81102综采工作面作业规程(正文)

1、.：.；第一章 概略第一节、任务面位置及井上下关系一、任务面的位置81102任务面位于+787程度一采区内，任务面标高为+788.5+842.1m，平均标高为+815.3m，该任务面走向长度为1207m，倾向长度为180m，面积为217260， 81102任务面东部为尚未掘进的81104任务面，南部为东回风、东胶带、东轨道大巷，西部为杨林头村庄刘家垴、杨林头村、风井广场维护煤柱阳煤地字202150号，北距本矿矿界20米。二、地面相对位置81102任务面地表位于杨林头村庄以东，横跨前头沟和泉沟。地面标高为+1151+1260m，平均标高为+1205.5m。见附图2三、回采对地面的影响由于对应的地

2、面无设备，故回采对地面无影响。四、任务面相邻的采动情况以及影响范围81102任务面为+787程度北翼采区的首采任务面，进回风巷顶板和煤帮的压力都相对不大。第二节 煤层一、煤层厚度81102任务面所采的煤层为81#煤层，煤层厚度为1.72.4m，平均厚度为2.02m，总体变化情况不大。二、煤层产状该任务面总体形状是走向为北高南低的单斜构造，煤层倾角210，平均6。三、煤层情况81102任务面的煤层属于简单构造煤层，不含夹石，呈块状，以镜煤为主，其次暗煤、丝炭，属光亮型煤，煤层的可采系数为1，变异系数为9%，煤层总体稳定。四、煤质情况表1Mt(%)Ad(%)Vd(%)Qnet,ar(MJ/kg)F

3、c(%)St,d(%)工业牌号2.314.609.17689076.230.59WY3第三节 煤层顶底板一、煤层顶板表2顶板称号岩石称号厚度m岩性特征基 本 顶细砂岩3.58灰色，成分以石英为主，少量云母，泥质胶结，具程度层理。直 接 顶砂质泥岩5.08性脆，断口参差状，夹粉砂及细砂岩条带，具程度层理。伪 顶不发育二、煤层底板表3底板称号岩石称号厚度m岩性特征伪底不发育直接底泥岩1.20性脆，断口较平坦，含黄铁矿，比重较大。82#煤层1.57煤层，以镜煤为主。根本底砂质泥岩4.07含大量植物根茎化石，砂质泥岩中含砂不多。三、任务面地层综合柱状图见附图1第四节 地质构造一、断层掘进该任务面过程中

4、，共揭露8条断层见附图3，详细如下: 表4构造称号走 向倾向倾角性 质落 差m对回采的影响程度F1N50ESE30正断层0.8无影响F2N70WNE50正断层1.1估计向任务面延伸20米F3N30ENW40正断层1.8估计向任务面延伸20米F4N40ESE50正断层1.1无影响F5EWS40正断层0.8估计向任务面延伸20米F6SNE45正断层1.4估计向任务面延伸15米F7N40ENW27正断层1.5估计向任务面延伸20米F8SNE20正断层0.5估计向任务面延伸20米二、陷落柱1、81102任务面掘进过程中进风巷遇 X10、X13陷落柱、回风巷遇X11陷落柱，估计X13对回采影响很大、X1

5、0对回采无影响。2、估计81102任务面在回采过程中会出现隐伏陷落柱。三、其他要素根据81#煤层的堆积特征，估计在回采过程中会出现煤层堆积变薄区。第五节 水文地质一、含水层的分析本面水文地质条件简单，主要充水要素为山西组砂岩裂隙含水层。1K7砂岩裂隙含水层：位于8 1号煤之上，是开采8 1号煤的直接充水含水层，厚度变化较大，裂隙不发育而且裂隙多被泥质充填。23#煤顶板砂岩裂隙含水层：是开采8 1#煤的间接充水含水层。据坪头勘探区山西组混合抽水实验资料，水位标高1003.07799.49m，单位涌水量0.00040.0281L/ sm，浸透系数0.0015m/d，山西组砂岩裂隙含水层组富水性弱。

6、二、任务面涌水量根据掘进过程中沿煤层瓦斯抽放钻孔出水资料，估计本面回采过程中正常涌水量3m/h，最大涌水量20m/h。防治水措施：在任务面开采时应配备不低于40m/h才干的排水设备，以便及时排除任务面积水。第六节 影响回采的其他要素表5其他要素特征瓦斯绝对瓦斯涌出量：58 m/min煤尘不具有爆炸性自燃不具有自燃发火倾向性，不易自燃抗压强度MPa煤层夹矸直接顶老顶直接底38170163.81274381701地质部门对回采的建议：1、钻孔D390钻孔为1959-1960年原山西省煤管局阳泉矿务局119队施工，其81#煤层底板标高与实测81#煤层底板标高误差较大，阐明书编制过程中未采取该钻孔资料

7、，有待在实践开采过程中进一步核实81#煤层底板标高。2、81102任务面进回风巷共揭露八条断裂构造，断层附近顶板破碎，建议提早采取措施，加强顶板管理任务。3、任务面开采时应配备不低于40m/h才干的排水设备，确保任务面低凹处积水及时排出。4、任务面开采过程中，如遇煤层堆积变薄区、软煤带，估计瓦斯浓度会增大，建议通风部门在堆积变薄区、软煤带及以外30米范围内向推进方向设计补打瓦斯卸压孔。第七节 储量及效力年限一、储量表6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(t)12071802172602.021.3760124595571183二、效力年限根据公式

8、：任务面的效力年限 =可采推进长度/月设计推进长度 =1207/129.6=9.3月 其中，月设计推进长度的计算为：月设计推进长度=月消费天数每天正刀循环总数循环进尺正规循环系数=3080.690%=129.6m第二章 采煤方法本任务面采用倾向长壁一次采全高的采煤方法，采用全部垮落法管理任务面顶板。第一节 巷道布置一、采区设计、采区巷道布置概略81102任务面开采一采区81#煤， 此任务面为倾向长壁布置，任务面进回风顺槽、尾巷、切巷均沿81#煤层顶板布置。二、采煤任务面进风巷81102进风巷为矩形断面，掘进时顶部采用锚杆+网+W钢带+锚索结合支护，帮部采用锚杆+网+木托板支护，进风巷道净宽4.

