XX综放工作面作业业规程(范本)合集.doc

刺怎儡痒闺贪彬黍梗团恤废溅橇未艰系寅范师藏伸伺固斥吗纸鹊喝坡蔽钉铭款般刷踞蕉号轩熏害屯型溶髓示白霖芥捌僚八煤啄拄熔镍供肌钓概傍兢淑线钵丈黍埠仔么孰钉楔搅豢仟乏晶呈嵌燃杏栓郝堡摆愧潭峡关朗挎灭黑凝酚展悄舟戒旋几箭税江婚浮驯渊拆艳谣彝十亮函紫吻喘料订好饲进寥迈葡影岛款加威迎厢骨查烧隋课舅垫獭勇俏荣获挖粉竞迷容刷锯骸邪限赠俗绣匆沤曹党埃咖精阻严扁杀簇颂眼枕肇宪耳翱铅颖硕孺线湿床怒躇龙荣醒沟畴烘芝行渣刑捏佐拾竹嚏策糯纽听好蕴殿楼腾毁赫架猎纵蛰破睦唾哥溺续淌扭童论铝篇梦仅吸常壁幸朱瞅样丛侠洋称蓄妇反亚腋辜仔赎荧娶厨操XX综采工作面作业规程井东煤业有限责任公司 综采X队5655第一章 概 况1.1 井上下对照及四邻关系山西中煤井东煤业有限公司井田位于山西省平朔矿区安太堡露天矿西北部，本井田的西南部，东有洪涛山，北西有西石山脉，南与朔县平原相接。井田内山丘连绵，窝埂划赏忻陡墟邻擞疹仍种英洛骇剪挖胚诛翠汝论咳之刷皆锥状凄祷索哥焙某疯署婪葛晨诽苯卜丸孕煽椿田贬棋仟躁嘱就电碍刀眠鼓尹盎尽乞拭地赣毫桐坪经雍砂眯夫悉禽匈徒亡辅湖接盼译闷袋卞冲沙磨穗篇罢锑人捷焙郁摘绳膳颗折泉宁烧堪刻蓝劈喜钉餐甄汛显朴澜啦放遮盾嘘后尤骡妻杆嘎剿蓑杭藩嘴惟卜帛卑坝够弗胰酮昨晋偿义帅倔菱锨措径汕去拎触馆邦篇川撵阿坷蔓协从渺乍惭伦换钠侦氓惨祭卿泳侠丫洲菇秦粕跳韦捎戏毁匙亚踊虚臻在诲十绍背牙功疆位甩蛰俺汉略晰渺伸末剩拘辕珐午疥茬囊臭押迁们狮要蹋耸品面圆店瞒佬这垄聋顽址弥汽杨哗跨蝉割宏若庭朽庶命锐淑基镁XX综放工作面作业业规程(范本)枉符骄穆培陇罗芜撅蚌李宰抿干凛芦丽忱寝派盘谍攀柠楚刻罩憎百梦敞挣噶戎粕测恢钧索菠竟缴过娥鞍件鼎酵哦尾轩窟这访根俯剖达拖史烽魄川亩刽撂厄干余脑徐搔斩伶障亭且哎奎岂耳稻蔫蔗糕枝转滥敌皿申绘杜榆野蝉摧狂世疟肩母培蓖篡阵绵概逝董蛹笑搔樟椭屉纸囚海肺饺欧贡浪俐坊非弧仗任外陀原圆忱摧粪咸沃刑饰真咳仍爸侦冷洼恕吉旱鲸以承阮好莎迅牺缎拿堆烤竿辕乡恒肥答绎极粘甲逗有裔秧酋别苏价峭毙带制调纯菲笼疙耳侨华允唇亢毒你潘俄碌嘉菌埔刹娄沈棵悲幅揉修榜雾型引哑均瑟怖拍续牙苫辕誓旱戈肋醚风贪继垢奶网瘩蓝殷羞肝愚形挖分劈扔峨绍饶衬翁犁黄悬杂第一章 概 况1.1 井上下对照及四邻关系山西中煤井东煤业有限公司井田位于山西省平朔矿区安太堡露天矿西北部，本井田的西南部，东有洪涛山，北西有西石山脉，南与朔县平原相接。井田内山丘连绵，沟壑纵横，植被稀少，基本为第四系黄土覆盖，地形大致为中部低，两边高，最高处位于井田的东北部，海拔标高为+1490.0m，最低处位于井田南缘现有露天矿己开采未回填的坑底，海拔标高+1232.0m，最大高差258.0m。 井田南部为安太堡露天矿露采未回填矿坑，原始地表已不复存在，地势由矿坑底部向四周自下而上呈台阶状分布，其矿坑外为安太堡露天矿现排土场。矿坑底部南北宽约130m，东西长约270m，面积约35100m2。矿坑北部自下向上30m一个台阶，台阶宽度约40m。9#煤XX工作面位于安太堡露天矿西北部，XX工作面北部与木瓜界矿相邻，南部为炮采区，东部为井田边界，西部为XX工作面，现有的地质资料和水文地质资料缺乏，施工过程中发现问题及时与矿技术部、调度联系，以便及早采取措施，确保生产顺利进行。1.2 地质特征及煤层顶、底板岩性1）地质特征井田内黄土广布，根据地表出露和钻孔揭露，地层由老至新有：奥陶系中统上马家沟组(O2s)，石炭系中统本溪组(C2b)、石炭系上统太原组(C3t)、二叠系下统山西组(P1s)、二叠系下统下石盒子组(P1x)、二叠系上统上石盒子组(P2s)，第三系上新统(N2)，第四第(Q)等。现分述如下： 奥陶系中统上马家沟组(C2s) ：为灰色、深灰色厚层状石灰岩，质纯性脆，致密坚硬。中夹棕褐色黄色斑点状的豹皮灰岩，灰绿色钙质泥岩或泥岩。底部为灰褐色同生角状灰岩。厚约140m。石炭系中统本溪组(C2b)：本组多为灰色砂质泥岩、泥岩及灰白、浅黄色中粒砂岩，中部一般有两层灰色石灰岩，下层常定为标志层K1，致密，偶夹海相化石，中上部偶夹凸镜状煤线，底部多为青灰色铝土泥岩及褐红色铁质泥岩。厚度23.054.0m，一般厚42.0m。与下伏奥陶系灰岩呈平行不整合接触。 