煤矿采煤工作面作业规程2.doc

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1、编号：LG-CM-E21041-2013-3郑 煤 集 团 公 司芦 沟 煤 矿采 煤 工 作 面 作 业 规 程工作面名称：东21041工作面编 制 人：刘 洪 梅施 工 队: 采 煤 一 队总工程师： 薛 国 学批准日期：2013年12月10日采面名称东21041工作面会审时间2013年12月10日会审地点矿调度室一楼会议室部 门职 务意 见签 字生产科副科长同 意李红朝安质科副科长同 意普振华调度室副 总同 意秦 迎通风科科 长同 意张小旺地测科科 长同 意张 超机电科科 长同 意闫保善供应科科 长同 意杜爱军采一队队 长同 意吴付喜采二队队 长同 意罗仁彬生产矿长同 意赵留现安全矿长同

2、 意关永龙机电矿长同 意王志军总工程师同 意薛国学会审意见表会审意见：1、该面局部煤层较厚，应加强瓦斯抽放，回采期间，控制好放煤量和放煤口个数，坚持单口间歇移架作业，严防瓦斯超限作业。2、该面下段比上段长出30m，应调斜回采，保证上下头同时推进至停采线。目 录第一章 概 况1第一节 工作面位置及井上下关系1第二节 煤 层1第三节 煤层顶底板2第四节 地质构造2第五节 水文地质3第六节 影响回采的其他因素4第七节 储量及服务年限5第二章 采煤方法6第一节 巷道布置6第二节 采煤工艺7第三节 设备配备13第三章 顶板控制14第一节 支护设计14第二节 工作面顶板控制19第三节 上下付巷超前支护及端

3、头顶板控制21第四节 矿压观测23第四章 生产系统24第一节 运 输24第二节 “一通三防”与安全监控25第三节 排 水30第四节 供 电31第五节 通信照明36第五章 劳动组织和主要技术经济指标39第一节 劳动组织39第二节 作业循环39第三节 主要技术经济指标39第六章 煤质管理41第七章 安全技术措施43第一节 一般规定43第二节 顶 板45第三节 防治水52第四节 爆 破53第五节 “一通三防”及安全监控57第六节 运 输60第七节 机 电67第八节 其 他73第八章 工作面区域安全避险系统77第九章 灾害应急措施及避灾路线80 第一章 概 况第一节 工作面位置及井上下关系工作面位置及

4、井上下关系见表1-1表1-1 工作面位置及井上下关系表水平名称-150采区名称东21采区地面标高（m）210+225井下标高（m）-102.1-146.7地面相对位置该面地表为农田，西部为赵寨北沟，沟深1020m；地势西高东低，呈阶梯状分布。回采对地面影响该面回采后地表会出现沉陷，对农田灌溉有一定的影响。井下位置及与四邻关系该面东至东21回风上山保护煤柱，西至14补54钻孔附近，南部有已回采的东21061工作面采空区，北部35m处为李家窝正断层。走向长（m）155234倾斜长度（m）158178面积（）31988194.5168第二节 煤 层工作面煤层情况见表1-2 表1-2 煤层情况表煤层厚

5、度（m）3.08.0煤层结构整体结构简单局部有夹矸煤层倾角（）5225.513开采煤层二1煤层煤 种无烟煤稳定程度不稳定煤层硬度系数（f）1.0绝对瓦斯涌出量（m3/min）1.53.5相对瓦斯涌出量(m3/t)1.33.0煤层情况描述该面煤层赋存不稳定，厚度3.08.0m，呈黑色粉沫鳞片状，块状具玻璃光泽；受地质构造影响，局部小断层发育，煤层顶底板起伏较大，受F9、F11、F16 、F20断层影响，断层附近煤厚变化较大。煤质情况见表1-3表1-3 煤质情况表M（%）A（%）V（%）QDTg（卡/克）FC（%）S（%）Y工业牌号2.623.648.6960890.43无烟煤该面在掘进期间揭露F

6、9、F11、F16 、F20正断层，预计在回采期间会出现打顶打底现象，造成外在灰分增加，对煤质有一定的影响。第三节 煤层顶底板工作面煤层顶底板情况见表1-3表1-3 煤层顶底板情况表顶底板名称岩石名称厚度（m）岩性特征顶板老 顶中粒砂岩15.0灰白色中、细粒砂岩，以石英、长石为主，具斜层理；中部夹有薄层黑色泥岩，裂隙发育方解石脉。直接顶砂质泥岩6.4灰黑色，富含植物化石，发育薄层状砂质泥岩。底板直接底砂质泥岩12.4深灰色泥岩，上部发育丰富的植物化石，下部致密坚硬，裂隙内有黄铁矿结晶。老 底L78灰岩13.0灰黑色厚层状灰岩，含蜓蝌动物化石，层面发育方解石脉，致密坚硬，局部含燧石。图1-1：工

