《81301工作面回采作业规程》打印

1、 阳煤一矿81301工作面回采作业规程第一章：概 况第一节 工作面位置及井上下关系 表11：工作面位置及井上下关系表水平名称669采区名称十三采区地面标高（m）1140.01230.0工作面标高(m)603.0670.2地面的相对位置本工作面地表位置位于高家沟以南，窝窝咀以北，柳树垴以东，窑子沟以西的山梁沟谷地带，工作面中部上方为四亩堰村（已搬迁），地表有部分农田和山林，工作面上方有老坟沟河、东梁沟河、大石板沟河，自南向北横穿工作面。回采对地面设施的影响 地面无建筑物。井下位置及与四邻关系本工作面位于十三采区东翼的南部，西部为十三采区东副巷，北部为本采区81303工作面(未掘），东部为十三采区

2、东部边界线，南部为S8301工作面（现正采）、S8302工作面（未回采），西部上方为北头嘴井十九采区71902、71904回采工作面采空区。走向长度（m）1566倾斜长度（m）216.5面积（m2）338705第二节 煤 层煤层厚度（m）6.608.20煤层结构(m)5.01（0.15）1.79煤层倾角（）1136.955开采煤层15#煤种WY3稳定程度稳定煤层情况描述本工作面煤层赋存稳定，结构复杂，煤层总厚度最大8. 20m，最小6. 60m，平均煤厚6. 95m,煤层节理发育。煤层中含夹石1层，赋存不稳定，分布在煤层的下部。煤层节理产状：132 65。表12：煤层情况表第三节 煤层顶底板表

3、13 煤层顶底板情况表顶、底板名 称岩 石名 称厚度（m）特 征老 顶深灰色石灰岩11.64深灰色石灰岩，坚硬，含动物化石，含二层泥岩。直接顶黑色泥岩1.36黑色泥岩，呈贝壳状断口，裂隙发育。伪 顶伪 底直接底黑色泥岩3.01 黑色泥岩，致密、性脆，含黄铁矿结核。老 底深灰色细砂岩6.29 深灰色细砂岩，成分以石英为主，含植物化石碎片。第四节 地质构造一、断层情况以及对回采的影响：本工作面煤层总体为一向斜构造，局部地段发育有次一级的向、背斜构造。煤层倾角最大13，最小1，平均倾角5。本工作面在掘进过程中共揭露挠曲构造13条，断裂构造6条，具体位置见81301回采工作面煤层底板等高线图，其产状、

4、褶幅及对回采的影响程度详见表1-4。本工作面坑透后，圈定两处异常区，编号分别为E1和E2异常区。分析认定E1异常区由坑透预测陷落柱KTX1影响所致，E2异常区由掘进过程中揭露断层的F1、F2,陷落柱X1，挠曲N1、N2、N3、N4影响所致。此外据坑透分析工作面内隐伏四条逆断层，编号为KTF1、KTF2、KTF3和KTF4,KTF1落差接近1/2煤厚，不排除煤层破碎的可能，对回采有一定影响；KTF2和KTF4的落差小于1/2煤厚，对回采影响不大。KTF3的落差大于1/2煤厚，对回采有一定影响；具体位置见81301回采工作面煤层底板等高线图。岩层节理产状：304 70二、陷落柱及冲刷带对回采的影响

5、：本工作面在掘进过程中共揭露4个陷落柱，其编号分别为X1、X2、X3、X4，其中X1、X2均已切割在回采工作面以外，X3、X4对回采影响较小，具体位置见81301回采工作面煤层底板等高线图。工作面坑透后，异常区E1内隐伏一编号为KTX1的陷落柱，预计长轴为40m左右，对回采有影响；另外预测陷落柱KTX2预计长轴为23m左右，对回采有影响。具体位置见81301回采工作面煤层底板等高线图。本工作面在掘进过程中未揭露冲刷构造。表14：构造情况表构造名称走向倾向倾角性质褶幅（m）对回采的影响程度落差（m）F1断层28945逆断层1.50有一定影响F2断层298-30640逆断层4.00影响大F3断层9

6、530逆断层0.90有一定影响F4断层115-11725-42逆断层4.00影响大F5断层13820逆断层2.50影响较大F6断层29332逆断层0.90有一定影响1挠曲96-13135-38挠曲8.00影响大2挠曲12446挠曲2.80影响大3挠曲106-1339-40挠曲8.00影响大4挠曲13334挠曲1.30有一定影响5挠曲116-13321-70挠曲6.00影响大6挠曲9830挠曲1.50有一定影响7挠曲12520挠曲0.80有一定影响8挠曲10430挠曲2.00影响较大9挠曲290-29428-90挠曲8.00影响大10挠曲12750-90挠曲2.00影响较大11挠曲23628挠曲

