西山煤电马兰矿综采工作面作业规程.doc

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1、 西山煤电马兰矿 12503综采工作面作业规程 第一章 工作面概况第一节 概况 一、工作面位置及上、下层的采掘情况工作面位于南五采区2号煤层右翼，皮带巷由02号煤皮带下山开口，轨道巷由南五2号煤进风轨道下山开口，工作面轨道巷西北侧间隔38106m为12312、12315、10315、10316采空区及南三采区泄水巷，轨道巷西面实体间隔12m为南五补补回风巷。工作面上部间隔2.97.0m为10503采空区，其它方位暂无工程。二、地表位置及影响工作面地表位于宋家坡及武洼梁东部，玉米沟及端端圪垛东南部，后梁上北部，后头沟从开口处附近横穿工作面。地表出露地层以Q2+3（第四系更新统地层）、N2（新近系

2、上新统地层）、P2S2（二叠系上统上石盒子组上段地层）为主，盖山厚度304484m，平均391m，地表两组高压线塔经皮带巷1052m、1076m、轨道巷段710m、738m穿过工作面。工作面对应地表两组高压线塔，回采对其影响较大。三、顶、底板情况 顶底板名称 顶底岩性厚度(m)岩 性 特 征老 顶中砂岩 1.986.50 3.50浅灰色，致密坚硬，缓波状层理，含泥质包裹体。直接顶粉砂质泥岩 0.801.20 0.90深灰色，含炭质较多，夹条带状细砂岩及黄铁矿结核伪 顶/直 接 底粉砂岩 0.801.40 1.00黑灰色，夹有镜煤透镜体，层面含炭质，底部有厚0.3m的炭质泥岩。 3号煤层 0.3

3、00.90 0.53光亮型，主要由镜煤、亮煤组成，粉末状。粉砂质泥岩 0.62黑灰色，层理不显，块状。老 底 细沙岩 1.006.70 3.50灰色，主要由石英组成，具不明显微波状层理。局部相变为粉砂岩及粗砂岩，顶部发育一层厚0.65m的粉砂质泥岩。附：综合柱状图（见附图1）四、煤层赋存情况工作面所采煤层为二叠系下统山西组2号煤层，煤层厚度2.603.50m，平均3.02m，煤层结构复杂，结构为0.27（0.19）2.56，属稳定可采近水平中厚煤层。其上部间隔2.97.0m为02号煤层（采空区），平均4.0m。工作面开采煤层下部间隔1.3m左右为3号煤，3号煤煤厚0.4m。根据邻近工程资料分析

4、，预计皮带巷380460m工作面内有一个坳陷区受其影响，煤岩层倾角变化较大。工作面工业储量为739440t，可采储量为632646t，煤的容重为1.32t/m3。五、地质构造情况褶曲：工作面整体呈单斜构造，煤岩层倾角511，平均5。断层：工作面巷道在掘进中共揭露6条断层，其中2条逆断层，落差在0.82.0m，4条正断层，落差0.53.5m，其中F125035断层对回采影响极大。陷落柱：根据邻近采掘情况分析，工作面内陷落柱不发育，但发育一个坳陷区，对回采有一定影响。断层一览表断 层性 质走向()倾向（）倾角（）落差（m）对回采影响程度F125031正2611656 2.1 较小F125032逆4

5、131130 2.0 较小F125033逆 276285 186195 4054 0.81.0 较小F125034正3512573 1.6 较小F125035正 2038 110128 4550 0.53.5 极大F125036正29119 5076 0.81.5 中等六、水文地质2号煤老顶S5砂岩为承压裂隙弱含水层，局部含水丰富，预计回采过程中顶板局部有淋滴水现象，正常涌水量3m3/h，工作面上部实体间隔2.97.0m为10503采空区，采空区内积水已由皮带巷探放，剩余积水12568.7m3，积水区位于切眼外侧16m，对回采有一定影响。受采空区局部底板低洼处少量滞水影响，回采过程中皮带巷里程

6、11801254m，轨道巷段825843m范围顶板裂隙发育处有淋滴水现象，最大涌水量35 m3/h，回采初期涌水在工作面机头低洼处积聚，随回采向前推进，涌水大部分甩入采空区，少量在皮带巷里程10401020m、440415m、7565m，轨道巷段10085m处汇集，对运输和行人有一定影响。本区域奥灰水静水位标高910m，工作面2号煤底板标高892953m，距奥灰顶界面间距163m，工作面部分带压，根据带压开采突水系数公式T=P/M计算，工作面最大突水系数0.0111MPa/m。防治水措施：1、回采前完善排水系统，保证工作面排水能力不小于70m/h；2、回采前根据12503工作面探放水设计对工作

