15101工作面采煤规程

1、15107任务面采煤作业规程 山西煤炭运销集团裕兴煤业 .山西煤炭运销集团裕兴煤业 15107任务面采煤作业规程综采队 - 1 -15101综采任务面 作业规程任务面称号：15101综采任务面编 制 人： 施工担任人： 总工程师： 矿 长： 同意日期： 201年 月 日执行日期： 201年 月0日15107任务面采煤作业规程 山西煤炭运销集团裕兴煤业 山西煤炭运销集团惠阳煤业 15101综采任务面作业规程目 录 - 1 -目录 TOC o 1-3 h z u HYPERLINK l _Toc394168577 第一章 概 况 PAGEREF _Toc394168577 h - 1 - HYPE

2、RLINK l _Toc394168578 第一节 任务面位置及井上下关系 PAGEREF _Toc394168578 h - 1 - HYPERLINK l _Toc394168579 第二节 煤 层 PAGEREF _Toc394168579 h - 1 - HYPERLINK l _Toc394168580 第三节 煤层顶底板 PAGEREF _Toc394168580 h - 2 - HYPERLINK l _Toc394168581 第四节 地质构造 PAGEREF _Toc394168581 h - 2 - HYPERLINK l _Toc394168582 第五节 水文地质 PA

3、GEREF _Toc394168582 h - 3 - HYPERLINK l _Toc394168583 第六节 影响回采的其他要素 PAGEREF _Toc394168583 h - 3 - HYPERLINK l _Toc394168584 第七节 储量及效力年限 PAGEREF _Toc394168584 h - 4 - HYPERLINK l _Toc394168585 第二章 采煤方法 PAGEREF _Toc394168585 h - 5 - HYPERLINK l _Toc394168586 第一节 巷道布置 PAGEREF _Toc394168586 h - 5 - HYPE

4、RLINK l _Toc394168587 第二节 采煤工艺 PAGEREF _Toc394168587 h - 9 - HYPERLINK l _Toc394168588 第三节 设备配置 PAGEREF _Toc394168588 h - 10 - HYPERLINK l _Toc394168589 第三章 顶板控制 PAGEREF _Toc394168589 h - 14 - HYPERLINK l _Toc394168590 第一节 支护设计 PAGEREF _Toc394168590 h - 14 - HYPERLINK l _Toc394168591 第二节 任务面顶板控制 PAG

5、EREF _Toc394168591 h - 16 - HYPERLINK l _Toc394168592 第三节 运输顺槽、回风顺槽及端头顶板控制 PAGEREF _Toc394168592 h - 20 - HYPERLINK l _Toc394168593 第四节 矿压观测 PAGEREF _Toc394168593 h - 22 - HYPERLINK l _Toc394168594 第四章 消费系统 PAGEREF _Toc394168594 h - 24 - HYPERLINK l _Toc394168595 第一节 运输 PAGEREF _Toc394168595 h - 24

6、- HYPERLINK l _Toc394168596 第二节 “一通三防与平安监控 PAGEREF _Toc394168596 h - 25 - HYPERLINK l _Toc394168597 第三节 排水系统 PAGEREF _Toc394168597 h - 38 - HYPERLINK l _Toc394168598 第四节 供电系统 PAGEREF _Toc394168598 h - 39 - HYPERLINK l _Toc394168599 第五节 通讯、信号、照明 PAGEREF _Toc394168599 h - 58 - HYPERLINK l _Toc39416860

7、0 第六节 压风自救、供水施救系统 PAGEREF _Toc394168600 h - 59 - HYPERLINK l _Toc394168601 第五章 劳动组织和主要技术经济目的 PAGEREF _Toc394168601 h - 61 - HYPERLINK l _Toc394168602 第一节 劳动组织 PAGEREF _Toc394168602 h - 61 - HYPERLINK l _Toc394168603 第二节 作业循环 PAGEREF _Toc394168603 h - 61 - HYPERLINK l _Toc394168604 第三节 主要经济技术目的 PAGER

8、EF _Toc394168604 h - 62 - HYPERLINK l _Toc394168605 第六章 煤质管理 PAGEREF _Toc394168605 h - 63 - HYPERLINK l _Toc394168606 第七章 平安技术措施 PAGEREF _Toc394168606 h - 64 - HYPERLINK l _Toc394168607 第一节 普通规定 PAGEREF _Toc394168607 h - 64 - HYPERLINK l _Toc394168608 第二节 顶 板 PAGEREF _Toc394168608 h - 64 - HYPERLINK

9、 l _Toc394168609 第三节 防治水 PAGEREF _Toc394168609 h - 67 - HYPERLINK l _Toc394168610 第四节 任务面顶板预裂爆破 PAGEREF _Toc394168610 h - 68 - HYPERLINK l _Toc394168611 第五节 “一通三防及平安监控 PAGEREF _Toc394168611 h - 68 - HYPERLINK l _Toc394168612 第六节 运 输 PAGEREF _Toc394168612 h - 71 - HYPERLINK l _Toc394168613 第七节 机 电 PA

10、GEREF _Toc394168613 h - 74 - HYPERLINK l _Toc394168614 第八节 其 他 PAGEREF _Toc394168614 h - 80 - HYPERLINK l _Toc394168616 第八章 灾祸应急措施及避灾道路 PAGEREF _Toc394168616 h - 81 - HYPERLINK l _Toc394168617 第一节 灾祸应急措施 PAGEREF _Toc394168617 h - 81 - HYPERLINK l _Toc394168618 第二节 避灾道路 PAGEREF _Toc394168618 h - 84 -

