山西新景矿煤业有限责任公司2109综采工作面作业规程

第一章概况第一节工作面位置及井上下关系芦南8煤2109综采工作面位于525水平，地面标高9031033，工作面标高454M553M，埋藏深度为480M540M。地面位置位于车道沟及宋家粱以东，芦湖村以南，苇凹村以西，太旧高速及桃河以北的山坡山梁地段。井下位置位于芦南区南翼中部，东为2108工作面（已采），南为旧街煤矿矿界，西为2111工作面（已掘未采），北隔采区大巷为2110工作面（已采）。本工作面地表无村庄等建筑物，但北部存在一高压线塔，预计回采后对其有一定影响。本工作面走向长961M，倾斜长160M，面积153760M2。见地质附图一2109工作面井上下对照图第二节煤层本工作面所采8煤层赋存稳定，结构简单，一般含1层夹石；煤层以镜煤、亮煤为主，内生裂隙发育。本工作面煤层总厚228M288M，平均厚度256M；煤层结构为175（007）074；煤层倾角2O8O，平均倾角6O；可采指数1；变异系数547，储存稳定。表1煤质情况表M（）AD（）VDAF（）QBDAF（MJ/KG）FCSTD（）Y工业牌号60027549602388034WY3煤质情况本工作面所采8煤层煤质好，属中灰、低硫的优质无烟煤。第三节煤层顶底板本工作面老顶为738M的灰白色细粒砂岩，以石英为主，长石次之，夹泥质条带，含云母和黑色矿物硅质胶结。直接顶为673M的黑色泥岩，含植物化石碎片，中部夹12层菱铁矿结核，局部相变为砂质泥岩。直接底为275M的灰黑色砂质泥岩，富含植物化石和黄铁矿，顶部常相变为泥岩。详见地质附图二工作面综合柱状图。第四节水文地质一、含水层的分析本面地表为山坡山梁地段，盖山厚度在450M以上，预计地表水对工作面正常掘进无直接影响；仅在雨季，地表水集聚下渗补给8煤上部的弱含水层，届时工作面低洼处可能有少量积水。二、其他水源的分析本面上部为3煤71115、71117工作面采空区，预计局部低洼处可能存在少量残存积水。回采过程中残存积水下渗，可能会出现局部水洇顶板及淋头水现象，届时需加强防排水工作和顶帮管理。见地质附图三2109工作面上覆3煤层对照图三、工作面涌水量本工作面正常情况下最大涌水量50M3/H；最小涌水量10M3/H。第五节地质构造一、地质构造情况表表2地质构造情况表二、地质构造情况构造名称走向倾向性质落差（M）对回采影响程度F1N27WSW正断层大于1/2煤厚预计该坑透预测断层在工作面内延伸156M。F2N12WSW正断层小于1/2煤厚预计该坑透预测断层在工作面内延伸75M。F3N27ENW正断层小于1/2煤厚预计该坑透预测断层在工作面内延伸55M。F4N10ENW正断层小于1/2煤厚预计该坑透预测断层在工作面内延伸75M。（一）本面北部为一轴向NW的背斜构造，两翼煤层倾角在58之间；中部及南部为一倾向SE的单斜构造，煤层倾角在27之间。（二）煤层节理以N2550W、SW70一组为主，N3055W、NE5070一组次之。（三）顶板节理以N2050W、SW80一组为主。第六节影响回采的其他因素一、影响回采的其它地质情况表3影响回采的其他地质情况表瓦斯绝对涌出量2283M3/MIN相对涌出量822M3/T煤尘具爆炸危险性煤的自燃无自然发火倾向地温正常地压正常二、问题及建议1、本工作面北部地表存在一高压线塔，预计回采后对其有一定影响，建议联系相关部门提前做好加固工作。2、本面已进行坑透，资料显示距切巷850950M范围为E异常区，分析认定该异常区由一轴向NWW的背斜构造和已知陷落柱X1影响所致。其中，背斜构造由西向周围断裂构造较发育，且煤层、顶板节理发育，易造成瓦斯含量增大，对回采有一定影响；已知陷落柱X1，预计延伸进工作面27M左右，对回采有一定影响。异常区内预测构造附近瓦斯含量可能增大，回采应注意观测。此外，工作面内还存在预测断层F1、F2、F3、F4。其中，预测断层F1断距大于1/2煤厚，预测断层F2、F3、F4断距小于1/2煤厚，均对回采有一定影响。3、根据坑透资料、本煤层打钻资料、三维地震资料以及掘进期间巷道实际资料综合分析，工作面在掘进过程中回风巷（距切巷899924M处）揭露一陷落柱，对回采有一定影响，届时需采取专项过陷落柱措施，并加强顶帮管理及瓦斯监测工作。在工作面内分别圈出4处预测高瓦斯区域，区内可能存在预测断层，且构造软煤发育，瓦斯含量可能增大，回采期间需制定专项措施，并加强顶板管理、瓦斯监测工作。4、工作面进风巷，切巷540M范围整巷后，局部巷高超过5M，回采期间应加强该区段巷道内顶帮管理支护工作。见地质附图四2109工作面煤层底板等高线图第七节储量及服务年限一、储量计算表4工作面储量表走向长（M）倾斜长（M）面积（M2）煤厚（M）容重（T/M3）工业储量T回采率（）可采储量T96116015376024915258195195552853工业可采储量工作面可采走向采长煤厚煤的密度Q工961160249152581951T实际可采储量工业可采储量回采率Q可55050295552853T二、工作面服务年限工作面的服务年限可采走向长度月设计推进长度961（08809030）55个月第二章采煤方法采煤方法本面采用倾斜长壁后退式综合机械化采煤方法，顶板管理采用全部垮落法处理采空区，双滚筒采煤机落煤装煤，液压支架维护顶板，工作面采用一部工作溜运煤。