X矿业企业煤炭回采率管理办法

页工作面概况工作面位置及井上下关系工作面位置及井上下关系见表1-1-1表1-1-1工作面位置及井上下关系表工作面概况煤层8#煤层盘区三工作面81304地面标高(m)911～1131.6底板标高(m)724～781工作面长(m)266工作面推进长(m)2629面积(m2)699314地面位置81304工作面地面对应位置南起深沟村以东，北临朱家川河，东为苏家里村旧址，西接南坡村。井下位置及四邻采掘情况81304工作面位于二号主辅运大巷以南，井田边界以北，81303工作面以东，81305工作面以西。回采对地面设施的影响回采区回采后地表将出现10～50cm宽的塌陷裂隙，地表建筑物将受到破坏。根据实测已有的建筑有：回撤通道往北190m处有水井5，往南283m处有朱家川河，工作面切眼对应地表有深沟村。储量计算块段面积(万m2)煤厚(m)容重地质储量(wt)回采煤量111b24.57.051.51260.8195.6122b-119.94.551.51136.7102.5122b-243.005.081.51329.8247.4合计87.45.511.51727.4545.6储量分析各类煤柱:采区巷道保护煤柱60.9万吨；采区边角煤柱25.3万吨。其它:本面采区动用范围面积87.4万m2，动用采区煤量为727.4万。回采煤量(万t)本工作面平均煤厚为5.51米，属厚煤层，采区回采率应为75%，依此计算得回采煤量为545.6万吨。预计本工作面2010年12月下旬开始回采，2010年9月上旬回采结束。附：图1-1-1《81304综放工作面井上下对照图》第二节煤层赋存特性工作面煤层赋存特性见表1-2-1表1-2-1工作面煤层赋存特性表煤层情况平均煤厚(m)结构倾角6.270.3(0.3)1.3(0.1)0.9(0.1)0.8(0.4)2.073～6°煤质Md(%)Ad(%)St(%)Vdaf(%)CaO(%)Qnetd(MJ/kg)ST(℃)煤类0.9330.110.7335.572.0422.03>1460气煤煤层顶底板情况顶、底板岩石名称厚度(m)岩性特征老顶粗砂岩3.81～9.26以长石、石英为主要成分,平均6.53米；预计切眼处变薄，平均为4.65米直接顶砂质泥岩、含砾粗砂岩0～4.60工作面大部以深灰色砂质泥岩为主,切眼段为薄层含砾粗砂岩、炭泥岩、泥岩互层，厚度为2.93米。伪顶泥岩、炭质泥岩0.1-0.2局部发育，灰褐色，薄层状，易软化,局部存在。直接底粉砂岩、粗砂岩0.7～7.91工作面大部分地段为粉砂岩及粗砂岩，切眼段为炭质泥岩，水平纹理，厚度为4.3米。影响回采其它因素煤尘具有爆炸性瓦斯根据2009年瓦斯鉴定结果我矿属高瓦斯矿井,81304面煤层原始瓦斯含量为2.213m3/t.r，按日产11200t/d计算，按照工作面开拓、备用面期间瓦斯解析量和预抽量瓦斯量占30%计算，预计81304面的瓦斯绝对涌出量12m3/min。煤的自燃有自燃发火倾向性，发火期4～6个月地温平均地温梯度1.5～2℃/hm硬度（f）0.72附：图1-2-1《81304综放工作面上覆岩基厚度等直线图》图1-2-2《81304切眼煤层素描图》图1-2-3《81304胶运、辅运顺槽煤层素描图》图1-2-4《81304综放工作面煤层等厚线图》图1-2-5《81304综放工作面煤层底板等高线及储量计算图》图1-2-6《81304综放工作面工作面地质及水文地质地层综合柱状图》第三节地质构造及回采过程中存在问题1、工作面所掘煤层为二叠纪煤层，煤岩层总体近南北走向，呈向西倾斜的单斜构造，煤层倾角为3º～7º,平均4º左右。2、煤层厚度呈北厚南薄之趋势，回撤段较厚8.55m左右，切眼段较薄4.55m左右，平均厚度6.2米。煤层结构复杂，夹矸4～7层，岩性为泥岩及炭质泥岩，单层夹矸最大厚度0.70米。在81304胶运顺槽100m至710m处82#煤中存在一层厚夹矸，厚度最厚2m。3、煤层顶板岩性、岩相变化大。岩性由回撤通道地段的中厚层-厚层状砂质泥岩至切眼相变为薄层状粗砂岩、泥岩、炭泥岩互层，属层状碎裂结构顶板，强度低，稳定性差。4、煤层及顶板裂隙较为发育，在煤层起伏变化处发育强烈，造成顶板破碎冒落。5、在距主回撤1500米左右煤层遭受古河床冲刷，煤层变薄，顶板较为破碎。6.在81304胶运顺槽155米左右煤层遭遇底鼓现象，煤层变薄，顶底板较为破碎。存在问题：1、该区煤层夹矸较多，煤层结构复杂，煤厚变化大，层位对比困难，建议按规定层位进行回采，随时掌握层位变化，以保证煤质。2、根据实测已有的建筑有：回撤通道对应地表附近有水井5钻孔、朱家川河流及忻保高速公路，切眼附近有深沟村和SK31号钻孔。回采过程中随时调查有无新增建筑及人员，提前做好搬迁和保护工作。3、工作面距主回撤1500m处至切眼段发育有古河流冲刷带，煤层变薄且起伏较大，回采时要及时调整层位；冲刷带岩性为中粒砂岩，裂隙发育，回采过程中顶板淋水增大，做好防排水措施，建议以100m3/h排水能力设防。4、81304胶运巷道距主回撤155m处出现底鼓现象，影响范围45m，回采到该段时可能出现底鼓，导致顶底板破碎，建议做好顶底板管理管控，确保安全回采。5、该工作面煤底标高均低于奥灰水位标高（839m），在回采过程中如遇溶洞等大型导水构造有奥灰水涌出的可能，建议必须做好探水工作。6、该工作面主回撤至切眼煤层逐渐变薄（4.55m～8.84m）,建议回采过程中控制好采高，综放综采相结合，提高煤质和回采率。7、该区瓦斯含量较大，加强通风及瓦斯排放，煤尘具爆炸性，严格加强洒水灭尘。第四节水文地质1、区内地表绝大部分为黄土覆盖，地形切割较为严重，沟壑发育。据钻探资料显示，第四系松散孔隙含水层富水性弱，接受大气降水补给，但排泄迅急，补给有限，对生产影响甚微。2、煤系砂岩含水层裂隙水为主要充水水源，通过侧向补给,补给稳定,正常情况下，巷道表现为滴、淋水；3、涌水量预计：通过类比旁侧工作面的涌水情况，本工作面正常涌水量20m3/h，老顶初次垮落最大涌水量100m3/h，应设置不小于150m3/h的排水设施。4、巷道有些地方为负坡回采水易于汇积工作面,应设置适当排水工程及时排水。5、总体为水文地质条件简单。6、保德煤矿奥灰岩层顶面距8#煤层平均为110m，奥灰水位为+839m。根据地质资料显示81304综放工作面煤层底板标高均低于奥灰水位标高，在回采过程中如遇溶洞等大型导水构造有奥灰水涌出的可能，建议必须做好探水工作。第二章采煤方法第一节工作面巷道布置81304综采放顶煤工作面的上部为81303采空区，且在矿井的深部，因此为满足通风及瓦斯排放要求，工作面上巷采用两巷布置，81304一号回风顺槽（4.6×3.2m）承担着运料、行人及工作面回风任务，81304二号回风顺槽（4.6×3.2m）承担着采空区瓦斯排放任务；下巷采用三巷布置，81304胶运顺槽（5.0×3.8m）承担着运煤、进风任务，转载机、破碎机、顺槽皮带机、移变和泵站布置在胶运顺槽内，81305一、二号回顺顺槽（4.5×3.6m）承担进风、运料和行人任务。巷道顶板采用锚杆、锚索联合支护，巷道规格、支护形式见下表；顶板破碎段采用锚杆、锚索及锚索吊挂11#矿用工字钢棚，道木刹顶联合支护。