f6105综放工作面回采作业规程

内蒙古蒙泰不连沟煤业有限责任公司不连沟煤矿F6105综放工作面回采作业规程编号BLGGCZC20012013编制单位综采二队队长编制人编制日期2013年02月25日作业规程编制依据1、不连沟煤矿F6105综采工作面回采地质说明书、井上下对照图（不连沟煤矿生产技术部发）2、不连沟煤矿F6105综放工作面供电系统图、不连沟煤矿F6105综放工作面设备布置图（不连沟煤矿机电信息部发）3、不连沟煤矿F6105综放工作面供排水系统图（不连沟煤矿机电信息部发）4、不连沟煤矿F6105综放工作面通风系统图、不连沟煤矿F6105综放工作面监测监控系统图（不连沟煤矿通风队发）5、煤矿安全规程、煤矿技术操作规程6、煤矿作业规程编制指南F6105综放工作面回采作业规程会审记录时间地点主持人组织单位施工单位规程编制参加会审人员总工程师调度室生产副矿长安全监察部机电副矿长机电信息部安全副矿长生产技术部安全副总通风队生产副总车队机电副总地测组会审意见1、F6105工作面辅运顺槽由于受F6104工作面采动矿压影响巷道变形，机尾辅运顺槽在100M超前单体支护基础上加自移式无释压支架进行超前支护；2、工作面回采过程中，煤机割至机头机尾位置时严禁行人通过，工作面放煤过程中转载机行人过桥严禁行人通过；3、加强支架初撑力管理，确保工作面及两顺槽超前支护段支护强度达到规定要求；4、加强上下两巷采空区管理，采空区顶板未随工作面推进及时垮落时必须采取强制放顶措施；5、回采过程中要加强煤质管理工作，严格执行不连沟煤矿煤质管理办法。（F6105综放工作面回采作业规程）审批会签单矿长总工程师生产副矿长机电副矿长安全副矿长安全副总生产副总机电副总调度室安全监察部机电信息部生产技术部通风队车队地测组审批意见目录第一章工作面概况1第一节工作面位置及井上下关系1第二节煤层1第三节煤层顶底板2第四节地质构造2第五节水文地质3第六节影响回采的其它因素4第七节储量及服务年限5第二章采煤方法7第一节巷道布置7第二节采煤工艺8第三节设备配置15第三章顶板控制20第一节工作面的支护设计20第二节工作面顶板控制24第三节辅运顺槽、运输顺槽超前支护段的顶板控制27第四节矿压观测29第四章生产系统31第一节运输系统31第二节一通三防与安全监控系统31第三节供、排水系统39第四节供电系统40第五节通讯及照明系统65第六节矿井人员定位系统66第七节压风自救系统68第八节供水施救系统71第五章劳动组织和主要经济技术指标72第一节劳动组织72第二节作业循环73第三节主要经济技术指标73第六章煤质管理75第七章安全技术措施78第一节一般规定78第二节顶板管理80第三节防治水92第四节“一通三防”与监测监控96第五节运输管理114第六节机电设备124第七节其他156第八章工作面质量标准化管理170第九章灾害应急措施及避灾路线174第一节顶板事故应急措施174第二节发生瓦斯、煤尘爆炸事故应急措施174第三节水灾防治及避灾路线175第四节火灾及有害气体防治及避灾路线177第十章作业规程学习和考试记录180第一章工作面概况第一节工作面位置及井上下关系工作面位置及井上下关系表水平名称6号煤层采面名称F6105综放工作面井下标高91309690M地面标高1128012240M煤层埋深15802570M地面相对位置本面地形为西高东低。地表为黄土层，厚020M，植被稀少，水土流失严重，冲沟发育,阿岱沟斜穿本面西部，不连沟斜传工作面东部，两沟均属季节性流水沟。回采对地面设施的影响本面地表上有坟墓1座、窑洞56处、民房两处和一路农网电线和两路高压线（高压线未通电）需要搬迁。井下位置及与四邻关系本面西连6煤辅运大巷，北靠F6104工作面采空区，南为F6106辅运顺槽，东部南部均是未采区。走向长度（平距）/M17533倾斜长度/M2395面积/M2419922见附图一F6105综放工作面井上下对照图。第二节煤层煤层情况表煤层厚度/M平均156煤层产状平缓,裂隙较发育煤层倾角/09平均4开采煤层石炭系上统太原组6煤层煤种长焰煤稳定程度中等煤层情况描述煤层结构复杂,含夹矸59层，多集中在煤层的上部，其中B7钻孔揭露夹矸最大厚度为165M。第三节煤层顶底板煤层顶底板情况表顶底板名称岩石名称厚度/M特性基本顶粗砂岩14722灰黄色及灰白色，厚层状，粗粒砂状结构成分以石英长石岩屑为主、分选中等，呈次圆状钙质胶结。直接顶泥岩0495砂质泥岩黑褐色，薄层状泥质结构，局部夹煤线岩石破碎呈碎块状平坦状断口。伪顶炭质泥岩0098赋存不稳定，薄层状结构。直接底泥岩、砂质泥岩1368泥岩浅灰色薄层泥质结构，性脆、裂隙发育，夹有煤线。砂质泥岩灰色、中厚层状泥质结构，裂隙发育参差状断口。见附图二F6105综放工作面煤岩层综合柱状图。第四节地质构造1、地质构造情况及其对回采的影响本面地质条件简单。根据地质资料分析，本面煤层赋存为一个东高西低的舒缓单斜构造，煤层起伏变化较大（09），厚度变化较小，节理发育、裂隙；主、辅运输顺槽走向最大高差分别为49米、42米，两条顺槽最大高差16米。根据三维勘探及掘进地质资料显示，本工作面推进430米将揭露一条落差为06米的正断层（100支架左右），推进1084米将揭露一条落差为07米的正断层（128支架左右），推进1241米将揭露一条落差为04米的正断层（28支架左右）。