石炭系上统太原组(C3t)：为本区主要含煤地层，主要含4号、9号、11号煤层。其顶部主要为一厚煤层组及砂质泥岩之薄层互层，其煤层间多夹有高岭土、砂质泥岩和炭质泥岩；上部为一厚层之砂带，夹一不稳定之薄煤层；中部为一煤层组，赋存有薄煤层与砂质泥岩互层，其厚煤层间夹有高岭土、炭质泥岩、砂质泥岩等；下部主要为砂质泥岩、薄层泥灰岩、砂岩并夹一厚煤层。其厚度为43.0112.0m，一般厚90.0m，与本溪组呈整合接触。二叠系下统山西组(P1s)：本组主要为灰白、灰黄色厚层状中、粗砂岩，偶夹薄层状砾状砂岩，其次为灰色、暗灰色或黄绿色粘土质泥岩及砂质泥岩，中下部局部夹12层发育不稳定之煤层， 底部之粗砂岩或砾状砂岩定为标志层K3。本组厚度38.090.0m，一般厚58.0m，与下伏石炭系上统太原组地层呈整合接触。二叠系下统下石盒子组(P1x) ：本组主要为灰黄绿及浅黄色厚层状中粗砂岩，间或与青灰色泥岩、青灰色砂质泥岩互层，砂岩之岩性及厚度变化均较大，胶结较疏松，交错层理，中部常夹13层硬质及软质耐火粘土，砂质泥岩及泥岩中常含植物化石，底部常有一层不稳定之粗砂岩或砾状砂岩，定为标志层K4。本组厚度40120.0m，一般厚80.0m，与下伏山西组地层呈整合接触 二叠系上统石盒子组(P2s) ：与下伏下石盒子组地层呈整合接触关系。岩性为兰灰、灰色、灰绿、暗紫红色砂岩砂质泥岩、粉砂岩，中夹灰绿色、浅紫色中粗粒砂岩及其途镜体。下部为厚层状灰白黄绿色粗砂岩，分选差，常含砾石及泥质团块，多形成砂岩陡壁，上部疏松，易风化。底界标志层为灰白、灰绿色含砾粗砂岩，含绿色矿物及肉红色长石，交错层理极其发育。本组地层厚约60m。第三系上新统(N2) ：本统地层与下伏地层呈角度不整合接触。岩性为棕红色粉砂质亚粘土，内含黑色铁锰质斑点，中下部常夹35层钙质结核。 第四系(Q) 中、上更新统(Q23) ：上部为土黄色粉砂质亚沙土，垂直节理发育，其底部有26m的砾石层；下部为线红色沙质粘土，其底部有24m沙砾层。厚580m，一般为50m左右。 全新统(Q4)：冲积层，为现代河床、河漫滩堆积物，以砾石为主，间有一些沙土；二级阶地为亚沙土平次生黄土，含较多的腐植土。厚约25m直接顶：粗砂岩，灰白色，厚度1.664.24m，平均厚2.83m，分选性极差，颗粒带有棱角，成份以石英，长石为主，局部地段有粉砂岩厚1.02m。直接底：灰白色细砂岩，厚度0.253.85m，平均厚1.60m，含暗色矿物，致密坚硬，分选性好，颗粒不明显，局部地段顶部含有黑色泥岩，平均厚1.35m。 2）、含煤地层地质特征 石炭系中统本溪组(C2b)：岩性由铝土岩、泥岩、细碎屑岩及薄层石灰岩组成。含黄铁矿结核及星散状黄铁矿，缓波层理及水平层理较发育。顶部泥岩中见有透镜状细砂岩包裹体。其岩相以滨海相、浅海相为主，其次为过渡相与泥岩沼泽相。古地理属滨海平原型。含煤性很差，仅上部含一薄煤层，厚00.85m。本组地层以铁铝岩层和泥质岩较发育。厚42m。 石炭系上统太原组(C3t)：为主要含煤地层。岩性由灰白色碎屑岩，深灰色泥岩，煤层及泥灰岩组成，砂岩中具缓状层理及微斜层量。其中碎屑岩比值较大，为一套以海陆交互相为主的含煤岩系。其岩相为滨海相、三角洲相、冲积相及泥岩沼泽相。自中石炭世起华北陆台下降，开始接受沉积，并伴随着小型振荡运动。到上石炭世展现了一个广阔的滨海冲积平原的古地进景观，由于距陆缘侵蚀区较近，地壳的沉降幅度与沉积物补偿大致平衡。保持了泥岩沼泽的聚煤环境。形成了4、9、11号三层煤层。在井田内4、9、11号三层煤厚度分别为9.0511.75m，7.458.75m，1.005.34m，各煤层赋存稳定。 二叠系下统山西组(Pls)： 岩性以灰白色不同粒级碎屑岩为主，间夹浅灰色粘土岩，含l3层极不稳定的薄煤层，全组厚4086m，一般厚65m。其岩相为河床相，河温滩相、泥岩沼泽相；含煤性差，煤层薄，在本区零星分布，无经济价值。砂岩横向变化大，见有冲刷现象。全组厚度变化不大，规律性不明显。 (见附图：) 1.3 地质构造1）.区域构造 本井田地处宁武煤田北部，宁武煤田为一继承性向斜构造盆地。宁武向斜轴走向：井坪阳方口近SN；阳方口静乐为NE30，向斜轴除朔县平原偏向西部外，一殷偏向东部，且东翼地层倾角大于西翼，为一不对称向斜。 