9、3m，净高2.6m，断面积11.18m2，主要用于该任务面的进风、运煤、运料。进风巷内布置有规格：DN80型的压风管和静压水管各一路，DN50型乳化液管和排水管各一路，布置在皮带机上方。靠采帮处敷设轨道，并在接近任务面的地点设有设备列车，安设挪动变电站、乳化泵站等设备；靠煤柱帮安设桥式转载机和胶带保送机；巷中吊挂电缆线。 三、采煤任务面回风巷81102回风巷为矩形断面，掘进时顶部采用锚杆+网+W钢带+锚索结合支护，帮部采用锚杆+网+木托板支护，进风巷道净宽4.3m，净高2.6m，断面积11.18m2，主要用于该任务面的回风、运料。巷内布置有：DN80型的压风管和排水管各一路，DN50型静压水管

10、一路，巷中敷设有轨道。 四、采煤任务面尾巷81102尾巷为矩形断面，掘进时顶部采用锚杆+网+W钢带+锚索结合支护，帮部采用锚杆+网+木托板支护，巷道净宽4.3m，净高2.6m，断面积11.18m2，主要用于该任务面的回风用。五、采煤面切眼 81102切巷为矩形断面，掘进时采用钢带锚索锚杆塑钢网结合支护，进风巷道净宽6.0m，净高2.4m，断面积14.40m2，其内安装有任务溜、支架、采煤机。六、81102任务面布置平面图及巷道断面图见附图3第二节 采煤工艺一、采煤方法81102任务面采用倾向长壁一次采全高的综合机械化采煤方法。本任务面煤层厚度平均2.02 m，采煤机可采高度1.603.00m，

11、支架高度1.503.20m，任务面有效采高控制在2.4m；煤机滚筒截深为0.6m，确定循环进尺为0.6m，采煤机割煤高度2.4m，一次采全高。二、回采工艺：双滚筒采煤机双向割煤，在任务面端部斜切进刀， 往返一次进两刀，螺旋滚筒配合刮板保送机铲煤板装煤，刮板保送机运煤；液压支架支护顶板，全部垮落法处置采空区。三、采煤工艺流程见附图4采用端头斜切进刀方式进展割煤，即在两端头自开缺口斜切进刀，进刀间隔 25m，采高控制在2.4m左右，每刀进度0.6m，正常情况下采煤机牵引速度控制在35m/min。进刀顺序为：一采煤机割透端头后，互换滚筒上下位置，改动采煤机牵引方向，随任务溜弯曲段切入煤壁，随后追机移

12、架、推溜、移机头或机尾。二当采煤机斜切进刀后，停顿割煤，互换滚筒上下位置换向牵引割三角煤。三割透端头后，采煤机再次互换滚筒位置，换向牵引，拉空刀至进刀处正常割煤，追机移架、推溜、移机头或机尾。四、割煤过程中应留意以下事项：一假设遇到任务溜负荷大，采煤机要减速或停顿割煤，严禁超速割煤。二普通情况下，必需按煤层坡度沿顶底板割煤，不割顶底板。在遇到小型构造，可适当调整坡度最大不能超越15o。构造过完后，尽快找到顶底板沿顶底板割煤。三采煤机运转过程中，正副司机要配合好，正司机要站在采煤机操作按扭旁，掌握开停，用遥控器控制速度和前滚筒位置，应留意支架顶梁，严禁采煤机割顶梁。副司机站在采煤机后摇臂3米范围

13、外用遥控器控制后滚筒情况。四机组割两端头时，先停机检查端头煤壁处有无杂物，有杂物先去除。任务人员站在5m以外有掩体的平安地点，机组司机站在机身落山一侧掩体后操作，以防锚杆甩出伤人。牵引速度适中，锚杆松动后，切断采煤机电源闭锁任务溜，专人监护站在可靠支护下取出松动的锚杆后，方可开机割煤。五机组割煤时，回风侧严禁有人，回风横贯至风门间安设栅栏上锁，钥匙由任务面跑片瓦检工掌握，割煤期间制止人员入内。六在有突出危险的任务面，机组向机头方向割煤时，下风侧不得有人；需求移架时，必需先停机组然后移架再割煤。四、正规循环消费才干计算=1800.62.41.370.95=337.3 t式中：W任务面正规循环消费

14、才干，t；L任务面平均长度，m；S任务面循环进尺，m；h任务面设计采高，m；煤层密度，t/m3；c任务面采出率，%。第三章 设备配置 一、采煤机采煤机选用MG250/600AWD型，功率600KW，采高1.63.0m，额定电压1140V，截深0.6 m，牵引速度: 012m/min，滚筒直径：1600mm，调速方式：交流变频调速，牵引力580KN，最大截高3023mm，下切深度349mm。二、液压支架的主要技术特征：1、液压支架任务面安装有121架型号为ZZ-4200/1.5/3.2的支撑掩护式液压支架额定供液压力：31.5MPa高度：最低1500mm；最高3200mm宽度：最小1430mm；

15、最大1600mm额定初撑力：3770KN额定任务阻力：4200KN对底板比压(平均值)：1.9MPa支护强度：0.7MPa顺应角度122、单体液压支柱型号：DZ2.8 DZ3.15 DZ2.5 伸缩行程：800mm额定任务载荷：250KN额定任务液压：318Kg/c油缸直径：100mm泵站压力：31.5MPa初撑载荷：11.815.7T底座面积：109 c三、运输设备1、刮板运输机运输机型号：SGZ-764/630中双链) 1电机功率：315KW 2运输才干：900T/h 3链速：1.12 m/s4电压：1140/660V5长度：200m6冷却方式：水冷7中间槽尺寸:1500764305mm2

