新技术5101综采工作面作业规程130m(g)1

第1章概况第一节工作面位置及井上下关系5101工作面位于5煤层1采区。工业储量为564213T，可采储量5376286T。工作面标高680760MM。具体位置及井上下关系如表一所示。工作面位置及井上下关系表表一水平名称775采区名称一采区地面标高8751050M井下标高680760M地面的相对位置本采区地表位于张家垣旧村西南部，地面多为耕地和已搬迁的旧房屋。地形多为低山丘陵，地表均被黄土覆盖，冲沟发育。地面的影响回采会对地面造成裂隙、滑坡、塌陷等现象，对耕种田地会有局部影响，对地表建筑物无影响。井下位置及与相邻关系此工作面位于井田5煤层一采区。工作面南为5煤层实体煤层；东部为一采区回风大巷、运输大巷；北为我矿与矾水沟煤矿井田边界,西为兴无煤矿，上部为4203采空区和4号煤原巷采的老空区。走向长度130M倾向长度1700M面积221000M2附图115101工作面井上下对照图第二节煤层本工作面设计开采煤层为5煤，通过地质资料分析，具体情况所开采二叠系山西组5煤层，煤厚150201M，平均为185M；煤层走向为北西东南，倾向为南西，倾角36O，平均4O，属稳定可采煤层。具体情况见表二。煤层、煤质情况表二厚度煤层结构煤层产状硬度容重稳定度走向北西南东倾向南西煤层情况185M简单倾角46/5F23138稳定AVSY工业牌号煤质350124300701820JM第三节煤层顶底板煤层顶底板情况表表三顶、底板名称岩石名称厚度M特征基本顶粉砂岩195浅灰色、坚硬直接顶细粒砂岩275黑色、均状伪底泥岩020黑色、块状构造直接底砂质泥岩13黑色、坚硬附图125101工作面地层综合柱状图第四节地质构造一、断层情况及其对回采的影响5101综采工作面总体为一单斜构造，煤层倾向EW，煤层倾角46平均5，为近水平煤层。根据5101掘进资料结合地质报告与井上下对照图分析，该工作本不存在陷落柱、断层或其它地质构造。2、褶曲情况及其对回采的影响该工作面17001600范围内存在褶曲产状存在，褶曲位于工作面中部成三角形状，在回采期间影响了回采煤量及回采进度形。三、其他因素对回采的影响（陷落柱、火成岩等）该工作面范围内，没有陷落柱、火成岩等存在。附图13切眼平面图第五节水文地质一、5101工作面水文地质概况5101工作面水文地质条件简单，其上部为原4采空区，5号煤层底板以下10M为L5灰岩含水层，在回采过程中，工作面上方为采空区，在掘进过程对采空区多方位的探放水，为了确保回采期间安全生产，因此在回采过程必须严格坚持探放水。二、涌水量预计根据5101掘进水文观测，预计工作面最大涌水量为5M3/H，最小涌水量为3M3/H。三、防治水措施1、建立畅通的排水系统，在两顺槽分别安装一路50MM排水管路，在各顺槽低凹处打小水窝分别安装两台风动排水泵。2、做好清淤工作，每班设专人及时清理巷道中淤泥，确保两巷畅通。3、一旦发生水淹巷道事故，要按既定避水灾路线撤人，同时向调度室和有关领导汇报。4、加强矿压观测和水文地质观测，做好预测预报工作。第六节影响回采的其它因素一、影响回采的其它地质情况本矿井为高瓦斯矿井，煤尘具有爆炸性，爆炸下限浓度为20G/M3，工作面煤层的吸氧量为07852CM3/G,属III级不易自燃煤层，在回采过程中需加强“一通三防”工作，确保安全生产。具体情况见表四。影响回采的其它地质情况表四瓦斯绝对瓦斯涌出量446M3/MIN，煤尘爆炸危险性煤尘具有爆炸性煤的自燃倾向性煤的吸氧量为07852CM3/G,属III级不易自燃煤层地温危害正常冲击地压危害无2、冲击地压和应力集中区受4采空区影响，在回采过程中可能出现顶板压力大，造成工作面及两顺槽可能会出现底鼓和片帮现象。3、地质部门意见在回采过程中定期观察工作面及两顺槽的顶板离层情况，并做好相关记录，对压力大的地方进行复合支护。第七节储量及服务年限一、储量本工作面按走向1700M，倾向130M，采高185M，容重138，留设保安煤柱30M，回采率97计算可得工作面工业储量1700130185138564213T工作面可采储量1670130185138975376286T二、服务年限工作面服务年限可采走向长度/计划月推进长度1670180927（月）第2章采煤方法采用倾斜长壁式采煤法，工作面采用后退式开采，全部垮落法管理顶板。第一节巷道布置一、采区设计、采区巷道布置情况5101综采工作面位于5煤层一采区，工作面沿走向布置，沿倾向推进。本工作面东北部布置为轨道顺槽巷，西南部布置为皮带顺槽巷，与采区进、回大巷形成合理的生产系统。两顺槽均以2495930的真方位掘进到矿井田保安煤柱处，切眼以154306的真方位联通轨、皮两顺槽，形成通风、运输等系统。二、工作面轨道顺槽轨道顺槽巷主要担任本工作面回风、行人、管线敷设、运料等任务。巷道净断面为（两种规格）前半段宽高8M25M，断面为95，长900M；后半段32M25M，断面为8，长800M,均采用锚索网联合支护。三、工作面运输顺槽皮带顺槽巷主要担任本工作面进风、行人、管线敷设、运煤等任务。巷道净断面为宽高4225M，断面为105，全长1700M，均采用锚索网联合支护。四、综采工作面工作面切眼安装采煤设备及联通两巷，形成通风、生产系统等。巷道断面为宽高622M，断面为132M2，全长130M。