郑州程鹏有限公司悬移支架作业规程

目录第一章工程概况3第一节工作面位置及井上下关系3第二节煤层3第三节煤层顶底板4第四节地质构造4第五节水文地质5第六节影响回采的其它因素6第七节储量及服务年限7第二章采煤方法8第一节巷道布置8第二节采煤工艺9第三节设备及材料配备15第三章顶板控制18第一节支护设计18第二节工作面顶板管理24第三节工作面上下两巷及端头顶板控制27第四节矿压观测31第四章生产系统32第一节运输32第二节“一通三防”与安全检测34第三节排水41第四节供电系统41第五节通信照明41第五章劳动组织及主要技术经济指标42第一节劳动组织42第二节作业循环43第三节主要技术经济指标43第六章煤质管理44第七章安全技术措施45第一节一般规定45第二节顶板50第三节防治水54第四节爆破规定及火工品管理55第五节“一通三防”与安全监控60第六节运输68第七节机电78第八节其它81第八章灾害应急措施及避灾路线90第九章六大避险系统95第一节压风自救95第二节供水系统96第三节安全监测监控系统96第四节通讯联络系统98第五节人员定位系统98第六节井下紧急避险系统98第一章工程概况第一节工作面位置及井上下关系25021悬移支架工作面位于25采区，该工作面倾斜长度为127M，采用悬移支架支护顶板，炮采采煤工艺。依据25021悬移支架工作面设计说明书编制该工作面回采作业规程，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第二节煤层工作面煤层情况见表2表2煤层情况煤层厚度M33煤层结构简单煤层倾角（）2830/29开采煤层二1煤煤种贫煤稳定程度较稳定煤层情况描述赋存于山西组下部大占砂岩之下，距上部砂锅窑砂岩6716M，距香炭砂岩2916M，距下部L7灰岩约10M。全区埋深01300M，底板标高480840M（安庄逆断层下盘），东部主体区埋深01100M，底板标高480600M。全区煤厚0201429M，平均厚5M，煤层结构简单，局部含夹矸12层，全区可采，煤厚变化存在突然增厚或变薄现象，规律不明显，多与原始沉积有关，总体属较稳定型煤层。根据工作面上下巷掘进揭露情况，从走向上分析，煤层呈波状起伏，煤层走向为东西走向9395，倾向为南北走向35，煤层倾角在2830，平均倾角29。黑色，金刚光泽，多呈粉状及鳞片状产出，层理不甚明显，发育次生裂隙，断口多为参差状，具镜面和擦痕，机械强度较低，染指力强，含少量黄铁矿结核。自然粒度005M级为195，0013M级为644，可见为粉粒状煤。机械强度0025M时有46，可磨指数（HGI）为225，100，属低强度、易碎煤。原煤静止角375，内摩角30，视密度14T/M3。为低灰、特低硫、低磷、低挥发分、特高热值煤、煤类为水平名称156M水平采区名称25采区地面标高395M468M井下标高1M58M地面相对位置该工作面对应地表为荒山、丘陵，无重要建筑物。回采对地面设施的影响回采对地面无影响井下位置及与四邻关系该工作面位于25采区，东至25轨道上山，西为原25021综采工作面，北部原始煤层，南部为25021上面采空区。剩余走向长度M160M倾斜长度/M127M面积/M220320M2贫煤，一般可作为动力用煤。第三节煤层顶底板工作面煤层顶底板情况见表3表3煤层顶底板情况表顶底板名称岩石名称厚度（M）特征基本顶粉砂岩665深灰色，分选较差，泥质胶结，偶含植物化石碎片。直接顶中粒砂岩949浅灰色，石英、长石为主，内含暗色矿物，分选磨圆较差，多见炭质条带，水平层理。伪顶炭质泥岩04灰黑色、叶片状，含炭程度较高，具有较多的炭化植物茎部化石。直接底粉砂岩229深灰色，含大量植物化石碎屑，钙泥质胶结，具缓波状水平层理。基本底细砂岩737褐灰色，含石英、长石及少量白云母，具有微波状水平层理，钙质胶结，上部有少量岩屑，中部夹有黑白相间的炭质条带，具有互层状水平层理。附图1煤岩综合柱状图第四节地质构造一、断层情况以及对回采的影响根据地质资料和附近巷道掘进过程中所揭露的地质情况看，该工作面为单斜构造，较为简单，工作面煤层走向为东西走向，倾向为南北，煤层倾角在2333，平均倾角29，煤层平均厚33M。工作面范围内煤层顶、底板在局部起伏变化较大，无断层，预计对该工作面的回采影响不大。二、褶曲情况以及对回采的影响工作面回采过程中，小型波状起伏比较发育，会有小型褶曲，对工作面的回采影响不大，但对工作面的工程管理会有一定影响，因此在回采过程中要加强观测，并加强顶板支护，过褶曲时要加强工程质量管理。三、其它因素对回采的影响该工作面回采范围内，没有陷落柱和火成岩侵入，对工作面回采无影响。第五节水文地质一、含水层（顶部和底部）分析（一）二1煤层顶板砂岩裂隙含水层系指煤层之上60M范围内所含砂岩裂隙含水层，砂岩为细中粒结构，一般由34层，累计厚度介于2983840M，以大占砂炭和香炭砂岩为主，是二1煤层顶板的直接充水含水层，其岩性完整致密，裂隙不发育，且部分被方解石脉所充填，仅在浅部风化带裂隙较为发育。据邻近钻孔抽水实验资料显示，钻孔单位涌水量为00001600191L/SM，渗透系数为000104M/D000620M/D；水化学类型为HCO3CAMG型或HCO3NACAMG型水，矿化度02920378G/L，PH值为730775，说明该含水层补给条件较差，富水型较弱。