资源描述：
53下03（南）综放工作面作业规程（月产24～26.5万t） 第一章 概 况 第一节 工作面位置及井上下关系 53下03（南）综放工作面位于五采区南部。东临53下02（南）工作面未准备，西临53下04（南）工作面回采完毕，切眼南临近3下煤冲刷边界，停采线北距五采中间胶带巷中120m。 工作面位置及井上下关系表 第二节 煤 层 本工作面回采煤层为山西组煤3下 ，厚度2.60～6.50m，平均厚度4.8m，结构简单。具体情况如表2所示 附图一53下03南工作面地质综合柱状图 第四节 地质构造 一、断层情况以及对回采的影响 该面两顺槽及切眼掘进过程中共揭露断层点12处，落差在0.8～2.0m。均为正断层，断层密度为29条/km2。具有明显的方向性，以走向近SN的断层为主，占58。据分析SF499和SF502为同一条断层。 断层情况见表4及平面图。 二、褶曲情况以及对回采的影响 该工作面内煤岩层总体趋势为走向近NE，向北西倾斜的单斜构造，倾角一般在3～5，工作面南部倾角变大，胶顺自切眼103m，倾角最大达18，辅顺自切眼335m，倾角达11，对回采有一定的影响。 三、其它因素对回采的影响 1、本工作面在回采412.8m后，工作面面长将由240.8m缩短至233.4m，缩面对工作面回采产生一定影响。 2、工作面南部距红层距离较近，3下煤覆岩导水裂隙会波及至红层，红层水将是工作面主要的涌水水源。回采期间预计最大涌水量达200m3/h，将会给工作面正常回采带来较大的影响。 第五节 水文地质 一、含水层分析 直接充水含水层煤3下顶板砂岩，最大导高范围内（6.51382.5m）顶板砂岩厚55.3～63.1m，平均厚59.2m，岩性以中砂岩为主，含裂隙水，富水不均一，以静储量为主，有突发涌水特点。 间接充水含水层侏罗系底界红层含水层距煤3下顶板距离58.0～113.6m，平均85.8m。工作面南部煤3下覆岩导水裂隙会波及至红层，受红层影响范围为切眼以北胶顺434m，辅顺361m，面积90982m2。工作面北部回采过程中，正常情况下不受红层水影响。 二、涌水形式 东临53下02（南）工作面（未准备），西临53下04（南）工作面采空区，53下04（南）工作面回采期间最大涌水量49m3/h，正常涌水量35m3/h。53下04（南）工作面总体趋势呈东南高，西北低趋势，靠近53下03（南）工作面无采空区积水。预计53下03（南）工作面涌水形式为顶板淋水及采空区涌水，以采空区涌水为主。 三、涌水量 1、预计方法 工作面北部不受红层影响区域其充水条件与53下04（南）工作面相类似，视为同一水文地质单元，所以采用相关比拟法预计北部涌水量；工作面南部受红层影响区域其充水条件与13下01工作面相类似，均为受红层影响区的首采工作面，故采用经验类比预计涌水量。 2、涌水量预计 工作面北部 比拟因素煤厚、采面面积。 计算公式QQ0ShS0h0 参数选取Q053下04（南）工作面开采煤3下时正常涌水量35m3/h，S53下03工作面回采面积368520m2，S053下04（南）工作面回采面积257007m2，h53下03（南）工作面煤3下平均厚度4.8m，h053下04（南）工作面煤3下平均厚度3.35m。 比拟系数确定K Q最大/Q正，Q正53下04（南）工作面正常涌水量35m3/h，Q最大53下04（南）工作面最大涌水量49m3/h， K1.4。 计算结果 53下03（南）工作面正常涌水量为74.4m3/h，最大涌水量74.41.4104.2m3/h。 工作面南部 由于工作面南部距红层距离较近，3下煤覆岩导水裂隙会波及至红层，红层水将是工作面主要的涌水水源。依据五采区3下煤开采红层水影响区分析及涌水量预计报告，回采期间正常涌水量为80m3/h，最大涌水量163m3/h 涌水量确定53下03（南）工作面为五采区第一个波及红层含水层的工作面，3下煤顶板中粗砂岩的厚度较大。 综合考虑工作面实际情况，预计最大涌水量为200m3/h，正常涌水量80～100m3/h。 四、涌水对回采工作面的影响 前已述及，工作面在回采过程中主要受3下煤顶板砂岩水的影响，有突发涌水可能，涌水形式为顶板淋水及采空区滞后涌水，对回采有一定影响。 