煤矿作业规程

1、哈拉沟煤矿22404综采工作面作业规程神东煤炭集团哈拉沟煤矿22404综采工作面作 业 规 程编 号：HK-C11-2012-C01-3-11-16单 位： 哈拉沟煤矿综采一队分发号： 02队 长：高永慧编 制：陈 俊 民时间：2012年5月30日 作业规程编写依据1.经过审批的神东煤炭集团哈拉沟煤矿22404综采工作面巷道布置平面图2.经过审批的哈拉沟煤矿22404综采工作面地质说明书及相关地质预测预报（哈矿地测站提供）3.哈拉沟煤矿22404综采工作面供电系统整定及短路电流计算书4.煤矿安全规程（2011年版）5.煤矿机电设备选型手册6.煤炭工业技术政策7.神东煤炭集团设备安全技术操作规程

2、（2006年9月）8.煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法9.神华集团安全质量标准化标准考核评级办法实施细则汇编（第四版）10.神东煤炭集团生产技术管理制度汇编11.哈拉沟煤矿生产安全事故应急救援预案（2012年）12.煤矿作业规程编制指南（2005年9月）13.哈拉沟煤矿管理制度汇编14.哈拉沟煤矿采掘工程质量管理细则及考核办法（2012年）15.哈拉沟煤矿煤质管理实施细则及考核办法（2012年）16.哈拉沟煤矿防治水管理制度（2012年）17.煤矿防治水规定V目 录目 录III第一章 工作面概况及开采技术条件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

3、造3第五节 水文地质特征3第六节 影响回采的其他因素4第七节 储量及服务年限4第二章 采煤方法6第一节 巷道布置6第二节 采煤工艺8第三节 设备配置13第三章 顶板控制19第一节 支护设计19第二节 矿压观测21第三节 工作面顶板管理23第四节 运输巷、回风巷及端头顶板控制26第四章 生产系统29第一节 运输系统29第二节 通风系统29第三节 供电系统32第四节 照明、控制系统62第五节 供、排水系统63第六节 供水施救系统67第七节 通讯联络系统68第八节 人员定位安全管理系统69第九节 安全监测监控系统71第十节 压风自救系统74第十一节 防尘、防灭火系统75第五章 劳动组织和主要经济技术

4、指标78第一节 劳动组织78第二节 主要经济技术指标表82第六章 工程质量及煤质管理83第一节 综采工作面质量标准化标准83第二节 煤质指标及现场管理措施。88第七章 灾害预防与避灾路线90第一节 灾害防治一般规定90第二节 紧急避险系统90第三节 水灾、溃沙事故的防治及避灾路线91第四节 火灾事故的防治及避灾路线95第五节 瓦斯、煤尘事故的防治及避灾路线97第六节 顶板事故的防治及避灾路线99第八章 安全技术措施102第一节 安全生产一般规定102第二节 岗位工操作安全技术措施103第三节 “一通三防”及安全监控措施115第四节 综采工作面并采管理安全技术措施118第五节 防止采空区自然发火

5、安全技术措施122第六节 回风隅角氧气浓度过低时安全技术措施123第七节 过腰巷安全技术措施124第八节 过薄基岩安全技术措施126第九节 过冲刷安全技术措施126第十节 过地质构造带安全技术措施127第十一节 控制漏矸安全技术措施129第十二节 工作面防溃水、溃沙安全技术措施131第十三节 防治水安全技术措施132第十四节 工作面放炮安全技术措施134第十五节 处理大块煤（矸）安全技术措施135第十六节 扶倒架、处理咬架安全技术措施135第十七节 防死架及处理死架安全技术措施137第十八节 拉移变列车的安全技术措施138第十九节 电气焊安全技术措施139第二十节 大型设备起吊安装安全技术措施

6、142第二十一节 机电运行管理安全技术措施143第二十二节 控制溜槽窜动安全技术措施144第二十三节 防高压液管伤人安全技术措施145第二十四节 移变停送电安全技术措施145第二十五节 拆、挂单轨吊安全技术措施146第二十六节 装载机在机尾协助清煤安全技术措施147第二十七节 防止片帮、冒顶的安全技术措施148第二十八节 工作面人员定位的规定150第二十九节 交接班管理151第三十节 敲帮问顶安全技术措施152第三十一节 辅助运输安全技术措施153第三十二节 防止油脂、乳化液进入采空区安全技术措施154第三十三节 其他155第九章 主要危险源辨识和预控措施157第十章 作业规程学习和考试记录1

7、60 哈拉沟煤矿22404综采工作面作业规程第一章 工作面概况及开采技术条件本章介绍了22404综采工作面的开采范围、井上下的位置、煤层厚度、产状、煤质、煤层顶底板的岩性、回采范围内的地质构造、水文特征、影响回采的一些因素、工作面的储量及服务时间等供回采过程中参考。第一节 工作面位置及井上下关系一.工作面名称22404综采工作面。二.工作面位置及四邻采掘情况工作面北西为中央回风大巷，北东为设计的22405工作面，南东为大柳塔煤矿采空区，南西为后柳塔昌盛煤矿采空区和22403工作面采空区。三.地面相对位置22404综采工作面位于哈拉沟井田中部第七勘探线以南，对应地表起伏较大，全部被风积沙所覆盖。

