【正文】 四、工作面機(jī)頭、機(jī)尾頂煤處理方式。末采期間，工作面要執(zhí)行初采時(shí)的頂板管理，加強(qiáng)支護(hù)，支架達(dá)到初撐力，護(hù)幫板及時(shí)收打。根據(jù)所探底煤厚度逐漸調(diào)整工作面底板高度，到8m時(shí)必須將工作面底板調(diào)成與回撤通道底板一致。為了防止工作面貫通時(shí)頂板大面積來壓，工作面貫通從機(jī)尾開始向機(jī)頭方向推溜，具體步驟為：當(dāng)采煤機(jī)運(yùn)行到機(jī)頭時(shí)，從30液壓支架開始向機(jī)尾方向推溜，采煤機(jī)從中部進(jìn)刀，運(yùn)行到機(jī)尾后正常進(jìn)刀，運(yùn)行到機(jī)頭，從32液壓支架處進(jìn)刀，直至全工作面貫通。，至與主回撤通道貫通， 末采期間，工作面頂板壓力顯現(xiàn)不穩(wěn)定，工作面會(huì)出現(xiàn)支架漏頂，支架出現(xiàn)安全閥泄液等現(xiàn)象。帶班隊(duì)長對工作面、上下順槽支護(hù)及頂板動(dòng)態(tài)情況進(jìn)行巡回檢查，每2小時(shí)檢查一次，發(fā)現(xiàn)問題及時(shí)采取措施處理。采高與礦山壓力有一定的函數(shù)關(guān)系，采高大時(shí)，礦山壓力顯現(xiàn)強(qiáng)烈。 初次來壓前，帶班隊(duì)長及班長對本措施的貫徹及本班頂板動(dòng)態(tài)檢測負(fù)全面責(zé)任。工作面初次來壓前，在工作面設(shè)礦壓觀察點(diǎn)，每10架設(shè)一個(gè)觀察點(diǎn)，從十號(hào)架開始設(shè)點(diǎn)，礦壓觀察組實(shí)行現(xiàn)場連續(xù)觀察，對上下出口、兩順槽及工作面煤幫天天檢查，并及時(shí)向技術(shù)人員匯報(bào)直接頂和老頂來壓情況，以指導(dǎo)工作面頂板管理，保證安全生產(chǎn)。4801工作面采用綜合機(jī)械化放頂煤回采，在工作面初次來壓后開始放煤。三、工作面初采和收尾采放形式的確定根據(jù)已采工作面的經(jīng)驗(yàn)，預(yù)計(jì)頂板初次來壓步距為20m（從工作面切眼采空區(qū)側(cè)算起），為了保證初次頂煤和頂板垮落的安全性，盡可能減少初次放煤損失。進(jìn)入溜槽作業(yè)人員可用風(fēng)鎬、大錘和單尖鎬將其快速分成若干塊，直到順利通過溜槽為止。同時(shí)將兩邊支架的尾梁擺起，伸出插板，確保安全后，方可進(jìn)入溜槽內(nèi)處理。利用單體支柱進(jìn)行處理時(shí)，單體一頭置于大塊煤較平整處，另一頭應(yīng)與頂板相接觸，如另一頭與超前支架的護(hù)幫板相接觸時(shí)，必須在接觸面之間加墊木板或柱帽，并保持單體支柱垂直于頂板，慢慢給單體供液，以防單體受力不均飛出傷人。人員進(jìn)入溜槽內(nèi)，可用風(fēng)鎬、大錘和單尖鎬將其快速分成若干塊，直到順利通過溜槽為止。采放比為1：。二、工作面采放比及大塊煤和矸石的處理我國綜放工作面的采煤機(jī)截深近幾年來逐漸加大，2刀一放，一刀一放。兗州礦區(qū)、平朔礦區(qū)、寧煤礦區(qū)綜放開采實(shí)踐也表明，一刀一放的工藝是合理的，根據(jù)興隆莊煤礦、磁窯堡二礦、平朔安家?guī)X井工礦放頂煤開采試驗(yàn)結(jié)果，一刀一放（）時(shí)頂煤的回收率可達(dá)80%以上，較其他工藝回收率高。由圖316（d）可以看出，二刀一放時(shí)，工作面放煤存在步距損失。