在矿井生产中，该含水层裂隙水多以顶板淋水形式向矿井充水，易于疏排。该层为二1煤层顶板直接充水含水层。该工作面为原新新煤矿12031复采工作面，顶板水得以疏放。根据以往地质资料和工作面上、下付巷掘进过中所揭露的地质情况看，该工作面水量较小，一般为顶板淋水，水量小于05M3/H，与其它含水层无直接补给关系，对回采的影响较小。（二）二1煤层底板灰岩岩溶裂隙水含水层主要由太原组上段灰岩组成，其中L7和L8灰岩较发育，层位较稳定，厚度为82565M，一般在1250M左右，具有自西向东逐渐增厚的沉积特征。据以往勘查资料，灰岩致密坚硬，但岩性较破碎；岩溶裂隙较发育，但极不均一，其中L7灰岩单层厚度大层位稳定；以往钻孔抽水资料可看到，单位涌水量为014802501L/SM，渗透系数为173266M/D，水质属HCO3CA型；PH值为74775。该灰岩含水层距二1煤层顶板5831640M，一般10M左右，为二1煤层底板直接充水含水层。因该工作面为复采煤层，下部一3及一5煤层也已回采，没有发现出水现象，底部含水层对本工作面的开采没有影响。二、其它水源分析（一）地表水该工作面对应地表为荒山丘陵，高低起伏较大，不存在有地表水现象，在雨季时要加强地面搬缝和塌陷区的检查。（二）断层水据下部一3煤层、一5煤层回采情况及上下巷揭露情况可知，该工作面范围内无断层，不受断层水威胁。（三）老空积水该回采工作面为原始煤层，沿煤层走向内无采空区，故该工作面不受老空积水的影响。在回采过程中必须坚持“预测预报、有疑必探，先探后掘、先治后采”的探放水原则执行，发现有出水征兆及时撤人。（四）钻孔水该工作面回采范围内不存在地质钻孔，不受钻孔水的影响。三、涌水量该工作面主要含水层为大占砂岩含水层，采用比拟法，与25021上面比较Q预Q知知预S2其中Q知20M/H,S预23184，S知20320经计算得知Q预30M/H第六节影响回采的其它因素一、影响回采的其他地质情况（表4）表4影响回采的其他地质情况表瓦斯瓦斯绝对涌出量为19M/MIN煤尘爆炸指数煤尘爆炸指数为1093，煤尘具有爆炸危险性煤的自燃倾向性煤层自燃倾向性为类，属不易自燃煤层。地温危害本区属地温正常背景下的地温区，不存在地热危害。地压本工作面不受地压危害二、冲击地压和应力集中区该工作面无冲击地压和应力集中区。三、地质部门的建议1、在回采过程中经过破碎带时，要加强工作面及回风巷的瓦斯检查，防止瓦斯大量涌出。2、对工作面底板积水地段应及时疏通水沟，将水排到临时水仓并及时排出，并记录该地点的涌水量。3、回采过程中应采取措施，保证沿底回采，提高煤炭资源的回收率。4、在回采过程中，要坚持“预测预报、有疑必探、先探后掘、先治后采”的探放水原则执行。5、煤层顶板松软时，要加强支护管理，防止片帮冒顶，引起瓦斯大量涌出。第七节储量及服务年限一、储量（一）工作面储量工作面可采走向长度共160M，倾向长度127M，工业储量为工作面可采面积煤层厚度容重20320331494万吨（二）工作面可采储量工业储量回采率949589万吨二、工作面服务年限该工作面设计一个工作日实现2个循环，循环推进度为08M，月推进度为416M，服务年限为可采推进长度/设计月推进长160M/416M38个月第二章采煤方法该工作面煤层平均厚度为33M，煤层倾角29左右，设计采用爆破及手镐联合落煤，采用郑州程鹏矿山设备有限公司生产的ZH2000/16/24Z整体组合顶梁悬移支架支护顶板的采煤工艺，走向长壁后退式采煤方法，全部垮落法处理顶板，采高确定为22M。第一节巷道布置一、采区设计、采区巷道布置概况该工作面位于25采区西翼，东为25采区三条上山，西为原25021综采工作面，南为原25021上面采空区，北部为原始煤层。该工作面巷道沿二1煤层底板布置，开采标高157M，采面走向长度160M，倾角29，倾斜长度127M。25运输上山布置在L7灰岩顶板岩层中，巷道净宽32M，净高29M，净断面818M2，半圆拱锚网喷支护；25轨道上山沿一7煤层底板布置，巷道净宽42M，净高33M，净断面1196M2，半圆拱锚网喷和U型钢支护；25回风上山沿L7灰岩底板布置，巷道净宽38M，净高31M，净断面1023M2。二、工作面上付巷位置位于工作面上部，沿煤层底板东西走向布置。巷道采用工字钢对棚支护，巷道净宽34M，净高22M，净断面62M2，棚距07M。用尼龙网及直径不小于80MM的椽子护帮护顶。主要用于回风、行人以及各种管线的敷设。三、工作面下付巷位置位于工作面下部，沿煤层底板东西走向布置。巷道采用半圆拱U型钢支护，巷道净宽42M，净高33M，净断面1196M2，棚距06M，用尼龙网及直径不小于80MM的椽子护帮护顶。主要用于进风、运输以及各种设备的安装。四、工作面开切眼开切眼采用ZH2000/16/24Z型悬移液压支架支护。附图225021悬移支架工作面平面布置图第二节采煤工艺一、采煤方法该采面作采用走向长壁后退式采煤方法，使用风钻打眼、爆破落煤及手镐落煤相结合。二、采高和循环进度工作面正常回采期间沿底回采，采高控制在22M，循环进度08M。三、打眼、注水工作面生产前，跟班队长及班长负责处理工作面不安全隐患，在瓦斯不超限的情况下，严格按要求沿工作面倾斜方向每隔6M打一个注水眼，打眼深度为8一10M使用专用注水泵注水，每个眼注水到水向外流出为止。