8、总体呈两边高，中间低趋势，最低处为哈拉沟沟底，地面标高1176.9m。 四.回采对地面设施的影响距切眼1475m处有大柳塔过境公路，影响距离337m，距切眼3009m处有乡村公路，影响距离345m。哈拉沟河流边沿有农田、水地约1.4万m2。第二节 煤层一.煤层产状煤层底板标高1121.061133.09m，回采范围内煤厚4.885.81m，平均煤厚5.41m。煤层结构简单，属稳定型煤层，煤层可采性指数为1，煤厚变异系数为6.05%。煤层倾向南西（轴向NESW），倾角13°，煤层底板标高运顺整体高于回顺，最高处达6.9m，工作面对应地表总体呈两边高，中间低趋势，最低处为哈拉沟沟底，对应

9、22404运顺45-55L段。附图1-2：哈拉沟煤矿22404综采工作面22煤层底板等值线图二.煤质情况22煤层为低灰、特低磷、高热值煤，煤层粘结指数、罗加指数、胶质层厚度（Y）均为0、煤层焦油产率综合平均值为89.4，属富油煤。煤层抗碎强度高，可磨指数小，中等热稳定性。黑色，褐黑色条痕，半暗型沥青光泽，阶梯状断口，条带状结构，层状构造，含黄铁矿结核薄膜及方解石细脉条带。表1-2 煤质特征表Mad(%)Ad(%)St(%)Q (Kcal/Kg)16.16.710.465760第三节 煤层顶底板一.围岩特性老顶岩性以石英、长石为主，暗色矿物次之，泥质胶结，局部为缓波状层理。直接顶含大量植物碎屑化

10、石，局部地段底部有薄层炭质泥岩，厚度约0.1m。底板层面含少量云母碎片。表1-3 煤层顶底板特征表项目岩石名称厚度最小最大/平均（m）岩 性 特 征老 顶细粒砂岩3.289.66/6.2灰绿色，成份以石英、长石为主，泥质胶结，局部为缓波状层理及变形层理。直接顶粉砂岩1.4511.41/5.51深灰色，含大量植物化石碎屑。局部地段底部有薄层炭质泥岩，厚度约0.1m。直接底粉砂岩2.57.25/4.9深灰色，层面含少量云母碎片化石附图1-3：哈拉沟煤矿22404综采工作面地层综合柱状图四.瓦斯、煤尘及煤层自燃发火期本煤层瓦斯含量极低，成分为CH4、N2和CO2。瓦斯相对涌出量为0.08 m3/t，

11、绝对涌出量为0.65 m3/min，二氧化碳相对涌出量为0.16 m3/t，绝对涌出量为1.31 m3/min，瓦斯等级低，属于低瓦斯矿井，一般不会对开采造成危害。煤尘爆炸指数为44.8%，有爆炸危险，需采取降尘措施。煤层具有自燃发火倾向，自燃发火期为1个月左右，属于一类自燃煤层，堆放量大和堆放期长时，能引起自燃。地温正常，无地热危害。第四节 地质构造回采区域松散层厚2540m，工作面基岩面形态两边厚，中间薄，上覆基岩厚2095m，靠近哈拉沟附近基岩较薄，在23.1-41.0m之间。根据顺槽掘进实际揭露的构造有：1.在22404运顺距切眼540m处有F41断层 50°60°

12、 H=1m，该断层向22405工作面延伸，在22404运顺57L尖灭。2.在22404运顺距切眼1417m处有F33、F34断层，F33 329°45°H=1.0m和F34 149°90°H=1.0m，在工作面内影响长度约83m。回采至以上位置时需提前采取相应安全技术措施，严格按照措施进行回采。附图1-4：哈拉沟煤矿22404综采工作面上覆基岩、松散层、含水层厚度等值线图附图1-5：哈拉沟煤矿22404运顺、22404回顺、22404切眼、22404主回撤通道剖面图第五节 水文地质特征1.22404工作面主要受地表水、松散含水层水和采空区水影响。2.地表

13、水为哈拉沟河流，哈拉沟源头流量为125m3/h，对应22404工作面地表沟流量60m3/h。3.第四系松散含水层，主要以风积沙为主，底部局部有砂砾石层，厚度约为1.83m。松散含水层厚度2040m，富水性强，含水层厚度由切眼向回撤通道方向逐渐变厚，最厚处为30m，末采期间加强排水、治水能力。4.采空区水主要为22403采空区水、大柳塔煤矿采空区水和后柳塔昌盛煤矿采空区水可能会对工作面回采产生一定的安全隐患。 5.富水区主要为回顺反掘段4联巷至22404-1主回撤区域，泄水量最大的为T66孔（47m3/h），根据探基岩孔资料显示，该工作面薄基岩区位于22404回顺反掘段2联至22404运顺50联