7、作面地层综合柱状图（附后）第四节 地质构造一、断层情况及其对回采的影响工作面断层情况见表1-4表1-4 断层情况表地质构造情况构造名称走向（）倾向（）倾角（）性 质落差（m）影响程度F9290206036正断层2.0打顶打底F112902050正断层2.0打顶打底F1626335360正断层1.0无影响F2025034075正断层7. 0打顶打底二、褶曲情况及其对回采的影响无三、其他因素对回采的影响 无第五节 水文地质一、含水层的分析1、顶板水该面南部的东21061工作面和东部的东21031工作面在回采期间均无顶板水；在掘进该面上中下付巷期间有少量的顶板滴淋水，预计回采期间会有少量的顶板砂岩水

8、，无大的水患威胁。2、底板水根据该面物探资料显示，工作面整体表现为高阻区，仅在下付巷的浅部有小范围的低阻区。该面最低标高-146.7m，依据水1孔资料显示，L1-4灰岩水位标高为+45m，与煤层底板的层间距为59.4m，最大水压值为1.92MPa，由公式T=P/M计算出突水系数为0.032MPa/m；依据-15水文孔和长观6孔观测资料显示，奥陶纪（O2）水位标高在+65m，最大水压值为2.1MPa，与煤层底板层间距为90.4m，同理计算出突水系数为0.023MPa/m，两者均小于临界突水系数。该面南部的东21061和东21081采空区，有水时会顺采空区流走；且东21081流水巷对L7-8灰岩水

9、长期进行着疏放，水量已由开始的30m/h减小为1.0m/h ，底板L7-8灰岩水绝大部分已得到疏放，预计回采期间底板水无水患威胁。但L7-8灰岩段由于加固底板时大部分以套管封闭，预计薄弱段会有少量底板水。3、断层水该面上付巷紧邻李家窝正断层保护煤柱线，经计算已预留35m保护煤柱。在掘进期间揭露了F9、F11、F16 、F20断层 。根据物探成果图显示，整体表现为高阻区，为了确保安全回采，已针对断层F9和F20设计了3个钻场17个孔注浆加固钻孔，所有钻孔单孔涌水量水量均小于10m/h，检验孔涌水量小于3 m/h，经加固改造后，预计断层水对回采无影响。二、其他水源的分析1、老空水该面下付巷沿空送巷

10、， 东21061工作面在回采期间没有受到底板水的影响，且该面最低标高高于东21061工作面采空区且下付巷口处空区水正常疏放，流量3 m/h左右，因此东21061工作面老空水对该面回采无影响；位于该面东部的东21031工作面在回采期间无水，中间有东21上山煤柱作为间隔，对回采也无影响。2、钻孔水工作面内有14-补54水文观测孔，根据资料显示为封孔质量良好。三、工作面涌水量综合上述该面正常涌水量为3.0m3/h，最大涌水量为10m3/h。第六节 影响回采的其他因素一、影响回采的其他地质情况见表1-5 表1-5 影响回采的其他地质情况表瓦斯低瓦斯矿井，绝对瓦斯涌出量：1.33.0m3/min；相对瓦

11、斯涌出量：1.53.5m3/t。CO2低CO2矿井，涌出量较小煤尘爆炸指数无爆炸性煤的自燃倾向性不易自燃地温危害无冲击地压危害无二、地质部门的建议1、要加强对通风设施的检查维护和煤层瓦斯疏放工作，尤其是中付巷的通风和上付巷、上隅角瓦斯管理，防止瓦斯超限。2、该面煤层赋存不稳定，局部坡度较大，需采取防止矸石滚落的措施。3、该面受断层影响局部有打顶打底现象，回采到断层附近时要加强支护及煤质管理，严格爆破管理，确保安全回采。4、针对掘进时丢底煤地段要提前采取落巷措施，尽量沿底回采，针对厚煤区要放净顶煤，清净浮煤，提高资源回收率。第七节 储量及服务年限一、储量工作面工业储量：23.8万t。工作面可采储