四、采煤工艺（一）采煤工艺1、煤墙采用放炮落煤（或手镐落煤）。2、放炮前根据现场情况每35M使用一根单体柱支撑托梁，使托梁与顶梁间距不超过规定，防止剪断吊杆安全销。3、放炮后伸出伸缩梁超前护顶，在其掩护下采煤工手工落煤墙煤，刷出08M的移架步距宽度。4、收回伸缩梁。5、支柱工拉出移梁线。6、移架时，双向液压支柱首先卸载并提起使柱跟脱离底板100MM，顶梁落在托梁上，此时向推进缸注液，活塞杆伸出，以后托梁为支点顶梁前移，落下支柱，支撑顶板，完成移架；使顶梁与顶板严密接触约35秒，保证达到初撑力。7、移刮板运输机。8、整个工作面移梁完成后，所有支柱处于支撑状态，托梁无载荷地吊挂在顶梁上，这时，向移托梁的供液系统供液，工作面推进缸的活塞杆全部收回，托梁前移，完成一个循环。9、将各操作手把扳到“零”位。其工艺流程为检修打眼、注水打眼爆破伸缩梁护顶落煤、出煤清煤移溜收回伸缩梁前移支架整体移托梁（二）落煤方式工作面采用爆破落煤及手镐落煤相结合的落煤方式。1、炮眼布置方式工作面采用EZ121/2型风煤钻，1M长麻花钻杆，炮眼采用三花眼方法布置。2、炮眼的角度炮眼角度与煤壁夹角为85，顶眼仰角为10，底眼在与煤层顶底板垂直面上向底板方向保持15的俯角，为了不崩翻刮板输送机，底眼眼底应高出底板约03M，所以眼口距底板055M，底眼眼底的爆破最小抵抗线位于刮板输送机上部水平面以上；为了不崩倒支架，炮眼的眼孔要朝向两柱之间的位置。炮眼采用三花眼沿煤层倾斜方向布置，这样爆破装煤效果较好，崩到采空区的煤较少，打眼劳动强度底。3、炮眼深度炮眼深度1M，眼距12M。4、炮眼的装药量装药量根据煤质而定，一般情况下顶底眼装药量为200G，每个炮眼封泥长度不小于05M。正常情况下按爆破图表作业，煤体发软出现片帮、切顶、遇到地质构造时顶眼可根据情况酌情减少装药量，预防崩破顶板造成漏顶和崩倒支柱。5、联线方式采用串联法连线，毫秒延期、正向起爆，严禁采用并联连线爆破。一次装药一次起爆，严禁一次装药分次起爆。为了保证刮板输送机不被爆破落煤压死，每班爆破时要分多次进行，一次起爆的长度不得超过15M。顶板破碎时应缩短一次放炮长度。6、爆破器具放炮器使用FMB100型隔爆型发爆器；放炮母线必须使用铜芯绝缘线。7、爆破材料炸药采用安全等级不低于三级煤矿许用乳化炸药，药卷直径25MM，每卷重200G；雷管选用15段煤矿许用毫秒延期电雷管，其最长延期时间不得超过130毫秒。炮眼封泥采用黄土和水炮泥。附图325021悬移支架工作面炮眼布置图5012020501085115侧侧侧30表3炮眼布置及爆破说明书炮眼指标循环指标项目单位上眼下眼项目单位说明眼距M1212眼数个168顶距M05药量KG50底距M055雷管个154仰角10炮泥KG若干俯角15水袋个104水平角8585装药量G/眼200200封泥量M/眼0505水袋个/眼11孔径MM4242起爆顺序分段起爆连线方式串联（三）分段作业1、作业过程中两人一组配合作业，严禁单人进行采煤工作。2、分段作业，分段间距610M，一次拉炮长度不超过15M。3、放炮后，掘格或手镐掘格时必须由上向下挖窝，严禁由下向上掘格和一次拉通掘格。4、手镐落煤时，由上向下逐棚进行作业。必须挖窝掘煤，及时伸出伸缩梁掩护顶板，煤质松软时及时打贴帮柱。严禁一次拉通或多拉棚。5、破煤后，及时护顶，背木背好顶、帮。从上往下逐棚窜梁。6、当煤墙出现片帮、切顶现象时，严禁进行放炮作业，只准人工落煤，及时伸出伸缩梁护顶，必要时，打贴帮柱，防止煤墙侧片帮严重，处理完毕后，视煤层状况进行作业。五、装煤与运煤工作面采用爆破落煤和人工装煤，一部SGB630/150型刮板运输机运煤，刮板输送机运转时装煤，停机时不准装煤，大块矸石及杂物要拣出，禁止在空顶下掘格、清煤。装煤、清煤时必须用长木料在工作面每隔20M打一道相互错开的护身闭子和挡矸闭子，以防工作面滚碴伤人。25021悬移支架工作面生产出的煤炭均采用机械运输，沿25021工作面刮板输送机、25021下付巷胶带输送机，将煤炭运输至25运输上山大倾角胶带输送机，再经156运输大巷由主井箕斗提升至地面煤仓。六、工作面支护形式（一）工作面支护工作面支护形式采用郑州程鹏矿山设备有限公司生产的ZH2000/16/24Z型前伸梁式整体顶梁组合悬移液压支架（ZH国家代码2000工作阻力16/24最小/最大采高Z整体顶梁）。支架中心距1M（10MM），支架长度35M，宽度096M，移架步距08M，全部垮落法处理采空区。上、下巷使用DZ25型单体液压支柱配24M型钢梁支护顶板打走向抬棚的形势做超前（加强）支护。（二）控顶距与放顶步距该工作面最大控顶距42M，最小控顶距35M，放顶步距08M。（三）悬移支架移架过程1、放完炮后，伸出伸缩梁及时护顶，在伸缩梁的掩护下采煤工手工落煤、清煤，刷出08M的移架空间。每循环移08M，将顶板及时护好。2、煤出尽后，支架四柱卸载，脱离底板浮煤，移动顶梁，伸缩梁自动收回。顶梁到位后及时落下四柱，达到初撑力要求，标准迎山有力，支柱不得里出外进，必须在一条直线上。（四）前移刮板输送机1、工作面煤、架间浮煤、杂物等清理干净，然后开始移刮板输送机。2、移刮板输送机必须从机头到机尾，以免造成与运输巷的刮板输送机不齐。刮板输送机要做到平、直、稳、正、牢，与煤壁支柱保持相应的间距。