附图215101工作面巷道布置示意图附图225101切眼巷支护断面图5、回收材料回采过程中距工作面10M范围内两顺槽进行三断（断铁丝网、断钢带、断管路），回收支护材料可回收锚杆、托盘、螺丝帽、钢筋梯子梁等支护材料，巷道管理牌版根据巷道掘进进度回收重新利用。6、工作面煤层注水及探放水在工作面回采过程中必须对煤层注水及4采空积水钻探，编制相应的实施方案及安全技术措施。停采线位置停采线规定为距专用回风巷30M处。第二节采煤工艺一、采煤工艺5101工作面采用倾斜长壁式综合机械化采煤，全部垮落法管理顶板。采用MG170/410WD型采煤机双向穿梭采煤，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，滚筒自旋使其截齿将煤破碎。采煤机端头斜切进刀，割三角煤法进行采煤，割煤与移架、推刮板输送机顺序进行，割煤与推移刮板输送机的间隔距为1520M，利用机组滚筒和输送机铲煤板将煤自行装入运输机，采用SZB630/400型双刮板输送机运输。进刀方式如下当采煤机割至工作面端头时，其后的输送机槽已移近煤壁，采煤机机身处尚留有一段下部煤；调换滚筒位置，前滚筒下降、后滚筒升起并沿输送机弯曲段返向割入煤壁，直至输送机能移成直线段，再将输送机移直；再调换两个滚筒上下位置，重新返回割煤至输送机机头处；将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换上下滚筒，返程正常割煤。1、割煤采用由MG170/410WD型采煤机双向穿梭割煤,前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤。采煤机端头斜切进刀，割三角煤，按割煤、移架、推移刮板机的顺序进行，推移运输与采煤机距离间隔为15M20M。2、碎煤利用滚筒自旋使其截齿将煤破碎。3、装煤采用采煤机滚筒截割配合SGZ630/400型刮板运输机铲煤板装煤。4、运煤工作面采用前SGZ630/400型刮板运输机运煤，皮带顺槽巷采用一部SZZ764/110型转载刮板输送机经过PLM1000型破碎机对煤进行破碎后，通过两部DSJ100/63/2132皮带运到采区DSJ100/50/290皮带输送机把煤运入煤仓。5、拉架在采煤机割煤滞后35架进行移架，先将前梁下降到解除顶板的支撑力，再进行移架。移架后将操作阀组的立柱操作手柄推到升架的位置顶梁接顶后，再将立柱操作阀放回中间位置，保证支架达到预定的初撑力。并且要求支架的顶梁与底座保持平行，其他移设的支架前后对齐，成一直线。若不垂直可将侧护板式调架千斤顶，将支架调到确定位置。6、移溜当采煤机后滚筒割过15M20M时，即可将推移千斤顶的操作阀组手柄推到推移位置，进行移溜工序。二、工作面正规循环生产能力WLSHC（13006185138097T1932T式中L表示采煤工作面煤壁长度（M）；S表示采煤机的截深（M）；H表示采煤工作面煤层厚度（M）；R表示采煤工作面煤层的容重（T/M3）；C表示采煤工作面的回采率（97）。第三节工艺顺序交接班采煤机由运输机头（尾）部进刀采煤机向机尾（头）部割煤伸缩前探梁移溜移架1、交接班实行井下现场交接班，根据各工种岗位按时对应交接，以质量标准化为原则，对工作面顶板情况、支护情况、设备运行情况、任务完成情况，进行全面详细检查验收，做到责任明确，认真交接，做好开机前的准备工作。2、进刀与割煤采煤机由机头（机尾）斜切进刀，前滚筒升起割顶煤，后滚筒降下割底煤，采煤机从机头（机尾）斜切进刀割煤25M使采煤机两滚筒均达到06M截深后，停止牵引移机头（机尾）刮板输送机及支架成一条直线，调整滚筒后退割通三角煤，然后平行煤壁截割。割平顶、底板，不留伞檐。采煤机割到支架附近2M时，及时回收采煤机前进方向侧13架支架前探梁，严防采煤机割支架前探梁和千斤顶；割煤后及时伸出前探梁护顶。附图25工作面斜切进刀示意图3、临时支护滚筒割顶煤后，所在部位支架及时伸前探梁进行临时支护。如接顶不实可用木背板接顶。4、移溜按从机头（尾）向机尾（头）的顺序分段拉移前、后溜。工作面前部刮板输送机的推移溜是以支架为支撑。由支架推移千斤顶推移前溜，推移输送机必须滞后采煤机后滚筒1015M，移溜时溜槽在水平方向的弯曲度不得大于3，且每段的推移千斤必须保证三个同时工作，以免损坏千斤。弯曲段长度不得小于15M，移到位的输送机必须达到平、直、稳的状态，同时将操作手把打至零位。5、拉架拉架滞后移溜35M，移架时先收前探梁，再降架，降架时幅度不宜过大，能够满足移架即可；当顶板破碎时，应采用带压移架方式，移架必须做到降一架，移一架，移过后及时升起支架，支架升起后必须接顶严实，达到设计初撑力，同时将支架调整移成一条直线。支架支柱中心距偏差不得超过100MM，以保证支架的切顶性能。6、移端头工作面端头割煤后，先移溜后拉基本支架和端头过渡支架，移动步距均为06米。端头支架与基本支架拉齐，机头、机尾与工作面运输机成一直线。7、拉移皮带输送机机尾拉移前，首先把皮带开空通知皮带机司机停机，将开关打至零位，并坚守岗位，没有得到专人和信号通知，严禁开机。然后人工回收皮带架的中连杆、H架等，再清理干净拉移段的浮煤、杂物，检查回柱绞车戗柱的支设。拉移时，无关人员远离作业地段，作业人员站在安全区域内，方可远距离启动开关拉移。整个过程要设专人指挥、专人观察，随时注意拉移情况，拉到位后，使用张紧绞车调整皮带松紧，调整正常后通知皮带机司机试运转，皮带跑偏时，及时调整皮带上、下托辊和机尾滚筒，保证皮带输送机能够正常运转。