表2-1-1工作面巷道支护巷道名称长（m）宽×高（m）支护形式81304胶运顺槽26295.0×3.8锚索+锚杆+钢筋骨架网81304一号回风顺槽26294.6×3.2锚索+钢带+锚杆+金属网81304一号回风顺槽26294.6×3.2锚索+钢带+锚杆+金属网切眼正常段2248.8×3.8锚索+锚杆+钢筋骨架网切眼机头段1010.3×3.8锚索+锚杆+钢筋骨架网切眼机窝段2210.3×3.8锚索+锚杆+钢筋骨架网切眼机尾段1010.3×3.8锚索+锚杆+钢筋骨架网主回撤通道2665.6×4.0锚索+锚杆+钢筋骨架网+W钢带辅回撤通道2665.0×3.8锚索+锚杆+钢筋骨架网附：图2-1-1《81304回采工作面巷道布置平面图》第二节采煤方法及回采工艺一、采煤方法的选择81304工作面平均煤厚度6.27m，倾角3～7°，工作面沿煤层倾斜布置走向推进，沿8-2煤底板回采，采高一般控制在3.8m，遇地质条件变化时，适当调整。采用走向长壁后退式综合机械化放顶煤采煤方法，全部垮落法管理管控顶板。二、工作面设备配备综放工作面设备配套应依据以下原则进行：1、设备配套生产能力大于工作面设计生产能力；2、设备生产能力大于配套生产能力；3、设备可靠性大于配套工作可靠性；4、外围环节配套能力大于工作面配套生产能力；根据设备运输能力和落装煤能力的大小依次排序为：胶带运输机—破碎机—转载机—前后部刮板输送机—采煤机。另外，液压支架支撑高度和工作阻力必须符合工作面要求，乳化液泵站额定压力必须满足液压支架初撑力，喷雾泵站压力与流量必须满足采煤机等冷却喷雾水用量；电气设备必须灵活可靠满足各用电设备要求。皮带机布置在81304胶运顺槽内，作为主要运输设备，设备列车布置在81304胶运顺槽，放在临时轨道上，由里往外依次为电缆车、泵站、高压过滤站、泵箱、全自动清水过滤器、空压机、开关、平板车照明综保、控制台、数据上传设备、移变和回柱绞车等。单轨吊挂长度为85m，临时轨道长度为160m。附：图2-2-1《81304综放工作面设备布置及两顺槽超前支护示意图》各设备的主要性能及其技术特征表：（1）采煤机选用JOY公司7LS6C-LWS638型采煤机，该煤机装机功率大，多电机平行布置，生产能力大，远距离遥控操作，运行平稳等特点。其技术特征表如下：表2-2-1采煤机主要技术特征序号技术指标技术参数1截割高度2.5～4.5m2生产能力4000t/h3牵引功率2×110kw4最大牵引速度30m/min5装机总功率2020KW6滚筒水平中心距14.051m7长壁工作面适宜角度≤11°8有效截深865mm9电控系统FACEBOSS10额定电压3300V11煤机总重量108900Kg（2）刮板输送机选用中煤张家口煤矿机械XX生产的SGZ1000/2000型前部输送机，SGZ855/1710型后部输送机，该机采用中双链布置，电机可高低速转换，机头、机尾平行布置；水冷却；可正反转，链条强度大、寿命长等特点，其技术特征表如下：表2-2-2前刮板输送机技术特征表序号技术特征技术参数1刮板机功率2×1000KW2链条φ48mm×152mm中双链3链速1.69m/s4运输能力2500t/h5链中心距280mm6电压3300V7溜槽尺寸（长×内宽×高）1750×1000×372mm8冷却方式水冷9卸载方式端卸10紧链方式液压马达紧链、液压伸缩机尾辅助紧链10连接方式哑铃销表2-2-3后刮板输送机技术特征表序号技术特征技术参数1刮板机功率2×1000KW2链条φ48mm×152mm中双链3链速1.69m/s4运输能力2500t/h5链中心距280mm6电压3300V7溜槽尺寸（长×内宽×高）1750×1000×372mm8冷却方式水冷9卸载方式端卸10紧链方式液压马达紧链、液压伸缩机尾辅助紧链10连接方式哑铃销(3)转载机选用中煤张家口煤矿机械XX生产的SZZ1200/525型转载机，其技术特征表如下：表2-2-4转载机技术特征表序号技术指标技术参数1电机功率525KW2运输能力3000t/h3长度50m4链速2.06m/s5链类型2-Ø42×146中双链6冷却方式水冷却7槽内宽1200mm8尺寸（长×内宽×高）23247×1500×1200mm9电压3300V10链的破断负荷2520KN11中板厚度40mm12底板厚度25mm（4）破碎机选用中煤张家口煤矿机械XX生产的PCM400型锤式破碎机。其技术特征表如下：表2-2-5破碎机技术特征表序号技术指标技术参数1型号冲击式破碎机2功率400KW3电压3300V4破碎能力4000t/h5最大输入粒度长度不限×1200×900mm6最大输出粒度300mm7总体尺寸（长×宽×高）5621×3220×1780～1930mm8冷却方式水冷(5)选用中煤北京煤矿机械XX生产的ZFT10200/25/42D型两柱放顶煤电液控支架支护，共156台，其中工作面144台，端头支架1台，排头支架7台，过渡支架4台。该支架支撑能力强，可实现邻架、成组顺序、手动操作等功能，技术特征如下表：表2-2-6液压支架技术特征表序号技术指标技术参数1支架型号双柱—掩护式2支护范围2500—4200mm3支架中心距1750mm4工作阻力4000mm时：10200KN5推移行程865mm6推移速度单台支架小于等于8s7控制系统电液系统8中部支架重量33．8T（6）选用KMMAT泵业有限公司生产的k3505M高压泵站，该泵采用电子卸载阀和手动卸载阀两种卸载方式，系统运行平稳；流量大、压力大，满足高速移架要求。技术特征表如下：表2-2-7乳化液泵技术特征表序号技术指标技术参数1额定流量439L/min2额定压力37.5Mpa3总装机功率4×315KW4电压1140V5重量2250kg6宽长高尺寸1504×3000×1510mm7冷却方式风扇冷却（7）选用KMMAT泵业有限公司生产的K16065泵站，该系统流量大，寿命长。技术特征表如下：表2-2-8喷雾泵站技术特征表序号技术指标技术参数1工作压力14.3MPa2额定流量522L/min3总装机功率3×160KW4电压1140V（8）组合开关选用常州联力KJZ3-1500/1140-13开关控制泵站系统。其技术特征表如下：表2-2-9KJZ3-1500/1140-13开关技术特征表序号技术指标技术参数1工作电压1140V/50Hz2真空接触器9×400A+4×300A3驱动器400A4隔离开关1800A5输入回路4路6控制负荷回路1500A7控制电机最大功率315KW选用组合开关选用常州联力KJZ3-1500/3300-11开关控制三机与采煤机。其技术特征表如下：表2-2-10KJZ3-1500/3300-11开关技术特征表序号技术指标技术参数1工作电压3300V/50Hz2驱动单元2×450A+7×400A3隔离开关1800A4输入回路3路5控制负荷回路1500A6控制电机最大功率1000KW（9）江苏盐城生产的KBSGZY-2000/10变压器供给乳化液泵和喷雾泵，其工作可靠，寿命长，各种保护灵敏。其技术特征如下：表2-2-11KBSGZY-2000/10变压器技术特征表序号技术指标技术参数1容量2000kvA50HZ2相数33绝缘材料等级H4短路阻抗4.88%5总重11500kg（10）选用顺特KBSGZY-3150/10/3.45变压器为工作面采煤机供电。表2-2-12KBSGZY-3150/10/3.45变压器技术特征表序号技术指标技术参数1额定容量3150kvA2电压10KV/3.45KV3频率50HZ序号技术指标技术参数（11）中联生产的KBSGZY-4000/10变压器为工作面后部运输机和破碎机供电，其技术特征如下：表2-2-13KBSGZY-4000/10变压器技术特征表序号技术指标技术参数1额定容量4000KVA2额定电压10KV3频率50HZ5漏电保护多点序号技术指标技术参数1额定容量4000KVA（12）中联生产的KBSGZY-4000/10变压器为工作面前部运输机和转载机供电，其技术特征如下：表2-2-14KBSGZY-4000/10变压器技术特征表序号技术指标技术参数1额定容量4000KVA2额定电压10KV3频率50HZ第三节工作面生产工序采用双滚筒采煤机割煤、装煤，依次由前部刮板输送机、后部刮板输送机、破碎机、转载机、皮带输送机运煤，采用液压支架支护，实现落煤、装煤、运煤、支护、回采过程的综放工作面作业系统。