2、其他地质因素对回采的影响本工作面利用地质钻孔3个，分别是B7、Y406、Y507孔,其6煤底板标高分别为95453M、95460M、91993M,煤层埋深分别为1801M、24628M、24175M，煤厚分别为229M、215M、223M。钻孔封孔良好，无钻具遗留物。表12钻孔参数表名称序号钻号煤层埋深（M）底板标高（M）煤层厚度（M）1B718010954532292Y40624628954602153Y5072417591993223第五节水文地质1、工作面水文地质条件本工作面直接充水水源为煤层上部砂岩裂隙含水层，基岩厚度为152214M。根据已有地质资料分析预测本面回采至不连沟、阿岱沟附近顶板局部会有淋水现象，预测本面在回采时正常涌水量为每小时010M/H，最大涌水量为每小时80M/H，必须准备好排水系统并确保运转正常。2、其他水源分析本面地表植被稀少，冲沟发育，阿岱沟斜穿本面西部,不连沟斜穿本面东部，两沟均属季节性流水沟,雨季最大过水量40M/H,水文条件简单。本区域6煤底板距奥灰6475M，正常情况下奥灰水对回采无影响，但若遇到落差20M以上的断层或大的裂隙时，奥灰水极有可能沿着断层面或裂隙进入工作面。因本矿井没有奥灰观测孔，故在回采时要加强对构造及底板变形情况的观测，防患于未然。另据钻孔封孔情况分析，工作面回采至钻孔附近时，还要注意封闭不良钻孔导水，密切注意煤层出水和顶板淋水情况，并及时向调度室和生产技术部汇报。第六节影响回采的其它因素1、影响回采的其它地质情况表13影响回采的其他地质情况表瓦斯涌出量本矿属低瓦斯矿井煤尘煤尘具有爆炸性煤的自燃倾向性煤炭易自燃，煤的自燃发火期为1217天地温危害地温及地压均属正常相邻工作面应力集中概况北部相邻F6104综放工作面采空区，应力集中区域为距主回撤通道01500M位置，由于受应力集中影响，巷道顶底板及两帮出现一定程度的变形，当F6105综放工作面回采至此阶段时，应提前采取措施进行处理，利于综采工作面安全顺利推进。2、地质部门的建议1本面回采过程中地表将会出现沉降裂缝，为防止裂缝漏风漏水及伤害人畜等，要加强地表沉降观测和设警戒工作,并做好回填治理工作。2本面相邻的F6104面采空区存有积水,在回采至F6104采空区（推进269M，即辅运顺槽14843M处）前，要提前疏通放水孔（辅运顺槽1290M处施工一放水孔）。（3）因本面煤层易自燃，且发火期短，煤尘具有爆炸性，故要加强气体检查等一通三防管理工作，发现隐患及时消除，确保安全回采。（4）本区域没有奥灰水文观测孔，故在回采中要加强断裂构造及底板变形等情况的观测，现场施工人员如发现异常情况应及时向矿调度室汇报，以便采取措施，确保安全生产。（5）要求回采前在两顺槽的低洼处各施工23个临时水仓并安装好与总排水系统配套的设备及管路。要求工作面总排水能力不低于300M/H，单台水泵扬程不低于50M，排水泵应使用专用开关、电缆，并配有备用水泵等。第七节储量及服务年限1、几何尺寸工作面长度6煤层F6105综放工作面净煤长度为2395米；工作面可采长度17533米；综采放顶煤一次采全高，机采高度40米。煤层厚度F6105工作面可回采煤层平均厚度为156M，容重142T/M3。2、工业储量175332395156142/COS493246792T3、设计采出煤量计算根据F6104综放面开采情况推测，按初次放煤步距30米，停采线前35米不放煤，割煤回采率97，放煤回采率90计算割煤产量1753323954014297/COS423192151T放煤产量（175333035）239515640）14290/COS460090137T4、设计出煤量231921516009013783282288T5、工作面设计回采率83282288/932467921008936、工作面服务年限N17533/48/271353月第二章采煤方法第一节巷道布置1、采区设计、采区巷道布置概况工作面两条顺槽及切眼均沿煤层底板布置，两顺槽相互平行。进风顺槽辅运顺槽与6煤辅运大巷相联，构成工作面的进风（辅助运输）系统；回风顺槽（运输顺槽）与6煤回风大巷相联，构成工作面的回风系统；运输顺槽通过顺槽溜煤眼与6煤运输大巷相联搭接，构成工作面的运煤系统。见附图三F6105综放工作面巷道布置示意图2、支护形式两顺槽巷道净宽为55M,净高355M，巷道净断面积为195M2。（1）辅运顺槽加强支护段（主回撤通道正帮至切眼位置）及其范围内调车硐室锚杆支护方式锚杆排距900MM，全断面共布置锚杆16根，其中顶板布置6根锚杆，规格为222500MM的左旋螺纹钢锚杆，顶部锚杆配合H型钢梁、W钢带交替使用；两帮各布置5根锚杆，规格为202500MM的右旋螺纹钢锚杆，帮部锚杆矩形布置配合H形钢梁使用,H型钢梁分为两段，长度均为1828MM，设计规格相同，铺设时两根H型钢梁的一端均压在第三根锚杆下。（2）辅运顺槽剩余段、运输顺槽及其范围内的调车硐室锚杆支护方式锚杆排距1000MM，全断面共布置锚杆14根，其中顶板布置6根锚杆，规格为182400MM的左旋螺纹钢锚杆，顶部锚杆配合H型钢梁使用；两帮各布置4根锚杆，工作面帮部采用规格为162000MM的右旋螺纹钢锚杆，帮部锚杆三花布置，锚杆配合木托盘使用。