(d)222。(b)222。(c)222。圖316 工作面放煤步距損失形成機(jī)理一刀一放時(shí)，移架、放煤及拉后部輸送機(jī)各工序的關(guān)系為（a）222。研究表明，當(dāng)綜放開采時(shí)，一刀一放每次移架放煤為頂煤提供了松動(dòng)空間，使移架過程變?yōu)橐淮畏琶哼^程，使上部懸伸的頂煤即時(shí)冒落充填，下次尾梁擺動(dòng)放煤時(shí)即可放出；兩刀一放雖然支架卸載前移，但由于移架后松動(dòng)煤體未放出，上部懸煤不易冒落，下次移架時(shí)雖然冒落，但因滯后放不出來。3煤層直接頂為2m左右厚度的砂質(zhì)泥巖，局部為砂巖，強(qiáng)度不高，基本能夠隨采隨冒，有利于頂煤的回收。所以直接頂對頂煤冒放性的影響表現(xiàn)為兩個(gè)方面；一是要能隨采隨冒，一是冒落后要有一定的厚度即對采空區(qū)的充填程度。直接頂影響著頂煤的冒落運(yùn)動(dòng)過程，能夠隨采隨冒并具有一定的厚度的直接頂是放頂煤開采頂煤破碎冒落后順利放出的基本條件。由地質(zhì)報(bào)告可知可知，3煤層部分區(qū)域存在夾矸，但夾矸巖性一般為砂質(zhì)泥巖、高嶺質(zhì)泥巖、粉砂巖等，比較松軟，對頂煤冒放性影響不大。對于比煤軟的夾石層，它則成了煤層的弱面，夾石的存在有利于頂煤的破碎冒落和放出，增加了頂煤的冒放性，層數(shù)越多、層厚越大、巖性越軟，頂煤冒放性越好；而對于比煤硬的夾石，其對頂煤的冒放性就有不利影響，開采實(shí)踐證明，其影響程度主要取決于單層夾石厚度，當(dāng)單層夾石厚度大于300mm時(shí)，煤層的冒放性就將由夾石的性質(zhì)所決定。根據(jù)小峪煤礦一采區(qū)已開挖巷道可見，3煤層完整性比較好，節(jié)理、裂隙發(fā)育一般，表現(xiàn)為煤體整體好，放煤時(shí)易產(chǎn)生大塊煤。虛線代表帶垂直弱面的試件，實(shí)線則代表弱面與壓力(單軸)作用方向相平行的試件。變化情況如圖314，其中：tgφ=，tgφγ=。據(jù)研究，節(jié)理裂隙對巖體強(qiáng)度的影響程度與節(jié)理裂隙的走向、傾角(即裂隙面相對于作用載荷方向的傾角)、密度、裂縫充填程度和充填材料等有關(guān)，就單個(gè)裂隙對單軸壓縮的影響來講，當(dāng)裂紋面與載荷方向之間的角度為β時(shí)，在不考慮側(cè)向力的情況下，展開庫倫方程式，可以得到如下關(guān)系式：式中：Rcγ——因裂紋使巖石變?nèi)醯膸r石抗壓強(qiáng)度；Rc ——整體巖石的粘結(jié)力（內(nèi)聚力）； Cγ——沿裂紋面的抗壓強(qiáng)度； C——整體巖石的粘結(jié)力(內(nèi)聚力)； tgφγ——沿裂紋方向的摩擦系數(shù)； tgφ——整體巖石的摩擦系數(shù)； β——載荷方向與裂紋面之間的夾角。根據(jù)在現(xiàn)場的觀測研究，對綜放工作面頂煤冒放性影響最大的地質(zhì)弱面是煤的節(jié)理、層理和裂隙。圖313 頂煤單元體受力狀態(tài)； ； ； ⑶ 頂煤節(jié)理裂隙對頂煤冒放性的影響一般巖體都程度不同地含有地質(zhì)弱面和構(gòu)造，比如層理、節(jié)理、裂隙、斷層及褶皺等，煤層更是如此。屬于淺埋深。若K=4，頂板巖層平均容重γ=，并將其它參數(shù)代入(315)，經(jīng)過簡化整理可得：在煤體強(qiáng)度()一定時(shí)，若其它影響因素參數(shù)不變，要使頂煤煤體在支承壓力作用下完全破壞，則賦存深度(H)應(yīng)滿足下式：H≥為了探討賦存深度(H)和煤體強(qiáng)度()的關(guān)系，將和代入(313)式，可得： (314)假設(shè)μ為煤的泊松比，3煤層μ=?？