12、量：22.1万t。二、工作面服务年限 工作面的服务年限=工作面可采储量/月计划产量=22.1/3.5=6.3个月。第二章 采煤方法根据东21采区煤层赋存条件和地质条件，保证采煤工作面安全高效开采，煤炭回收率达到最大化，依据我矿技术管理和装备水平的要求，确定东21041工作面采用走向长壁后退式采煤方法。第一节 巷道布置一、采区巷道布置概况东21采区位于芦沟煤矿井田东翼，该采区布置有东21运输下山、东21回风下山、东21轨道下山、东21运输上山和东21回风上山。五条上下山均布置在二1煤层中，其中东21运输下山、东21运输上山作为采区煤炭运输和进风主线路；东21回风下山、东21轨道下山、东21回风上

13、山作为采区的总回风巷，其中东21回风上山、东21轨道下山还担负着材料运输。二、工作面上付巷上付巷设计长度220m，沿煤层底板布置，高度3.1m，宽度4.2m，断面12.0，采用U29型钢金属支架支护。该巷直接与东21回风上山相连，且又通过上山三联巷与东21运输上山相连接，巷内安装有一部无极绳绞车。回采期间服务于工作面回风及材料运输。 三、工作面中付巷中付巷设计长度200m，沿煤层底板布置，高度3.1m，宽度4.2m，断面12.0，采用U29型钢金属支架支护。该巷直接与东21回风上山相连，且又通过东21上山二联巷与东21运输上山相连接，回采期间用于工作面辅助回风。四、工作面下付巷下付巷设计长度3

14、20m，沿煤层底板布置，高度3.1m，宽度4.2m，断面12.0，采用U29型钢金属支架支护。该巷直接于东21运输上山连接，且又通过东21041下车场与东21回风上山相连接，巷内安装有一部转载机、一部刮板输送机和两部胶带输送机。回采期间服务于工作面进风及煤炭运输。五、工作面开切眼该面地质条件复杂，初始切巷设计分上下两段，上段切巷长68m、下段切巷长70m，均沿煤层底板布置，高度2.8m，宽度3.5m，断面9.4，采用29U型钢金属支架支护。用于安装悬移支架、运输设备及连接上中下付巷形成生产系统。图2-1：工作面巷道布置示意图（附后）第二节 采煤工艺一、采煤工艺该面采用走向长壁后退式采煤方法，全

15、部垮落法控制顶板，回采工艺为：利用交接班期间对工作面进行注水，交班后打眼、装药、爆破落煤（手镐、风镐落煤），将伸缩梁伸出临时支护顶板，人工装煤，工作面使用SGB-630/150型刮板输送机运煤，下付巷采用SZB730/75型转载机、DSJ-80型带式输送机运煤至东21运输上山SDJ-80型带式输送机上，ZH2000/16/24Z型整体顶梁组合悬移液压支架支护顶板，采用全部垮落法处理采空区。二、采高1、工作面悬移支架最大支护高度为2.4m，根据该套支架使用性能和技术要求，确定本工作面采高为2.2m。2、循环进度0.8m。三、工艺流程工艺流程：破煤装煤运煤移架放顶煤移托梁推移刮板输送机采空区处理。

16、分述如下：打注水眼、注水打眼、装药、爆破落煤(手镐、风镐落煤)临时护顶（伸出伸缩梁超前护顶）装运煤（刷帮、挖柱窝）提起四根支柱（脱离浮煤即可）、收伸缩梁、前移支架（同步进行）落四柱支撑顶梁放顶煤移托梁清运浮煤、推移刮板运输机采空区处理。打眼、注水1、使用风动钻机打注水孔，注水孔布置在伸缩梁梁头下方0.8m位置，间距5.0m，上仰角3045，深度35m。2、工作面两端头第一个注水孔与两巷帮保持5.0m间距，必须严格观察两巷内替棚支架有无变化，发现不安全隐患及时处理。3、注水时，封孔器应完全插入注水孔，封孔器外端离孔口深度应大于0.5m，并且封孔器与高压管连接销子口向下，防止封孔器因销子脱落遗留在

17、注水孔。4、每次注水前必须把封孔器背紧，防止封孔器窜出伤人或损坏封孔器，注水时注水孔前方不得站人，工作人员要站在注水孔上侧。5、注水时，人员缓慢开启阀门，并严密注视压力表变化，注水压力应控制在1.52.5MPa，注水完毕后，要缓慢关闭卸压阀，使封孔器均匀缓慢卸压。6、注水时，注水人员巡回检查注水管路、注水孔，发现有管路或注水孔跑水，应立即停止注水，进行处理；注水期间出现片帮、冒顶时立即停止注水，待处理后方可恢复注水。7、注水必须有独立的注水系统，不能与支架供液管路共用一趟管路，确保支柱支撑力。8、煤墙及两巷注水纳入工程质量验收内容，必须坚持不注水、不生产的原则，注水不合格工作面工程为不合格品。