7、面上部10503残余采空积水进行探放。3、回采过程中加强工作面涌水观测，发现异常及时汇报、处理；4、回采中加强工作面低洼处排水工作，确保工作面正常回采。4、回采至M1钻孔附近时，提前对钻孔含水性进行探测，确定无异常后方可继续回采。七、工作面瓦斯涌出量、煤尘爆炸指数段绝对涌出量为：8.17m3/min，相对涌出量为：2.94m3/t；段绝对涌出量为： 5.6m3/min，相对涌出量为：2.02m3/t。煤尘具有爆炸性，爆炸指数为25.5%。属于类自燃煤层，自然发火期为36个月。工 作 面 基 本 参 数块段号走向(m)倾斜长(m) 面积 (m2)煤厚(m) 容重(t/m)基础储量111b(t)

8、回采率()可采储量 111(t)1 87 215 185603.01.32734982 324 215 696602.91.32266658952533253 844 128 1080322.81.3239928695379321合计1255 196252 739440632646备注：块段扣除2号煤空巷面积145m2。第二节 巷道布置一、采区设计、采区巷道布置情况皮带巷经南五02#煤皮带下山、南五02#煤煤仓、910东大巷、910南大巷形成运煤系统。轨道巷经运料斜坡、南五02#煤进风轨道下山、南五2#暗斜、910东大巷、910南大巷形成运料系统附：工作面平面图（见附图2） 两巷断面图 （见附

9、图3）二、 轨道巷轨道巷采用矩形断面，净宽4.0m，净高2.8m，轨道巷段、轨道巷II段里程0m86m、110m130m，巷道采用全锚支护，顶板采用“202200mm螺纹钢全长锚固树脂锚杆+金属菱形网+钢筋钢带+锚索”联合支护。顶锚杆间排距9001000mm；锚索长度5.3m，锚索排距3m，每排2根，布置在第第2、4根相对应的顶锚杆位置上。轨道巷II段里程86m110m、130m844m，顶板采用“202200mm螺纹钢全长锚固树脂锚杆+W托盘+铁棚”的联合支护形式，顶锚杆间、排距12001200mm，棚距1.2m。轨道巷段、轨道巷II段两帮均采用两排“202000mm螺纹钢全长锚固树脂锚杆+

10、金属菱形网+W托盘”联合支护，锚杆间、排为10001000mm，最上排帮锚杆距顶板400mm，矩形布置。三、 皮带巷皮带巷采用矩形断面，净宽4.0m，净高2.mm，皮带巷里程0m270m、280m600m，顶板采用“202200mm螺纹钢全长锚固树脂锚杆+金属菱形网+钢筋钢带+锚索”联合支护。顶锚杆间排距9001000mm；锚索长度5.3m，锚索排距3m，每排2根，布置在第2、4根相对应的顶锚杆位置上。皮带巷里程270m280m、600m1255m，顶板采用“202200mm螺纹钢全长锚固树脂锚杆+W托盘+铁棚”的联合支护形式，顶锚杆间、排距12001200mm，棚距1.2m。皮带巷两帮采用两

11、排“202000mm螺纹钢全长锚固树脂锚杆+金属菱形网+W托盘”联合支护，锚杆间、排为10001000mm，最上排帮锚杆距顶板400mm，矩形布置。四、 切眼切眼采用矩形断面、全锚支护，净宽6.0m，净高2.8m，顶板均采用“202200mm螺纹钢全长锚固树脂锚杆+W钢带+锚索+金属菱形网”联合支护。顶锚杆间排距9001000mm，锚索长度5.3m，锚索每3排打1对，锚索布置在第二与第四根顶锚杆位置上。切眼老山帮采用二排“202000 mm螺纹钢全长锚固树脂锚杆+ W托盘+金属网”支护，回采帮采用两排玻璃钢锚杆支护，锚杆间排距10001000mm，上排锚杆距顶板400mm。五、停采线停采线定于

12、轨道巷、皮带巷里程87m处。第二章 采煤方法第一节 采煤方法一、名称 12503工作面采用走向长壁后退式一次采全高全部垮落法的综合机械化采煤方法。二、采高及层位控制工作面所采煤层为二叠系下统山西组2号煤层，煤层厚度2.603.50m，平均3.02m，煤层结构复杂，结构为0.27（0.19）2.56，采机在割煤过程中，跟顶跟底回采，（当煤层厚度大于3.3m时，预留底煤跟顶采煤）。三、工作面正规循环生产能力 式中W工作面正规循环生产能力，t； L工作面平均长度，m； S工作面循环进尺，m； h工作面设计采高，m； 煤的视密度，tm3 c工作面采出率，（%）。延长前：循环产量=1280.62.81.