紤]到長壁采場沿平行工作面推進(jìn)方向上的平面應(yīng)力（）變化不大，故可將其簡化為平面應(yīng)變模型，根據(jù)格里菲強(qiáng)度理論，有： (313)式中 σ1——第一主應(yīng)力，MPa；σ3——第三主應(yīng)力，MPa；——煤的單軸抗壓強(qiáng)度，MPa；——煤的內(nèi)摩擦系數(shù)，一般可取=。頂煤在壓應(yīng)力作用下，原生裂隙首先閉合?？梢姡?yàn)槭懿蓜?dòng)后支承壓力()的作用，頂煤煤體才有可能超前變形、破碎，煤層賦存深度是影響頂煤冒放性的一個(gè)重要因素。從這個(gè)意義上講，煤層賦存深度對放頂煤綜采面的頂煤破壞破碎效果有決定性的影響。從頂煤強(qiáng)度和垮落角來看，頂煤垮落狀況一般。根據(jù)頂煤的冒落運(yùn)動(dòng)規(guī)律，當(dāng)頂煤的垮落角較小，對頂煤的放出不利。煤層的單向抗壓強(qiáng)度(Rc)影響著頂煤在壓力作用下破壞破碎過程和程度，因此與頂煤的垮落角有著密切的關(guān)系。由圖311可得煤層單向抗壓強(qiáng)度()與粘結(jié)系數(shù)(C)和內(nèi)摩擦角的關(guān)系為：故 (311)由上式可以看出，當(dāng)一定時(shí)，隨C的增大而增大是顯而易見的，而當(dāng)C一定時(shí)，對(311)式求導(dǎo)得：圖311 煤體力學(xué)參數(shù)關(guān)系 (212)顯然： 根據(jù)函數(shù)的性質(zhì)，在(0，π/2)域內(nèi)，(311)式為單調(diào)增長的，也就是說，單向抗壓強(qiáng)度()在C一定時(shí)，隨內(nèi)摩擦角φ的增加而增加，反之，則意味著煤層單向抗壓強(qiáng)度的增大，煤層的粘結(jié)系數(shù)或內(nèi)摩擦角亦增大，因此，煤層的單向抗壓強(qiáng)度在一定程度上代表了煤體對應(yīng)力的反應(yīng)能力。影響頂煤冒放性的因素有：根據(jù)對綜放開采頂煤冒落運(yùn)動(dòng)規(guī)律、支架上方頂煤破碎深度的現(xiàn)場觀測和有限元數(shù)值分析計(jì)算研究可知，頂煤從原生裂隙的擴(kuò)展以至出現(xiàn)強(qiáng)度破壞到最后從放煤口中放出受許多因素的影響，也就是頂煤的冒放性與很多因素有關(guān)，其中既有頂煤內(nèi)部的因素，也有外部因素，概括起來最主要的影響因素有如下幾種：1）煤層強(qiáng)度；2）巖體自重應(yīng)力，即煤層賦存深度；3）煤體的完整性，即頂煤的節(jié)理裂隙發(fā)育程度；4）煤層結(jié)構(gòu)，即頂煤夾石情況；5）頂板，包括直接頂和基本頂?shù)膸r性與厚度；6）開采工藝參數(shù)，主要指采放高度比，也反映頂煤厚度因素。表311 綜放工作面勞動(dòng)組織安排序號(hào)工 種生產(chǎn)班1生產(chǎn)班2檢修班合計(jì)1班 長22262采煤機(jī)司機(jī)22263支架工33284放煤工33065泵站工11136機(jī)電維修22697端頭支護(hù)446148刮板輸送機(jī)司機(jī)11139載轉(zhuǎn)機(jī)司機(jī)111310輔助工222611合計(jì)21212365圖311　4801綜放工作面循環(huán)作業(yè)圖第二節(jié) 工作面頂煤冒放性及回采率一、頂煤冒放性分析及放煤方式的確定綜放開采頂煤冒放性是頂煤本身可冒落并可放出的特性，是頂煤在支承壓力作用下冒落和放出難易程度的特征度量參數(shù)，亦即頂煤可冒性和可放性的綜合。