18、9、保证注水效果，确保煤体充分湿润，粘结良好，注水效果以煤墙和相邻注水孔出水为宜。10、注水结束后，由工程质量验收员认真填写注水记录。附图2-2：注水孔布置示意图（附后）打眼、装药、爆交接班后，跟班队长及班组长负责首先检查处理工作面隐患，根据回采段煤墙软硬程度确定是否需要爆破落煤，如煤体坚硬需要爆破时，在瓦斯浓度符合规定的情况下按爆破图表的要求进行打眼、装药、爆破。爆破设计说明如下：1、炮眼布置参数：炮眼布置为对眼，高眼深1.0m，底眼深1.2m，高眼在顶梁以下0.2m处，底眼距底板0.3m，高眼垂直于煤壁，底眼下扎角度为-10-15，与煤墙夹角为7580。附图2-3：炮眼布置示意图（附后）2

19、、装药量：腰眼0.2Kg、底眼0.4Kg，根据煤层松软程度可适当增减装药量。附图2-4：正向装药示意图（附后）3、爆破器材：使用 FD200XS-A型联锁数显遥控发爆器、煤矿许用三号乳化炸药，采用合格的15段煤矿许用毫秒电雷管，总延期时间不超过130毫秒。4、联线方式：串联附图2-5：炮眼联线示意图（附后）5、起爆顺序：高眼25段，底眼14段，依次起爆。工作面爆破装药量表见表2-1表2-1 工作面爆破装药量表名称眼深（m）眼距（m）长度（m）装药量（kg）眼数（个）总装药量（kg）高眼1.0m1.0m1680.215831.6 kg底眼1.2m1.0m1680.415863.2kg根据计算，该

20、面炸药、雷管循环消耗量分别为：炸药94.8kg/循环、雷管316发/循环；循环产量为1685.60.81.493979.9t/循环，由此可得出炸药、雷管万t消耗量分别为：炸药967kg/万t、雷管3223发/万t。临时支护1、扳动操作阀手柄使煤墙支柱缓慢卸载，并将支柱搬至便于煤墙剔顶刷帮的位置，随后将支柱升起对支架进行临时支护。2、将煤墙闭帮用的旧皮带、椽子等材料拆除，并放到老塘侧。3、对煤墙及顶板进行检查，严格执行敲帮问顶制度，及时处理活碴、煤块等，在确保安全的情况下进行下一步工序。4、采煤工站在安全地点用手镐或风镐剃顶掏梁窝，剃顶掏梁窝时，要找准梁窝位置，根据工作面实际情况，俯采或落巷时要

21、下扎梁头，下扎幅度要与上下付巷坡度保持一致；仰采或提巷时要上提梁头，上提幅度要与上下付巷坡度保持一致。5、采煤工在剃顶掏梁窝时，严禁在裸露的顶板下作业，作业时要保持退路畅通。6、剃顶掏梁窝长度达到0.8m时，及时将伸缩梁伸出进行临时护顶（如顶煤较为破碎时，可边剔顶边伸伸缩梁护顶）。7、剔顶时，如出现片帮、冒顶流煤等现象，将四柱轻轻卸载，直接将支架移到位进行控顶支护（擦顶带压移架）。8、剔顶后，如遇长时间停电、停水、停压等不能将伸缩梁伸出时，要及时用扁木、钎椽进行临时护顶，严禁长时间空顶。装运煤该面采用SGB-630/150型刮板输送机运煤。1、攉煤工首先观察工作地点的支架、煤墙、顶板等情况，严

22、格执行敲帮问顶制度，发现不安全隐患，处理好后才能进行攉煤工作。2、严禁骑跨刮板运输机攉煤；在工作面刮板输送机停机期间，不准往刮板输送机上攉煤，防止设备出现超负荷运行。3、攉煤时要面向工作面刮板输送机机尾方向，防止从刮板输送机上部溜下的大块煤矸伤人。4、攉煤工将煤墙侧浮煤攉出后，开始进行刷帮，作业时各眼场从最下一架开始向上逐架进行（工作面倾角20时，由上向下逐架进行），刷帮时采煤工用手镐、风镐从煤墙上部向下部逐渐进行，刷帮宽度保证达到0.8m，煤墙平直，没有凸凹现象。5、刷帮时，要观察顶板、煤墙、支架完好情况，有问题及时处理，保证作业安全。6、采煤工根据线位、迎山角大小，确定支柱柱窝位置；挖柱窝