14、处，厚度为23.148.2m，对应地表为哈拉沟，含水层厚度约21.69m。 6.地测公司于2011年2月22日开始对该工作面实施探放水工程，施工重点在22404回顺段、回撤通道内和腰巷中，共施工钻孔82个。截止2011年11月1日累计泄水量31.7万m3，钻孔现涌水量55.7m³/h，注浆孔涌水量22.6m³/h。富水区主要为回顺反掘4联巷至22404-1主回撤区域，根据探基岩孔资料显示，该工作面薄基岩区位于22404回顺反掘段2联至22404运顺50联巷处，厚度为23.148.2m，对应地表为哈拉沟沟底，含水层厚度约30m。7.工作面正常涌水量为103 m3/h，最大涌水

15、量为428m3/h。加上钻孔、注浆孔涌水，22404工作面回采期间正常涌水量181.3m3/h，最大涌水量为506.3m3/h。第六节 影响回采的其他因素1.按设计采高5.2m计算,导水裂隙带高度为52m，薄基岩区回采时极易发生溃水溃沙事故，由于补给源在22404工作面以东，因此哈拉沟水将源源不断的补给，回采前对薄基岩区域实施注浆加固工程或地面导流工程，以免地表水沿采动裂隙涌入工作面。2.根据顺槽实际揭露，该工作面多处地段有小型冲刷，在回采时可能会对煤质产生一定影响，需采取相应措施以保证煤质。3.22404工作面在过哈拉沟沟底薄基岩时，可能会出现溃水溃沙事故，需实施地面注浆或井下注浆及地面导流

16、措施（执行矿制定的过沟安全技术措施）。4.在回采前要制定好防止溃水、溃沙的安全技术措施和应急物资的准备。完善排水系统，加大排水能力，且保证设备正常运转。5.过断层附近煤岩层裂隙发育，对回采会有一定影响，回采过程中及时拉架护顶，防止出现漏矸现象。第七节 储量及服务年限22404工作面为刀把子工作面，22404-1工作面长343.8m，推进长度700.88m，22404-2工作面长258.3m，推进长度2357.35m。工作面总推进长度3058.23m,总回采面积84.99万m2。回采区域平均煤厚5.41m，按容重1.30t/m3计算，本工作面地质储量为597.7万吨，按设计采高为5.2m回采，可

17、采储量为574.5万吨。根据现场煤层变化情况，保证不漏矸的情况下，适当调整采高提高回收率。表1-1 储量计算表块 段面积(万m2)煤厚 (m)容重(m³/t)地质储量(万t)回采煤量1段24.09625.411.30169.5162.9 2段60.895.411.30428.2411.5 合 计84.99597.7574.422404-1综采工作面长343.8m，推进度长度700.88m，日割14刀，日进12.11m，则：T1=700.88/12.1158天。22404-2综采工作面长258.3m，推进度长度2357.35m，日割18刀，日进15.57 m，则：T2=2357.35/

18、15.57151天。22404综采工作面计划从2011年8月15日初采，正常推进时间为209天，考虑初采、缩面回撤支架、过腰巷、末采等因素影响，预计可采期限为219天，服务时间为7.3月。附图1-1：哈拉沟煤矿22404综采工作面井上下对照图5 哈拉沟煤矿22404综采工作面作业规程第二章 采煤方法本章主要介绍采区的巷道布置、采煤方法、回采工艺、正规循环作业方式、劳动定额、工作面配备的设备选型、主要技术参数等。第一节 巷道布置一.概况22404综采工作面位于哈拉沟井田22煤层四盘区，中央回风大巷东南侧，巷道沿煤层底板掘进，布置主、辅运输顺槽和回风顺槽各一条。停采线距中央回风大巷147.7m。二

19、.巷道布置情况1.22404运输顺槽巷道位置：开口于中央回风大巷52L，以150°方位角掘进布置。巷道断面：矩形巷道，长3223.6m，宽5.6m，高3.8m，断面积21.28m2。支护形式：采用规格为16×1800mm的锚杆支护，间排距为1.1×1.2m，每排4根。巷道副帮侧挂1.5m宽的10#镀锌金属顶网、2.5m宽的10#镀锌金属帮网，金属网网格为45×45mm，每隔300mm用10#铁丝将顶网与帮网相连。管路敷设：沿胶带机纵梁上安设PE102供水管，每隔50m安设KJ25三通阀门。巷道用途：进风、行人，煤炭运输。 3.22405回风顺槽巷道位置：

20、开口于中央回风大巷距22404运顺20.6m处，与22404运顺平行布置。巷道断面：矩形巷道，长3223.6m，宽5.6m，高3.8m，断面积21.28m2。支护形式：与22404运顺支护形式相同。管路敷设：巷道正帮铺设DN150供水管、DN200排水管、PE200排水管、DN100排水管、DN50压风管各一趟。巷道用途：进风、行人、辅助运输。3.22404回风顺槽巷道位置：开口于中央回风大巷47L处，与22404运顺平行布置。巷道断面：矩形巷道，长3309.1m，宽5.6m，高3.8m，断面积21.28m2。支护形式：与22404运顺支护形式相同。管路敷设：与22405回顺相同。巷道用途：回