16、、桥式转载机一部，其型号：SZZ-764/132中双链)电机功率：132KW运输才干：1000T/h电压：1140V链速：1.33m/S转速：1480r/min3、破碎机一部，型号为PCM110，技术参数为破碎才干：1000t/h外型尺寸：354017851740mm破碎锤头数：4个电机功率:110KW5、可伸缩带式保送机两部，型号为SJJ1000/160，技术参数为电机功率：160KW运输才干：800t/h传动滚筒直径：630mm带宽:1000mm带速:2.5m/s6、辅助运输设备选用1.0吨的矿车和叉车,牵引设备选用JD25、JD-11.4型调度绞车，JM14型回柱机， JW75B型梭车，

17、其主要技术参数如下：JD25型调度绞车，其主要技术参数如下：型号：JD25静拉力：18KN钢绳直径：15mm转速：1470r/min电机功率：25KW钢绳速度：0.7731.399m/s绳容量:400m滚几乎径:550mmJD11.4型调度绞车，其主要技术参数如下：型号:JD-11.4静拉力:9.8KN绳径:12.5mm绳速:26-72m/min, 平均44m/min绳容量:400m滚几乎径:550mm外形尺寸:1100765730mmJM14型调度绞车，其主要技术参数如下：型号:JM14静拉力:140KN绳径:22mm平均绳速:8.7m/min绳容量:150m减速比：175滚几乎径:550m

18、m功率：18.5KWJW75B型梭车，其主要技术参数如下：型号: JW75B最大牵引力：80KN电机功率：75KW速度：双速，0.67/1.12 m/s绳径: 22mm滚几乎径：1200mm四、泵站1、泵站及管路选型、数量乳化泵选用WRB200/31.5型两台，喷雾泵选用PWB55/6.3型一台，注水泵3ZSB17型一台，瓦斯挪动泵ZWY110/132型一台，主要技术参数如下:1乳化泵:型号: WRB200/31.5 公称流量 :200L/min 公称压力 :31.5MPa电机功率 :125KW 2喷雾泵:型号: BPW320/10M公称流量:320L/min公称压力:10MPa电机功率:75

19、kW3注水泵:型号: 3ZSB17额定流量:102L/min额定压力:15MPa电机功率:30kW4瓦斯挪动泵:型号: ZWY110/132最大抽速:110m3/min极限真空:160hPa电机功率:132kW第四章 顶板控制第一节 支护设计一、液压支架支护强度验算1、估计任务面矿压参数参考表 表7 序号项 目单 位同煤层实测本面选取或估计1顶底板条件直接顶厚度m4.76-5.305.08根本顶厚度m2.84-5.103.58直接底厚度m1.10-1.451.202直接顶初次垮落步距m8-208-203初次来压来压步距m50-6050-60最大平均支护强度kNm2510510最大平均顶底板移近

20、量mm100-120100来压显现程度明显明显4周期来压来压步距m12-2515-25最大平均支护强度kNm2470470最大平均顶底板移近量mm100100来压显现程度明显明显5平时最大平均支护强度kNm2451451最大平均顶底板移近量mm1001006直接顶悬顶情况m007底板允许比压MPa18188直接顶类型类119根本顶级别级II10巷道超前影响范围m20202、阅历计算支护强度支架支护强度式中： Pt任务面合理的支护强度，kNm2；h采高，m；顶板岩石容重，kgm3，普通可取 2.5103 kgm3；k任务面支架上覆岩层厚度与采高之比，普通为48，根据详细情况合理选取。取8倍采高计

21、算。阅历计算支护强度：Pt9.812.402.51038470.88 KN/ m23、现场实测任务面初次来压时最大平均支护强度Pt=510 KN/ m24、任务面条件与支架顺应条件对照表 表8 工程任务面实践条件支架参数采高/m2.41.53.2倾角2-1012煤厚/m1.7-2.43.2硬度f610支护强度/(kN.m-2)510630-690底板比压/(kN.m-2)18000320顶板类级别I级一类支撑掩护式5、支护设备选择81102任务面支架共121架，型号为：ZZ4200/1.5/3.2,从进风到回风顺槽依次编号为1121号支架。根据任务面条件与支架顺应条件对照表可以看出，该任务面选

22、用ZZ4200/1.5/3.2型支架，在满足顶板管理支护强度需求的同时，也能满足底板比压值要求。经过对比、验算，证明选用该类支架能满足要求。二、两巷超前支护支护强度验算超前段支护在静压形状下顶板载荷：=25000.81=2.025(kN/m2 )其中 =2.11(m)； =2.51(m)进、回风超前段顶板载荷：动压影响普通取静压时的2-4倍，这里取3Q进、Q回=3Q顶=3顶RPH/2=32025=6.075 (kN/m2 )顶板总压力： F顶 =LaQ进=204.36.075=522.45(kN)进风锚网支护：F锚网= n补N破 =1023010%=230(kN)单体柱承载的顶板压力：F单=

23、F顶-F锚网=522.45-230=292.45(kN)Pt= F单/S= F单/(aL)=292.45/4.320=3.4(kN/m2 )式中：顶顶板岩石平均容重， kg/m3； 补强锚索的支护效率，%；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超前维护间隔 ，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；F锚网进、回补强锚索风承载力，kN；F单进、回风单体柱承载的顶板压力，kN；Pt进、回风

24、顶板载荷，kN； 支柱实践支撑才干可以采用以下公式进展计算：=0.990.950.90.951.0250=201.03( kN)式中：Rt支柱实践支撑力，kN；R支柱额定任务阻力，kN；k支柱阻力影响系数，可以参考表9。支柱阻力影响系数表表9项 目液压支柱微增阻支柱急增阻支柱任务系数kg0.990.910.5增阻系数kz0.950.850.7不均匀系数kb0.90.80.7采高系数kh1.4m152.2m152.2m1.00.950.95倾角系数ka10112526451.00.950.9注：表中系数根据矿压观测成果统计，顺应普通任务面条件。合理的支柱密度，可以采用以下公式进展计算：=3.4/