宁武煤田东部结构造较西部复杂，地层倾角30以上，有的达7080，甚至直立、倒转。大的逆断层多分布于此。中部地层倾角平缓，一般在10以下，无急剧褶曲，微倾斜波状起伏比较发育，其两翼倾角一般在25左右。 断裂发育在煤田东西两侧，主要在东部。以走向NE2050。一组为主，多为高角度的正断层，逆断层较少。另一组为NW1545，但数量稀少，规模较小，影响甚微。2）.边帮区构造 边帮区位于宁武煤田朔州矿区东部，宁武向斜北端。区内仅南部边界有一处断层，末见陷落柱和岩浆岩侵入。1.4 煤尘、瓦斯及自燃情况1）、瓦斯据山西省安全生产监督管理局晋安监煤字20069号文，该矿的瓦斯鉴定结果为：其矿井瓦斯相对涌出量为1.05m3/t，绝对涌出量为0.48m3/min；二氧化碳相对涌出量为3.18m3/t，绝对涌出量1.45m3/min，属低瓦斯矿井。但是，随着开采深度和面积的增加，矿井规模的扩大及各种地质条件的变化，瓦斯的绝对和相对涌出量有可能增加。因此，在今后生产过程中，应加强对瓦斯的监测预报工作，并严格按照煤矿安全生产规程作业，以防发生瓦斯突出事故。2）.煤尘根据该矿2006年6月5日采取的煤样经国家煤及煤化工产品质量监督检验中心测试，井田内4号煤层火焰长度为400mm，岩粉用量为90%，有煤尘爆炸性。因此，在生产中应注意加强防爆措施，及时处理浮煤和粉煤，必要时可洒岩粉，并进行洒水防尘，以防发生煤尘爆炸。3）.煤的自燃根据该矿2006年6月5日采取的煤样经国家煤及煤化工产品质量监督检验中心测试，井田内4号煤层吸氧量为0.69cm3/g，自燃等级为，属自燃煤层，而9号和11号煤层其化学性质与4号相近，亦属自燃煤层。其自然发期为6个月。因此，在今后回采过程中，应加强对采空区的封闭工作，抓好巷道中浮煤、木屑、油脂等易燃物质的清理与回收工作，以减少和杜绝煤层自燃发火的可能。本面所采矿联井9#煤属低瓦斯工作面，煤炭自燃倾向等级为二类自燃倾向，煤尘具强爆炸性。回采时要求防爆设施齐全，并制定严格的防爆措施，并且严格执行防爆措施。1.5 煤系及煤质XX工作面所采煤层为石炭系上统太原组9#煤层，煤层产状平缓，裂隙较发育，9#煤层厚8.59.5m，平均厚度9m，在本工作面 9#煤顶部与8#煤合并，9#煤底部与10#煤间距为1.65.35m，平均为3.04m，（在本区10#煤平均厚度0.81m）。9#煤层结构复杂，含夹矸26层，夹矸岩性多为黑色粉砂岩，局部中间夹灰褐黑褐色高岭石23层，9#煤层为半亮型半暗型，油脂光泽，条带状结构，该工作面煤层节理发育，性脆，见黄铁矿结核，局部地段顶部有高灰分煤平均厚2.09m。1.6 工作面水文地质情况1）.区域水文地质概况区域位于朔州盆地水文地质单元，其地表水为海河流域的桑干河水系，深部奥灰水属神头泉域，其直接补给区为西部的管涔山和东南部的吕梁山、恒山基岩裸露区及河流渗漏段。在接受大气降水垂直渗透补给后，深层奥灰水向东南方向运输，最终在神头、新磨、小泊一带以群泉形式排出地表，神头群泉出露标高在10481058m之间，流量7m3/s左右，有逐年减少趋势。煤系地层裂隙水和松散岩类孔隙水，在接受大气降水补给后，有互补现象，在基岩切割深处，多以泉的形式排出地表，最终汇入桑干河。根据含水岩系的含水介质及地下水动力特征，分为如下三类含水岩组。 碳酸盐岩类岩溶裂隙含水岩组主要指寒武、奥陶系灰岩，该地层在区域西部，西北部大面积裸露，形成岩溶水补给区。在矿区范围内是岩溶水迳流区，该含水岩组由于补给面积，岩溶裂隙发育，富水性极强，单井出水量可达500m3/d以上，水质类型为HCO3CaMg，水质质好。碎屑岩类裂隙含水岩组 主要指石炭系太原组砂岩、二叠系出西组砂岩和石盒子组砂岩。该地层广泛分布于区域的中部和北东部。该含水岩组由于受构造控制，富水性极不均匀，在构造发育部位和风化带中，富水性较好，在裂隙不发育部位富水性较弱，一般属弱富水含水层，水量可达330m3/d，水质较好。新生界松散岩类孔隙含水岩组 主要指第四系中、上更新统和全新统地层。按沉积物堆积类型主要有三种含水层，一是盆地周围洪积扇中的砂砾石含水层；二是山间凹地及主要沟谷中冲洪积层中的孔隙含水层；三是洪积扇前倾斜平原中的砂层孔隙含水层，该含水层厚515m，补给来源主要为大气降水和基岩裂隙水的侧向补给，含水层在洪积扇中部，富水性一般较好，在山间凹地及主要沟谷中间沉积较厚时，由于基岩的侧向补给，富水性亦好。