一、进刀方式本工作面采用端头斜切进刀，采煤机割到机头后，将左滚筒降下来，返回进行斜切进刀，同时液压支架滞后采煤机跟机移架，如附图a所示；直到走完弯曲段进入溜子的直线段，然后向机头方向依次将溜子推直，如附图b所示；采煤机升起左滚筒沿运输机机尾方向运行割三角煤，如附图c所示；割完三角煤采煤机割煤返回，然后进行正常割煤，完成采煤机的进刀如附图d所示。采煤机在机尾的进刀方式同机头进刀方式相同。溜子弯曲段长度为18m，采煤机全长为16.55m，端头斜切进刀总长度为51.1m。附：图2-3-1《采煤机进刀方式示意图》二、放煤方式81304综放工作面开始采用一采一放平行作业双轮顺序放煤方式,即煤机从机头往机尾割煤时，从机头开始放煤，放到机尾停止；从机尾往机头割煤时，从机尾开始放煤，放到机头架停止；端头架和排头架不放煤。开启两个放煤口，间距10架放煤，利用放煤支架的后尾梁和插板放煤。在回采过程中，与科研院所配合不断总结经验，继续改进和完善放煤方式。三、生产工艺工作面生产工艺：煤机割煤→移架→推前溜→放煤→拉后溜。每割一刀煤，放一次煤，支架、前部溜子和后部溜子各推移一个步距为完成一个循环，往返一次割两刀煤。现以煤机从机头进刀处开始运行为例说明采放工艺流程：1、煤机割通机头返刀向机尾割煤，右滚筒割顶煤，左滚筒割底煤，并滞后煤机后滚筒3～5架开始移架，滞后煤机后滚筒不少于18m依次向机尾方向推前溜。2、当煤机往机尾割煤并移架后，两名专职放煤工开始从机头放煤，一名放煤工滞后移架10架向机尾方向放顶煤，另一名放煤工距离前一名放煤工至少间隔10架与其同时放煤。同时距最后放煤口15m开始拉后溜机头，并依次向机尾方向拉后溜。3、煤机割通机尾后，推前溜至距煤机后滚筒3米处（并保持18米的弯曲段），然后煤机右滚筒降下扫底煤，左滚筒升起割顶煤，向下返刀割煤、斜切进刀，进刀完毕后停下，再依次向机尾方向推前溜至机尾，推移前溜机尾。后溜子放煤到过渡架停止，然后拉移后溜机尾。4、煤机右滚筒升起割顶煤，左滚筒降下割底煤，向机尾方向割煤；割通机尾后返刀，调整左右滚筒位置，即煤机左滚筒割顶煤，右滚筒割底煤，向机头方向割煤，同时滞后煤机后滚筒3～5架移架；拉前、后溜机尾。重复机头向机尾工艺过程。四、工艺要求由于81304综放工作面地质条件较为复杂，工作面坡度3—7°，煤层平均厚度6.27m，为保证煤炭回收率和采煤速度的提高，结合本工作面实际情况，特制定如下工艺要求：1、割煤工作面采用7LS6C-LWS638型双滚筒采煤机割煤，上下端部斜切进刀方式。煤机双向割煤，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，往返一次割两刀煤。回采时沿8#煤底板割煤，采高控制在3.8±0.1m，顶底板要割平，不得出现台阶，煤壁要齐直，不得出现割底板、留底煤、留伞檐现象。如果遇到移架跟不上，前部溜负荷大或顶煤没有放完时，采煤机要减速或停止割煤，严禁空顶和超速割煤。如因巷道在掘进后留底煤或打砼底板，要根据现场实际情况，使过渡段留底煤或破巷道砼底板厚度控制在最小范围内，并和巷道顶、底板平缓过渡好。2、移架工作面移架必须配备专职人员，由技术熟练的工人操作，移架步距为0.865m。在正常割煤时，移架要滞后煤机后滚筒3～5架进行；当顶板破碎或片帮严重时,移架要滞后煤机前滚筒1～2架进行，采取带压擦顶移架，必要时停机移架，并根据工作面实际情况，及时拉出超前支架，打出支架护帮板,控制好工作面顶帮。工作面所有支架要移成直线，移架后支架要接顶严实，移架时不准停后溜。3、推前溜在煤机割煤后，滞后采煤机后滚筒12—15架开始推前溜，依次按顺序推溜，推移步距为0.865m，推移后的弯曲段不得少于18m，最大水平弯曲1—2°，垂直弯曲不超过3°。严禁从两头向中间推溜，以免造成溜子中间鼓起搭桥，使支架发生咬架等事故；严禁紧随煤机推溜，以免造成推拉销折断；严禁停溜时推溜，以免造成溜子堆货严重，压死运输机。4、放煤“放煤”由专职放煤工负责，采用采放平行作业、一采一放双轮顺序由低到高分段放煤放煤方式；初次放煤在直接顶初次垮落后进行，直接顶初次垮落步距约20m；停采线前20m，即挂网前停止放煤。由两名专职放煤工滞后移架10架开始放煤，两放煤工间距至少10架，第一轮放顶煤的1/3～1/2，第二轮放到见矸后关门。由于工作面较长，放煤工必须根据后溜中的煤量控制放煤速度，工作面同时放煤点不得超过两处，防止压死后溜。放完煤后伸出插板必须成一直线，高度距后溜槽沿300～500mm。5、拉后溜拉后溜在滞后放煤点15m进行，拉移步距0.865m。煤机从机头向机尾割煤时先拉后溜机头,依次从机头向机尾在运行中拉后溜；煤机从机尾向机头割煤时先拉后溜机尾。溜子弯曲长度不得小于18m。拉移要到位并保持平直，严禁由两头向中部或由中部向两头拉移后溜，后溜停止运转时不得拉移。五、采放比工作面平均煤厚6.27m。采高3.8m，平均放煤高度2.47m，采放比：1∶0.65。六、放煤步距的确定放煤步距由割煤步距、采高、煤层厚度、架型共同确定:该面割煤步距为0.865m,每割煤一刀放煤一次,确定放煤步距0.865m。七、采、放煤技术要求1、采煤机割至机头、机尾时，工作面顶板到顺槽顶板必须有一过渡段，以满足液压支架支护要求。2、端头割煤时从工作面顶板到顺槽顶板逐渐降低采高，直到和顺槽顶板衔接，并且保证过渡段的平缓，以利于液压支架接顶严密，过渡段长15m，过渡段坡度小于3°；同时工作面与两顺槽底板过渡段长度为20m。3、割机头、机尾三角煤时，必须保证将三角煤割透，保证顺槽底板到工作面底板平缓过渡，三角煤割不透，容易发生机头、机尾过渡槽翘起事故。4、煤机司机要掌握好才层位，正常割煤时采高控制在3.8m，其它情况另行制定安全技术措施。并且在回采过程中严格按照规定层位回采见《煤层综合柱状图》。5、顶底板要割平，不能留有台阶，底板留有台阶或不平会使推溜产生困难，同时顶底板不平使支架几何形状不好，仰俯角太大容易发生空顶冒顶或采煤机滚筒割顶梁事故。6、必须保证采煤机滚筒截齿完好无缺，割煤时如发现截齿丢失、严重磨损等现象时，应及时更换截齿。7、工作面遇有坚硬夹石或较大断层时，如能降低采高通过则降采高通过；否则要编制专项安全技术措施并严格按照措施执行，不得用采煤机强行截割。8、前后部刮板输送机机头必须有两名看守人员，防止大块煤在机头堆积和阻卡破碎机。9、割煤时必须保证刮板输送机的推移平整，不得出现飘溜、凹溜或局部起伏太大的现象。10、刮板输送机在推移后必须保证成一条直线。11、刮板输送机必须保证推移步距为0.865m，以确保截深、产量和工程质量。12、推移运输机时，不得出现急弯，除弯曲段其余部分不准出现弯曲。13、液压支架的移架步距应保持在0.865m，以确保截深、产量和工程质量。移架时，保证支架到位，梁端距应保持在550mm左右。14、拉架时必须使支架保持一条直线。15、工作面液压支架必须及时拉架，距采煤机后滚筒3～5架拉架，如果顶板压力较大或有冒顶危险时，应及时跟机（跟前滚筒）拉架，以防止顶板继续冒落。16、移架过程中如发生顶板破碎冒落时，应及时超前拉架，以防止顶板继续冒落。17、移架时，要保证支架移到位，梁端距应保持在550mm左右。梁端距过小会造成采煤机滚筒割支架顶梁，梁端距过大会造成空顶或冒顶。