综采工作面规程

1、.PAGE - 1 -：.；l第一章 概 况第一节 概述8812任务面位于-430m程度，位于BF40断层北西， 8812任务面北东，BF103断层南东。四邻采掘情况：上方7808任务面于、7806任务面、7804任务面均回采终了； 南西邻8812任务面于2021年5月14日回采终了；北东邻8816任务面已构成系统。第二节 编写根据一、与规程编写有关的国家法律、行政法规，如、等。二、与规程编写有关的地方性法规，如等。三、与规程编写的有关的部门规章，如、等。四、经过审批的相关设计及其同意的时间等，包括任务面所在采区的和等。由地质部门提供的内容及同意时间符合规定的、等；由矿压观测部门提供的及本任务

2、面回采巷道掘进期间的矿压观测及冲击地压观测情况的相关资料。五、由地质部门提供的相邻矿井、临近程度、任务面、同一煤岩层的包含地质构造对照分析阐明等资料的地质资料；由矿压观测部门提供的相邻、相近任务面回采期间的矿压观测分析资料及冲击地压防治资料。六、其他相关技术规定。第二章 开采技术条件任务面井上下对照关系及临近任务面情况 任务面位置及井上下关系表 表一程度称号-430m程度采区称号8800采区地面标高m+79.61+80.51井下标高m-327.0-377.7地面相对位置及建筑物位于荣庄村南西，荣庄河以东，为一片向北东方向缓抬升的农田。回采对地面设备的影响 本任务面回采后，受采动影响，将会使地面

3、塌陷程度进一步加剧。井下位置及相邻关系 8814任务面位于BF40断层北西， 8812任务面北东，BF103断层南东。四邻采掘情况：上方7808任务面于、7806任务面、7804任务面均回采终了； 南西邻8812任务面于2021年5月14日回采终了；北东邻8816任务面。推采长度(m)370面长(m)110面积m240700第二节 煤 层 任务面煤层情况一览表 表二 煤层情况煤层总厚(m)1.952.1/2.0煤层构造(m)煤层倾角()311/70.30(0.20)1.60 可采指数 0.95变异系数R (%)23.8稳定程度稳定 该面8煤层为气煤，黑色，煤厚在1.952.10m之间，平均2.

4、0m ，为稳定的煤层，煤层构造简单，在煤层的中上部有一层岩性为碳质粉砂岩的夹石，厚度在0.10.35m之间，平均0.2m，分布较稳定，普氏硬度系数f=56。煤层倾角在311之间，平均7；煤层普氏硬度系数f=3.04.0。煤质情况水分Wf%灰分Ag%挥发分Vr%固定碳 CrGD%粘结性指数G% 硫分 SgQ% 磷分Pg胶质层YJ(mm)QYDW(mj/kg)工 业 牌 号1.4316.7540.9941.0750603.330.012928.9QM富硫、低磷、高挥发份及发热量、高油、强粘结性气煤第三节 煤层顶底板 煤层顶底板情况表 表三顶底板称号岩石称号厚 度(m)岩 性 特 征老 顶粉砂岩4.

5、305.46/5.06深灰色，性脆，质细，分选极好，无层理，团块状构造，致密均一，愈近灰岩处颗粒小，含瘤状黄铁矿结核。f=4.06.0直 接 顶四灰3.806.6/4.7 灰色，致密，性脆，巩固，富含蜓蝌及植物化石，裂隙发育。f=8.0直 接 底粘土岩0.000.20/0.10 浅灰色，含粉砂质，无层理，富含植物根茎化石，部分存在。f=3.04.0老 底粉砂岩6.407.03/6.72深灰色，致密，均一，向下颗粒渐变细。f=3.04.0附图1：任务面综合地层柱状图比例1:200第四节 地质构造一、断层情况以及对回采的影响 断 层 情 况 表 表四构造称号走向倾向倾角()性质落差m对回采的影响程

6、度实见位置及控制程度FN6445432433425逆011较小根本控制BF40568114617160正050较小根本控制BF1035432450正515较小根本控制 f13332760正1.0较小8814任务面运输顺槽实见。 f25414465正1.0较大8814号联络巷实见。二、褶曲情况以及对回采的影响该区域煤岩层整体呈单斜构造，向南东方向仰起，走向约在81118之间，倾向约在32917之间；任务面回采范围内煤岩层倾角较大，在311之间，平均 7 。掘进过程中，巷道实践揭露断层1条，落差在0.61.2m之间；回采过程中能够还会揭露其它隐伏构造，它们的存在，对任务面正常回采呵斥不同程度影响；

7、煤层顶板四灰发育“二合顶，对回采期间顶板管理带来一定困难。 三、其它要素对回采的影响根据揭露资料，任务面范围内未发现古河床冲刷、陷落柱及火成岩侵入景象。 附图2：任务面轨道顺槽、运输顺槽及切眼实测素描图比例1:200第五节 水文地质任务面水文地质概略： 任务面水文地质概略表 表五水文地质情况含水层四灰：为8煤层直接顶板，厚3.86.6m，平均4.7m，顶部质不纯，含泥质，中部夹有厚00.35m粉砂岩，下部质较纯，致密巩固，多含燧石，垂向裂隙和顺层裂隙均较发育，偶见洞穴，常为方解石所充填。五灰：上距8煤层底板30.8m(8814-奥21)38.9m8812-奥34，平均32.6m。据钻孔揭露资料

8、证明，五灰含水层厚2.4m8812-奥33)9.5m(8814-奥8)，平均厚5.2m；本任务面范围内钻孔单孔涌水量0m/h(8814-奥1)100m/h(8814-奥13),平均涌水量6.4m/h；五灰富水性相对较弱，实测五灰最高水位为-147m(8812-奥35)，五灰最低水位为-232.7m8814-五放1。奥灰：厚800m左右，富水性强，岩溶裂隙及溶洞发育。据钻孔揭露资料证明，奥灰含水层与五灰含水层间距为2.5m8814-奥1412.9m(8812-奥26)，平均间距5.45m；单孔涌水量2.0m/h(8814-奥4)150.0m/h(8814-奥21),平均涌水量32.7m/h。实测