4801工作面采用正規(guī)循環(huán)作業(yè)，整個(gè)循環(huán)包括：割煤、移架、放煤、推前部輸送機(jī)、拉后部輸送機(jī)等主要工序，每天(24h)完成4個(gè)正規(guī)循環(huán)，循環(huán)作業(yè)圖表見圖311。拉后輸送機(jī)的操作及注意事項(xiàng)與推前部輸送機(jī)的要求基本相同。滯后放煤支架30m拉后部輸送機(jī)，按割煤方向自下而上拉移一個(gè)步距。見矸停止放煤，并伸出插板封住矸石，使矸石不能滑入后部輸送機(jī)，最后完成放頂煤工作；⑶放煤時(shí)，必須注意后部輸送機(jī)中運(yùn)煤量的情況，可以從放煤量和放煤時(shí)間上進(jìn)行控制，使輸送機(jī)不致于超負(fù)荷輸送，達(dá)到能均勻輸送的目的；⑷放煤時(shí)，必須同時(shí)進(jìn)行噴霧防塵，以利于工人身體的健康。放煤時(shí)，可多次反復(fù)地?cái)[尾梁使大塊煤破碎，便于放盡。放頂煤工藝要求：⑴放煤工作是在采煤機(jī)割煤并移架后進(jìn)行，滯后距離為3～5架，采放平行作業(yè)。在實(shí)際生產(chǎn)過程中，若采用雙輪放煤，每個(gè)放煤口很難保證等量放出，不能使用煤巖分界面保持平衡下降，因此在操作過程中，需要有豐富經(jīng)驗(yàn)的放煤工來控制每輪放煤量。根據(jù)我國綜放工藝實(shí)踐經(jīng)驗(yàn)，無論是順序還是間隔放煤，雙輪比單輪提高1～3%的放出率，其關(guān)鍵在于多輪放煤能保持煤巖分界面在放出過程中平衡下降，減小煤矸混合，從而提高回收率。雙輪間隔放煤工序也有兩種方式，第一種是簡單的單輪間隔放煤的重復(fù)，即第一人和第二人按單輪間隔放煤至工作面上端頭時(shí)，再返回下端頭開始第二輪放煤，方式同第一輪單輪間隔放煤；第二種是第一輪與第二輪同時(shí)進(jìn)行，第二輪滯后第一輪4～5架開始第二輪補(bǔ)放（放煤位置從機(jī)頭3＃支架開始），并見矸停止，直至機(jī)尾，放煤結(jié)束。如此往復(fù)，直至放至機(jī)尾。如此往復(fù)，直至放到機(jī)尾。如此往復(fù)，直至放到機(jī)尾為止；如果遇頂煤冒落塊度大時(shí)，第一人和第二人可以同時(shí)打開放煤口進(jìn)行放煤。根據(jù)我國放頂煤經(jīng)驗(yàn)，以單口放煤為例，目前主要有單輪順序放煤、單輪間隔放煤、雙輪順序放煤、雙輪間隔放煤、多輪順序放煤、多輪間隔放煤等放頂煤工藝。利用超前支承壓力、支架反復(fù)支撐、老頂回轉(zhuǎn)等綜合作用松動(dòng)頂煤，通過擺動(dòng)尾梁和伸縮插板機(jī)構(gòu)實(shí)現(xiàn)控制放煤塊度和擋矸作用。順槽運(yùn)輸設(shè)備的移設(shè)：轉(zhuǎn)載機(jī)的移設(shè)在后部輸送機(jī)前移后，由轉(zhuǎn)載機(jī)拉移裝置或自移裝置前移。⑶推輸送機(jī)必須單方向進(jìn)行，嚴(yán)禁從兩頭向中間進(jìn)行，⑷為防止卡死輸送機(jī)，停機(jī)時(shí)嚴(yán)禁推溜，由于采用單向割煤，移機(jī)頭、機(jī)尾時(shí)不需停機(jī)作業(yè)；⑸為了保證在推輸送機(jī)時(shí)操作順利，不致發(fā)生飄底，啃底現(xiàn)象，在推輸送機(jī)時(shí)，應(yīng)同時(shí)使用3個(gè)千斤頂一起推。