25、201.03=0.02式中:n支柱密度，根m2；Pt进、回风巷顶板载荷，kN；Rt支柱实践支撑才干，kN根。实践支柱密度：=50+50/20+204.2 =0.60式中：n实实践支柱密度，根m2； n总超前实践支柱总数，根； S超前支护面积，m2；根据计算结果，知 n实n，满足支护要求。三、选择合理的控顶距在满足平安消费的前提下，控顶距不得大于0.34m。四、计算柱鞋直径柱鞋普通选用圆形铁鞋。根据支柱对底板的压强应小于底板允许比压的原那么，采用以下公式计算铁鞋的直径。=2001.24=247mm式中：铁鞋的直径，mm；Q底板比压MPa。五、乳化液泵站的选择1、泵站及管路选型、数量乳化泵选用WR

26、B200/31.5型两台；高压输液管路选用高压胶管。2、泵站设置位置泵站安设在进风顺槽间隔 任务面80150m的位置，并随任务面的推进跟设备列车前移。3、泵站运用规定要保证泵站压力大于30MPa，乳化液浓度3%5%，要加强支架与乳化液泵站的维修,杜绝液压系统的窜漏液。第二节 任务面顶板控制任务面安装支架总数121架，支架型号为：ZZ4200/1.5/3.2型支撑掩护式支架,支护宽度为: 1.431.60m,支护面积为:4.995m2,支架中心距为1.50m,任务面最大控顶距为4530m,最小控顶距为3930m,放顶步距为0.6m。一、正常任务时期顶板支护方式液压支架采用邻架操作，及时支护的移架

27、方式，移架步距0.6m。推溜滞后采煤机后滚筒不少于15m，并确保弯曲段长度不小于15m。一移架顺序为：1、正常情况下，移架滞后采煤机下滚筒35架进展，降架幅度控制在0.2m以内，移架时，应察看好周围环境，操作时缓慢送液，移出支架后，端面距不大于0.34m。当顶板破碎、煤帮松软或滚帮大时，停顿采煤机和任务溜运转，采用提早移架、支顺巷板梁等方式维护顶板，移架采用带压移架的方式进展。2、端头移架时，利用顺槽的回柱机先拉住任务溜的机头机尾或用单体柱顶住机头机尾，再将与端头架相邻的两架支架推移千斤伸出，然后移架；移架时回柱机钢丝绳牵引区内及后5米严禁有人，移架人员要站在邻架立柱间的平安地点，其他人员必需

28、全部撤至距移架处5m以外的平安地点，且必需停顿任务溜运转，机头移端头架还必需停顿桥转机运转。3、移架时，严禁人员站在推拉板上和从支架下面经过，且察看人员要站在有掩体的平安地点，防止架间掉矸伤人。4、支架移出后必需成不断线，如遇移架千斤发生缺点，须停顿割煤，处置好后方可移架。5、支架升起后，顶梁要平且严密接顶，不得出现仰头或低头景象，立柱要给足初撑力。操作终了后，手把打回零位。6、移架操作执行第161179条中有关规定。二任务面支护要求：1、任务面应到达动态的质量规范化要求,确保“三直、二平、一净、二畅通的质量要求。2、加强支架的支护强度,确保支护质量,支架初撑力不得小于90KN。3、采煤机割煤

29、后，要及时移架，移出的支架与采煤机后滚筒的间隔 普通不超越8m，防止长时间空顶。4、任务面出现冒顶时，要及时用木料接顶，并支好支架。二、特殊时期的顶板管理(一)来压及停采前的顶板管理 :1、任务面初采，老顶初次来压前必需编制专项平安技术措施。2、任务面老顶初次来压和周期来压期间，应加强顶板来压的预测预告任务。3、任务面支架以及进、回风顺槽一切单体支柱必需到达初撑力，特别留意任务面中部支架的初撑力及支架形状，及时采取措施预防冒顶。4、加强上、下端头顶板管理，要提高支护质量，适当加大支护密度，防止出现端头冒顶。5、任务面末采时要编制专项末采平安技术措施，加强顶板管理。(二)过断层及顶板破碎时的顶板

30、管理：加强回采期间过断层及顶板破碎时的顶板管理任务。当任务面部分地段片帮较严重时,可超前采煤机移架,及时支护煤壁；在顶板破碎的地段,为了有效地防止顶板冒落、控制煤壁片帮,应采取及时移架的方法维护顶板。1、当任务面顶板出现悬顶、掉矸、空顶、片帮、压力大等严重情况，必需加强暂时超前支护，任务人员进入任务溜进展构顶和进展暂时支护前，任务面的采煤机、刮板保送机等设备，必需停电锁开关挂停电牌，并严厉执行“敲帮问顶制度，确认平安后方可任务，否那么，严禁人员进入任务溜。2、处置顶板条件差时，必需从顶板条件好的区域逐渐向条件差的区域进展维护，严禁空顶作业。3、进展顶板维护时，首先用长柄工具找掉危岩悬矸，进展好

31、暂时支护，护好顶帮，严防冒顶、片帮，确认平安后方可进展维护任务。4、进展顶板维护时，首先要清理好平安退路，保证平安出口通畅，并设专人监护顶板，前后5架不得动作，严禁空顶作业和多架同时作业。5、确保顶板维护区域液压支架、单体液压支柱设备完好，液压支架支撑形状良好，不挤、不咬、不歪，并到达初撑力；顶板维护后，接顶要严密。6、采煤机在顶板条件差的区域割煤时，必需放慢割煤速度，当出现顶板冒顶时，要及时返机，必要时必需停机移架或超前移架，且割一架，移一架，人员在平安区域下操作。三、支护强度校核 一根据南翼采区任务面的矿压观测结果，估计本任务面最大顶板载荷强度P=0.51MPa，而PS=0.630.69M