9、奥灰最高水位+39.5m8814-奥30，比五灰最高水位高出186.5m，阐明本区域内五、奥灰两含水层根本不存在水力联络。隔水层8煤层至五灰隔水层岩性主要为粉砂岩、9煤、粉砂岩、102煤、粉砂岩、粘土岩、中砂岩。五灰至奥灰隔水层岩性主要为粘土岩。详细情况见8814任务面综合地层柱状图。7808、7806、7804任务面位于8814任务面上方，已回采终了，7808回采前，已在8800泄水巷施工7层放水孔2个，钻孔最初始水量为10m3/h，稳定1m3/h，目前钻孔无水，经分析上方不存在老空积水。8812任务面与8814任务面相邻，已于2021年5月14日平安回采终了。8812任务面共施工钻孔48个

10、，五灰钻孔最大水量40m3/h，奥灰最大水量150m3/h；五灰最高水位为-133.5m，8煤层距五灰平均隔水层厚度为35.3m，五灰最大突水系数0.058MPa/m。奥灰最高水位+16.1，8煤层距奥灰平均隔水层厚度47.1m，奥灰突水系数0.056MPa/m。最大涌水量150.0m3/h正常涌水量40.0m3/h工作面注浆改造情况钻孔设计本任务面共设计钻孔44个，43个按奥灰孔布置，施工过程中全部采用三级套管构造，一级套管127mm，长度5.0m，二级套管108mm，下至11煤层以下完好岩层内封孔至少11煤以下5.0m，三级套管89mm，下至奥灰顶部以上1m左右，钻孔终孔距奥灰顶部垂距40

11、50m，73mm。相邻钻孔奥灰段间距小于50m时，两钻孔不能同时揭露奥灰。8814任务面第一序次施工注浆孔17个，第二序次施工注浆孔13个，检查孔14个。注浆序次本任务面44个注浆孔均揭露五灰，可注五灰钻孔6个，分别为8812-奥35、8814奥9、8814-奥13、8814-奥19、8814-奥21、8814-五放1。奥灰注浆孔注浆序次如下：第一序次17孔，分别为：8812-奥2、8812-奥3、8812-奥8、8812-奥11、8812-奥12、8812-奥13、8812-奥15、8812-奥18、8812-奥19、8812-奥26、8812-奥27、8812-奥28、8812-奥33、8

12、812-奥34、8812-奥35、8812-奥37、8812-奥38。第二序次13孔，分别为：8814-奥1、8814-奥2、8814-奥3、8814-奥8、8814-奥9、8814-奥13、8814-奥19、8814-奥21、8814-奥22、8814-奥25、8814-奥29、8814-奥31、8814-奥32。检查孔14个，分别为：8814-奥4、8814-奥7、8814-奥10、8814-奥11、8814-奥12、8814-奥14、8814-奥17、8814-奥18、8814-奥23、8814-奥24、8814-奥28、8814-奥30、8814-五放1、8816-奥11。钻孔注浆本任

13、务面注浆改造时利用地面注浆站造浆，采用NBB-260/7型泥浆泵压浆，经过73mm送浆孔及2.0吋送浆管送至井下8814任务面各钻孔。注浆前先进展注浆管路耐压实验，管路耐压不低于9.0MPa，继续时间不少于30分钟。试好管路后，压清水水量为钻孔体积与管路体积之和的35倍，检查被注钻孔畅通，无塌孔景象后，开场注浆。本任务面严厉按序次注浆，采取延续注浆方式，水泥浆比重为1.121.18，粘土水泥浆比重为1.201.35。泵量普通先用三档106L/min，当孔口压力升到8.5MPa时，换用二档60L/min注浆，直至孔口压力到达8.5MPa时封孔，终了注浆。注浆改造质量评价工作面注浆改造情况钻孔注浆

14、情况一、钻孔注浆情况8814任务面五灰注浆孔44个，单孔涌水量0100.0m3/h，单孔平均涌水量为6.4m3/h，其中对6个钻孔进展注浆，共注干料183.5t，其中水泥85.7t，粘土97.8t，注浆孔吨水注干料0.79t。8814任务面范围内伸延至奥灰注浆孔43个，累计进尺6273.9m，单孔涌水量2.0150.0m3/h，单孔平均涌水量为32.7m3/h，共注干料1795.6t，其中水泥764.5t，粘土1031.2t，注浆孔吨水注干料1.38。第一序次：钻孔17个,单孔涌水量为3.0150.0m3/h,单孔平均涌水量49.0m3/h，共注干料832.9t，其中水泥369.4t、粘土46

15、3.5t，注浆孔吨水注干料1.13t。第二序次：钻孔13个，单孔涌水量为3.0150.0m3/h，单孔平均涌水量34.7m3/h，共注干料642.6t，其中水泥239.2t、粘土403.4t，注浆孔吨水注干料1.54t。检查孔：检查孔14个，单孔涌水量为1.020.0m3/h，单孔平均涌水量11.1m3/h，共注干料320.2t，其中水泥155.9t、粘土164.3t，注浆孔吨水注干料2.15t。详细情况见附表五灰突水系数二、五灰最大突水系数本任务面8煤层下距五灰30.8m(8814-奥21)38.9m8812-奥34，平均32.6m，五灰最高水位为-147m(8812-奥35)，五灰最低水位

16、为-232.7m8814-五放1，8层煤底板标高为-326.2-380.2m。 选用公式：T=P/M 式中：T 突水系数(MPa/m) P 隔水层底板接受的水压(MPa) M隔水层厚度(m)注浆后五灰最大突水系数：T最大=P/M=(-147+37.5+3270.0137.5=0.058MPa/m根据8812-奥35孔奥灰突水系数三、奥灰最大突水系数本任务面8煤层下距奥灰40.0m8814-奥154.1m8812-奥26，平均厚46.1m，实测奥灰最高水位为+39.5m8814-奥30，8层煤底板标高为-326.2-380.2m。选用公式T=P/M式中：T突水系数(MPa/m) P隔水层底板接受