13、3295%=269.7t延长后：循环产量=2150.62.91.3295%=469.1t第二节 回采工艺一、工艺流程双滚筒采煤机割煤、装煤可弯曲刮板运输机运煤自移式液压支架支护顶板推移运输机清扫浮煤。二、 工艺说明割煤方式：采用双向穿梭式割煤工艺，循环进度0.6m。采机进刀方式：工作面采用端头斜切进刀方式，即采煤机在机头（机尾）沿运输机弯曲段向机尾（机头）牵引进刀，使采煤机前后滚筒均达0.6m的截深后停止牵引，推移运输机使其成为一条直线，然后调整滚筒，牵引采煤机向机头（机尾）割通三角煤，到机头（机尾）割通后停止牵引，调整滚筒向机尾（机头）通长割煤，端头斜切进刀距离不少于35m。附：进刀示意图（

14、见附图4）移架1、移架方式采用本架操作、追机移架方式拉架，拉架以滞后采机后滚筒34个架为准，拉移步距为0.6m，支架要接顶严实，初撑力不小于24MPa。2、移架工艺正常情况下：a、在操作前，人员应站在支架前后立柱间，同时注意观察动作部位情况。移架顺序应按照：先降后柱再降前柱，使支架顶梁略离顶板，操作推移手把通过推移千斤顶将支架向前推移0.6m步距，再升前柱，随后升后柱，支架达到初撑力要求后，打出护帮板护帮。所有操作手把停止动作后，将操作手把打到“零”位。b、移架时，尽可能要少降快拉，支架不得歪斜、咬架。移架后，支架成一直线，其前后偏差和支架中心矩要符合质量标准要求。c、支架顶梁与顶板接触后，操

15、作手把继续供液35秒，使支架初撑力达标，操作结束后及时将操作手把归“零”位。顶板破碎带及煤壁片帮带的移架工艺： 实行追机作业，拉架工采用带压移架法，即同时打开降柱及移架手把，及时调整降柱手把，使破碎矸石滑向采空区，移架达到规定步距后立即升柱。推移运输机距采机后滚筒10个架开始推移运输机。推移时，同时操作两个或两个以上的千斤顶，分两次推溜，推移步距要平稳，并随时调整运输机，使之处于平、直、稳的运行状态，推移完毕，操作手把置于零位，运输机弯曲段长度不小于15m。推移运输机机头、机尾：首先检查作业地段周围顶板、煤帮及端头维护情况，处理一切不安全隐患，并清理干净煤帮侧浮煤和杂物。推移时，要有专人指挥，

16、作业人员必须站在安全区域，严禁硬推、硬顶，以防损坏过渡槽等，但必须推移到位。推移时无关人员必须远离作业地段，作业人员必须站在安全区域。拉（推）移转载机采用液压自移式拉移。拉移前，先清理干净拉移段的浮煤、杂物，拉移时，要停机闭锁，无关人员远离作业地段，作业人员必须站在安全区域后，方可远距离供液拉移，并有专人指挥，专人观察，随时观察拉移情况，以防拉脱和拉不到位。转载机每循环拉移一次。采空区处理采用全部垮落法处理采空区顶板。拉移皮带输送机机尾1、准备工作操作地点及设备周围是否有不安全的因素，发现问题立即处理。检查皮带机尾的高压液管及各种螺栓是否齐全完好，各润滑部位的油质、油位是否符合要求。检查各液压

17、系统是否完好，各种U型销及开口销是否完好。清理皮带机尾跑道下的浮煤及矸石。2、皮带机尾的自移拆除中间架，并把拆除下的H架、拉条、上下拖辊放到指定地点。 按要求把液管进行连接，操纵四个调高立缸的控制手柄，使立缸收缩，提起滑架，使机架完全落于巷道底板上，完成自移机尾的准备工作。操纵推移套筒缸控制阀组上的相应的手柄，使高压工作液进入推移套筒的有杆腔，活塞杆缩回，由于推移套筒缸活塞杆和缸体与小车和机架相连，即可推移整体机架前移。 当推移缸活塞杆完全缩回后，即完成基架推移工作，这时即可进行调高及调偏等工作。当在调整机尾时，由于底板在垂直巷道方向倾斜角度太大，无法用机尾调高油缸进行调整时，可在机尾下加垫柱