移刮板输送机严禁从中间往两头移或从两头往中间移，刮板输送机移过后要打紧打牢，机尾压戗柱，机尾处盖好盖板，否则严禁开机试运转。试运转时，要先点动刮板输送机至少一次，严禁一次直接启动刮板输送机，确认安全后方可启动运转刮板输送机。3、工作面移机头、机尾时，刮板输送机必须停机，移刮板输送机结束后，在安全条件下开机。（五）托梁前移1、托梁前移操纵阀开始供液。2、待水平推进缸全部回收到位，托梁前移操纵阀恢复到零位。3、托梁必须达到平直一条线，严禁上下左右曲线推进。（六）采空区处理1、采空区处理采用全部垮落法处理采空区，要求冒落高度普遍大于15倍采高，当采空区冒落不充分（面积超过25M2）时，必须采取加固支架或强制放顶措施。2、尾巷处理上付巷随采随回，要求尾巷与放顶线回齐，回收尾巷后，使用竹芭、椽子挡严闭实。下付巷采用沿空留巷，采用工字钢对棚支护，棚距07M,要求巷高不低于2M,巷宽不低于34M。七、工作面正规循环生产能力25021悬移支架工作面倾斜长度127M，工作面平均煤厚33M，每循环推进度08M，回采率95，煤容重14T/M，每天两班生产，循环方式为两采一准，则工作面每循环产量为WLSHC式中W正规循环生产能力，T；L工作面平均长度，127M；S工作面循环进尺，08M；H工作面平均煤厚，33M；煤的视密度，取14T/M3；C工作面的采出率，95W127083314095446T代入数据，计算得工作面正规循环生产能力为446T。第三节设备及材料配备表525021悬移支架工作面机械设备配备使用地点设备名称规格型号数量单位备注悬移支架ZH2000/16/24Z120架25021悬移支架工作面刮板输送机SGB630/1501部25021悬移支架工作面运煤设备有一部刮板输送机，煤炭经工作面刮板输送机运至25021下付巷，通过25021下付巷皮带运至25运输上山。三、整体顶梁组合悬移液压支架主要技术参数型号ZH2000/16/24Z支架高度1624M支架宽度096M移架步距08M单架支柱数量4根支柱直径125MM最大件重量1000KG支架单架重量15002000KG工作液乳化液浓度23泵站工作压力25MPA额定工作压力315MPA工作阻力2000KN初撑力760KN支护强度071MPA支架中心距1M四、运输设备1、刮板输送机型号均为SGB630/150其中输送量150T/H功率75KW转速1470R/MIN电压380/660V刮板链型式边双链规格1864B每条链破断负荷32T减速器传动比124564中部槽长宽高15062018M机器总重176T2、辅助运输设备选用1T的矿车，牵引设备选用JD114型调度绞车，其主要技术参数如下型号JD114静拉力98KN绳径125MM绳速2672M/MIN，平均44M/MIN绳容量400M滚简直径055M外形尺寸110765073M附图525021悬移支架工作面设备布置示意图第三章顶板控制第一节支护设计根据工作面直接顶初次跨落步距为610M，老顶初次垮落步距为815M，老顶的周期来压步距为1325M。一、采场控制设计工作面的顶板控制设计从支、护、稳三方面考虑。（一）支本工作面采用两种方法计算工作面支架工作阻力，一种是采用工作面支架工作阻力的计算方法，另一种计算方法是按8倍的工作面采高来计算工作面支架工作阻力。1、要求支架在工作过程中能够支撑住顶板所施加的压力，在直接顶初次垮落、老顶初次来压及周期来压期间支架所受压力比平时大。因此，支护强度设计从这三个时期计算取最大值。（1）直接顶初次跨落期间要把直接顶安全地切在采空区，在此期间支架至少应承担起直接顶初次垮落步距一半的重量，合理的支护强度为P1MALAYA/2L小（7058256）/（228）2578T/M2式中P1支架支护强度T/M2MA直接顶厚度705MYA直接顶平均容重256T/M3LA直接顶初次垮落步距610M，取8ML小最小控顶距28M（2）老顶初次来压期间要求支架在不被压死的情况下，P2能承担起老顶重量的1/4及全部直接顶的作用力。AMAYAL大/L小（70525636）/28232T/M式中A直接顶作用力T/MMA直接顶垮落厚度705ML大最大控顶距36ML小最小控顶距28MYA直接顶容重256T/M3P2AMBYBCB/4KTL小2329725612/（435228）3076T/M2式中P2支架支护强度T/M2MB老顶厚度97MYB老顶容重256T/M3KT岩重分配系数直接顶厚度与采高之比取352L小最小控顶距28MCB老顶初次来压步距12M（3）顶板周期来压期间在此期间，要求支架承担起直接顶，并能承担部分老顶的作用力，以减缓老顶的来压速度，合理的支护强度为P3AMCYCCC/4KTL小则P32329725619/4352283517T/M式中P3支架支护强度T/M2MC老顶厚度97MYC老顶容重256T/M3KT岩重分配系数直接顶厚度与采高之比取352L小最小控顶距28MCC老顶周期初次来压步距19M取以上最大值，合理的支护强度应为PP33517T/M（0345MPA）（4）工作面支护密度G根/MGP/FN式中F支柱工作阻力（500KN/98N/KG51T）取额定工作阻力的85为4335T/根N支柱工作阻力利用系数09P最大支护强度取3517T/M则GP/FN3517/43350909根/M实际支护密度为G实4/（36096）116根/M式中4支柱数量096支架宽度，M36支架最大控顶距G实G，工作面支护强度可满足安全生产需要。