第一节巷道布置一、工作面巷道布置及井下位置情况（一）本工作面布置一条进风巷、一条回风巷和一条专用尾巷。（二）本工作面井下位于芦南区南翼中部，东为2108工作面（已采），南为旧街煤矿矿界，西为2111工作面（已掘未采），北隔采区大巷为2110工作面（已采）。（具体详见生产系统示意图一）。二、工作面回进风巷、尾巷等巷道及支护情况（一）工作面进风巷2109工作面进风巷为矩形断面，净宽44M，净高26M，巷长1040M，沿8煤层顶底板掘进。进风巷采用锚杆锚索W钢带金属菱形网支护。因本巷道为二次动压巷道，经整巷后，顶板多处存在高冒区实际采用锚杆锚索钢筋网支护。（二）工作面回风巷2109工作面回风巷为矩形断面，净宽40M，净高26M，巷长1040M，沿8煤层顶底板掘进。回风巷采用锚索锚杆钢筋钢带金属菱形网支护。（三）工作面尾巷2109工作面尾巷为矩形断面，净宽44M，净高26M，巷长1040M，沿8煤层顶底板掘进。尾巷采用锚杆锚索W钢带金属菱形网支护。第二节采煤工艺一、采煤工艺2109工作面采用倾斜长壁后退式综合机械化采煤工艺，工作面安装一部SGZ764/630型刮板输送机，107组ZY5000型支架，采用MGTY300/70011D型采煤机落煤和装煤，前滚筒割上刀后滚筒割下刀，双向割煤，煤炭由生产溜运出。二、工作面采高及循环进度要求工作面采高控制在25M左右。割一刀煤、移一次架、推移一次生产溜、回柱放顶为一个正规循环，循环进度为08M。三、落煤、装煤、运煤及顶板控制方式（一）落煤和装煤采用MGTY300/70011D型采煤机落煤和装煤，前滚筒割上刀，后滚筒割下刀，双向割煤，煤炭由生产溜运出。（二）运煤工作面落煤由生产溜、转载机、顺槽皮带机、8煤仓、南上皮带、主斜井2煤仓、主斜井皮带运至选煤厂。（三）工作面顶板控制采用液压支架及时支护方式管理顶板，架间空顶由侧护板伸出支护。支架的移架距离滞后采煤机后滚筒35架，顶板破碎地带要提前拉架或伸出支架伸缩梁控制好顶板，严格控制端面距。四、进刀方式（一）机组进刀采用割三角煤端头斜切进刀法，进刀距离不小于25M。（二）机组割透机头（尾）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25M处，生产溜推移到位后，机组返回割三角煤，割透机头（尾）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。（三）机组割至距机头（尾）100M处时，必须放慢牵引速度，并通知机头（尾）人员撤到10M以外的安全地点。（四）工作面机头（尾）人员要时刻注意两端头顶板及各种管线，发现问题及时通知机组司机停止割煤，待处理问题后再开机。（附端头斜切进刀示意图三）五、工艺流程及要求采煤机斜切进刀割煤装煤运煤移架移溜过机头（尾）回柱放顶。（一）斜切进刀（上已叙述）（二）割煤和装煤1、采用MGTY300/70011D型采煤机落煤和装煤，前滚筒割上刀，后滚筒割下刀，双向割煤，往返一次进2刀，每刀进度08M，采高控制在25M左右。（机组在割煤时机组回风侧严禁有人进行任何作业）2、正常情况下采煤机牵引速度控制在25M/MIN，过构造期间机组速度不得超过1M/MIN。严禁机组超速、割顶、割底及空顶作业。3、正常情况下必须沿工作面顶底板割煤，不得留底煤及抓顶煤，严禁割顶。如遇过构造为防止割底，可根据工作面实际情况适当调整坡度丢底煤，待构造过完后必须沿底板割煤。需丢底煤作业时另报专项措施。4、生产过程中为防止窜溜，在回采过程中要根据回、进风高差大小随时调整回、进风的推进度。5、采煤机司机严格按回采操作规程第七章“回采机电设备操作”中第一节的有关要求执行。割煤、移架、移溜距离示意图（见附图四）（三）运煤工作面落煤由生产溜、转载机、皮带机运至8煤仓。（四）移架1、工作面支架采用本架操作，支架型号ZY500016/35型。2、移架距离滞后机组后滚筒35架，降架幅度01015M，顶板破碎地段采取带压擦顶移架措施；移架必须达到08M的步距。3、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，立柱支撑强度达到初撑力。4、调整控制端面距不大于034M，如超过必须提前移架或伸出前探梁。若仍大于规定则必须在前梁上挑支板梁。5、支架操作完后及时将各手把打回“0”位。6、支架工要严格执行回采操作规程有关要求执行。（五）移生产溜1、推生产溜滞后移架35架。2、推生产溜应按顺序渐近式操作23台千斤，弯曲段不小于21M，每节槽分三次均匀移彻。3、如遇推不动，不得强行硬推，手把回“0”位，应通知机组司机停止割煤，待检查处理后方可开机。4、移溜工应严格执行回采操作规程有关要求执行。（六）过机头（尾）1、过机头（尾）工作面人员必须提前替移单体柱，清理杂物，往外拖拉管线。超前16M回收煤帮侧托板。2、在割透两端头时，利用机组松动锚杆，人工取出，禁止强行硬割，取帮锚杆时，必须停机停溜，并拉掉工作面急停闭锁。人员进入煤帮取锚杆等作业时，严格执行“敲帮问顶”制度，并设专人监护顶板。3、当机组割透两端头，将机组开回25M处，待中间架全部拉出后，开始移机头（尾）。