8、移转载机、破碎机由检修班负责采用回柱绞车拉移转载机、破碎机。拉移前，首先先清理干净拉段的浮煤、杂物，将回柱绞车用戗柱支设牢固可靠，停机闭锁，将锚链连接好；然后无关人员远离作业地段，作业人员站在安全区域内；方可远距离启动绞车拉移。拉移时要设专人指挥，专人观察，随时注意拉移情况，以防拉脱或拉不到位。拉移锚链必须用厂家配备的锚链。A、拉移前的准备1）、拉移前，先清除系列车前后及周围的杂物，把所有电缆理顺，检查轨道是否有问题，有问题时要及时处理，防止掉道。2）、检查各设备之间、设备与车之间的联接及车与车之间的软、硬联接是否安全可靠，有问题及时处理。3）、拉移前，将移变停电，开关手把置于零位，无关人员要撤离到安全地点，严禁带电拉移。4）、绞车信号采用电铃或哨子，严禁晃灯或喊话。信号规定为一声停，二声拉，三声放。5）、拉移前检查钢丝绳是否有断丝、打结等异常情况，检查绳皮、绳卡是否齐全、紧固。B、拉移1）、信号联系准确无误后，方可启动绞车，慢慢张紧钢丝绳，停止绞车，取掉挡在系列车中（后）的铁马、戗木、挡车器等，并在拉移后系列车预停位置前，安好铁马、挡车器等。2）、在拉移过程中，要有专人站在系列车后的安全区域观察，随时用信号与绞车司机联系，拉移过程中，要在拉移范围的上、下方设好警戒，任何人严禁在系列车两侧、下方及钢丝绳摆动范围内通过或停留，严格执行“行车不行人，行人不行车”制度。3）、拉移过程中，绞车司机要持证上岗，精力集中，随时注意系列车的拉移情况及绞车的运行情况，发现异常立即停车。拉移要平稳，严禁猛拉、猛拽。4）、当系列车拉到位后，应及时发出停止信号，并刹紧绞车，严禁拉脱电缆。5）、当系列车停止后，重新把铁马等挡车器搬至指定位置，将系列车挡刹牢靠，严防跑车。6）、最后松开绞车钢丝绳，并摘勾，将绞车开关手把打至零位。9、清理浮煤对工作面人行道和机头机尾的浮煤全部清理一次，保证机头、机尾出口及人行道畅通，液压支架保证支在实底上。三、提高回采率的措施1、严格按采高要求采煤，采高误差不得超过100MM。2、当遇地质变化致使煤层变薄时，在该段要沿底板采煤，煤层厚度不足185M时，可适当降低采高，进行揭底。3、工作面必须采到设计停采线位置，及时停采，严禁在工作面私自留设顶、底煤。4、遇特殊地质构造需改变工艺时，要执行有关临时补充措施。四、提高煤质的措施1、采煤机司机根据煤层赋存情况掌握好采高，沿煤层底板割煤，严禁割顶、割底。割出的顶、底板要平整，并及时移架防止发生漏顶、冒顶影响煤质。2、当发生冒顶或漏顶事故时，要及时停止工作面运输机和采煤机，采取措施管理顶板。有大块矸石时，各转载环节要及时停机打碎拣出，不得混入煤流中运出。3、大块石头必须及时捡出扔到落山，严禁大石头上皮带。4、采煤机和各转载点的喷雾要做到开水开机，停机停水，煤量水分过大时适当降低喷雾量，以防煤中水分超标。5、防尘用水应保持喷雾方式，停止生产后，防尘用水要立即关闭。支架液压管路及工作面供水管路出现漏液、漏水现象要及时处理。两巷及工作面积水由专用排水管路排出，不得排入煤流中。6、若遇特殊地质构造致使不可避免破底板回采时，在满足生产需要的前提下，严格控制破岩量，以保证煤质。第四节设备配备与布置一、设备列车的布置设备列车布置在皮带顺槽中，由移变、各类开关、乳化液泵站和喷雾泵站组成。乳化液泵站由两泵一箱组成，其中2泵为备用泵，喷雾泵供采煤机、支架动压喷雾及冷却用水。按工作面推进方向，由外向里设备顺序为电缆车、1移变、2移变、组合开关（2台）、控制箱、1乳化泵、2乳化泵、乳化液箱、1喷雾泵、2喷雾泵、喷雾泵水箱等。随着工作面的推进，设备列车由JH114回柱绞车牵引向外逐渐移动。机电设备配备表五序号名称型号及规格数量布置地点1液压支架ZZ4600/13/2887工作面2过渡支架ZZG5000/14/284工作面3刮板输送机SZB630/4001工作面4采煤机MG170/410WD1工作面5转载机SZZ764/1101皮带巷6破碎机PLM10001皮带巷7皮带输送机DSJ100/63/21322顺槽运输皮带巷8皮带输送机DTL100/63/2901采区运输皮带巷9乳化液泵站BRW200/3152轨道巷10喷雾泵BPW250/632轨道巷11移变KBSGZY6302轨道巷12组合开关KJZ5150062轨道巷13回柱绞车JH202工作面两端14工作面照明127V15工作面15两巷电话KTH1083两巷及工作面16单体支柱DZ3275超前支护段17梁3M25超前支护段18工作面通讯KTK101115工作面两端19集控KTC101Z1工作面两端二、液压支架技术参数（见表六）液压支架技术参数表六序号项目型号参数数量ZZ4600/13/28中间支架871架型ZZG5000/14/28过渡支架42支架高度28001400MM3支架宽度13404中心距15M5初撑力3960KN6工作阻力4600KN7支护强度079MPA084MPA8底板比压176MPA190MPA9推溜力/拉架力212/485KN10操纵方式本架手动操作11泵站调定压力315MPA12立柱FO66304组13护帮千斤顶1组14伸缩千斤顶2T/SO80B2组15插板千斤顶2T/BO80C2组16推移千斤顶FO66341组第三章顶板控制第一节支护设计一、液压支架选型设计根据矿井60万吨/年设计，煤层厚度和顶板分类以及集团公司现有技术及装备，选用ZZ4600/13/28（普通架）、ZZG5000/14/28（端头架）型支撑掩护式支架支护顶板。