23、时坚持敲帮问顶，并注意安全，防止片帮伤人。7、采煤工找准柱窝位置后，用风镐进行挖柱窝，柱窝要打在实底上，底板松软时，要垫好竹笆或皮带柱鞋。移架1、刷出合适的移架步距后，缓缓收回伸缩梁，同时操作手柄提起四根支柱，使支柱柱鞋脱离底板约100mm距离(移架操作前，必须先将后立柱适当收缩，脱离底板，然后将柱根向煤墙方向前移约0.30.4m，防止移相邻支架时舍帮煤矸将后支柱埋压造成移架困难)。2、操作移架手柄使千斤顶活塞伸出，推动顶梁带动四根支柱同时向前移动，移动位置以工程质量验收员划线为准。3、顶梁到位后，操作手柄落下支柱，落支柱期间由两人配合作业，一人操作手柄、一人手扶支柱并调整迎山，支柱落下后使顶

24、梁与顶板严密接触约35秒，保证足够的支柱初撑力。4、支柱站好后，采用皮带配合椽子闭帮，要求封严闭实，椽子打设均匀且与工作面坡度一致。5、严禁将作业段煤墙一次刷通，刷帮长度达到3架长度后，要及时移架站柱，煤墙松软、片帮、压力大地段，要刷好一架、移一架，并及时用皮带、椽子闭帮。6、如工作面煤层较厚，瓦斯浓度偏高，要求必须坚持单口间歇移架作业；当刮板输送机停止运转时，严禁进行移架作业。放顶煤1、工作面平均煤厚5.5m，采高2.2m，放煤厚度3.3m，即采放比为1:1.5。2、工作面每推进0.8m，进行一次放顶煤，即放煤步距为0.8m。3、工作面采用多轮次循环间隔放煤法，放煤口位置在老塘侧支架挡矸板下

25、方，在每眼场内自机头向机尾将支架依次编号为1、2、3并实施单双号间隔放煤，即先在1、3、5等架放煤，然后在2、4、6等架放煤；每眼场只设一个放煤口，工作面最多同时允许24个放煤口，严禁多开口。放煤口间距1520m，同时开启放煤口在不同的作业段，第一轮次放煤量为顶煤总量的1/32/3，然后挡门，待放煤口全部放完一遍后，再进行第二轮次放煤，第二轮仍然是单双号间隔放煤，直到把煤放净为止。4、初次放顶煤，在初次来压以后开始放顶煤，即工作面推进1015m以后开始；工作面推进距停采线剩余810m时，停止放顶煤。推移刮板输送机1、顶煤放完后，开始清理工作面煤墙侧浮煤，清落高度达到2.0m开始推移刮板输送机。

26、2、推移刮板输送机必须从机尾向机头或从机头向机尾进行，严禁从中间向两头推移或从两头向中间推移；推移后，要保证刮板输送机做到平、直、稳、正、牢，机尾处盖好盖板，否则严禁开机试运转。试运转时，要先点动刮板输送机两次，严禁一次直接启动刮板输送机，确认安全后方可正式启动运转。移托梁当所有支架移到位后，移架千斤顶活塞收回，使托梁整体前移，恢复到原始位置。采空区处理采用全部垮落法处理采空区，要求采空区冒落高度普遍大于1.5倍采高，对于局部冒落不充分处要控制放煤，保证老塘煤矸围实梁头；若煤层较薄或顶板垮落不充分、不及时时不能完全充填采空区，造成悬顶面积超过25m2时要采取强制放顶措施。二、工作面正规循环生产

27、能力W=LShc=1680.85.61.493%=979.9t式中 W正规循环生产能力，t；L工作面长度，m；S正规循环推进长度，m；h采高，m；煤的容重，t/m3；c工作面采出率，%。第三节 设备配备工作面主要设备：ZH2000/16/24Z型整体顶梁组合悬移液压支架172架，SGB-630/150型刮板输送机两部，SZB730/75型转载机一部，DSJ-80型胶带输送机两部，XRB200/31.5型乳化液泵两台，一备一用，无极绳绞车一部。图2-6：工作面设备布置示意图（附后） 第三章 顶板控制第一节 支护设计一、工作面的支护设计工作面支护该面安装有172架ZH2000/16/24Z型整体顶

