作业规程编制综采5114

1、一、工作面位置及井上下关系 表-1工作面概况表 二、煤层赋存及煤质1、煤层赋存情况、煤层赋存情况 该工作面开采太原组之10#、11#煤层，煤层平均厚度7.32m,直接顶板为9#煤底之泥岩，老顶为K2灰岩，底板为铝质泥岩，煤层结构复杂，煤层倾角38，平均倾角5。 表12 煤岩层节理 表13 储量计算表 2、煤质情况、煤质情况工作面煤岩类型为中灰富硫主焦煤。（各项工业指标见表14） 表14 工业指标表 三、顶底板情况1 1、煤层顶底板情况、煤层顶底板情况（见表15）（图1：煤层柱状图）铝 质 泥 岩 0.7m5#矸0.1m泥 岩0.8m0.75m4b#矸0.03m4a#矸0.1m3b#矸0.03m

2、3a#矸0.05m2#矸0.05m1#矸0.04m0.85m0.2m1.1m0.22m1.0m2.0m1.56m煤层柱状图K2灰岩8m9#煤1.54m可采煤层表15 煤层顶底板情况 2、普氏硬度（、普氏硬度（f）（见表16）四、地质构造主要情况 该工作面总体受一轴向近乎东西的背向斜褶皱构造影响，巷道波浪起伏，巷道内未揭露断层。五、水文地质情况及防治水措施1、工作面涌水量：正常涌水量0.05m3/min，最大涌水量为0.7m3/min。2、水文地质情况及防治水措施：本工作面开采10#11#煤层，其上部9#煤层为采空区，在采空区低洼处存有大量积水，9#煤层顶板K2石灰岩为含水层为主要充水水源。在局

3、部低凹处初次放顶后会有淋水或小股涌水,涌水量约3m3/h，最大涌水量约40m3/h，8#点前10m为向斜低洼处，目前涌水量约30m3/h，回采至此时涌水量会加大，采前应备好排水设施。六、影响回采的其它地质情况1、瓦斯：低瓦斯矿井，瓦斯相对涌出量0.28m3/t。2、煤尘：煤尘有爆炸之危险，爆炸指数为20%。3、煤层自燃：煤层具有自燃发火倾向，最短发火期为6个月。4、地温：工作面无地热异常，地梯平均温度为2.69/100m。5、地压：正常。七、巷道布置和工作面参数1、巷道布置、巷道布置5114工作面由运输巷、材料巷、切眼组成完整的生产系统。5114运输巷通过运输联巷以及溜煤眼与五采皮带巷联通，构

4、成运煤系统；通过联络巷与五采材料巷联通构成进风、行人、运料系统。（巷道特征见表17） 表17 巷道特征表 （详见图2：切眼断面及支护形式图）（详见图3：运输巷道断面及支护形式图）（详见图4：材料巷道断面及支护形式图）2、工作面基本参数、工作面基本参数（见表18） 表18工作面基本参数500圆钢锚杆161800mm螺纹钢锚杆222200mm7400切眼巷道断面图71002002008751850185018501850锚索17.84200mm900900工作面侧落山侧圆钢锚杆161800mm26002800巷道中2.2m型梁单体支柱单体支柱W型钢带20002753mm圆钢锚杆161600mm12

5、007507004000600752800430015008758752600500950500锚索17.84200mm螺纹钢锚杆222200mm圆钢锚杆161600mm运输巷巷道断面图3003001500500 排水管静压水管巷道中信号线电 缆400060075280043001500875875260050014007505003003001500信号线电 缆圆钢锚杆161600mm 排水管静压水管巷道中材料巷巷道断面图螺纹钢锚杆222200mm锚索17.84200mm圆钢锚杆161600mmW型钢带20002753mm3、停采线、停采线5114工作面采至五采大巷保安煤柱线时停采。 一、采

6、煤方法1、采煤工作面参数、采煤工作面参数（见表21）表21采煤工作面参数2、可采期计算、可采期计算 （1）割一刀煤所需时间 L LT d = + +TO Vg Vk式中：L 工作面长度，L = 160mVg 采煤机割煤速度，Vg = 3m / min（平均值）Vk 采煤机跑空刀速度，Vk = 5m / minTO移排头架时间 160 160T d = + +40 = 125.4 min 3 5注：放煤时间为采煤机割工作面前（后）半部的煤、前（后）半部移排头架、联网与清理端头三角口浮煤时间，均为放工作面后（前）半部煤的时间。（2）班循环个数N =（TT1）K / Td式中：T 班作业时间，T =

7、 6 h T1 交接班时间，T1 = 0.5 h K 生产不均衡系数，取K = 0.8N =（60.5）0.860 / 125.4 2但由于五采运输条件限制，故确定班循环个数为1.5个。（3）循环产量a循环割煤量：Qg = LMBrC式中：M 割煤高度 M = 2.6 m B 截深 B = 0.8 m r 煤层密度 r = 1.37 t / m3C 割煤回采率 C = 95%Qg = 1602.60.81.370.95 433（t）b循环放煤量QF = LhBrC式中：L 放煤长度，机头、机尾排头架处不放煤，L= 151 m h 放煤高度，h = 4.72 m C 放煤回采率，C=83 %QF

8、 = 1514.720.81.370.83 648（t）c循环产量Q0 = Qg+ QF =433 + 648=1081（t）（4）日产量由于五采运输条件限制，故每个圆班产量为Qr = 3NQ0 = 31.51081 =4864（t）（5）月产量QY = 30Qr = 304864=149520（t）（6）可采期Tk = 可采储量 / QY =1270798.8/1495208.5（月）二、采放煤工艺1、采煤工艺流程、采煤工艺流程上(下)行移架上(下)行割煤交接班中部斜切进刀返空刀由中向上（下）放煤设备空载联合试转端头、圪窝维护由中向上（下）拉溜由中向上（下）推溜由中向上（下）清理浮煤拉移后溜