随着工作面推进，每循环一次，落山顶板垮落一次。二、工作面支护形式及支护密度的确定本矿井开采的5号煤层，直接顶板的岩性为泥岩，底板为砂质泥岩，直接顶为不稳定顶板，按照缓倾斜煤层采煤工作面顶板分类（MT5541996）对支护的有关规定，结合相邻矿及本矿使用经验，确定采用支撑掩护式支架，支护强度045MPA左右。支架支护强度的计算1根据回归经验公式QH9768KM0212式中QH支护强度，PA；K备用系数,13；M煤层最大高度，取201M5号煤层厚度；2顶板岩石容重，取26KN/M3。QH9768KM021297681320102126382KPA038MPA根据实测数据回归计算支架的支护强度为038MPA。2按估算法确定支架支护强度支架支护强度按下列计算GKDG冒式中G支架支护强度，KN/M2；KD动载系数，取15；G冒冒落带自重应力，G冒R1H；048125MH式中M工作面最大采高，201M；岩石初期碎胀系数，125；R1上覆岩层容重，26000N/M3；G冒80426000209040N/M2。G15209040313560N/M2031MPA根据估算法计算支架支护强度为038MPA。通过上述两种方法计算，取其最大者为038MPA，即要求所选液压支架支护强度应不低于038MPA的顶板荷载。支架的工作阻力P1P1ACLQH式中QH038MP；L支架顶梁长为50M；C梁端距为02M；A支架中心距为15M；支撑效率为7585，取80。P1KN37058012533支架的初撑力P2P208P12964KN移架力应大于240KN，推溜力应大于110KN。4移架速度VZKZCVC3612545M式中VZ支架移架速度，M/MIN；KZC支护及采煤速度比，KZC12125，取125；VC采煤机连续割一刀煤的平均割煤速度，M/MIN，为66036M/MIN。根据支架高度和支护强度计算结果，选用ZZ4600/13/28型液压支架满足生产要求2、超前支护计算。依据下列公式对超前30M的顶板压力进行估算Q4/3RA/F式中Y岩石重力密度，取25KN/M；A巷道跨度的1/2F岩石坚固性系数，取7Q4/325447KN/M21KN/M25M的超前压力为Q采Q30Q采（2130）KN630KN选用工作阻力为300KN的单体支柱应支单体柱数（理论数）为NQ采/F支630KN/300KN21根按规程规定应支数量为75根，选用DZ32型，工作阻力为300KN的单体支柱，远远超过理论数量附图31综采工作面支护示意图三、顶板管理1、管理方法及支护方式工作面采用全部垮落法管理顶板，采用ZZ4600/13/28型ZZG5000/14/28（端头架）型支撑掩护式液压支架支护顶板。支架支撑高度为2M，如在生产过程中遇特殊变化可重新调节支架高度（支架调节高度最高为28米，最低为13米）。随着工作面推进，每循环一次，落山顶板垮落一次。四、乳化液泵站（1）求乳化液泵的压力PB（MPA）32104DPZ式中PB乳化液泵站的压力，MPA；PZ立柱的初撑力，KN取1/4初撑力，918KN；D1立柱缸体内径，本支架为02M；PB293（MPA）3210984（2）求乳化液泵站流量Q（2FHULJI2FYILYIK2FHUOLSH）（L/MIN）310SV式中Q乳化液泵站流量，L/MIN；FHU立柱活塞的环形面积，FHU；4221MDD1立柱缸外径，M，为022M；D2立柱活柱内径，M，为02M；LJI降架距离，M，为025M；FYI移架千斤顶移架时的作用面积，对框架式千斤顶FYI千斤顶缸内234D径，M，为014M；LYI移架距离，M，为070M；FHUO立柱活塞腔面积FHUO，D1022M；214DLSH升架距离，M，为025M；V采煤机工作牵引速度及移架速度，M/MIN，为60M/MIN；S支架中心距，M，为15M；Q174L/MIN425071402502223106电机功率KWHPN8617439式中N泵站电机功率，KW；PH泵站压力，为293MPA；HH泵站泵的效率为80；Q泵的流量，为174L/MIN。根据以上计算，选BRW200/315型乳化液泵二个，配RX200/16A型乳化液箱一个组成泵站。其额定压力315MPA，额定流量200L/MIN，能满足和采煤机牵引速度相配套的液压支架移架速度。2泵站设置位置为运输顺槽内。泵站使用规定开泵前，检查乳化液泵箱内的液量大于箱体1/2。开泵时，时刻注意泵的声音，正常时，声音清晰，压力不小于30MPA；若发现异常，立即停泵处理。泵站及液压系统完好，不漏液。必须设专人开泵，不得随意更换。乳化液配制方法为每9597KG水加乳化油35KG，并每次配制后浓度计检测，要做到管路不漏液，泵站压力正常。在泵站附近挂乳化泵站管理牌，明确配比方法、用液比例（浓度为35）、责任人等，有维修保养制度，现场须有乳化液浓度检测手段和定期清洗记录；支架立柱、阀组、胶管无漏、串液，部件不缺损；支柱、注液枪完好，控制阀有效，液压管路无挤压，现场有专人维护，保证设备性能良好。第二节工作面顶板控制一、正常工作时期顶板支护方法工作面安装ZZ4600/13/28型支撑掩护式支架，采用全部垮落方法控制顶板，采空区顶板随支架前移自行垮落充填，工作面的最大控顶距464，最小空顶距404，步距为06M,工作面割煤工艺为在采煤机割煤后，移输送机，再移支架，即割煤伸前探梁移架移溜，采用带压移架方式进行移架，正常移架要滞后采煤机后滚筒35架，超过此距离或发生片帮冒顶时，必须停止割煤,移架与推移刮板输送机的间隔距为1520M。