必须协调一致，要最大限度地减小两个顶梁之间的间隔距离。超前支架在巷道居中布置，机尾的端头支架与超前支架不能同时降下。三、工作面正规循环生产能力本工作面采长L220M，日循环进度S56M，煤层厚度H651M，煤层容重140T/M3，工作面回采率C93。则WLSHC2205665114093104425（吨）日产量约为104425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大采高一次采全高工作面，其主要设备配备如表21所示，工作面设备布置图见附图24S8310工作面主要设备配备明细序号设备名称型号单位数量生产厂家1采煤机SL1000台1德国艾柯夫2液压支架基本架ZY1200030/68D架1193端头支架ZY12000225/45D架76过渡支架ZY1200026/56D架4平顶山煤机厂7刮板输送机SGZ1250/21000部18转载机SZZ1350/525部19破碎机PLM4000台110自移装置ZY2700台1宁夏天地奔牛11乳化液泵站GRB375/4004泵2箱12喷雾泵站3泵1箱英国雷波13支架电液控制系统套1北京天玛14超前液压支架架4平顶山煤机厂华宁组合开关台215组合开关QJZ4315台2常州联力16乳化液自动配比装置GDSZ20017胶带输送机SSJ1200/2315部11、SZZ1350/525型中双链刮板转载机主要技术参表参数单位数据参数单位数据型号SZZ1350/525爬坡角8长度M40电机型号YBSD525/2634/8输送量T/H3500电机功率KW525链速M/S16电机电压V33002、PLM4000锤式破碎机主要技术参数参数单位数据参数单位数据型号PLM4000电机型号YBSS400破碎能力T/H4000电机功率KW400最大断面MM13501000出口粒度MM400以下3、SSJ1200/2315型带式输送机主要技术参数参数单位数据参数单位数据型号SSJ1200/2315电机型号YBSS315输送量T/H2000电机功率KW315长度M1000转速R/MIN1480带速M/S35电压V660/1140带宽MM1200功率KW2315储带长M10004、SL1000型采煤机主要技术参数序号参数名称单位参数1型号艾柯夫SL10002滚筒截深M08653适用采高M6794机面高度M32895适应煤层倾角106装机总共功率KW23907截割电机功率KW210008牵引电机功率KW21509油泵电机功率KW24510供电电压V330011牵引力KN100650312牵引速度M/MIN016132213牵引方式交流变频无极调速链轮销排式无链牵引14卧底量MM7755、SGZ1250/21000型刮板输送机序号参数名称单位参数1型号SGZ1250/210002输送能力T/H35003型式中双链4电机型号YBSS1000G5额定功率KW21000KW6额定电压V33007刮板间距MM10008刮板速度M/S1356、绞车及钢丝绳的校验校核公式F1Q0SINF1COSPLGSINF2COSF1切点处最大静张力KNQ0绳端载荷轨道倾角F1滚动摩擦系数（提升容器运动的阻力系数）取00165F2钢丝绳与底板和托辊间的摩擦系数，取025P钢丝绳重量KG/ML钢丝绳的有效运输长度MG重力加速度，G98M/S2钢丝绳安全系数校核M/F1M钢丝绳安全系数（65）钢丝绳破断力KN说明JD25型、JD114型、JH185型回柱机选用不同的钢丝绳，现对不同型号的绞车在不同运输条件下分别进行验算1JD25型绞车用85MM的钢丝绳绞车最大牵引力为18KN，钢丝绳的破断力为167KN，钢丝绳每米自重109KG/M，最大坡度为8，最大运输距离400M，按最大提升重量6T进行验算；以上数据代入公式F1698SIN1400165COS1400010940098SIN14025COS141724KN65根据以上验算，可以确定JD114绞车在使用155MM钢丝绳时绞车和钢丝绳均满足运输要求。