9、机头（机尾）推移前部机头（机尾）2、回采工艺流程的逐项说明、回采工艺流程的逐项说明（1）交接班）交接班 1）本班各岗位人员向接班人员交代清楚本班设备运行和工作情况。2）生产班各设备出现的问题及检修需做的准备工作及时登记台账，便于检修班处理。（2）设备空载联合试运转）设备空载联合试运转1）开机顺序：皮带输送机破碎机转载机前后刮板输送机采煤机依次空载开启。2）试转要求：保证各部设备运行正常，发现故障处理好后方可通知开机生产。3）联系方式：通过工作面通讯或电话联系，各岗位均汇报设备正常后生产。（3）中部斜切进刀）中部斜切进刀（图5：采煤机进刀图）。1）进刀方式：采用在工作面中部斜切进刀法2）进刀区段

10、：50#-60#支架3）进刀方式：采煤机割煤至工作面左端采煤机空牵引扫浮煤至工作面中部，并沿输送机弯曲段斜切进刀，继续割煤至工作面右端移直左半部输送机，采煤机空牵引扫浮煤至工作面中部采煤机自工作面中部开始割煤至工作面左端，工作面右半段输送机移近煤壁，恢复初始状态。（4）割煤工序）割煤工序1）割煤方式: 双向割煤，采煤机往返一次割一刀，沿运行方向前滚筒割顶煤。2）割煤工序：打开喷雾、冷却水启动采煤机调整好滚筒位置开始割煤。 3）操作标准：检查喷雾和冷却装置齐全，水压、流量符合规定；发出开机信号，通知所有人员撤离到安全地点，采煤机附近无人和障碍物后方可开机；割煤时保证工作面割煤高度，不留伞檐；注意

11、顶底板、煤层、煤质变化和刮板输送机载荷情况，随时调整牵引速度（3m/min）和截割高度。 采煤机进刀示意图采煤机完成进刀，准备割煤至工作面左端部返刀扫浮煤后，采煤机再次进刀,从中间向右端移直输送机，恢复原始状态采煤机割煤至工作面右半端,从中部向左端移直输送机采煤机割通工作面左半部，返刀扫浮煤至工作面中部（5）装运煤）装运煤采煤机落煤由滚筒与前部刮板输送机铲煤板配合装煤，顶煤由放煤口放入后部刮板输送机。工作面架间浮煤由人工清入刮板输送机。（6）移架）移架1）移架方式：中间架采用单架依次顺序式；排头架先移六立柱排头架，再移四立柱排头架。2）移架程序：收护帮板、伸缩梁和侧护板降前探梁降柱移架升柱升前

12、探梁伸出伸缩梁打开护帮板、侧护板。3）操作标准：收伸缩梁时，根据顶板煤质情况，不要一次收到位置；收侧护板时，侧护板正下方严禁站人，并以相邻支架间不发生摩擦为准；降柱时，以支架顶梁略离顶板为宜；移架时做到快、匀、够、正、直、稳；升柱要做到紧、稳，伸缩梁要顶住煤壁，护帮板要紧贴煤壁，侧护板要紧靠下方支架。（7）推移前部刮板输送机）推移前部刮板输送机1）操作工序：检查机道内是否有杂物检查各联接部件是否齐全可靠从中部向上（下）推移刮板输送机操作结束后手把复位2）操作标准：发现有杂物，必须及时清理，严格执行敲帮问顶制度，并保证前刮板输送机处于闭锁状态；从工作面自下而上、自上而下或从中间向两头推移，追机推

13、移时应与采煤机保持1215m的距离，各推移千斤顶要协调一致，保持平直，溜子弯曲段长度均不得小于15m。（8）端头、圪窝维护）端头、圪窝维护1）操作工序：拉移排头架联网清煤推前刮板输送机机头（尾）圪窝维护2）操作标准：移架时做到快、匀、够、正、直、稳；联网时闭锁采煤机、前刮板输送机，严格执行敲帮问顶制度，网要铺平铺展，联网扣距不大于200mm，每扣拧三圈以上；清煤时必须将刮板输送机头（尾）附近浮煤全部清理干净；推前刮板输送机机头（尾）时，检查各联接部位齐全可靠，每次推0.20.3m，保证与中间槽成一条直线；圪窝维护要按规定要求拆除顶帮锚螺母，循环排头架侧梁时，梁下要保持一梁三柱；支设好下一循环切

14、顶排戗柱，收出本循环圪窝排柱。支护时柱距0.60.8m，排距0.8m且要均匀布置。 （9）支架放煤）支架放煤1）放煤方法：一刀一放，采用三轮分组间隔顺序折返补放。2）操作工序：打开支架后喷雾收插板摆动尾梁关闭放煤口3）放煤步骤：第一轮放煤：先选定6架支架为第一组，按顺序先放单号支架上方的顶煤，再放双号支架上方的顶煤，放煤量以不超过本架放煤量的1/3为宜。按此要求放完后，接着按顺序再选6架支架为第二组，按顺序先放单号支架上方的顶煤再放双号支架上方的顶煤，依此类推，向前成组进行放煤。第二轮放煤：当第一轮开始放第三组顶煤时，按照第一轮放煤方法沿第一轮放煤路线开始放第二轮顶煤。该轮每架支架放煤量仍以不

15、超过本架放煤量的1/3为宜，少量见矸后停止本架放煤。第三轮放煤：当第二轮开始放第三组顶煤时，按照第二轮放煤方法沿第二轮放煤路线开始放第三轮顶煤。直至将每架支架上方的顶煤放尽，完全见矸后停止放煤。4）操作标准：检查喷头有无堵塞和丢失现象，喷雾效果必须良好；严禁支架后方有人，收插板时不可一次收到位，控制好放煤量；随时注意后部溜槽负荷情况，发现超载立即停止放煤；按要求即时关闭放煤口。 （10）拉移后部刮板输送机）拉移后部刮板输送机1）拉移顺序：放煤结束后，从工作面一端开始依次拉回或从中间向两头拉。2）操作工序：查各联接部件是否齐全可靠从中部向上（下）推移刮板输送机操作结束后手把复位。3）操作标准：U