21、风、行人、辅助运输。5.22404切眼 巷道位置：开口于22404运顺71L处，以330°方位角掘进，与22404运顺呈垂直布置。巷道断面：矩形巷道，长343.8m,宽8.5m，高3.8m，断面积32.3m2。支护形式：采用16×2100mm圆钢锚杆与12×80×4000mm圆钢钢带联合支护，锚杆间排距为1.1×1.0m，每排8根。并采用15.24×8000mm锚索与W钢带加强支护，支护间排距2/1.5×3m，每排5根。巷道用途：初采设备安装。6.22404腰巷巷道位置：开口于22404回顺54L处，以37.27°

22、方位角掘进，贯通于22404运顺50L。巷道断面：矩形巷道，长280m,宽4.4m，高4.0m，断面积17.6m2。支护形式：顶板采用16×2100mm的锚杆进行支护，间排距1.0×1.0m，每排4根。采用17.8×8000mm锚索与W钢带加强支护加强支护，局部采用“W钢带+锚索+金属网+土工布”联合支护，锚索正常段排距1.0m，一排三根，基岩厚度小于25m的区域一排四根。巷道用途：疏放水。巷道规格及支护型式见表2-1。表2-1 22404工作面巷道参数表巷道名称巷道尺寸/m（长×宽×高）支护形式用途备注22404运顺3223.6×5

23、.6×3.8锚杆+顶、帮网运煤、进风22404回顺3309.1×5.6×3.8锚杆+顶、帮网辅运、回风22405回顺3223.6×5.6×3.8锚杆+顶、帮网辅运、进风顺槽联巷15×5.6×3.8锚杆+帮网行人、倒车71个22404切眼343.8×8.5×3.8锚杆+锚索+钢带设备安装切眼调车硐12×5.0×3.8锚杆支架车倒车6个22404主撤258.3×5.6×4.0锚杆+顶网+W钢带+锚索回撤设备22404辅撤258.3×5.0×3.8锚杆

24、+顶网回撤设备回撤通道联巷15×5.0×3.8锚杆+顶网+W钢带+锚索回撤设备22404-1主撤85.5×5.6×4.0锚杆+顶网+W钢带+锚索回撤设备附图2-1：哈拉沟煤矿22404综采工作面巷道布置平、断面图第二节 采煤工艺一.采煤方法22404综采工作面采用单一长壁后退式全部垮落综合机械采煤方法。二.回采工艺（一）落煤方式：采用煤机滚筒落煤割煤方式为端头斜切进刀单向割煤，往返一次割一刀。如由机头向机尾割顶刀时，左滚筒割顶煤，右滚筒割0.8m的底煤。煤机割透机尾后向机头返回拉底，右滚筒割1.0m的底煤，左滚筒割余下的底煤，煤机往返一次割一刀。特殊情况

25、如顶板来压时采取双向割煤，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，煤机往返一次割两刀。（二）装煤方式：采用煤机滚筒装煤和推移输送机装煤采煤机将煤从煤壁上切割下来，通过采煤机滚筒螺旋叶片外缘将煤抛至刮板输送机的刮板上运出。（三）运煤方式：通过刮板输送机、转载机、胶带机运煤工作面落煤经刮板输送机运至机头侧卸在转载机机尾溜槽内，经破碎机破碎后，通过转载机卸在可伸缩胶带机上运出。（四）支护方式：采用掩护式液压支架支护工作面顶板，线性液压支架对工作面上下出口进行支护。移架时，保证支架移到位，梁端距小于660mm。梁端距过小会造成采煤机滚筒割支架前探梁，梁端距过大会造成空顶或冒顶。控顶距：由液压支架的顶梁长度(L1)

26、、梁端距(L2)及采煤机的实际截深(S)决定。本工作面液压支架的顶梁长度为4075mm，梁端距为660mm，取截深865mm,则：最大控顶距：Lmax =L1+L2+S=4075+660+865=5600mm最小控顶距：Lmin =L1+L2=4075+660=4735mm式中：L1顶梁长度，mm；L2梁端距，mm；S煤机截深，mm。（五）采空区顶板管理采用全部垮落法处理采空区顶板。附图2-2：哈拉沟煤矿22404综采工作面控顶距示意图三.回采工艺说明及要求（一）割煤工艺1.采用端部斜切进刀单向半采高割煤工艺。割煤工序正常割煤工序为采煤机前滚筒割顶煤，后滚筒割部分底煤。采煤机为单向割煤，往返一

27、次割一刀，每割一刀煤，支架溜槽推移一个步距为完成一个循环。进刀方式端部斜切进刀分机头、机尾进刀方式，以机头进刀为例：当煤机割到32架时，抬起右滚筒割顶煤，左滚筒平放割部分底煤，此时左滚筒最低点距底板不小于1.5m，煤机开始直接斜切进刀，支架工滞后后滚筒三架移架，如图2-3（a）所示。煤机走完弯曲段，到机头顶板平缓过渡，推溜工将溜槽弯曲段全部推直，如图2-3（b）所示。正常的端部斜切进刀吃完机头的三角煤后，煤机调向，左滚筒放平正常向机尾割部分底煤，降下右滚筒割机头处机身下底煤。支架工滞后后滚筒随机拉架、不推溜,端头工移端头支架，如图2-3（c）所示。当左滚筒割底煤到煤壁过渡接茬时，抬起左滚筒割顶