11、附图：附图一 15101综采任务面地层综合柱状图附图二 15101综采任务面实测平、剖面图附图三 15101综采任务面端部斜切进刀割煤表示图附图四 15101综采任务面设备布置表示图附图五 15101综采任务面巩固顶板预裂爆破图表附图六 15101综采任务面支护表示图附图七 15101综采任务面运输系统表示图附图八 15101综采任务面通风系统表示图附图九 15101综采任务面防尘系统表示图附图十 15101综采任务面防灭火系统表示图附图十一 15101综采任务面监测监控系统表示图附图十二 15101综采任务面排水系统表示图附图十三 15101综采任务面供电系统图附图十四 15101综采任务面

12、通讯系统表示图附图十五 15101综采任务面压风系统表示图附图十六 15101综采任务面正规循环作业图表附图十七 15101综采任务面避灾道路表示图山西煤炭运销集团惠阳煤业 15101综采任务面作业规程 山西煤炭运销集团惠阳煤业 15101综采任务面作业规程第一章 概 况 - 3 -第一章 概 况第一节 任务面位置及井上下关系 15101任务面为15号煤层首采面，任务面两侧均为实体煤，任务面停采线距辅助运输巷30m。详细情况详见表1-1。表1-1 15101回采任务面位置及井上下关系表程度称号+560采区称号一采区地面标高m+634+701任务面标高+560+624m地面相对位置15101回采

13、任务面相对应的地面为山地沟谷，覆盖层厚度约为36-米，地面无任何建筑物，对开采无任何影响。回采对地面设备的影响无井下位置与四邻关系15105回采任务面位于井田的西南部，采区水仓的东部，北为矿井三条大巷，南部为井田边境，东南为实体煤走向长120m倾斜长864m面积103680m2第二节 煤 层15101综采任务面煤层情况见表1-2。表1-2 15101综采任务面煤层情况表开采煤层15号煤层倾角318煤层构造比较稳定煤层厚度0.93.6m平均厚度2.25m稳定性较稳定煤层夹矸0.10.35m可采指数067可采性全部可采煤层的物理性质黑色，块状一短柱状，亮煤为主夹镜煤条带，条带状构造层状构造，煤层比

14、较稳定。第三节 煤层顶底板15101综采任务面煤层顶底板情况见表1-3。表1-3 15107回采任务面煤层顶底板情况表根据勘探情况阐明15号煤为低灰-中灰煤，原煤为中高-高固定碳煤精煤为高固定碳煤，为中高-高发热量煤。煤层顶底板情况顶板称号岩石称号厚度m岩石特征老顶K2灰岩8.2610根据钻孔柱状K2灰岩，深灰色，含生物碎屑和火遂石团块，泥晶构造。直接顶深黑色泥岩0.8510泥质构造，层状构造，含大量黄直接顶老底15101回采任务面所开采的15号煤层，比较稳定，平均厚度为2.25m。煤层中常夹01层矸石,厚度约为00.24m，部分地方矸石层尖灭。煤层伪顶平均厚度为0.43m，随采随落。无直接顶

15、，根本顶为石灰岩平均厚6.52m，抗拉、抗压、抗剪强度大，岩性巩固。按照缓倾斜煤层采煤任务面顶底板分类规范MT554-1996根本顶分级属级顶板，代表根本顶矿压显现剧烈。底板为砂质泥岩，平均厚4.23m，按分类规范属类底板，即松软类底板。详见附图一：15107回采任务面地层综合柱状图。第四节 地质构造在15107回采任务面回风顺槽距切眼255m处有一正断层，倾向南，倾角约83，东西走向角度约16，落差约3.7m。在15107回采任务面运输顺槽距切眼289m和296m处有两条正断层，倾向南，倾角分别约为48和74，东西走向角度分别约为3和5，落差分别为2.2m和2m。根据掘进任务面揭露断层情况显

16、示：两顺槽发现的三处断层为一条断层，命名为F5断层。该断层穿过15107回风顺槽后在任务面中部分岔，变为两条断层穿过15107运输顺槽，然后继续向西延伸至F4断层。揭露的断层贯穿在15107任务面回采区域中距开切眼255296m的范围内，当任务面回采到断层处时另行制定过断层专项平安技术措施。第五节 水文地质15107任务面所处区域上部为3号煤层老窑区，在回采之前应编制探放水设计对老空水进展探放。根据K2灰岩含水情况，和两顺槽掘进时的涌水情况来看，任务面涌水量较小，最大涌水量为1520m3/h，正常涌水量为2m3/h，任务面巷道掘出时，仅向斜轴部断层顶板出现少量淋水，任务面回采期间依托原煤拖带，

17、可直接将涌水处置干净，向斜轴部处相对低洼，该处应设置暂时水仓增设水泵排除积水。第六节 影响回采的其他要素一、瓦斯根据山西省煤炭工业厅文件晋煤发2021305号，山西煤炭运销集团裕兴煤业的矿井绝对瓦斯涌出量为1.97m3/min，相对瓦斯涌出量为1.98m3/t，15101任务面绝对瓦斯涌出量为0.59m3/min，东翼回风开辟巷绝对瓦斯涌出量为0.14m3/min，属瓦斯矿井。二、煤尘爆炸性根据2021年1月26日由山西省煤炭工业厅综合测试中心签发的得知：山西煤炭运销集团裕兴煤业15号煤层煤尘爆炸性测试结果为15号煤层无煤尘爆炸性。三、煤自燃倾向性根据2021年1月26日由山西省煤炭工业厅综合