18、移架过程中要及时调整支架形状，如发生倒架咬架现象，需在移架过程中及时调整。19、推移工作面前刮板输送机时，必须距采煤机后滚筒18m后进行；拉移工作面后刮板输送机时，必须距放煤点15m进行。20、若推溜困难时，不应强推硬过，必须查明原因将问题处理后再推溜。21、回采至巷道顶板破碎段以及高冒区（已采用11#矿用工字钢梁、道木架棚锚索固定支护段），采煤机割到机头割通时，当机头推出后迅速拉出端头支架升出护帮板挑住道木棚。22、由于工作面坡度、落差大，容易发生刮板运输机下窜即向机头方向窜动，造成割煤困难，为防止上述现象发生，根据生产实际情况，及时对工作面进行调整。23、工作面初次放顶煤，应在工作面初次来压后即可放煤，之前严禁乱动尾梁、插板及放煤按扭，防止发生意外事故。24、放煤工应加强责任心，放煤时注意观察后溜中煤流量，遇到矸石急剧增加时应及时停止放煤，将尾梁摆起，插板伸出。25、放煤时，若遇大块煤不易放出，可反复伸缩插板，将大块破碎，并上下摆动尾梁使顶煤破碎、充分冒落。26、放煤时要加强煤质管理管控，保证含矸率及灰分不超标。放煤严禁漏架不放，顶煤要放干净，严禁随意丢失顶煤。加强顶煤的回收，提高回采率。27、应严格控制割煤和放煤的速度，确保运输煤量均衡，设备运转正常。八、支护方式1、控顶距的确定液压支架移架步距为0.865m，端面距为0.55m。控顶距分为最大控顶距和最小控顶距：最大控顶距Lmax＝L1＋L2＋S最小控顶距Lmin＝L1＋L2其中：L1－－顶梁长度，为4845mmL2－－端面距，取550mmS－－截深，为865mm。最大控顶距Lmax＝4845＋865＋550＝6260mm最小控顶距Lmin＝4845＋550=5395mm2、支架操作的基本要求（1）快：移架及时、迅速，做到少降、快拉。（2）正：支架定向前移，不上下歪斜，不前倾后仰。（3）够：每次移架要移到位，支架移过后要成一直线。（4）匀：支架间距要按规定保持均匀。（5）平：要使顶梁和底座平整地和顶底板接触，力求受力均匀。（6）紧：使顶梁紧贴顶板，移架后支架必须达到足够的初撑力。（7）严：架间空隙要挡严，侧护板要保持正常工作状态。（8）净：将底板上的浮煤，浮矸清理干净，保证支架和刮板输送机顺利前移。第四节工作面正规循环作业方式一、工作制度和作业方式工作制度采用“三八”制作业，其中一班，半班检修半班生产，另外两班全班生产。二、工序安排采用正规循环作业方式：即割煤、移架、推前溜、放煤和拉后溜为全过程，采煤机前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，端头斜切进刀，双向割煤的循环方式。日进12刀，截深0.865m，日进10.38m；生产班每班割煤5刀，检修班每班割煤2刀。具体安排如下：早班：8：00～16：00为检修班；中班：16：00～24：00为生产一班；夜班0：00～8：00为生产二班。生产过程中岗位工执行动态点检，如有疑难问题检修工随时下井处理。三、生产日劳动定额的确定1、采煤机每班进刀数的确定N=K（60T-t1）/（NL/V+t2） =1×(60×8-20)/（1×266/5+40）≈5(刀)其中：T:每班工作小时数，8小时;t1：工作面设备班间保养及准备时间，20分钟；t2：每刀的辅助时间，40分钟；K：割煤方式系数，单向割煤取2，双向割煤取1；v：采煤机割煤实际运行平均速度，5米/分；L：工作面长度，266m。2、每班劳动定额生产班每班产量：Q1=L×S×M1×97%×γ×N＋（L-L1）×S×M2×85%×γ×N=266×0.865×3.8×97%×1.51×5＋（266-19.25）×0.865×2.47×85%×1.51×5=9786.51t（t）其中：M1—煤机割煤厚度，取3.8m；M2—放煤厚度，取2.47m；γ—容重，1.51t/m3；L—工作面长度，266m；S—截深，0.865m；N—每班循环刀数，5刀；L1—不放煤支架段长度，取11×1.75=19.25。检修班每班产量：Q2=L×S×M1×97%×γ×N＋（L-L1）×S×M2×85%×γ×N=266×0.865×3.8×97%×1.51×2＋（266-19.25）×0.865×2.47×85%×1.51×2=3914.60（t）注：采煤机割煤高度3.8m，回采率按97%计算，放煤回采率按85%计算。3、每日劳动定额：Q3=2Q1+Q2=2×9786.5+3914.60=23487.6（t）4、每月劳动定额Q全月=N全月×Q3=28×23487.6=65.77（Wt）附：图2-4-1《工作面正规循环作业图表》第五节回采率计算1、工作面初次来压前采出量：Q1=L1×L×M1×97%×γ=60×266×3.8×97%×1.51=8.88（Wt）其中：Q1—工作面初次来压前采出量；M1—煤机割煤厚度，取3.8m；γ—容重，1.51t/m3；L—工作面长度，266m；L1—工作面初次来压前未放顶煤距离，取60m。工作面停止放煤后采出量：Q2=L2×L×M1×97%×γ=20×266×3.8×97%×1.51=2.96（Wt）其中：Q2—工作面停止放煤后采出量；M1—煤机割煤厚度，取3.8m；γ—容重，1.51t/m3；L—工作面长度，266m；L2—工作面停止放顶煤后未放顶煤距离，取20m。工作面过渡架到两顺槽不放煤支架段采出量：Q3=L3×L4×M1×97%×γ=19.25×2549×3.8×97%×1.51=27.31（Wt）其中：Q3—工作面过渡架到两顺槽不放煤支架段采出量；M1—煤机割煤厚度，取3.8m；γ—容重，1.51t/m3；L3—过渡架到两顺槽不放煤支架段长度，取11×1.75=19.25m；L4—正常回采时工作面推进长度，取2629-60-20＝2549m。工作面正常回采段采出量：Q4=L4×L5×（M1×97%＋M2×85%）×γ=2549×246.75×（3.8×97%＋2.47×85%）×1.51=549.47（Wt）其中：Q4—工作面正常回采段采出量；M1—煤机割煤厚度，取3.8m；M2—放煤厚度，取2.47m；γ—容重，1.51t/m3；L4—正常回采时工作面推进长度，取2629-60-20=2549m；L5—工作面放煤段长度，取266-19.25=246.75m。工作面总采出量：Q=Q1＋Q2＋Q3＋Q4=8.88＋2.96＋27.31＋549.47=588.62（Wt）工作面回采率：V=Q÷Q地=588.62÷662.1=86.5%其中：V—工作面回采率；Q—工作面总采出量，588.62Wt；Q地—工作面地质储量，662.1Wt；所以工作面回采率为88.9%。、第三章顶板管理管控第一节顶板支护设计验算、支架支护阻力的确定依据