（3）锚索支护方式锚索支护锚索采用178MM的预应力钢绞线，锚索长度为80M，外露长度200MM；每3排锚杆布置一排锚索辅运顺槽加强支护段及其范围内调车硐室锚索布置形式为每排3根；辅运顺槽剩余段、运输顺槽及其范围内的调车硐室锚索布置采用23形式布置。每根锚索采用1支CK2350和2支Z2350树脂锚固剂锚固，锚索采用配套的专用锁具，锚索托盘采用规格为30030014MM高强钢托盘，锚索预紧力不小于120KN。3、锚杆支护附件（1）辅运顺槽加强支护段（主回撤通道正帮至切眼位置）及其范围内调车硐室顶板采用H型钢梁及W钢带交替使用，钢筋点焊金属网护顶；H型钢梁采用14MM圆钢加工，钢筋网规格钢筋直径65MM，网孔规规100100MM；碟形铁托盘15015010MM。帮部正帮采用菱形铁丝网配合H形钢梁护帮，网孔规格4545MM，H型钢梁采用14MM圆钢加工；副帮采用钢筋点焊金属网配合H形钢梁护帮，钢筋点焊金属网网孔规格100100MM，H型钢梁采用14MM圆钢加工；碟形铁托盘15015010MM。（2）辅运顺槽剩余段、运输顺槽及其范围内的调车硐室顶板采用H型钢梁配合钢筋塑料网护顶，H型钢梁采用12MM圆钢加工；钢筋塑料网规格为塑料中包覆8股钢筋，网孔规格为5050MM；碟形铁托盘15015010MM。帮部副帮采用钢筋塑料网护帮，正帮采用高强塑料网护帮；高强塑料网网孔规格5050MM，钢筋塑料网包覆8股钢筋，网孔规格5050MM；碟形铁托盘15015010MM。4、锚固方式锚杆采用端头加长锚固方式，顶部锚杆采用1支CK2350和1支Z2350树脂锚固剂，帮部锚杆均采用2支规格为Z2350树脂锚固剂。见附图四F6105综放工作面巷道支护方式示意图第二节采煤工艺一、采煤工艺采煤方法长壁后退式全部垮落综合机械化放顶采煤法。正常生产工艺流程进刀煤机割煤移架推前溜放煤拉后溜清理。1、割煤工序正常割煤工序为采煤机前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，采煤机为双向割煤，每割一刀煤，支架溜子推移一个步距08M，完成一次循环，往返一次割两刀煤。2、进刀方式本工作面采用机头机尾割三角煤端部斜切进刀，截深08M，采煤机割到端头后，将前滚筒降下来，返回进行斜切进刀，同时液压支架滞后采煤机后滚筒46架开始移架，如遇到特殊情况可以追机移架，或超前移架；直到走完弯曲段进入溜子的直线段，然后沿着溜子向机尾方向依次将溜子推直；采煤机升起左滚筒沿溜子向机头方向运行割三角煤；割完三角煤采煤机割煤返回，然后进行正常割煤，完成采煤机的进刀。见附图五采煤机端头割三角煤斜切进刀示意图。3、移架工序移架为依次顺序移架，一般情况液压支架滞后采煤机后滚筒46架的距离依次跟机移架；特殊情况，例如老顶来压、顶板破碎，应追机带压擦顶移架，支架滞后前滚筒12架，移架步距08M。4、推移前部运输机工序煤机割煤过程中，必须保证滞后采煤机不少于15M（约9节溜槽）的弯曲段距离进行推溜工序，推溜步距08M。每次推进应保证08M的推进度，并与煤壁保持平行成一直线，其直线误差在50MM以内；推移输送机时必须单向顺序进行，严禁从两头向中间或从中间向两头进行推移；停机时严禁推刮板输送机，以防卡死输送机；在完成推移输送机后，必须将散落在电缆槽、输送机与支架间等处的浮煤一起清理至输送机内。5、放煤方式放煤采用本架操作，由顶板压力、支架反复支撑、尾梁上下摆动、插板来回伸缩等综合方式放煤，支架收回插板，下摆尾梁进行放煤。并根据不同进刀方式确定放煤顺序，放煤步距16M。为有利于端头顶板管理，机头、机尾各5部支架原则上不考虑放煤作业，当两顺槽采空区未跟随工作面推进而垮落，造成空顶面积超过规定时，两顺槽端头支架范围内可适量进行放煤作业促进顶板垮落。放煤由两名专职放煤工负责，采用两采一放双轮顺序放煤方式；初次放煤在工作面顶板初次来压后进行，停采线前35M停止放煤。机头五架机尾五架不放顶煤。由两名专职放煤工按照135架、134架、133架8架、7架、6架（依次间隔递减）开始放煤，第一轮放出顶煤的1/3，第二轮放到见矸关门。两放煤工放煤间距不得小于5组支架，一般间隔10组支架左右，打时间差放煤，并且巡回检查后部运输机的工作状况，放煤严格执行工艺要求。并对少数的放煤口进行必要的折返补放，严禁超前放煤；确因特殊原因放煤工序没有完成时，放煤工必须交接好班，由下班放煤工完成。由于工作面较长，放煤工必须根据后溜中的煤量控制放煤速度，工作面同时放煤点严禁超过两处，防止压死后溜。工作面放煤过程中严禁行人由机头转载机处行人过桥通过，以防放出的大块对人员造成伤害6、拉移后部运输机工序拉移后部运输机时必须单向顺序进行，且应滞后放煤支架15M拉后部输送机，按割煤方向自下而上拉移一个步距08M，同时要求相邻5个支架顺序逐步动作，并确保其弯度段不小于15M。严禁从两头向中间进行。拉移时，应在输送机正常运转时进行。拉移完成后，应保证输送机平、直、稳，其它注意事项同推移前部刮板输送机。7、层位控制严格沿煤层底板回采，合理控制工作面层位。如遇煤层底板有较大起伏的情况可依据情况，以工作面平直为原则适当调整层位。二、采煤工艺说明及要求1、采放比工作面设计采高确定为40M，采放比为4015640129。2、放煤步距F6105综放工作面采取两采一放循环工艺，放煤步距为16米。