4、推移机头（尾）或移机头（尾）架时，落山侧及煤帮附近严禁有人作业，人员撤离至距机头（尾）支架10架外，回、进风巷工作人员撤至距机头（尾）10M以外。5、推移机头（尾）及机头（尾）架时，要闭锁生产溜和转载机，严禁开溜作业。6、每次过机头尾后移机头（尾）架前，及时在跨溜抬棚下支柱，在跨溜抬棚完好不缺柱的前提下方可移机头（尾）架。7、其它未提之处严格执行回采操作规程有关规定内容。（七）回柱放顶进、回风顺槽正常放顶方式实行小班随采随放，放顶步距08M。（详见第八章第二节第九）六、工作面正规循环生产能力（一）循环产量WLSHCW1600824915295460T式中W工作面正规循环生产能力（T）；L工作面长度（M）；S采煤机截深（M）；H煤层高度（M）；煤的密度（T/M3）；C工作面煤炭采出率（）。（二）日循环数根据正规循环作业图表，确定循环数为8个。（三）日产量46083680T（四）月产量3681309099360T详见附图十七正规循环作业图。第三章设备配备一、机电设备技术参数附综采工作面设备布置示意图（五）表5机电设备配备表使用地点设备名称规格型号数量单位备注采煤机MGTY300/70011D1台液压支架ZY500016/35107架工作面生产溜SGZ764/630Q型1部转载机SZZ764/200型1台破碎机PCM110型1台乳泵WRB200/315型2台带液箱一个个顺槽皮带SSJ1000/1602型1部双机移变KBSGZY1250/62台1140V移变KBSGZY800/61台660V喷雾泵BPW315/161台P110KW加压泵BPW315/161台P110KW排水泵D854531台进风巷回柱机JM141台绞车JD1141部绞车JD251部绞车JD403部注水泵BPW80/3152台带水箱一个回风巷排水泵D854531台二、液压支架技术参数表6支架参数表支架型号初撑力/KN工作阻力/KN高度/M支护面积M2数量ZY500016/35400050001635548614107三、主要设备布置（一）进风巷配备SSJ1000/1602型带式输送机一部，铺设长度1000M；SZZ764/200型转载机一部，PCM110型锤式破碎机一部。KBSGTY1250/6移变二台，KBSGZY800/6移变一台，WRB200/315乳泵两台，BPW316/16型110KW喷雾泵一台，BPW315/16型加压泵一台，各种高低压开关及设备平台一个，D85453排水泵1台。（二）回风巷D85453排水泵1台，JD114、JD25、JD40型调度绞车共5部。（三）工作面MGTY300/70011D型采煤机一台；ZY500016/35支撑掩护式液压支架107架，SGZ764/630型刮板输送机一部。第四章顶板控制顶板管理方法本工作面用液压支架控制顶板，回、进风巷及两端头采用44M型钢梁跨溜抬棚、单体柱维护顶板。采用全部垮落法处理采空区。第一节支护设计一、支护设计本工作面选用ZY500016/35型支架控制工作面顶板。两端头采用一对两趟44M型钢梁跨溜抬棚，正常情况下，一梁不少于4柱，柱距不大于10M，过机头尾瞬间不少于三柱。进风超前从采线向外100M范围内采用2趟型钢梁支护顶板（采帮侧和煤柱帮侧各1趟），进风超前支护总距离始终不小于100M。要求柱距08M,一梁五柱。回风超前从采线向外20M范围内采用2趟型钢梁支护顶板（采帮侧和煤柱帮侧各1趟），回风超前支护总距离始终不小于20M。要求柱距08M,一梁五柱。二、工作面及两巷支护设计（一）采用类比法计算工作面的合理支护强度1、按采煤工作面质量标准规定，2109工作面支架需要承受的荷载取8倍采高的岩柱重量计算工作面合理支护强度PT。981256M25T/M3850227KNM2050MPAKPTH9式中PT工作面合理的支护强度，KNM2；H采高，取256M；顶板岩石容重，TM3，一般可取25TM3；K工作面支架上覆岩层厚度与采高之比，一般为48，应根据具体情况合理选取。建议取8倍采高计算。支架实际最大受载强度050MPA，小于本架的设计支护强度071079MPA，故支架选型符合要求。2、同煤层矿压观测选择或预计本工作面矿压参数参考表（见下表）表7同煤层矿压观测选择或预计本工作面矿压参数参考表序号项目单位本煤层实例本面选取直接顶厚度M568673老顶厚度M11217381顶底板条件直接底厚度M4352752直接顶初次跨落步距M88来压步距M20302030最大平均支护强度KN/M2800800最大平均顶底板移近量M0180183初次来压来压显现程度来压明显来压明显来压步距M15201520最大平均支护强度KN/M2800800最大平均顶底板移近量M0120124周期来压来压显现程度来压明显来压明显最大平均支护强度KN/M25505505平时最大平均顶底板移近量M0100106直接顶悬顶情况M23237底板允许比压MPA0982150982158巷道超前影响范围M2020（二）两巷超前支护设计进、回风超前段支护在静压状态下顶板载荷2/HRQP顶顶COSSIN0CZP顶顶20A/1433KN/M2303M255M进、回风超前段顶板载荷（动压影响一般取静压时的24倍