切顶柱与液压支架呈一直线，且切顶柱距250MM350MM，切顶支柱为DW31250/100的单体液压支柱。二、遇地质变化带的特殊支护形式如果顶板破碎，必须采取立即加强支护，即采煤机后滚筒割过后，及时带压移架，如工作面片帮严重时，必须加强超前支护，即移架在割煤前进行，工艺为割煤伸前探梁移架移溜，移架步距为600MM。支护要求如下1、工作面应达到动态的质量标准化要求，确保“三直、一平、两畅通”的质量要求。2、支架要排成一条直线其偏差不得超过50MM（50M拉线）。架间空隙不超过200MM，中心距偏差不超过100MM。3、支架顶梁紧贴顶板，调整好掩护梁与顶梁角度保证顶梁末端与顶板垂直，最大仰俯角小于7，支架垂直顶底板，采面倾角超过15时，歪斜不超过5。4、相邻支架顶梁保持平整，不能有明显错差（不超过顶梁侧护板高的2/3）；支架不挤、不咬。5、支架全部编号管理，牌号清晰。6、加强支架的支护强度，确保支护质量，支架初撑力不得小于3960KN，不低于规定值的80，并且现场有检测手段。7、采煤机割煤后，要及时移架，移架与采煤机后滚筒的间隔距离一般在35架之间进行，防止长时间空顶，发生冒顶事故。8、工作面出现冒顶时，要及时用木料接顶，并将支架严实接顶。9、工作面支架严禁歪斜和咬架、挤架。否则，要及时调整，使其保持良好的支护状态。10、采高必须控制在19M范围内，支架立柱的活柱伸缩量必须控制在支架要求最大伸缩范围内。三、特殊时期的顶板管理1、工作面的初采工艺工作面安装验收完毕并形成完整的生产系统后，需进行初次试采，试采前先将工作面内的浮煤杂物清理干净，而后把SGZ630/220400型刮板沿工作面煤壁移直，开始从机尾处向机头割煤，待一个循环完毕后，按机头（机尾）斜切进刀进行正常循环作业。2、初次来压时的支护措施初采来压时，必须检查并时刻注意顶板周围情况，若来压明显，有片帮现象，顶板掉渣时，必须停止割煤工作，加强对工作面及两顺槽超前支护的管理，两端头要注意加点柱的数量，煤帮打护帮柱，根据开采经验，预计工作面初次来压步距为6M左右，要注意周期来压，在周期来压期间要加快推进速度，以甩掉顶板压力，尽量在此期间减小由各种因素影响推进。在来压期间，应加强来压的顶板的支护管理。特别注意工作面中部、两端头支架的初撑力及支架状态，确保整体支护强度，预防冒顶。3、顶板破碎时的顶板控制与管理当工作面顶板破碎时，加强支护，工作面高度不得忽高忽低，严格按要求将控制采高，采用带压移架超前支护，并要求保持支架不挤、不咬、不倒，保持良好支护状态。4、工作面局部冒顶控制（1）首先查明冒顶区内有无埋截堵压人员，及时采取应急措施救护，并向调度室汇报事故情况，同时要保证通风，防止有害气体积聚，造成事故。（2）清理退路，保证畅通，及时移架，并对所有支架进行二次补液，支架不接顶处加垫半圆木和打木垛，保证支架接顶严实，顶梁同时在冒顶区边缘补打戴帽点柱进行顶板维护，防止冒顶范围扩大。（3）人员站在冒顶边缘安全侧的支架下观察顶板，用长架探头棚，并在棚梁下支设贴帮点柱。（4）工作面冒顶严重时，可垂直煤壁向上15打锚杆，以达到提前控制顶板的目的。（5）点动工作面溜子将冒顶区碴、煤逐步运出，同时由冒顶区边缘向中央逐步支护、清理，要求清一架，支一架，顶上用棚、板刹严或打“井”字型木垛接边。处理时，必须由带班长或有经验的老工人现场指挥并设专人站在安全处观察顶板，冒落下的大石头放入采空区。（6）处理完后，清理现场，将多余物品清理运出。（7）若工作面发生大面积冒顶，则另出专项措施，保证安全施工。6、工作面局部片帮控制（1）工作面煤壁应割齐、割直，采煤机割过35M后及时进行移架，减小顶板对煤帮的压力。（2）煤层发生较厚片帮时，要在割煤后及时加强对煤壁的维护。（3）工作面端面距大于500MM，及时伸出前探梁，侧护板以有效控制空顶。7、采空区冒落高度不小于15倍采高，悬顶面积大于或冒落高度小于25M时要进行强制放顶。特殊情况下不能强制放顶时，必须加强矿压观测，并采取加强支护的措施。8、机道梁端至煤壁顶板冒落高度不大于300MM。9、不准随意留顶底煤开采。必须留顶底煤、托夹矸开采时，必须有批准的专项安全技术措施。10、人员靠近煤壁临时作业时，必须架设可靠的临时支护。11、工作面倾角超过15时，要有支架防倒、采煤机防滑措施；倾角在25以上时，刮板输送机有防止煤（矸）串出刮板输送机伤人的措施。第三节运输巷、回风巷及端头顶板控制一、为满足工作面刮板输送机与转载机搭接及运料、行人和安全通道需要，工作面机头、机尾的电机及减速器上方顶板采用ZZG5000/14/28型端头支架支护。二、支护要求1）、在机头、机尾采用液压支架与型梁及单体液压支柱进行端头支护型梁必须是一梁三柱，打三排。2、机头、机尾遇角采用型梁及单体液压支柱，在顶板正常情况下支护一排液压支柱，支柱间隔不大于01M，（顶板压力大时，遇角部分缩小点柱间距及增加液压支柱排数）3）、端头切顶柱与支架成一线，架距不大于01M，坚持“先支后回”的原则。4）、端头支护（安全出口）必须保证行人宽度08M，高度18M。