第六节 影响回采的其它因素 一、冲击地压 一、概况 53下03（南）工作面位于五采区南部，切眼南临近3下煤冲刷边界，停采线北距五采中间胶带巷中120m。东临53下02工作面未准备，西临53下04工作面回采完毕。工作面标高－422.2～－559.9m，平均标高－491.0m。 1、煤层赋存情况及顶底板条件 工作面所采煤层为山西组煤3下，结构较简单，层状构造，厚度2.60～6.50m，平均厚度4.8m ，f1～2。南部及切眼附近煤3下相对较厚，北部煤3下相对较薄。直接顶为粉砂岩，f﹦4～6，厚度0～4.31m。老顶为中砂岩， f8～10，厚度8.04～31.0m，平均厚20.08m，直接底为泥岩及砂质泥岩，平均厚度2.94m，老底为细砂岩，f6～8，厚度2.65～8.80m，平均厚6.46m。 2、煤岩的物理力学特性 由于3下煤煤质性脆，硬度低，脆性煤层在坚硬厚砂岩顶板及细砂岩底板的夹制下，容易聚集大量的弹性能，在坚硬顶板断裂或滑移过程中，大量的弹性能突然释放，形成强烈震动，有发生冲击地压的可能。 3、地质构造 工作面煤岩层总体趋势呈现东南高，西北低，为一宽缓的单斜构造，局部伴生宽缓的波状起伏及断层。自切眼向北约140m范围内，煤层倾角较大（最大19），煤厚变化剧烈（2～6m），切眼处于冲刷带边缘，顶底板对煤层的夹制力大，构造应力较集中。另外，辅顺沿空段断层附近存在部分残余构造应力，回采期间特殊地点必须加强冲击地压监测。。 4、开采条件 工作面分为2个块段，自切眼北帮向北至53下03（南）辅顺拐弯处为第一块段，该块段推进长度412.8m，净面长240.8m；自53下03（南）辅顺拐弯处至53下03（南）工作面停采线为第二块段，该块段推进长度1148.2m，净面长233.4m。工作面自南向北推进，第一块段整体采深相对较浅，冲击危险性相对较低，应加强工作面初次放顶期间的矿压观测及冲击危险性监测；同时第一块段临结束与第二块段开始回采时，工作面在53下04（南）原切眼处形成“突角”，容易形成应力集中，应加强该区域冲击地压管理。由于沿空段辅助顺槽一侧实体煤帮受53下04（南）工作面采空区悬顶侧向支承压力影响，而且，从开切眼往北，采深逐渐加大，由460m变化到580m，局部区域发生冲击的可能性仍然存在。 （二）冲击危险区域划分 1、53下03（南）胶顺自切眼往北140m范围内处于冲刷带边缘，顶底板对煤层的夹制力大，应力较集中，日常采用电磁辐射仪进行常规监测，发现超标时，采用钻屑法进行验证，钻屑超标时必须及时通知区队并采取解危措施。日常监测正常时，工作面回采时胶顺可按无冲击危险进行管理；若监测有冲击危险时，必须按冲击危险区域进行管理。 2、53下03（南）辅顺 ①自切眼北帮以北360m460m范围内，工作面在53下04（南）原切眼处形成“突角”，容易形成应力集中，应加强该区域冲击地压管理。 ②工作面推进1042m停采线范围内，该地段上覆岩层属于“S”型空间结构，且这一阶段采深最大达580m，沿空侧工作面前方上覆岩层 “S”型空间结构影响区域，煤体上应力集中系数按照2.5计算，则最大应力为2.52.557035.6MPa，而煤层单向抗压强度为20MPa，应力比达到了1.78，超过了发生冲击地压的基本应力水平，因此，53下03工作面北段沿空侧具备发生冲击地压的条件，回采至该区域需要按照冲击地压工作面进行管理。 3、其他区域回采过程中，可按无冲击危险进行管理。 （三）冲击地压监测方法及实施步骤 1、钻屑法 （1）实施方法 钻屑法采用手持式煤电钻或专用钻机施工，钻孔直径42－45mm，孔深应达到应力峰值区，一般为3.5倍采高或巷道高度，钻孔应布置在巷高或采高的中部，钻孔方向水平垂直巷帮，或稍微向上有不大于5的斜角。钻孔施工过程中不得来回进、退钻，施工到指定深度必须空转，以使煤粉全部排出。 （2）冲击危险指标 根据实测结果，我矿3下煤冲击危险指标为钻孔深度小于7m时，临界煤粉量为4.0L/m，钻孔深度大于7m时，临界煤粉量为5.3L/m。如果实际煤粉量超过临界煤粉量，或者在钻进过程中出现卡钻、吸钻、异响、煤炮增多等动力现象，则可判定所测地点存在冲击危险，必须采取解危措施。 （3）实施时间和地点 工作面推进至自以上危险区域时，应采用钻屑法进行监测。危险区域工作面每推进20～30m左右利用钻屑法检测一次（冲击危险比较严重时，可适当减少施工时间间隔或选择工作面周期来压时进行检测），检测孔布置在工作面顺槽超前支承压力峰值影响区内，一般在煤 壁前方10－30m范围内，检测孔间距5m。（如果工作面内有冲击危险，工作面内也应布置检测孔）。 所有冲击危险解危工程施工结束后必须采用钻屑法进行效果检验，监测无危险时，方可正常生产，否则，要继续采取解危措施。 如因断层原因无法利用钻屑法监测和效果检测时，可以采用电磁辐射法进行监测（效果检测）。 2、电磁辐射法 （1）实施方法 采用KBD5型电磁辐射监测仪对采掘工作面内冲击危险区域进行多点动态跟踪监测，每个测点监测时间2分钟，呈60夹角朝向带测煤体，有效监测范围为7－22m。 具有冲击危险的采煤工作面在上下顺槽超前工作面80m范围内布置监测点，间距10m，定点观测，随工作面的推进，固定点不变，不断向外增补测点。 （2）冲击危险指标 根据3下煤煤岩变形破坏声电效应试验测定结果，冲击危险指标为电磁辐射强度值为100mV，脉冲数为1600。根据冲击地压发生前的煤体应力分布变化规律和特征，确定用以下两种方式判断冲击危险 ①临界值法如果监测数据超过以上临界值，则认为该区域存在冲击危险； ②动态趋势法如果监测数据没有超过临界值，但出现以下情况时，也认为具有冲击危险 a.当电磁辐射强度值或脉冲数随时间呈现增长趋势时。 b.当电磁辐射强度值或脉冲数先随时间呈增长趋势，而后突然降低，之后又呈增长趋势时。 3、治理解危 当发现有冲击危险时，应及时进行解危处理。主要采取煤层卸压爆破。 ①施工方法 爆破卸压采用普通钻爆法施工。炮眼采用风动钻机（煤电钻）、麻花钻杆配合φ42mm钻头施工，炮眼距底板1.5m左右，炮眼角度平行于底板、垂直于煤帮。爆破采用MFB-200型发爆器起爆，每次只准起爆一个炮眼。 ②爆破参数 爆破孔的孔深10m，爆破孔间距5m，每孔装药长度4m，炸药采用煤矿许用水胶炸药，剩余炮眼长度全部用水炮泥和粘土炮泥封口，装药采用塑料软管防护式反向装药，每孔均匀布置3个同段毫秒延期电雷管，孔内并联连线。 如因钻孔打至岩石或卡钻、吸钻严重，无法施工至设计深度时，装药长度可取炮孔深度的0.4倍，炮孔深度小于5m时，不得装药爆破，应采取钻孔卸压。 4、效果监测 解危处理后，必须采用钻屑法进行效果监测，效果监测孔应布置在两个爆破卸压（钻孔卸压）孔中间，进行效果监测时，效果监测孔不得少于2个，只有当2个效果监测孔均正常时，方可解除危险，否则，必须利用效果监测孔进行爆破卸压。无法利用钻屑法进行效果检验时，可采用电磁辐射法进行效果监测。 （五）冲击地压危险区预防措施 工作面必须加强端头支护和超前支护，提高端头和切顶线的支护强度，加大辅顺超前支护范围。 有冲击地压危险的采煤工作面沿空顺槽煤壁向外60m范围内，禁止存放钢性材料和设备，正在使用的设备要生根联牢，支柱要与顶网连接或连为一体防倒。 工作面在划定的冲击危险区域回采时，当煤机进入距机尾60m范围前，由班长负责通知所有人员撤离辅顺危险区，经确认危险区域人员全部撤离后，安排机尾和电站工作人员布置警戒，在电站操作台和机尾煤壁处分别悬挂“截割机危禁止进入危险区”警戒牌，严禁任何人员入内，方可向机尾方向截割。（胶顺监测有冲击危险时，在向机头割煤到达40＃架时在皮带机尾和机头煤壁处分别悬挂“截割机头禁止进入危险区”警戒牌）。 在划定的冲击危险区域工作面进行割煤、移架、放煤等作业时，工作面内的作业人员此时要撤至支架立柱间观测和操作。 在工作面回采距泄水巷100m左右时，必须提前将老巷两端口进行封闭，并悬挂“严禁入内”警示牌，禁止人员入内。 在冲击地压特别危险区段进行爆破作业时，必须保证躲炮距离和躲炮时间，躲炮半径不小于150m，躲炮时间不小于30min。 工作面电站尾车距离工作面煤壁不小于100m。 二、影响回采的其它地质情况 工业储量240.5万吨； 可采储量192.4万吨。（工作面回采率参考值为80。） 