，这里取3）Q进、Q回3Q顶3顶（RPH/2）KN1299KN/M2顶板总压力F顶LAQ进KN11431KN进风锚网支护F锚网N补N破KN9792KN单体柱承载的顶板压力F单F顶F锚网KN1639NPTF单/SF单/AL18625KN/M2式中顶顶板岩石平均容重，25KN/M3；补强锚索的支护效率，85；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、Q回进、回风超前段顶板载荷，KN/M2；N补补强锚索的根数，根N破补强锚索的破断力，KN；ALNS总总实F锚网进、回补强锚索的承载力，KN；F单进、回风单体柱承载的顶板压力，KN；PT进、回风顶板载荷，KN；支柱实际支撑能力计算09909509101025020102KNRKRAHBZGT式中RT支柱实际支撑力，KN；R支柱额定工作阻力，KN；K支柱阻力影响系数合理支柱密度00975根/M2TTP/式中N支柱密度，根M2；PT进、回风巷顶板载荷，KN；RT支柱实际支撑能力，KN根。实际支柱最小密度50/880568根M2式中N实实际支柱密度，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。两顺槽超前20M压力集中范围内，各支设两趟44M型钢梁走向抬棚，一梁五柱，柱距为08M，即可满足支护要求。超前支护均采用DW或DZ型单体液压支柱支护，柱距为08M，DW单体柱初撑力不小于140KN，DZ型单体柱初撑力不小于90KN。（三）控顶距的选择根据支架选型计算，本工作面支架选型合理，该型支架最小控顶距42M，最大控顶距50M，端面距034M。二、乳化液泵站（一）泵站型号、数量2109综采工作面所配乳化液泵型号为WRB200/315，共两台，一台使用，一台备用。乳化液泵站到工作面采用32MM的高压液管进液，38MM的高压液管回液。（二）泵站位置泵站位于2109工作面进风顺槽移动设备列车处。（三）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、我公司的乳化液供应方式为地面集中配制，然后经管路运输至井下各使用地点，但启动泵站前应使用乳化液浓度折射仪检查乳化液浓度是否不小于123，如不合格立即汇报公司总调和有关领导，处理后方可开启泵站。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315MPA，供液压力不低于30MPA，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八章“回采机电设备操作”中的有关要求执行。第二节工作面顶板控制一、顶板支护（一）本面安装107架ZY500016/35型支撑掩护式液压支架；采用及时支护方式管理顶板，架间空顶由支架侧护板伸出支护。（见支架布置示意图六）（二）支架说明支架ZY500016/35型，支护高度1635M，支架宽15M，支护面积548614M2，工作阻力5000KN，支护强度071079MPA。工作面支架最大控顶距50M，最小控顶距42M，移架放顶步距08M，端面距不大于034M。（见附图七最大最小控顶距示意图）支架的移架方式为本架操作，要求支架工跟机及时移架支护顶板，移架距离滞后采煤机后滚筒35架，顶板破碎地带提前拉架控制好顶板。（三）工作面伞檐规定工作面的伞檐要符合下列要求伞檐长度超过1M时其最大突出部分不超过200MM；伞檐长度不超过1M时其最大突出部分不超过250MM。工作面有伞檐时机组工必须用机组滚筒将其割掉，割伞檐时机组工必须用遥控操作机组，并远离机组5M以外，伞檐附近5架不许有人作业，以防伞檐掉下伤人。当机组过后留有伞檐时，支架工必须利用支架伸缩梁或拉架将伞檐处理掉，施工时伞檐附近5架不许有人作业。二、支架强度校核（一）根据本公司同煤层矿压观测结果，工作面顶板最大载荷050MPA小于本型支架的设计支护强度071079MPA。（液压支架主要技术参数见表11）（二）底板比压校核DP支架支护面积/支架底座面积050624/559055MPA小于底板比压098MPA表8支架参数对照表项目工作面实际条件支架参数采高/M2282881635煤层倾角1015煤层厚度/M2561635支护强度/MPA050071079底板比压/MPA055098215三、特殊时期的顶板管理过地质构造、顶板破碎、应力集中区以及停采前的顶板管理必须根据现场实际另行编制专项措施。第三节进风巷、回风巷顶板控制一、两顺槽超前支护（一）进风超前支护方式进风顺槽超前支护正常情况下采用在锚杆锚索网下顺巷支44M型钢梁走向抬棚管理顶板。从采线向外到100M之间，工作面超前维护为距离煤柱帮和采帮各0308M，支设两趟走向对口抬棚管理顶板，棚梁为44M型钢梁，梁头与梁头的距离不超过03M。要求柱距08M，一梁五柱。进风超前支护总距离始终不小于100M。当单体柱钻底量超过01M时，单体柱必须穿鞋，鞋规格为280MM的铸钢鞋。（二）回风超前支护方式回风顺槽超前支护正常情况下采用在锚杆锚索网下顺巷支二趟44M型钢梁走向抬棚管理顶板。从采线向外20M，距离巷道两帮0308M各支设一趟走向对口抬棚管理顶板，棚梁为44M型钢梁，梁头与梁头的距离不超过03M。