2、悬移支架的额定载荷必须大于工作面8倍采高顶板实际载荷的要求，因此支护强度设计从悬移支架的额定载荷和工作面8倍采高顶板实际载荷来计算取最值。（1）工作面8倍采高的实际载荷为P18GHR8982225104312KN/M2式中P1支柱压力KN/M2G重力取98M/SH工作面采高取22MR平均比重取2510KG/M（2）悬移支架的额定载荷为P2P0KKN/SP2P0N/S5004/（36096）580KN/M2式中P2悬移支架额定载荷，KN/M2P0悬移支架单根支柱额定载荷，KNK支护密度，根/M2N支柱数量，根S支护面积，M2由以上运算结果可知，P1P2，悬移支架的额定载荷大于工作面8倍采高的实际载荷，因此悬移支架的支护强度可以满足工作面的支护要求。（二）护1、护帮顶根据炮采煤工艺要求，顶板、煤壁、老塘实行全封闭管理，保证不漏顶、不片帮、不窜矸，工作面所选支架顶梁规格为长28M，宽096M，可以满足护顶要求。2、护底护底要求支柱对底板的压强小于底板的比压，为保证工作面初撑力，本工作面支柱设计采用专用大铁鞋。（三）稳要求支架具有抵抗来自层面方向推力的能力，为防止复合顶板推垮冒顶事故的发生，须提高支柱的初撑力，控制复合顶板的初期离层，增大软硬岩层间的摩擦力。P初HR（COSSIN/F）/G实式中P初支柱初撑力KN/根H复合岩层厚度根据跨落高度取43MR复合岩层容重256T/M煤层倾角28G实支护密度116根/M2F软硬岩层之间摩擦系数取05则P初43256COS28SIN28/05/1161729T/M1694KN工作面的实际支护密度为116根M2，则P初1729T/M1694KN。故根据矿井标准化要求，工作面悬移液压支柱的初撑力不得小于190KN，足以防止推垮型冒顶事故的发生。二、乳化液泵站选型（一）泵站及管路选型本工作面选用BRW200/315型乳化液泵（两台）乳化液泵站到工作面采用19高压液管进液，25高压液管回液。乳化泵的具体技术参数如下单泵公称流量200L/MIN额定工作压力315MPA额定电压660/1140V单泵外形尺寸24609951265M重量2580KG液箱容积2000L外形尺寸265609021215M重量960KG配置两泵一箱为一套液压管路乳化液泵站25021下付巷25021悬移支架工作面。（二）泵站位置乳化液泵站位于25021下付巷机电硐室内，距采面300M左右。（三）泵站使用规定1、工作面每班设一名乳化泵站司机管理，乳化泵站司机必须熟悉乳化泵的性能和构造原理，具备保养、处理故障的基本技能，经过培训科培训、考试合格，取得操作资格证后，方可上岗操作。2、使用前应检查各部位的机件情况润滑油油位是否符合规定、各连接管路是否有渗漏现象、吸液管是否折叠、各部位的螺钉是否松动、泵箱是否带电，当所有问题排除后方可开泵。3、乳化泵使用时，应注意以下情况各种仪表显示情况、机器声音是否正常、机器温度是否超限（机温不超过60，乳化液温度不超过50），乳化液箱中的液位是否保持在规定范围内、柱塞是否润滑，密封是否完好。发现问题，应及时与工作面联系，停泵处理。4、停泵后要把各控制阀打到非工作位置，清擦开关、电动机、泵体和乳化液箱上的粉尘。5、在使用过程中，不得私自停泵，若必须停泵，需和工作面联系，待工作面允许后，方可停止；待乳化泵问题解决后，必须及时联系开机供液。6、坚持使用乳化液浓度配比仪，乳化液浓度必须保证23，泵站压力调至25MPA，非工作人员严禁乱调压力阀。7、蓄能器、卸载阀、压力阀、压力表等保护装置失效时，立即停泵，进行检查。8、本班工作结束后，把开关手把打到零位，并填写机械运转台帐。第二节工作面顶板管理一、正常工作时期顶板支护方式工作面选用ZH2000/16/24Z型整体顶梁组合悬移液压支架支护顶板，最大控顶距36M，最小控顶距28M，采高22M，工作面上安全出口采用24M型梁单体柱两梁五柱对棚支护，下安全出口采用4M型梁单体柱两梁八柱对棚支护，其中最外侧的型梁作为抬棚。安全出口超前煤壁1M，净高不得低于2M。上巷超前煤壁20M范围内，用单体液压支柱配合24M的型钢梁超前支护顶板，其高度不得低于18M。（一）工作面支护质量标准1、工作面必须保持两个畅通无阻的安全出口，一个通到进风巷，一个通到回风巷，工作面的上下安全出口要经常维护，两出口处不得堆放材料，出口处高度不得低于18M。2、支架中心距1M10MM，支架长度35M，宽度096M，移架步距08M，移架时要按拉线移架，支架应保持一条直线，其偏差不得超过50MM，支架垂直顶底板，其偏差不得超过5，支架顶梁要与顶板平行，相邻支架间隙40MM10MM。3、每根支柱必须穿专用柱鞋，立柱迎山有力，每组支架初撑力不低于760KN，每根支柱初撑力不低于190KN（20MPA），禁止将支柱支在浮煤或浮矸上，支柱必须有连接销，采高22M。4、每根支柱升紧后，要及时二次补液，预防自动卸压倒柱伤人。有损伤、漏液的支柱严禁使用，被损坏的液压支柱和顶梁，必须及时运出工作面，并且堆放整齐，不得任意堆放在底板上。5、空顶超过05M时应用短木接顶；不超过05M时，用荆笆闭严，严禁软关门。6、支架顶梁与顶板平行支设，其最大仰俯角7，相邻支架间不能有明显错差（不超过顶梁侧护板高的2/3），支架不挤、不咬，工作面支架严禁倒架、咬架，否则要及时调整。