18、测试中心签发的得知：山西煤炭运销集团裕兴煤业15号煤层自燃倾向性等级为类，自燃倾向性性质为自燃。四、地温暖地压根据地质报告，井田内地层恒温带深度为3060m，温度为12左右，平均地温梯度为0.81.9/100m。按恒温带深度为45m，15107回采任务面最大深度为160m计算，地温为14.2，处于正常形状,对消费活动影响不大。15107回采任务面无冲击地压危险。第七节 储量及效力年限一、储量工业储量顺槽长度m煤层厚度m切眼长度m煤的容重t/m39304.121961.511134Kt；设计可采储量工业储量Kt回采率%113493%1054.62Kt。二、效力年限正规循环作业方式采用“三八制，两

19、采一准，两班消费，一班检修。消费班每班推进两个循环，每日推进四个循环，检修班全班检修。循环进尺0.6m，采高平均4m。产量及效力年限计算如下：循环产量切眼长度m采高m循环进尺m煤的容重t/m319640.61.51710.304t；日产量循环产量t日循环数710.30442841.216t；月产量日产量t每月平均消费天数2841.2163085236.48t；任务面效力年限设计可采储量/月产量1054.62/85.23612.373，取整为13个月。第二章 采煤方法 - 13 -第二章 采煤方法15107回采任务面采用走向长壁综合机械化一次采全高采煤法。第一节 巷道布置一、采区巷道一采区平行布

20、置三条大巷，由南向北分别为东翼轨道巷、东翼胶带巷及东翼回风巷，方位角为92，间距30m，两侧各留30m煤柱。东翼轨道巷铺设轨道、安设绞车等设备，担负一采区采掘任务面运料、进风和行人的义务。东翼胶带巷铺设胶带保送机等设备，担负一采区采掘任务面的运煤、进风和行人的义务。东翼回风巷担负一采区采掘任务面的回风和行人义务，15107回采任务面位于一采区北翼。二、任务面巷道15107回采任务面巷道采用“U型布置方式，包括15107运输顺槽、15107回风顺槽和15107切眼。整个任务面呈近南北向布置。1、15107运输顺槽1巷道规格：沿煤层顶板掘进，矩形断面，掘宽4.2m，掘高3.65m，掘进断面积15.

21、33m2。297m360m段扩东帮1.1m，使本段巷道断面变为：掘宽5.3m，掘高3.65m，掘进断面积19.345m2。2支护方式：采用锚网支护。顶板采用202200mm螺纹钢锚杆，每排4根，间距1200mm，排距1200mm，金属网尺寸为22001300mm；两帮采用201800mm锚杆，每排3根，内帮采用玻璃钢锚杆，外帮采用螺纹钢锚杆，间、排距1200mm，金属网尺寸为22001300mm。运输顺槽扩宽段顶板加一根锚杆，距已打锚杆间距1100mm，并在扩宽段巷道中心线处打1根锚索，间距3m。3位置：15107运输顺槽开口点在Y1导线点东8.226m处，掘进方位角2，长度为960m。4巷道

22、设备：巷道中安装胶带保送机，靠外帮一侧铺设。下平安出口安设超前支架、转载机、破碎机。外帮一侧分上、中、下敷设一趟压风管路，一趟静压水管路，一趟排水管路，全部采用管钩吊挂，三趟管路平均间隔间隔 为0.2m，安装排水设备；在任务面侧敷设动力电缆、信号电缆、通讯电缆、监控电缆，动力电缆在最下侧；信号、通讯、监控电缆敷设在动力电缆上方大于0.1m处。巷道297360m段扩宽巷道布置设备列车，安装有挪动变电站、乳化泵站等设备。5巷道用途：该巷道担负15107任务面的进风、运煤、运料及行人等。2、15107回风顺槽1巷道规格：沿煤层顶板掘进，矩形断面，掘宽4.2m，掘高3.65m，掘进断面积15.33m2

23、。2支护方式：采用锚网支护。顶板采用202200mm螺纹钢锚杆，每排4根，间、排距1200mm，金属网尺寸为22001300mm；两帮采用201800mm锚杆，每排3根，内帮采用玻璃钢锚杆，外帮采用螺纹钢锚杆，间、排距1200mm，金属网尺寸为22001300mm。3位置：15107回风顺槽开口位置在Y5导线点，掘进方位角2，长度为930m。4巷道设备：巷道中铺设30kg/m的矿用轨道。上平安出口位置安设超前支架、锚固支架。巷道任务面侧分上、中、下敷设一趟压风管路，一趟静压水管路，一趟排水管路，全部采用管钩吊挂，三趟管路平均间隔间隔 为200mm，安装排水设备；在任务面外侧敷设动力电缆、信号电

24、缆、通讯电缆、监控电缆，动力电缆在最下侧；信号、通讯、监控电缆敷设在动力电缆上方大于0.1m处。5巷道用途：该巷道担负任务面回风、运料、行人等。3、15107切眼1巷道规格：沿煤层顶板掘进，矩形断面，掘宽7m，掘高3.65m，掘进断面积25.55m2。2支护方式：采用锚网索支护。顶板采用202200mm螺纹钢锚杆，每排6根，间距1200mm，排距1200mm，金属网尺寸为22001300mm；顶板锚索采用17.86300mm的7股钢绞线锚索，每排3根，间、排距为2400mm；两帮采用201800mm锚杆，每排3根，间、排距1200mm，金属网尺寸为22001300mm。回采区侧煤帮采用玻璃钢锚

25、杆，采空区侧煤帮采用螺纹钢锚杆。3位置：巷道位于东翼回风巷北侧930m处，与任务面两顺槽垂直，长度为196m。4巷道设备：布置采煤机、刮板保送机及液压支架等设备。5巷道用途：安装采煤设备和支护设备，然后开场回采的巷道，切眼与任务面两顺槽构成回采任务面的全风压通风系统。三、任务面其他辅助巷道及硐室为满足任务面巷道掘进时的通风需求及任务面搬家设备运输的需求。所掘的辅助巷道有：1、15107回风顺槽与东翼轨道巷联络巷1巷道规格：沿煤层顶板掘进，矩形断面，掘宽4.2m，掘高3.65m，掘进断面积15.33m2。2支护方式：采用锚网支护。顶板采用202200mm螺纹钢锚杆，每排4根，间、排距1200mm