18、帽或背板后，再进行调整。3、调高操作当自移机尾跨越有起伏的巷道时，这时需操作底端的立缸，将底端做相应的抬高，抬高立缸行程小于或等于350mm。4、胶带跑偏调整的操作当皮带机的胶带向一侧跑偏时，可操作相对应侧的调高立缸或必要时需操作侧移水平油缸，把基架相应侧抬高或校正，直到胶带恢复正常位置为止。5、自移机尾推移方向校正的操作当转载机机头与工作面前进方向偏斜时，或当带式输送机与自移机尾偏斜时，可进行校直，操作程序为： 操作调高立缸使基架升起，完全离开顺槽底板。操作侧移水平缸向所要求的方向移动基架，调高立缸与基架及滑块以滑架为支点，沿滑架向预定方向移动。侧移水平缸行程为 200mm，水平缸在中间位置

19、安装，故基架首次单侧移动最大距离为 100mm。此时，滑架偏向基架一方。操作调高立缸将基架落到顺槽底板上，并继续操作使滑架完全离开底板。操作侧移水平缸使滑架恢复中位。操作调高立缸，使滑架落在顺槽底板上，根据需要调整基架的高度便可投入使用。如果需要调整的距离较大，可重复进行上述过程，直到达到所要求的移动距离。在中间阶段的侧移过程中可以充分利用 200mm 行程，每次将滑架移动到极限位置，但最后应使水平缸恢复中位。既可同时向一个方向移动基架的前、后端，也可以在一定范围内单独移动基架的一端或同时向相反的方向移动基架的前、后端，后者俗称“调角”。6、浮动托辊组高度的操作由于顺槽底板的起伏较大或自移机尾

20、过上下坡时，皮带机末端机架到自移机尾高度不一定合适，造成无支撑或支撑高度不配套，导致胶带成形不好，原煤外泄。在运行过程中,自移机尾的操作者可根据实际情况随时操作浮动缸,调整浮动托辊组的高低,以适应皮带机和自移机尾的高度变化。7、安全注意事项要按规定对各种润滑部位进行注油。要及时清理皮带机尾底下的浮煤及矸石。要定期对各种液管进行检查，不得使用损坏的液管，发现损坏及时更换。在缩机尾时要在机尾滚筒护罩后面安放警戒人员，防止高压液管崩脱伤人。缩完机尾后要及时检查皮带的运行情况。带式输送机司机必须熟悉带式输送机工作原理，通晓本工种操作规程，按完好标准进行维护和保养。任何人不得乘座带式输送机，不得用带式输

21、送机运送设备和笨重物料。带式输送机巷道应有消防灭火及喷雾灭尘设施，并保持完好有效。缩机尾前必须把皮带输送机拉空，扳动控制开关手把到断电位置并闭锁，挂上停电牌。检查语言信号装置是否完好，且能正常使用。在遇下山巷道拉移转载机时要在皮带机尾支设单体老汉木，防止在拉移转载机时使皮带机尾发生移动，单体老汉木一端与顶板接触，另一端置于皮带机尾罩筒上面，并向皮带机尾方向倾斜有一定角度，支设时要有三人以上人员配合进行操作，一人负责观察顶帮情况，一人抱柱，另一人升柱，并要支设牢固，有可靠的防倒措施。移动副巷电气系列车1、系列车重量统计系列车设计共23辆，总重量统计见下表：车 号设备名称重量（t）车 号设备名称重

22、量（t）1#电缆拖车0.5*62#3#电缆车1.5*24#乳化液箱25#6#乳化液泵站3.2*27#清水箱28#喷雾泵1.2*29#降尘泵110#磁力启动器1.511#12#组合开关3.5*213#控制台1.214#15#移变8.16*216#阻化剂泵1.2*217#阻化剂泵箱218#电抗器1.2*219#20#变频开关2*221#22#电缆车1.5*223#自动加油车1总重量=83.62（t） 2、系列车拉移用钢丝绳选择、计算公式及相关条件：式中：d钢丝绳直径，mm；Q0-绳端荷重，kg；-轨道倾角； L钢丝绳斜长，m； f1阻力系数，取0.015； f2摩擦系数，取0.2；h,K，R0，K