7、4.00影响大12挠曲10354挠曲2.00影响较大13挠曲12646挠曲1.40有一定影响第五节 水文地质一、工作面主要充水因素为：本工作面主要充水因素为：1、地表河流：本工作面地表有老坟沟河、东梁沟河、大石板沟河，均属季节性河流，雨季时补给水量充沛。2、含水层水：本工作面上方K2灰岩、怪砂岩、K3灰岩、K4石灰岩等均属局部裂隙含水层。在工作面推进到低凹处时可能会有顶板淋头水及落山出水现象。3、巷道积水：本工作面走向高抽巷在掘进结束后留有两处巷道积水，位置见81301回采工作面煤层底板等高线图，其积水量从1 #2 #依次为5、54立方米，有极少量补给。4、采空区积水：本工作面回风巷西部上方有

8、一处3 #煤19采区巷道积水，积水量为400立方米。本工作面西部上方为3#煤层71902、71904回采工作面采空区，在采空区低凹地段可能有零星积水。5、钻孔：工作面上方有019号钻孔，若钻孔封孔不良，地表水、含水层水、上方采空区积水均可能沿钻孔溃入本工作面。二、工作面防治水措施1、对于工作面上方局部裂隙含水层水，在工作面推进到低凹处时可能会有顶板淋头水及落山出水现象，要做好防排水准备工作。2、对于本工作面走向高抽巷巷道积水必须提前疏放，经验证疏放完毕，方可回采。3、对于一矿 煤采空区积水根据阳煤局地(1991)624号文件及阳煤会(1991)96号文件精神对此积水不予疏放，但必须做好防排水准

9、备工作。4、工作面上方有019号钻孔，若封孔不良，可能导水。工作面回采至钻孔附近时要加强观测，并做好防排水准备工作。5、工作面有积水时，安设潜水泵，及时排除积水。三、涌水量： 本工作面主要充水因素有：地表河流、含水层水、采空区积水、巷道积水等。工作面正常涌水量为2 m3/h，最大涌水量为30 m3/h第六节 影响回采的其它因素一、影响回采的其它地质情况：其它影响因素主要是瓦斯因素，由于上方煤层的开采，本煤层瓦斯得到一定程度释放。随着开采强度的不断加大，瓦斯绝对涌出量也会随之增加。另外本工作面预计最大瓦斯涌出量为7.80m3/t，回采过程中应当加强瓦斯管理，构造附近预计瓦斯涌出量会增大，通风部门

10、应当加强瓦斯监测，并制定相应的措施。表15 影响回采的其它地质情况表瓦斯绝对瓦斯涌出量40.23m3/min，相对瓦斯涌出量6.53m3/t。煤尘无爆炸危险性煤的自燃类，不易自燃地温16.9 C 23.2 C地压岩石坚固性系数（F）煤层直接顶老 顶直接底老 底2.03.04.08.012.04.05.06.07.0二、存在的问题及建议：1、本回采工作面揭露了六条断层、十三条挠曲构造、二个陷落柱，回采前队组提前做好过构造准备工作，以保证安全生产。2、本工作面局部地段煤层倾角较大，回采期间要适时调整好支架坡度，防止丢煤或割底。3、由于本工作面充水因素较多，工作面回采期间一定要做好防排水准备工作，安

11、设排水量60m 3 /h的专用水泵及相应防排水设施，确保安全生产。第七节 储量及服务年限一、储量：工业储量 W总=LQh= W1-W2= （339039-334）6.801.4=3224471.6吨可采储量 W3=W总c= 3224471.687=2805290.3吨式中：W总工业储量；W1工作面总储量；W2陷落柱的损煤量；W3可采储量；L工作面走向可采长度；Q工作面倾向可采长度；h煤层纯煤厚度；c工作面回采率；容重二、服务年限：可采走向长1566m，设计日推进度为3.2m，月推进度为91.2m（按30天/月算，正规循环率为95%）工作面服务年限可采推进长度/设计推进长度1566/3.2=48