16、形销必须齐全，严禁单插；严禁从两头向中间拉，防止弓槽，必须在空载情况下进行拉移刮板输送机，且拉成一条直线。 3、放采比、放采比工作面割煤高度确定为2.6m，顶煤厚度为4.72m，故平均放采比为1.8:1，在实际放煤过程中受煤层厚度变化影响，放采比可能存在不确定因素。 三、提高回采率（一）提高回采率措施（一）提高回采率措施1、工作面回采前，队组成立放顶煤提高采出率领导小组，制定出切实可行的奖罚政策，确保综合回采率在88%以上。2、加强放煤工序管理，放顶煤必须坚持三轮间隔放煤的作业方式，严格执行见矸关闭放煤口的原则。3、严格按照规定采高和层位进行开采，无特殊地质构造或变化时不得随意改变割煤高度，不

17、得随意调高层位，改变放采比，进而影响回采率。4、工作面收尾时，尽可能少丢煤，减少煤炭损失，提高采出率。5、安排专人清煤，把架前、架后、机尾端头、运输巷及转载点的浮煤清净，必须将浮煤清到输送机内。6、在五采二部皮带机尾位置安装电子秤，严格计量工作面出煤量，准确计算采出率。7、施工队组在地测科指导下严格按规定探煤厚，地测科要派专人在现场及时准确地收集顶煤、底煤厚度及相关层位数据，以提供准确可靠的储量依据。（二）煤层探厚方法（二）煤层探厚方法1、工作面每推进30m沿工作面间隔30m（20个支架）进行一次探测。底板要探测到铝土层，顶板要探测到9#煤层底板。2、回采工作面探测工作时，要求探测点在探测距离

18、2m间，如遇地质变化及时进行探测，本队必须提前与地测大队联系，由地测大队委派专业人员现场进行收集，并对探测结果整理登记台帐。3、施工工艺1）煤层探厚采用锚杆机配合B19中空六方接长式钻杆和28mm双翼钻头湿式钻孔。钻孔时，施工队组要严格按照地测科要求的孔深、角度、孔距、孔数进行施工。2）锚杆机的使用及保养 在锚杆机进入施工点前，必须将前刮板输送机、采煤机开关闭锁，采煤机须打开隔离手把。 钻孔前，必须认真“敲帮问顶”，保证施工点前后10m范围内支架的初撑力符合要求，用护帮板护好煤帮，并用长柄工具将活煤、矸撬掉，保证工作环境安全。 锚杆机抬到施工点后，要保证管线顺畅，各管接头连接规范牢固且不漏液。

19、 钻孔时，严禁马达反转，以防钻头损坏，同时，操作者左边严禁站人。 每钻一孔，锚杆机支撑缸收缩退回时，必须有副司机扶住主机，以免主机倾倒时伤人毁机。 在钻孔过程中，严禁用手扶动钻杆。 发生异常情况时，应立即停止钻眼工作，严禁将钻杆直接拔出。 在接长式钻杆的接头位置进入孔内之前，要控制锚杆机推力，以免钻杆折断伤人。 钻孔结束后，要将锚杆机抬到指定地点并悬挂好，将管线盘好，管接头加盖或包好。 有关机具的使用、操作、维护与保养均应按设备说明书或操作指南进行，操作人员必须经过培训合格后方可上岗操作。1、工作面遇地质变化时，要及时采取措施管理顶板，避免拉槽漏顶事故发生，过断层、陷落柱等地质变化时，要及时制

20、定分装分运措施。2、当工作面漏顶有大块矸石或工作面夹矸厚度在300mm以上时，必须及时停止采煤机和工作面刮板输送机，人工捡矸，把大于300mm的矸石捡出，整齐堆放在支架底座之间的空隙中或扔入落山。3、工作面出煤时，要及时开动破碎机，防止大块煤、矸进入煤库。4、两巷废旧钢丝绳、网、棉纱、废旧零件等杂物严禁混入煤流中运出。5、加强工作面各转载点的喷雾管理，严格执行开机前先送水，停机后方可停水。6、支架液压管路及工作面供水管路出现漏液、漏水现象要及时处理。两巷及工作面积水由专用排水管路排出，不得排入煤流中。7、放顶煤时，放煤工要密切注意放煤情况，放净后及时关闭放煤口，尽量减少矸石放出，严格控制放顶煤

21、含矸率。8、割煤过程中，司机要严格掌握好层位采高，严禁违章割顶、割底，严禁割破铝质泥岩。一、顶板管理方法工作面采用全部垮落法管理顶板，采用ZF4000/14.5/29型支撑掩护式液压支架作为基本支架护顶，支架调节后支撑最大高度为2.9米，最小高度为1.45米，如在生产过程中遇特殊变化可重新调节。随着工作面推进，每循环一次，落山顶板垮落一次。二、端头支护1、支护方式、支护方式工作面端头各采用两架ZFTY8000/16/30型排头架和一架ZFG5300/16/30型排头架配合单体支柱架设型梁支护顶板。2、切顶线支护、切顶线支护端头切顶线与支架切顶线齐，切顶线处支设一排点柱，柱距0.6-0.8m，在

22、底板上沿切顶排柱以与排柱间隔的形式支设一排柱头倾向落山的戗柱，角度75，柱距0.6-0.8m，在距切顶排柱工作面侧0.8m再支设一排点柱，柱距0.6-0.8m，均匀支设，必须保证支护的数量、质量，与工作面循环同步循环。(备注：两端头排头架与巷帮距离在回采过程中会发生变化，所以切顶线排柱、戗柱的数量根据实际情况而定)。3、两端头支护、两端头支护1）材料巷端头排头架与）材料巷端头排头架与型梁间的顶板维护型梁间的顶板维护在机尾端头支设两对成走向布置的迈步式型梁，配合单体支柱维护顶板。若巷道变宽梁间距变大时架设单体支柱进行补强支护2）运输巷端头排头架与）运输巷端头排头架与型梁间的顶板维护型梁间的顶板维