要求柱距08M，一梁五柱。（三）当回进风压力大时，在原抬棚02M处加12趟走向对口抬棚管理顶板，棚梁为44M型钢梁。钢梁与原超前交错布置，交错距22M，要求柱距08M，一梁五柱。（四）如回进风顺槽遇特殊情况，如塌顶，造成巷道超高时，则采取如下措施施工1、施工工艺（1）顺槽超高段顶板维护采取支顺巷抬棚、构顶的方法。棚梁采用型钢梁，棚腿采用单体液压柱；一梁五柱，柱距梁头约04M，柱距08M。（2）施工前，首先将所用顶梁、单体柱、构顶材料及工具备在作业地点附近,并在每架棚下前方合适位置搭设工作台。（3）每一超高段的支棚构顶工作必须采取由非超高处开始逐架施工的方法。（4）首先靠巷道两帮支设第一架顺巷抬棚,抬棚与巷道非超高段搭接长度为16M，搭接段支设2根单体柱；将抬棚支设牢固后，抬棚上先横蹬20长度合适的一面平圆木，间距08M；其上再在巷中两侧支设两垛罗架木“”字形接实顶板，罗架木构顶使用直径18CM以上的长度合适的优质一面平板木。（5）然后再向前支两趟交错抬棚，交错抬棚的梁间距01M，交错距16M，交错段支设2根单体柱；将抬棚支设牢固后，再进行构顶工作（同第一架棚），构顶完成后，与第一架顺巷抬棚对口支设一趟抬棚，替换原来的交错抬棚，型钢梁下支设三根单体柱，并将柱升紧达到初撑力。（6）罗架木必须双数均衡勾盘，并且要相互搭接形成整体，背紧楔牢。（7）单体柱必须支在实底上，并挖有不小于5CM深的柱窝，当单体柱钻底量超过01M时，必须穿鞋，鞋规格280MM的铸钢鞋。（8）如此循环施工，完成每一超高段的顶板维护工作。顶板维护完成后，使此处超前维护与回进风超前管理一致且保证行人出口畅通。（9）人员递送型钢梁木料及从事其它工作时，必须相互联系好、配合好，防止发生意外事故。（10）施工中途不得随意停工，完成一段后才能停工，停工后及时清理施工现场。2、安全技术措施（1）施工前及施工中要随时观察顶板及周围支护情况，使用长柄工具（长度不小于25M）敲帮问顶，并设专人监护顶板，发现不安全隐患，必须及时停止作业，撤出人员，进行处理。（2）施工期间，在施工地点安装好语音声光信号，并制定统一的皮带开停信号，并搁专人负责信号联系。（3）如果在进风施工，施工前必须闭锁皮带，确认皮带开关闭锁以后方可上下工作台构顶。（4）构顶前必须在构顶段下方搭设工作台。工作台的搭设采用平台架加架板的方式，在平台架按规定架设好后，满铺厚不低于60MM的长度合适的优质架板搭出平台。工作台的长度不超巷道宽度，宽度不小于25M，第一层的高度可掌握在18M左右，随着构顶高度的增加，每15M加高一层平台，并在巷道的煤柱帮侧留有宽度不小于04M的台阶，以便于人员上下及传递物料。（5）高处作业的施工人员必须系好安全带，安全带必须悬挂在超高段顶板或巷帮稳固的锚杆或锚索上。（6）高处作业前，通风工区搁瓦检工检查好超高处的瓦斯浓度,超过1，严禁施工；处理瓦斯后方可作业。高处作业的施工人员要随身携带便携式瓦检仪，严禁在瓦斯超限的情况下作业。（7）支棚构顶期间，施工下方严禁站人和人员通过，以防木头等坠落伤人。（8）上梁时，不得少于4人，要有专人扶腿、升柱，专人观察指挥。抬梁时必须顺肩，蹬高时人员必须站在稳固的物体上，上好一端后再上另一端。（9）施工所需一面平圆木、板梁等，需人工抬运板梁时要同肩，且手不得放在物料上方，前后互相联系，下放时要看好肩、搭好号，同起同放，严禁在抬运过程中不打招呼私自乱放重物。（10）需蹬踩架板时，架设架板必须设专人负责，架板必须支垫平稳、固定牢靠，人员站在架板上施工时必须站稳、扶稳。每次开工前，工长必须检查架板架设是否平稳牢固。（11）型钢梁过程中，严禁工作人员将手和身体任何部位伸到梁的平面上部，以防挤伤。支设型钢梁时，注意正规操作，防止伤人。（12）每班施工完毕后，将施工现场清理干净，不得留有隐患。（五）回、进风超前及端头维护的支设工艺1、回进风巷支设超前及端头维护前，先将所用顶梁、单体柱、勾顶材料及工具备在作业地点附近。2、维护支设要求至少4人操作，首先观察好顶板的情况，找好柱距、排距，一人扶单体柱，两人扶梁、并在梁与顶板间垫放小板皮、背楔，另一人现场指挥并监护顶板。最后将柱升紧达到额定初撑力。3、为了保证44M型钢梁的支护质量，当巷道顶板凹凸不平时，支设44M型钢梁或50M大梁时要用破板、木帽等将支设处的顶板垫平。4、巷道高度较大，移支梁人员伸手探不到梁时，移支梁作业要踩凳进行。要求凳必须牢固、可靠。5、超前维护的支设，要求梁与顶板间必须用小板皮背实，柱要支在实底上，且必须升紧支牢达到额定初撑力。底板较软时必须穿铁鞋，以便支柱升紧后能真正达到实际的支护效果。6、超前维护的支设作业由检修班负责。7、其它未提及之处，严格执行回采操作规程第352362条有关规定执行。（六）安全技术措施1、作业人员必须为端头维护工，且要持证上岗。严格执行敲帮问顶制度和先支后回原则。若顶板压力大，移支困难，须先支设临时的单体帽柱且拴好防倒绳管理顶板。2、所用单体柱必须根根合格，保证达到初撑力，且必须拴防倒绳。3、严禁使用弯曲、破损、有裂缝等不合格的型钢梁。4、支设型钢梁过程中，严禁工作人员将手和身体任何部位伸到梁的平面上部，以防挤伤。