及支架布置方式一、矿压观测1、综采工作面的矿压观测：利用压力传输系统结合立柱压力表观测综采工作面液压支架的初撑力、工作阻力、初次来压步距、周期来压步距。2、综采上下顺槽超前支护范围内通过顶板离层仪观测顶板下沉量；通过测压计测量超前单体支柱初撑力及工作阻力。3、综采工作面及上下顺槽超前支护段的矿压观测在整个生产时间都要进行，定期填写离层仪牌板。二、液压支架的确定根据工作面顶、底板岩性、煤层厚度等条件以及81301、81302和81303工作面回采经验，选用中煤北京煤矿机械XX生产的ZFT10200/25/42D型两柱放顶煤电液控支架及其配套的端头支架。1、支架的核算(1)高度的核算Hmax=hmax-S1Hmin=hmin-S2-a-c式中Hmax—支柱最大高度，m；Hmin—支柱最小高度，m；hmax—煤层最大采高，m；hmin—煤层最小采高，m；S1—支架前柱上方（前部）的顶板下沉量，一般可取0.1m；S2—支架后部上方（后部）的顶板下沉量，一般可取0.2m；a—支架前移所需的支柱可缩余量，一般不小于0.05m；c—支架与煤层顶底板之间的浮煤、浮矸厚度，一般取0.1m。Hmax=4.2-0.1=4.1（m）Hmin=4.2-0.2-0.05-0.1=3.85（m）根据核算所需理想支架最小高度3.85m，最大支护高度4.1m，所选中煤北京煤矿机械XX生产的ZFT10200/25/42D型两柱放顶煤电液控支架支护范围2.5～4.2m，符合要求。(2)工作阻力理论算法（Ⅰ-Ⅲ基本顶支护强度算法）PH=72.3hm+4.5Lp+78.9Bc-10.24N-62.1式中PH－－额定支护强度，KN/m2hm－－工作面煤层采高，m；取（3.7～3.9）m；Lp－－基本顶周期来压步距，m；取24m；Bc－－支架控顶宽度，m；取1.75m；N－－直接顶厚度与采高之比。PH=72.3×（3.7～3.9）+4.5×24+78.9×1.75-10.24×4.3/3.8-62.1=（439.60～454.06）（KN/m2）根据山东科技大学对保德煤矿放顶煤开采研究主要研究结论，综放工作面顶板压力比综采工作面大1.2～1.3倍，故工作面合理的支护强度为Pt1=(1.2～1.3)×（439.60～454.06）=（527.52～590.28）（KN/m2）液压支架工作阻力：Qs=PHBcSc/Ks式中：Qs—液压支架额定工作阻力，KN/架；PH—支架支护强度，KN/m2；PH=Pt1=（527.52～590.28）（KN/m2）；Bc—支架控顶距，最大控顶距为6.26m；Sc—液压支架中心距，m；取1.75m；Ks—液压支架支护效率，支撑式支架取0.9-0.95；Qs=（527.52～590.28）×6.26×1.75÷0.9=（6421.09～7185.02）（KN/架）经计算所需要支架工作阻力为6421.09～7185.02KN/架，81304工作面所用中煤北京煤矿机械XX生产的ZFT10200/25/42D型两柱放顶煤电液控支架工作阻力10200KN/架>（6421.09～7185.02）KN/架，符合要求。2、液压支架的相关参数见第二章。3、工作面液压系统组成及主要参数工作面液压系统由4台KMMAT泵业有限公司生产的k3505M高压泵站、大流量关断阀、自清洗过滤器、156台液压支架、以及相关的高低压管路组成。其主要参数见第二章。第二节上、下端头及安全出口支护布置及管理管控一、安全出口管理管控81304综放工作面初次来压前超前50m范围内进行单体支护，正常回采时，超前30m范围内进行单体支护。巷道净高不得低于2.8m，出口净宽不得少于0.7m。跟班领导必须对工作面上下推进度进行精确测量，并观察上下安全出口的宽度，及时调整工作面以保证行人宽度；每班必须派专人对两出口煤壁及顶板片帮进行处理，发现顶板破碎时应加强支护。二、工作面端头支护管理管控措施81304综采工作面两端头采用选用中煤北京煤矿机械XX生产的两柱端头液压支架和排头液压支架支护，机头布置1台端头支架和3台排头支架，机尾布置4台排头支架，端头支架型号为ZT19600/23/40，支撑强度19600KN,排头支架型号为ZFT10600/23/40D。采用放顶煤回采，超前压力范围增大，特制定如下管理管控措施：1、端头及排头支架初撑力根据实际情况调整，保证不漏顶以及相邻支架搭接良好。2、端头支架大脚严禁钻底，以防压住推移框架使转载机推移困难或损坏机头哑铃销。3、端头支架必须专人维护。严禁跑、冒、滴、漏，电缆、管线等必须完好无损。4、端头支架移架前，要先检查顺槽巷道支护情况，保证支护可靠；观察转载机与支架是否有卡阻现象，距支架前梁1m内是否有单体未回撤，如果有以上两种情况，必须处理后，方可进行拉移。移架前必须先发出信号，要确保支架前以及支架两边，不得有人工作或停留。当液压支架中有人通过时，严禁操作支架；确保移架安全。降架、移架、升架过程中严禁人员通过。5、遇到顶板破碎时，应及时拉出端头超前支架控制顶板，以防漏顶。操作支架时，人员必须站在支架底座上，不得将头部或身体其它部位伸出支架，以防顶板掉渣伤人。升起支架后，停留片刻，再快速通过，防止架间漏矸伤人。6、生产过程中，要经常观察端头支架的受力情况，当压力较大，要尽快在机头加刀，尽快移动端头架，以防压力大压死支架。三、顺槽超前支护及工作面顶板管理管控由于81304综放工作面地质条件较为复杂，局部上覆基岩中可能发育有同煤层走向的裂隙带，其中导致该处顶板破碎。为保证采煤推进度和人身安全，加强工作面顶板管理管控，特制定如下安全技术措施：1、胶运顺槽自端头架前梁不大于1m起采用点柱支护，初次来压前，超前50m内打两排单体液压支柱，排距、间距都为1m。正常回采时，超前30m内打一排单体液压支柱，间距为1m。2、回风运顺槽自工作面煤壁起采用液压单体支护。初次来压前，超前50m内打3排单体液压支柱，间距×排距为1×1.5m；正常回采时，超前30m内打3排单体液压支护，间距×排距为1×1.5m。3、正常回采时，两顺槽自工作面超前30m范围内所有调车硐室靠口打一排（五根）单体，间距为1m进行支护；如遇台阶时，缓慢给液同时观察台阶处顶板情况。辅运顺槽靠正帮行人侧顶板采用塑料网进行支护，以免鳞皮滑落伤人。4、进行超前支护作业时，辅运顺槽单体应“穿靴”支护，使用好柱帽。单体必须打牢打正，上好柱帽（柱帽上好后，用14＃铅丝将柱帽与单体绑紧），系好安全带，安全带两头必须与顶板上钢带或金属网连接以防倒柱伤人。每根单体必须保证3根安全带系牢，采取“双保险”联接的方式。必须同时必须保证单体的初撑力，特别是使用新单体时要求排净单体活柱内空气。5、在生产过程中，如遇巷道顶板压力大等特殊情况，必须根据实际情况对两顺槽进行加密支护，同时顶板使用钢梁加固。6、超前维护工回柱时应割一刀煤回一次单体支柱，不得提前回柱造成空顶。单体严禁打在浮煤、浮矸上。7、胶运顺槽，最后一根单体支柱到端头支架前梁端距不大于1.0m；辅运顺槽，当支架距煤帮距离大于1.0m时，最后一根单体支柱要和支架大柱平齐；小于1m时，单体要和煤壁平齐。同时，排头支架的护帮板必须打出，如果悬顶面积大，必须超前拉出排头支架，确保单体到支架前梁端距不大于1.0m。单体支柱的初撑力一定要够；单体的伸出行程不得小于0.2m。8、打单体或撤单体时，必须将上下出口、人员活动范围内顺槽片帮及顶板鳞皮处理掉，并及时将端头支架超前拉出、升到预定初撑力。9、打柱或回柱时必须两人作业，其中一人配合并监护安全，柱帽一定放稳并与单体用14＃铅丝绑紧。10、巷道凸凹不平的地方，必须将单体打在凹处。11、过往行人必须在有支护的顶板下行走，通过破碎段时应观察好顶板情况，确保安全后方可迅速通过。12、两人或多人抬单体时，必须由一人统一指挥，达到协调一致，以免碰伤手脚。13、回采至硐室时，马蒂尔司机负责观察硐室范围内的顶板变化，发现不安全隐患，及时向跟班队长汇报，以便采取加强支护措施。14、马蒂尔司机在拆皮带架子或清理转载机两侧浮煤时，必须先对工作区域内顶、帮情况进行观察，将不安全隐患处理后，再进行作业。15、如回采中遇到硐室或联巷时，必须确保端头支架操纵阀无漏窜液现象，液压管路无跑、冒、滴、漏。安全阀、千斤顶等液压元件运行可靠，对安全阀、液压管路等易损元件必须提前备齐备全。16、移架要做到快降、快拉、快升，及时支护顶板。17、行人在通过上下顺槽时，必须先仔细观察顶板及副帮是否有片帮或冒落危险，确认安全后方可通过。操作端头支架时，严禁任何人员通过。