12、9.4(天) 服务期限大约16.3个月。第二章：采煤方法工作面采用走向长壁采煤法，后退式开采；综合机械化放顶煤一次采全高采煤方式；双滚筒采煤和落煤、装煤，液压支架维护顶板和放顶煤，前后两部工作溜运煤；全部垮落法管理顶板。第一节 巷道布置 81301工作面可采走向长度1566m，倾斜长度216.5m，本工作面位于北丈八井丈八十三采区，本工作面共布置五条巷道，一条进风巷用于运输煤炭，一条回风巷用于回风和运输物料，两条内错尾巷解决本煤层回风落山角瓦斯，一条走向高抽巷用于抽放邻近层瓦斯。附图2-1：工作面巷道布置及生产系统图一、工作面进风巷：进风巷支护形式为全锚支护，断面为矩形，毛高3.0m净高2.9

13、m，毛宽4.7m，净宽4.5m。荒断面面积14.1m2，净断面面积13.05m2。进风巷内安装皮带输送机一部，转载机一部。二、工作面回风巷：回风巷支护形式为全锚支护，断面为矩形，毛高3.0m净高2.9m，毛宽4.2m，净宽4.0m。荒断面面积12.6m2，净断面面积11.6m2。铺设轨道，安装5部JD25型调度绞车，用于材料设备的运输。三、工作面尾巷：尾巷支护形式为锚杆+锚索支护，断面为矩形，解决本煤层回风落山角瓦斯；毛高2.4m，净高2.3m，毛宽3.6净宽3.3m。荒断面面积8.642 m2，净断面面积7.59 m2。新补内错尾巷支护形式为锚杆+锚索支护，断面为矩形，毛高2.6m，净高2.

14、5m，毛宽4.1m，净宽3.8m。荒断面面积10.66m2，净断面面积9.50 m2。解决本煤层回风落山角瓦斯。四、工作面高抽巷：高抽巷支护形式为锚杆支护，断面为矩形，毛高2.4m净高2.3m，毛宽3.6m，净宽3.3m。荒断面面积8.64 m2，净断面面积7.59m2。用于投放邻近层瓦斯。附图2-1：工作面巷道布置及生产系统图附图2-2：81301工作面回进风巷道断面图进风巷回风巷内错尾巷新补内错尾巷 走向高抽巷第二节 采煤工艺一、采煤工艺：工作面采用综合机械化低位放顶煤采煤工艺，工作面每割一刀煤放一部顶煤，实行“一采一放，追机放顶煤”的作业方式。二、工作面采高及循环进度：工作面采高控制在2

15、.8m。割一刀煤、移一次架、推前溜、放一茬顶煤、收后溜、回柱放顶为一个正规循环，循环进度0.8m。三、工艺顺序：采煤机从机头（尾） 自开缺口斜切进刀调上、下滚筒位置返向割三角煤调上、下滚筒位置向机尾（头）全长割煤移支架支护移前刮板输送机放顶煤移后刮板输送机。1进刀方式: 采煤机自开缺口斜切进刀，斜切进刀距离为20m。 附图2-3：采煤机进刀示意图、采煤机向机头(机尾)割煤时，采煤机前（后）滚筒割至距机头（尾）20m处时必须放慢牵引速度，并通知机头（尾）人员撤到5m以外的安全地点。机头（尾）人员要时刻注意两端头顶板及各种管线，发现问题及时通知采煤机司机停止割煤，待问题处理后再开机(见图23A)。

16、、采煤机割透机头(机尾)，同时距进风巷(回风巷)20m处停止移前（后）部刮板输送机(见图23B)。、采煤机割透机头(机尾)后,调换上、下滚筒位置返回,通过工作溜弯曲段滚筒切入煤体 (见图23C)。、然后将剩余前部刮板输送机推移到煤帮,并完成拉机头（机尾）工作(见图23D)。E、采煤机再次调换上、下滚筒位置,向机头（机尾）割三角煤，完成斜切进刀，并再次割透机头(机尾)（见图23E）。F、割透机头(机尾)煤壁后，调换上、下滚筒位置,向机尾 (机头)，正常割煤，推移前（后）部刮板输送机机头（机尾），进刀结束（见图23F）。附图2-3采煤机进刀示意图采煤机在割煤时将大部分煤装入前部刮板输送机，剩余煤在