23、-钢丝绳计算相关数据； m-钢丝绳安全系数（根据煤安规程拉移钢丝绳取5）。公式来源于钢丝绳标准培训教材 钢丝绳直径选择由地质说明书可得巷道内最大下滑、上拉坡度均为12，计算钢丝绳直径：选择两根619S+FC-28mm-1670MPa钢丝绳。3、系列车拉移最大静拉力计算公式及相关条件：式中: M- 钢丝绳质量，Kg/100m； 最大静拉力计算4、系列车拉移绞车选择根据上式计算结果选择两台JM-14型回柱绞车，该绞车最大拉力=162（t）=3218.3,满足使用要求。5、系列车连接用硬连接选择系列车连接用硬连接选用A20优质碳素钢钢板制作，钢板宽度选择150mm，钢板厚度由下式计算：式中：F-计算

24、最大静拉力，N；m-钢板安全系数，（根据煤安规程取10）；-钢板最小抗拉强度，N/mm2；B-钢板宽度，mm。硬连接钢板厚度计算：，取=30mm。6、使用硬连接注意事项使用队组须制订系列车拉移专向安全技术措施；安装前核实轨道巷坡度，如有不符应重新进行计算；硬连接制作好后需进行拉力试验，合格后方可投入使用。若不符合要求，须将接头加固，重新试验直到合格为止。7、准备工作系列车用2根绳径不小于28mm钢丝绳固定在运输机机尾。系列车采用回柱绞车拉移。拉移选用两台JM-14回柱绞车，绳径不小于28mm，回柱绞车的开关按钮要灵敏可靠，闸把完好，刹车牢靠，钢丝绳钩头完好，回柱绞车用两戗两压支柱固定牢。拉（放

25、）移前，先将移变停电，开关手把扳到断电位置，无关人员要撤离到安全地点，严禁带电拉移，清理干净系列车前后及周围的杂物，把所有的电缆理顺，轨道有问题要及时处理，防止掉道。检查钢丝绳卡子固定是否可靠，钩头连接是否可靠。检查各设备之间、设备与车之间的联结及车与车之间的软、硬联接是否可靠，联接销必须使用正规插销，有问题要及时处理。绞车信号采用语言打点信号装置，其一位置安装在回柱绞车司机便于操作的地方，其二位置安装在工作面机尾处，信号规定为：一声停，二声拉，三声放，四声慢拉，乱铃急停。系列车必须用两根直径不小于28mm钢丝绳与工作面运输机机尾连接在一起，其中一根与两台移变固定，另一根与系列车其它车辆固定，

26、钢丝绳长度要合适，以防拉脱电缆。系列车拉移前先检查作业地段的瓦斯浓度，在瓦斯浓度低于0.8%时，方可进行作业。系列车拉移前先检查小绞车控制开关、操纵按钮、电机、语言打点信号装置等应无失爆现象。当系列车放移时，必须把铁马等挡车设施提前放到合适的位置支设牢固。8、拉移时安全注意事项绞车操作人员必须持证上岗，无证人员不得操作。绞车滚筒钢丝绳要缠绕紧密，定期检查，不得有死弯、断丝断股、挤压变形等现象，发现问题及时更换。信号准确无误后，慢慢涨紧钢丝绳，然后停止绞车，取掉挡在系列车前、后和中间的铁马、戗木等挡车器，并放置在系列车停车点，待人员站在安全区域后，再启动绞车。在拉（放）过程中，要有专人站在运输机

27、机尾安全区域观察，随时用信号与绞车司机联系。拉（放）前，要在拉移范围的上、下方设好警戒，任何人严禁站在系列车两侧、下方及钢丝绳摆动范围内通过或停留，严格执行“行人不行车，行车不行人”制度。每次移动系列车前，工长和小绞车司机必须检查系列车周围顶、帮支护情况，将电缆、液管摆放顺畅、绞车压戗柱必须固定可靠，信号清晰，轨道间无杂物，阻车设施打开，轨道平稳等。绞车司机必须精力集中，拉移平稳，随时注意系列车的拉移情况,发现异常,立即停车。拉移系列车由多人协同作业，作业人员必须站在安全位置，并派专人看好电缆、液管的正常托移，观察系列车的运行情况。挡车器设置要求为系列车两移变后各设一个铁马，变频器后一个铁马，

28、系列车中部及液箱后各设一个铁马，整部系列车不得少于五个铁马挡车，并且在合适位置加设可靠的戗木挡车。当系列车拉移到位后，运输机机尾观察人员应及时发出信号，绞车司机及时停止并刹紧刹车，严禁拉脱电缆，当系列车停止后，重新将铁马等挡车器搬至指定地点，将系列车阻挡牢靠。最后松开绞车钢丝绳，并摘钩，将绞车开关打到零位并闭锁。系列车下方必须设挡车装置。拉移结束后，详细检查各接线、管路等，确保安全后方可送电，并开机试运转。拉移结束后，及时悬挂和盘好各种高低压电缆和管路。系列车的尾车距工作面不大于50m。顶板较破碎、压力较大、巷道维护较困难时，在保证行人安全、操作运输等正常生产的前提下，可适当延长相应距离。系列