二、工作面服务年限 1、工作面尺寸及储量 53下03（南）工作面分为2个块段，自切眼北帮向北至53下03（南）辅顺（原53下04（南）工作面胶顺）拐弯处为第一块段，该块段推进长度412.8m，净面长240.8m，平均煤厚5.63m；自53下03（南）辅顺拐弯处至53下03（南）工作面停采线为第二块段，该块段推进长度1148.2m，净面长233.4m，平均煤厚4.49m。工作面工业储量240.5万吨；可采储量192.4万吨。 2、 生产能力及可采期 工作面回采率为80 根据矿井生产实际情况，工作面三八工作制，二班零四小时生产，四小时检修，另根据工作面长度、两顺槽下坡坡度与顶板红层水的影响，二个块段每日分别按7、10个循环组织生产。 （1）第一段工作面每日按7个循环组织生产，循环进尺0.8m，煤层平均厚度5.63m，则 日产量240.85.6370.80.801.36 ≈8260（吨） 每月按29天计 月进尺70.829162.4（m） 月产量82602910-4≈24.0（万吨） 可采期可推进长度/月设计进尺 412.8162.4 ≈2.6（个月） （2）第二段工作面每日按10个循环组织生产，循环进尺0.8m，煤层平均厚度4.49m，则 日产量233.44.49100.80.801.36 ≈9121.5（吨） 每月按29天计 月进尺100.829232（m） 月产量9121.52910-4≈26.5（万吨） 可采期可推进长度/月设计进尺 1148.2232 ≈5（个月） 本工作面可采期2.6＋57.6（个月） 第二章 采煤方法 第一节 巷道布置 一、采区巷道布置概况 53下03南工作面位于五采区南部，五采区南部采用五采中间辅运巷、五采中间胶带巷两条采区集中巷布置的方式。五采中间辅运巷通过五采边界辅运巷、六采辅运巷与西部辅运巷勾通，形成采区的辅助运输、进风系统；五采中间胶带巷通过五采边界胶带巷、回风联络巷与西部胶带巷、西回巷勾通，形成采区的煤流运输、回风系统。 二、工作面辅助顺槽 53下03（南）工作面辅顺自原53下04（南）工作面切眼向北为沿空掘巷，净煤柱为3.0m；同时利用原53下04（南）工作面切眼以南的原53下04（南）工作面胶顺作为53下03（南）工作面辅顺，在其内布置移动变电站，并作为工作面设备安装线路；工作面分为2个块段，自切眼北帮至53下03（南）工作面辅顺拐弯处为第一块段，该块段推进长度412.8m，净面长240.8m；自53下03（南）工作面辅顺拐弯处至53下03（南）工作面停采线为第二块段，该块段推进长度1148.2m，净面长233.4m。 53下03（南）工作面辅顺为矩形断面，净宽净高＝4.23.0m，净断面积为12.6m2。支护形式为锚网钢筋梯锚索，顶部锚杆间排距均为800mm，顶部锚杆为φ22mm，L＝2200mm；帮部锚杆为φ20mm，L＝1800mm。帮部锚杆间排距均为800mm。顶、帮部锚杆均为螺纹钢树脂锚杆。锚索排距2.4m，间距1.4m，锚索为φ15.24mm，锚固深度6.5m。 此顺槽为工作面辅助运输顺槽，作为进风、运料等辅助运输之用，在其内靠近工作面侧布置移动变电站。 三、工作面胶带顺槽 53下03（南）工作面胶顺为实体煤巷道，矩形断面，净宽净高＝4.23.0m，净断面积为12.6m2。支护形式为锚网钢筋梯，顶部锚杆为φ22mm，L＝2200mm；帮部锚杆为φ20mm，L＝1800mm。锚杆间排距均为800800mm，顶、帮部锚杆均为螺纹钢树脂锚杆。另外在顶板破碎、压力大及过断层时，采用打锚索加强支护。 此顺槽为该面主运输顺槽，作为煤炭运输、回风之用，在其内靠近工作面侧布置胶带运输机。 四、采煤面切眼 切眼沿煤层底板布置。矩形断面，净宽7.5m，净高3.0m，净面积22.5m2。支护形式为锚网钢筋梯锚索单体液压支柱。 五、溜煤眼 在53下03（南）胶顺和五采中间胶带巷立交处布置溜煤眼，圆形断面，Φ＝3.0m，深16.3m，容量约150t。 六、硐室及其它巷道 在切眼刷大的基础上，自原53下04（南）胶顺向东20.0m再开深1.5m，长18m，高3.0m的采煤机组装硐室，支护形式为锚网钢筋梯锚索单体，锚杆间排距均为700mm，锚索排距700mm，锚索为φ15.24mm，锚固深度6.5m，南帮为木锚杆支护，单体支柱间距为1.0m。 回风联络巷为拱形断面，净宽净高3.63.2m，净面积10.1m2。