18、要求行人必须快速通过上下安全出口，不得在工作面超前30m范围内停留；同时工作面机尾超前3～5m，设警戒线围成封闭区域并悬挂警示牌，严禁人员进入该区域。19、处理转载机压死事故时，原则上只能用马达处理，如果马达拉不动，必须清理转载机内的煤块时，必须将端头支架拉出并把排头架护帮板打出，并派专人负责观察顶板，发现顶板有不安全隐患立即将人员撤离，待隐患处理支护稳定后，方可进入工作区工作。20、跟班队长或班组长必须使用敲帮问顶工具对工作面及两顺槽超前范围50m内帮、顶情况进行全面检查，对有片帮或冒顶危险的地方，要及时处理。21、加强液压支架检修，保证液压系统无窜漏液，支架动作灵活。22、检查所有支架立柱、平衡千斤顶安全阀，保证所有支架安全阀达到额定开启压力，泵站压力达到31.5MPa。23、采煤机司机应割平顶板，保证支架接顶良好。24、来压时要组织快速推进，加快推进速度。25、来压时工作面严格按支架操作的基本要求操作，液压支架梁端距不应大于550mm。26、工作面过破碎裂隙带时或顶板离层的情况下，应采用“带压移架法”，即首先将支架立柱快速下降，当支架顶梁与顶板稍有距离时，停止降架，立刻拉架使支架的顶梁与顶板相擦而快速前移，将支架前移一个步距，停止拉架，然后升起支架，进行正常的操作支架的过程。若工作面来压或顶板破碎时，支架工必须紧跟采煤机前滚筒及时拉架。27、在顶板比较破碎的情况下，应采用超前拉架法，稍降支架，将支架快速拉前，顶到煤帮上。采煤机沿底割煤，下一刀返回时将顶煤割掉。28、当工作面以及两巷顶板出现特殊情况时，根据现场实际及时编写相应安全技术措施。附：图2-2-1《81304综放工作面设备布置及两顺槽超前支护示意图》。第三节初采初放及末采顶板管理管控81304工作面采用综合机械化放顶煤回采，在工作面初次来压（根据81300-1、81301、81302工作面初采初放经验，初次来压步距为56-60m），直接顶初次垮落后开始放煤。由于采用综采放顶煤回采要求的支架长，在掘进81304切眼时比81301、81302、81303等工作面切眼加宽1米，使工作面超前应力增大，初采时顶煤破碎充分，有利于顶板提前冒落，顶板冒落时可能会形成飓风。为保证人员安全，特制定如下安全技术措施：一、工作面初次放顶技术措施1、矿内要组织初次放顶领导小组、矿压观察组。2、工作面初次放顶前，矿压组要在工作面设矿压观察点，实行现场连续观察，对上下出口、两顺槽及工作面煤帮天天检查，并及时向矿初次放顶领导小组及综采队汇报直接顶和老顶来压情况，以指导工作面顶板管理管控，保证安全生产。3、初次来压前，带班队长及班长对本措施的贯彻及本班顶板动态检测负全面责任。同时严格控制采高。采高与矿山力有一定的函数关系，采高大时，矿山压力显现强烈，顶板垮落时会形成飓风。根据以往工作面的开采实践证明，再依据采煤机技术参数，保证采煤机正常通过、支架不被压死，初次放顶期间的采高也不宜过小，一般应保持3.8m左右。4、带班队长及班长对工作面、上下顺槽支护及顶板动态情况进行巡回检查，每2小时检查一次，发现问题及时采取针对措施。井下作业人员在发现顶板来压和透水征兆时，要立即向调度室和队汇报，以便及时采取处理措施，作业人员在听到顶板大面积来压产生的剧烈声响或发现严重片帮时，要及时撤离工作面待顶板稳定后，由班组长检查，确认安全后，方准工人进入工作面进行作业。5、初次来压前，进入工作面人员必须戴好安全帽并系好帽带，不得在机道内行走，特别是在超前支护范围内，降架、移架的地点不准有人滞留。6、初次来压期间，上下顺槽端头工及电工要注意安全，发现有片帮、冒顶、倒柱等现象时应提前采取措施，防止损坏设备及影响人身安全。7、支架工拉架要严格按照作业规程和操作规程进行操作，必须及时拉架，发生冒顶时要及时超前拉架。8、泵站压力达到额定压力315bar，支架要达到初撑力252bar，接顶平、严、实、保证梁端距在550mm左右。9、加强工作面设备的维修与管理管控，以保证设备的正常运转和快速推进。液压支架的液压系统严禁漏窜液现象，杜绝支架自动下降，安全阀灵敏可靠。10、采煤机割平底板，严格按照规程要求控制好采高，调节好支架中心距和支架的几何形状，达到“三直”、“二平”、“一净”、“两畅通”的要求。11、瓦检员在初次来压前，要加强有害气体检查，防止由于采动而影响有害气体浓度的变化。12、来压前应及时增加排水设备，来压期间的排水及供电由矿排水组负责。13、来压前工作面的底板应调成仰斜状态。14、来压时应及时向调度室汇报矿压、排水情况。15、综采队工程技术人员要对全队职工进行顶板管理管控基础知识教育和文件的学习，并签字备查，同时切实抓好现场的安全管理管控和生产技术管理管控工作，杜绝顶板事故的发生。16、严格执行煤矿“三大规程”，杜绝“三违”。二、初次来压顶板管理管控安全技术措施1、来压时顶板管理管控矿内要组织初次来压领导小组、矿压观察组和排水组。工作面初次放顶前，矿压组要在工作面设矿压观察点，实行现场连续观察，对上下出口、两顺槽及工作面顶板煤帮班班检查，并及时向矿初次放顶领导小组及综采队汇报直接顶及老顶来压情况，以指导工作面顶板管理管控，保证安全生产。2、上、下顺槽超前支护长度50m；单体支柱一定要达到初撑力，放在实底上，防止来压时两顺槽支护达不到要求，必要时要改变支护方式，采用从柱加强支护强度。3、初次放顶和初次来压前，每班必须安排管理管控人员跟班负责协调处理生产中的一切工作，同时检修班加强设备点检，保证设备正常运转。4、每班应指派专人对工作面及上、下顺槽支护情况进行巡回检查，发现情况及时向班长及队领导汇报。5、初次来压和初次放顶前，行人在大柱与支架掩护梁间通过，刮板机机头、机尾及上下顺槽超前支护区不准人员滞留。6、初次放顶和初次来压期间，上下顺槽端头维护工及转载司机要注意安全，发现有来压情况影响安全时，立即停止作业，撤到安全地点。7、初次放顶或来压时，工作面及顺槽均要清洗煤尘，防止老顶大面积垮落造成煤尘飞扬引起更大的灾害。根据工作面实际情况，各岗位工应随时停止各设备运转，切断电源。8、工作面有初次来压征兆之前，采高不得超过4.0m。9、支架达到初撑力，接顶严实，当冒顶高度超过300mm时，必须及时处理，防止冒顶事故扩大。10、在初次放顶和初次来压前，专职瓦检员监测工作面通风情况，发现问题及时处理。11、采煤机割平顶、底板，调节好支架中心距，达到“三直、二平、两畅通”的要求。12、在工作面初次来压前，必须将两顺槽排水泵、排水管路彻底检查整理一遍，保证排水系统畅通无阻。另外在两端头支架与两顺槽副帮之间设警戒线挂免进牌。13、通风队要提前做好工作面的通风管理管控工作。14、所有人员一律不准进入支架后方的采空区内停留或作业。15、所有人员要严格执行本规程“一般安全技术措施”和“各工种操作时的安全技术措施”规定。16、综采队要对全体职工进行初次来压顶板管理管控的贯彻学习，同时切实抓好现场的安全管理管控和生产技术管理管控工作，杜绝来压时顶板事故的发生。17、工作面在初次来压期间谢绝一切与回采作业无关的人员进行参观。三、末采时顶板管理管控1、末采时工作面及上下两出口的片帮煤处理必须按照《工作面及上下两出口片帮煤安全技术措施》有关规定执行。2、末采时将护帮板打出，设专人观察顶板并严格执行敲帮问顶制度。如顶板有变化时，马上停止工作，撤出人员，采取措施处理，直到绝对安全后，方可进行工作。3、末采期间要有专人观察顶板及梁端距，若顶板破碎或梁端距过大时，要及时推出运输机并拉出超前支架支护顶板，以防顶板冒落。4、割煤时必须待所有闲杂人员全部撤出工作面后，方可开机。5、拉架时必须将邻架护帮板打出，将网挑起，并将支架降到合适高度。