29、车距煤帮支护的距离必须大于0.5m，以保证检修正常进行。系列车附近顶板有淋水时，电器设备要有防护设施。其它未说明地方，严格按山西省煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法中的有关规定执行，做到安全、文明卫生生产。第三节 提高回采率措施一、采机司机要高度负责，随时注意煤层厚度变化情况及顶底板情况，跟顶跟底回采，严禁随意留设顶、底煤。二、每个循环必须清扫工作面浮煤至运输机，严禁将煤清扫至支架间或落山。三、每天由检修班将皮带巷洒下的浮煤清理至皮带上运走。第四节 提高煤质措施一、水分控制、开机前，必须将工作面积水排净，否则严禁开机。、各转载点喷雾、采煤机内外喷雾、架间喷雾做到停机停水，开机开喷雾，以减少外

30、在水分。、检修时间，必须将各设备冷却水关闭（检查冷却水系统除外）。二、灰分控制采煤机司机要掌握好采高，禁止割破底板岩石，当工作面遇断层时，严格按照过断层专项措施控制好割岩量。支架检修工要检修好支架，杜绝支架自降，使矸石滑落入输送机。各转载点应严格把关，出现大块矸石或其它杂物必须停机处理。三、煤流杂物控制切眼煤帮锚杆、金属网，在回采前应全部回收后方可割煤。采煤机在两端头割通后，端头作业人员必须在停机状态下及时将割出来的锚杆、托盘等清理干净，放到指定地点派专人将回收材料出井，不得进入煤库。每班交接班时“三机”司机必须检查刮板紧固情况，螺丝松动时及时紧固，变型损坏的E型螺栓及刮板及时更换。检修班加强

31、设备检修，防止设备零部件松动掉入煤流。两巷废旧钢丝绳、网、棉纱、废旧零件、包装纸、班中餐食品袋、塑料袋等杂物垃圾必须清理干净，严禁进入煤流。检修时必须将输送带两边较长的边毛割下放置于垃圾袋中，以防进入煤流。工作面的物料、设备配件、工具要分类码放整齐，固定作业场所必须设置垃圾箱，并正常使用，定期处理。第三章 顶板管理及支护第一节 顶板管理方法采用全部垮落法管理顶板，即采空区顶板随支架前移自行垮落充填采空区。随着工作面推进，每循环老山顶板垮落一次。如在上、下隅角段遇顶板不能顺利跨落时，要制定专项措施，采取浅孔预裂爆破的方式强制放顶。第二节 端头维护在端头落山侧支架顶梁与掩护梁绞接延长线下支设密集支

32、柱，柱距0.3m，一柱一帽，柱帽垂直于工作面布置，密集柱回移步距为0.6m。柱帽为型梁铁柱帽。当老山悬顶超过10m2时，采用双排密集，“三花型”布置，排距0.3m，柱距0.3m。从密集柱起，在保险煤帮侧支设一排贴帮点柱至超前支护处。柱距为1.0m，从保险帮点柱起，以排距0.9m，柱距1.0m，向端头支架侧支设单体戴帽点柱。端头维护的单体必须迎山有力，单体的初撑力必须达到90KN，单体型号根据煤层厚度确定，且单体串拴牢固。第三节 超前支护一、两巷超前支护距离皮带巷、轨道巷超前支护长度必须保持每班不少于20m。二、两巷超前支护形式支护形式采用套3.6m的型梁（或使用原套棚的3.5m工字钢，使用工字

33、钢时，在梁与单体之间垫木楔防止打滑，使用工字钢时柱距3.1m，单体挑梁端200mm），形成一梁两柱支护形式，柱距3.4m，单体挑梁端100mm，棚距1m。距工作面煤壁10m范围内，皮带巷在满足人行道宽度（0.8m）的前提下，在型梁（或工字钢）下紧贴转载机支设一排单体支柱，形成一梁三柱的支护形式，轨道巷在型梁（或工字钢）下距保险帮侧单体0.9m处支设一排单体支柱，形成一梁三柱的支护形式。套棚时由多人协调作业，两人扛梁、一人抱柱，另一人升柱，并设专人观察顶板情况。两巷超前支护的单体必须垂直顶、底板，打成一条直线，单体支柱初撑力必须达到90KN以上，单体串拴牢固。单体型号根据煤层厚度确定，当巷道高度