23、护 机头端头迈步布置：在机头排头架与转载机间平行于巷道支设两对成走向布置的迈步式型梁，保持“一梁三柱”。 机头端头支护：采用型梁（2.5m）与单体液压支柱组成加强支护的梁棚，垂直于巷道支设，梁距为800 mm,采用“一梁两柱”形式。a 型梁采用“一梁三柱”形式，柱距以不影响刮板输送机正常推移为宜，与排头架相邻的型梁距排头架顶梁以200mm为宜。b 单体支柱要迎山有力，柱头上方遇顶板不平时，升柱前要在型梁上方垫柱帽或道木等，以保证单体支柱有足够的初撑力。 c 若两根型梁头间距过大（800mm）时，或与排头架相邻的型梁距排头架顶梁间距过大（800mm）时，必须及时补加带帽点柱或型梁以维护顶板。d

24、严禁在端头排头架降架空载状态下移型梁或在型梁收回及支护数量不足状态下拉移排头架。 4、特殊支护、特殊支护如果超前支护范围内锚杆、钢带失效较多，造成顶板破碎且下沉量较大，可用大梁代替型梁维护顶板（大梁平行于巷道方向布置），大梁保持“一梁三柱”形式。三、两巷超前支护1、超前支护距离、超前支护距离超前支护距离不得小于30m；运输巷超前支护要紧跟转载机电机后。2、超前支护形式、超前支护形式两巷超前支护采用单体支柱架设型梁进行支护。具体形式为：型梁垂直于巷道布置，单体支柱支设在型梁正下方，保证“一梁三柱”，柱距不得超过1m，材、运两巷距两帮0.3m处各加一排单体支柱，在材料巷中间一排单体支柱以设备列车为

25、准，支设在人行道侧距设备列车最突出部分0.3m处。运输巷中间一排单体柱支设在距转载机自移装置0.3m处，人行道宽度不小于0.7m，以不影响推移转载机为准。（详见图6：工作面支护及超前支护图）。3、超前支护工程质量、超前支护工程质量（1）单体支柱必须排成直线，且迎山有力。（2）单体支柱必须挂好防倒链，以防倒柱掉梁伤人，防倒链要挂在顶网的经纬交叉点上。（3）单体支柱必须穿铁鞋，而且必须加在实底上，如遇底板松软时，可在铁鞋下垫柱帽。（4）单体支柱初撑力不小于60KN（7.7MPa）。（5）单体支柱的三用阀注液口统一朝向落山方向。（6）超前支护范围内巷道高度不得低于1.8m，并有不小于0.7m宽的人行

26、道。（7）超前支护范围内无浮煤、杂物和淤泥积水，电缆悬挂整齐。（8）发现漏液或失效支柱要及时更换。（9）回收下的单体支柱放在超前支护范围以外待支护地点。工作面及两巷超前支护图工作面及两巷超前支护图 型梁单体支柱戗柱图例：材料巷巷道中心线设备列车排头架6排头架5排头架4中间架102中间架101中间架100排头架1排头架2排头架3中间架3中间架2中间架1运输巷转载机巷道中心线中间架99中间架98中间架97工作面煤壁4、使用和回收两巷支护材料的方法、使用和回收两巷支护材料的方法 （1）回收）回收“”型梁的方法型梁的方法 1)“”型梁回收以不影响工作面推进为宜。即工作面循环一刀回收一架“”型梁棚，回收

27、 “”型梁时，先在前溜机头前支设两根戴帽点柱，再回收前溜机头前“”型梁棚，“”型梁棚与工作面循环逐架回收。 2)超前维护区内3.8 m型梁在1排头架前提前回收,回收步骤：先在待收型梁（或U型棚）前（落山方向）架设2.5 m（2.2 m）的型梁，保持一梁两柱，然后顺序卸载12（参照图例）单体，工作人员扶梁，将待收梁斜摆，再卸载3单体，拆除梁。最后在1排头架前支设一个点柱。（2）回收）回收U型棚的方法型棚的方法1）材运两巷U型棚要全部回收。回收时应先回收棚腿，然后回收棚梁。如遇顶板压力较大且较为破碎，先用大梁替换U型棚维护顶板，梁间距等于U型棚间距，梁下架单体支柱，一梁三柱，中间一排单体支柱位置与

28、巷道内点柱相同。回收过程中必须至少三人协同作业。回收型棚棚腿时，应将棚腿上卡栏螺栓拆开，不得用绞车强拉硬拽。 2）两巷锚杆、锚索的托板、锁具必须在进入采空区前及时回收，以保证两端头切顶线的切顶效果。 （3）回收安全措施）回收安全措施：1)回收工作必须坚持“敲帮问顶”制度和“先支后回”原则，在支护完好地段进行回收。2)作业过程中，人员不得站在钢丝绳断绳波及区域。3)绞车应稳固在超前支护20m以外的安全地点，并随着超前支护逐渐向外移设。4)人员搬运U型棚、单体支柱、大梁等重物时，要协同作业，口令一致。5)回收U型棚后，若片帮严重，可在巷帮打戗杆加强支护，但要保证人行道宽度符合要求。6)使用绞车时，

29、必须设专人用清晰准确的信号联系好，作业过程中严禁其他人员代发信号，以免发生误操作。7)绞车钢丝绳应从滚筒下部引出，以利于绞车的稳定。8)绞车开车中要随时注意被拉物件的情况，发现异常现象（绞车松动、被拉物件不动等）时要立即停车检查，不得硬拉。9)绞车操作人员不得远离绞车，必须站在护身柱后方。10)回收钢带、锚杆托盘时，必须进行敲帮问顶，在无危险的情况下进行回收，回收后的坑带品放到指定地点。 四、工作面两端头排头架至煤柱空顶区支护强度验算四、工作面两端头排头架至煤柱空顶区支护强度验算根据经验公式，该工作面支柱所支撑的顶板岩层的重量为4-8倍采高上覆岩层的重量，即：P = 48M 式中：P 考虑老顶