3JH185型绞车使用26MM的钢丝绳绞车最大牵引力为185KN，钢丝绳破断力为392KN，钢丝绳每米自重26KG，巷道最大坡度为14，最大运输距离200M，按最大提升重量22T进行验算。以上数据代入公式F12298SIN1400165COS140002620098SIN14025COS145808KN65根据以上验算，可以确定JH185型绞车在使用26MM钢丝绳时，绞车和钢丝绳均满足运输要求。7、回风SQ80梭车牵引能力及钢丝绳安全系数的验算牵引力能力计算0120COSINMWQGFFPGL式中最大牵引质量15000KG；梭车质量M01500KG；0Q运行线路最大坡度14；矿车阻力系数00151F1F钢丝绳阻力系数025；22单位长度钢丝绳的重量167KG/M；0PL运输距离900M；G重力加速度,G98N/KG0120COSINMWQGFFPGL1500015000015095110309982025167989005963665N5936KN90KN根据上式可知，SQ80梭车所提供的最大牵引力完全满足牵引15T设备的要求。张力计算及钢丝绳安全系数验算0102SINCOSSINCOSZFQGFPGLF2KPL式中重车段阻力NZF空车段阻力NK当上坡段运行取“”号，下坡运行取“”号首先确定运输系统的最小张力点，如下图，最小张力点为点，一1S般最小张力为2940N,则各点张力为1MIN2940SN2K31KF4KS5KZK式中K钢丝绳导向轮的阻力系数，取K106通过计算得出钢丝绳的最大张力为1077KNMS钢丝绳安全系数校验3295/1077PMFS3059式中1L式中L由梭车至尾轮的钢丝绳长度，L900M。即L41，3059L41所以牵引钢丝绳满足安全需要。经验算SQ80绞车满足运输15T设备的要求。阳煤一矿S8310工作面设备布置图5名称序号型号容量KVA电压等级4单位数量台2台采煤机支架过渡架转载机破碎机工作溜移变移变馈电总开关组合开关喷雾泵名称型号容量电压等级单位数量电缆车进风皮带回柱机绞车LPCM低压开关JZ/D序号绞车H9W67部台台台台台台台部部部QBN水泵架架乳化液泵组合开关乳化液泵液箱台部台部馈电开关台台低压开关集控中心照明保护台套工具车辆变频开关T永磁台天玛GY台华宁组合开关雷波乳化液自动配比装置台潜水泵台高开台丈八三区采区回风巷丈八三区轨道巷移变移变丈八三区皮带巷端头架架R雷波变频开关台MX移变台喷雾泵液箱台乳化液泵台乳化液泵液箱台雷波雷波台工作溜专用开关主机天玛低压开关部低压开关部辆设备列车设备列车移变台梭车部天玛变频控制器设备列车具体布置如下图设备列车具体布置如下图超前支架台S2S1S34S5重车第三章顶板管理第一节支护设计一、矿压参数选择表31工作面矿压参数选择表序号项目单位同煤层实测本面取值直接顶厚度M123085老顶厚度M87212751顶板条件直接底厚度M3870952直接顶初次垮落步距M1516来压步距M2020最大平均载荷强度KN/M2472472最大平均顶底板移进量MM3003003初次来压来压显现程度不明显不明显来压步距M1010最大平均载荷强度KN/M2450460最大平均顶底板移进量MM4003004周期来压来压显现程度不明显不明显最大平均载荷强度KN/M24004005平时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MPA7030408直接顶类型类二二9老顶级别级IIIIII10巷道超前影响范围M150150二、合理支护强度计算1、根据经验公式PT8981H89816512512773（KN/M2）2、同煤层综放工作面最大载荷强度为472KN/M2，所以本工作面合理支护强度选取12773KN/M2。3、工作面实际支护能力计算支架的额定工作阻力为12000KN，最大控顶距为5469M，支架中心距为175M。