34、超过采高时，必须提前构顶以保证超前支护接顶严实有效。整个作业过程严格执行“敲帮问顶”制度。第四节 特殊条件下的顶板管理一、 初次来压及周期来压期间的顶板管理：工作面初采前，必须按规程要求支设好两巷超前支护。初采、初放期间，各有关部门要派专人到现场跟班盯岗，严把支护质量和工程质量关，发现问题及时处理。必须保证泵站及支架液压系统无跑冒滴漏现象，泵站压力不低于30MPa，工作面支架初撑力不小于24Mpa，单体支柱支护段支柱初撑力不小于11.5Mpa。必须加强端头及两巷超前支护，保证安全出口畅通。工作面支架要随采煤机割煤后及时拉出，并保证前梁接顶严密，若煤壁片帮严重或顶板较为破碎，应在前滚筒割煤后及时

35、伸出伸缩梁护顶，追机打开护帮板护帮。必要时应在割煤前超前拉架。如超前拉架后端面距仍超过规定，应在支架前梁上挑板梁支护且在梁下支设贴帮柱。来压期间，应积极组织生产，加快工作面推进度，尽快摆脱压力影响。必须保证工作面直线度，以防产生局部应力集中。二、过断层期间的顶板管理本工作面共揭露6条断层，对工作面回采影响较大,因此必须加强过断层期间的顶板管理。断层范围内，严格控制工作面采高，根据过断层技术要求，断层范围内支架必须平缓过度，相邻支架的错差不得超过顶梁的2/3。在采煤机割过煤后，支架工必须立即带压拉架，并正确使用防片帮板。三、工作面发生冒顶事故时的顶板管理：工作面冒顶高度超过支架有效支护高度后，必

36、须及时勾顶，勾顶前检查作业地点的瓦斯浓度，只有在瓦斯浓度低于允许范围时方可作业。勾顶由跟班队干统一指挥，先“敲帮问顶”，及时处理顶、帮危岩活石，待顶板稳定后，用板梁等按“”字型层层码垛，直到接顶严实。勾顶时，必须设专人观察顶板动向，由有经验的老工人操作，发现异常情况要及时撤人处理。四、巷道内顶板破碎、压力大时，在型梁（工字钢）间加套板梁或圆木棚，板梁规格为小头不小于1/22003800mm，圆木规格为小头不小于1803800mm，板梁（或圆木）上方用背板、柱帽勾顶，保证接顶严实，有效护顶，单体支柱的支设规定与超前支护中规定相同。五、工作面初采初放、收尾扩循环时，另行编制专项措施。工作面过钻场、

37、过断层、过无炭柱、工作面延长另补专项安全技术措施。第五节 过地质构造带的顶板管理一、根据断层资料调整坡度，使运输机平缓过度。二、严格控制采高，相邻支架错差小于侧护板高度的2/3，以防挤架、咬架。三、采机在通过地质构造带时，控制好采机的速度，要缓慢通过。 四、采煤机司机站在距滚筒2.0m以外进行操作，无关人员不得在采煤机机身范围内逗留和作业。五、煤壁片帮达0.6m时，应超前带压移架，大于0.6m时在支架顶梁上铺设走向梁，防止端面冒顶。六、当煤壁片帮严重，顶梁有漏渣预兆时，必须进行停机处理，并制定专项安全技术措施。七、过断层期间，技术人员应及时掌握断层落差及延伸方向，并制定出卧底、挑顶尺度，指导安

38、全生产。八、加强支架、采煤机、输送机、转载机、皮带机、液压系统的检修，严禁带病作业，保证设备的正常运转。第六节 支架设计选型计算及最大、最小控顶距采用液压自移、支撑掩护式ZZ5200/1.7/3.5液压支架支护，支架的活柱行程为1802mm。最大控顶距4719mm，最小控顶距4119mm。本架操作，追机移架，及时支护顶板，移架滞后采机后滚筒34个架为准，支架接顶严实，初撑力不小于24MPa。一、选型原则支护强度与工作面矿压相适应；支架结构与煤层赋存条件相适应；支护断面与通风要求相适应。二、确定支架性能参数架型根据顶、底板岩性级别来确定。支架最大高度Hmax和最小高度HminHmaxMmax0.

