8103综采工作面作业规程

Vx54-176/+

-第一章概况

第一节工作面位置及井上下关系

8103综采工作面位于8#煤层一采区，工业储量66.5万吨，由于本工作

面地面建筑物的存在，经计算留设保安煤柱后，工作面只能推移403m,实际

可采储量18.3万吨。工作面计划开采开始时间为2013年7月1日，预计开

采结束时间为2013年10月1日，工作面暂服务年限3个月。工作面位置及

井上下关系见表1。

表1工作面位置及井上下关系见

水平名称一水平采区名称一采区

地面标高+960m一+815m井下标高+768m一+742m

8103综采工作面东北方向为张家垣新村、南社、张家湾、锄沟村.，

东南方向为山西柳林庄上煤矿公司，西南方向为山西柳林汇丰兴业同

地面相对位置

德焦煤有限公司。8103工作面200——900m范围内地面建筑有创意洗

煤厂、意通洗煤厂和张家湾废弃砖厂以及房屋。

回采对地面建开采后可能导致创意洗煤厂、意通洗煤厂和张家湾废弃砖厂以及

筑的影响山顶房屋出现地表下沉、塌陷、裂缝，所以开采前应提早做打算。

8103综采工作面北面为8101准备工作面，南面为8105准备工作

井下位置及相

面，西面与采区轨道大巷相接，东面为井田边界；上部为5103准备

邻关系

工作面，下部为9103准备工作面。

走向长度（m）1360倾斜长（m）180面积（n?）244800

附图1：8103工作面井上下对照图

第二节煤层

本工作面设计开采煤层为8#煤，通过地质资料分析，具体情况：所开采

石炭系上统太原组8#煤层，煤厚1.40〜2.11m,平均为1.90m；煤层走向北

西-南东，倾向南西，地层平缓，倾角为3〜7。，平均5°,属稳定可采煤

层。具体情况见表2。

表2煤层、煤质情况

厚度煤层结构煤层产状硬度容重稳定度

煤二走向北西一南东

f—

情况1.90m简单倾向南西1.40稳定

2〜3

倾角3。〜7°/5°

AVSY工业牌号

煤质

16.32%21.10%0.62%7.0JM

第三节煤层顶底板

开采煤层顶底板情况见表3

表3煤层顶底板情况

顶、底板名称岩石名称厚度特征

基本顶粉砂岩14.05m深黑色、均状

直接顶石灰岩4.7m深灰色、坚硬

伪底泥岩0.4m黑色、块状，炭质泥岩

直接底砂质泥岩6.66m斜层理发育，风化易碎

附图2：地层综合柱状图

第四节地质构造

一、断层情况及其对回采的影响

8103综采工作面总体为一单斜构造，煤层倾向E-肌煤层倾角3°-7°平

均5°,为近水平煤层。根据8103掘进资料结合地质报告与井上下对照图分

析，该工作本不存在陷落柱、断层或其它地质构造。

二、褶曲情况及其对回采的影响

该工作面无褶曲产状存在。

三、其他因素对回采的影响（陷落柱、火成岩等）

该工作面范围内，没有陷落柱、火成岩等存在。

第五节水文地质

一、8103综采工作面水文地质概况

8103工作面上组煤4#、5#大部已采空。上组煤开采主要充水水源为山西

组、下石盒子组砂岩孔隙、裂隙水直接充水，主要涌水特点是以淋水、渗水

为主，突水的瞬间冲击力不大。

奥陶系含水层在10号煤层最大突水系数为0.028MPa/m,小于《煤矿防治

水规定》规定的正常地段突水系数临界值0.10MPa/m,也小于非完整块段突水

系数临界值0.06MPa/m,属带压开采安全区，一般情况不会受到奥灰水威胁。

8号煤层导水裂隙带高度为45.50-53.58m,8号煤层上距5号煤层平均间