采用锚网喷支护，锚杆为φ22mm，L2200mm，设计锚固力≥150kN/根，间排距均为800800mm。 第二节 采煤工艺 一、采煤工艺 53下03（南）工作面采用走向长壁综采放顶煤一次采全高采煤法。 工序过程割煤→移架→推移前部输送机、放煤→拉移后部输送机。 双滚筒采煤机割煤，采高2.80.2m，割煤截深0.8m。 二、落煤方法 1、采煤机进刀 端头自开缺口斜切进刀，进刀长度30m，进刀深度0.8m。 具体操作如下 （1）采煤机向下（上）割透端头煤壁后，在煤机后方推移刮板运输机，使得刮板运输机弯曲段为20m后，将两个滚筒的上下位置调换，向上（下）进刀，通过20m的弯曲段至距顺槽30m处，使得采煤机达到正常截割深度（即0.8m）。按要求推移刮板运输机至平直状态。 （2）将两个滚筒的上下位置调换，向下（上）割三角煤至割透端头煤壁。 （3）割完三角煤以后，将两个滚筒的上下位置调换，采煤机空机返回，进入正常割煤状态。 采煤机斜切进刀示意图 2、正常割煤 正常割煤长度前后期为240.8m/233.4m，采煤机正常牵引速度4m/min，双向割煤，截深0.8m。采煤机正常割煤采用前滚筒在上部、后滚筒在下部的方式。 3、放煤 工作面机采高度定为2.8m，第一块段放煤高度为2.8m，第二块段放煤高度为1.7m，则第一块段采放比为1∶1，第二块段采放比为1.6∶1。 双轮顺序放煤，采放平行作业，一刀一放，放煤步距0.8m。 第一轮放煤在移架后滞后≮10个支架，第二轮滞后首轮≮5个支架。第一轮放出量约为顶煤的1/2～2/3，第二轮将顶煤放净后即停止放煤。放煤结束后关好放煤口，并确保过煤高度不小于500mm。 初次放煤为工作面顶煤冒落后开始放煤，距停采线10m时停止放顶煤。采煤工作面两端头使用插板撕网的方式将端头支架顶煤放出。 三、工作面正规循环生产能力 前期W1＝L1ShrC＝240.80.85.631.3680＝1180.0t 后期W2＝L3ShrC＝233.40.84.491.3680＝912.15t 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； r－煤的容重，t/m3； C－回采率，。 第三节 设备配置 一、设备配备情况 1. 液压支架 二、设备布置 工作面布置液压支架162157组，其中机头布置排头支架3组，机尾布置94组。排头支架后立柱中心线滞后中间架后立柱中心线435mm。 胶顺靠近工作面侧铺设SSJ1200/4315型胶带输送机一部，总长度约1670m。胶带机后配用SZZ－1000/400型转载机和PCM200型破碎机各一部。 电站及设备列车布置在原53下04（南）胶顺尾巷；靠东侧铺设轨道，供电站及设备列车使用，设备列车最后一个车距工作面安全出口约300m缩面后100m，电站及设备列车随工作面回采向前移动。 附图四53下03（南）工作面设备布置示意图。 第三章 顶板管理 第一节 支护设计 一、液压支架支护强度验算 1、经验公式计算支护强度 FNHSZQ9.8 82.87.792.61.39.8 5780kN式中 F要求的支架工作阻力，kN； N采高的倍数，一般取6-8，这里取8； H工作面采高，2.8m； S支架的支护面积，7.79m2； Z煤层顶板岩石容重，2.6t/m3。 Q动载系数，1.3。 2、选择工作面支护强度 应大于5780kN/m2。 3、支护设备选择 53下03（南）面选用中间液压支架ZFS6200/18/35工作阻力是6200kN；上下端头选用ZTF6500/19/32型放顶煤排头支架工作阻力是6577kN，故所选液压支架工作阻力满足要求。 P8HZ82.82.6t/m3≈0.58MPa P支护强度，MPa 该面液压支架支护强度分别为0.8～0.86MPa和0.75MPa，均满足要求。 二、乳化液泵站 （一）泵站选型、数量 泵站型号和数量详见表15。 工作面供液管路选用直径31.5mm高压胶管，回液管路选用直径51mm胶管。高压胶管选用钢丝缠绕高压胶管，耐压32MPa以上。 （二）泵站设置位置 泵站安设在辅顺距离工作面煤壁约300～345m（后期100～145m）的位置。 （三）泵站使用规定 1、乳化液泵站卸载压力不得低于30MPa。 2、使用自动配液装置配制乳化液，乳化液浓度3～5（ME15-5微乳型乳化油浓度1.5～2.5）。自动配液装置故障时，可以应急采用人工配液。 3、每天使用糖量仪检测乳化液浓度。人工配制乳化液时，使用糖量仪检测乳化液浓度每班不少于一次。 4、加强泵站及支架供液系统的维修，杜绝系统的窜漏液。 第二节 工作面顶板管理 根据兖州矿区及本矿综放工作面矿压观测资料，预计本工作面老顶初次来压步距约50m左右，老顶周期来压步距约20m。工作面顺槽超前压力影响范围预计为胶顺、辅顺超前压力明显影响范围30m左右，辅顺沿空掘巷段超前压力明显影响范围60m左右。 工作面切眼布置162个液压支架，当工作面推进到53下03（南）工作面泄水巷时，撤出5个支架，然后正常推进到设计停采线。对工作面顶板实行全支护法管理，采空区采用全部垮落法管理顶板。 一、正常工作时期顶板支护方式 （一）控顶方法 1、采用追机移架、立即支护方式支护顶板并及时伸出护帮板。在采煤机割煤后，先移支架，再移运输机，即割煤→移架→推移运输机；采取正常移架的方式移架。移架步距0.8m。 2、正常移架滞后煤机后滚筒一般不得超过10个支架。顶板破碎时要紧跟前滚筒移架或超前煤机移架，即当发现片帮严重时，在煤机割煤前移架，再进行其它操作，工艺顺序为移架→割煤→推移运输机。 3、在顶板离层的情况下，应采用“擦顶移架法”，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，然后升起支架，并达到初撑力（顶板破碎段除外），进行正常的操作支架的过程。 工作面最大控顶距8.278m，最小控顶距7.478m。 （二）移架顺序 1、采煤机向下（上）端正常割煤时，滞后煤机后滚筒3～15m移架顶板破碎时可紧跟前滚筒移架。 2、采煤机割煤并移架后，及时将支架的护帮板伸出护帮，片帮严重时要伸出伸缩梁护顶。 3、采煤机进刀，向上（下）正常割煤时，自下（上）而上（下）滞后煤机后滚筒移架。 4、机头（尾）处排头架正常移架顺序为先移2架（161、156架），后移1架（162、157架），再移3架（160、155架）；条件特殊时，可根据现场实际确定移架顺序。 5、在采煤机割煤时，超前采煤机前滚筒1～3架将护帮板收回，并在采煤机后滚筒后方顺序将护帮板打出。 6、移架过程中要正确使用侧护板调整支架角度，防止支架挤咬、倾倒。 （三）工作面支护要求 加强支架的支护强度，确保支护质量，泵站压力不小于30MPa，支架初撑力不得低于24 MPa。液压系统压力不足时，要及时停机，查明原因，处理好再移架支护。 工作面支架以及端头和两顺槽所有单体支柱必须达到初撑力，特别注意工作面中部支架的初撑力及支架状态，及时采取措施预防冒顶。 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，确保排头支架联网与巷道搭接0.2m以上，防止出现端头冒顶。 采煤机割煤后，要及时移架，移架与采煤机后滚筒的距离一般不超过15m，防止长时间空顶。如果出现液压支架故障，可以采取插花移架的方式。 工作面出现冒顶时，要及时用木料接顶。 工作面支架中心距保持1500100mm，支架歪斜不大于5，支架仰角不大于7，垂直顶底板支撑。 二、特殊时期的顶板管理 （一）初次来压及停采前的顶板管理 工作面基本顶初次来压前必须编制专门安全技术措施。 工作面基本顶初次来压期间，必须加强初次来压的预测预报工作。 工作面支架以及辅顺所有单体支柱必须达到规定的初撑力，特别注意工作面中部支架的初撑力及支架状态，及时采取措施预防冒顶。 加强上、下端头顶板管理，要确保支护质量，适当加大支护密度。排头支架联网与巷道搭接0.2m以上，防止出现端头冒顶。 工作面停采时要编制停采措施，加强顶板管理。 （二）过断层及顶板破碎时的顶板管理 本面揭露断层12条，必须加强过断层回采时的顶板管理工作。 （1）、过断层顶板管理措施 工作面即将过断层时，工区技术管理人员要根据地质部门提供的资料和现场实际确定出工作面将要通过的层位。 在顶板裂隙发育区段，应及时拉超前架护顶，并及时伸出伸缩前梁， 升紧护帮板，防止因煤层破碎诱发冒顶事故。 