32、Pa，可见PPS，那么支架满足支护强度要求二底板比压校核根据任务面最大顶板载荷强度计算支架对底板的最大比压：D=P支架支护面积/支架底座面积=1.5MPa任务面地质阐明书提供的煤层底板抗压强度S=38.170.1MPa,与计算结果D比较，可见SD，那么支架对底板比压符合要求。第三节 进、回风巷及端头顶板控制一、进、回风巷超前支护方式进、回风巷采用超前维护方式管理顶板，进回风顺槽超前维护间隔 不少于20m。维护方式为：一进风超前维护1、超前任务面20m范围内，在进风巷的巷中离桥转0.3m处支设两趟单体帽柱，巷中帽柱成对支设，巷中两趟帽柱之间的中心距为0.3m，帽柱打在顺槽钢带下，每排钢带一根，柱

33、帽规格：1/220cm0.5m的两开木，单体柱穿鞋，拴防倒绳。2、超前任务面10m范围内，在进风巷距采帮0.5米处支设一排单体帽柱，帽柱打在顺槽钢带下，每排钢带一根，柱帽规格：1/220cm0.5m的两开木，单体柱穿鞋，拴防倒绳。二回风超前维护1、超前任务面20m范围内，在回风巷巷中支设两趟单体帽柱，帽柱排距1.0m，巷中帽柱成对支设，间距0.3m，柱帽规格：1/220cm0.5m的两开木，单体柱穿鞋，拴防倒绳。2、超前任务面10m范围内，在回风巷距采帮0.5米处支设一排单体帽柱，帽柱打在顺槽钢带下，每排钢带一根，柱帽规格：1/220cm0.5m的两开木，单体柱穿鞋，拴防倒绳。三其他1、如遇顶

34、板压力大时，可根据实践情况将进回风巷中单体帽柱改为两趟顺巷抬棚，两趟顺巷抬棚相互交错一半支设，中心距为0.3m，其中顺巷抬棚选用2204200mm的一面平优质圆木，大梁与顶板金属网用不少于2道铅丝捆绑结实，一梁四柱，单体柱必需穿鞋，拴防倒绳。 2、遇顶板破碎，下沉量大的地方支进度棚，排距0.9 m，一梁不少于三柱进度棚梁选用2204200mm的一面平优质圆木，单体柱穿鞋，拴防倒绳。3、两顺槽超前维护随落山放顶及时向外移,移超前维护时必需坚持“先支后回的原那么，在所移抬棚一侧支设相应的暂时帽柱再回柱移梁。二、任务面端头顶板管理一任务面端头顶板管理采用顺巷交错抬棚维护端头，抬棚交错一半支设，双趟交

35、错抬棚中心距为0.3m，棚梁选用2204200mm的一面平优质圆木。抬棚深化落山不超越0.2m，并随落山放顶及时向外移。移端头维护时必需坚持“先支后回的原那么，在所移抬棚一侧支设相应的暂时帽柱再回柱移梁。假设端头压力较大，除正常支护外可根据压力大小情况添加不少于一趟顺巷抬棚，每加一趟棚必需与其相邻的顺巷棚相互交错一半支设，相邻两趟棚的间距为0.3m，单体柱初撑力不少于90KN。二两巷落山侧的顶板管理进回风顺槽在支架掩护梁末端最近的钢带下支设切顶密柱，切顶密柱每米不少于3根，均匀布置，木帽规格：1/220cm0.5m的两开木，密柱外紧跟一组戗棚。进回风落山采用退锚机退锚放顶。退锚时，必需有专人监

36、视顶板，退锚人员站在切顶密帽柱外侧平安地点操作，正常情况下从支架前两排钢带开场退锚。随任务面的推移，要及时在支架切顶线和密柱切顶线之间靠支架侧顺支架打一排单体帽柱维护顶板，柱距不大于0.5m，并且支架切顶线距切顶密柱的间隔 最大不能超越2m，超越间隔 必需及时回撤，桥转机尾落山侧必需坚持两排柱含切顶密柱。三进回风顺槽采帮侧的管理顺槽采帮侧超前任务面35m回收托板和金属网。顶板破碎地段，只回收最下面一排托板，剩余的托板和金属网由消费班过机头机尾时回收。假设顶板破碎假设顶板破碎必需加支一趟顺巷抬棚挤死煤帮，假设成对加设顺巷抬棚必需交错一半支设，单体柱必需穿鞋，拴防倒绳，一梁不小于四柱，初撑力不少于

37、90KN。维护好后清理干净巷中浮煤。四进回风三角处管理进回风顺槽向任务面拐弯处，采帮侧顶、帮塌落，构成三角地带，空顶面积大，存在平安隐患，需采用支棚进展维护。1、棚梁采用1/2220mm3.0m两开木或220mm3.0m一面平圆木，顺槽一侧棚梁梁头带单体柱，靠任务面一侧梁头搭在液压支架前梁上，靠采帮支设，空顶超越1米时支设两架，并在两开木或圆木上用1.2米两开木或破板构顶，顶板冒落高度在0.5米以下时必需接顶，超越0.5米时必需蓬顶，蓬顶时顶部铺设金属网。2、梁头不能搭在液压支架前梁上时，采用倒挑棚方式进展维护，顺槽一侧棚梁靠梁端支设两根单体柱升紧将两开木板梁支牢，并按第一条规定构顶或蓬顶；顺

38、槽超前维护防碍支设棚梁时，不平处要进展支垫，保证倒挑棚不能成射箭形状；倒挑棚排距0.5-0.6米。3、人员进入任务地点支棚前和构顶前严厉执行敲帮问顶制度,处置危岩活矸时采用两人配套，一人察看顶板，一人用长柄工具处置。在溜子道作业人员必需站在支架掩护梁下作业，严禁空顶作业。4、人员进入溜子道在倒挑棚下加支单体柱前必需进展第二次敲帮问顶，处置危岩活矸，支设单体柱时人员必需站在支架掩护梁下作业，所支单体柱以不影响第一次推移机头为宜。5、支设棚梁时必需三人协作进展，两人扶梁，一人运用单体柱将其升紧撑牢。6、维护时要闭锁任务溜及机组并且锁开关挂停电牌，作业地点前后3架支架不得动作维护机尾时为作业地点前3