7、工作面每10M一根注液枪，所有管子接口严密、不漏气、不漏水；所有连接装置有连接销，并有注液枪及枪线，用后盘好吊挂在人行道中心柱锁套上。严禁顺巷道乱扔乱放，预防工作面刮板输送机拉住注液枪管子伤人。8、为防止支架下滑，使用DZ25型单体液压支柱每隔5M在悬移支架托梁下打一根戗柱，所有戗柱必须挂好防倒绳、间隔均匀、升紧有力。9、工作面放顶线内侧必须有破碎的煤或矸石自然形成稳定充填掩护带，严禁采空区悬空。（二）伞檐规定伞檐长度超过1M时，其最大突出部分不超过02M；伞檐长度在1M以下时，其突出部分不超过025M。二、各工序间平行作业顺序移架两段间距不得小于5M，采面平行作业间距不得小于5M。三、特殊时期的顶板控制（一）来压期间的顶板控制工作面初次来压及周期来压期间，顶板下沉量大，煤壁片帮严重，容易发生冒顶和片帮伤人事故，因此在工作面来压期间，要加强顶板管理，防止工作面发生冒顶事故。1、必须保证泵站压力不小于25MPA，以保证支架达到额定初撑力。来压时，工作面液压支架的初撑力必须符合要求，所有支架顶梁必须紧靠煤壁，要打开护帮板，保证支架完好、平直，防止架前漏矸。2、加强上、下巷的超前支护管理，单体柱的初撑力、支护棚的密度及超前支护的长度达到规定要求。3、支架接顶必须严密，端面距不超过034M，片帮严重要及时打贴帮柱、及时支护因片帮暴露的顶板。4、来压期间工作面及安全出口应保持畅通无阻，机头（尾）安全出口高度不低于18M，宽度不小于08M。5、如果工作面出现大面积来压，应立即停止工作，加强支护，情况紧急时立即向调度室和值班人员汇报并撤出人员。6、工作面推进一段距离后，如果采空区顶板大面积（悬顶面积大于2M5M时）不垮落现象，则制定专门安全技术措施进行处理。7、根据本矿井已回采工作面得知，在同一煤层下工作面初次来压步距为8M15M，周期来压步距为13M25M，所以一定要准确掌握工作面的推进度，提前采取有效措施。（二）停采前的顶板管理距离停采线7M时准备铺网，距离停采线3M开始上绳，并保证工作面采高不低于22M。具体规定要制订专门的收尾措施。（三）应力集中区的顶板管理工作面过应力集中区时，必须在应力集中地点提前采取加固措施。第三节工作面上下两巷及端头顶板控制一、工作面两巷及超前的顶板控制（一）工作面两巷超前支护要求工作面两巷的超前支护上、下巷采用DZ25型单体液压支柱配合24M型梁棚一梁三柱的形式作超前支护，两侧柱子距煤帮均不大于03M，自采煤工作面煤墙向外超前支护长度不少于20M（10M内采用双排柱，10M以外采用单排柱）。超前（加强）支护巷道内支架要完整无损，禁止堆积杂物，其高度不得低于18M，初撑力达115MPA以上，应留有08M宽的人行道，顶板破碎时在型梁上方用圆木、半圆木或背板背紧背实。（二）支护质量标准1、两巷单体液压支柱要打成一条直线，其偏差不得超过50MM，采用标准制作的防倒链拴在顶梁上，以防倒柱伤人。2、支柱完整无缺，要支到实底上，迎山有力，支柱初撑力不得小于115MPA。3、梁要接顶严密，顶板凹凸处用木料填实，所有单体液压支柱的三用阀方向一致，卸载阀朝外。4、两巷的高度不得低于18M，行人道宽度不小于08M，单体液压支柱活柱行程不得小于02M，不得大于07M。5、根据煤层厚度变化情况及时更换与之高度相适应的单体液压支柱。6、超前支护范围内严禁堆放闲置设备及杂物。二、工作面端头管理（一）两端头及安全出口支护形式上、下端头及安全出口支护形式工作面上端头支护采用24M型梁单体柱两梁五柱对棚支护，工作面下端头支护采用范围采用40M型梁配DZ25型单体柱对棚支护以两梁八柱的形式迈步前移，最外侧型梁要作为抬棚托住上巷棚梁。（二）支护质量要求支架中心距1M10MM，支架长度28M，宽度096M，移架步距08M，移架时要按中线移架，支架应保持一条直线，其偏差不得超过50MM，支架垂直顶底板，其偏差不得超过5，支架顶梁要与顶板平行，相邻支架间隙40MM（10MM），每根立柱必须穿专用柱鞋，立柱迎山有力，每组支架初撑力不低于760KN，每根支柱初撑力不低于190KN（20MPA）。三、支护材料的使用数量和存放管理（一）支护材料的使用数量和备用数量见表6表6支护材料的使用数量和备用数量种类规格使用量备用量复用率备注型梁24M20根6根100型梁40M30根6根100单体DZ25150根30根100要与采高相适应圆木180MM2M20根10每万吨消耗坑木4M3。（二）支护材料的存放管理1、支柱、顶梁要建帐、编号统一管理，严格进行交接班。2、支柱、顶梁码放整齐，严禁使用损坏和失效的梁和柱。3、支护材料存放于距工作面50M80M处，留有10M以上宽度的人行道和必需的运输通道，并挂好标志牌，指定专人负责。4、两巷支护用的单体柱、型梁等必须保证能全部回收，不得丢失。5、回出的超前支护的单体柱、金属棚梁等要运到超前支护以外（距工作面50M以上），分类码放整齐，且挂牌标明。6、单体柱要做到密封良好、不漏液、无外观缺损，不自动卸载，并有专人管理。7、备用物品要放在顶板完好、通风良好、无淋水的地方，达到整齐、清洁，不得影响通风、运输和行人。8、损坏的支护用品，要及时外运升井检修。四、两巷替棚措施1、替棚位置上下安全出口510M。2、替棚用木梁配单体柱，棚距06M。