26、，金属网尺寸为22001300mm；两帮采用201800mm螺纹钢锚杆，每排3根，间、排距1200mm，金属网尺寸为22001300mm。3位置：开口位置在Y5导线点，掘进方位角182，长度为30m。4巷道设备：巷道中铺设30kg/m的矿用轨道。5巷道用途：该巷道担负15107任务面安装、消费期间的资料、设备运输义务。2、15107回风顺槽绕道1巷道规格：沿煤层顶板掘进，矩形断面，掘宽4.2m，掘高3.65m，掘进断面积15.33m2。2支护方式：采用锚网支护。顶板采用202200mm螺纹钢锚杆，每排4根，间、排距1200mm，金属网尺寸为22001300mm；两帮采用201800mm螺纹钢锚

27、杆，每排3根，间、排距1200mm，金属网尺寸为22001300mm。3位置：开口位置在G11导线点东17m，掘进方位角47，长度为28m。4巷道设备：巷道中铺设30kg/m的矿用轨道。5巷道用途：该巷道担负15107任务面安装、消费期间的资料、设备运输义务。3、15107运输顺槽无极绳绞车巷1巷道规格：沿煤层顶板掘进，矩形断面，掘宽4.2m，掘高3.65m，掘进断面积15.33m2。2支护方式：采用锚网支护。顶板采用202200mm螺纹钢锚杆，每排4根，间、排距1200mm，金属网尺寸为22001300mm；两帮采用201800mm螺纹钢锚杆，每排3根，间、排距1200mm，金属网尺寸为22

28、001300mm。3位置：开口位置在G11导线点东8.8m，掘进分两段，第一段方位角315，与东翼胶带巷贯穿，长46m。第二段为早期巷道掘进时的进风巷，方位角334，与15107运输顺槽贯穿。长度为70m。4巷道设备：巷道中铺设30kg/m的矿用轨道。5巷道用途：该巷道担负15107任务面安装、消费期间的资料、设备运输义务。4、无极绳绞车硐室1巷道规格：沿煤层顶板掘进，矩形断面，掘宽4.2m，掘高3.65m，掘进断面积15.33m2。2支护方式：采用锚网支护。顶板采用202200mm螺纹钢锚杆，每排4根，间、排距1200mm，金属网尺寸为22001300mm；两帮采用201800mm螺纹钢锚杆

29、，每排3根，间、排距1200mm，金属网尺寸为22001300mm。3位置：开口位置在G11导线点东8.8m。掘进方位角134，掘至17m时，转方位角成44，掘进16m与东翼轨道巷贯穿。4硐室设备：无极绳绞车。5硐室用途：安装无极绳绞车。详见附图二：15107回采任务面实测平、剖面图。第二节 采煤工艺一、采煤工艺简述15107回采任务面采用综合机械化一次采全高采煤工艺。采煤机割煤、装煤，刮板保送机运煤，液压支架支护顶板，采空区的处置采用全部垮落法。采高平均4m，循环进尺0.6m。二、采煤工艺流程收支架护帮梁采煤机割煤、装煤，刮板保送机运煤伸支架护帮梁支护顶板收回护帮板、降柱液压控制移架、升柱、

30、支护顶板伸支架护帮梁逼帮推移刮板保送机清理浮煤1、采煤机进刀采煤机进刀采用端部斜切进刀割三角煤的方式，斜切进刀段长度不小于36m，即不少于24架支架，进刀深度0.6m。详细操作如下：当采煤机割至任务面机头机尾时，其后的刮板保送机槽已移近煤壁，采煤机机身处尚留有一段下部煤；互换滚筒位置，前滚筒降下，后滚筒升起并沿保送机弯曲段反向割入煤壁，直至保送机直线段为止。然后将保送机移直；再互换两个滚筒的上下位置，重新前往割煤至保送机机头机尾处；将三角煤割掉，煤壁割直后，再次互换上下滚筒，返程正常割煤。详见附图三：15107回采任务面端部斜切进刀割煤表示图。2、割煤运煤开场割煤后，采煤机前滚筒前进方向滚筒割

31、顶煤，后滚筒割底煤，依托后滚筒的转动自行装煤，剩余的煤由铲板在推溜时自行装入前部保送机。割煤时严厉控制采高38504340mm、底煤必需割平且不留底煤，将煤壁割成直线。3、移支架擦顶移架移架时，以能使支架前移为宜，顶梁下降量控制在200mm以内，防止咬架。移架后，任务面支架要呈一线，并控制端面距不大于300mm，部分片帮地段端面距超越300mm要在顶梁上挑木梁护顶。升架时，支架必需接顶严密。1操作方式：任务面支架为本架手动操作。移架推溜步距均与循环进度坚持一致，即600mm。2作业范围：收缩支架护帮梁应超前机组3个架进展，移架滞后采煤机后滚筒不得超越5个架，推溜作业滞后移架作业5个架开场进展。