28、煤，抬起右滚筒放在煤壁的中间位置，此时右滚筒最低点距底板不小于1.5m。支架工滞后后滚筒随机拉架，机头工推移机头并将机头段溜槽推出，供下次采煤机斜切进刀用，如图2-3（d）所示。煤机割到机尾后，右滚筒仍放在煤壁的中间位置，降下左滚筒割机身底煤向机头方向行走，机尾工移端头支架，推溜工开始从机尾向机头推溜且溜槽滞后煤机后滚筒距离在1520m，如图2-3（e）所示。煤机扫底至机头32架位置时重复上述，采煤机在机尾的进刀方式同机头的进刀方式相同。2.采用端部斜切进刀双向采全高割煤工艺（特殊情况）。割煤工序采煤机前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，采煤机双向割煤，往返一次割两刀，每割一刀。进刀方式端部斜切进刀分

29、机头、机尾进刀方式，以机头进刀为例：采煤机割到机头后，降低右滚筒割机身底煤，抬高左滚筒割部分底煤，返回向机尾方向行走进行斜切进刀，同时支架工滞后采煤机后滚筒3架移架，不推溜，如图2-4(b)所示。直到煤机走完弯曲段进入运输机的直线段后，由机头工从机头向机尾依次将运输机推直，如图2-4(c)所示；溜槽推直后煤机调向往机头方向割三角煤，抬高右滚筒割顶煤，降低左滚筒割底煤，直到割透机头，如图2-4(d)所示。吃完三角煤后，采煤机抬高左滚筒，降低右滚筒割机身煤返回。然后进行正常割煤，完成采煤机的进刀，如图2-4(e) 所示。采煤机在机尾的进刀方式同机头进刀方式相同。即：斜切进刀推溜割三角煤拉架返回割机

30、身煤推溜六个过程。3.进刀距离的确定D =2L采+L3式中：D进刀距离，m； L采煤机机身长，最大长度为17m； L3运输机弯曲段长度，取21m。把以上数据带入式中，得：D双=55（m）附图2-3：单向割煤端头斜切进刀示意图附图2-4：双向割煤端头斜切进刀示意图4.采煤机割煤及运煤要求采煤机割至机头、机尾时10架，工作面顶板到顺槽顶板逐渐降低、平缓过渡，以满足支架支护的要求。必须保证将三角煤割透，三角煤割不透，引起发生机头、机尾过渡槽翘起。正常生产时采高要达到设计要求，顶板来压时适当降低采高留设顶煤300mm左右，减少漏矸对煤质的影响。顶、底板要割平，不能留有台阶，以免造成推溜困难。支架位置不

31、正，引起支架仰、俯角太大导致空顶、冒顶或采煤机滚筒割支架顶梁现象。必须保证采煤机滚筒截齿完好无缺，割煤时截齿磨损量不大于滚筒截齿数的10%，无连续缺2个截齿的现象，否则必须及时停机更换截齿。工作面遇有坚硬夹矸或黄铁矿结核时，可采取更换强度高的截齿或松动爆破措施处理，严禁用采煤机强行截割。割煤时放慢速度，防止大块煤在机头堆煤和卡死破碎机。采煤机割煤时必须克服底板局部起伏，保证溜槽弯曲的上下、垂直夹角不超过刮板输送机的技术要求，同时保证输送机运转自如，不发生磨损溜槽或刮板与溜槽撞击的事故。（二）移架工序1.操作方式采用电液控制，移架方式有成组移架、本架操作和邻架操作三种，考虑到生产中的实际情况和人

32、员及设备安全，主要采用邻架操作方式。 2.移架工序正常情况下采用先依顺序移架后推溜方式，移架步距865mm，梁端距应小于660mm。顶板完整，支架滞后煤机后滚筒不大于3架；如顶板破碎，支架要紧跟煤机前滚筒；如产生漏矸现象，工作面必须超前拉架，煤机割煤过程中沿支架顶梁下边缘通过。3.对移架的基本要求快：移架及时、迅速，做到少降、快拉。采取邻架架内操作，移架时必须先降柱，使顶梁离开顶板50200mm后，停止降柱迅速移架。正：支架定向前移，顶梁与顶板平行支设，不能出现上下歪斜、前倾后仰现象。其最大仰俯角<7°，垂直顶底板，歪斜<±5°。直：每次移架要移到位，

33、移架后要成一直线，其偏差不超过±50mm,中心距偏差不超过±100mm。匀：支架间距要按规定保持均匀。不能出现挤架、咬架现象，支架架间空隙<200mm。平：要使顶梁、底座平整地与顶、底板接触，相邻支架不能有明显错差(不超过顶梁侧护板的2/3),力求受力均匀。紧：使顶梁紧贴顶板，移架后支架必须达到足够的初撑力252bar。对于破碎顶板允许“擦顶移架”或“带压移架”。严：架间空隙要挡严，侧护板要保持正常工作状态，确保架间无漏矸。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。（三）推溜工序 1.操作方式该套支架可实现两种推溜方式：成组推溜和手动推溜。考虑到