实际支护能力R12000/（5469175）133694KN/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20米加强支护。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）RPR0；R01/2）（顶顶COSZSIN/C22HA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（518685取6015）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、回风补强锚索承载力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，KNS8310工作面Z6015MRP1/22834545COSSIN560125601393M、进风超前段顶板载荷为（动压影响一般取静压时的24倍，这里取3）Q进3Q顶3顶（RPH/2）325（39338/2）15225KN/M2顶板总压力F顶LAQ进205415225164430KN进风锚网支护F锚网N补N破603608017280KN单体柱承载的顶板压力F单F顶F锚网16443017280837KNPTF单/S837/（2054）775KN/M2R1KGKZKBKHKAR099095090910250190KN单体柱根数NPT/R1775/1900041根/M2实际N实N总/S50/（2054）046根/M2N实N、回风超前段顶板载荷为（动压影响一般取静压时的24倍，这里取3）RP1/2354M286445COSSIN560125601Q回3Q顶3顶（RPH/2）325（35438/2）123KN/M2回风超前段顶板总压力F顶LAQ回204612311316KN回风锚网支护F锚网N补N破25360807200KN超前支架需要承载的顶板压力F超前F顶F锚网1043072004116KNZCZ10000/26/45型四柱两列式中置式超前支护支架的初撑力为10000KN10000KN4116KN所以当前回进风超前支护远远超过理论要求的压力，完全满足顶板支护要求。5、端头支护设计为满足工作面刮板输送机与转载机运料、行人和安全通道需要，工作面上端头采用三组ZYD12000225/45D型端头支架和二组ZYG1200026/56D型过渡支架，下端头采用四组ZYD12000225/45D型端头支架、二组ZYG1200026/56D型过渡支架和四组ZCZ10000/26/45四柱两列式中置式超前支架，实现向工作面普通架过渡支护；机头端头管理采用端头支架管理，在推移过机头和过渡架后再移端头架，实现机头顶板的及时支护。机尾在与超前支架相邻的端头支架护帮板必须及时打开，并起到有效支护作用；超前支架间的推拉油缸应始终保持收缩状态。拉架时首先将第一组支架推前后使其达到初撑力要求，再将第二组支架降到合适高度（02M）向前拉架，严禁两组支架同时降下。升、降支架时应保持前、后立柱的同步性，避免支架顶梁与顶板不平行接触而损坏支架。不正常情况下（1）因刮板输送机窜向机头或机尾时，支架靠煤帮壁空余处大于10M时，采用单体柱带柱帽点柱支护，但单体柱点柱不得滞后支架立柱位置。且在支架尾部切线上用单体液压支柱支成密柱切顶；工作面安全出口宽度必须保证08M。6、进、回风巷在推进过程中出现煤层倾角增大带或顶板破碎带时必须及时汇报相关部门及领导，共同到现场研究并制定相关专项措施。待顶板情况正常，并经相关部门鉴定后，方可恢复原来的支护形式。第二节工作面顶板管理一、顶板管理方法工作面采用液压支架管理顶板，自移支架放顶，采空区处理方法为全部垮落法，移架步距08M，本工作面使用119组ZY1200030/68D型两柱掩护式液压支架，机头机尾各两组ZYG1200026/56D型过渡支架，机头三组机尾四组ZYD12000225/45D型端头支架，回风超前四组ZCZ10000/26/45四柱两列式中置式超前支护支架管理顶板。