30、来压时的支护强度M 割煤高度，2.6m 上覆岩层平均容重，采用加权平均法进行计算。在工作面上覆岩层中，煤层厚度为4.22m，容重为13.7KN/m3；1#矸厚度为0.04m，2#矸厚度为0.05m，容重均为20KN/m3；泥岩厚度为0.8m，容重为20KN/m3；K2灰岩厚度为8m，容重为24KN/m3。故按8倍采高岩重进行验算。(hii)/hi=(4.2213.7+0.0420+0.0520+0.820824)/(4.22+0.04+0.050.8+8)20.41KN/m3P1 = 82.620.41 424.528KN/m2而两端头煤柱至排头架的3.375m宽、8.8m长巷道中，共有36根

31、顶锚杆、5根锚索对顶板进行支护，锚杆支护强度为80KN/根，则其该处顶板单位面积的支护强度为：P2（8036）/（3.3758.8）96.97KN/m2故该处顶板来压时需要单体支柱的支护强度为P P1 P2424.52896.97327.558KN/m2（注：端头处锚索对顶板的支护强度忽略不计）根据本规程对端头支护的要求，在端头巷道最大控顶时，至少平均支护25根单体支柱，按单体支柱额定工作阻力300KN/根计算，考虑顶板动压及支柱所受载荷的不均匀性，其对顶板的支护强度为：P柱1.125300/2.58.8375KN/m2。式中：1.1载荷不均匀系数；由于PP柱，所以两端头单体支柱支护满足对两端

32、头对顶板的支护要求。五、工作面端头顶板联网1、采煤机割通端头返刀退至距端头10m外，停机停溜开始铺网。待铺网结束后，铺网的工作人员向采煤机、溜子司机发出开机信号，方可开机开溜正常作业。铺网方法：铺设时采用长边搭接，搭接长度为100200mm，联网时要一环联一扣，一扣压一扣，一扣拧三圈以上。开始铺设第一道网时，可根据顶板情况适当降下支架前梁，将金属网长边平行于工作面铺在顶梁上，然后升起支架前梁将网压住，即可正常联网作业。2、工作面端头铺网范围：机头 排头1#架中间1#架 机尾 排头6#架中间102#架网卷规格： 经纬网，规格为81m。3、超前支护联网时，巷道侧短边与巷道顶网联在一起后，用型梁压紧

33、，剩余网卷吊挂在煤帮上；工作面侧短边压在邻架顶梁上。联网时使用单道双股联网丝，一扣拧三圈以上，扣距200mm。4、在作业前闭锁前刮板输送机、采煤机开关，必须执行“敲帮问顶”制度。将顶板和煤帮的活煤、活矸撬掉，确保作业地点安全后方可进行联网作业。六、特殊条件下的顶板支护 （一）初次来压及周期来压期间顶板管理（一）初次来压及周期来压期间顶板管理1、工作面初采前，必须按规程要求支设好超前支护。2、初采、初放期间，各有关部门要派专人到现场跟班监督，严把支护质量和工程质量关，发现问题及时处理。3、来压期间，割煤高度严格控制在2.62.7m，不得超高，必要时可适当降低割煤高度。4、必须保证泵站及支架液压系

34、统无跑冒滴漏现象，泵站压力不小于30MPa，支架初撑力不小于24MPa。5、必须加强端头及两巷超前支护，保证安全出口畅通。超前支护距离可根据矿压显现情况适当加长。6、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，应在前滚筒割过煤后及时伸出伸缩梁护顶，追机打开护帮板护帮。必要时应在割煤以前超前拉架。如超前拉架后端面距仍超过规定，应在支架前梁上挑棚板支护。7、来压期间，应积极组织，加快工作面推进度，以尽快摆脱压力影响。8、必须保证工作面直线度及层位，以防产生局部应力集中。（二）工作面发生拉槽、冒顶事故时的管理规定（二）工作面发生拉槽、冒顶事故时的管理规定1、

35、发生大面积冒顶，分管安全、生产的副矿长、总工程师要及时赶赴现场，察看冒顶情况，制定处理冒顶的方案及措施。2、发生拉槽、冒顶时，首先及时将拉槽、冒顶处两边缘支架伸缩梁伸出并严密接顶，必要时将支架超前拉出，或在煤帮平行于工作面支设大梁，以防事故向两边扩展。3、在拉槽、冒顶地段，先在煤帮挖好柱窝，视拉槽、冒顶的长度平行于工作面交错支设3.8m大梁，然后垂直煤壁在大梁上用棚板勾顶，棚板一端支在支架前梁上，另一端支在大梁上，待支架拉出挑住大梁后再回掉单体支柱。4、处理冒顶期间，必须有生产科室的科长以上领导和有经验的老工人跟班指挥。5、处理冒顶期间，跟班队级以上领导、安全管理人员必须和工人同上同下，不得脱

36、岗。6、处理冒顶时，必须安排有经验的老工人观察顶板动态。7、处理冒顶前必须先清理好退路。8、发生大面积冒顶时，严禁指挥工人冒险进入冒顶区作业。9、处理大面积冒顶时，推广使用新技术，应用新材料、罗克休泡沫聚合物和其它新材料充填控制冒顶区顶板及围岩自由面处理冒顶。 10、工作面顶板破碎用支护方式难以控制漏顶时要采用马丽散固化技术解决顶板管理难题。七、支架选型计算1、支护设备及材料、支护设备及材料根据工作面顶板及现有设备状况，选用102架ZF4000/14.5/29型中间架，2架ZFG5300/16/30型四柱排头架，4架ZFTY8000/16/30型六柱排头架进行支护（见表42）。工作面两巷超前支

37、护选用单体液压支柱架设型梁进行支护，单体支柱具体规格根据巷道参数选定。为防止支柱钻底，保证支柱初撑力，超前支护单体支柱要穿铁鞋（特殊情况戴柱帽）。此外，还需备用一定数量的柱帽、棚板、大梁以备特殊支护用（见表41）。 表41 支护材料使用及消耗表项目规格单位数量备注单体支柱DZ-31.5/ DZ-28根350含备用DZ-25根50备用DZ-22根20备用DZ-18根20备用大梁3800180170mm根20备用棚板200018080mm块50备用150018080mm块50备用柱帽30018080mmm3100备用铁柱靴300mm个400柱帽长600mm根200型梁3.8m根60含备用型梁4m根