39、架，机组与作业地点的间隔 不得小于10m。7、拉架后必需及时将倒挑棚靠任务面一端挑起，同时回收任务面内的单体柱。8、机头、机尾清煤人员处置大块过程中，必需有专人监护顶板及采帮情况，任务溜开动期间机头制止人员进出任务面。五支护质量控制1、单体柱拴防倒绳，并纵横成线,偏向小于50mm，。2、单体柱必需支到实底,并做到迎山有力。单体液压支柱初撑力不小于90KN，并有现场检测手段。3、两巷单体支柱均穿铁鞋或木鞋支护，铁鞋规格：25025014mm。木鞋规格：220mm4.2m的两面平圆木，铁鞋小链要顺时针盘在柱体上，挂钩挂住单体手把。4、一切单体液压支柱三用阀方向一致,出液口朝向落山。5、进风巷及端头

40、所支设的20cm4.2m一面平圆木，假设出现压烂、压断的情况，必需及时改换新的棚梁。6、进回风巷及端头处的平安出口高度不得低于1.8m, 人行道宽度不得小于0.7m。三、支护资料运用数量、备用数量一任务面正常需求单体液压支柱150根，铁鞋150个或木鞋220mm4.2m的两面平圆木20根，大梁220mm4.2m的一面平圆木6根，1/2220mm3.0m的两开木4根，1/2220mm0.5m的两开木柱帽130块。二为保证超前支护的数量和质量，在进回风顺槽保证存有6根220mm4.2m一面平优质圆木、30块木托板和50根单体柱作为备用，便于及时改换坏柱和坏梁。三备用资料的存放地点，应坚持距任务面5

41、0100m之间，资料分类摆放整齐，实行挂牌管理，标明资料称号、规格、担任人等内容，并由专人担任，资料存放地点必需保证有0.7m以上宽度的人行道。四、退锚要求81102进回风顺槽顶板为锚网、钢带结合支护，必需对进回风落山进展退锚索放顶；退锚采用液力退锚机进展，退锚器型号为TM-50。如压力大，顶板在密柱切顶线后2 m能冒落，可不退锚。回风贯眼前后5米内不退锚以保证贯眼的外形，正常通风。五、任务面支架布置图见附图5第四节 矿压观测一、矿压观测内容81102任务面的矿压观测研讨内容主要有：任务面综采液压支架任务阻力观测、进、回风超前支护范围内单体液压支柱阻力观测以及支护质量动态监测。经过对81102

42、任务面进展现场矿压观测，掌握任务面推进过程中的支架任务情况和两顺槽超前顶板压力情况，分析任务面围岩煤层超前支承压力影响范围和分布特点，以及顶板、煤层稳定性，对任务面支护质量等进展定期分析，并进一步了解煤、岩膂力学参数等根底数据。并为我矿开采81#煤层的事故预测和动力信息根底研讨提供必要数据，最终实现平安高效开采。二、观测方法 一支架阻力的观测任务面支架任务阻力实时观测。采用山东科技大学中天电子消费的YHY60型矿用液压支架测力仪，安装在所需观测的支架上，获取支架立柱及平衡千斤任务阻力变化的数据。该测力仪采样频率可调，普通设定采样周期为10 min/次。采集数据存放在存储器内，由便携式数据采集器

43、，每2天采集1次，采用红外线传输方式采集数据，在地面输入计算机，经过相关软件进展数据分析，经过观测支架的任务阻力变化情况，用以研讨任务面顶板上覆岩层的运动形状和支架的任务情况，测定支架有关任务参数，分析支架与围岩的相互关系，评价支架对任务面顶板条件的顺应性，为以后任务面支架选型提供根据。81102任务面采长180米，安装支架120架，根据集团公司有关测站布置的要求，设置上、中、下三个测站，观测支架8架，共安装测力仪8台，每个测力仪分别记录支架立柱、平衡千斤压力，详细位置和编号如下表10测站上测站中测站下测站测力仪编号33#34#35#36#37#38#39#40#安装支架号3号20号37号54

44、号71号88号105号118号距进风顺槽间隔 3米30米55.5米81米106.5米132米157.5米177米二单体柱阻力观测单体液压支柱阻力的观测采用SY-40B型单体支柱测压仪，测压方法为:单体柱测压点的选取超前支护范围自任务面起两端头起均匀布置，测点数量不少于10个，切顶密柱区域每次分左、中、右来检测3根。新设100mm的单体液压支柱初撑力应50KN，即 6.4 Mpa1KN=0.128Mpa三、支护质量监测每周由技术人员不定期对任务面和顺槽支护情况质量动态检查两次, 并做好记录，发现读数超出正常范围及时汇报。监测内容要包括支架初撑力、煤壁片帮情况、端面距、采高及端面顶板冒落情况、两顺

45、槽单体支柱初撑力、超前支护质量等。对存在的问题,由施工队组立刻整改。第五章 消费系统第一节 运输系统一、运输设备及运输方式1、运煤设备及装、转载方式采煤机割煤，刮板保送机平行运煤，集中到桥式转载机、二部皮带、头部皮带上经过东胶带运出2、辅助运输设备及运输方式任务面需用的资料、设备等物资，采用1.0t矿车或叉车、JM-14、JD-25 绞车和JW75B的梭车，从进回风顺槽运进任务面。二、移溜方式采用支架的推拉千斤顶推移运输机，推移方式为：1、推移任务溜滞后拉架不小于13架，弯曲段不小于15m。2、推移任务溜渐近操作35台千斤顶，每次推移0.2m左右，每节溜分三次推完，推移步距0.6m。任务溜停顿