17、推移前部刮板输送机过程中，前部刮板输送机上的铲煤板将煤装入前部刮板输送机；顶煤由放顶煤工操作手把，使支架后尾梁和尾梁插板配合动作，将顶煤落入后刮板输送机。4.运煤方式:工作面分别用两部刮板输送机运煤，进风顺槽安设一部转载机和两部胶带输送机。5移架支护： 正常情况下，采煤机后滚筒割煤后，滞后3-5架开始移架，但移架时要保证后部刮板输送机运行正常，后部刮板输送机运行不正常时，严禁移架。顶板破碎时，采取提前过架的方式维护顶板，如支架端面距仍大于0.34 m，则上3 m板木梁或5.6 m梁维护顶板。6移前部刮板输送机：滞后拉架3-5架开始移前部刮板输送机，前部刮板输送机弯曲长度不低于20m， 移前部刮

18、板输送机时分三次移至煤壁，杜绝一次移到位，严禁把刮板输送机移成急弯。7清理浮煤：移过前部刮板输送机后，要将前部刮板输送机至支架之间的浮煤攉入前部刮板输送机内，清理干净为下次拉架作好准备。放过顶煤后，架间的浮煤和大块煤（矸）也要清理干净。8移后部刮板输送机：移架后开始放顶煤，顶煤放净后，由放顶煤工负责移后部刮板输送机，一次收后部刮板输送机长度不得少于15m。 9.放顶煤： (1)初次放顶煤：工作面支架后尾梁走脱切割巷后，开始放顶煤。 (2)正常放顶煤：采用采煤机割一刀底煤，放一部顶煤，即采用“一采一放追机放顶煤”作业方式，放顶煤最多不得滞后拉架20架。 (3)末采放煤：工作面回采距停采线15m，

19、开始铺金属网， 顶煤仍正常放，直至金属网铺到后尾梁时，方可停止放顶煤。(4) 正常放煤顺序：采用分段单轮循环追机放顶煤方法进行。每班放煤工不少于两人, 每人10架为一段,依次单轮循环放顶煤,每架直至放出1/3的矸石为止。严禁放出大块矸石，当大块矸石卡在后部刮板输送机内时,要闭锁后部刮板输送机并通知司机不准开后部刮板输送机，同时通知支架工不准移架，将矸石处理后方可恢复开溜放煤、移架等工作。要求放不尽顶煤不得割煤拉架(特殊情况经请示矿调度值班长例外)。 10移前部刮板输送机机头（尾）：采煤机割透端头煤壁后，退出机头（尾）30m，待拉完架后，用支架千斤顶前部刮板输送机拉过机头（尾）。11、移后部刮板

20、输送机机头（尾）：当拉过工作溜机头（尾）把过渡架拉上来后，利用两溜中间的上后溜千斤和工作面前（后）10架的上后溜千斤配合，将后溜机头（尾）拉上来。12、退锚放顶：详细内容见本规程第七章退锚放顶专项措施。三、工作面正规循环生产能力：本工作面采长L=216.5m，日循环进度S=3.2m，纯煤层厚度h=6.80m，煤层容重=1.40t/m3，工作面回采率c=87%。则：W=LShc=216.53.26.801.4087%5738（吨）日循环生产能力约为5738吨。式中：W日循环生产能力；L工作面采长；S日循环进度h煤层厚度；煤层容重；c工作面回采率。第三节 设备配备 本工作面为综采放顶煤工作面，安装

21、有低位放顶煤支架、过渡架、前后部刮板输送机、采煤机、进风巷安装两部皮带输送机、一部转载机，配一台锤式破碎机。进风巷转载机往外安一列设备列车。主要设备技术参数如表21所示。工作面设备布置图见附图2-4。1、主要设备技术一览表表21：工作面主要设备技术参数序号设备名称设备型号设备功率数量1采煤机MGTY-400/930-3.3D930KW1台2前刮板输送机SGZ-880/10502525 KW1部3后刮板输送机SGZ-1000/14002700 KW1部4桥式转载机SZZ-1000/400400KW1部5破碎机PCM-3000型锤式200KW1部6皮带运输机SSJ1200/22502250 KW2

22、部7液压支架ZF5600-17/30140架8过渡支架ZFG640017/30H5架9乳化液泵GRB315/31.5200 KW2台（2）、SZZ1000/400型中双链刮板转载机主要技术参表参数单位数据参数单位数据型号SZZ1000/400爬坡角10长度m45电机型号YBKYS400输送量t/h2600电机功率kw400链速m/s1.49电机电压v3300（3）、PCM3000锤式破碎机主要技术参数参数单位数据参数单位数据型号PCM3000电机型号YBKYS-200破碎能力t/h3000电机功率kw200最大断面mm1000*1000出口粒度mm300以下（4）、SSJ1200/2250型带