17、的水压(MPa) M隔水层厚度(m)那么奥灰最大突水系数：奥灰改造后，按奥灰顶部40m为隔水层计算T最大=P/M=39.5+82.3+340.5)0.0182.3=0.056MPa/m根据8814-奥30孔物探结果验证四、物探结果验证8814任务面注浆前后由山东省矿井水害防治工程研讨中心利用井下网络并行电法对底板五、奥灰富水性改造前、后分别进展了物探任务。根据注浆前物探资料进展注浆孔布置并注浆改造。经过对比，注浆改造后物探异常区位移且大幅减少，注浆改造之前的物探异常区根本消逝。经过施工检查孔，异常区内五灰水量为3.0m/h，奥灰水量为8.0m/h.从检查孔情况来看异常区水量很小，满足要求。注浆

18、后的异常区能够是由于以下缘由呵斥：1、8814轨道顺槽内有水流，对电极的电性数据采集有一定影响。2、8814运输顺槽有绞车运输，未切断电源，对数据采集呵斥一定影响。安平安开采程度评价五、平安开采程度评价1.已对任务面煤层底板五灰及奥灰顶部49.7m范围内实施了注浆加固任务，且注浆改造效果到达设计要求。2.五、奥灰含水层联通性分析：本任务面附近及面内共施工43个奥灰孔，奥灰孔单孔涌水量2.0m/h(8814-奥4)150.0m/h(8814-奥21),平均涌水量32.7m/h，五灰与奥灰间距为2.5m12.9m，平均厚5.26m。钻孔延伸奥灰垂距4050m。从钻孔揭露的资料来看，该区域五、奥灰两

19、含水层部分层间距较小，但奥灰最高水位+39.5m，比五灰最高水位高出186.5m，阐明本区域内五、奥灰两含水层根本不存在水力联络。3.8814任务面对奥灰顶部49.7m进展注浆加固，五灰最大突水系数为0.058MPa/m；按奥灰顶部40m作为隔水层计算，奥灰最大突水系数为0.056MPa/m。经过以上分析，本任务面根本具备平安回采的条件。防防治水措施本任务面采用倾向长臂后退式采煤法，具备自然泄水条件。详细措施是：1.加强对任务面顶、底板的管理，任务面回采前在切眼及运输顺槽施工断顶眼；在回采过程中确保悬顶不超规定25m2。在任务面上、下两巷超前30m支柱垫=300mm的铁鞋。2.任务面正常回采期

20、间，利用8816奥-24钻孔进展奥灰水压观测，利用7808-F9钻孔进展五灰水压观测，初压期间每天观测，正常回采期间，每5天观测一次，发现异常，及时向调度室汇报。3.严厉留足BF40断层维护煤柱。4.在任务面回采前，对8800泄水巷至-430水仓泄水道路水沟进展清挖，确保泄水畅通。5.加强-430m西大巷、西翼皮带巷防水闸门的检修维护，保证水闸门封锁灵敏。6.加强对-430m泵房、-250m泵房排水设备的检查维修，供电可靠，确保排水设备正常运转。7.现场备足数量不少于11个木垛料220块。8.加强任务面水情观测，当任务面出现集中渗水点，渗水量大于5m3/h且水色发浑时要立刻停顿回采，并及时汇报

21、调度室、地测科。9.任务面过断层时，提早30米下通知单，区队要提早编制专门的过断层措施。第六节 影响回采的其它要素 一、影响回采的其它地质情况： 影响回采的其它地质情况表 表六影响回采的其它地质情况瓦 斯二氧化碳 CH4绝对涌出量为0.04m3/min，相对涌出量为0.87m3/t ；CO2 绝对涌出量为0.24m3/min，相对涌出量为5.22m3/t 。根据确定为瓦斯矿井。煤 尘煤尘爆炸指数在3545%之间，具有煤尘强爆炸危险。煤的自燃8煤层自燃发火倾向等级为类，属不易自燃煤层。地 温任务面地温1820，地温梯度为1.5/100m。地 压压力显现不明显，任务面西邻8812任务面采空区，本任

22、务面轨道顺槽受采动影响，矿压显现明显。普氏硬度f煤 层夹 矸直 接 顶直 接 底3456834第七节 储量及效力年限一、储量：任务面工业储量倾斜面积煤层厚度容重 407002.01.35109890t任务面可采储量工业储量煤炭回收率 10989095104396t二、任务面效力年限：任务面循环产量：WLShrC1100.62.01.3595169t 式中:W循环产量，t L任务面平均长度，取110m S循环进度0.6m h平均采高，2.0m r煤的容重，取1.35t/m3 C任务面回采率，95每天6个循环，每月按29天，正规循环率按D90%，那么设计月产量Q月296WD296169902646

23、5t设计月推进度2960.690=93.96m任务面效力年限=可采储量/设计月产量 =104396/26465=3.9月、第三章 采煤方法第一节 巷道布置 一、采区设计、采区巷道布置情况：本采区为-430程度西翼采区，采区巷道布置了三条：8800西翼轨道巷、8800西翼运输巷和8800西翼泄水巷。该面为8814任务面，任务面沿倾向布置，巷道布置六条：轨道顺槽、运输顺槽、切眼、号联络巷、号联络巷、号联络巷。 二、任务面轨道顺槽：8814任务面轨道顺槽沿煤层顶板掘进，采用锚网支护，净宽2.8m，净高2.0m，净断面积5.6m2。轨道顺槽用于任务面进风、行人及辅助运输，巷道内布置50mm的防尘管路、