三、两顺槽超前支护1、两巷超前支护距离不小于25米，超前支护采用型梁及单体液压支柱三排支护，2、超前支护形式轨道巷至工作面25M范围内进行超前维护，靠煤壁05M处，单体液压支柱间距12M，沿顺槽回采方向进行加强支护，采用3M的兀型梁、DZ32型单体液压支柱，一梁三柱，头对头直线进行支护，保证巷道内没有空顶、假顶情况。运输巷至工作面25M范围内进行超前维护，靠左煤壁08M处，靠右煤壁04M,中间一排单体液压柱距左帮18，距右帮26M,沿顺槽回采方向进行加强支护，采用3M的兀型梁、DZ32型单体液压支柱，一梁三柱，头对头直线进行支护，保证巷道内没有空顶、假顶情况。3、工程质量和安全技术要求1）、超前支护支柱必须成排、成行，支柱必须打在实底上，迎山有力。初撑力符合规定，柱体完好，并有可靠的防倒措施，无空载失效柱；底软时必须穿鞋支设。3）、架棚前必须执行“敲帮问顶”制度，处理一切不安全隐患。4）、顶板不平倾斜或冒顶，必须用棚板或木垛接顶，保证兀型梁接顶严实。5）、液压支柱的三用阀注液孔全部面向顺槽切眼方向，手把一律向机头。6）、支柱编号管理，巷道无浮煤浮矸，管线吊挂整齐，专人负责。7）、支柱无漏液、失效，兀型梁无严重变形，否则必须及时更换。8）、兀型梁必须按要求支护，杜绝反打梁。9）、支柱严禁超高超低使用，同一工作面严禁使用不同型号的支柱。10）、初次使用单体液压支柱，必须事先进行排气，注液时先清洗注液咀，如发现缸体弯曲、缸爪、漏液等现象时，不得使用，需及时更换。11）、注液枪用完后，必须挂好，不得随意丢弃在底板上。12）、超前25米范围内巷道高度不低于18米，行人侧宽度不小于08米。13）、两顺槽内支护在端头支护后回撤，严格执行“先支后回”的原则。14）、回撤后按支护形式要求支在超前支护段内。15）、每一支柱必须上防倒小链连接顶网，以防柱倒伤人。16）、两帮及老塘挡矸有效；采空区悬顶不超规定，超规定时必须强制放顶；架棚巷道超前替回距离、锚杆（索）支护巷道退锚保证在不小于2M范围。第四节特殊条件下的顶板管理一、初采期间的顶板管理1、割煤后及时带压擦顶移架，及时伸出前探梁支护顶板。2、移架时少降快拉、步距够，支架升起后有足够的初撑力。3、片帮严重地段，在保证有足够采高的情况下，及时超前移架，严防架前冒顶。4、上、下出口及时支护，尽量减少空顶面积，严防冒落、片帮及破坏原支护。5、超前支护必须达到额定初撑力，对卸载柱必须及时更换或补打。6、顶煤裂隙发育、压力大，易片帮、冒顶时，加快推进度，减小控顶距。7、发生冒顶时，在有经验的老工人监护下，确认稳定后，架设小木垛或撞楔等及时构顶，严防进一步扩大冒顶面积。8、严禁空顶作业，处理冒落区时，人员站在支架完整的安全地点，并有安全出口。9、冒顶区，顶板破碎区尽可能减少支架反复升降次数。二、末采期间的顶板管理工作面末采期间，顶板支护方法如下1、当工作面推进到距停采线15M处（剩25个循环）时，停止工作面两巷煤帮锚杆的回收，采煤机割煤后，从机头（尾）到机尾（头）铺设一道单层金属网，以后每一循环，铺一道金属网；2、当工作面推进距停采线72M处（剩12个循环）时，开始铺设双层金属网，在第一道双层金属网，金属网为上下错层铺设，错距为500MM，金属网沿工作面走向短边搭接长度为100MM，长边搭接长度为200MM两片网间用14铁丝双股环环相连。并中部挂联一道钢丝绳（245MM），以后每一循环联一道钢丝绳，共铺联12道钢丝绳，绳头用吊环配合专用锚杆固定；3、工作面铺网期间采高不得小于185M，保证工作面顶、底板平直，并保持皮带、轨道巷在同一水平，便于支架回收运输。对工作面易冒顶处，要及时采取打超前木垛进行支护，以防工作面回撤支架时顶部垮落，难以回撤。4、工作面伞檐长度大于1M时，其最大突出部分不超过200MM，伞檐长度在1M以下时，突出部分不超过250MM。5、工作面推进距停采线36M6个循环）时，采煤机割煤后，停止移架，紧靠支架顶梁，沿顶板打一排钢带，钢带之间错差为04M。之后每个循环只移溜割煤，不移架，在顶板上共打4排锚索和7排锚杆，第一、三、五、七排钢带上边锚杆和锚索交错打在钢带孔内；第二、四、六排钢带上只打锚杆。推至停采线位置后，在煤帮打三排帮锚杆。如顶板煤帮压力较大或顶板破碎时，根据现场情况加打贴帮柱。6、工作面皮带、轨道巷中，原超前支护段改为一梁三柱。必要时支护钢棚支架，以保证工作面撤架时的安全。第五节矿压观测一、矿压监测内容5101工作面的矿压监测内容有支架阻力监测、两巷超前支护范围内单体液压支柱阻力监测、顶板动态监测。根据监测结果结合两巷内顶板离层监测数据对工作面的顶板活动规律、来压特点、工作面支护受力特点、超前支承压力影响范围和分布特点、顶板及煤层稳定性、工作面支护质量等定期分析，并进一步了解煤、岩体力学参数等基础数据。二、矿压监测方法1、工作面的矿压监测每班工人在操作支架时都必须将支架升实，保证支架的初撑力。每班由队组质量员进行数据监测并记录，及时掌握工作面顶板压力情况。2、超前支护段及老塘口的矿压监测两巷的单体液压支柱的阻力观测采用压力表观测法进行监测，超前支护段，在两巷的左右两边每10M安设一组单体支柱测压表，每班必须由队组质量员进行各表数据的收集并记录。3、两巷道的矿压监测两巷道的矿压监测采用顶板离层仪动态观测法进行监测。在两巷道的中央每50M安设一个顶板离层仪，每周由技术科人员进行一次监测，并对数据进行收集、记录。三、支护质量验收1、由质标办不定期对工作面和两巷支护质量依据综采工作面工程质量验收单要求动态检查2次，并将监测结果认真记录。对检查的问题由当班负责人立即整改。