在留底煤区段 ，煤机应控制好采高，保持在2.80.2m；割矸区段的割矸厚度根据工作面起伏度及矸石硬度确定。 两端头三角区破碎时，要及时架设木板梁抬棚，以加强支护。 煤机过断层区域或破碎带时，要放慢速度，速度控制在2.0m/min，割煤后及时移架并将支架护帮板伸出，片帮严重时及时使用伸缩梁护顶。工作面支架要升实。 两端头三角区顶板破碎支护作业时，应先加强端头顶板支护，伸出伸缩前梁，打紧护帮板，机头作业应在前后运输机、转载机停机停电闭锁时进行，机尾作业应在前部运输机停机闭锁时进行。 两端头段刹刀或提刀区域，要掌握适当的高度，与工作面顺平，确保刮板运输机的正常运转。 加强对支架、泵站的维护工作，杜绝窜、漏液现象。 加强对煤机的维护工作，对损坏的截齿及时更换，每天要检查煤机各部位对接紧固情况，以防煤机出现事故。 过断层期间技术人员应及时掌握断层的延展方向，并制定出具体的破底、留底煤的范围，以便指导安全生产。 工区管理人员或班组长、验收员一定要随时掌握工作面要通过的层位。 端头段单体需采取防失脚倒柱措施，确保单体达到初撑力。 拉移端头支架时，所有人员必须躲到安全地点，严禁在移架同时进行端头的支护、回撤等施工。 现场要备足规格齐全的装顶支护材料。 当现场断层矸石硬度较大煤机割不动时，必须及时编制过断层放震动炮专项安全技术措施。 （2）、顶板破碎时的顶板管理 顶板破碎时，采用擦顶移架以防松动顶板，片帮严重时采取超前支护，减少空顶面积。 回采过程中因断层等原因，造成工作面漏顶、漏矸时，应及时向下刹刀割底，并采取降低采高，留取一定的顶煤来控制顶板，必要时可在支架前梁上穿板梁或工字钢与铺设金属网配合的方法维护顶板。铺设金属经纬网时，长边对接，短边搭接长度不小于300mm；使用12铁丝隔扣相连；端头铺网时与巷道顶网搭接相联。 处理冒顶时至少有两人以上在场操作，一人施工，一人观察顶板及周围状况，清理出一条畅通无阻的退路，以便及时退出，采取从一侧向另一侧维护顶板，不能多头同时进行。 处理局部冒顶前，应首先对冒顶区周围加强支护，并检查冒顶区域的安全情况。 冒顶区域移架，应首先检查冒顶情况，确定正确的移架顺序。 工作面浮煤浮矸要及时清理干净，保证支架能顺利拉移。 （三）周期来压期间的顶板管理 工作面周期来压及压力显现明显时，及时加大挑顶量，控制好采高，并立即汇报矿调度室和区队组织快速推进，避免发生压死支架事故。 工作面支架必须达到初撑力，使用好支架伸缩前梁和护帮板，减少片帮和掉顶现象。 顺槽超前支护所有单体液压支柱必须达到初撑力，杜绝使用失效的单体液压支柱。要及时加强端头支护，增加密集支柱。 坚持支护质量监测和来压预报工作。 生产过程中发现工作面压力显现明显时，必须及时向区队值班人员汇报。 因顶板垮落造成关键岗位视野不清时必须立即停机，防止误操作。 第三节 顺槽及端头顶板管理 一、工作面辅助顺槽、胶带顺槽的超前支护 （一）支护方式和范围 辅顺超前支护采用三路8001200mm十字铰接梁，配合三排单体液压支柱支护，超前工作面距离不小于30m，冲击地压区段超前支护不小于60 m。十字铰接梁主梁（1200mm）垂直于巷道横向使用，各梁之间相互铰接，中间一路十字梁沿巷道中心线方向支设。 辅顺替棚区域内压力增大，顶板下沉明显时，需加密支护。靠巷帮两侧加密单体支设时，为减少因鼓底对单体的改动，加密支设时单体可倾斜一定角度5～7（与垂线方向）；在人行道内不采帮侧十字梁下，以距十字花中心300mm为中心增支一排单体，可根据现场要求调节将单体支设在十字梁十字花或任一主梁上，排距0.3～1.2m不等，人行道宽度不得小于700mm。 胶顺超前支护采用3架ZT24500/18/35型端头自移支架支护，转载机布置在端头自移支架的中间，支护范围31.88m，保证正常生产时的超前支护的距离。 超前支护范围以外的巷道出现顶板离层、垂网、破碎等异常情况时，必须及时采取打点柱、架棚等措施。并及时向矿有关部门汇报。 （二）支护材料 辅顺使用三排8001200mm十字铰接梁配合三排液压单体支柱支护，每个十字梁下一棵支柱，并可根据巷道压力显现情况增加支柱。单体支柱应尽量支设在十字梁十字花或主梁上，但如果现场需要如运输设备改柱、增加临时支护、支护受力不平衡等，也可以在副梁上支设支柱。