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4669M,最大控顶距为5469M，循环进度08M，支架中心距为175M，端面距不大于034M。附图31工作面支护平面示意图附图32支架最大、最小控顶距剖面图2、柱鞋直径计算200其中RT支柱实际支撑能力190KNQ底板比压40MPA经计算得出为246MM，S8310工作面所选柱鞋规格为300MM60MM，直径为300MM，故所选柱鞋满足要求。三、乳化液泵站1、泵站型号、数量S8310工作面所配采用4台GRB375/400（雷波）型乳化液泵，配以2台雷波乳化液箱，公称压力为375MPA，公称流量为400L/MIN；乳化液泵站到工作面采用DN38G主进液管进液，DN51D主回液管回液。另外配备一台GRB315/315型乳化液泵一台RX400/25B乳化液箱。2、泵站位置泵站位于第一趟移动设备列车，乳化液泵箱应高于泵体100MM以上。3、泵站使用规定（1）启动泵站前，应首先检查各部件有无损伤，各连接螺丝是否紧固、润滑油要正常、液位适当，各种保护设施齐全可靠，运行方向为正向。（2）乳化液浓缩物供应方式配液箱自动配制，然后经管路运输至井下各使用地点，启动泵站前应使用乳化液浓缩物浓度折射仪检查乳化液浓度控制在35（实际浓度折光仪读数25，相当于折光仪读数控制在122），如不合格立即汇报矿总调和有关领导，处理后方可开启泵站。RT（3）开泵时，要时刻注意泵的声音，若发现异常立即停泵处理。（4）泵站及液压系统完好，不漏液。（5）泵的卸载整定值为375MPA，供液压力不低于375MPA，严禁随意调整安全阀的整定值。（6）其它未提及之处，严格执行回采操作规程第九章“回采机电设备操作”中的有关要求执行。附图31S8310工作面支护平面图进风巷回风巷AABBAB采煤机工作溜普通支架过渡架转载机破碎机单体柱柱帽超前支架端头架四、支护参数表32ZY12000/30/68D型液压支架主要技术参数序号参数名称单位参数1型号ZY12000/30/68D2最大高度M683最小高度M304适应采高M43665立柱缸径MM420/3306泵站压力MPA3757安全阀开启压力MPA43318支架初撑力KN105489支架工作阻力KN1200010最大控顶距M546911最小控顶距M466912支架中心距M17513底板比压MPA442表33过渡架ZYG12000/26/56D主要技术参数型式二柱掩护式支架型号ZYG12000/26/56D高度2656M工作高度3554M宽度166186M中心距175M工作阻力1169512143KN（P4331MPA）初撑力1012810517KN（P375MPA）支护强度（F02）107111MPA底板比压（F02）298473MPA前端泵站压力375MPA流量400L/MIN重量约48T（图纸设计标称总量）表34端头架ZYD12000/225/45D主要技术参数型式二柱掩护式支架型号ZYD12000/225/45D高度22545M工作高度3043M宽度166186M中心距175M工作阻力1016910522KN（P4331MPA）初撑力1174212149KN（P375MPA）支护强度（F02）095098MPA底板比压（F02）331453MPA泵站压力375MPA流量400L/MIN重量约47T（图纸设计标称总量）表35超前支护支架ZCZ10000/26/45主要技术参数型式四柱两列式中置式超前支护支架型号ZCZ10000/26/45高度26004500工作高度30004300宽度3700顶梁宽2800工作阻力10000KN（P406MPA）初撑力9236KN（P375MPA）支护强度028MPA底板比压144MPA前端泵站压力375MPA流量400L/MIN重量约485T（图纸设计标称总量）五、支架强度校核1选型原则和要求1）支架的初撑力和工作阻力要适应直接顶和老顶岩层移动产生的压力；2）支架的结构和支护特性，要能适应和保护暴露顶板的完整性；3）支架底座要适应底板岩石的抗压强度；4）支架支撑高度要与采高或煤层厚度相适应；5）支架的安全性能要好。