24、供风管路各一趟。 三、任务面运输顺槽：8814任务面运输顺槽沿煤层顶板掘进，采用锚网支护，净宽2.8m，净高2.0m，净断面积5.6m2。运输顺槽用于任务面运煤和回风，巷道内布置50mm的防尘管路、供风管路各一趟。 四、任务面切眼：8814任务面切眼沿煤层顶板掘进，采用锚网支护，净宽6.0m，净高2.2m，净断面积13.2m2。五、号联络巷、号联络巷、号联络巷：8814任务面号联络巷、号联络巷、号联络巷均沿煤层顶板掘进，均采用锚网支护，净宽均为2.6m，净高均为2.0m，净断面积均为5.2m2。 附图3：任务面巷道布置平面图比例1:1000第二节 采煤工艺一、回采方法：根据煤层赋存情况、巷道布

25、置方式和现有技术配备，任务面采用综合机械化采煤方式，采用单一倾斜长壁后退式采煤方法，放炮处置夹石和顶煤，往返一次进一刀，全部垮落法管理顶板。二、采高、循环进度：采高2.5m，循环进尺0.6m。 三、采煤工艺： 工艺流程：采煤机沿底板割煤全面放炮处置夹石和顶煤下行松机推移刮板保送机移架打眼端头处进刀进入下个循环。 装落煤方式：任务面采用MG2160/710-AWD型双滚筒采煤机割煤，往返一次为一个循环，循环进度600mm。采煤机割下的煤经螺旋滚筒自行装入任务面刮板保送机。采煤机进刀方式：采煤机采用在下端头割三角煤斜切进刀方式，即采煤机松机至刮板保送机机头后,向刮板保送机机尾牵采煤机，到位后移直刮

26、板保送机，然后向刮板保送机机头牵采煤机割三角煤，斜切进刀段倾斜长度不得小于25m。附图4：采煤机进刀方式表示图放压炮：夹石和顶煤采用打眼放炮的方法处置。推移刮板保送机：随松机并顺序推移刮板保送机，滞后采煤机滚筒20m25m，推移弯曲段不小于20m，且要均匀过渡，推移步距600mm，并坚持任务面刮板保送机的平、直、稳。移架：采用本架方式操作支架，当刮板保送机移到位后，紧接着将支架前移到位，移架步距600mm。施工人员必需站在支架底座箱前端操作台上操作支架，察看支架、顶板、煤帮情况。降立柱使支架顶梁稍离顶板，当支架可挪动时，立刻停顿降柱，带压擦顶移架至规定步距。移架时推移千斤顶与刮板保送机坚持垂直

27、，支架不歪斜，中心线符合规定，全任务面支架成直线。升立柱同时调整平衡千斤顶，使顶梁与顶板严密接触约3秒5秒，确保初撑力到达24MPa。将各操作手把回“零。三、爆破落煤：任务面夹石和顶煤采用打眼放炮的方法处置，炮眼采用单排眼布置，垂直于煤壁，眼深不低于0.8m，眼距1.0m，炮眼距顶板0.3m，并有58的仰角。详见炮眼特征表七。炮眼特征表 表七称号间距m位 置角 度眼深m利用率%装药量kg/孔距顶m距底m仰俯度程度度炮眼1.00.301.75880850.8850.1连线方式：采用串联连线，正向装药。装药要求：装药前首先去除炮眼内的煤粉，然后将药卷悄然推入，不得冲撞或捣实，保证各药卷彼此严密相接

28、。装完药以后，先填上水炮泥，最后用炮泥封孔，用炮棍捣实，封泥长度不少于400mm。定炮要在打眼终了后进展，严禁打眼定炮平行作业。采用分组装药、分次爆破的方法，但一组装药，必需一次起爆。顶板完好时一次连炮个数不超越20个，顶板破碎、压力大时，一次连炮个数不超越10个；爆破时必需由专职爆破工用MFd-150/200型数显发爆器起爆，严厉按照炮眼布置表示图(附图5)和爆破阐明书(表八)的要求执行。 爆破阐明书 表八序号项 目单 位数 量说 明1打眼工具型号ZQS-50/1.5S气动手持式钻机、YT-28型气腿式凿岩机数量台52炸药炸药种类二级煤矿许用水胶炸药每孔装药量千克/孔0.15循环用量千克 1

29、5.33雷管种类1-5段毫秒延期电雷管循环用量个 110吨耗个/吨0.6754封泥炮泥粘土炮泥水炮泥个/孔每孔不少于1块封泥长度米0.4填满封实5起爆连线方法串联连线起爆顺序1-5段顺序起爆6爆破器型号MFd-150/200型数显爆破器个2备用1个 项 目单 位顶 眼循环炮眼数个110每孔装药量kg0.15循环用量kg16.5耗费定额kg/万t1013.2.0.67装药量详见表九装药量计算表 表九炸药的规格及性能：1.运用二级煤矿许用水胶炸药。2.规格：药卷外径：271mm，药卷质量：3005g，药卷长度:4001mm。 雷管的规格：运用1-5号煤矿许用毫秒延期电雷管。脚线长度：2m。当任务面

30、过断层、遇薄煤带或其它缘由不宜运用采煤机直接割煤时，可采用打眼放炮的方法进展处置，届时编制专项平安技术措施。附图5：炮眼布置表示图四、任务面正规循环消费才干：WLShrC1100.62.01.350.95169t 式中:W循环产量，t L任务面平均长度，取109.5m S循环进度0.6m h平均采高，2.0m r煤的容重，取1.35t/m3 C任务面回采率，95第三节 设备配置一、设备配置情况：任务面采煤机选用MG2160/710-AWD型，任务面循环刮板保送机采用SGZ730/2250型，8814任务面运输顺槽选用2部SGW-40T型刮板保送机，8800西翼运输巷选用1部SSJ-800吊挂皮

31、带机，乳化泵选用BRW200/31.5型，喷雾泵选用BPW200/6.3型。二、支架： 中间支架主要技术参数: 型 号：ZY5000/12/24 任务阻力：5000kN 初 撑 力：3090kN 支架高度：1200mm2400mm 支架宽度：1420mm1590mm 支护强度：0.89MPa0.98MPa 支架分量：13.6t 支架中心距：1500mm端头支架主要技术参数: 型 号：ZYG5000/12/24 任务阻力：5000kN 初 撑 力：3090kN 支架高度：1200mm2400mm 支架宽度：1420mm1590mm 支护强度：0.89MPa0.98MPa 支架分量：14.9t 支