38、60含备用型梁4.5m根20含备用型梁2.5m根50含备用表42支架主要参数及技术特征表 序号项目中间架六柱排头架四柱排头架单位ZF4000/14.5/29ZFTY8000/16/30ZFG5300/16/30型1最小高度1.451.61.6m2最大高度2.93.03.0m3支架宽度1.43-1.61.43-1.61.43-1.6m4支护面积5.84-6.53m25中心距1.51.51.5m6额定压力31.531.531.5MPa7初撑力319531953195KN8工作阻力400080005300KN9支护强度0.590.64-0.710.64-0.71MPa10底板比压0.76-1.781

39、.71.7MPa11推溜力633989802KN12移架力360662577KN13移架步距0.90.90.9m14操作方式本架操作本架操作本架操作15支架重量175842487921400Kg16安装数量10142架2、支架选型计算、支架选型计算（1）支护强度验算根据经验公式，支架应达到的支护强度为：P = 48M 式中：P 考虑老顶来压时的支护强度M 割煤高度，M=2.6m 上覆岩层平均容重，采用加权平均法进行计算。在工作面上覆岩层中，煤层厚度为4.22m，容重为13.7KN/m3；1#矸厚度为0.04m，2#矸厚度为0.05m，容重均为20KN/m3；泥岩厚度为0.8m，容重为20KN/

40、m3；K2灰岩厚度为8m，容重为24KN/m3。故按8倍采高岩重进行验算。(hii)/hi=(4.2213.7+0.0420+0.0520+0.820824)/(4.22+0.04+0.050.8+8)20.41KN/m3P= 82.620.41 424.528 KN / m2 =0.424528 MPa而中间架支护强度为0.59MPa，排头架支护强度为0.64-0.71MPa。显然PP架 ，故能满足支护要求。式中：P架支架支护强度。（2）底板比压验算根据实测，工作面底板允许比压为8.79MPa,而中间架和排头架设计底板比压分别为1.7MPa和0.76MPa，显然工作面底板允许比压大于支架设计

41、底板比压，故支架不会发生钻底现象。3、最大最小控顶距、最大最小控顶距根据支架的技术参数确定最大控顶距为5224mm，最小控顶距为4424mm，端面距不超过340mm（见图7：工作面最大、最小控顶距示意图）。 最小控顶距煤壁端面距最大控顶距煤壁端面距八、支护监测为了掌握顶板活动规律，保证工作面安全生产，在工作面每架支架前、后立柱各安设一块压力表；并在工作面安设KJ327压力监测系统，均匀布置7个分站；在巷道里安设在线顶板离层仪，对工作面液压支架初撑力及工作阻力和巷道顶板情况进行实时动态监测。要通过对观测记录下来的数据进行技术分析和处理，总结出顶板活动规律及支架与顶板相互作用的机理，根据观测结果及

42、时采取相应措施，更好地指导生产。压力表要有专人每天检查，发现漏液或损坏要及时更换。九、两巷维修措施两巷采用锚杆、锚索、钢带联合支护，因工作面上方为9#煤采空区，顶板矿山压力显现明显。在回采过程中，要设专人经常检查两巷支护情况，如发现有锚杆、钢带失效较多，局部顶板下沉量明显增大，应及时采取加强支护措施。 一、运输系统及管理1、运煤系统、运煤系统5114工作面前后刮板输送机5114运输巷转载机5114运输巷皮带输送机溜煤眼五采皮带上山三吨矿车卸煤仓主井皮带地面2、运料系统、运料系统地面工业广场 付井井底车场北大巷五采材料巷5114材、运联络巷5114材、运巷5114工作面3、行人路线：、行人路线：

43、5114工作面5114材、运巷5114材、运联巷五采运输巷北大巷人行车付二井中部车场地面。二、机电管理（一）设备配备及布置（一）设备配备及布置（详见图8：设备布置图）工作面采用MG300/700WD型采煤机、SGZ764/630型前部刮板输送机和SGZ764/630型后部刮板输送机各一部，运输巷布置一部SZZ800/315型转载机，一部PCM160型破碎机和一部DSP1080型皮带输送机。材料巷布置两台乳化液泵，其型号为BRW400/31.5，一个乳化液箱，其型号为RX2000L，两台喷雾泵，其型号为XPB315/6.3。（见表51）表51 设备明细表（二）系统车（设备列车）的布置（二）系统车

44、（设备列车）的布置1、布置设备列车、布置设备列车系统车布置在工作面材料巷内，最后一个车距工作面48m。从工作面往外排列顺序依次为：电缆车、两台组合开关、工作面照明通讯控制装置、乳化液泵站、乳化液泵箱及喷雾泵站、喷雾泵箱、工具车、两台移动变电站、电缆车。随着工作面的推进，系统车由油缸逐渐向外牵引。牵引过程中，采用油缸进行牵引，锚链要选择拴到合理牢固的固定点，与系统车连接要牢固可靠。2、牵引设备列车、牵引设备列车牵引工作由检修班负责实施，每个圆班牵引一次，牵引距离必须满足一个圆班工作面的推进度要求。每次牵引结束后，在设备车均匀安设不少于4组阻车器，阻车器安装在车辆下滑下侧且紧贴所阻车辆后方车轮，两

45、只卡轨器要使用专用插销固定且同步安设，保证车轮接触后同时吃力，在设备列车尾车车轮轮缘后1m处再安设一组阻车器，并紧贴该组阻轨器上侧补打棚板，确保安全。在设备列车最后一个车后轨道中心补打两根戗柱，戗柱方向为朝落山一侧，并要保证戗柱的初撑力不低于60KN。3、牵引设备列车强度验算、牵引设备列车强度验算1）设备列车重量计算5114工作面设备列车总重量：1000KN，巷道坡度为：12，假设设备列车在移动过程中为匀速运动（由于设备列车每次移动距离2m，其产生的加速度可以忽略不计），其对刮板链的牵引力主要来自其重力产生的水平分力，即F =Gsin=900tan7=10000.13KN=130KNF 设备列