32、4、推移刮板保送机任务面刮板保送机滞后采煤机后滚筒跟机分段推入，保证保送机呈不断线，弯曲段长度不得小于15m，不得出现急弯，以防出现溜槽错口。5、清理浮煤清煤作业滞后推溜作业4个架开场进展，清煤作业人员必需面向机尾，在作业过程中要随时留意察看溜槽运转情况，防止溜槽拉过大块煤、矸或溜槽里的煤涌出挡煤板将人挤伤或砸伤。清煤作业人员需将支架底座前及两侧的浮煤清入溜槽，矸石必需经架间空隙甩入采空区。三、任务面正规循环消费才干最大采高4.4m，任务面煤层平均厚度为4m，一切支架拉移一次为一循环,循环进尺0.6m。任务面正规循环消费才干任务面长度m循环进尺m采高m煤的容重t/m31960.641.5171

33、0.304(t)第三节 设备配置一、15107任务面设备明细表表2-1 设备明细表序号设备称号设备型号单位数量安装位置1采煤机组MG300/700-WD台1切眼2液压支架ZZ6800/20.5/45架128切眼3过渡支架ZZGD6800/20.5/45架6切眼4超前支架组ZCZ15000/25/45架4两顺槽分别安装2组5锚固支架ZZM7500/24/45架1回风顺槽6刮板保送机SGZ830/630部1切眼，200米7转载机SZZ764/160部1运输顺槽，60米8破碎机MCP110台1运输顺槽9胶带保送机DSJ100/63/2160部1运输顺槽，904米10乳化泵BRW315/31.5台2运

34、输顺槽设备列车11喷雾泵站BPW320/10M台2运输顺槽设备列车12注氮安装DN200/6套1运输顺槽设备列车13六组合开关QBZ-1200/1140 (660)-6台2运输顺槽胶带机尾14馈电KBZ-400/1140(660)台4运输顺槽、无极绳绞车硐室15软启动开关QJR-400/1140(660)台2运输顺槽胶带机头16照明信号综保ZBZ-4.0/1140(660)台4运输、回风顺槽17真空磁力开关QBZ-30N/1140(660)台1运输顺槽胶带机头18真空磁力开关QBZ-80N/1140(660)台1运输顺槽胶带机头19真空磁力开关QBZ-120N/1140(660)台1无极绳绞车

35、硐室20真空磁力开关QJZJ-400/1140(660)台2运输顺槽设备列车21挪动变电站KBSGZY-1000/10/1.2台1运输顺槽设备列车22挪动变电站KBSGZY-2000/10/1.2台1运输顺槽设备列车23煤层注水泵2BZ-125/20台1回风顺槽24封孔泵BFK-8/2.4台1回风顺槽25防灭火阻化泵BH-40/2.5台1运输顺槽设备列车26无极绳绞车JWB-75RJ台115107无极绳绞车硐室27液压钻机ZYW-1200台1运输、回风顺槽28调度绞车JD-1.6台1运输顺槽29本布罗KJ50-X-D台1运输顺槽胶带机尾30排水泵D125-253台4运输顺槽、回风顺槽二、主要设

36、备技术参数表表2-2表2-9表2-2 双滚筒采煤机技术参数型 号MG300/700-WD截割速度(m/s)08.25采 高(m)2.54.5滚筒直径(mm)2240截 深(mm)600主机分量(t)55截割电机供电电压(V)1140拖电缆方式自动拖缆装机功率(KW)2300255灭尘方式内、外喷雾表2-3 可弯曲刮板保送机技术参数型 号SGZ830/630刮板链速(m/s)1.13 总长度(m)200电 压(V)1140装机功率(KW)2315保送才干(t/h)1200中部槽m1.50.830.315长/宽/高刮板链方式中双链表2-4 转载机技术参数型 号SZZ764/160电压等级V1140

37、/660长 度(m)58保送才干(t/h)1000电机功率(KW)160刮板链速m/s1.3表2-5 锤式破碎机技术参数型 号PCM110输入块度(mm)700950破碎才干(t/h)1000排出粒度(mm)300电压等级(V)1140/660电机功率(KW)110表2-6 可伸缩胶带保送机技术参数型 号DSJ100/63/2160带宽mm1000保送量(t/h)630带速(m/s)2.5电压等级(V)1140/660电机功率(KW)2160表2-7 中间支架技术参数型 号ZZ6800/20.5/45支架方式四柱支撑掩护式支架高度m2.054.5支架中心距(mm)1500额定任务阻力(KN)6

38、80040.9MPa初撑力(KN)523230MPa支护强度(MPa)0.89顶梁长度mm4195护帮梁长度(mm)1000移架步距mm600立柱方式双伸缩作用立柱任务阻力KN170040.9MPa立柱初撑力KN130830MPa泵站压力(MPa)31.5操作方式集中液压控制,立柱本架操作表2-8 超前支架组技术参数型 号ZCZ15000/24/45C支架方式双列式任务阻力(KN)15000初撑力(KN)12360支架高度(m)2.44.5宽度mm29523482支护长度(m)12.65支护强度MPa0.34泵站压力(MPa)31.5立柱行程mm2100立柱方式双伸缩作用，8根立柱任务阻力KN

39、1875立柱初撑力KN154530MPa移架步距mm600操作方式集中液压控制,立柱本架操作表2-9 锚固支架技术参数型 号ZZM7500/24/45立柱方式双伸缩，8根任务阻力(KN)750038.2MPa初撑力(KN)618030MPa支护强度MPa0.34支架高度(m)2.44.5宽度mm1822泵站压力(MPa)31.5立柱行程mm2100立柱任务阻力KN1875立柱初撑力KN154530MPa移架步距mm600操作方式集中液压控制,立柱本架操作详见附图四：15107回采任务面设备布置表示图。第三章 顶板控制 - 25 -第三章 顶板控制第一节 支护设计15107回采任务面采用ZZ68