3、割煤方式（1）根据工作面煤层赋存条件，采高要保持在4001M左右的范围内，正常情况下沿底板割煤，不允许留底煤。（2）顶底板要割平，不能留有台阶，底板留有台阶或不平会使推溜发生困难，同时顶底板割不平使支架几何形状不好，仰角太大，梁端距大，易冒顶；俯角太大，易发生采煤机滚筒割顶梁事故。（3）割机头、机尾三角煤时，必须保证将三角煤割平割透，保证顺槽顶底板到工作面顶底板过渡平缓。（4）采煤机割煤时必须克服底板局部起伏，保证输送机运转自如，不发生挂、卡溜槽等事故。（5）工作面遇有坚硬夹矸时，要采取其它有效措施，严禁用采煤机强行截割。（6）必须保证采煤机滚筒截齿完好无缺，割煤时如发现截齿丢失、严重磨损等现象时，应及时更换截齿。4、放煤方式（1）初次放煤时，出切眼20M后即进行放煤，防止将老塘冒落的切眼支护材料放入后溜中，严禁乱动尾梁、插板及放煤操作手把，防止发生意外事故。（2）放煤时，先收回支架放煤插板，并操作尾梁千斤顶，使尾梁摆到适当位置，以便能使顶煤直接流入后部输送机；放煤时，可多次反复摆动尾梁使大块煤破碎，便于放净；放煤时如遇大块煤，应用尾梁、插板进行破碎；见矸时停止放煤，并伸出插板封住放煤口，完成放煤工作；（3）放煤工应加强责任心，放煤时注意观察煤流情况，遇到矸石急剧增加时要及时停止放煤，将插板打出，尾梁摆起。（4）放煤时，若遇大块煤不易放出，可反复伸缩插板，并上下摆动尾梁使顶煤破碎、充分冒落（5）放煤时要加强煤质管理，见矸即停止放煤，保证含矸率及灰分不超标。放煤严禁漏架不放，顶煤要放干净，严禁随意丢失顶煤。加强顶煤的回收，提高回采率。（6）应严格控制割煤和放煤的速度，确保运输煤量均衡，设备运转正常，保证后部输送机不过载。（7）工作面机头留5台支架、机尾留5台支架不放煤，以维护两出口顶板的安全，当两顺槽采空区顶板未跟随工作面的推进而及时垮落超过规定距离时，可采取对两顺槽顶板提前割锚索或适当对端头支架进行适量放煤等措施促进采空区顶板垮落，但每次割锚索超前工作面长度不得超过10M。（8）放煤时，支架后喷雾必须随后尾梁动作而开启，无喷雾或喷雾不完好不准进行放煤作业。5、装煤方式（1）推移刮板输送机时必须保证推溜成一条直线。（2）必须保证刮板输送机的平整，不得出现局部起伏太大的现象。（3）刮板输送机机头、机尾推进度应保持一致，且必须保证推移步距为08M的截深，以确保产量和工程质量。（4）推移工作面刮板输送机时，必须距采煤机后滚筒15M后进行，不得出现急弯现象，除弯曲段外其余部分不准出现弯曲。（5）若推溜时出现困难，不应强推硬过，必须查明原因处理好后再推溜。尤其底煤出现台阶，需要采煤机重新扫底，再推溜。6、运煤方式工作面煤炭经刮板输送机端卸到转载机，将煤转至顺槽胶带输送机上。煤炭运输过程中应注意以下事项（1）大块煤在运输机或转载机落地部分中卡住不能前行，应当及时停止运输机或转载机，用大锤、风镐等破碎或放小炮，爆破必须由持证爆破工负责。（2）注意落煤量不能过大，煤量大会使刮板输送机或转载机过载，转载机过载可低速启动；刮板输送机过载，不能直接启动，需先启动液压马达，将刮板输送机中部分煤炭运出，分离液压马达后，再启动刮板输送机。三、工作面正规循环生产能力采用正规循环作业方式即割煤、移架、推前溜、放煤、拉后溜为全过程，采煤机前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，端头斜切进刀，双向割煤的循环方式，每日按三个循环（割六刀，放三轮）组织生产，日进6刀，截深08M，日进48M。工序安排（1）、采煤机每班进刀数的确定N60TT1/NL/VT2其中T每班工作时间，H；T1工作面接班检查保养及准备时间，取40MIN；N割煤方式系数，单向割煤为2，双向割煤为1；L工作面长度，M；V采煤机实际割煤运行平均速度，M/MIN；T2每刀的辅助时间，取40MIN。根据综采工作面回采的经验数据，采煤机割煤速度取3M/MIN。早班双向割煤N160TT1/NL/VT2（60440）/12395/340167（刀）中、夜班双向割煤N260TT1/NL/VT2（60840）/12395/340367（刀）夜班按割两刀放煤一轮结束后继续组织割煤一刀，早班按割煤1刀组织生产，中班接班放煤一轮继续割煤两刀后继续进行放煤一轮组织生产。（2）、每班劳动定额割煤产量Q1V1LM1S1R式中V197M140ML2395MS108MR142T/M3则Q12395400814297/COS4105821（T）放煤产量Q2V2LM2S2R式中V290M2116ML2395MS216MR142T/M3Q223951161614290/COS4569473（T）早班产量Q早105821（T）中班产量Q中2（Q1Q2）26752941350588（T）夜班产量Q夜3Q1Q23105821569473886936（T）日产量QQ早Q中Q夜10582113505888869362343345（T）（3）、全月劳动定额QMN全月QN全月全月工作日数（天）QM23433452763270315（T）（4）、推进度计算月推进度每月生产天数日推进度LM27481296（M）第三节设备配置根据设计生产能力及本工作面地质条件等因素，F6105工作面配备了如下一套大功率的机械化综采设备美国JOY生产的7LS6C型采煤机、轮式破碎机，郑州煤矿机械集团有限公司生产的液压支架、前部刮板输送机、后部刮板输送机、顺槽用刮板转载机，德国KAMAT公司生产的高压泵站系统，中电电气（南京）特种变压器有限公司生产的移动变电站，联力科技股份有限公司、电光防爆科技股份有限公司生产的组合开关，天津华宁电子生产的KTC101工作面控制系统，德国VOITH公司生产的软启动系统等相关设备。