46、运转时，不得推移任务溜。如遇推移不动,不得强行推移，应通知采煤机司机停顿割煤，检查处置好后方可开机割煤。3、推移任务溜机头机尾时，正常情况下直接用支架的顶溜千斤将任务溜机头机尾推移到位，假设用顶溜千斤推移困难时，可用单体柱或顺槽回柱机配合支架顶溜千斤推移，运用回柱机时，牵引区内严禁有人，且必需有双向声光语音对打信号。4、移溜时，严禁人员将身体的任何部位探入电缆槽上面。5、推溜操作执行180183条规定。三、煤的运输81102任务面任务溜桥转机破碎机二部皮带机头部皮带机东胶带皮带中心煤仓主斜井强力皮带地面选煤厂四、辅助运输系统道路：1、回风进料地面厂房副斜井副井井底车场东轨道巷81102回风巷8

47、1102任务面2、进风进料地面厂房副斜井副井井底车场东轨道巷81109下料巷81102进风巷81102任务面五、运输系统表示图见附图6第二节 通风系统一、通风系统一风量计算1、按照瓦斯涌出量进展计算：由于本任务面通风系统布置采用“U+L型，布置有公用排瓦斯巷，故：=1498 m3min=796 m3minQ采=10010.71.4+14.21.4100/2.5=2294 m3min式中：Q采采煤任务面按瓦斯涌出量核定的需求风量，m3min；Q回采煤任务面回风巷风量，m3min；Q尾采煤任务面尾巷风量，m3min；qCH4回采煤任务面回风巷平均风排瓦斯量，m3min；qCH4尾i采煤任务面第i条

48、尾巷平均风排瓦斯量，m3min；n取1或2；KCH4采面瓦斯涌出不平衡通风系数。KCH4的取值：取地质赋存条件相近的临近任务面或临近采区任务面，全采长延续统计正常消费条件下一切任务日，月平均瓦斯涌出量最大值与平均瓦斯涌出时的比值。KCH41.4时，取1.4；KCH41.4时，取实践计算值。2、按综采任务面温度选择适宜的风速计算:(综采任务面) (m3/min) =601.04.0342.4=580.90 (m3/min)式中：v任务面平均风速，可选取空气温度与风速对应表中表11的相关数值，ms；S任务面的平均断面面积，可按最大和最小控顶断面积的平均值计算，m2；表11采煤任务面空气温度与风速对

49、应表任务面空气温度t任务面风速vms-1煤层厚度1.5 m煤层厚度1.53.5m煤层厚度35 m150.30.403051518050705080.81820080908100.81.020231.0一1.21.01.31.01.523261.51.71.51.81.52.0262820222.02.52025注：有降温措施的任务面按降温后的温度计算。3、按任务面每班任务最多人数计算： =460=240m3/min式中：n任务面同时任务的最多人数，60人。4、按风速进展验算：1按最低风速验算，任务面的最小风量Q采15S =.17m3/min式中：S采煤任务面平均有效断面面积，m2。2按最高风速

50、验算，任务面的最大风量Q采240S=2447.57m3/min式中：S采煤任务面平均有效断面面积，m2。即.1722942447.57 符合要求5、经计算，该任务面的需风量最终确定为2294m3/min，但由于我矿为突出矿井，根据集团公司的有关要求，确定任务面开采期间的实践配风量应2500 m3/min。二通风道路地面新颖风流主副斜井东轨道巷81109下料巷81102进风巷81102任务面81102回风巷、尾巷东回风巷回风立井地面新颖风流主副斜井东胶带巷81102进风巷81102任务面81102回风巷、尾巷东回风巷回风立井二、瓦斯防治一瓦斯检查1瓦斯检查地点设置在距任务面煤壁线1050m处的回

51、风巷内、任务面回风隅角。记录任务面回风流中瓦斯的检查牌板设在距任务面煤壁线1050m处的回风巷内，记录任务面回风隅角内瓦斯的检查牌板设在距任务面煤壁线0-20m处的回风巷内。2瓦检员每班对瓦斯、二氧化碳浓度检查3次，每次检查取其最大值，间隔时间35h；本班未进展任务时，每班可检查1次。每次检查结果必需记入瓦斯检查员手册、现场记录牌板、瓦斯班报上，并按时向总调度汇报。3瓦斯员必需执行瓦斯巡回检查制度、汇报总调制度，并持有效瓦斯检查证件上岗。瓦斯检查员要及时检查能够瓦斯涌出的地点，消灭瓦斯积聚，并做到无瓦斯超限作业。瓦斯超限时瓦检查员、安监员立刻责令现场人员停顿任务并撤到平安地点。二瓦斯监测见附图

52、71、任务面进回风、机尾、尾巷内及采煤机按规定安设瓦斯监测探头,实行瓦斯自动监控。假设瓦斯超限，立刻自动切断监控范围内(桥转机机头以里任务面及回风)一切非本安电源。假设瓦斯超限时,监控系统未自动切断电源,地面瓦斯监控站实行二次断电。2、瓦斯探头由瓦检工或遥测工按规定悬挂，非岗位人员严禁挪动探头。探头位置：回风普通设三个探头，距回风横贯以里10-15m，距切巷机尾10m处及回风巷落山侧上隅角；回风巷超越500m时，中部添加一个探头，尾巷探头位于距东回风巷以里的尾巷内10-15m处，尾巷与东回风混合探头设在东回风里距尾巷口以西的10-15m处，进风巷在距任务面5-10m处设一个探头。3、采煤机甲烷

53、报警断电仪甲烷传感器，安装位置: 采煤机，报警浓度1.0% CH4、断电浓度1.5% CH4、复电浓度1.0%CH4，断电范围： 采煤机电源及任务面刮板保送机电源。4、遥测工担任对任务面瓦斯监测系统每七天检查标校一次，瓦检工班班校正，检查瓦斯监测系统能否正常，发现问题立刻组织处置，否那么不准消费。5、甲烷传感器应垂直悬挂，距顶板不得大于300mm，距巷道侧壁不得小于200mm，并应安装维护方便，不影响行人和行车。6、甲烷传感器的报警浓度、断电浓度、复电浓度和断电范围及便携式甲烷检测报警仪的报警浓度必需符合下表的规定。表12甲烷传感器或便携式甲烷检测报警仪设置地点甲烷传感器编号报警浓度%CH4断