32、架中心距：1500mm三、采煤机：型 号：MG2160/710-AWD 最大采高：2.4m 额定电压：1140V 机面高度: 845mm 截割功率：320kW 滚筒直径：1250mm 截 深：630mm 下 切 量：315mm 牵 引 力：282kN470kN 牵引速度：07.1m/min11.8m/min 摇臂长度：1942.5mm 滚筒转速：46.7r/min 任务压力：18MPa 控制油压力：2MPa 任务转速：1470r/min 机器分量：30t 四、任务面刮板保送机： 按照任务面刮板保送机应满足消费才干的需求，任务面选用SGZ730/2250型中双链可弯曲刮板保送机，其主要技术参数如

33、下： 电机功率：2250kW 运输才干：800t/h电 压：1140V 长 度：110m 溜槽尺寸: 1500mm730mm275mm五、单体液压支柱：型 号：DZ22/100型DZ25/100型 支柱直径：100mm 支柱初撑力：90kN11.5MPa 额定任务阻力：294.5kN 六、运输设备： 8814任务面运输顺槽选用2部SGW-40T型刮板保送机，8800西翼运输巷选用1部SSJ-800吊挂皮带机，主要技术参数如下：SSJ-800吊挂皮带机技术参数如下：电机功率：290kW 运输才干：400t/h带 宽：800mm 带 速：1.63m/sSGW40T型刮板保送机主要技术参数如下： 电

34、机功率:40kW 运输才干:150t/h电 压：660V 溜槽尺寸:1500mm630mm175mm 8800西翼轨道巷内辅助运输设备为SQ-80/75B型无极绳绞车，8814任务面运输顺槽、8814任务面联络巷、8814任务面轨道顺槽内辅助运输设备为JD-1.6型绞车，其主要技术参数如下表： 主要技术参数 表十绞车型号配用电机功率电机7535压额定牵引力配用钢丝绳容绳量合计JD-1.625kW660V18.5kN15.5mm 11111111181118.515.5mm200m3SQ-80/75B75kW660V80kN21.5mm1000m1合计4六、任务面配电点的位置及要求：任务面泵站设

35、一个配电点，配电点处无可燃物，卫生清洁，有照明，开关上架，电缆吊挂整齐，维护齐全、灵敏、可靠。 七、乳化液泵站： 乳化液泵：采用BRW200/31.5型乳化液泵，两泵一箱，其主要技术参数如下：公称压力：31.5MPa 公称流量：200L/min 电机功率：125kW 电机电压：1140V 乳化液配比：3%5% 喷雾泵：采用BPW200/6.3型喷雾泵，其主要技术参数如下： 公称压力：6.3MPa 公称流量：200L/min 电机功率：30kW 电机电压：1140V 最大压力：12MPa 乳化液泵站：1.泵站位置设置：泵站安设在8800西翼轨皮联络巷。 2.输液管路选用31.5mm高压钢丝编织胶

36、管，耐压在32MPa以上，回液管路选用38mm高压钢丝编织胶管，耐压在32MPa以上。3.泵站运用规定：乳化液泵有专人看管，开动时按操作规程操作。乳化液泵箱坚持清洁，乳化液配比浓度到达3%5%，乳化液泵压力不低于30MPa，现场运用自动配比器，有检测仪器，并由专人定期检修。喷雾泵压力保证不低于4MPa。4.喷雾泵液压管路选用25mm高压钢丝编织胶管，耐压在8MPa以上，且喷雾泵与采煤机实现联动，即采煤机启动时，喷雾泵自动开启。 附图6：任务面设备布置表示图第四章 顶板管理第一节 支护设计及验算一、任务面根本情况： 任务面主要参数表 表十一煤层厚度m采高m倾角平均面长m倾斜长度m煤层号1.952

37、.1/2.02.0311/71103708任务面根本支护设备表 表十二称号型号最大高度最小高度任务阻力初撑力中间液压支架ZY5000/12/242.4m1.2m5000kN3090kN端头液压支架ZYG5000/12/242.4m1.2m5000kN3090kN单体液压支柱DZ25/100型2.4m1.9m294.5kN90kN顶板管理方法：全部垮落法管理顶板。煤层直接顶为四灰，厚3.8m6.6m，平均4.7m，灰色，致密，性脆，巩固，富含蜓蝌及植物化石，裂隙发育，f=8.0；直接底为粘土岩，厚度0.0m0.2m，平均0.1m，浅灰色，含粉砂质，无层理，富含植物根茎化石部分存在，f=3.04.

38、0。二、同煤层观测面消费条件及矿压观测参数：消费条件：任务面编号：8814任务面，采高:2.0m，煤层倾角平均:7，埋深：387.01m457.91m，支护方式：液压支架支护顶板。矿压参数见表十三。 8814任务面矿压参数表 表十三序号工程单位同煤层实测本面选取或估计1顶底板条件根本顶厚度m5.065.06直接顶厚度m4.74.7直接底厚度m0.10.12直接顶初次垮落步距m25253初次来压来压步距m24282428最大平均支护强度kN/m23131最大平均顶底板移近量mm8585来压显现程度不明显不明显支架最大载荷kN46524652活柱最大缩量mm1010顶板下沉速度mm/h224周期来

39、压来压步距m810810最大平均支护强度kN/m2280 280最大平均顶底板移近量mm6767来压显现程度不明显不明显支架最大载荷kN42164216顶板最大下沉量mm7575活柱最大缩量mm88顶板下沉速度mm/h1.51.55平常最大平均支护强度kN/m2190190最大平均顶底板移近量mm85856直接顶悬顶情况m337底板允许比压MPa18.2418.248直接顶类型类9根本顶级别级10巷道超前影响范围m2020三、选取支护参数的可行性分析：根据我矿开采本任务面相邻8812任务面的实际阅历，结合我矿支护资料的现有情况，液压支架选用由安信机械制造公司加工制造的ZY5000/12/24型