40、00/20.5/45型支撑掩护式液压支架支护任务面顶板，用ZZGD6800/20.5/45型过渡支架支护任务面两端头，过渡支架与煤柱间空顶部分用DW45200/110LX型单体液压支柱加型梁支护，两顺槽超前支护采用ZCZ15000/24/45C型超前液压支架组进展支护，且回风顺槽加装一架ZZM7500/24/45型锚固支架。一、支护设计1、采用8倍采高阅历公式计算支护强度Pt=9.8hk=9.84.02.58=784.0 KN/0.815MPa式中:9.8重力加速度；h煤层采高，m；顶板岩石容重，取2.5t/m3；k上覆岩层与采高之比，取8。2、参考15101回采任务面矿压观测资料得出支护强度

41、序号工程单位15101任务面实测本面选取或估计1顶底板条件直接顶厚度m无直接顶无直接顶根本顶厚度m7.86.52直接底厚度m4.84.232直接顶初次跨落步距m无直接顶无直接顶3初次来压来压步距m4230最大平均支护强度MPa0.830.8最大平均顶底板移近量mm3025来压显现程度中等剧烈中等剧烈4周期来压来压步距m1810最大平均支护强度MPa0.790.75最大平均顶底板移近量mm1915来压显现程度中等剧烈中等剧烈5平常最大平均支护强度MPa0.70.7最大平均顶底板移近量mm10106直接顶悬顶情况m557底板允许比压MPa8.628.58直接顶类型类无直接顶无直接顶9根本顶级别级级

42、级10巷道超前影响范围m20203、支护强度验证本任务面选用ZZ6800/20.5/45型支撑掩护式液压支架,支护强度0.87560.9955MPa,大于8倍采高的支护强度计算结果为0.815MPa，大于同煤层15101回采任务面矿压实测最大支护强度0.83MPa，支架满足要求。二、乳化液泵站：1、泵站选型、数量本任务面选用BRW315/31.5型乳化液泵供液，二泵一箱，一台任务，一台备用。乳化液泵站到任务面的供液、回液采用38mm高压胶质液管；任务面采用38mm的高压胶质液管向支架供液。2、泵站位置乳化液泵站设于15107运输顺槽机电设备列车，供液间隔 554794m。3、泵站运用规定1开泵

43、前，检查乳化液泵箱的液量大于箱体的1/2，运用乳化液自动配比安装，乳化液浓度坚持在35之间，乳化液浓度每班检测2次,并经常用折射仪检查乳化液浓度。2泵运转时，时辰留意泵的声音，发现异常立刻停泵处置。3要加强泵站及管路的维修、保养和管理，坚持液压系统完好，杜绝跑、冒、滴、漏、窜液景象，保证泵站供液压力不小于30MPa。4加强液压系统的清洁卫生，泵箱过滤器应定期清洗，乳化液泵箱每半月清洗一次，各种胶管液压元件应坚持清洁，严禁泵箱随意敞口，严禁不经滤网直接向泵箱参与乳化液。第二节 任务面顶板控制15107回采任务面安装四柱支撑掩护式液压支架134架,其中ZZ6800/20.5/45型中间架128架，

44、两端头ZZGD6800/20.5/45型过渡支架各3架。15107回采任务面顶板岩性为K2石灰岩,属巩固顶板，根据太原理工大学报告，预测15107任务面顶板初次来压步距为25m，周期来压步距为14m，任务面现有支架可以接受的顶板极限悬顶长度为8m,为保证任务面回采过程中顶板及时跨落，不会呵斥过大的悬顶面积，15107回采任务面在初采及之后的回采过程中进展顶板弱化处置，即采用爆破破坏巩固顶板构造。一、预裂爆破弱化顶板1、15107回采任务面初采时开切眼预裂爆破弱化顶板115107回采任务面设备安装前，在切眼内距老塘侧巷帮1m处顶板打双排眼，排距1.0m，眼距10.0m，炮眼长9.9m，与任务面程

45、度线成45角度，任务面布置双排炮眼20组，同时在任务面两端头向外侧各打一组扇形炮眼，端头炮眼每组3个炮眼，炮眼长度8.1m,与任务面程度线成60,最里侧一排炮眼距采空区侧煤壁1m，炮眼排距1m。任务面两端头炮眼距任务面外侧煤壁1m，第二排距第一排炮眼1.5m。任务面共22组，46个炮眼。2切眼预裂炮眼装药量：任务面炮眼装药量为3.6Kg，两端头炮眼装药量为3.6Kg。3爆破作业：在15107任务面从开切眼处开场推进46刀后，即2.4m3.6m时，装药、联线、爆破，爆破前，任务面通风系统按回采时通风系统不变。爆破作业运用BF-200型公用发爆器1台起爆，在15107运输顺槽运用，沿任务面切眼全长

46、起爆顺序为：从运输顺槽侧任务面端头开场向回风顺槽侧端头最少分四段起爆，每段可以分两次以上起爆，每段起爆均采用毫秒延期雷管依次起爆，延期时间为25ms,第一次起爆13个炮孔，第二次起爆10个炮孔，第三次起爆10个炮孔，第四次起爆13个炮孔，炮孔雷管联线采用混联的方式46个炮眼串联，1个炮眼内并联，起爆顺序如下：表3-1 开切眼预裂爆破炮孔参数表炮孔编号炮眼长度仰角孔径装药长度装药量封泥长度A1、A2、T1、T29.9m4575mm1.5m3.6Kg8.4ma1、a2、a3、b1、b2、b38.1m6075mm3.0m7.2Kg5.1m2、15107运输顺槽及回风顺槽超前预裂爆破弱化顶板1在151