2支架支护强度1）采用经验公式计算核定支架的支护强度，即P46MRT/M2式中M采高为651MR上覆岩层密度，取25T/M3即P4665125651977（T/M2）PMAX977（T/M2）那么需要支架支护阻力P0为P098PMAXSKN式中PMAX977T/M2，SL1L0L1（支架最大控顶距）5469ML0（支架宽度）175M即P098977546917591636（KN）配备液压支架的额定工作阻力12000KN,大于工作面所需支护强度91636KN。因此该支架能满足该煤层顶板压力的要求。2）使用顶底板控制计算核定支架的支护强度，按工作面最大采高的8倍进行计算上覆岩层所需的支护强度，即P6HRGS式中H采高为651MR上覆岩层密度，取25T/M3SLL1式中L工作面倾向长度220ML1（支架最大控顶距）5469M即P665125982205469KN115140716KNS8310工作面共安设130台支架工作阻力F13012000KN1560000KN工作面配备液压支架130台总额定工作阻力1560000大于工作面所需总的支护强度115140716KN。因此该支架能满足该煤层顶板压力的要求。附图32S8310液压支架控顶距剖面图六、初末采工艺及注意事项最小控顶距469最大控顶距54691工作面从切割巷推进30M范围内为初采阶段，在此期间生产过程中工作面支架必须拉成一条直线，并保证全部达到初撑力；初采期间每刀煤下挖不得超过02M,以工作面割到实地为止，且在910M范围内采高必须达到规定范围。工作面来压时严格按支架基本操作要求进行，根据实际情况，选择合理的拉架方式，回进风巷道超前支护一定要达到初撑力，防止来压时两顺槽支护达不到要求造成顺槽顶板冒落。不论生产或检修，都必须及时伸出一二三级护帮板，且保证护帮板紧贴工作面煤壁。支架检修工要加强对支架的检修，保证工作面所有支架都保持完好状态，严禁液压系统出现跑、冒、滴、漏现象。来压期间采煤机司机要控制采高，防止漏矸。各班工长，现场安监员要注意观察老顶来压情况，加强工作面及两巷支护和退锚管理，加强矿压观测。2工作面末采顶板管理当工作面推进到距离停采线200M时，开始进行矿压观察，准确计算出周期来压步距，合理调整推进速度，确保末采拉架巷，不在来压范围内。根据以前回采经验确定在工作面推进到距离停采线50M时，开始调整采高至55M,但为了保证顶板的平缓过渡，支架接顶严密，确定每次降低的高度不得超过150MM。必须保证每台支架都达到初撑力，保证顶底板的平整。末采期间必须跟机拉架，顶板不好时支架工要注意提前拉架，减少空顶面积。3成立初末采领导组组长生产矿长副组长副总工程师组员采煤工区主任及分管主任、通风工区区长及分管主任、生产科科长及分管科长、安监处长及分管处长职责领导组负责回采工作面初采管理具体事宜，协调解决存在的问题。生产科负责回采工作面初采期间的顶板支护管理工作；采煤工区负责初采期间的生产和安全工作，采煤工区技术组负责贯彻执行有关顶板管理规定，并结合工作面实际，指导回采队对工作面初采措施的编制和修改工作。通风区负责初采期间的通风瓦斯监测及一通三防管理工作。安监处负责监督管理措施的贯彻执行，并组织该业务部门对顶板事故进行分析和责任认定。第三节进风巷、回风巷及端头顶板管理一、工作面进风、回风巷的顶板管理进、回风巷原有支护采用锚杆、钢带、锚索、金属网联合支护方式。（一）、进风超前支护1）进风巷超前支护，在原有锚网锚索支护的基础上，在靠煤柱帮20M范围内支设两排点柱。2）第一排点柱距距帮距帮05M支设，单体柱距为08米。3）超前支护所用单体柱必须完好，使用配套的柱鞋和柱帽，单体柱必须栓防倒绳。4）超前支护工作严禁超前或滞后回柱。