支设型钢梁时，注意正规操作，防止伤人。5、44M型钢梁的回收在小班落山放顶时进行。型钢梁回收时最少4人配套作业，坚持“先支后回”的原则。在确认顶板安全无隐患的情况下，方可回收将进入落山的44M型钢梁。回梁前必须在距被回收的44M型钢梁05M处顺巷支设一排单体帽柱，要求柱距不大于10M。回梁时两人扶梁，一人回柱，一人现场指挥并监护顶板状况，回柱人员要使用长柄工具，防止型钢梁突然掉落伤人。回柱回梁后要随放顶工序由里向外回撤单体帽柱。6、44M型钢梁移支到位无问题后，方可进行拉架、移机头、机尾等工作。严禁在回、移型钢梁时操作端头支架，防止发生顶板事故。7、严禁人员进入落山切顶密柱以里从事任何作业。表10单体液压支柱型号、数量进风巷DW25型、DW28型、DW315型单体液压支柱或DZ25型、DZ28型、DZ315型单体液压支柱350根回风巷DW25型、DW28型、DW315型单体液压支柱或DZ25型、DZ28型、DZ315型单体液压支柱100根合计支设DW25型、DW28型、DW315型单体液压支柱或DZ25型、DZ28型、DZ315型单体液压支柱450根，备用200根。累计需DW25型、DW28型、DW315型单体液压支柱或DZ25型、DZ28型、DZ315型单体液压支柱650根。二、端头支护（一）端头支护工作面均采用ZY500016/35型支架，支架单列顺序直线布置。采用及时支护方式管理顶板，架间空顶由侧护板伸出支护。（二）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4根均匀布置，切顶密柱回撤前，第一架必须移到位，端头维护的单体柱必须达到初撑力而且要迎山有力。要求DW型单体柱初撑力140KN,DZ型单体柱初撑力90KN。当回、进风顺槽放顶以后，落山悬顶超过20M不塌时，必须沿切顶密柱支设戗棚戗柱，棚梁紧挨密柱柱头。要求一梁三柱，单体柱与底板成75度左右的角。当首架移架后，从支架切顶线至落山切顶密柱必须补齐挡矸密柱，要求每米4根。2、临时密柱两顺槽落山放顶时，放顶步距内必须坚持先支后回的原则支设临时密柱，即在新的切顶线上先支设一排临时密柱后，原切顶密柱方可由难到易逐根回撤，严禁对面搬家，放顶步距最大不超过08M，临时密柱根据顶板压力情况每米支设不少于3根且要均匀布置。3、挡矸密柱工作面机头尾架拉出后,应及时切顶线后距机头尾架02M处顺巷支设一排单体帽柱,要求每米不少于4根。（三）跨溜抬棚支护工作面采线向外2M至落山密柱采用一对两趟44M型钢梁跨溜走向抬棚管理顶板。钢梁交替迈步前移,迈步步距16M,两趟跨溜抬棚间距02M。进风巷端头支护形式采帮侧第一趟距第一架支架不大于05M,在距采帮侧第一趟02M处支设第二趟跨溜抬棚。要求一梁四柱。在移机头时，跨溜抬棚交错迈步前移,先把型钢梁下影响移机头的单体柱回出。机头移出以后及时在落山侧钢梁下支设单体柱,在过机头瞬间每架型钢梁至少支设三根单体柱。最后在距离转载机机尾02M处，落山侧全断面支设一排切顶密柱维护机头的顶板，密柱要求每米不少于4根单体柱。交错迈步的钢梁前移后，要及时在顺槽钢带下卡支帽柱至切顶线，严禁移架后不支柱。回风巷端头支护形式采帮侧一趟距尾架不大于05M,在距采帮侧第一趟02M处支设第二趟跨溜抬棚要求单体柱的柱距不得大于1M,一梁4柱。在移机尾时，跨溜抬棚交错迈步前移,先把型钢梁下影响移机尾的单体柱回出。当机尾移出以后及时在落山侧钢梁头下支设单体柱,在过机尾瞬间每架型钢梁至少支设三根单体柱最后在落山侧全断面支设一排切顶密柱，维护机尾的顶板，密柱要求每米不少于4根单体柱。如遇压力增大（可由当班跟班队干或工长根据现场实际目测判断压力是否增大）时要及时加支一对两趟44M型钢梁跨溜走向抬棚管理顶板,对距12M,支设方法同第一对。如工作面窜溜造成回、进风端头缺架时当顶板暴露宽度大于30CM时，加一趟44M型钢梁（或50M板梁）抬棚维护顶板；当顶板暴露宽度每增加30CM另加一趟44M型钢梁（或50M板梁）抬棚，与上趟交替迈步前移，迈步步距08M，迈步后在煤帮侧梁头下卡柱，支设方法同上。当支架占巷小于一个支架时，跨溜抬棚按原要求支护。当支架占巷大于一架支架时，跨溜抬棚可以不支。回、进风端头支设的所有单体柱必须要安装防倒拉杆或拴防倒麻绳且防倒拉杆或防倒麻绳的两端要与巷道顶帮拴绑牢固。回、进风端头支设的44M型钢梁必须保证其接顶严密，接顶不严处用破板或木楔勾垫严实。（四）单体帽柱支护当进风顺槽煤柱帮侧行人宽度大于07M且巷道变形比较明显时，可紧靠转载机煤柱帮侧挡煤板处，在生产溜与切顶密柱间的每根钢带下面支设一根单体帽柱。必须采用专用柱帽，柱帽规格为40015080MM。严禁用回收托板或旧道木代替。严禁两根单体柱共用一个柱帽。三、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工作溜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18M，宽度不小于07M。此外必须在安全出口不畅通段两头各安设一个语音声光电铃，以便人员通过喊话和打点（一停二开）通知司机开启或停止运输设备。