28、梁组合悬移液压支架,每架4根支柱，支架中心距1000mm，最小控顶距2.8m，最大控顶距3.6m，放顶步距0.8m，采高2.2m，误差0.1m，支柱迎山合理有力。图3-1：工作面支架布置示意图（附后）。支架主要技术参数见表3-1表3-1 支架主要技术参数名称单位参 数备注普通支架端头支架支架高度mm15002400支架长度mm28004000伸缩梁长度mm800支架宽度mm960伸缩梁行程mm800支架中心距mm1000支柱直径mm125支柱数量根4移架步距mm800工作阻力KN2000支护强度MPa0.551.0柱鞋直径mm300泵站压力MPa20初撑力KN190299工作液M10乳化液浓度

29、35%操作方式顶梁为邻架操作(上一架操作下一架)，立柱为本架操作支护设计1、顶底板条件及岩性根据地测科提供地质说明书显示，该面老顶为灰色中粒长石，厚度11.3m，直接顶为砂质泥岩，厚度9.9m。依据相邻采区及东21采区相邻工作面来压情况，21采区顶板初次来压12m，周期来压步距8.0m；东21061工作面初次来压15m，周期来压步距6.0m，东21031工作面初次来压16m，周期来压步距5.0m，因此预计本工作面初次来压为15m，周期来压为5.0m。2、采场控制设计工作面的顶板控制设计从支、护、稳三方面考虑。支从顶板压力经验公式估算、直接顶初次垮落，老顶初次来压、周期来压等进行计算，取其最大值

30、。顶板压力的大小根据经验公式来估算，即顶板压力P为48倍采高的岩重，用公式表示为P1=（48）gMr=69.82.22.5=323.4KN/m2式中：P1-单位面积的顶板压力，KN/m2；M-工作面采高，m；r-顶板平均容重，t/m3；g-常数，g=9.8N/kg。直接顶初次垮落期间的合理支护强度P2P2=MZYZLZ/（2Lk）=6.42.515/（22.8）=40.1KN/m2式中：MZ-直接顶厚度,m;YZ-直接顶平均容重,t/m3;LZ-直接顶初次垮落步距,15m；Lk-最小控顶距,m。老顶初次来压期间合理支护强度P3P3=A+MeYeCo/（4KtLk）=20.6152.515/（4

31、2.12.8） =44.5KN/m2式中：A-直接顶作用力，t/m2；Me-老顶厚度，m；Ye-老顶平均容重，t/m3；Co-老顶初次来压步距，m；Kt-岩重分配系数，2.1；Lk-最小控顶距，m。其中：A=MZYZL/Lk=6.42.53.6/2.8=20.6KN式中：MZ-直接顶厚度，m；YZ-直接顶平均容重，t/m3；L-最大控顶距，m；Lk-最小控顶距，m。顶板周期来压期间的合理支护强度P4P4=A+MeYeC/（4KtLk） =20.6+152.55/（42.12.8） =28.6KN/m2 式中：C-周期来压步距，m；式中其他同上。在P1、P2、P3、P4中取最大值，则合理的支护强

32、度为：P=Pmax=323.4、40.1、44.5、28.5max=323.4KN/m2工作面支护密度G（根/m2）G=P/Fn=32.34/500.85=0.76根/m2式中：P-工作面合理支护强度，t/m2；F-支柱工作阻力，50t/根；n-支柱工作阻力利用系数，0.85。实际支护密度：G实=4/GLk=0.762.8=1.88根/m2经验算G实G,故工作面支护强度可满足安全生产需要。护 护帮顶：ZH2000/16/24Z型整体顶梁组合悬移液压支架前后各2根支柱，支架老塘侧有左右挡矸板，每架4根挡矸链，顶梁为整体箱式结构，支架顶梁长2.8m,宽0.96m,正常生产时,支架中心距1.0m，能

33、够全面掩护顶板，可以满足护帮顶要求。护底：要求支柱对底板的压强小于底板的比压，否则支柱下要穿铁柱鞋，该面支架支柱钻底量大于200mm时，支柱底部穿用300mm的铁鞋护底，可满足护底要求。稳P初 =hr（cos+sin/f）/G实式中：P初 -支柱初撑力,KN/根；h-复合岩层厚度,21.4m； r-复合岩层密度,1.4t/m3；-煤层倾角,13； G实-支护密度,2.25根/m2；f-软硬岩层之间摩擦系数取0.5。P初=21.42.5(cos13+sin13/0.5)/1.88=40.5t/根工作面实际支护密度为1.18根/m2，则P初=40.5t/根=405kN/根。根据集团公司规定悬移支架