34、生产中的实际情况和人员及设备安全，采用成组推溜，每组15架。 2.对推溜的基本要求推溜随距煤机后滚筒1520m，弯曲段至少21m，推溜步距为865mm。推移千斤顶按照已推出方向逐次推出，最大水平弯曲12°，垂直弯曲不超过3.5°。严禁从两头向中间推运输机，以免造成运输机中间鼓起搭桥。必须保证刮板输送机的平整，不得出现飘溜、起桥现象。推移工作面刮板输送机时，得出现急弯、死弯现象，除弯曲段外其余部分不准出现弯曲。若推溜时出现困难，不应强推硬过，必须查明原因处理好后再推溜。尤其底板出现台阶，需要采煤机重新扫底，再推溜。刮板输送机机头、机尾推进度应保持一致，且必须保证推移步距为86

35、5mm，保证推溜后成一条直线。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。在推机头时，在第8架推移前7架，连续分三次推溜以免损坏哑铃销。第三节 设备配置一.综放工作面设备配套原则1.设备配套生产能力大于工作面设计生产能力，一般二者之比为1.52.0；2.设备生产能力大于配套生产能力；根据设备运输能力和落装煤能力按从大到小依次排序为：胶带运输机破碎机转载机前、后部刮板输送机采煤机。3.设备寿命大于配套工作寿命；4.设备可靠性大于配套工作可靠性；5.外围环节配套能力大于工作面配套生产能力； 6.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，

36、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。二.设备的主要性能及其技术特征表：1.采煤机选用德国EKF公司生产的EKF SL1000型采煤机一台，装机总功率达2390KW，采用FACE BOSS电控系统，远距离摇控操作，变频电牵引，运行平稳，其技术特征表如下：表2-2 EKF SL1000 型双滚筒采煤机主要技术特征表采高范围（m）2.75.5过煤高度（mm）700供电电压（V）3300总装机功率（KW）2390滚筒直径（mm）2700滚筒截深（mm）865生产能力（t/h）5500牵引速度（m/min）033.4长×宽×高（m

37、m）17938×2480×3040整机重量（t）1252.三机配备天明公司生产的3×1000KW的刮板输送机及配套的500KW变频/1140V转载机、400KW变频/3300V破碎机各一台，其技术特征表如下：表2-3 天明SGZ1000/3000刮板输送机主要技术特征表输送能力（t/h）3700链速（m/s）01.8电源电压（v）1140装机功率（Kw）3×1000链条破断负荷（KN）2900圆环链规格（mm）48×152中部槽1750×1000×355适应倾角（°）5紧链伸缩行程（mm）1000生产厂家连云港天明

38、表2-4 天明PLM5000破碎机主要技术特征表电源电压（V）3300喷雾水压（MPa）6入料粒度（mm）1200电机功率（KW）400出料粒度（mm）150300最大破碎硬度（MPa）近100外形尺寸：长×宽×高（mm）4955×3655×1955破碎能力（t/h）4875总重（t）27.3生产厂家连云港天明表2-5 天明SZZ1350/500转载机主要技术特征表供电电压（V）1140链速（m/s）02.2运输长度（m）29.15适应角度±6.5°圆环链规格（mm）38×126电机转速（rpm）1490电机功率（KW）50

39、0运输能力(t/h)4000链条破断负荷(KN)2010生产厂家江苏天明3.液压支架选用德国DBT公司生产的DBT8638/25.5/55型二柱掩护式液压支架，共201台，回采至22404-1回撤通道时从回顺侧回撤支架49台；端头支架7台（头3尾4），过渡支架4台（头2尾2）；支架采用PM4电液控制系统可实现邻架、成组顺序、手动操作等功能,技术特征如下表：表2-6 DBT8638/25.5/55型液压支架主要技术特征表初撑力（KN）5890支撑高度（mm）25505500支架中心距（mm）1750推移行程（mm）865拉架力（KN）309推溜力（KN）557平均支护强度（MPa）1.05护帮板

40、长度(mm)600+1200顶梁长度（mm）4075安全阀门开启压力（MPa）46.2表2-7 DBT8638/25.5/55端头液压支架主要技术特征表初撑力（KN）5890支撑高度（mm）25505500支架中心距（mm）1750平均支护强度（MPa）0.86安全阀开启压力(MPa)46.2安全阀关闭压力(MPa)41.5拉架力（KN）505顶梁长度(mm)5075推溜力（KN）990侧护板行程（mm）200选用ZYDC3000/28/47型超前支架对运输顺槽进行超前支护，技术特征如下表：表2-8 运顺超前支架主要技术特征表型号ZYDC3000/28/47制造商太原煤科院支撑高度（mm）28