2、监测内容工作面包括支架初撑力、煤壁片帮值、端面距、采高及支架前端顶板冒落状况；两巷包括超前支护单体支柱初撑力。四、矿压数据处理1、综采队队长负责依据每班对工作面支架及两巷的单体液压支柱压力表收集、记录的数据每10天交技术科一次，每月技术科进行一次总结，并将以上资料抄送技术科，技术科根据实际情况，选择支护方式，保证工作面的支护质量。2、有技术科负责按每月对两巷顶板离层仪收集、记录的数据与上月数据进行对比分析，如下沉量大时，必须找出原因，进行处理，保证巷道的支护质量、断面符合要求。3、所分析的各类图表、数据报有关领导，并及时反馈回队组，队组及时采取措施处理。第四章生产系统第一节运输一、运输设备5101轨道顺槽口安设1部SQ80/75无极绳绞车，供运输设备及物料。绞车司机必须经过专门培训合格后持证上岗。二、运煤系统5101工作面刮板输送机5101皮带顺槽转载机破碎机顺槽皮带采区运输巷井底煤库主斜井皮带栈桥转载皮带地面原煤筒仓三、运料系统地面主斜井井底车场采区轨道巷5101轨道顺槽工作面四、行人路线工作面行人要走挡煤板与液压支架立柱之间的通道，机头、机尾处绕行机头、机尾与煤柱之间，若因工作面溜子前（后）窜导致安全出口不畅或无安全出口时，及时组织调整支架（摆机头、尾），行人时要停机过人。过转载机或运输机时要走行人过桥。入井地面行人斜井采区运输巷5101皮带顺槽工作面出井沿入井路线返回。第2节“一通三防”与安全监控一、通风系统（一）、通风方式本工作面采用一进一回“U”型通风方式。（二）、通风系统地面新鲜风流路线主斜井（行人斜井）井底车场（上仓岩巷）采区运输巷（采区轨道巷）5101进风顺槽5101综采工作面（污风）5101轨道巷采区回风巷总会风巷回风立井地面附图415101工作面通风系统示意图（三）、5101综采工作面风量计算1、按气象条件计算QCF6070VCFSCFKCHKCL60701010KCHKCL6070105957111130273M3/MIN式中VCF采煤工作面的风速，按采煤工作面进风的温度从表1中选取，M/S。SCF采煤工作面的平均有效断面积，按最大和最小控顶有效断面的平均值计算，M2。KCH采煤工作面采高调整系数，具体取值见表2；KCL采煤工作面长度调整系数，具体取值见表3；70有效通风断面系数；60为单位换算产生的系数。表1采煤工作面进风流温度与应对风速采煤工作面进风流温度采煤工作面风速M/S20102023101523261518表2KCH采煤工作面采高调整系数采高M20202525及放顶煤面系数KCH101112表3KCL采煤工作面采高调整系数采煤工作面长度M长度风量调整系数KCL150815800809801201012015011150180121801301402、按二氧化碳涌出量计算QCF67QCCKCG6704813216M3/MIN式中QCC采煤工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量，M3/MIN；KCG采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，正常生产时联系观测1个月，日最大绝对二氧化碳涌出量和月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值,取13。67按采煤工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过15的换算系数。3、按照瓦斯涌出量计算QCF100QCGKCG1002415360M3/MIN式中QCG采煤工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量，M3/MIN。KCG采煤工作面瓦斯不均匀的备用风量系数，正常生产时连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量和月平均日绝对瓦斯涌出量的比值，取15。100按采煤工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1的换算系数。4、按工作人员数量验算QCF4NCF427108M3/MIN式中NCF采煤工作面同时工作的最多人数，人；4每人需风量，M3/MIN。5、按风速进行计算A验算最小风量QCF60025SCS60025637795655M3/MINSCBICBHCF7045552706377M2B验算最大风量QCF604SCS6045537132888M3/MINSCSICSHCF7039552705537M2C综合机械化采煤工作面，在采取煤层注水和采煤机喷雾降尘等措施后，验算最大风量QCF6050SCS6050637719131M3/MIN式中SCB采煤工作面最大控顶有效断面积，M2ICB采煤工作面最大控顶距，MHCF采煤工作面实际采高，MSCS采煤工作面最小控顶有效断面积，M2ICS采煤工作面最小控顶距，M025采煤工作面允许最小风速，M/S70有效通风断面系数；50采煤工作面允许的最大风速，M/S。6、按工作温度选择合理风速进行计算Q采60V采S采60171051071M3/MIN式中Q采回采工作面所需风量，M3/MINV采工作面适宜风速，M/SS采采煤工作面最大断面积，M2根据以上计算，结合我矿采煤工作面实际情况，5101回采工作面所需风量为1071M3/MIN。