23、式输送机主要技术参数参数单位数据参数单位数据型号SSJ1200/2250电机型号YSB-250输送量t/h2000电机功率kw250长度m1000转速r/min1480带速m/s3.5电压V660/1140带宽mm1200功率kw2250储带长m100（5）、MGTY400-930/3.3D型采煤机主要技术参数序号参数名称单位参数1型号MGTY400-930/3.3D2滚筒截深m0.83适用采高m2.84机面高度m1.5795适应煤层倾角256适应煤层硬度f47装机总共功率kw9308截割电机功率kw2*4009牵引电机功率kw2*5510油泵电机功率kw2011供电电压v330012牵引力k

24、n750-45013牵引速度m/min07.71214牵引方式交流变频无极调速链轮销排式无链牵引15卧底量mm260（6）、SGZ1000/1400型刮板输送机序号参数名称单位参数1型号SGZ1000/14002输送能力t/h25003型式中双链4电机型号YBSD-700/350-4/85额定功率Kw2*7006额定电压V33007刮板间距mm10008刮板速度m/s1.3（7）、SGZ880/1050型刮板输送机序号参数名称单位参数1型号SGZ880/10502输送能力t/h10003型式中双链4电机型号YBSD-525/263-4/85额定功率Kw10506额定电压V33007刮板间距mm

25、8808刮板速度m/s1.32、绞车及钢丝绳的校验校核公式：F1=Q0(sin+f1cos)+PLg(sin+f2cos)F1-切点处最大静张力KNQ0-绳端载荷-轨道倾角f1-滚动摩擦系数（提升容器运动的阻力系数）取0.015f2-钢丝绳与底板和托辊间的摩擦系数，取0.2P-钢丝绳质量kg/mL-钢丝绳的有效运输长度m钢丝绳安全系数校核：M=/ F1M钢丝绳安全系数（3.5）-钢丝绳破断力KN说明：JD-25型、JD-11.4型、JH-18.5型绞车选用不同的钢丝绳，现对不同型号的绞车在不同运输条件下分别进行验算：1、JD-25型绞车用8.5mm的钢丝绳：绞车最大牵引力为25kN，钢丝绳的破

26、断力为167kN，钢丝绳每米自重1.22kg，巷道最大坡度为13，最大运输距离350m。根据实际情况JD-25运输最大物件取9吨。以上数据代入公式：F1=99.8(sin13+0.015cos13)+0.001223509.8(sin13+0.2cos13)=22.89kN25kNM1=16722.89=7.33.5根据以上验算，可以确定JD-25型绞车选用18.5mm的钢丝绳，绞车及钢丝绳均能满足运输要求。超过9t重的设备在坡的上方加设一部JH-18.5型回柱机。2、工作面JD-11.4型绞车用15.5mm的钢丝绳时，JD-11.4型绞车，最大牵引力为10kN，选用钢丝绳直径为15.5mm，

27、钢丝绳的破断力为132kN，钢丝绳每米自重0.56kg，巷道最大坡度为13，最大运输距离400m。根据实际情况JD-11.4运输最大物件取3吨。以上数据代入公式：F1=39.8(sin13+0.015cos13)+0.000564009.8(sin13+0.2cos13)=7.96kN3.5根据以上验算，可以确定 JD-11.4绞车在使用15.5mm钢丝绳时绞车和钢丝绳均满足运输要求。超过3t重的设备在坡的上方加设一部JH-18.5型回柱机。3、JH-18.5型绞车使用26mm的钢丝绳：绞车最大牵引力为280kN，钢丝绳破断力为392kN，钢丝绳每米自重2.6kg，巷道最大坡度为13，最大运输

28、距离300m，按40t进行验算。以上数据代入公式：F1=409.8(sin13+ 0.015cos13)+ 0.00263009.8(sin13+0.2cos13)=97.12kN n、回风超前段顶板载荷为：（动压影响一般取静压时的2-4倍，这里取3）RP=1/2=3.07mQ回=3Q顶=3顶（RPH/2）=325（3.07-3.0/2）=117.60KN/m2回风超前段顶板总压力： F顶 =LaQ回=204.2117.6=9878.4KN回风锚网支护：F锚网= n补N破=2536080%=7200KN单体柱承载的顶板压力：F单= F顶-F锚网=9878.4-7200=2678.4KNPt=