30mm以內(nèi)。即在采煤機(jī)完成斜切進(jìn)刀反向割底煤后進(jìn)入正常割煤，其后滾筒到達(dá)25架時(shí)，即將前部輸送機(jī)機(jī)頭推向煤壁；⑵在采煤機(jī)進(jìn)行端部斜切進(jìn)刀時(shí)，將前部輸送機(jī)按順序自10支架處斜切進(jìn)刀段開始，包括機(jī)尾全部推向煤壁。5mm以內(nèi)。⑵為保證拉架時(shí)不致將前部輸送機(jī)后拉，在移架時(shí)，應(yīng)將鄰架的推移千斤頂手把打在推溜位置。移架的動(dòng)作如下：收護(hù)幫板→降柱(保持一定壓力)→移架(擦頂移架)→升柱(保持初撐力)。⑵機(jī)頭推移后，將工作面下端頭過渡架（1～3架）移一個(gè)步距，移架的順序?yàn)椋合纫?架，后移1架，再移3架；過渡支架的移設(shè)是按上述移架順序在特定時(shí)間內(nèi)完成的；而基本支架的移設(shè)是由采煤機(jī)的割煤位置控制的。二、推移放頂煤支架由于工作面前后輸送機(jī)采用機(jī)頭平行布置方式，因而在工作面機(jī)頭、機(jī)尾位置各設(shè)3架過渡支架，而過渡支架不能做到及時(shí)支護(hù)，即采煤機(jī)割煤后，過渡架必須在前部輸送機(jī)機(jī)頭推移后才能移架，因而造成工作面的基本支架和過渡架不能順序前移，使得移架工序變得復(fù)雜，現(xiàn)將移架順序描述如下（采煤機(jī)端部斜切進(jìn)刀單向割煤）：⑴采煤機(jī)斜切進(jìn)刀割透煤壁反向時(shí)，將1～3號(hào)過渡支架的護(hù)幫板挑起；采煤機(jī)反向完成割底煤進(jìn)入正常割煤，滯后采煤機(jī)前滾筒（或后滾筒，此時(shí)應(yīng)滯后采煤機(jī)前滾筒2架將支架護(hù)幫板挑起）2架，順序?qū)⒒炯芤埔粋€(gè)步距，直到工作面上端頭。對采煤機(jī)割煤質(zhì)量要求如下：⑴嚴(yán)格控制割煤高度，最低采高設(shè)置的目的是使支架后部有足夠的過煤空間并保證支架的過人空間；⑵控制機(jī)組牽引速度，防止壓溜、涌煤事故發(fā)生，保持割煤過程中的頂?shù)灼秸?；⑶只能在放盡頂煤的條件下，才能進(jìn)行采煤機(jī)割煤。小峪煤礦4801綜采工作面采用端部斜切進(jìn)刀單向割煤，其工藝過程如圖311所示。圖233　4801工作面設(shè)備總體布置圖第三章 4801工作面回采工藝第一節(jié) 回采工藝一、采煤機(jī)割煤4801工作面采煤機(jī)采用端頭斜切進(jìn)刀方式，單向割煤，液壓支架及時(shí)支護(hù)頂板。為了防止端頭區(qū)的冒落矸石涌入開采空間，保證工作面采放作業(yè)的正常進(jìn)行，在工作面下端頭的過渡支架和上端頭最后一架基本支架尾部靠煤柱側(cè)設(shè)置一組密集支柱。工作面下端第1架過渡支架到輸送機(jī)機(jī)頭鏈輪中心線的距離為750mm，支架頂梁前端到工作面煤壁的梁端距為350mm，以此為基準(zhǔn)，自下而上依次安裝工作面下端頭的3組過渡支架，76組基本架，上端頭3組過渡支架。前部輸送機(jī)中部槽中心線到工作面煤壁的最小距離923mm；前部輸送機(jī)的機(jī)頭、機(jī)尾架中心線到工作面煤壁的最小距離為975mm。安裝設(shè)備時(shí)，以工作面刮板輸送機(jī)機(jī)頭鏈輪中心線距運(yùn)輸巷下幫1615mm為