四、支护材料的使用数量和存放管理工作面日常使用的各种支护材料及常备材料，要分类整齐地码放在回风巷的材料场内。（详见支护材料用量表）五、退锚的要求及退锚器的型号和相关技术要求（一）退锚的要求本工作面必须配备和使用退锚机具对锚杆、锚索进行卸压，退锚率要达到85以上，确保端头采空侧顶板及时跨落。退锚后，落山悬顶距离超过2M的，要采取剪顶网并支设戗棚（柱）加强支护的措施。因顶板压力大、顶板破碎、巷道超高、锚索外露段损坏、外露长度不足等原因退锚困难时，公司生产科应制定具体措施，防止瓦斯、顶板事故的发生。1、退锚必须在密柱以外放顶步距内进行，严禁任何人员进入密柱以里的采空区进行退锚或进行其它作业。2、退锚前，先支单体柱维护好锚索周围的顶板，防止退锚后，发生冒顶或掉矸现象。要求在退锚处视顶板情况支设23根单体帽柱。3、退锚前，先用单体柱将钢带和托板顶牢，防止锚具松脱后，托板等物料掉下伤人。4、退锚时，一人观察顶板及周围的支护情况，两人手托千斤顶将其套在锚索上，枪头顶住锁具，然后其中一人操作液压泵手把，当千斤顶咬住锚索后，把千斤顶用铁丝拴在顶网上，然后通知所有人员撤离退锚点5M以外（落山侧不许有人），同时注意观察压力表及千斤顶。当千斤顶顶开锁具以后，停止操作液压泵，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5M以外，再操作千斤手把，将千斤收回。当锁具完全脱离开后，将千斤顶、托板和锁具取下，并回收。5、退锚时，人员站在支护完整的地点，实行远距离操作，随时观察退锚地点及其周围的顶板情况，发现异常，立即远撤。6、退锚和回撤密柱按照退锚处支密柱逐根退锚补齐临时密柱回柱放顶下一排退锚处支帽柱逐根退锚。7、严禁人员进入落山密柱以里取材料或进行其它作业。8、在顶板破碎、压力大、顶板整体下沉、锚杆被压弯，锚索钢绞线被压散、弯曲等不能退锚时，必须经生产科、安监部及通风工区现场鉴定，并要求剪断锚杆或锚索周围的顶网和钢带的情况下可以不退锚。9、机头、尾支架占巷时的退锚管理拉架时先对支架正前方08M范围内的锚杆、锚索进行退锚。退锚前先支单体帽柱维护好顶板，柱距08M，退锚后及时伸出支架前插板维护顶板。10、两顺槽退锚、放顶必须有队干或工长现场把关指挥。11、其它未提之处严格按回采操作规程中347351条有关退锚规定执行。（二）退锚器和相关安全技术要求1、回、进风端头退锚工作面必须配备经集团公司认可的安全高效退锚机（进、回风巷各一台，一台备用），并要作好检修维护工作，确保退锚器的正常使用。损坏的退锚机必须及时更换。对锚杆的卸压可采用套管扳手或风动扳手，进风巷还可使用螺母破切器对锚杆进行卸压，回风巷严禁使用螺母破切器。2、退锚操作人员必须进行专项培训，退锚操作人员应熟悉退锚器结构，掌握操作要领后方可上岗操作。3、退锚必须在进回风顺槽密柱以外放顶步距以内进行，严禁超前支架切顶线1M退锚，顶锚杆卸压应在回柱放顶前进行。严禁任何人员进入密柱以里空顶区作业。退锚放顶前，必须在所退锚索（锚杆）的托梁、钢带或顶板下支设单体帽柱。退锚过程中，严禁单人操作，附近不得同时进行其他作业，并保证退路畅通。退锚预紧过程中，锚索下方严禁有人。预紧完毕。所有人员（包括操作人员）必须撤至所退锚索5M以外，落山侧不得有人，然后方可加压退锚。退锚器应用小链与顶网或钢带等连接，以防退锚器掉下损坏或伤人。回风侧锚索退锚、锚杆卸载时，必须经专职瓦检员检查瓦斯浓度在规定界限以内时，方可进行。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，掌握综采面的矿压显现规律。根据2112工作面的矿压观测结果预测本面的周期来压步距为1520M。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七个观测站，其中工作面前部一站，中部五站，尾部一站，每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左右立柱受力测定，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工作面均匀布置七块YHY60型煤矿用液压支柱测力仪，对液压支架的初撑力、工作阻力进行监测，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。（二）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、端面顶煤冒落情况、顶板跨落情况等。（三）巷道测区观测1、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。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、工作面矿压观测站布置沿工作面自上而下布置三个测区，延长工作面前共安设YHY60型矿压观测表7块3、20、40、60、80、100、105。2、队组技术员用FCH64/05型手持采集器每天采集一次数据，每采集一次分析一次，发现异常应及时采取措施。3、顶板动态监测由支架中心组长负责设备的安装及维护。4、过构造期间，构造区域每4架支架必须配备一组矿压观测表。