3、替棚前，将需用工具、工字钢梁、工字钢腿、塑编网等物料准备齐全，运至替棚位置，并接好水管。4、替棚前，先检查巷道支护情况，空帮空顶处要先刹实背严，替棚处前后3棚打点柱加固。5、替棚时至少3人配合作业，并指定一名安全负责人，设专人观山。6、替棚时无关人员不得通过，人员需经过时必须经施工人员同意，并停止作业。7、替棚时，坚持“先支后回”的原则。8、回完后在巷道两帮站柱挂梁打超前，超前支护随替棚逐排向外补齐，单体柱柱鞋打在实底上。9、替棚后，用圆木把帮顶背实，超前支护完整。超前单体柱打成直线，顶梁要挂平。10、替棚坚持由里向外逐棚进行，严禁分段或两头往中间替。替棚时，保护好施工地点的电缆、风水管及其它设备。11、禁止使用刮板机、绞车运送回收的铁梁铁腿、单体柱、物料等。12、需用手拉葫芦配合去棚腿时，手拉葫芦要挂在3棚以外支架完整的棚梁上，操作时，人员站在安全地点。13、替棚后巷道断面净高不低于18M，偏差不超过100MM；净宽22M，偏差不超过100MM。14、替棚后超前支护单体支柱排成直线，偏差不超过50MM，单体支柱打在实底上，全部用双防倒绳连锁，底板松软必须垫柱鞋。15、两巷必须保持08M以上的人行道宽度。五、两巷回收措施1、上付巷随采随回，要求尾巷与切顶线回齐，回收尾巷后，使用荆芭、椽子挡严闭实，以防滞后较长造成回收困难或发生有害气体积聚。2、回收前必须将巷道内的杂物彻底清理干净，全面清理后中高不低于18M，确保退路畅通。3、上付巷回收前应对回收地点及附近5M内用坑木进行加固，即在原支架下打一梁三柱抬棚，抬棚必须迎山有力，柱腿必须打在原支架下，并与原支架成直线，严禁架设不合格的支架，挡住安全退路。4、回收顺序为由里向外、先易后难的的原则逐架进行。5、回收时，必须由三人以上配合作业，两人回柱回撤严禁使用新工人，一人观山观山人员必须为有经验的老工人，观山人员要盯住顶板，发现险情，立即发出撤离命令。6、回收时，附近范围内禁止做与回收无关的工作，撤到安全地点，待压力稳定后维护好顶板，确认安全后，方可继续回收，回收时要保证后路畅通。7、下付巷采用岩空留巷。附图625021悬移支架工作面支护及两巷超前支护示意图第四节矿压观测一、矿压观测内容该采面的矿压观测内容主要有工作面十个测压表，每班班组长对工作面上下安全出口、工作面、工作面上、下巷等超前支护范围内的单体液压支柱初撑力观测，并做好记录，根据观测结果对工作面顶板活动规律、来压特征，对工作面支柱受力情况、超前支承压力影响范围和分布特点、顶板煤层稳定性，工作面支护质量进行定期分析，并进一步了解煤、岩体力学参数等基础数据。二、矿压观测方法加强矿压观测，成立矿压观测小组，组长为李四禄；成员跟班副队长及各班验收员。观测小组必须做到以下要求1、要求人员组织到位，培训到位，观测仪器落实到位。2、工作面每10米设置一个观测站进行观测，上、下超前支护分别抽查10根柱子进行观测。每班工人在操作支架时都必须将支柱升实，保证支架的初撑力。每班验收员对支柱的初撑力情况进行监测记录。3、两巷单体液压支柱的阻力观测采用测压表进行监测，检修班打完超前支护后由验收员对单体液压支柱的初撑力进行测量并记录。工作面压力降到20MPA时进行二次补液，上下超前支护不足115MPA进行二次补液。三、支护质量监测监测内容要包括支柱初撑力、煤壁片帮情况、端面距、采高及端面顶板冒落情况、两巷超前支护质量等。观测小组对检查中存在的问题，由当班负责立即整改。第四章生产系统第一节运输一、运输设备及运输方式（一）运煤设备及装、转载方式工作面采用爆破和人工装运煤，人工清理上、下端头和人行道上的浮煤。工作面的落煤由工作面刮板输送机运25021下巷胶带输送机上，经25运输上山胶带输送机转载至156运输大巷胶带输送机，最后由主井箕斗运至地面煤场；刮板输送机机尾用两根单体液压支柱固定牢稳，胶带输送机机尾处使用155MM钢丝绳配22MM圆铁做成的地锚固定牢固。运煤设备见表7表7运煤设备表序号设备名称设备型号1工作面刮板输送机SGB630/1502下付巷刮板输送机SGB620/40T工作面机头、机尾剩余的浮煤，胶带输送机撒落的浮煤，通过人工将其装入刮板输送机和胶带输送机中。（二）辅助运输88东大巷采用蓄电池机车将材料、设备运至21轨道上山0车场，经0大巷蓄电池机车运至25021上付巷。二、移溜采用人工推移工作面刮板输送机，移刮板输送机必须从机头到机尾，以免造成与运输巷的刮板输送机不齐，刮板机要做到平、直、稳、正、牢，与煤壁支柱保持01M的间距。移刮板输送机严禁从中间往两头移或从两头往中间移，刮板输送机移过后要打紧打牢，机尾压戗柱，机尾处盖好盖板，否则严禁开机试运转。试运转时，要先点动刮板输送机至少一次，严禁一次直接启动刮板输送机，确认安全后方可启动运转刮板输送机。工作面移机头、机尾时，工作面刮板输送机必须停机，移刮板输送机结束后，在安全条件下开机。三、运煤路线工作面25021下付巷25运输上山156大巷主井上仓皮带巷主井煤仓主井地面。四、辅助运输路线（一）运料路线地面副井88东大巷25轨道下山25021上付巷联巷25021上付巷工作面。（二）外运路线工作面25021上付巷25021上付巷联巷25轨道下山88东大巷副井地面。