6、支架工必须追机拉架，拉架后手动补液，保证支架初撑力达到要求。7、末采时参加工作人员要集中精力，按章作业，听从现场跟班领导以及现场瓦检员指挥不能违章盲目乱干，不准擅自脱岗。8、末采时，必须先检查，保证无泄液的单体，防倒绳完好，压力稳定，绝对安全时，方可进行作业。9、跟班队干、班长、安全网员要做好施工过程中的安全监督，制止违章作业。工作面末采时，顶板管理管控再制定专项安全技术措施，经相关部门审批后贯彻执行。第四节周期来压管理管控根据对81300-2综采工作面周期来压步距观察，周期来压步距为23m—24m。本工作面为综合机械化放顶煤工作面，与81300-2工作面回采工艺类似，但在回采过程中还要做好矿压观察，准确掌握周期来压步距。1、利用班前会时间由值班队长组织讨论现场顶板情况以及所需采取的措施，并学习顶板管理管控有关常识。2、技术员必须按施工图纸和作业规程规定，并结合实际情况，将顶板注意事项等向管理管控人员、班组成员交代清楚，同时要对全体职工进行顶板管理管控基础知识教育，切实抓好现场的安全管理管控和生产技术管理管控工作。3、如发现顶板有异常情况时，应及时向调度室汇报，并立即停止作业，采取处理措施。4、上、下顺槽超前支护的单体支柱一定要达到初撑力，放在实底上，防止来压时两顺槽支护达不到要求，必要时要改变支护方式，加强支护强度。5、由掘进队设置的顶板离层仪每一旬观测一次，并做好观测记录。同时在回采接近顶板离层仪断面时，综采队及时将其回收保管。第五节工作面过特殊地质构造带安全技术措施一、工作面过地质构造带安全技术措施1、工作面生产时沿8#煤底板推进，工作面推进一定距离后，煤机司机有意识地上抬上滚筒，以探测顶煤厚度。2、工作面周期来压期间，支架工追机移架，移架滞后前滚筒1-2架。推溜后及时拉出超前架，以利于顶板维护，减少漏矸。支架工在移架过程中，要密切注意煤机后滚筒的运行情况，严防煤机误割支架顶梁。3、加强工作面设备检修，确保设备处于良好的运行状态。工作面周期来压期间，加快工作面的推进速度，尽快推过压力影响带，确保煤质和工作面的正常生产。4、工作面过地质构造带时，严格控制工作面采高。正常情况下，工作面采高必须严格按照矿生产办要求执行。对于局部受构造影响煤层变薄地段，采高必须降低到合适高度。这样，即能保证正常的生产，又能最大限度地减少割矸量。5、在工作面两顺槽顶板破碎区域加强支护。6、跟班副队长或班长每班对支护区域顶板及煤壁情况进行认真检查，发现问题及时组织人员彻底处理。7、加强工作面质量管理管控，对于违反质量管理管控，造成质量事故的责任人，严格按照综采队管理管控制度进行处罚。8、接近周期来压前，集中精力，加快进度，确保安全、顺利通过。9、工作面在生产过程中如遇到断层时，执行以下安全技术措施。（1）当遇到断层时，调整工作面采高，以减小过断层时矿压对工作面的影响。（2）过断层时根据现场条件认真分析弄清断层的影响程度和两盘的关系，根据设备性能和过断层的要求，确定其上、下坡的角度，逐步割顶和割底，使支架按选定的坡度逐步通过断层。由于断层区的顶板比较破碎，应当带压移架，不得降柱太多，尽量减少顶板松动。（3）加快推进速度，争取尽快推过断层，因此要求检修班加大动、静态检修力度，确保设备连续正常运转。（4）工作面过断层时，当岩石硬度系数小于4时，可用采煤机截割，但牵引速度应减小；当岩石硬度较高时，则要用打眼放炮的方法预先挑顶或卧底。处理断层要打浅眼、少装药、放小炮，打眼时要选择好炮眼的位置和角度。放炮时，要严格执行《工作面放炮安全技术措施》，防止发生人身安全事故及崩坏液压支架等设备。（5）受断层及采动影响，顶板及煤层的外生裂隙比较发育，支架工需及时跟机拉架，必要时超前拉架，支架工前梁接顶要严密，支架必须达到初撑力。（6）对井下断层处出现的异常情况，跟班队长应及时向矿调度和队内值班人员汇报，以便及时采取相应措施。二、过裂隙带安全技术措施1、根据《保德煤矿地质及水文地质预报通知书》建议，确定工作面过裂隙带大致时间，保证在工作面过裂隙带前对所有设备特别是支架、乳化泵进行预防性检修，避免因设备原因导致在过裂隙带期间出现顶板事故；2、在工作面过裂隙带时，要保证泵站压力以及支架初撑力，支架前梁要接顶，及时打出支架护帮板，减少煤壁片帮；3、根据现场实际情况及时拉出超前架，加强支架对顶板及煤壁的封闭能力；4、如裂隙影响较大，虽及时采取以上措施仍未能使顶板得到有效控制，可结合实际情况适当降低采高，加快工作面推进速度；5、在通过裂隙带期间，加强对两顺槽顶板的观察，同时必须保证两巷超前支护严格按照两端头支护规定执行；6、工作面通过裂隙带期间工作面以及两顺槽作业人员必须执行《工作面、上下出口防片帮掉矸安全技术措施》，确认无安全隐患后方可作业；7、根据现场实际情况及时制定相应的措施。第四章生产系统第一节运输系统一、运煤系统能力确定及系统介绍按我矿生产任务，综采一队全年应生产原煤780万吨，按全年生产天数330天计算，则每天生产量为：780/340=2.29万吨/天，由于采用的是“三、八”制作业方式，两个生产班生产，检修班半班生产半班检修，所以每天的生产时间为20小时，则每小时的出煤量为：23600/20=1180吨/小时，而采煤机及三机系统的小时运力均在2500吨以上，故满足要求。采煤机、刮板机、破碎机、转载机的具体参数见第三章。二、主运输系统采煤机破煤和后溜放煤—→工作面前后部刮板运输机—→转载机、破碎机—→81304胶运顺槽—→8#煤2#主运大巷皮带—→2#原煤仓三、辅助运输系统（运料、行人系统）采用防爆胶轮车进行材料、设备、上下人员的运输。地面—→桥头辅运平硐—→8#煤1#辅运大巷—→8#煤2#辅运大巷—→81305二号回风大巷—→81304综放工作面。附：图4-1-1《81304工作面运输系统示意图》第二节通风系统一、叙述通风系统通风方式：81304综放面目前开采最深区域标高为750m，煤层原始瓦斯含量为2.213m3/t.r，预计81304面的瓦斯绝对涌出量12m3/min。工作面采用三进两回的“U+L”型全负压通风方式。二号回风大巷作为专用排瓦斯巷。通风方法：全风压通风。新鲜风流：桥头辅运平硐、桥头进风斜井→措施巷→一号辅运、主运大巷→三盘区措施巷→二号辅运、主运大巷→81304胶顺、81305一、二号回风→工作面乏风流：81304工作面→81304一、二号回顺→81304总回风→8#煤层总回风大巷→枣林立风井→地面二、工作面配风量计算风量计算包括工作面所需风量和两条独立回风的回撤通道所需风量。工作面所需风量应按照瓦斯（二氧化碳）涌出量、工作面同时作业人数、工作面气候条件等三个方面进行计算，取其最大值。根据我矿生产实际及瓦斯涌出情况，工作面所需风量计算只按瓦斯涌出量和工作面气候条件匹配的风速进行计算；根据抚顺煤炭研究院提供的8#煤层瓦斯地质资料结合同合约标高81501面回采时期的瓦斯涌出量和相邻81303工作面回采时期的瓦斯涌出量，81304综放工作面在回采期间瓦斯涌出量最大为8-12m3/min，其中风排解决4-6m3/min，抽放解决4-6m3/min。所以，81304工作面瓦斯治理合适的方案采用工作面上行风风排和煤层预抽、采空区埋管抽放加回风隅角高位裂隙钻孔抽放解决工作面的瓦斯问题。（一）工作面配风量1．按瓦斯涌出量进行计算：Q采面＝100×q采面×KCH4采面＝100×6×1.6＝960m3/min式中:Q采面—按工作面最大风排瓦斯涌出量计算所需配风量；q采面—工作面风排最大瓦斯量，6m3/min；KCH4采面—工作面瓦斯涌出不均衡系数，取1.6。2．