1）采煤机为美国JOY7LS6C型机组，其出厂序列号为LWS756，总重为105T。本机组滚筒直径为2200MM,最大采高为4375MM,卧底量为365MM,有效截深为865MM。机组整机长为16251MM,机宽为1758MM，机身高为1034（身高）353（卧底量）1665（挡煤板）266（挡煤板护板）3318MM。整机装机功率为2045KW截割电机2750KW、行走电机2110KW、泵电机55KW、破碎机电机270KW。2）工作面液压支架选用郑州煤矿机械集团有限公司生产的四柱支撑掩护式低位放顶煤液压式支架，其中ZF15000/27/43型放顶煤液压支架基本架共128架，ZFG15000/27/43放顶煤液压支架过渡架4架，ZFP13800/26/40放顶煤液压支架排头架4架，ZFP13800/26/40放顶煤液压支架排尾架4架，ZT28000/25/40放顶煤液压支架超前架3组，ZFT27600/23/40放顶煤液压支架端头架3组，ZCZ1600型无释压自移式超前支架3组。3）工作面三机系统除破碎机为美国生产的轮式破碎机外，其余为郑州煤矿机械集团长壁公司生产SGZ1000/2000前部刮板运输机1套，SGZ1200/2000后部刮板运输机1套，SZZ1350/700顺槽用转载机1套，ZZ1200转载机自移系统1套，MZ1400皮带机自移系统1套。4）前后运输机配套新式DTPKWL21000型VOITH液力偶合器，本工作面所配VOITH阀控调速型液力偶合器为开式系统，系统通过4个离心阀自动排液，利用液体循环将驱动电机的力矩传递给工作机。DTPKW偶合器既有外部支撑型又有自身支撑型。外部支撑型最显著的特点是缩短安装空间，而自身支撑型可以比较快速地进行安装。在正常负载条件下，水只是被稍微加热。额定运行时，水在开式回路中，可以设定时间定时排液或根据系统温度进行换水。当启动堵转的输送机时，偶合器最高可加热至100。每一次重新启动，都可以从供水系统中得到冷水。这样，启动过程可以无限制地重复。5）泵站系统为德国KAMAT公司生产的7泵4箱系统。4台乳化液泵为K35055M,3台喷雾泵为K16065M。2个水箱容积分别为7900L，2个乳化液箱容积为7100L（乳化液室）800L（乳化油室）7900L。6）工作面控制系统为华宁电控，台华宁主控制器，台控制器，个下位机，2台智能扩音电话，19台普通的扩音电话，共套华宁线路。F6105综放工作面具体设备配套及主要电气设备见下表21及表22；表21F6105综放工作面主要配套设备表名称型号数量备注工作面支架ZF15000/27/43128架支架高度2743M；底座宽度1560MM；支架中心距1750MM；总重量445T；过渡支架ZFG15000/27/434架支架高度2743M；底座宽度1560MM；支架中心距1750MM；总重量45T排头支架ZFP13800/26/404架支护高度2640M；底座宽度1560MM；支架中心距1560MM；总重量39T；排尾支架ZFP13800/26/404架支护高度2640M；底座宽度1560MM；支架中心距1560MM；总重量39T；端头支架ZFT27600/23/401套支护高度2340M；整架宽度39M；单架宽度092M；总重量82T；超前支架ZT28000/25/401套支护高度2540M；总重量106T；超前支架ZCZ1600/27/431套支护高度2740M；过滤站自动反冲洗过滤站40M1套进口德国蒂芬巴赫/流量2000L/MIN；采煤机JOY7LS6C1部截割电机功率750KW；电压3300V；牵引电机功率110KW；泵电机功率55KW；电压575V；破碎机电机功率270KW；装机总功率2045KW；机身总重105T移动变压器KBSGZY4000/20004台KBSGZY4000移动变电站2台；KBSGZY2000移动变电站1台；KBSGZY630移动变电站1台；软化水装置1套组合开关联力3300/11403台QJZ31800/3300121台；QJZ2000/114066091台；QJZ1600/114066061台；前部刮板运输机SGZ1000/21000型1部槽内宽1000MM；电机功率机头（1000KW）机尾（1000KW）；额定电压3300V总长度24475M；输送量2500T/H；后部刮板运输机SGZ1200/21000型1部槽内宽1200MM；电机功率机头（1000KW）机尾（1000KW）；额定电压3300V；总长度24475M；输送量2500T/H；转载机SZZ1350/700型1部双速，槽内宽1350MM，机头总高2500MM；外形最大宽度1650M；破碎机400KW1部JOY公司整机；进口尺寸483921641657；电机功率400KW电压3300V；传动形式齿轮传动；乳化液泵K35055M4台额定电压1140V，4315KW；P375MPAQ439L/MIN；喷雾泵K16065M3台额定电压1140