40、液压支架和ZYG5000/12/24型端头支架，适用采高1.2m2.4m。任务面选用MG2160/710-AWD型采煤机、SGZ730/2250型刮板保送机与液压支架相配套，并由安信机械制造公司进展“三机配套数据模拟，“三机相对尺寸无干涉景象，适宜我矿-430m程度八层煤回采配套运用。合理的支护强度选择根据：1.根据八层煤的顶底板岩性。2.已开采过的八层煤任务面矿压观测资料。3.多年回采八层煤任务面顶板管理阅历。4.根据以下阅历公式进展设计。采用阅历公式计算：Pt=9.81hk =9.812.02.58 =392.4kN/m2式中：Pt任务面合理的支护强度，kN/m2； h任务面采高，2.0m

41、； 顶板岩石容重，取2.5t/m3； k任务面支架应该支护的上覆岩层厚度与采高之比，取8。故任务面合理的支护强度取392.4kN/m2。确定支护方式因任务面合理支护强度为392.4kN/m2，即0.3924MPa，根据任务面实践条件与支架参数对照表十三和任务面所选用支架的支护强度0.89MPa0.98MPa0.3924MPa可知，所选支架架型满足要求。 任务面实践条件与支架参数对照表 表十四任务面实践条件支架参数采高m2.01.22.4倾角3117煤厚m1.92.21.22.4煤层硬度f2334底板比压MPa18.2431.8支护强度MPa0.39240.890.98顶板类别 44确定特殊支护

42、：根据八煤层任务面矿压观测资料结果和开采阅历，本任务面上超前支护长度不小于100m、下超前支护长度选取30m；当任务面上、下两巷压力变大时，加强超前支护间隔 和强度。经过上述分析,确定8814任务面支护方式如下：任务面上、下两端头各运用3组端头支架支护。任务面其它地段运用72组中间支架支护。任务面上横头、下横头运用戴帽对柱支护；当遇断层、二合顶、顶板破碎等时，运用一对3.2m钢梁支护，钢梁交替前移。根据“三机配套可知，任务面正常端面距为409mm，最大端面距为1009mm，为加强任务面面前顶板管理，当任务面遇断层、二合顶、顶板破碎等时，每组支架顶梁上方运用不少于1根公用工字钢工字钢长度1.2m

43、支护顶板，工字钢伸出支架顶梁的长度0.5m，且工字钢与支架顶梁之间运用物料防滑。第二节 任务面顶板控制一、顶板管理方式：全部垮落法管理顶板。二、正常任务时期顶板支护方式：任务面顶板实行全支护法管理，液压支架编号管理，自循环刮板保送机机头端头支架向上依次排序为1#、2#、3#78#。 任务面根本支护规格表 表十五称号支护方式支 架控顶距支护强度 MPa顶板管理 方式最大m最小m规格中间支架ZY5000/12/243.8793.2790.890.98全部垮落法规格端头支架ZYG5000/12/244.4343.8340.890.98全部垮落法1.循环刮板保送机移到位后，及时移架，对任务面顶板进展支

44、护。移架时，执行带压擦顶移架制度。机头处三架端头架的移架顺序为：先移第3#架，再移第1#架，最后移第2#架；机尾处三架端头架的移架顺序为：先移第78#架，再移第76#架，最后移第77#架。支护质量要求：任务面应到达动态质量规范化要求。加强支架的支设质量，确保支护强度，支架初撑力不低于24MPa。循环刮板保送机移到位后，要及时移架，防止长时间空顶。任务面出现冒顶时，要及时用道木、条鞋等物料背实顶板。2.支架应坚持一条直线，与保送机垂直，偏向不得超越50mm，支架垂直顶底板，其歪斜小于5，最大仰俯角小于7，支架中心距为1500mm100mm，相邻支架间隙不超越400mm，不少于50mm。三、特殊时

45、期的顶板管理1.初采期间的顶板管理：任务面平均面长110m，切眼顶板为石灰岩，采用锚网支护，净宽6.0m，净高2.2m，任务面推采3.0m后，及时对切眼进展强迫断顶。及时对任务面一切支架和支柱进展二次注液，确保支架初撑力不小于24MPa，支柱初撑力不小于11.5MPa。顶板管理员运用顶板动态仪进展顶板动态观测和初压预告，顶板管理员不得从事其它任务。初采前由消费矿长或总工程师组织初采管理指点小组成员及区队干部，现场会诊，制定相应措施，并安排现场实施。2.初次来压期间的顶板管理：及时对任务面一切支架和支柱进展二次注液，确保支架初撑力不小于24MPa，支柱初撑力不小于11.5MPa。初压解除时，由消

46、费矿长组织总工程师、安监处长、初压管理指点小组成员及区队干部，现场会诊，确认初压已过，方可解除初压管理。3.周期来压期间的顶板管理：及时对任务面一切支架和支柱进展二次注液，确保支架初撑力不小于24MPa，支柱初撑力不小于11.5MPa。任务面面后部分悬顶超越25m2时，要进展强迫放顶。4.任务面遇断层、二合顶、过联络巷等情况时应采取的措施：任务面遇断层时，采用打眼放炮的方法平推硬过，破顶、起底厚度大于1m时，采用五花眼布置，小于1m、大于0.5m时，采用三花眼布置，小于0.5m时，采用单排眼布置；眼距0.8m，眼深0.8m，装药量0.15kg/眼，且任务面采高控制在1.6m2.3m之间，断层口