5）单体柱三用阀中心线必须平行于巷道中心线，且卸液孔朝向采空区。6）提前观察好顶板、底板，把巷道顶板异常（节理裂隙发育、离层等）或巷道超高用单体柱无法支护的地方，提前用板木或木梁构顶，其构顶安全技术措施详见第七章构顶安全技术措施。7）超前支护的距离不小于20M，支柱柱距、排距允许偏差50MM，初撑力符合要求，并进行现场检测。8）超前支护范围内严禁堆放闲置设备及杂物。9）超前支护升单体柱时，必须使用压力观测仪进行监测，且单体柱的初撑力不得低于11MPA。10）在架设超前支护过程中，作业人员在超过25米以上高度作业时，必须站在有足够支撑强度的作业平台上进行操作。搭设作业平台标准，平台木板厚度大于01M，宽度大于1M的木板，且平台保证稳定。不正常情况下，（1）刮板输送机窜向机尾，机头缩回工作面，靠煤柱帮一侧根据现场实际情况增加支设的单体柱。窜动严重时，人行道一侧每增加05M宽，则多支设一排点柱，靠转载机一排的点柱在距转载机03米处支设。（2）刮板输送机窜向机头，转载机离煤柱帮距离小于08米时，煤柱帮需要开帮，保证安全出口。如刮板输送机窜溜严重必须制定专项措施。（二）、回风超前支护回风巷超前支护，在原有锚网锚索支护的基础上，回风超前支护采用ZCZ10000/26/45型超前支架支护。1）该支架由两组独立并排的支撑体配合而成，采用成组独立方式移架。2）每组支架的前进主要靠两根平行布置的推移千斤来完成，这两根千斤采用2片换向阀来分别独立控制，操作人员可以利用两根千斤推移不同步的特点灵活调整每组支架与两帮的距离。3）端头支架和超前支架的移动步距必须协调一致，要最大限度地减小两个顶梁之间的间隔距离。4）超前支架在巷道居中布置，支架的推拉油缸行程为19M。5）超前支架间的推拉油缸应始终保持收缩状态。拉架时首先将第一组支架推前后使其达到初撑力要求，再将第二组支架降到合适高度（20MM）向前拉架，严禁两组支架同时降下。6）升、降支架时应保持前、后立柱的同步性，避免支架的顶梁与顶板不平行接触而损坏支架。7）机尾的端头支架与超前支架不能同时降下。8）当回风巷道压力大时加支点柱加强支护。超前支架示意图二、工作面端头顶板管理（一）、支护形式在原有的锚索网支护形式下工作面上端头采用三组ZYD12000/225/45D端头架及两组ZYG12000/26/56D过渡架支护，落山随支架前移而自行垮落。下端头采用四组ZYD12000/225/45D端头架、两组ZYG12000/26/56D型过渡支架和一套ZCZ10000/26/45超前支护支架实现向工作面普通架过渡支护。（二）、质量要求1、根据上端头安全出口宽度，合理调节1支架侧护板伸缩距离。当机头（机尾）顶板破碎，难以管理时，在机头（机尾）三角煤处要实施专项管理1煤壁侧向煤帮、顶板注胶，对煤帮、顶板进行加固。2补打帮、顶锚杆进行维护。注胶及补打锚杆时，应设专人观察顶板的变化情况，发现顶板有掉渣、掉块或出现裂纹时，应立即停止施工，待处理好并确认安全后方可再施工，同时机头与机尾的支架必须及时的将支架的一二三级护帮板伸出。2、要保证机头对面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08M宽、38M高的人行通道，否则需开帮挑顶，达到标准。3、柱帽规格1/2018M05M，顺进风巷道布置。4、端头支设的所有单体柱必须拴防倒绳且要与巷道顶帮拴绑牢固。进风超前支设的点柱必须保证其接顶严密，接顶不严处用板木或木楔构垫严实。5、沿端头1支架和130支架的切顶线处支设一排密柱，支设的密柱每米不少于4根，生产班每推移一次机头或机尾，移一排密柱。（三）、与其它工序的连接1、进风端头支架距离临近架超前支护点柱支护不得超过09M。2、在推移过机头和过渡架后再移端头架，实现机头顶板的及时支护，同时端头架与转载溜进行“一拉一移”。在推移过机尾时，拉出机尾的过渡架和端头架，然后再牵移超前支架，在拉移超前支架时周围10M范围内不得有人，且机尾工作面内不得有人动架，刮板输送机机尾与超前架“拉一回、移一回”。