说明1、工作面必须以风定产，若生产过程中检测出瓦斯涌出增大，应相应降低工作面生产产量；2、两顺槽受压力影响，断面缩小，巷道风速超限时，应及时维修巷道，增大断面。3、若实际瓦斯涌出量较小时，风量可适当降低；4、以上几条均由通风部门组织现场测定并提出处理意见。四、通风管理及措施1、采区运输巷与采区回风巷安设一组风门，运送材料及人员进出时要随时关闭，严禁损坏风门和同时打开两道风门，风门损坏要及时修复。2、工作面必须按规定保证风量，风量不足或温度超高时，要停止工作。3、用好、管好一切通风设施，严禁人为破坏，如有损坏要及时向有关部门反应，及时修复。4、要指定专（兼）职人员看管风门，人员通过风门后，必须及时关严风门，不得同时打开两道风门。5、加强对巷道维修及采面上下出口和超前段的支护管理，保证其断面满足最大风量需要。6、控制风流的风门、风墙、风窗等设施必须可靠。7、工作面投产后，通风科要根据实际瓦斯涌出量，重新核定风量，做到以风定产，严禁超通风能力生产。8、严格执行瓦斯及其他有害气体的管理制度，严禁瓦斯及其他有害气体超限作业。二、瓦斯监测监控系统1、分站安装位置采区运输巷末端表一序号报警浓度断电浓度复电浓度具体位置断电范围J108CH412CH408CH4工作面上隅角J208CH412CH408CH4工作面距回风巷10M处J308CH408CH408CH4工作面回风巷中部J408CH408CH408CH4回风巷距出口1015M处J508CH412CH408CH4工作面中部探头1J608CH412CH408CH4工作面中部探头2工作面及其回风巷巷内全部非本质安全型电气设备（2）、分站安装位置5101进风巷口表二序号报警浓度断电浓度复电浓度具体位置断电范围J104CH404CH404CH45101进风巷中部小水仓YW124PPM5101进风巷1机头滚筒下风侧1015米处CO1000245101进风巷1机头滚筒下风侧1015米处工作面所有非本质安全型电气设备YW224PPM5101进风巷2机头滚筒下风侧1015米处CO2000245101进风巷2机头滚筒下风侧1015米处（二）、监测监控的要求1、甲烷传感器应垂直悬挂在巷道上方风流稳定的位置，距顶板（顶梁）不得大于300MM，距巷道侧壁不得小于200MM，并应安装维护方便，不影响行人和行车。2、工作面CH4浓度08时，电动机或开关附近20M内CH4浓度达到08报警时，必须立即停止作业，切断电源，与当班瓦检员取得联系或及时汇报矿调度室，调度室必须采取有效措施进行处理，同时作业地点必须保持正常通风。3、回采工作面安设的瓦斯传感器由当班瓦斯员负责管理，受过一次高瓦斯浓度冲击的瓦斯传感器必须更换，符合规定后方可使用。4、监控电源取自中央变电所ZD0014、ZD0015。5、瓦斯传输线由主斜井至采区运输巷至19号分站至20号分站。6、5101回采工作面的总开关设置在中央变电所，一台为高压开关，另一台为低压开关。7、5101工作面安装两台瓦斯监控分站，一台安装在5101进风巷口，另一台安装在采区运输巷末端，两台分站各安装一台远程控制断电仪，控制回采工作面的设备总开关，实现瓦斯电闭锁功能。8、每隔7天必须使用校准气体对甲烷传感器调校一次，并有记录可查，安置在井下连续运行6个月，必须升井检修。9、所有监测装置在超限断电后，严禁自动复电，只有将瓦斯浓度降到08以下时，方可人工复电。10、下井跟班队长、班组长、流动电钳工、采煤司机和安全员应携带便携式瓦斯监测报警仪。11、瓦斯队每班派专职瓦斯员巡回检查，同时派一名专职跟机瓦斯员，认真填写瓦斯管理牌，瓦斯超限时，所有工作人员服从瓦斯员安排。后附图5101工作面监测监控系统布置示意图（三）、安装监控系统的安全技术措施1、严格执行停送电制度2、必须保证调度中心24小时有人在岗，上传下达，保证安全生产；3、安监站长必须配专人在现场监督，严反“三违”；4、井下各工作面专职瓦斯员必须现场进行瓦斯检查，当瓦斯浓度超过12时，必须停止工作，撤出所有人员进行处理，否则不准作业；5、所有参加人员，必须认真学习此措施，并严格执行。三、综合防尘系统（一）、防尘管路的安设1、防尘供水管路布置在工作面推进方向的右手帮，电缆布置在另一侧，防尘管路吊挂高度不低于12M,并坚持防尘管在上,其它管在下的原则。2、防尘供水管路每隔50M安设一个三通阀门；上山巷道每隔300M、下山巷道每隔200M安设一个控制阀门，阀门直径与防尘供水管直径一致。3、巷道防尘供水管与采区主要防尘供水管路连接处安设一个控制阀门和一个过滤器，过滤器每天进行清洗。4、防尘供水管路要根据回采工作面回收进度及时进行拆除，管头到工作面的距离不得超过20M。5、防尘管路安设平直，吊挂牢固，无论何种管径的防尘管路都要吊挂在专用管路吊挂钩上，并且保证每根管路都有一个吊挂钩。6、防尘管路安设小于或等于90的要设弯头，不得拐死弯，接头严密不漏水。（二）、隔爆设施安设1、隔爆水棚应设在直线巷道内，与巷道交叉口转弯处的距离须保持5075M，与风门的距离大于25M。第一排隔爆水棚与工作面的距离须保持60200M。2、隔爆水棚排排距为1230M，棚区长度不小于20M。3、水袋边与巷壁支架、顶板、构筑物之间的距离不得小于01M，水棚距巷道轨面不小于18M。4、隔爆水棚的用水量按巷道断面计算，不少于200L/M2，实际安装时，要大于计算水量的10