41、004700支护强度(MPa)0.060.06MPa初撑力2524KN(31.4MPa)底座比压(MPa)1.05工作阻力3000 KN(37.3MPa)操纵方式电液控制供液泵站（L/min）200使用压力(MPa)31.4外形尺寸（长×宽×高）（mm）7720×5282×4700总重量(t)26.95(3)选用两台太原煤科院生产的ZFDC3000/27/47型液压式超前支架支护来管理回风顺槽顶板，技术特征如下表：表2-9 回顺超前支架组主要技术特征表型号ZFDC3000/27/47制造商太原煤科院支撑高度（mm）27004700推移拉力（KN）378初

42、撑力（KN/ Mpa）3944/31.4推移推力（KN）631.3工作阻力（KN/ Mpa）5150/41总重量(t)57.1前梁摆动范围(°)-25+15 使用压力（Mpa）31.4推移行程（mm）1750供液泵站额定流量400L/min支护强度（Mpa）0.92操作方式本/邻架操作外形尺寸（mm）20200×4635×4700前挑梁（长×宽）885×2250mm前梁尺寸（长×宽）1675×2250mm顶梁尺寸（长×宽）4540×2535mm一级侧翻梁（长×宽）1750×800mm二

43、级侧翻（长×宽）1600×500mm4.泵站配备德国卡玛特公司生产的七泵三箱K35055M泵站，乳化液泵为四泵两箱，喷雾泵为三泵一箱。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2-10 乳化液泵主要技术特征表型 号K35055M生产厂商德国卡玛特额定电压（V）1140电机功率（KW）4×315结构类型三柱类型单泵额定流量(L/min)439乳化液箱总容积（L）12000泵额定压力（MPa）37.5水供应压力（MPa）1水供应流量(L/min)23136总重量（t）23.3配液比（水：油）93.79

44、9.1表2-11 喷雾泵主要技术特征表型 号K16065M生产厂商德国卡玛特额定电压（V）1140电机功率（Kw）3×160额定电流（A）164额定转速（rpm）1500水箱有效容积（L）6400额定压力（MPa）14.3总重量（t）6.99单台泵流量（L/min）5225.组合开关选用常州联力KJZ3-1500/1140-9+5开关控制泵站系统。其技术特征表如下：表2-12 KJZ/14开关主要技术特征表型 号JZ-1500/1140-9+5制造商常州联力额定电压（V）1140额定电流（A）350限断容量（KA）400/4.5额定闭合电流（KA）400/4 接触器个数9（真空）跳闸

45、时间（ms）280短路电流设定8倍IeO/L设定（A）50350选用常州联力KJZ3-1500/3300-9开关控制破碎机与采煤机。其技术特征表如下：表2-13 KJZ3/9开关主要技术特征表型 号JZ3-1500/300-9制造商常州联力额定电压（V）3300额定闭合电流400/4 450/4.5跳闸时间（ms）280短路电流设定8倍Ie选用QJZ/3500/1140组合开关控制三机。5.变压器选用中联4000KVA/10移变1台、2500KVA/10/1.2移变2台及2000KVA/10移变与315KVA/10移变各1台,其工作可靠，寿命长，各种保护灵敏，其技术特征如下:表2-14 KBS

46、GZY-4000KVA/10变压器主要技术特征表容 量4000KVA制造商中联初级电压（KV）10初级电流（A）230.9次级电压（V）3400次级电流（A）669.4表2-15 KBSGZY-2500KVA/10/1.2移动变压器主要技术特征表容 量2500KVA制造商中联初级电压（KV）10初级电流（A）114.3次级电压（V）1120次级电流（A）1266冷却方式自然冷却额定频率（HZ）50表2-16 KBSGZY-315KVA/10移动变压器主要技术特征表容 量315KVA制造商中联初级电压（KV）10初级电流（A）18.19次级电压（V）660次级电流（A）262.4冷却方式自然冷却

47、额定频率（HZ）50表2-17 KBSGZY-2000KVA/10变压器主要技术特征表容 量2000KVA制造商中联初级电压（KV）10初级电流（A）115.3次级电压（V）1200次级电流（A）962.3冷却方式自然冷却额定频率（HZ）50507.另选天津华宁通讯、控制系统一套。三.主要设备的布置皮带机布置在22404胶运顺槽内，作为主要运输设备与转载机搭接，破碎机安装在转载机机身上，总长度120m的设备列车布置在22404胶运顺槽，放在铺设长度为180m的轨道上，由工作面往外依次为回柱绞车、工具箱、电缆车、移变、数据上传设备、控制台、开关、泵站、全自动清水过滤器、空压机、液管车、平板车照明

48、综保和回柱绞车等。设备列车与工作面间电缆、液管等用单轨吊吊挂，单轨吊挂长度为100m。附图2-5：哈拉沟煤矿22404综采工作面设备布置图第三章 顶板控制本章介绍了综采工作面的顶板管理方式，液压支架的选型验算，两顺槽超前支护方式，工作面初采、末采、正常回采期间的顶板控制和矿压观测等。第一节 支护设计一.顶板支护设计验算（一）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利于新揭露顶板的维护；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。（二）支护强度和支护阻力的校验1.所需支护强度