5、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。6、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到替前移，每34天对巷高、巷宽观测一次并做好记录及时报回矿压组。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。第五章生产系统第一节运输系统一、运输方式及运输设备工作面采用MGTY300/700型双滚筒采煤机割煤装煤，由SGZ764/630输送机将煤自动送入SGZ764/200转载机，再通过SSJ1000/1602带式输送机将煤运至8煤仓。表11运煤设备运煤设备型号功率（KW）转载方式生产溜SGZ764/630630自动转载机SGZ764/200200自动带式输送机SSJ1000/1602320自动二、运输设备的安装、固定及推移方式工作面安装一部生产溜，进风顺槽安装转载机一部、皮带机一部。推移生产溜滞后采煤机后滚筒915M以外跟机分段推入。推移溜利用支架推移千斤顶来完成的。拉转载机、破碎机利用转载机自带的迈步千斤顶完成。三、运煤路线2109回采工作面进风巷8煤仓南上皮带主斜井2煤仓主斜井皮带地面。四、辅助运输路线地面副立井井底车场材料绕巷千米大巷南石门道轨巷南上轨道运输大巷8煤轨道二联巷8煤西轨道巷2109回（进）风巷2109工作面。第二节通风系统一、通风设施本面的通风设施包括回风口安设的双风门、尾巷口安设的小双风门。二、回采期间风量计算根据新景公司芦南8煤2107工作面2009年产量日报4月份总产量121582吨，5月份总产量120348吨，6月份总产量105803吨三个月的平均日产量3821吨。根据芦南8煤2107工作面平均绝对瓦斯涌出量218M3/MIN，平均日产量3821吨，计算得出平均相对瓦斯涌出量为822M3/T，最大瓦斯涌量为2715M3/MIN，平均抽放量348M3/MIN，抽放率1596。计算得出瓦斯涌出量不均衡系数为125。不均衡系数按17计算。根据芦南8煤2109工作面计划产量4000吨，由芦南8煤2107工作面相对瓦斯涌出量822M3/T计算得出芦南8煤2109工作面绝对瓦斯涌出量为2283M3/MIN。根据芦南8煤2107工作面抽放率1596，计算得出芦南8煤2109工作面风排瓦斯涌出量为1917M3/MIN（8404）,抽放量为366M3/MIN（1596）。根据基础数据，计算得出芦南8煤2109工作面风排瓦斯涌出量为1917M3/MIN,回风风排瓦斯涌出量占总风排瓦斯涌出量的852M3/MIN，尾巷风排瓦斯涌出量占总风排瓦斯涌出量的1065M3/MIN。1、按绝对瓦斯涌出量计算。QQ采回Q采尾100Q采KCH4QCH4尾/25KCH4Q采煤工作面需要风量；Q采回工作面回风风量；Q采尾工作面尾巷风量；Q采回风风排瓦斯涌出量（根据统计取852M3/MIN）QCH4尾尾巷风排瓦斯涌出量（根据统计取1065M3/MIN）；KCH4采煤工作面瓦斯涌出不均衡通风系数，实际小于17的取17，实际大于17的取实际值；25尾巷瓦斯浓度不得超过25；100单位瓦斯涌出配风量，以回风流瓦斯浓度不超过1换算值Q100852171065/251714484724221726M3/MIN2、按采煤工作面温度计算需要风量。Q采60V采S采平均60151151035M3MIN其中V采采煤工作面风速，根据煤矿通风能力核定办法（试行），取15M/SS采平均采煤工作面最大和最小控顶距净断面积的平均值（S采平均（542）225115M2）。3、按工作面最多人数为70人，每人所需风量不少于4M3/MIN。Q采704280M3/MIN4、按风速进行验算按最低风速025M/S验算采煤工作面的最小风量Q采60025S600251151725M3/MIN按最高风速4M/S验算采煤工作面的最大风量Q采604S6041152760M3/MINQ采采煤工作面需要风量；S采煤工作面有效通风断面，取最大和最小控顶距时有效断面的平均值。本工作面最大控顶距为50M和最小控顶距为42M，采高为25M，取S（542）225115M2；经验算芦南8煤2109工作面计划配风量Q采223888M3/MIN。因为1725M3/MIN21726M3/MIN2760M3/MIN，所以芦南8煤2109工作面配风量为217263/MIN，符合要求。根据集团公司有关规定，芦南8煤工作面风量应不低于2500M3/MIN，故芦南8煤2109工作面配风风量取2500M3/MIN。三、通风路线地面新鲜空气芦南排矸井8煤轨道二联巷8煤西轨道巷2109进风巷2109工作面2109回风巷2109尾巷8煤采区南回风巷芦南回风井地面。四、尾巷通风系统1、由南十一通过2111工作面切巷给尾巷配风。2、尾巷出口内侧必须设有栅栏，悬挂记录牌，揭示警标，严禁非专业人员进入。尾巷风流与工作面回风混合形成的混合段，长度不得超过30M。3、尾巷内不得进行生产作业和设置电气设备。4、尾巷内必须使用不燃性材料支护。5、尾巷内必须设有甲烷传感器，甲烷传感器应当悬挂在距尾巷回风口1015M处，当瓦斯浓度达到20时，能发出报警信