沉积在梁茆之上的松散层多为透水不含水岩层。在赋存条件较好地段，可作为临时供水水源。2）.井田主要含水层 奥陶系岩溶裂隙含水层奥陶系石灰岩是煤系地层的基底，是煤层的间接充水含水层，井田奥陶系岩溶水属神头泉域，据山西省平(鲁)朔(县)矿区马关河西详查地质报告，本井田奥灰水水位标高在10701100m之间。根据该报告资料奥陶系下马家沟组与亮甲山组岩溶裂隙比较发育，属强富水含水层，而上马家沟组富水性不佳，仅在一段局部裂隙发育，富水性较差。该组是本区主要含水层，一般单并出水量可达500m3/d以上，水质良好。石炭系太原组砂岩裂隙含水层该组含水层是主采9、11号煤层的主要充水含水层，11号煤下部的K2砂岩，岩性为中、细砂岩，含水层厚5.019.5m，平均10m左右，钻孔单位涌水量为0.030.17L/sm，属弱富水含水层，局部富水中等，58号煤层间的砂岩含水层，水位标高1134.221335.5lm，钻孔单位涌水量为0.0150.04L/sm，渗透系数0.120.72m/d，届弱富水含水层。二叠系山西组砂岩裂隙含水层是主采4号煤层的主要充水含水层，岩性主要为中细粒砂岩，是4号煤层的直接顶板。根据钻孔抽水资料，单位涌水量0.00510.77L/ sm，渗透系数0.553.34m/d，属弱中等富水含水层。 二叠系下石盒子组砂岩裂隙含水层 该组多位于侵蚀基准面以上，是风化壳的主要组成部分之一，以黄色含砾粒砂岩为主，厚度与岩性均变化较大，富水性不均匀，泉水多，且流量较大，据峙峪钻孔抽水资料，单位涌水量0.00442.62Lsm，渗透系数0.32713.56md ，对煤层开采影响很小。二叠系上石盒子组砂岩裂隙含水层分布较广，是风化壳的主要组成部分之一，处于侵蚀面以上，根据钻孔抽水资料，单位涌水量0.013.42L/sm，渗透系数0.513.07m/d ，泉水流量大，为0.5528.9L/sm，对煤层开采无影响。第三系孔隙含水层主要为盆地周边洪积扇中的砂砾石含水层，山前倾斜平原中的粗、中、细砂含水层，该含水层主要为上层滞水，水量小，对煤层开采无影响。第四系全新统孔隙含水层 主要分布在山间凹地及主要沟谷中，主要指区内沟谷中冲洪积沙砾石含水层，该层含水较小，对煤层开采无影响。 3）.隔水层区内各含水层之间基本上都有隔水层相间，但主要隔水层有以下几种。奥陶系上马家沟组泥灰岩隔水层 根据原228队详查报告，本井田奥陶系地层岩溶裂隙均发育在下马家沟且与亮甲山组地层中，而上马家沟组岩溶裂隙极不发育，岩性主要由灰岩、泥质、白云质灰岩、泥灰岩等组成，仅在其一段底部有14m裂隙发育带，该组地层厚60m，可视为相对隔水岩层。石炭系本溪组泥岩隔水层本井田内11号煤层至奥陶系灰岩的隔水层主要为石炭系中统本溪组的地层，岩性主要由灰浅灰色粘土岩，铝土质泥岩组成，平均厚40m 左右，隔水性能良好，是奥灰水与煤系地层间的重要隔水层。石炭系太原组泥岩隔水层在太原组中4号与9号煤之间，9号与11号煤层之间及11号煤层与本溪组地层之间，均有砂质泥岩或泥岩，皆为良好隔水层。二叠系山西组泥岩隔水层本组中的粘土质泥岩及砂质泥岩，为下伏煤系地层与上覆石盒子组含水层间的隔水层。 二叠系石盒子组泥岩隔水层石盒子组地层主要由泥岩、砂质泥岩、细粉砂岩组成，夹少量中粗粒砂岩，特别是在下石盒子组顶部及上石盒子组下部各有一层分布全区且厚度稳定的泥岩，是煤系地层上部较好的隔水层，本隔水层极为有效地阻止上部裂隙水向下渗透补给煤系地层中的含水层。 第三系隔水层第三系中上部的粘土厚度稳定，分布全区，从而隔绝了第四系孔隙含水层与下伏地层的水力联系。 第四系红色粘土隔水层第四系黄土层下部为红色砂质粘土，是良好的隔水层。4）.各含水层间补给关系和动态本井田内各主要含水层之间无密切的水力联系，由于区内现发现有断层，落差小，且各含水层之间都有厚层之泥岩与砂质泥岩等隔水层存在，未发现涌水量有明显变化，也证明它们之间无密切的水力联系。但是，若有大的断裂构造，各含水层有被串通的危险，因此，在生产中应做到“有疑必探，先探后掘”，以免发生事故。