按工作面温度及最优风速计算：Q1＝60×70%×V×S×kch×kcl＝60×70%×1.2×18.66×1.2×1.3＝1467m3/min式中：Q1—按工作面温度及最优风速计算工作面所需配风量，m3/min；70%—有效通风断面系数；V—采面温度为20～23℃，适宜风速为1.0～1.5m/s，取1.2m/s；kch—采煤工作面采高调整系数，取1.2kcl—采煤工作面长度调整系数，取1.3S—采煤工作面平均有效断面积，S＝1/2（Lmax+Lmin）×M×K＝1/2（6.26+5.40）×4.0×0.8＝18.66m2其中：Lmax—工作面最大控顶距，6.26m；Lmin—工作面最小控顶距，5.40m；M—工作面设计最大采高，4.0m；K—断面利用率，取0.8。3．按回采工作面同时最多人数(工作面同时作业人员人数最多为65人，考虑到外来检查、参观人员，工作面同时最多人数确定为100人)计算：Q1＞4N＝4×100＝400m3/min根据上述计算，工作面配风量取1467m3/min。4．风速验算：（1）巷道风速验算：工作面进风巷道风速验算工作面共三条巷道并联进风，分别给81304工作面和81305备用工作面供风，81305备用工作面相关计划配风1200m3/min，因此，三条巷道总进风量为2667m3/min，平均每条巷道进风889m3/minQ2＝60V1S1＝60×0.25×17.1＝256.5m3/min式中：Q2—巷道最小配风量，m3/min；V1—《煤矿安全规程》要求最低风速，0.25m/s；S1—81304胶运有效断面面积17.1m2（5.0×3.8m，按照有效断面率0.9计算）m2Q3=60V2S1=60×4.0×17.1=4104m3/min式中：Q3—进回风巷道最大配风量，m3/min；V2—《煤矿安全规程》最高允许风速，4.0m/s；S1—81304胶运有效断面面积，m2Q4＝60V1S2＝60×0.25×16.2＝242m3/min式中：Q2—巷道最小配风量，m3/min；V1—《煤矿安全规程》要求最低风速，0.25m/s；S2—81305一、二号回风效断面面积（4.5×3.6m）m2Q5=60V2S2=60×4.0×16.2=3888m3/min式中：Q5—进回风巷道最大配风量，m3/min；V2—《煤矿安全规程》最高允许风速，4.0m/s；S2—81305一、二号回风效断面面积（4.5×3.6m）m2根据以上风速计算结果可知：242＜889＜3888240＜889＜4104经验算，三条进风顺槽风量配置和风速满足要求，符合《煤矿安全规程》规定。（2）工作面回风巷道风速验算工作面共两条顺槽并联回风，一、二号回风风量分配按照7:3分配，则81304一号回顺回风为1027m3/min，81304二号回顺回风为440m3/minQ6＝60V1S3＝60×0.25×14.72＝220.8m3/min式中：Q6—巷道最小配风量，m3/min；V1—《煤矿安全规程》要求最低风速，0.25m/s；S3—81304一、二号回风效断面面积（4.6×3.2m）m2Q7=60V2S3=60×4.0×14.72=3532.8m3/min式中：Q7—回风巷道最大配风量，m3/min；V2—《煤矿安全规程》最高允许风速，4.0m/s；S3—81304一、二号回风效断面面积（4.5×3.6m）m2根据以上风速计算结果可知：220.8＜1027＜3532.8m2220.8＜440＜3532.8m2经验算，两条回风顺槽风量配置满足要求，符合《煤矿安全规程》规定。（3）工作面风速验算Q8＝60V1S4＝60×0.25×18.66＝280m3/min式中：Q8—工作面最小配风量，m3/min；V1—《煤矿安全规程》要求最低风速，0.25m/s；S4—工作面平均断面面积，m2Q9=60V2S4=60×4.0×18.66=4478.4m3/min式中：Q9—工作面最大配风量，m3/min；V2—《煤矿安全规程》最高允许风速，4.0m/s；S4—工作面平均断面面积，m2根据以上风速计算结果可知：280＜1467＜4478.4m2经验算，工作面风量配置满足要求，符合《煤矿安全规程》规定。（二）主、辅回撤通道配风量按照满足两个回撤通道最小风速进行配风。Q10＝60V3S5+60V3S6＝60×0.15×21.28+60×0.15×18＝353.5m3/min式中：Q10—回撤通道配风量，m3/min；V3—巷道最低风速，取0.15m3/min；S5—主回撤通道断面，5.6×3.8=21.8m2S6—辅回撤通道断面，5.0×3.6=18m2（三）81304工作面总配风量Q＝Q1+Q10＝1467+353.5＝1820.5m3/min。（四）保德煤矿汽车尾气按CO指标进行需风量计算：根据下表数据：防爆车平均排气量为4L/2r，按平均转数2200r/min进行计算，则：1、每台防爆车气体排放量为：4L/2r×2200r/min=4400L/min=4.4m3/min；2、按出厂标准CO≤0.1%，则每台防爆车每分钟排CO量：4.4m3/min×0.1%=0.0044m3/min(4400ppm)；3、依“规程”反算每台车稀释CO至24ppm的需风量为：0.0044m3/min÷0.000024=183.3m3/min。从以上计算，一般情况下每台车需风量为183.3m3/min。4、由上可以得出81304工作面系统中同时允许进入车辆为：1820.5m3/min÷183.3m3/min=9.9辆。在正常生产过程中，本工作面同时进入车辆不超过6辆；由上计算得出本工作面同时允许进入9辆车，配风量可以满足生产需要。附：图4-2-1《81304工作面通风、监测设备布置示意图》三、瓦斯防治预计81304综放面生产期间三盘区最大瓦斯涌出量为45m3/min（81304面12m3/min、81305备用面及其81306回顺解析8m3/min、三盘区预抽7m3/min、81306胶运和81307回顺掘进系统15m3/min、其他3m3/min）,枣林总回风量为12000m3/min，8#煤总回风流中的瓦斯浓度为0.38%，符总回风巷中瓦斯的浓度按不超过0.75%的规定；81304综放工作面风量最小按1500m3/min配风，工作面风排最大瓦斯量为6m3/min,工作面风流、后溜风流、回风隅角、后溜电机处瓦斯浓度最大为0.40％，满足《煤矿安全规程》第135条的规定。按照设计所配备的矿井和工作面的风量，可确保矿井和工作面的安全生产。1．工作面预抽系统根据81304工作面可采长度确定该工作面设计需要施工25组钻孔，每组钻孔10个，钻孔间距20m，从距工作面切眼70m处开始施工第25组第10个钻孔，每个钻孔设计长度为220m，预抽钻孔直径为Ф94mm，设计钻孔长度为60500m，实际每组钻孔11个，钻孔间距10m，施工282个钻孔，进尺60161m。（1）抽放钻孔的布置钻孔参数的确定钻孔开口位置：离底板1.4-1.5m开口平行向上钻孔开口角度：与煤壁垂直成90度钻孔长度：220m/个终孔位置：8#煤中钻孔数量：25组，275个，实际施工282个。钻孔封孔预抽钻孔封孔管采用矿用阻燃性抗静电聚乙烯塑料管，封孔材料采用聚氨酯，封孔深度为4.5m，封孔长度不小于4m。煤壁外露部分为“丁”字三通，一头与钻孔连接，一头向上安装阀门与支管连接，一头向下安装阀门放水，“丁”字三通与封孔管外露长度总和不超过25cm。“丁”字三通、封孔管、阀门由抽采队提供并安装。（2）井下预抽系统利用采用YD-6型移动抽放泵站两台，抽放主管路选用Ф219*6vmm钢管。泵站技术参数如下表所示：型号耗水量（m3/