V，3160KW；P143MPAQ522L/MIN；表22F6105综放工作面主要电气设备表名称型号数量备注工作面变压器KBSGZY2台江苏中电4000/345工作面变压器KBSGZY2000/121台江苏中电工作面变压器KBSGZY6301台江苏中电通讯、控制系统KTC1011套天津华宁（防爆型或本质安全型）工作面组合开关QJZ31800/3300121台额定工作电压3300V12回；额定电流A总电流1800A；外形尺寸MM405012101180；重量6500KG；工作面组合开关KJZ1500/1140Z91台额定工作电压1140V9回；额定电流总工作电流1500A；外形尺寸（MM）305011951065；质量5600KG；回柱绞车30吨2台第三章顶板控制第一节工作面的支护设计1、支护设计和材料根据F6105综采工作面顶、底板岩性、煤层厚度等条件及F6103、F6104矿压观测资料，预测本工作面矿压参数如表31所示表31预计本工作面矿压参数表序号项目单位同煤层数据本面选取或预计直接顶厚度M0100495基本顶厚度底板条件直接底厚度M057013682直接顶初次垮落步距M12151215来压步距M5154最大平均支护强度KN/300480350450最大顶底板移近量MM8008009003初次来压来压显现程度较明显较明显来压步距M14114最大平均支护强度KN/300350350450最大顶底板移近量MM6007006008004周期来压步距来压显现程度较明显较明显5平时最大顶底板移近量MM2002003006直接顶悬顶情况M15137基本顶级别级8巷道超前影响范围M2020（1）F6105综放工作面液压支架选用郑州煤矿机械集团有限公司生产的四柱支撑掩护式低位放顶煤液压式支架，采用全部垮落法管理顶板。（2）F6105综采工作面选用郑州煤矿机械厂生产的支撑掩护式液压支架及配套的过渡液压支架、排头液压支架和端头液压支架能满足实际生产需求，其中排头支架为1、2、3、4、机头部过渡支架为5、6支架，机尾部排头支架为140、139、138、137支架、过渡支架为136、135支架，机头端头支架一组，其余为支撑掩护式中部液压支架。（3）支架的核算A、高度的核算HMAXHMAXS1HMINHMINS2AC式中HMAX立柱最大高度，M；HMIN立柱最小高度，M；HMAX煤层最大采高，M；HMIN煤层最小采高，M；S1支架前柱上方（前部）的顶板下沉量，一般取01M；S2支架后柱上方（后部）的顶板下沉量，一般取02M；A支架前移所需的支柱可缩余量，一般不小于005M；C支架与煤层顶板之间的浮煤、浮矸厚度，一般取01M；HMAX420141MHMIN340200501305M根据核算，最大支护高度42M，最小支护高度305M，所选取支架的支护高度为2743M，符合要求。B、工作阻力理论估算法利用充填采空区的垮落岩石厚度来计算支架的支护强度，然后再核定支架的工作阻力QNRM/KP1式中Q支架支护顶板所需的支护强度，KN/；R下位岩体的容重，KN/，取R20；M采高，M，取156M；KP岩石松散系数，一般为12515，取135；N动载系数，综采放顶煤工作面取14，Q1420156/13511248KN/支架的工作阻力PQ（L1L2A）B式中P支架工作阻力，KNL1支架前梁长度，M；L2支架顶梁长度，M；A支架的梁端距，M；B支架的宽度，M；P1248175129664KN经计算所选支架的工作阻力为15000KN,比所需工作阻力要大，所需支架符合要求。2、乳化液泵站（1）乳化液泵站系统组成卡玛特乳化液泵站包括四台卡玛特高压泵，两台乳化液箱，一个蓄能器和回流过滤器以及一个电控系统。其中2台运行，2台备用。高压泵的型号为K35055M，柱塞直径为55MM，每台泵的额定流量为439L/MIN，额定工作压力为315MPA（315BAR）并可以连续调节，乳化液泵站的系统压力和流量能够与液压支架的需求相匹配。乳化液泵站有两个不锈钢材质的乳化液箱和一个不锈钢材质的乳化油箱。两个乳化液箱的总有效容积为15800升，乳化油箱的有效容积为800升，乳化液箱配有自动冲洗装置。每台泵都配有电机，电机的额定功率为315KW，供电电源为1140V，50HZ。电机的绝缘等级为F，电机外壳的防护等级为IP55。电机装有SKF轴承。电机温度保护与先导控制回路能串接，并接入组合开关，实现先导控制和温度保护功能。乳化液泵站进液口为DN65S的高压管路，回液为DN70的高压管路。（2）乳化液配比方式、浓度要求及检查方式A、乳化液浓度的配置为自动调和配比，集控台司机注意集控台液箱深度指示，到达警戒位置时，控制台司机要及时补充乳化液，满足乳化液浓度要求。经过滤的清水流由安装在乳化液箱上的一个电磁阀控制。电磁阀通过一个液位传感器随着液位的上升而关闭和随着液位的下降而打开。当液箱里的乳化液也降低，电磁阀打开和释放为混合装置供应的清水。乳化液混合装置受清水水流的影响并且承担着制造乳化液的任务和向系统提供少量的乳化液。流动的水使转动的转子按水流的大小以一定的速度转动。一个集成的齿轮装置带动一个集成的齿轮泵，泵通过一个可调节的节流阀把油和水在一个旋转机架中进行混合。两种液体就这样被混合成乳化液，然后进入到乳化液箱。