29、F单/s=2678.4/（204.1）=33.48 KN/m2R1=KgKzKbKhKaR=0.990.950.90.91.0250=190 KN单体柱根数：n= Pt/ R1=33.48/190=0.176根/m2实际n实=n总/S=60/（204.2）=0.71根/m2n实 n所以当前回进风超前支护远远超过理论要求的压力，完全满足顶板支护要求。5、端头支护设计：为满足工作面前后部刮板输送机与转载机搭接及运料、行人等要求和安全通道需要，工作面上端头采用两组下端头采用三组ZFG6400-17/30H型过渡支架，实现向工作面普通架过渡支护。两溜中间支设单体柱，机头为4排，每排4根排距为0.8m；

30、机尾为4排，每排5根排距为0.8m。机头支设过工作溜（后部溜）机头抬棚，机尾支设过工作溜机尾抬棚，机头对面煤帮与转载溜间距离大时，可以在机头对面加设一趟抬棚梁；抬棚梁为5.6米木梁时，支设两趟，一梁不少于四柱；抬棚梁为“”型梁时，支设不少于三趟，抬棚梁交错布置，交错距对半，一梁不少于三柱。靠近电机、减速器、机头（尾）壳等设备的单体柱，要离开设备0.1m支设。第二节 工作面顶板管理一、顶板管理方法：液压支架全封闭式管理顶板，自移支架放顶，采空区处理方法为全部垮落法，移架步距0.8m，本工作面使用140组ZF560017/30型四柱支撑掩护式低位放顶煤支架，机头两组机尾三组ZFG640017/30

31、H型过渡支架管理顶板。二、支架说明：1、支架的基本形式：液压支架为支撑掩护式, 最小控顶距5.772m,最大控顶距为6.572m，循环进度和放煤步距0.8m，支架中心距为1.5m，端面距0.34m。附图3-1：工作面支护平面示意图附图3-2：支架最大、最小控顶距剖面图三、乳化液泵站：1、泵站型号、数量81301综放工作面所配乳化液泵型号为GRB315/31.5，共两台，一台使用，一台备用。乳化液泵站到工作面采用31.5mm的高压液管进液，38mm的高压液管回液。2、泵站位置泵站位于移动设备列车最后，必须配备两泵一箱，乳化液泵箱应高于泵体100mm以上。3、泵站使用规定（1）启动泵站前，应首先检

32、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）我矿的乳化液(浓缩物)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，启动泵站前应使用乳化液(浓缩物)浓度折射仪检查乳化液(浓缩物)浓度是否达到3%，如不合格立即汇报矿总调和有关领导，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31.5Mpa，供液压力不低于30 Mpa，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。4、反向冲

33、洗过滤站的型号、操作本工作面乳化液泵站所使用的反向过滤站的型号是GLZ1200/31.5(10)A,其安装在泵站与液压支架之间，用于过滤器乳化液。（1）、操作:岗位工要熟悉过滤站的相关操作规程、压力容器以及技术规程；考虑到过滤设备出故障对环境及人员安全带来的影响，以及是否采取安全保护措施。（2）、压力卸载：要卸载过滤器的压力，首先将高压反冲洗过滤站（输入）的截止阀关闭，之后再关闭反冲洗高压过滤站后面（输出）的截止阀。（3）、调试：不能突然打开截止阀，因为突然的加压可能损伤过滤网及阀类件；在冲洗管路中部的装有截止阀，因为反冲洗用压力完成；软管末端必须保持通畅。（4）、反向过滤站的保养和维护严格执

34、行81301工作面作业规程第七章“反向冲洗过滤站的维护和保养”中的有关要求执行。附图3-1：工作面支护平面示意图2支护参数：参见表32表32： ZF5600-17/30型液压支架主要技术参数序号参数名称单位参数1型号ZF560017/302最大高度m3.03最小高度m1.74适应采高m2.32.85立柱缸径mm2306泵站压力MPa31.47安全阀开启压力MPa378支架初撑力KN46509支架工作阻力KN560010最大控顶距m6.57211最小控顶距m5.77212支架中心距m1.513底板比压MPa0.93、支架强度校核: 根据生产技术科提供的相邻采区的矿压观测结果， 预计工作面最大顶板