39、2=3.30+0.2=3.5mHminMmin(0.250.35)=2.60-0.25=2.35m式中Mmax、Mmin煤层最大、最小采高,3.30m/2.60m。三、支护强度Pnhr21125.48560.56KN/m2式中：P考虑直接顶及老顶来压时的支护强度，t/m2n老顶来压时与平时来压强度的比值，称增载系数，一般取2。R直接顶岩石容重，取2.6t/m3（即25.48KN/m3）h直接顶厚度，mhM/(K-1)3.30/(1.3-1)11mM采高，取最大值3.23mK碎胀系数，一般为1.251.50，取1.3四、工作阻力Q= PS(b+L)B/n=560.56(0.4+4.1)1.5/0

40、.98=3861 kN式中：Q液压支架额定工作阻力，KN/架 PS支护强度，取计算值560.56 kN/m2 b梁端距，取0.4m L顶梁长度，取4.1m B支架中心距，取1.5m n支架效率，取0.98五、支架选型根据上述要求，选取ZZ500-17/35型液压支架，其主要参数如下： ZZ5200/1.7/3.5型支撑掩护式液压支架的技术特征表项 目技术特征单 位型 号ZZ5200/1.7/3.5高 度17003500mm宽 度1430/1600mm中心距1500mm工作阻力5200KN平均支护强度0.73Mpa对底板比压1.461.68Mpa供液泵压30Mpa操作方式本架操作附：工作面平面支

41、护示意图（见附图5）第七节 矿压监测根据邻近2#煤工作面矿压监测资料预计：直接顶初次垮落步距为810m；老顶初次垮落步距812m；老顶周期来压步距为69m。工作面每架支架安装一组支架压力表，工作面面平均分布布置5个圆图仪，压力表液管与支架前后柱相连，以观测工作面支架前后柱压力，检修班要对压力表进行定期保养、维护，发现损坏及时更换。每班由当班验收员对工作面进行顶板动态矿压监测，所测数据上交生产科经处理后，汇报有关领导和单位并及时反馈回队组，发现问题，队组现场及时采取措施处理。第八节 工字钢棚、锚杆托盘、钢带、板梁、圆木的回撤规定、方法、步骤和措施一、工字钢棚、顶锚杆托盘、钢带、锚索的回撤在套棚巷

42、道段，每天由检修班回撤超前段工字钢棚，回撤后，如果滚帮严重，必须在滚帮地段用单体打贴帮柱，并用背板背紧,回撤的棚腿存放于指定地点，集中回收。在全锚支护巷道两巷顶板较完整地段，每天由检修班回撤距工作面煤壁5m范围内的顶锚杆托盘、钢带、锚索。回撤时至少有三人协调作业，一人扶梯，一人观察顶板动向，一人操作，用专用工具拧下锚杆螺帽、锚索锁具，取下托盘。顶板破碎地段，锚杆托盘、钢带不得回撤。锚杆托盘回撤时要停止采煤，并停机闭锁，严禁在开机状态下回撤。回撤后的托盘、钢带存放于指定地点，集中回收。二、帮锚杆托盘的回撤 两巷采煤帮侧的锚杆托盘在距工作面5m范围内回撤。回撤后，如果滚帮严重，必须在超前两单体间再

43、加打一根贴帮柱，并用背板背紧,回撤的金属托盘由人工运至指定地点，堆放整齐，集中回收。当采机距回采巷道煤帮5m时，采机司机控制采机速度，锚杆掉落后，立即停机，摘开采机滚筒离合器，将运输机停机闭锁，由人工将金属锚杆取出后，再开启运输机，挂上采机滚筒离合器，牵引采机正常割煤。回收的金属锚杆由人工运至指定地点，堆放整齐，集中回收。两巷保险帮侧的托盘必须在距离密集柱不足0.6m时方能回撤，严禁提前回撤。型（工字钢梁）、圆木或板梁的回撤1、顶板完好地段顶板完好地段，距支架前探梁不足一个循环，即小于0.6m时，开始回撤型（工字钢）。2、顶板不完好地段顶板不完好地段，必须先支设带帽点柱，在距支架前探梁不足一个循环，即小于0.6m时，开始回撤型（工字钢）。3、顶板破碎地段当工字钢梁距支架前探梁34m时套打板梁（或圆木）支护，采用一梁三柱的支护形式，然后开始回撤型（工字钢）。回撤型（工字钢）、圆木或板梁必须三人协调作业，其中一人专职指挥，观察顶、帮情况，回撤前严格执行“敲帮问顶”制度和先支后回的原则，确认无危险后方可作业。在转载机巷作业时，转载机、破碎机要停机闭锁。回撤的型梁、圆木或板梁由人工抬至指定地点堆放整齐，集中回收。第四章 通风与抽采第一节 通风系统一、该工作面采用“U”型通风方式，即皮带巷进风，