47、07运输及回风顺槽每隔34m各布置一组炮孔，每组为5个炮孔，分别为A、B、C、D、E，炮孔深度为30.4m，仰角为9.5，其中D炮孔与任务面平行，A、B、C、E与巷道中心线分别成30、50、70、-30夹角E炮孔布置到顺槽外侧，向外侧与巷道中心线成30。215107运输与回风顺槽预裂炮眼装药量：15107运输与回风顺槽预裂炮眼装药量为6.0Kg。3爆破作业：爆破作业运用BF-200型公用发爆器1台起爆，起爆顺序是从任务面煤避侧中部向两端，每次起爆1个炮孔，即爆破顺序为A-B-C-D-E,炮孔起爆时孔底离任务面煤壁间隔 大于50m，第一组炮孔除外第一组炮孔爆破时孔底离任务面煤壁间隔 大于5m，爆

48、破时间：在切眼初次强迫放顶终了后，进展爆破。炮孔雷管联线采用混联的方式5个炮眼串联，1个炮眼内并联。表3-2 15107运输顺槽及回风顺槽预裂爆破炮眼参数表炮眼编号炮眼长度仰角与巷道中心线夹角孔径装药长度装药量封泥长度A30.4m9.53075mm2.5m6kg15.2mB30.4m9.55075mm2.5m6kg15.2mC30.4m9.57075mm2.5m6kg15.2mD30.4m9.59075mm2.5m6kg15.2mE30.4m9.5-3075mm2.5m6kg15.2m合计152m12.5m30kg76m3、钻眼与装药要求：1炮孔钻眼选用ZYW-1200型煤矿用全液压坑道钻机，

49、钻眼直径为75mm。2炸药运用2#煤矿许用乳化炸药，药卷规格55500mm，1.2kg/卷，雷管运用煤矿许用8#毫秒延期电雷管。3装药运用56mm的PVC管作为炸药载体，为了能使炸药完全爆炸，运用毫秒延期电雷管起爆，即，预备一卷药，将电雷管插入到药卷内，送入炮眼底，装好药后用炮泥封好，炮泥封孔长度15.2m。4为了确保炮眼内炸药完全引爆，采用双雷管引爆。详见附图五：15107回采任务面巩固顶板预裂爆破图表。二、正常时期顶板控制采用追机移架的方式对顶板进展及时支护。在采煤机割煤后，先移架，再移刮板保送机，即“割煤移架移刮板保送机的顺序；顶板破碎时可紧跟前滚筒移架；当发现煤壁片帮严重时，超前移架。

50、循环步距为600mm。任务面顶梁长度为4195mm，任务面端面距为300mm，故任务面最大控顶距为5095mm；最小控顶距为4495mm。1、在顶板完好情况下，应滞后采煤机后滚筒不大于5架逐架移架；在顶板破碎情况下，应紧跟前滚筒移架，滞后采煤机前滚筒不大于3架。2、移架时先收回护帮板，移至支架顶梁尽量贴近煤壁时，再伸护帮板进展护帮。3、推移刮板保送机应滞后于移架5架，滞后采煤机后滚筒10架。4、移架人员与推移刮板保送机人员之间的间隔 不得小于2架，移架时每组作业人员之间的间隔 不得小于2架。5、采煤机在任务面机头机尾进刀后，任务面机头机尾支架未移，严禁开机割煤。6、为保证支架支护强度，确保支护

51、质量，支架初撑力不小于4186KN(24MPa)。7、当任务面出现部分冒顶时,要及时用坑木接顶并升紧支架。8、任务面支架严禁挤架、咬架，发现征兆应及时调整。三、特殊时期顶板控制1、根本顶初次来压的顶板控制1顶板初次垮落之前，应特别留意任务面端头及两巷超前20m范围内的顶板控制任务。上、下平安出口到达规定的高度、宽度，确保平安消费。2顶板初次垮落之前，采面移架应做到少降快移，升架时要使支架到达足够的初撑力。3根本顶初次来压前，应特别加强任务面顶板管理。4估计任务面推进25m左右，任务面顶板压力将会增大，呈初次来压形状。在来压期间支护方式坚持不变，但要将支架升紧，顶梁接顶严密，支架初撑力要逐架检查

52、，不低于4186KN24MPa。保证不漏液、不串液、不卸载，有异常景象及时采取有效措施进展处置。5估计每推进14m左右，出现一次周期来压。在周期来压期间，支护方式坚持不变，但要确保任务面及顺槽的支护质量，加强顶板维护，方法同初次来压，6任务面支架初撑力不低于4186KN(24MPa)，两顺槽超前支架初撑力不低于9888KN(24MPa)。特别留意任务面中部及两过渡支架初撑力及支架形状，确保整体支护强度，预防冒顶。7加强两端头顶板控制，超前支架与过渡支架顶梁间距不大于1m。8加强矿压观测，及时准确地掌握任务面的压力分布和来压情况。9加强支架的日常维护，防止漏液、串液而降低支架的支撑力。2、过地质

53、构造及顶板破碎时的顶板控制1控制好采高，坚持构造附近支架初撑力不小于4186KN(24MPa)，编写专项平安技术措施。2在顶板破碎地段,为有效防止顶板冒落,采取带压移架方式。3割煤后，及时移架护顶，片帮严重处要超前移架。超前移架时，要保证机组顺利经过，不得相互关扰，以免损坏设备，否那么要另行制定维护措施。4任务面回采期间，遇到压力增大导致煤壁片帮严重时，制定专项技术措施来处置。5任务面初次来压、周期来压期间，要及时在片帮宽度大、顶板破碎区域，存放一定数量的板梁及金属网等支护资料备用。6任务面回采期间，发生架前冒顶时，制定专项平安技术措施。7任务面回采期间经过F5断层时，制定专项过断层平安技术措