46、车重力产生的向下分力；G 设备列车的重量；巷道的最大坡度。而规格为30108的链环破断负荷为F2=1130KN30108的链环能够满足牵引设备列车所需强度要求。（三）供电系统（三）供电系统（详见图9：供电系统图）。工作面以及两巷均由五采四段变电所供电，一次侧电压6KV，二次侧电压1140V。按照供电设计，材料巷内布置两台移变分列运行，第一台为后刮板输送机、1#乳化液泵泵站系统、转载机、破碎机供电，第二台为采煤机、前刮板输送机、清水泵、2#乳化液泵泵站系统供电；运输巷布置一台移变，为皮带输送机供电。 材、运两巷660V设备由变电所低压直接供电。（四）照明通讯系统（四）照明通讯系统工作面每15m安

47、一盏DGS70/127B(C)型矿用隔爆节能灯；每15m安一组KXH1型通信信号装置；材、运两巷内每隔15m安一盏DGS6013/127B型矿用隔爆节能灯；工作面在皮带机头、转载机机头、乳化液泵站处各安装一部矿用隔爆电话，与矿生产调度室直通；两巷各部绞车及运输巷各转载点安装双向声光控制信号。两巷照明及信号分别由一台ZBZ10型综保供电。（五）机电管理（五）机电管理1、各种机电设备必须有专人负责维护，任何人不准随意碰触与本工种无关的机电设备。2、各种机电设备要定期检修，严格按机电设备质量标准进行检修，保证所有电气设备完好，无失爆现象，并做到“三无”、“四有”、“两齐”、“三全”、“三坚持”。具体

48、如下：“三无”，即无鸡爪子；无羊尾巴；无明接头。“四有”，即有过电流和漏电保护装置；有螺钉和弹簧垫；有密封圈和挡板；有接地装置。“两齐”，即电缆悬挂整齐；设备硐室清洁整齐。“三全”，即防护装置全；绝缘用具全；图纸资料全。“三坚持”，即坚持使用检漏继电器；坚持使用煤电钻、照明和信号综合保护；坚持使用风电和瓦斯电闭锁。3、材运两巷电缆要保持吊挂整齐，且严禁用铁丝吊挂电缆或在电缆上吊挂其它设施；材料巷电缆车内电缆要盘成“”字型。4、严禁带电检修和搬迁电气设备，有故障严禁强行送电，严禁明火操作。5、各种机电设备的保护设施要齐全、可靠、动作灵敏，严禁甩掉各类保护不用，严禁随意调高各类保护整定值。6、检修

49、机电设备时，作业电工必须佩带便携式瓦检仪，检查作业地点附近20m范围内瓦斯浓度，只有瓦斯浓度在0.8%以下时方可作业。7、严格执行停电挂牌、谁停电谁送电的停送电制度。8、各工种人员必须经过专门培训，由取得上岗证的人员担任，操作人员要严格按操作规程作业，不得违章操作。9、发现设备事故隐患时，必须立即停机处理，严禁设备带病运转。10、认真执行油脂管理制度。在工作面材料巷内设专用油脂库，将不同型号的油分类密封储存，并挂牌管理。手摇式抽油泵必须分油品专用，不准混用。加油桶要专桶专用，不得混用，并保持桶内清洁无杂物。必须根据设备的性能要求加注规定种类和牌号的油脂，未经批准，不得擅自更换油脂种类和牌号。1

50、1、严把设备入井关，杜绝不完好设备入井。12、严格执行现场交接班制度，将设备运行状况、出现的故障给下一班交待清楚。13、井下应备有设备常用配件，并分类存放好，以备急用。14、各种电气开关要放在支护完好且无淋水的地点。如有淋水，必须用防水布遮好。15、如设备电机超过5s尚没有起动，立即停止起动程序。在此情况下只要冷却水一直流动，电动机每次随后的再起动必须在前次起动尝试失败后10min进行。三、供排水系统1、供水系统、供水系统由地面高山水池的水靠静压送往井下，在材、运两巷各铺设一趟3寸静压水管。地面高山静压水池付井井底车场北大巷五采材料巷5114材料巷（运输巷）5114工作面。2、排水系统、排水系

51、统根据两巷积水情况，在材、运巷内配备45KW潜水泵一台，7.5KW潜水泵四台，15KW卧泵一台，两巷各铺设一趟4寸排水管路。两巷积水两巷临时水仓排水管路五采水仓北大巷水沟中央水仓地面3、管理要求、管理要求（见图10：管路系统图）（1）每天安排专人检查供排水管路系统、排水设备是否完好，管路有漏水现象要及时处理，排水设备有故障要及时修复或更换。五采轨道巷五采皮带巷五采回风巷5114材料巷切眼运联巷材联巷 管路系统图水 泵截 止 阀喷 雾风流净化5114运输巷2寸集中供液管4寸 排 水 管3寸 静 压 水 管到乳化液泵箱50m50m图例调节风窗风门挡风墙（2）每天安排专人对两巷所有积水处进行排水，保

52、证积水不淹没轨面。排水工要具备一般的水泵维修能力。发现排除不了的故障要及时汇报。四、供液系统地面乳化液集中配比站五采回风巷2寸供液5114材料巷乳化液泵站高压胶管工作面及两巷用液点回液管乳化液箱一、通风系统（见图11：通风系统图）工作面采用一进一回的“U”型通风方式1、新风（进风）：、新风（进风）：地面主（付）斜井井底车场北大巷五采材料巷上山五采材料巷5114材料联络巷5114材料巷5114工作面 新鲜风污风图 例五采轨道巷五采皮带巷五采回风巷5114运输巷5114材料巷切眼运联巷材联巷 通风系统图调节风窗风门挡风墙2、乏风（回风）：、乏风（回风）：5114工作面5114运输巷五采总回风巷北风