35、载荷强度P=0.472MPa， 支架的额定支护强度Ps0.5859MPa。 因为PsP，所以支架选型合理。 本工作面地质说明书给出煤层的底板抗压强度为S=4050MPa。根据工作面最大载荷强度计算支架对底板的最大比压为： 0.4726.5721.5=P支护面积/底座面积=- 1.91MPa 2.44 1 其中支护面积6.5721.5 m2底 座 面 积2.44 1 m2因为SD，所以支架对底板比压符合要求。附图3-2 81301液压支架控顶距剖面图4、初末采工艺及注意事项：(1)、工作面从切割巷推进25m范围内为初采阶段，液压支架必须达到初撑力且接顶良好，各班工长，副工长要注意观察老顶来压情况

36、，加强工作面及两巷支护，落山悬顶超过2m小于5m时要支设戗棚戗柱、超过5m时除支设戗棚戗柱外要支设双排密柱，排距0.5米。(2)、工作面距停采线15m为末采阶段，在此期间严格按规程加强超前支护，保持采高2.6m及两巷畅通，为铺网、筑拉架巷打好基础，(3)、成立初末采领导组：组 长：生产矿长副组长：副总工程师、通风副总组 员：采煤工区主任、通风工区区长、生产科科长、安监处主任工程师、采煤工区生产主任、采煤工区主任工程师、通风工区主任工程师职 责：领导组负责回采工作面初采管理具体事宜，协调解决存在的问题。生产科负责回采工作面初采期间的顶板支护管理工作；采煤工区负责初采期间的生产和安全工作，采煤工区

37、技术组负责贯彻执行有关顶板管理规定，并结合工作面实际，指导回采队对工作面初采措施的编制和修改工作。通风区负责初采期间的通风瓦斯监测及一通三防管理工作。安监处负责监督管理措施的贯彻执行，并组织该业务部门对顶板事故进行分析和责任认定。第三节 进风巷、回风巷及端头顶板管理一、工作面进风、回风巷的顶板管理：（一）、进风超前支护进风巷超前支护，在原有锚网锚索支护的基础上，在靠工作面帮20m范围内距帮0.5m支设走向交错双抬棚加强支护，交错距（5.6m木梁交错2.8m，“”型梁交错2.2m）；靠煤柱帮10m范围内距煤帮0.3m支设单抬棚分别用DZ2.8-3.5或DW2.8-3.5型单体柱支护，根据实际情况

38、压力大时可扩大维护范围。如底板松软时，为防止单体柱钻底，必须“穿鞋”支设，且单体柱要拴好防倒链。棚梁规格：一面见平0.2m5.6m的优质圆木或4.4m“”型梁。棚梁为5.6m木梁时“一梁五柱”，棚梁为型梁时“一梁四柱”，柱距1.2m，梁头与第一根柱的距离不得超过0.2m。另外，如由于工作溜窜动，转载机离开煤柱帮超过1.2m时，要沿转载溜边离开溜槽0.1处加支第二排抬棚梁，规格标准与第一排相同。（二）、回风超前支护回风巷超前支护，在原有锚网锚索支护的基础上，在靠工作面帮20m范围内距帮0.5m支设走向交错双抬棚加强支护,交错距2.8m；靠煤柱帮20m范围内距帮0.3m支设单抬棚分别用DZ3.15

39、（DZ3.5、DZ2.8）型单体柱支护，棚梁为5.6m木梁时“一梁五柱”，柱距1.2m；棚梁为型梁时“一梁四柱”，柱距1.2m；且单体柱要拴好防倒链。根据实际情况可扩大维护范围。 如底板松软时，为防止单体柱钻底，必须“穿鞋”支设。棚梁规格：一面见平0.2m5.6m的优质圆木或4.4m“”型梁。二、工作面端头顶板管理：（一）、支护形式：为满足工作面前后两部刮板输送机与转载机搭接及运料、行人等要求和安全通道需要，工作面上端头采用两组下端头采用三组ZFG640017/30H型过渡支架实现向工作面普通架过渡支护。两溜中间支设单体柱，进风为4排，每排4根排距为0.8m，回风为4排，每排5根排距为0.8m

40、，端头支设两趟交错过工作溜（后部溜）机头（机尾）抬棚，5.6m木梁一梁不少于四柱，如果有型梁一梁不少于三柱。落山侧用单体液压支柱支成密柱排切顶，每米不少于4根，落山悬顶超过2m小于5m时要支设戗棚戗柱、超过5m时除支设戗棚戗柱外要支设双排密柱，排距0.5m，且单体柱要拴好防倒链；若落山悬顶过大而影响通风时，可采取其它措施封堵落山。密柱排至后溜机头（尾）处靠支架边要支设一排挡矸柱。（二）、质量要求：1、工作面第一架和最后一架支架与巷道W钢带端头的间距不得大于0.2m。大于0.2m小于0.5m时要加支一趟抬棚梁；大于0.5m时要用交错梁进行维护，交错距2.8m。一梁五柱、跨溜一梁不少于四柱，棚梁规