54、电浓度%CH4复电浓度%CH4断电范围采煤任务面上隅角T01.01.51.0任务面及其回风巷内全部非本质平安型电器设备煤与瓦斯突出矿井的采煤任务面进风巷T30.50.50.5任务面及其进风巷内全部非本质平安型电器设备采煤任务面回风巷T21.01.01.0任务面及其进、回风巷内全部非本质平安型电器设备煤与瓦斯突出矿井采煤任务面回风巷中部T21.01.01.0任务面及其回风巷内全部非本质平安型电器设备公用排瓦斯巷T72.52.52.5任务面及其回风巷内全部非本质平安型电器设备有公用排瓦斯巷的采煤任务面混合回风流处T81.01.01.0任务面及其回风巷内全部非本质平安型电器设备采煤任务面机尾T11.

55、01.51.0任务面及其进、回风巷内全部非本质平安型电器设备三、瓦斯抽放系统1、临近层抽放道路81102尾巷东回风巷回风立井地面泵站2、本煤层抽放81102进风巷、回风巷81102挪动泵站东回风巷回风立井四、综合防尘系统一防尘管路系统1、81102任务面回风顺槽：地面水池主井井底车场东胶带巷81102任务面回风顺槽2、81102进风顺槽及任务面供水：地面水池主井井底车场东胶带巷81102任务面进风顺槽81102任务面3、进风顺槽供水管路选用一趟DN80的水管,每隔50m设一个三通阀门,在水管进入进风巷口处安装DN100型的水门，向泵站及任务面架间喷雾、采煤机和防尘水幕供水。4、回风顺槽供水管路

56、选用DN50型的水管,每隔100m设一个三通阀门,在水管进入回风巷口处安装DN50型水门，向防尘水幕供水和人工洒水消尘用。详见防尘系统图10二防尘措施1、任务面进、回风巷必需安装齐全防尘管路。防尘管路安设要平直30 m范围内高低差不大于100 mm，小于或等于90的要设弯头，不准拐死弯，接头不漏水。2、任务面架间喷雾必需安装齐全，降架、移架同步喷雾，保证时时完好，正常运用。3、机组内外喷雾齐全，引射器必需固定可靠，喷雾必需放射在滚筒与顶板之间，喷雾覆盖全滚筒，水压、水量符合要求。4、采煤队对采煤任务面及两巷必需每天冲尘，确保无煤尘堆积。5、在进风巷口处安设一道净化喷雾，进风距任务面50m安一道

57、净化喷雾，在回风巷距任务面5-10米安设一道净化喷雾，并在距任务面60m和110m各安设两道喷雾，割煤时翻开水幕，并须保证及时移挪，且要确保喷雾覆盖全断面。6、任务面的各转载点都必需安设喷雾设备和防尘设备。破碎机必需安装防尘罩和喷雾安装。7、任务面机组、支架下、转载点喷雾洒水设备安装齐全，且必需正常运用一切的防尘喷雾设备，确保防尘喷雾设备的完好、灵敏可靠，符合质量规范要求。8、凡是割煤、移架、开任务溜等一切能产生煤尘及呵斥煤尘飞扬的任务，必需运用喷雾设备。9、采煤机内、外喷雾压力均不得小于2Mpa，喷雾流量应与机型匹配。假设内喷雾安装不能正常喷雾，外喷雾压力不得小于4Mpa，无水或喷雾安装损坏

58、时必需停机。10、机组司机、支架工、端头工、任务溜司机等必需佩戴防尘口罩。11、采煤机必需安装二次负压降尘系统，并正常运用。在设备列车处安装BPW320/10M的喷雾泵，经过25mm的高压供水管路与采煤机二次负压降尘安装构成煤机二次负压降尘系统。供水管路敷设在电缆槽内,其供水压力为1015MPa。当煤机割煤时,启动开关实现二次负压降尘。12、架间喷雾降尘措施供水采用25mm的高压胶管，架间采用自动化控制方式,实现架间自动喷雾降尘。任务面每架安装一道架间喷雾安装，任务面采煤机割煤时,下风口20m范围内必需保证有2架以上的喷雾头正常任务,并保证雾化效果良好,覆盖全断面，任务面应至少每天冲刷一次煤尘

59、。13、煤层注水安装注水泵，坚持煤层动压注水，在回风巷内超前任务面6-9米利用采帮本煤层瓦斯抽放孔注水，注水量使煤体普遍到达潮湿，邻孔出水，煤壁挂汗为止，用涨圈式封孔器封孔。注水作业严厉按第781条795条执行。三隔绝瓦斯煤尘爆炸措施1、在距任务面进、回风顺槽口100米处各安设一组隔爆水棚，水棚的用水量按巷道的断面积计算，不得少于200L/ m2。水棚的安设、吊挂、质量必需符合规定。2、运用的水袋必需符合MT157的规定，并经国家质检部门检验合格。3、任务面通风系统必需合理、稳定，确保任务面的供风量，定期对任务面进展测风，假设发现风量不符合规定要求时，应及时处置；定期对任务面周围的通风设备进展

60、检查，并确定完好可靠。五、防火措施一进回风巷按规定敷设水管并安规定预留三通阀门进风巷每50米留一个三通阀门，回风巷每100米留意个三通阀门保证水量水压符合要求。二瓦检工要仔细检查瓦斯的情况,发现问题,及时汇报处置。三综采任务面从停架推进到全部设备和支护资料拆出进展永久性封锁最多不超越45天，保证闭墙严密可靠。六、防突措施一防突预测预告防突预测预告任务由通风工区防突组担任，预测孔打钻任务由消费队组按防突组要求施工，正常情况预测预告任务在检修班进展。任务面以测定钻屑解吸目的K1值或钻屑量S值为根据，当K10.5或S6kg/m时，判别任务面有突出危险，执行卸压排放钻孔技术措施，经效果检验无突出危险方