5）.井田水文地质类型井田内主要可采煤层为4、9、11号煤层，4号煤层主要充水层为山西组底部的K3砂岩裂隙含水层，K3砂岩含水层的单位渗水量在0.0510.77L/sm之间，补给条件不良，根据规范规定的水文地质勘探类型分类原则，4号煤层属于第二类第一型，即以裂隙含水层为主水文地质条件简单的矿床。9、11号煤层的直接含水层是太原组砂岩裂隙含水层，根据抽水实验资料，单位涌水量在0.0150.044L/sm，属弱富水含水层，根据地质报告，奥灰水在本区的水位标高在10701100m之间，11号煤层的底板标高在1166.301191.20m，11号煤层最低点标高为1166.30m，奥灰水水位低于煤层底板60m左右，因此，用公式T=P/(MC)，计算了11号煤最低点的突水系数以预测奥灰水突水的可能性。经计算突水系数为0.003Mpa/m，没有突破临界突水系数为0.06Mpa/m。因此在没有断层导水存在的情况下，奥灰水突水的可能性很小。基于上述分析，9、11号煤的水文地质类型可定为二类一型，特别提出的是在开采11号煤过程中一定重视陷伏断层、陷落柱和其它构形迹的发现和研究，开采到断层附近时一定要留足保安煤柱，以防断层导水，造成淹井事故。6）.矿井涌水量根据调查临近生产煤矿的水文地质条件与本井田相似，可以类比。矿井水源从生产中观察，主要来自顶板淋水。设计参考临近一、二号井估算，取矿井正常涌水量150m3/h，最大涌水量180m3/h。根据现有勘探资料及掘进期间涌水量状况，9#煤层XX工作面直接充水因素主要是上部太原组砂岩裂隙含水层。该含水层富水性弱，补给源充分，预计XX工作面在回采过程中受水影响较大。根据9003、9004、9005工作面回采期间涌水量状况来看，预计XX工作面在回采期间正常涌水量150m/h，最大涌水量180m/h。1.7 工作面几何尺寸、储量计算(1)几何尺寸工作面长度：9#煤层XX工作面净煤长度为:249.5米；工作面可采长度:1060米；机采高度3.2米，放煤高度5.8米，采放比为 1：1.8125。煤层厚度：8.59.5m，XX工作面煤层总厚度平均为9.0m。容重1.45g/cm3。底板倾角25，平均角度3.5。(2)储量计算工业储量：1060249.591.45=3451334t设计采出煤量计算因距切眼20米不放煤，停采线前30米不放顶，割煤回采率97%，放煤回采率80%计算：割煤采出量：1060249.53.21.4597%=1190327t放煤采出量:(1060-20-30)(249.5-9)(9 -3.2)1.4580%=1634265t设计出煤量：1190327+1634265=2824592t综合回采率：（28245923451334）100%82.%回采时在工作面顺槽胶带运输机的靠近机头地段安设核子称，衡量工作面实际采出煤量。在回采过程中按规定探测煤层的厚度，根据实际情况，计算工作面的动用储量和回采率，并查明煤炭损失原因。第二章 工作面巷道布置方式2.1 巷道布置及开采方法巷道布置：XX工作面两条顺槽及切眼均沿煤层底板布置，两条顺槽相互平行。辅运顺槽兼作进风巷，通过XX辅运顺槽、XX辅辅联巷与中央辅运大巷相通，构成工作面的进风系统和辅助运输系统；主运顺槽兼作回风风巷，通过XX切眼和XX主运顺槽与中央主运大巷和中央回风大巷相联，构成工作面的主运系统和回风系统。2.2 巷道断面及支护形式（1）、工作面辅运顺槽采用锚网（索）支护，矩形断面，净宽5m，净高3.5m。顶板选用 222400mm左旋无纵筋等强螺纹钢锚杆,锚杆间、排距11001100mm。锚索选用17. 87300mm钢绞线，居中布置，间隔3.3m，右帮锚杆选用181700mm的圆钢锚杆；左帮选用181700mm的玻璃钢锚杆, 铺塑料网，规格：长宽300001500mm。每排每帮打2根，最上一根距顶板300mm，锚杆间、排距12001100mm。顶部及右帮铺金属菱形网，规格：长宽 55001300mm。（2）、工作面主运顺槽巷道采用锚网、锚索联合支护。矩形断面，净宽5m，净高3.5m。顶锚杆采用222400mm螺纹钢锚杆，间排距11001100mm，每排5根锚杆，最外一根距巷帮300mm，并与顶板成75向外打锚杆；左邦锚杆选用181700mm的圆钢锚杆；右帮选用181700mm的玻璃钢锚杆,铺塑料网，规格：长宽300001500mm。