54、施。三、采空区顶板控制采空区采用全部垮落法处置顶板，采空区垮落高度小于6m或悬顶面积超越10m2时，视现场情况制定专项强迫放顶措施。第三节 运输顺槽、回风顺槽及端头顶板控制一、任务面运输顺槽、回风顺槽的顶板控制1、支护方式1两顺槽的超前支护，在原有巷道的锚网支护下进展。2运输及回风顺槽均采用两组ZCZ15000/24/45型超前支架组进展支护，每组超前支架组平均支护巷道12.65m，回风顺槽安装一架ZZM7500/24/45型锚固支架。3超前支架每次挪动终了后，必需及时翻开两侧翻板梁。4超前支护以外的巷道出现底鼓、顶板下沉、煤帮突出等变形情况，要及时修复处置。2、支护质量要求1超前支架初撑力不

55、低于9888KN24MPa。2超前支架组要排成直线，支架组上一切立柱油缸要垂直顶底板。3任务面煤壁向外50m范围内不得堆放闲置设备、资料。二、任务面端头支护及平安出口管理1、管理措施平安出口要求为高度不低于2.75m，宽度不小于0.8m。每班验收人员必需对任务面机头、机尾推进度及平安出口进展丈量，及时调整以确保平安出口符合要求；假设调整后仍不能满足要求，必需架设过桥保证平安出口畅通如架设过桥仍不能满足平安出口的要求，必需进展扩帮以满足平安出口的要求。每班必需对两出口顶、帮进展察看，发现顶板破碎或煤壁片帮应及时加强支护。任务面机头、机尾均采用三个过渡支架，机头机尾过渡支架为滞后支护，又因端头至两

56、顺槽超前段是压力集中区，特制定以下管理措施：1过渡支架必需到达初撑力4186KN24MPa。2过渡支架底座严禁钻底，以防压住推移杆使转载机和任务面刮板保送机机头推移困难，损坏设备。假设支架底座压住推移杆，必需利用抬底千斤将支架底座抬起，然后在支架底座下垫顺木板梁或柱帽将支架底座垫起。3当任务面及两端头出口顶板破碎时，应架棚维护，并制定专项技术措施。2、任务面两端头支护方式及质量要求1正常消费期间两端头支护方式：两端头均采用3架过渡支架，过渡支架与超前支护支架间距不得大于1m。过渡支架与保安煤柱间的空顶区域，可打切顶梁柱进展护顶。梁柱资料为DW45-250/110X型单体液压支柱和1m的铰接顶梁

57、。详细支护方式：、沿过渡支架顶梁后侧采空区一侧打一排单体液压支柱，柱距0.3m。、沿顺槽方向支设单体液压支柱和铰接顶梁护顶，两顺槽各两排，每排3梁4柱。单排梁柱柱距1m，两排梁柱之间排距0.5m。、可根据现场实践空顶区域的变化增设单体液压支柱或梁柱。2质量要求：单体液压支柱支护时，要到达初撑力141KN15MPa，相邻柱的顶部用铁丝与金属网衔接，以起到防倒作用，底板松软时必需穿铁鞋。采空区一侧单体液压支柱可增设戗柱防倒。三、备用支护资料管理顺槽及端头备用的支护资料有：DW45250/110X型单体液压支柱两顺槽各20根；120050100mm背板10块；长3m的型钢梁10根。一切备用支护资料均

58、需在两顺槽超前支护架外5060m处码放整齐，挂牌管理。详见附图六：15107回采任务面支护表示图。第四节 矿压观测一、观测内容15107回采任务面为我矿第二个综采任务面，在回采过程中要严密进展矿压观测。主要包括：任务面支架阻力观测、两巷超前支架阻力观测、支护质量动态监测、根本顶初次跨落步距及周期来压步距。根据观测结果对任务面顶板活动规律、来压特征、任务面支架受力特点、超前支承压力影响范围和分布特点、顶板、煤层稳定性及任务面支护质量等进展定期分析。二、观测方法1、任务面支架支护动态监测1任务面每个支架安装有两个抗震压力表，对液压支架初撑力、任务阻力进展监测，确保任务面支护质量、准确及时预告任务面

59、顶板来压，保证平安消费。2综采任务面支护质量动态监测：其方法为主要采用KJ520型多功能监测仪进展监测。监测任务面各段支架立柱的任务情况。监测仪共安装有12组，任务面支架10组，两顺槽超前支架各一组。3巷道锚杆支护质量及变形离层监测方法：要充分利用布置在巷道中的GMY30H型锚杆应力传感器和ZL型顶板离层指示仪，每天读取采面超前支护段及任务面的离层指示数据以及巷道内所安设的顶板离层仪的数据，并用钢尺丈量顶底板和两帮移近情况，仔细记入表格；综采任务面两顺槽锚杆支护质量，每三天察看记录一次，并将结果及时填写在两顺槽牌版上，记录在案。2、两顺槽的矿压观测运输顺槽、回风顺槽以及轨道巷平均每隔50m安装

60、一个顶板离层观测仪，由消费科按照规定对顶板离层情况进展察看并将结果记录在牌板上。方便观测人员获取数据。运输顺槽、回风顺槽超前支护段的阻力观测采用超前支护架组自备3个抗震压力表进展监测，每班打完超前支护后，由验收员对超前支护架组的初撑力进展丈量，并做好相关记录。三、支护质量监测每周由消费科不定期对任务面和两巷支护质量动态检查2次，对检查中存在问题，由采煤队立刻整改。监测内容包括支架初撑力、煤壁片帮情况、端面距、采高、顶板完好及破碎情况、顶板离层情况、超前支护质量等，对支护质量监测，整个消费期间都由采煤队专职平安员、跟班队长等管理人员进展矿压监测。第四章 消费系统 - 63 -第四章 消费系统第一