47、处以能过机为准，起底厚度以现场顺平刮板运输机为准；采高大于2.3m时，托夹矸回采，托夹矸段运用道木、塑料网等物料背实顶板和架间，确保支架活柱行程在规定范围内，支架仰俯角不大于7，歪斜不大于5。断层处放炮前，必需对任务面支架进展二次注液，确保支架初撑力不低于24MPa，并在刮板保送机齿轨处挡好挡煤板和挡煤皮子，维护好支架立柱、操作把手、电缆、管线等。断层处，刮板保送机前移后要及时拉架进展支护，尽量缩短顶板暴露时间，减少暴露面积。移架时，采用带压擦顶移架方法。断层处顶板破碎时，支架顶梁上方要运用至少2根道木配合铁丝网等物料将顶板和架间背实，并及时找掉架间的危岩活石，防止架间落石伤人。任务面过落差大

48、于0.6m的断层时，需编写补充措施。任务面遇二合顶时，严厉执行敲帮问顶制度，及时运用公用长柄工具找掉二合顶边缘的危岩活石，二合顶地段移溜后，及时将支架前移到位支护顶板，支架初撑力不小于24MPa，并运用物料背实顶板，严禁任何人员进入面前作业，确需进入面前作业时，必需在有效支护的掩护下作业，或在面前支设不少于3棵暂时戴帽点柱，暂时戴帽点柱柱距不大于0.5m，且要安排专人监护平安，并时辰察看好顶板和煤壁情况，防止片帮落石伤人。任务面过联络巷期间的顶板管理：任务面正常推采过程中过2条联络巷，过联络巷期间需加强顶板管理。当任务面推采至距联络巷30m时，提早在联络巷内支设两排戴帽点柱加强支护，支柱垫30

49、0mm铁鞋，初撑力不低于11.5MPa，并拴牢防倒绳；在联络巷与轨道顺槽、运输顺槽交叉口处各支设一组丛柱加强支护；任务面与联络巷透开时，假设一次揭露面积较大，必需及时前移支架控制顶板，当支架移到位后面前空顶面积仍较大时，必需及时支设戴帽对柱加强支护，对柱间距1.5m，柱帽采用道木等物料，并拴牢防倒绳；透开联络巷处，严禁提早去除超前支护。停采前的顶板管理:严厉任务面的支护质量，及时对任务面一切支架和支柱进展二次注液，确保支架初撑力不小于24MPa，支柱初撑力不小于11.5MPa，确保任务面支护强度到达要求。任务面停采前，编制任务面停采支护措施，并严厉落实措施中的相关规定，加强顶板和面前煤壁管理。

50、 四、强迫放顶1.任务面初采前提早在切眼和运输顺槽内施工好强迫断顶眼；切眼内断顶眼直径50mm，断顶眼间距3m，角度70，朝任务面溜尾方向，共施工38个断顶眼；运输顺槽内的断顶眼直径50mm，自切眼向外共施工93个，断顶眼间距4m，角度70，朝采空区方向。断顶眼采用二级矿用水胶炸药爆破，水胶炸药每2块捆扎成一捆，用透明胶布依次绑在竹枇上竹枇每两根相接，总长度不小于6m，搭接长度0.2m-0.4m，用细扎带捆绑结实，首尾严密相接，每两捆炸药安设一根电雷管，捆绑好炸药后，用竹枇将药卷渐渐推入断顶眼内，随推入随搭接竹枇、捆扎炸药，装药终了后填入两块水炮泥，其他部分用速凝水泥封满封实，封泥长度不小于1

51、.0m，且每个断顶眼炸药内安设的电雷管必需是同段号的。任务面推采5个循环后对切眼顶板进展强迫断顶，届时编制专项措施。2.任务面正常推采过程中面后悬顶到达25m2时，要进展人工强迫放顶。强迫放顶采用风钻打眼。上、下两横头施工对眼，对眼距煤壁0.5m，眼深不低于2.0m，眼距不大于1.0m，方向垂直任务面，朝向采空区，对眼与顶板夹角大于70。随任务面推采，当任务面放顶眼进入放顶线排时上下两巷的放顶眼与端头支架顶梁后端齐时，开场装药定炮，移架后放顶；定炮运用长炮杆，定炮及连线要在有效支架的掩护下操作，严禁空顶作业。定炮站岗间隔 不少于20m，每孔装药量为1.2kg，余眼必需用水炮泥、炮泥封满填实。爆

52、破时，可采用分组装药，但一组装药必需一次起爆；组与组之间的间隔 不得小于5，且一次拉炮个数不得超越20个。拉炮顺序自下而上，放炮站岗间隔 曲线不少于75m，直线不少于100m，且有掩体的平安地点。严厉执行“一炮三检、“三保险、“四人联锁及“放炮流程卡制度。打眼、装药、连线、定炮时，要严厉执行敲帮问顶制度，及时找掉危岩活石，人员在有效支架掩护下操作，严禁空顶作业；顶板来压时，制止装药定炮，待顶板压力稳定后方可继续进展。爆破前后洒水降尘，放炮前，用长炮杆将便携式瓦斯报警仪伸入采空区，检测采空区瓦斯浓度，如瓦斯超限，要立刻停顿作业，采取措施，加强通风。爆破前，检查支架、支柱的初撑力，及时进展二次注液

53、；爆破后，待炮烟吹散，由班组长、安监员、放炮员、瓦斯检查员先检查顶板、支架、拒爆、残爆、通风等情况，确认无危险后，其他人员方可进入任务面作业。第三节 顺槽及端头顶板管理一、任务面轨道顺槽、运输顺槽的顶板管理轨道顺槽、运输顺槽超前支护：任务面轨道顺槽距任务面煤壁100m范围内，运用工字钢配合金属铰接顶梁和单体支柱进展支护，工字钢平行于轨道顺槽间距1.0m一根，单体支柱支设在工字钢与金属铰接顶梁交叉处、运输顺槽距任务面煤壁30m范围内，沿倾斜方向支设两排戴帽点柱进展支护，柱距1.0m；运输顺槽在固定刮板保送机两侧各支一路，支设后确保人行道宽度不低于800mm。轨道顺槽两路顶梁排距不低于1.0m、不