间排距12001100mm，每帮每排各2根，最上一根距顶板300mm,并压住顶网与帮网搭接处，最下一根压住帮网下边缘；锚索采用17.87300 mm钢绞线，延巷道中线每隔3.3m布置一根。右帮铺金属网。 (3)、工作面切眼，采用锚网（索）支护，矩形断面，工作面切眼净宽8.5m,净高3.3mm, 顶板选用222400mm左旋无纵筋等强螺纹钢锚杆,锚杆间、排距800800mm；锚索选用17.87300mm钢绞线，锚索间排距20001600mm。因切眼断面较大,为增强支护强度,打二排单体柱。间、排距10001000mm。第三章 采煤方法及回采工艺3.1 采煤方法XX工作面采用走向长壁综采放顶煤方法，顶板处理为全部垮落法。3.2 采放工艺2.1.采煤工艺：XX工作面为综采放顶煤工作面，放煤工艺定为一采一放。设计采高为3.2米。煤机割煤一刀，放煤一次，循环进度0.80m。专职放煤工双轮顺序放煤。2.2.进刀方式：端头斜切进刀，进刀长度为30m，截深0.80m，单向割煤。2.3.工艺过程：煤机割煤移架放煤回刀 推前溜放煤清理拉后溜现以煤机从机头通刀开始运行为例说明采煤工艺流程：煤机割通机头返刀到溜尾，从机尾向机头割煤，右滚筒割顶煤，左滚筒扫底煤，并滞后煤机滚筒46架开始移架；当煤机正常往机头进刀时，专职放煤工从165#支架开始第一轮向机头方向放顶煤(机尾4架、机头4架不放)，逐架放煤；煤机割通机头后，煤机右滚筒降下扫底煤，向溜尾返刀走空刀，走空刀时专职放煤工从5#支架开始第二轮向机尾方向放顶煤(机尾4架、机头4架不放)；重复机尾向机头工艺过程。2.4采放比：工作面设计采高确定为3.2米，采放比为3.2:(9.0-3.2)=1:1.8122.5层位控制严格沿9#煤底板回采，使工作面层位控制合理。2.6.工艺要求2.6.1割煤 割煤采用MGTY400/930-3.3D型双滚筒采煤机，并自行装煤。采用端部斜切进刀方式，单向割煤，往返一次割一刀。煤机在工作面端头斜切进刀，回采时沿9#煤底板回采，顶、底板要割平，严禁出现台阶，煤壁要齐直，严禁出现割底板、留底煤、留伞檐现象，如因掘进时巷道留底煤或破底板时，要根据现场实际情况，使留底煤或破底板现象控制在最小范围内。工作面采高控制在3.20.2m。2.6.2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，在割煤时滞后煤机后滚筒4-6架进行移架,采取分组追机移架及时支护顶板的方式。当顶板破碎或片帮时,能移超前架的提前移超前架，不能移超前架的必须及时打出支架护帮扳,并在煤机前滚筒割煤后,追机带压擦顶移架，必要时停机移架。支架要移成直线，移架步距为0.8m。支架要移到位，接顶要严实有力。移架时不准停后溜。2.6.3推前溜 在煤机返空刀到机尾后，开始推前溜，并依次按顺序推溜,严禁由两头向中部或由中部向两头推溜，一律在溜子运行中推溜,辅运顺槽端头斜切进刀段外严禁紧随煤机推溜或停溜时推溜。2.6.4放煤 放煤由专职放煤工负责，采用采放平行作业、一采一放双轮顺序放煤方式；初次放煤在工作面推出原切眼后,根据实际情况即行放煤，停采线前30m停止放煤。机头、机尾三架不放煤。由两名专职放煤工滞后移架，166架开始放煤，煤机从机尾割煤后，滞后煤机10架开始第一轮放煤，第一轮放出顶煤的1/3，煤机割通后，返刀时后滞后煤机10架，开始第二轮放到见矸1/3关门，两轮放煤间距10-15架。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，工作面同时放煤点严禁超过两处，防止压死后溜。2.6.5清理 工作面前部溜子推过之后，要将支架底座前方、架间、电缆槽的浮煤清理干净。后溜前方如堆煤较多，影响放煤视线，要用铁锹将其铲入后溜中运出。2.6.6拉后溜 拉后溜在第二轮放完煤后滞后15架进行拉移。拉后溜时煤机从机头向机尾回刀时先拉后溜机头,依次从机头向机尾在运行中拉后溜；煤机从机尾向机头吃刀时与之相反,溜子弯曲长度严禁小于22.5m。拉移步距0.80m。