严禁将单体支设在金属顶梁铰接点上。 胶顺采用端头支架后不再支设单体密集支柱，为防止开采初期胶顺巷道坡度大，端头自移端头支架切顶处向前涌矸，可采用提前在自移端头支架上方上网，并和工作面端头支架上方网联在一起。第一架超前支架前方顶板破碎，或压力明显，顶板下沉离层时，可在人行道侧架走向板梁抬棚，柱距0.8～1.0m。 三 顺槽超前支护标准 支柱纵横成线,偏差小于l00mm。 支柱应支到实底,并做到迎山有力。单体液压支柱初撑力两端头≥9OKN，超前支护段≥50KN。 铰接顶梁之间要用圆柱销联好并砸接到位,保持平直，铰接率≥90％。 所有单体液压支柱三用阀方向一致,放液方向朝向老塘。 巷道的支撑高度不得低于1.8m,人行道宽度不得小于0.7m,单体支柱活柱行程≥200mm（顶板压力大、改动单体影响顶板支护强度时，单体活柱行程≥100mm）。 单体支柱钻底量大于100mm时必须穿铁鞋。 所有单体支柱应连绳防倒。 胶顺超前端头支架顶梁接顶严实，达到初撑力。支架的出现歪斜时，必须利用调架千斤顶调正。 二、工作面端头特殊支护安全出口的管理 （一）机头（胶顺）特殊支护形式 机头端头使用ZT24500/18/35型自移端头支架支护，自移端头支架与工作面第一架排头支架相邻，转载机布置在端头自移支架中间，前后运输机机头分别布置在自移端头支架的左架前部和后部，左架顶梁的下部。 正常生产期间采煤机割完机头，拉移工作面支架，将后部运输机拉到位后，用端头支架超前架的第一架推移机构推移转载机，转载机推移1个步距后，拉移端头支架的端架，然后拉移端头支架的第二架超前架，最后拉移端头支架的第一架超前架，这样胶顺端头与超前支护完成一个循环，下一个工作循环仍然按此办法完成。 具体操作方法如下 第一步先拉移端头支架的端架 操作端头支架的端架左架控制阀，降端架左架前、中、后立柱使左架离顶，通过与转载机联接的推移千斤顶使左支架前移一个步距，行走过程中为了防止支架倒架及歪斜，在支架前、中、后顶梁及底座上设有调架千斤顶以便及时调整顶梁、底座，支架行走一个步距后，同时升前、中、后立柱及时撑顶，完成左架动作后，操纵右架控制阀，降右架前、中、后立柱使右架离顶，通过右架前端推移千斤顶使右架前移一个步距，右架行走过程中，及时调整顶梁及底座调架千斤顶使顶梁不歪斜，右架到位后同时升前、中、后立柱及时撑顶，完成端架的前移。 第二步再拉移端头支架的第二架超前架 操作端头支架的第二架超前架左架控制阀，同时降其左架各立柱使左架离顶，通过与转载机联接的推移千斤顶使左架前移一个步距，行走过程中通过调架千斤顶及时调架，防止支架倒架及歪斜，左架行走一个步距后，同时升其左架各立柱及时撑顶，完成左架动作后，操纵其右架控制阀，降右架各立柱使右架离顶，通过右架前端推移千斤顶使右架前移一个步距，行走过程中通过调架千斤顶及时调架，使顶梁不歪斜，右架到位后同时升其各立柱及时撑顶，完成第二架超前架的前移。 第三步最后拉移端头支架的第一架超前架 拉移端头支架的第一架超前架工作原理同拉移端头支架的第二架超前架工作原理相同。 机头1架与端头支架端架之间距离小于0.5m时，顶板完整时可不支护。架间距在0.5m以上，或顶板较破碎，架间坠网可在1架上工字钢，并探出1架至端头支架端架处；也可在1架架侧支设抬棚，抬棚下单体在拉移后部运输机机头前停机回撤后，在前部运输机机头后补支，并栓好防倒链。 （二）机尾（辅顺）特殊支护形式 机尾端头采用十字顶梁配合单体液压支柱进行支护。机尾端头支架与架侧铰接梁距离0.5～1.2m时，距架侧200～300mm支设单体板梁棚，柱距1.00.1m，不少于3棵。机尾端头支架与架侧铰接梁距离1.2～1.5m时，可将靠面侧的一路十字铰接梁顺延，每梁一柱，在后机尾减速器前回撤。端头支架与架侧铰接梁距离0.5m以下时，根据顶板完好程度现场确定是否支柱。 辅顺超前支护靠采面侧梁柱在机尾端头架架前回撤，正常生产期间可在采煤机割完机头、向机尾牵引时超前回撤一排。其他梁柱在切顶线处回撤。切顶线与端头架尾梁末端齐，切顶密集柱距0.50.1m，端头处必须备用两棵以上单体支柱。正常生产期间，超前或拖后回撤均不得多
展开阅读全文