49、计算q=9.8khr KN/m2式中：q工作面合理的支护强度，KN/m2；h采高为5.2m；r上覆岩层容重2.192.42T/m3，取平均2.31T/m3；k支护上覆岩层厚度与采高之比，一般为48。开采煤层较厚、顶板条件不好、周期来压明显时，应选用高倍数，根据相邻综采面回采情况，此处选取7。根据前几个综采工作面的经验，取7倍计算，则： q=9.8×7×5.2×2.31=824（KN /m2） =0.824MPa2.所需支护阻力计算工作阻力应满足顶板支护强度要求，即支架工作阻力由支护强度和支护面积所决定。 P=qF×103 KN式中 q工作面合理的支护强度

50、；KN/m2 F支架的支护面积，m2。F=(L+C+B)(b+K1)式中 L支架顶梁长度，4.075m； C梁端距，0.660m； B截深，0.865m；b支架中心距，1.75m；K1架间距，0.05m； P=0.824×5.6×1.8×103=8305.9KN3.按支护高度的计算支架最大高度应满足：HZmaxMmax式中： HZmax支架最大支护高度， mm；Mmax工作面最大采高，取5200mm；所以： HZmax5200mm支架最小高度应满足：HZminMmin-S2-g-eHZmin最小支护高度； Mmin最小采高；因该工作面需过22404腰巷，取3800

51、mm；S2顶板下沉量；取200mm；g顶梁上、底座下的浮矸厚度；取100mm；e移架时支架回缩量；取200mmHZmin=3800-200-50-100=3300mm经计算支架的最小支撑高度不得小于3330mm，最大支撑高度必须大于或等于5200mm。选用DBT5.5m2×4319kN二柱式掩护支架满足要求，总共布置201台支架，回采至22404-2面回撤支架49台。4.液压支架的相关参数见第二章第二节（三）顶板支护所需液压系统保障1.液压系统组成泵站安设在22404运输顺槽，距离工作面120m左右。工作面供液系统由4台KAMAT公司大流量柱塞泵、乳化液箱、大流量关断阀、自动清洗过滤

52、器、201台液压支架以及相关的高低压管路组成，泵站供液压力为31.5MPa，采用双线环形供回液系统。各设备主要参数见第二章。2.泵站使用规定卸载阀整定值为31.5MPa，严禁随意调整安全阀的整定值。乳化液浓度保持在3%5%，并经常用折射仪检查配比浓度。要加强泵站设备、管路的维修和保养，保持液压系统完好，杜绝跑、冒、滴、漏、窜液现象。储能器压力符合要求，误差不大于0.5Mpa水箱水位显示窗完好，显示清晰。反冲洗过滤器滤网清洁、无堵塞、无破损，动作灵敏可靠。3.对水压和水质的要求喷雾泵进水压力必须满足采煤机用水要求，如水压不够，检查进水过滤器是否堵塞，进水管路是否堵塞或泄露，检查加压泵压力是否达到

53、工作面所需压力要求。水质必须清澈透明、无杂质，为中性或弱碱性水质。检修工每班对过滤器、管路、水质进行检查，如发现不符合要求，必须清洗或更换。每班控制台电工对自动反冲洗过滤器进行检查，确保其动作可靠，正常使用。乳化液泵站的供水必须用洁净水，且泵箱干净，高低压过滤器齐全完好，使乳化液浓度符合要求。第二节 工作面顶板管理一.顶板管理方式工作面老顶为平均厚度6.2m的细粒砂岩，直接顶为平均厚度5.51m的粉砂岩。结合地质条件和以往开采经验，本工作面采用全部垮落法管理顶板。二.工作面顶板控制管理（一）正常回采期间顶板安全管理1.支架工移架必须达到第二章第三节所述的移架基本要求。2.移架后使顶梁紧贴顶板，

54、初撑力达到要求。对于破碎顶板必须“擦顶移架”或“带压移架”。3.架间空隙要挡严，侧护板要保持正常工作状态，确保架间无漏矸。4.支架工要及时移架，端面距不超过660mm。5.支架工必须及时拉架以控制漏矸，如顶板较好，且无来压迹象时，拉架距煤机后滚筒3架；如顶板破碎，支架要紧跟煤机前滚筒；如产生漏矸现象，必须超前拉架，煤机割煤过程中沿支架顶梁下缘通过。6.支架工调好架型后及时将护帮板打开，对煤壁进行有效的防护。沿煤机前进方向超前10架收回护帮板，顶板来压时超前5架收回护帮板；如果顶板压力大，为防止漏顶，跟班队干组织煤机机身段拉架。7.移架过程中要及时调整支架状态，如发生倒架、咬架现象，要在移架过程中及时调整。8.必须保证支架的初撑力达到252bar,煤机通过后安排专人二次补压避免前梁不接顶发生漏顶。9.支架工接班后必须检查工作面的整体压力情况，认真观察PM4的压力显示和煤壁的压力显现情况,发现连续10架以上支架压力超过462bar，必须采取局部快速推进或降架泄液等措施，快速避压。10.采煤机司机应尽可能割平顶底板，保证支架接顶良好。