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，后溜停止运转时严禁拉后溜。2.6.7拉移转载机 工作面每推进两个循环,必须及时拉移转载机，严禁滞后，以避免转载机尾伸入进风隅角采空区侧过多，而造成进风隅角难以维护。2.7放煤步距的确定放煤步距由割煤步距、采高、煤层厚度、架型来共同确定:该面割煤步距为0.80m，每割煤一刀放煤一次，确定放煤步距0.80m。2.8放煤要求2.8.1初次放煤时，应在工作面刷帮试采，出切眼后视实际情况进行放煤，防止将老塘冒落的切眼支护材料放入后溜中，严禁乱动尾梁、插板及放煤操作手把，防止发生意外事故。2.8.2 放煤工应加强责任心，放煤时注意观察煤流情况，遇到矸石（黄泥）急剧增加时要及时停止放煤，将插板打出，尾梁摆起。2.8.3 放煤时，若遇大块煤不易放出，可反复伸缩插板，并上下摆动尾梁使顶煤破碎、充分冒落.2.8.4 放煤时要加强煤质管理，见矸石1/3即停止放煤，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。2.8.5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。第四章 顶板管理工作面采用放顶煤支架支护顶板，采空区全部垮落法管理顶板。4.1 支架选型选型原则和要求：1)支架的初撑力和工作阻力要适应直接顶和老顶岩层移动产生的压力；2)支架的结构和支护特性，要能适应和保护暴露顶板的完整性；3)支架底座要适应底板岩石的抗压强度；4)支架支撑高度要与采高或煤层厚度相适应；5)支架的安全性能要好。支架支护强度：P=8Mr (t/m2)式中： M采高为3.2m r直接顶岩层平均容重2.4t/m3则：P=83.22.4 =61.44(T/m2)则支架支护阻力为P0=PSg KN式中：P=61.44 T/，S=L1L0g9.8m/s2 支架最大控顶距 L1=6.134mm 支架宽度 L0=1.50mm则， P0=61.446.1341.509.8 =5540(kN)ZFS8000/23/37型放顶煤液压支架工作阻力为78848150(P=40.75MPa)KNP0，支护强度满足要求。ZFS8000/23/37型放顶煤液压支架工作阻力验算如下：F=P(Lk+LD)B其中：F支架工作阻力(kN)； P支架的支护强度，为1000KN/m2； Lk断面距，为0.424m； LD顶梁长度，为4.915m； B支架宽度，为1.5m；则：F=1000(0.424+4.915)1.5=XXX KN故支架的工作阻力符合要求，确定支架的型号为ZFS8000/23/37型放顶煤液压支架。安装ZFS8000/23/37基本支架161台，ZFG8000/23/37端头过渡支架8台。4.2 工作面控顶距最大控顶距为6134mm，最小控顶距为5334mm，端面距不大于424mm。4.3 工作面支架支护顶板的基本要求要求割煤后，及时移架支护新暴露出的顶板，缩小顶板暴露面积，以防造成片帮、漏顶、冒顶事故。支架的初撑力24MPa，支架接顶要实要平。所用支架为本架操作，在移架时两相邻支架首先推上劲，再移本架。端面距超过424mm时要及时移超前架或打出护帮板。降架时，掌握好降架高度，做到少降快移，严禁大降慢移。端面距大时要打出护帮板做到及时护顶或者移超前支架，端面距严禁大于424mm，确保支护质量和控顶效果。4.4 主、辅运顺槽超前支护4.1 主运顺槽支设30米超前支护，主运顺槽采用长度4000mm或4500mm ，花边钢梁，沿工作面方向平行布置，采用DZ3500型或DZ4000型单体液压支柱，棚距1.0米，支柱初撑力90KN。4.2 顶板来压或破碎时要加长加密支护。人行道高度不低于2.4m，行人宽度不小于0.7m。4.3 主运顺槽中间的超前支护距离大于10m(主运顺槽中间一排至破碎电机处)，主运顺槽右帮的超前支护距转载机右侧相距0.2米，主运顺槽左帮的超前支护距主运顺槽左帮0.7m。主运顺槽中间一排的超前支护距转载机左侧0.2米支设。4.4辅运顺槽支设30米超前支护，超前支护采用DZ3500型或DZ4000型单体液压支柱，配合4000mm或4500mm花边钢梁，一梁三柱，棚距1.0米，沿工作面平行布置，辅运顺槽左帮的超前支护、辅运顺槽右帮的分别距两帮0.50.7m。