34、支柱初撑力参考值为190299KN，故支柱初撑力为405KN足以防止推垮型冒顶事故的发生。二、乳化液泵站乳化液泵站型号及参数东21041工作面使用XRB200/31.5乳化液泵提供高压供液，两泵一箱，可满足二台泵并联交替使用的功能。乳化泵的具体技术参数如下：单泵公称流量： 200L/min额定工作压力： 31.5Mpa柱塞直径： 50mm柱塞行程： 61mm柱塞数目： 3个曲轴转速： 621r/min单泵电机功率： 125kw额定电压： 660/1140V单泵外形尺寸： 23801300684mm 重量： 2530kg液箱容积： 1500L 配置： 二泵一箱为一套乳化液泵站安放位置：东2104

35、1下车场泵站硐室内。乳化液泵站使用规定1、乳化液泵司机必须经过专门培训，并持证上岗，按操作规程进行操作。2、使用前应检查各部位的机件情况：润滑油油位是否符合规定、各连接管路是否有渗漏现象、吸液管是否折叠、各部位的螺钉是否松动、泵箱是否带电；当所有问题排除后方可开泵。3、乳化泵使用时，应注意以下情况：各种仪表显示情况、机器声音是否正常、机器温度是否超限、乳化液箱中的液位是否保持在规定范围内、柱塞是否润滑，密封是否完好。发现问题，应及时与工作面联系，停泵处理。4、停泵后要把各控制阀打到非工作位置，清擦开关、电动机、泵体和乳化液箱上的粉尘。5、乳化液泵在使用时必须保证乳化液浓度在35范围间，泵站压力

36、不低于20MPa。6、在使用过程中，不得私自停泵，若必须停泵，需和工作面联系，待工作面允许后，方可停止；待乳化泵问题解决后及时联系开机供液。7、乳化液泵必须每天安排专人进行检修、检查，发现问题及时进行处理，以保证乳化液泵始终在良好的状态下运行。第二节 工作面顶板控制一、正常回采期间顶板控制1、加强对煤层注水，保证注水时间和效果，确保煤层充分湿润，粘结良好，减少片帮、冒顶发生的几率。2、加强支护，坚持对支柱进行二次注液，掌控好支柱迎山，保证支护稳固有力，初撑力符合要求。3、移架后及时将伸缩梁伸出进行临时支护或前移支架，减少顶板裸露时间，防止长时间空顶造成冒顶事故。4、移架后及时用竹笆或皮带配合椽

37、子闭帮，保证闭帮严实。5、煤体破碎时，尽量减少装药量或不装药、不爆破，人工落煤，减少爆破对煤体的扰动。二、特殊时期顶板控制工作面初采初放、过地质构造带、过巷、应力集中区、收尾期间的顶板管理，需提前制定专项安全技术措施，保证安全回采。来压期间顶板控制：工作面初次来压及周期来压期间，顶板下沉量增大，煤壁片帮严重，容易发生冒顶和片帮伤人事故，因此，在工作面来压期间，要加强顶板管理，防止发生冒顶事故。1、保证泵站压力不小于20Mpa，以保证支架有足够的初撑力，所有支架顶梁必须接顶有力。2、保证支架完好、平直，防止架前漏矸。3、加强对上中下付巷超前支护管理，单体柱初撑力、支护密度及超前支护长度要达到规定

38、要求。4、支架接顶必须严密，端面距不超过300mm，顶板破碎及出现片帮时，要及时将伸缩梁伸出及时支护暴露的顶板，同时要站好贴帮柱闭帮；片冒严重无法进行临时支护时，使用1.5m扁木（2.0m小径木）、竹笆配合单体柱作超前棚护顶，之后再进行移架作业。5、周期来压期间加快工作面推进速度。6、工作面推进一段距离后，如出现采空区顶板大面积不垮落现象时（悬顶面积大于25m2），必须采取人工放顶措施（另行下发）。7、如工作面出现大面积来压，应立即停止工作，加强支护（打戗柱或加强柱），情况紧急时立即撤出所有作业人员并向调度室值班人员汇报。停采前顶板控制距离停采线10m时准备铺网上绳，为悬移支架回收创造条件；回