B、乳化液浓度为35之间乳化液浓度太小对工作面设备起不到很好的润滑保护作用，导致机械损伤与加快设备的老化；乳化液浓度太高，造成很大的浪费，提高吨煤的成本，同时也会产生皂化现象，从而堵塞设备的正常运转，从而也能加快设备的老化。C、为了保证乳化液弄度在要求范围之内，集控台司机每班使用糖量仪进行三次巡回检查，动态补液。（3）泵站压力调整方式在PLC中每台泵都能够设定最高和最低的压力。泵从一到三进行排序，第四台泵则为备用泵站。系统压力有一个压力转换器检测。如果系统压力降到泵1的最小压力以下，则泵1通过启动电磁阀加载。如果系统压力没有升高，泵2在系统延迟之后启动。如果系统压力仍没有升高，则第三台泵自动启动。只有当前三台泵中的某台泵发出警报时第四台泵才会启动。在PLC中泵的排序可以变换。这种变换可以定期进行以确保所有的泵都能够有同样的运行时间。泵1要比泵2运行频繁一些，同样泵2也比泵3运行时间长。通常情况下泵4总是处于停止状态。第二节工作面顶板控制1、正常回采时期顶板支护方式工作面布置128架ZF15000/27/43型支架及4架ZFG15000/27/43型过渡支架、8架ZFP13800/26/40型排头支架和ZFT27600/23/40型端头支架，组ZT28000/25/40型支架超前支架，3组ZCZ1600型无释压自移式超前支架支护工作面顶板。除端头支架，其余140架支架的中心距为175M。液压支架移架步距为08米，端面距不大于0532米。控顶距包括最大控顶距和最小控顶距最大控顶距LMAXL1L2S最小控顶距LMINL1L2其中L1前梁和顶梁长度之和，为5480MM；L2端面距，为532MM；S截深，为800MM。最大控顶距LMAX54808005326812MM最小控顶距LMIN54805326012MM最大控顶距为6812MM，最小控顶距为6012MM。见附图六F6105综放工作面最大最小控顶距示意图正常割煤后，及时移架支护新暴露出的顶板，缩小顶板暴露面积，以防造成片帮、漏顶、冒顶事故。支架的初撑力252MPA，支架接顶要严实有力。所用支架为本架操作，在移架时相邻支架首先把推移千斤顶给上液，再移架。端面距大时要及时移超前架或打出护帮板。降架时，掌握好降架高度，做到少降快移，严禁大降慢移，确保支护质量和控顶效果。（1）移架的注意事项拉架时必须使支架保持一条直线。工作面液压支架必须及时拉架，拉架距采煤机后滚筒46架，如果顶板压力较大或冒顶危险时，应及时跟机拉架，以免发生冒顶事故。移架过程中如发生顶板破碎冒顶时，应及时超前拉架，以防止顶板继续冒落。移架时，要保证支架移到位，端面距应保持不超过518MM。移架时支架可下降150200MM，以移动支架为原则，在破碎顶板下必须带压移架，移架过程中应随时调正支架。（2）支架操作的基本要求快移架及时、迅速，做到少降、快拉。正支架定向前移，不上下歪斜，不前倾后仰。够每次移架要移到位，支架移过后要成一直线。匀支架间距要按规定保持均匀。平要使顶梁和底座平整地和顶底板接触，力求受力均匀。紧使顶梁紧贴顶板，移架后支架必须达到足够的初撑力。严架间空隙要挡严，侧护板要保持正常工作状态。净将底板上的浮煤，浮矸清理干净，保证支架和刮板输送机顺利前移。2、特殊时期的顶板控制停产检修等特殊时期，要严格控制顶板，确保顶板完好。（1）工作面要保持良好的工程质量，确保“三直、两平、两畅通”。（2）在停产检修前夜班生产过程中要控制放煤，收班前后两刀严禁放煤，并且务必将前后溜、转载机拉空，为检修提供便利条件。（3）停产后，工作面支架必须保证初撑力达到252MPA以上，确保支架前梁接顶严实，护帮有效，减少顶梁的前端面距，工作面高度控制在40M01M；有顶板破碎之处及时向队值班室汇报，以采取其它措施及时处理。（4）两巷范围内的单体必须重新补液，并检查单体是否完好，对于不完好的必须更换，保证停产期间单体不卸载。液压支架加强检修，杜绝自卸、窜液等现象，及时更换破损、损坏的管路及元件。（5）对于工作面的支架和两巷所用的单体进行检查，对于有自降或卸载的支架或单体，能更换元件的要及时更换，不能更换的要用单体顶住，严防顶板冒落。（6）夜班收班前将煤机放在顶板完好地段，为检修煤机留有安全的作业空间，全面移超前架，前梁接顶有力，护帮有效，支架前后立柱升平，用好侧护板，不挤架、不咬架。（7）工作面停产前必须对工作面及两巷进行防尘冲洗，消除所有积尘点；务必将架前、架间和四连杆上的所有浮煤冲洗干净。3、来压及停采前的顶板控制（1）队成立顶板管理领导小组，由队长负责每周召开安全会议讨论现场顶板情况，并学习顶板管理有关常识。（2）必须按施工图纸和作业规程规定，并结合实际情况，将顶板注意事项等向管理人员、班组成员交代清楚，同时要对全体职工进行顶板管理基础知识教育，切实抓好现场的安全管理和生产技术管理工作。（3）如发现顶板有异常情况时，应及时向有关领导汇报，并立即停止作业，采取处理措施。（4）工作面工程质量必须达到“三直、两平、一净、两畅通”的要求，保证液压支架接顶平、严、实，避免液压支架出现大的仰俯角。（5）来压期间必须保证采高不小于38M，同时注意观察支架的压力变化，防止压死支架。（6）工作面顶板无台阶下沉，顶板冒落高度大于300MM时要及时处理。（7）来压时支架工必须按照操作规程作业，根据实际情况可以二次拉架。