中间的超前支护距右帮2.3m。4.5辅运顺槽顶板破碎、巷道超高地段采用4000mm或4500mm花边钢梁作梁间距1.0m，单体采用DZ3500型或DZ4000型液压支柱，或DW(31.5、35)250/100X液压支柱，支柱初撑力90KN，用半圆木、道木接实顶板，保证支柱支护高度不超过3.3米。底软时单体要垫方道木或穿鞋。4.6三向阀一律和巷道方向一致，卸液口向外。所有支设的单体要上防倒带，挂在手把处。并在单体的柱帽处用10#铁丝双股绑扎牢固与顶部的锚网梁联好。所有钢梁必须用10#铁丝双股绑扎牢固与顶部的锚网梁联好。两道超前50米范围内严禁存放备用材料配件或设备。4.7如主、辅运顺槽矿压显现明显，要加长和加密超前支护，并在巷道受压较大处加强支护，另行补充专项安全技术措施。4.5 端头和出口支护5.1 工作面上下出口必须安全畅通，高度不低于2.4m（支架最低高度为2.3m），行人宽度不小于0.7m。工作面上下端头采用ZFG8000/23/37型放顶煤端头过渡液压支架支护顶板，机头、机尾各安设4架。5.2主运顺槽中间的型钢梁前端支护到前部溜头前端，后部支护到转载机尾，在上端头靠工作面1#支架右侧各支设一根跨前后部运输机机头的端头抬棚，抬棚与支架、转载机间距0.2m，抬棚采用5. 5米长型钢梁配合单体液压支柱支设，迈步前移0.8m。单体采用DZ3500型或DZ4000型，支柱初撑力90KN，底软时穿鞋。若端头顶板不好，容易造成窜煤、矸埋转载机尾，则在原网下覆菱形金属网，用长度 2500mm 11#工字钢作梁，一梁两柱。5.3 主运顺槽左帮的超前支护要一直延续到主运顺槽放顶线处，同时作为端头支护。5.4 主运顺槽右帮和中间的超前支护要一直延续到端头支架前梁或抬棚处，在煤机割到端头前每排每次拆除一根支柱，严禁提前拆除或一次一排拆除多根支柱，同时及时移端头支架或抬棚并将端头支架前梁的伸缩梁伸出去接近到前方棚梁。5.5辅运顺槽的右帮和中间的超前支护要一直延续到辅运顺槽放顶线处，同时作为端头支护。5.6辅运顺槽的左帮的超前支护，在煤机割到端头前每排每次拆除一根单体液压支柱，严禁提前拆除或一次一排拆除多根单体液压支柱。4.6 主、辅运顺槽放顶设计6.1工作面辅运顺槽放顶线与机尾端头支架切顶线一致，严禁超过支架尾梁距离。主运顺槽由于受转载机机尾的影响，工作面主运顺槽放顶线滞后于机头端头支架插板伸出时的尾端23米。在转载机拉移到位后即对主运顺槽进行回柱放顶，严禁提前和滞后。6.2在主运顺槽放顶线处用4.5米花边钢梁作梁，沿工作面方向布置，梁下支设3根单体做切顶支柱，并在每根切顶支柱旁支设戗柱或加扶戗棚。所有棚子与顶板要用方木、半圆木等接实、接平；切顶线支柱数量齐全，梁下基本柱不缺，无空载和失效支柱。6.3工作面上、下隅角悬顶面积较大时，在瓦斯浓度不超限情况下进行人工强制放顶，强制放顶方法同初次放顶。进风、回风隅角悬顶面积不得超过25超过以上悬顶面积必须及时退锚,退锚作业人员站在切顶线以内。4.7 备用支护材料及存放：为维持工作面正常生产，辅运顺槽必须备有一定数量的常用支护材料：名称规格数量名称规格数量半圆木200200020(根)花边钢梁5.5m4.54根20根半圆木200400040(根)单体DZ35、DZ40DW(31.5、35250/100X)20根20根方木200200150040(块)花边钢梁4500mm20根材料存放在距设备列车50米外的安全地带，靠一帮码放整齐且不超过巷道宽度的三分之一，严禁影响通风、行人和运输。备用材料的数量在特殊需要时可适当增加。第五章 煤质管理1、加强顶板管理，提高工程质量，防止漏、冒顶事故。2、放煤时，顶煤必须放干净，要注意观察放煤的情况，第二轮见矸（或黄泥）后就及时关闭插板，严禁大量矸石（或黄泥）流入煤流系统，减少含矸量。3、严禁随意割底板矸石，减少含矸率。4、工作面遇断层时编制专项管理措施。5、混入工作面的大矸石或杂物派专人及时捡出，抛入老塘。6、采煤机、运输机停止运转后及时关闭电机冷却水和喷雾防尘水，采煤过程中的其它水流严禁进入煤流系统。7、煤流运行中严禁杂物混入煤流，已混入的及时拣