41、格：200mm5.6m，一面见平。间距小于0.2m，间隙流煤时，要支设1/2180mm3m的优质板木梁，一梁三柱。在机头（机尾）三架铺设双层金属网（规格：1m5m），拉一回机头（机尾）上一茬网，网短边与回进风顶网边搭接0.2m，网长边搭接0.5m，用14#联网丝每0.2m联一道、拧三圈。2、要保证机头对面转载机溜边及机尾距巷道帮锚杆外露的最突出部分间，留有0.7m宽、1.8m高的人行通道，否则需开帮挑顶，达到标准。3、回进风落山侧要用单体柱切顶维护, 每米不少于4根。回风巷放顶至过渡架后尾梁,进风巷放顶至距转载机机尾壳0.1m处。4、用抬棚梁或铁梁支护时，单体柱要支在抬棚梁或铁梁下，注意避免型

42、梁与工字钢梁直接接触，要垫废旧皮带或木楔。无抬棚梁的要戴帽支设，柱帽规格：1/2180mm0.5m，顺回进风巷道布置。5、每拉一次机头上一次后部刮板输送机，要在后部刮板输送机机头落山角工作面侧卡一排单体柱进行维护。两部刮板输送机的机头之间，则要保证不少于4排柱，且每排不少于4根单体柱；同样每拉一次机尾上一次后部刮板输送机，在后部刮板输送机落山角工作面侧卡一排单体柱维护, 平行于密柱排打不少于两根柱维护,拉一次机尾,放一次顶。回机头（尾）两溜中间和超前支柱时，拉一次，回一次。机头（尾）中间支柱时，要离开拉后溜千斤0.1m，以防拉机头（尾）拉倒支柱伤人。移机头（尾）时，两溜中间不得有人。6、当回、

43、进风顺槽放顶以后，落山悬顶超过2.0m仍未塌落时，必须沿切顶密柱支设戗棚戗柱，棚梁紧挨密柱柱头，支设成一梁两柱，单体柱与底板成75度左右的角，柱窝深度保证在实底0.1m以上，必要时加设一排密柱。 7、端头支设的所有单体柱必须拴防倒链且要与巷道顶帮拴绑牢固。回、进风端头支设的4.4m型钢梁或抬棚木梁正常情况下一梁不少于四柱，移机头（尾）时不小于三柱并且必须保证其接顶严密，接顶不严处用板木或木楔构垫严实。（三）、与其它工序的连接：（1）过刮板输送机抬棚梁与超前支护同时支设。（2）机头（尾）两溜间单体柱在拉过机头（尾）后随即支设，拉一次支一排。做到先支后回，即：先支齐两溜中间的柱后再拉过渡架；拉完过

44、渡架后再回后溜柱、上后溜、后溜落山支柱、回柱放顶。（3）、每拉过一次工作溜机头（尾），要及时在工作溜减速器后面离开减速器0.1m处卡一排柱维护，机头4根、机尾5根。（4）、机头第一架尾梁处支设挡矸柱，挡矸柱每米不少于3根均匀布置并与切顶密柱相连，支柱后及时拴防倒链。三、支护材料的使用数量与存放管理：在回风巷离机尾50m左右必须备有一定数量的材料，以备工作面维护使用。各类材料必须分类存放，并挂牌管理。标志牌注明规格、型号、尺寸、大小等有关参数，材料管理由专人负责。各类材料用量见表33。表33： 各类材料用量表1、坑木用量表序号规格使用地点万吨消耗单位折算立方合计14.4m“”型梁回风超前1.0根

45、0.160.6620.2m5.6m进风超前12根0.0731/20.18m3m工作面6根0.234柱帽1/20.18m0.5m两端头0.8块0.150.18m3m工作面1.0根0.12、单体液压支柱用量表型号数量使用地点单位行程合计DZ3.15650回进风超前根1.0m700DZ3.1515备用根1.0mDW282.8-3.5100回进风超前根1.19mDZ2.520回进风落山根0.9m130DZ2.510备用根0.9mDZ3. 530回进风超前根1.2m60DZ3. 510备用根1.2m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，掌握综放工作面的矿压显现规律。根据相邻工作面的矿压观测结果预测本面的周期来压步距为10m。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八条观测线，每7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