53、井地面二、风量、风速计算1、风量确定原则、风量确定原则工作面风量确定的原则主要是供给工作面人员足够的风量，有效排除瓦斯及其它有毒有害气体，调节气温以适合人员作业，并防止煤尘飞扬。2、风量计算、风量计算（1）按CO2涌出量计算（本矿井为低瓦斯矿井）Q = 100qK / 1.5式中：q CO2绝对涌出量，根据实测为q = 3.17 m3 /min；K CO2涌出不均衡系数，取K = 1.5；1.5 根据煤矿安全规程规定，采掘工作面风流中CO2浓度不得超过1.5%。Q = 1003.171.5 / 1.5 = 317 m3 / min（2）按工作面气温与风速关系计算Q = 60VS式中V 工作面适

54、宜温度下风速，V = 1.2 m / sS 工作面平均断面积，对于支撑掩护式液压支架工作面，S = 3.75（M0.3）= 3.75（2.60.3）= 8.625 m2M 割煤高度，M = 2.6m3.75 工作面有效通风净宽，mQ = 601.28.625 = 621m3 / min（3）按工作面同时工作最多人数计算Q = 4N式中：N 工作面同时工作的最多人数，N =70Q = 470 = 280m3 / min（4）按瓦斯涌出量计算Q采=100q采KCH4 =1000.4891.2=56.68m3/min式中：Q采回采工作面实际需要风量，m3/min；q采瓦斯绝对涌出量，；KCH4采煤工

55、作面瓦斯涌出不均衡系数，取实际经验值1.2。根据以上计算，选取最大值确定工作面所需风量为Q = 621m3 /min。（5）按风速进行验算最小风量：15S=1510.6=159m3/min；最大风量：240S=24010.6=2544m3/min。其中：S工作面平均断面积，m2。15SQ采240S，故符合规程要求。三、通风设施5114材、运两巷分别与五采材料巷相通，在运联巷内设两道风门隔断与五采材料巷的风流，两道风门都必须安装风门闭锁语音装置；在材料巷出煤联巷设挡墙阻断与五采回风巷的风流。四、瓦斯传感器、开停传感器和温度传感器的布置1、在运输巷（回风巷）距工作面10m内和距联络巷口1015m处

56、各安设一个KG9701型智能低浓度甲烷传感器，安设位置距顶板不大于300mm，距巷帮不小于200mm，其报警浓度为0.8%，断电浓度为1.3%，复电浓度为0.8%。在工作面上隅角及采煤机上悬挂便携式甲烷检测报警仪，工作面上隅角便携式甲烷检测报警仪安设在切顶排柱之间，距顶板不大于300mm，距巷帮不小于200mm处，运输巷（回风巷）距联络巷口1015m处和上隅角处各安设一个KG9301型温度传感器、CO传感器，监测风流温度变化情况。（见图12：监测监控系统图）五、甲烷超限断电测试为保证甲烷超限断电功能正确可靠，及防止人为取消甲烷超限断电功能或假断电。根据AQ行业标准等有关规定每10天对甲烷超限断

57、电功能现场进行测试。（见图13：断电示意图）10m10-15m图例： 瓦斯探头电话温度传感器开停传感器五采材料巷五采皮带巷五采回风巷5114运输巷5114材料巷切眼运联巷材联巷 监测监控系统图CO2传感器六、“三防”管理规定（一）瓦斯管理（一）瓦斯管理1、联络巷内两道风门严禁同时打开或将一道风门永久敞开，进出人员后要随手关好，以防造成风流短路。两巷材料、设备堆放占用面积不得超过巷道断面的1/3，并且在工作面运输巷、回风巷堆放物料时，必须分类码放整齐，严禁影响通风。2、跟班队干、带班长、采煤机司机（检修工）、电钳工必须携带便携式瓦检仪下井。3、专职瓦检员每班对工作面上隅角和回风流以及采煤机附近瓦

58、斯和CO2浓度检查不少于两次。4、必须妥善保护好巷道内瓦斯传感器及其线路，瓦斯超限断电后不得私自送电，必须听从瓦检员指挥，待降到规定值以下时方可人工复电。5、电气设备杜绝失爆，杜绝明火作业。6、 当班生产过程中回风流中瓦斯浓度超过0.8%时必须停止作业，待瓦斯浓度降到0.8%以下时，方可正常作业。7、遇冒顶或透水造成风流阻断时要立即停止工作，撤出人员，采取措施，进行处理。8、严禁一切人员进入盲巷或有害气体超限地点。9、瓦斯传感器、便携式瓦检仪每7天必须使用校准气样和空气样调校一次，每7天必须对瓦斯超限断电功能进行测试。10、必须按公司测风制度进行测风，发现检测风量不符合规定，要及时采取措施进行

59、风量调节。11、皮带机头煤库应保持一定的存煤，不得放空，以避免造成漏风。如需放空，放煤口闸板必须关闭。（二）综合防尘（二）综合防尘1、综合防尘要有专人负责，对防尘设施进行安全维修及保护。2、工作面煤层进行超前长钻孔静压注水，具体注水方案由通风区负责实施。3、两巷距工作面60200m（根据隔爆水棚的要求，60200m指首列（排）水棚与工作面的距离）内各安设一组隔爆水袋，长度不低于20m，总水量为2700L。4、两巷距工作面上下安全出口50m，距联巷口往里50m各安设一道风流净化水幕，运输巷在两水幕中部位置增设一道水幕，水幕要覆盖巷道全断面，风流净化水幕采用自动或联锁控制。5、由专职人员每天对采煤

60、机喷雾设施进行检查维护，保证喷雾的正常使用效果。6、喷雾加压泵与采煤机实现电气联锁。采煤机内喷雾的水压力不得小于2.0MPa，外喷雾的水压力不得小于1.5MPa，如果内喷雾装置不能正常喷雾，外喷雾压力不得小于4MPa ，无水或喷雾装置损坏时必须停机。7、采煤机司机在开机时，必须先开启内外喷雾装置，然后再开机；停机时，必须先停机，待机组内外喷雾装置将采煤机上的浮煤冲洗干净后，才可关闭喷雾装置。8、采煤机司机、拉架工、移溜工、机头端头维护工、清煤工及各部输送机司机、泵站司机等高尘作业人员要佩戴防尘口罩。9、每天清理巷道浮煤，并定期进行洒水灭尘。材料巷每周洒水一次，运输巷每天洒水一次，保证巷内无煤尘