54、大于1.2m，上帮侧的支柱距煤壁不低于0.8m。超前支护范围内，巷道净高不低于1.8m，超前支护以外的巷道净高不低于2.0m。当超前支柱距两帮煤壁大于1.0m时，按以上要求支好三排戴帽点柱。超前支护支设要求：支设超前支柱时要拉线进展，其偏向不大于100mm，支柱垫380mm铁鞋，拴牢防倒绳，初撑力不得小于6.5MPa，支柱支设最大高度应小于支柱设计最大高度100mm，最小高度应大于支柱设计最小高度200mm，支柱迎山有力，要支设在硬底上，轨道顺槽超前支护刚性接触的地方要运用木楔或条帽，防止刚性接触。轨道顺槽、运输顺槽加强支护：假设任务面超前压力变大，必需加长超前支护间隔 和加大支护强度。二、任

55、务面端头顶板的管理1.支护方式：任务面两端头共运用6组ZYG5000/12/24型端头支架支护顶板。2.操作要求：移端头支架时，必需两人配合操作，并对其它2组端头支架进展二次注液，确保支架初撑力不低于24MPa。拉移端头支架前，要首先维护好端头顶板，人员全部撤到平安地点后再移架。3.任务面两横头处的支护：下横头：当1#端头支架距运输顺槽下帮煤壁大于1.0m时，采用两路戴帽对柱支护，每路不少于2对对柱，对柱排距0.6m，柱距不大于1.0m，最后一排对柱与支架顶梁后端齐，且接近端头支架的对柱与端头支架的间隔 不大于0.5m；当1#端头支架距运输顺槽下帮煤壁0.5m1.0m时，采用一路戴帽对柱支护，

56、柱距0.6m，且不少于2对对柱，最后一对对柱与支架顶梁后端齐，对柱与端头支架间隔 不大于0.5m；当1#端头支架距运输顺槽下帮煤壁小于0.5m时，不再进展支护。上横头：当78#端头支架距轨道顺槽上帮煤壁大于1.0m时，采用多路戴帽对柱支护，每路不少于2对对柱，对柱排距0.6m，柱距不大于1.0m，最后一排对柱与支架顶梁后端齐，且接近端头支架的对柱与端头支架的间隔 不大于0.5m；当78#端头支架距轨道顺槽上帮煤壁0.5m1.0m时，采用一路戴帽对柱支护，柱距0.6m，且不少于2对对柱，最后一对对柱与支架顶梁后端齐，对柱与端头支架间隔 不大于0.5m；当78#端头支架距轨道顺槽上帮煤壁小于0.5

57、m时，不再进展支护。上、下横头切顶线排每棵正规支柱前支设一棵趄柱，且一切正规支柱必需垫铁鞋，并拴牢防倒绳，初撑力不小于11.5MPa。三、轨道顺槽、运输顺槽及横头处支柱要求1.所用单体液压支柱符合要求，严禁运用漏液失效支柱。2.两横头及轨道顺槽、运输顺槽超前支护范围内要时时坚持卫生清洁，人行道符合要求，通风、行人、运输畅通。3.进展超前支护时要坚持二人作业，一人监护，一人任务，严禁单人作业。4.任务面上下端头处的端头支架可滞后面内支架0.6m。5.两横头处的支护与支架顶梁后端齐，超前支架此位置不超越0.6m。轨道顺槽下帮侧的超前支柱、运输顺槽上帮侧的超前支柱超前一硐回撤。6.回柱时，人员站位正

58、确，严厉落实回柱八大要领，运用长柄工具远间隔 缓慢操作，卸载把手绳长要与巷道高度一样，回撤时严禁操作两端头的液压支架。在两横头切顶排支柱回撤后，及时在新切顶排打好两竖两趄4棵关门柱。7.加强超前支护质量检查，每班要派人检查，发现失效、漏液支柱及时改换，并对支柱进展二次注液。四、任务面顺槽支护回撤要求轨道顺槽、运输顺槽采用锚网支护，采煤机割煤前，需超前煤壁2.0m提早回撤轨道顺槽、运输顺槽帮部的锚盘，顶板上的锚盘在移架前回撤。回撤时，应首先检查顶板及支护情况，发现隐患及时处置，人员要在有效支护掩护下运用公用工具装配锚盘并运到指定地点码放整齐。人员施工时，严禁正对螺帽。五、支护资料的运用数量和存放

59、管理 1.任务面切眼长110m，安装支架78架，单体液压支柱、铁鞋等备用量不少于总用量的5；坑木不少于1天的用量。支护资料放在轨道顺槽公用料场内，分类挂牌码放整齐，不得影响行人和运输；备用资料用完后及时补充，且与轨道的间隔 不得小于500mm。2.液压支架、支柱、铁鞋的管理区队安排专人管理液压支架、支柱、铁鞋，担任清点编号、监视检查运用。对液压支架损坏的部件、漏液管路、漏液失效的支柱、损坏的铁鞋及三用阀及时改换维修。单体液压支柱下井前要棵棵试压，试压合格后方可下井。不准超期运用单体液压支柱及三用阀，单体液压支柱下井运用8个月后必需上井检修试压，合格后方可下井运用。不同性能的支柱不能混用，失修失

60、效的单体液压支柱严禁运用。新下井的单体液压支柱运用前要先注液反复升降2次3次，排净柱腔内空气。支柱升紧后，再继续注液3秒5秒钟，保证支柱初撑力到达要求。支柱的活柱体及缸体严禁用硬物敲砸。升柱前要先用注液枪对着阀嘴冲洗杂物，然后再注液。升柱时，支柱不准线接触或单爪承载，并确保支柱迎山有力。支柱支在实底上并穿铁鞋，不准支在浮煤浮矸上。一切支柱必需拴齐拴牢防倒绳。支柱卸载时运用公用卸载把手，把手后端拴绳长度与采高一样。备用的单体液压支柱不许平放或倒放。 对自动卸载的支柱要查明缘由并及时处置，失效的单体液压支柱及时运出上井。3.坑木、支柱等支护资料用量及耗费统计 支护资料用量及耗费统计表 表十六资料称