（8）上、下顺槽超前支护不少于20M，支护的单体支柱或超前支架一定要达到初撑力，要排成一条直线；必要时要改变支护方式，加强支护强度。（9）来压前加强液压支架的检修，保证所有支架均达到初撑力。（10）来压前加强设备的检修，保证设备在来压期间正常运转。（11）来压时加强组织，快速推进，甩掉压力。第三节辅运顺槽、运输顺槽超前支护段的顶板控制1、工作面辅助运输顺槽、运输顺槽超前支护段的顶板控制（1）F6105工作面运输顺槽采用型钢梁配单体液压支柱倾向抬棚支护顶板，一梁三柱，棚间距10M，支护距离自煤壁向外不小于20M，运输顺槽中间一排10米；辅运顺槽采用3组超前液压支架,3组ZCZ1600型无释压自移式超前支架支护顶板，支护总距离不小30M；当工作面推进269M进入F6104采空区后，辅运顺槽开始加设一梁七柱“单体梁”抬棚支护，棚间距10M，确保机尾辅运顺槽150M超前支护；人行道高度不低于28M，行人宽度不小于07M。（2）运输顺槽副帮的超前支护单体与转载机相距不小于07米。运输顺槽中间一排的超前支护单体距转载机上帮侧02米支设。运输顺槽正帮的超前支护单体距运输顺槽正帮0203M。（3）在煤机割到端头前回撤一根棚梁，不得提前回撤或一次回撤多根棚梁，及时移端头支架（排头支架）并使端头支架（排头支架前梁的伸缩梁伸出去）接近到前方棚梁（或辅运超前支架的尾端），支架伸缩梁和前方棚梁尾端的距离不得超过08M，并打出护帮板护顶。（4）巷道超高地段采用半圆木、道木、木板等接实顶板，保证支柱支护高度不超过39米，支柱初撑力不低于90KN。（5）所有单体支柱要达到初撑力，三用阀一律和巷道方向一致，卸液口朝向采空区。（6）单体要拴防倒绳，防倒绳拴在手把环上。两顺槽超前50米范围内不得存放备用材料配件或设备。（7）辅运顺槽副帮距机尾末排排头架大于600MM时，要支设密集支柱，密集支柱间距不大于200MM，支设完成后，要及时拴好防倒绳。见附图七F6105综放工作面两端头支护示意图2、工作面安全出口的管理两安全出口，每班设专人对其清理维护，确保巷道高度不低于28M，人行道宽度不小于07M。运输顺槽和辅助运输顺槽回出的废木、锚杆等一切杂物都要及时运出工作面超前支护之外，并分类码放整体，定期升井集中处理。（1）质量要求支柱纵横成线，支柱偏差小于100MM；支护支到实底，并做到迎山有力，单体支柱初撑力不小于90KN，不得出现空载支柱；单体三用阀方向一致，阀端指向采空区；所有单体支柱设置防倒装置；不得使用失效的单体支柱；两巷高度不低于28M，安全出口宽度不得小于07M。（2）与其他工序之间的衔接关系采煤机端头进刀时，严格禁止支回单体支柱。（3）巷道巡查管理F6105综采工作面回采期间加强两顺槽巷道维护管理力度，对于两顺槽出现的网兜及时采取措施进行处理，对于巷道支护及规格达不到设计要求的区段，及时联系生产技术部进行协调处理。回采过程中，综采队设立巷道巡查专项记录本，每旬安排专人对综采队范围内的巷道进行巡视检查，发现隐患及时及时安排人员进行处理。3、支护材料的使用和存放管理工作面两顺槽物料码放处要常备有以下材料规格为DW45200/110L单体10根，规格为1601000MM半圆木20根，规格为1502000MM半圆木20根，型钢梁5根，木楔及小木板若干。超前支护所使用单体在入井前必须先进行质量检验，并对所有单体进行编号，入井后码放在辅助运输顺槽指定区域，并设置相应的物料牌板。第四节矿压观测1、矿压观测方法1工作面支架阻力观测F6105综放工作面液压支架载荷工作阻力测定，采用山东尤洛卡公司生产的KJ216A型顶板动态压力监测系统，在整个工作面在7、14、21、28、35、42、49、56、63、70、77、84、91、98、105、112、119、126、133支架位置设置19条测线，在每条测线液压支架上安设一台尤洛卡液压支架监测分站，在线监测工作面推进过程中支架的压力变化情况，并经过监测主机将数据上传至地面计算机进行分析。2、工作面支护质量监测1监测内容工作面支架初撑力、煤壁片帮、采高等，顺槽单体支柱初撑力、超前支护质量等。2由技术人员不定期对工作面和顺槽支护质量进行动态检查，对存在的问题限期整改。3根据矿要求，综采二队指定专人对F6105综放工作面来压情况每月进行总结并对下月情况进行预测预报，以保障工作面回采作业安全。详见附图八F6105综放工作面矿压监测系统布置示意图。第四章生产系统第一节运输系统1、运煤设备及装、转载方式采煤机割煤后落煤至前部刮板运输机上，前部刮板运输机运煤至转载机上，然后进入顺槽皮带，6煤大巷皮带，直至主井皮带；煤机割煤后放煤工通过液压支架后尾梁的摆动，将顶煤落至后部刮板运输机上，后部刮板运输机运煤至转载机上，然后进入顺槽皮带，6煤大巷皮带，直至主井皮带。2、运煤路线F6105综放工作面前、后部刮板输送机转载机、破碎机F6105运输顺槽胶带输送机6煤大巷皮带主井皮带煤仓。3、辅助运输设备及运输方式采用防爆胶轮车进行材料和设备的运输，上下井作业人员采用防爆拉人车接送。地面副斜井6煤辅运大巷F6105辅运顺槽工作面F6105辅运顺槽6煤辅运大巷副斜井地面。见附图九F6105综放工作面运输系统示意图。第二节一通三防与安全监控系统1、通风系统风量计算（1）、按采煤工作面气象条件计算需要风量（12），其计算公式为Q采6070V采S采K高K长600710207125111196M3/MI