附图725021悬移支架工作面运输系统示意图第二节“一通三防”与安全检测一、通风系统（一）风量计算工作面实际需要风量根据瓦斯、工作面温度、炸药和同时工作的最多人数分别进行计算，取其中最大值进行风速验算，满足要求时，最大值即是工作面实际需要的风量。1、按瓦斯涌出量计算Q100QK1001912228M/MIN式中Q工作面实际需要风量，M3/MINQ工作面瓦斯绝对涌出量，取19M3/MINK工作面瓦斯涌出不均匀备用风量系数，K12由此计算得Q228M/MIN2、按气象条件计算Q6070VCFSCFKCHKCL60701179111456212M/MIN式中Q工作面实际需要风量，M3/MINVCF采煤工作面的风速，按采煤工作面进风流的温度从表8中选取，15M/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，79M2；KCH采煤工作面采高调整系数，具体取值见表9，取11；KCL采煤工作面长度调整系数，具体取值见表10，取09；70有效通风断面系数；60为单位换算产生的系数。表8采煤工作面进风流气温与对应风速采煤工作面进风流气温（）采煤工作面风速（M/S）系数2010100202310151001102326151811125表9采煤工作面采高调整系数（KCH）采高M20202525及放顶煤面系数KCH101112表10采煤工作面长度调整系数（KCL）采煤工作面长度（M）长度风量调整系数（KCL）1508158008098012010120150111501801218013143、按工作面每班最多工作人数计算Q4N式中N工作面的最多工作人数，50人。由此求得Q200M3/MIN4、按炸药用量计算Q10A式中A采煤工作面一次爆破的最大炸药用量10KG，（我矿使用是三级煤矿许用乳化炸药）。由此求得Q100M3/MIN5、按风速进行验算（1）按最低风速计算QMIN02560S大025607921188M3/MIN式中QMIN工作按最低风速计算的需风量，M3/MINS大采煤工作面最大控顶距时的断面积，M2025规程中规定的采煤工作面最小允许风速，M/S（2）按最高风速计算QMAX460S小46061614784M/MIN式中QMAX工作按最高风速计算的需风量S小采煤工作面最大控顶距时的断面积，M24规程中规定的采煤工作面最大允许风速，M/S该工作面风量为5621M/MIN，QMIN5621QMAX，符合规程规定。在以后的回采过程中，如遇到温度过高时，通过采取风量调节等相关措施，确保工作面安全生产。（二）通风路线1、进风路线地面主井156大巷25轨道上山25021下付巷联巷25021下付巷工作面。2、回风路线工作面25021上付巷一3回风上山一3风井地面。附图825021悬移支架工作面通风系统示意图二、瓦斯防治（一）瓦斯检查1、瓦斯检查地点工作面进风巷、回风巷、工作面的风流中，工作面上隅角、顶板冒落空洞、电器设备附近等固定点，每班检查次数不少于三次，并向调度室汇报，回柱放顶时要加强瓦斯检查。2、瓦斯检查班报表必须有上班、本班、下班瓦斯检查员签字，检查地点的瓦斯记录，做到班报、牌板、日报三对照，不得空班、漏检、假检。3、当工作面风流中瓦斯达到10时，必须停止用风煤钻打眼，工作面及其进、回风巷道内，体积大于05M3的空间内积聚的瓦斯浓度达到2时，附近20M内必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。4、工作面风流中，电动机或其开关安设地点附近20M以内风流中的瓦斯达到15时，必须停止工作，切断电源，撤出人员进行处理。5、工作面回风巷风流中瓦斯浓度超过10（二氧化碳浓度超过15时）必须停止工作，撤出人员，采取措施进行处理。因瓦斯浓度超过规定被切断电源的电气设备，必须在瓦斯浓度降到10以下时，方可通电启动。（二）瓦斯监测工作面必须安装瓦斯断电仪和甲烷传感器，并且与矿井安全监测系统连网在一起，甲烷传感器的安装必须遵守下列规定1、甲烷传感器应垂直悬挂，距顶板不得大于03M，距巷帮不得小于02M处，并应安装维护方便，不影响行人和行车。2、在回采工作面上隅角设置甲烷传感器1台，其报警浓度、断电浓度、复电浓度和断电范围为报警值10；断电值为15；断电范围为工作面、回风巷内全部非本质安全型电气设备，复电值10。3、在回采工作面回风巷道距回风总巷约1015M处设置甲烷传感器1台，其报警值10；断电值为10；断电范围为工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备，复电值10。4、在回采工作面回风巷道距工作面约10M设置甲烷传感器1台，其报警值10；断电值为15；断电范围为工作面及其进、回风巷内全部非本质安全型电气设备，复电值10。5、在回采工作面进风巷道距采煤工作面约10M处设置甲烷传感器1台，其报警值05；断电值为05；断电范围为进风巷内全部非本质安全型电气设备，复电值05。6、采煤工作面上隅角甲烷传感器其位置距巷帮和老塘侧充填带均不大于08M、距顶板不得大于03M、距巷道侧壁不得小于02M，并应安装维护方便，不影响行人和行车。7、在回采工作面设置温度传感器1台；温度传感器报警值为30C。温度传感器设置在回风巷距总回风巷约1015M处，温度传感器应垂直悬挂，距顶板不得大于03M、距巷帮不得小于02M处，并应安装维护方便，不影响