（四）、工作面安全出口管理回、进风两安全出口，每班设专人对其清理维护，确保安全出口畅通。如出现因巷道变形严重或刮板输送机蹿动导致安全出口不畅通时，生产队组要及时采取开帮，起底等措施确保安全出口高度不低于38M，宽度不小于08M。人员通过上下两端头时,提前检查行走路线顶、底、帮安全状况,严格执行敲帮问顶制度,确认安全后，方可通过。在工作面两端头，当采煤机割三角煤、移端头架或推机头时，人员严禁通行和作业。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2、单体液压支柱用量表型号数量使用地点单位合计序号规格使用地点万吨消耗单位折算立方合计102M56M进风超前12根00221/2018M3M工作面6根0233柱帽1/2018M05M端头08块01402M3M工作面10根01045DW45300/110X（45米单体柱）100进风超前根DW45300/110X（45米单体柱）50备用根150第四节矿压观测一、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，由此可分析和预测顶板初次来压和周期来压强度，掌握综采工作面的矿压显现规律。根据相邻工作面的矿压观测结果预测本工作面的周期来压步距为10M。为了掌握本工作面的矿压显现规律，在本工作面共布置了三个区域八条观测线，每三天观测一次并分析一次，要求预测预报下一次周期来压的时间和步距，以便施工队组根据观测数据分析及时采取相应措施。2、观测内容支架受力主要是立柱受力测定，但同时也要对工作面支架支护情况、顶板状况、煤壁情况均应详细检查并留有记录。3、工作面支护质量监测1工作面利用液压支架本身的压力传感器，传感器对液压支架的初撑力、工作阻力进行在线监测，确保工作面支护质量，准确及时地预报工作面顶板来压，保证安全生产。（2）统计观测在工作面及两端头处进行顶板稳定性统计，每天统计一次，统计内容有支架接顶、片帮深度、端面顶板冒落情况、顶板跨落情况等。（3）巷道测区观测观测的目的。掌握工作面顺槽在回采期间的顶板离层情况及压力变化。观测内容。顶板离层情况、两帮移近量、底鼓量等。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150M一个观测站。如遗留的顶板离层仪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。二、矿压观测方法（一）液压支架支护质量动态监测1、工作面利用液压支架本身的压力传感器将压力数据传送至主机，再将监测数据上传至地面服务器，由专业软件进行分析，由队组技术员将分析结果2、队组技术员负责在线数据分析，如果发现异常应及时报告有关领导和部门，并采取相应的措施。3、顶板动态监测由矿压组负责设备的安装及维护。4、对顶板动态监测每月进行一次书面分析总结，由技术员负责填写。5、由矿压组定期提供顶板来压预报资料，预测工作面下次来压步距。（二）两巷顺槽顶板来压监测（观测锚索、锚杆测力仪及顶板离层仪）每隔34天观测锚索、锚杆测力仪及顶板离层仪数据变化并记录，每10天报送矿压组，矿压组对技术员报回的矿压数据进行分析，准确分析顶板来压情况。（三）两巷顶底板变形及移近量观测1、进风从工作面采线开始往外5M、10M、15M、30M、50M、80M、125M处各布置一观测站（共7站），观测站根据工作面的推进度倒替前移，每34天对巷高、巷宽观测一次，并做好记录及时报回矿压组。2、回风从工作面采线开始往外5M、10M、15M、30M、50M、80M、125M处各布置一观测站（共7站），观测站根据工作面的推进度倒替前移，每3天对巷高、巷宽观测一次并做好记录及时报回矿压组。三、顶板活动规律的分析根据液压支架支护质量动态监测、顶底板变形及移近量观测数据，矿压组要及时对顶板来压情况分析，包括来压步距等，确保安全生产。第四章生产系统第一节运输