39、采期间，严格工程质量管理，保证采高不低于2.2m，并制定专项回收安全技术措施。过断层及顶板破碎段顶板管理1、过断层时应加强对支架、刮板输送机、转载机的检修，严禁“带病”运转。2、断层上下两盘以少破岩石、不留顶煤为原则，使工作面在断层面两侧平整过渡，防止相邻支架错开，工作面高度严格控制，断层影响段采高范围控制在2.02.2m。3、如果顶板破碎时，及时对顶板进行临时支护或采取擦顶带压移架，防止煤墙侧出现流煤。顶板破碎得不到有效控制时，使用1.5m扁木配合单体柱作超前棚护顶。4、过断层期间需爆破施工时，制定专项放炮安全技术措施。第三节 上下付巷超前支护及端头顶板控制一、超前支护根据煤矿安全规程第50

40、条规定，采煤工作面上下安全出口与巷道连接处超前压力影响范围内必须加强支护，且加强支护的巷道长度不得小于20m。结合2013年12月26日郑煤集团召开的生产例会精神，要求采面两行超前加强支护不能低于70m。1、靠近工作面的两巷超前支护要进行超前替换U型钢梁，上下付巷替棚均采用3.6m型钢配合2.5m单体柱单棚支护，长度510m，棚距0.6m，高度不低于1.8m，根据巷道压力情况可对巷道进行超前加固。10m范围内打双抬棚加固，1070m范围内使用伸缩梁（液压抬棚或点柱）进行超前加固。中付巷替棚采用3.0m（3.6m）型钢配合2.5m单体柱单棚支护，为防止替棚梁受超前压力影响出现下沉，确保悬移支架安

41、全过巷，要求中付巷替棚长度保持5.0m，替棚以外范围使用伸缩梁（液压抬棚或点柱）加固。2、替棚后在巷道两帮打好一梁三柱型钢单体柱抬棚进行加固，抬棚要站成直线，抬棚支柱下穿好尼龙柱鞋，接顶不实处用木楔背紧背实，棚棚有力，手把及三用阀方向一致。3、当巷道高度超过2.5m时,替棚时棚梁要尽量下压，高度保持2.0m，顶空部分用废旧坑木或煤袋进行接顶，严防顶空。4、替棚范围内巷道高度不低于1.8m，并预留0.7m宽的人行道，支柱初撑力50KN，以减小支柱钻底量。5、型钢严禁侧向使用，变形或断裂的型钢要及时更换，超前支护段所有支柱必须使用防倒链进行连锁加固，防止倒柱伤人。6、超前支护范围内严禁堆放闲置设备

42、及杂物。二、安全出口及端头支护1、工作面上下安全出口均使用3架长2.8m悬移支架支护，支架必须超前于煤墙一排巷，安全出口规格：长3.0m，宽0.8m，高不低于1.8m。2、工作面上下切巷推至一条直线后，工作面需进行调斜回采，上安全出口仍然使用2.8m悬移支架支护，要求机尾3架悬移支架超前工作面悬移支架一排巷回采推进（或将伸缩梁伸出向煤墙超前作一排巷，使用单体柱对伸缩梁进行加强支护，防止伸缩梁弯曲变形）；下安全出口随工作面调斜回采安全出口逐渐延长，延长段及时使用单体柱型钢对棚支护，支护长度达到1.5m2.0m后安装一架悬移支架；上下安全出口规格同上。3、上下端十头处分别使用两对长4.4m型钢配合

43、单体柱对棚加固，每对棚8根柱。随工作面推进交替迈步前移，迈步距离1.0m。三、支护材料的使用数量和存放管理上付巷距工作面3050m范围内必须存放有充足的防冒支护材料，其中包括双向柱20根，单体柱30根，坑木10根，椽子50根，小径木50根，竹笆10捆，以备急用；日常所需支护材料随用随补，满足工作面生产需要。所有支护材料必须存放在顶板完整、通风良好、无淋水的地方，统一规整，捆绑牢固，不能影响行人及运输安全，并有材料管理牌，设专人管理。第四节 矿压观测一、矿压观测内容东21041工作面为我矿东21采区最后一个正规回采工作面，回采过程中进行矿压观测对东21采区煤柱面的支护设计和顶板管理具有总要的参考价值。主要的观测内容：工作面支架下沉量变化情况，两巷超前支护范围内单体柱初撑力检测及支护质量动态观测。根据观测结果对工作面顶板活动规律、来压特征、工作面支架受力特点、超前支承压力影响范围和分布特点，顶板、煤层稳定性，工作面支护质量等进行定期分析，并进一步采取可行的顶板管理