距为42.8m,开采8号煤层形成的导水裂隙带局部会沟通4#、5#煤层的采空

区，且东部导水裂隙带会沟通地表水，直接影响本煤层的开采。

根据调查井田内部预计上覆采空区积存有较多的积水，故在积水区附近

或下覆煤层开采时，探放采空区积水将是矿井防治水的主要工作，为了确保

回采期间安全生产，因此在回采过程必须严格坚持探放水，具体见8103综采

工作面探放水方案及安全技术措施。

8103综采工作面水文地质条件简单，山西组、下石盒子组砂岩孔隙、裂

隙含水层是回采工作面的直接充水含水层。主要涌水特点是以淋水、渗水为

主，突水的瞬间冲击力不大，所以含水层对工作面影响不大。在开采时会破

坏原顶板结构，形成的断裂带，很有可能采空积水会沿裂缝渗入工作面，因

此我们已做好排水的准备，具体见防治水措施。

二、涌水量预计

根据8103运输顺槽、轨道顺槽和切眼掘进水文观测资料，8103运输顺槽

最大涌水量为17.2m3/h,最小涌水量为15.4m7h,,8103轨道顺槽最大涌水

量为23m3/h,最小涌水量为21m7h,8103切眼最大涌水量为10m3/h,最小涌

水量为8m7h预计8103综采工作面最大涌水量为50m7h,最小为44m7ho

三、防治水措施

1、建立畅通的排水系统，在回风顺槽安装一趟中159mm排水管路，在各

顺槽低凹处打小水窝分别安装两台排水泵。（一备一用）接入总管路，直接

排入主水仓

2、做好清淤工作，每班设专人及时清理巷道中淤泥，确保两巷畅通。

3、一旦发生水淹巷道事故，要按既定避水灾路线撤人，同时向调度室和

有关领导汇报。

4、加强矿压观测和水文地质观测，做好预测预报工作。

第六节影响回采的其它因素

一、影响回采的其它地质情况

本矿井为瓦斯矿井，煤尘具有爆炸性，爆炸下限浓度为30g/m3,工作面

煤层的吸氧量为o.48cm3/g,该煤层自燃倾向性等级为II级，在回采过程中需

加强“一通三防”工作，确保安全生产。具体情况见表4。

表4影响回采的其它地质情况

瓦斯绝对瓦斯涌出量：0.67m7min,

煤尘爆炸危险性煤尘具有爆炸性

煤的自燃倾向性煤的吸氧量为0.48cm'/g,属自燃煤层

地温危害正常

冲击地压危害无

二、冲击地压和应力集中区

随回采工作面推进出现顶板压力大，造成工作面及两顺槽可能会出现底

鼓和片帮现象。

三、地质部门意见

在回采过程中定期观察工作面及两顺槽的顶板离层情况，并做好相关记

录，对压力大的地方进行复合支护。

第七节储量及服务年限

一、储量

8103综采工作面位于8#煤层一采区，工业储量66.5万吨，由于本工作

面地面建筑物的存在，经计算留设保安煤柱后，本工作面实际可采储量18.3

万吨，工作面只能推移403m。

本工作面按走向1390m，倾向180m,采高1.90m,容重1.40,留设保安

煤柱30m,回采率90%计算可得：

工作面工业储量：1390X180X1.90X1.40=665532T=66.5万吨

工作面可采储量：403X180X1.90X1.40X95%=183308.6T=18.3万吨

二、服务年限

工作面服务年限=实际可采走向长度/计划月推进长度=403+130=3.1

（月）

第二章采煤方法

采用走向长壁式采煤法，一次采全高，全部垮落后退式综合机械化开采。

第一节巷道布置

一、采区设计、采区巷道布置情况

本工作面运输顺槽、轨道顺槽以及切眼沿8#煤层顶板掘进，8103运输顺

槽与采区轨道大巷、上仓皮带巷和煤层相通，8103轨道顺槽与采区回风大巷

相通。

二、工作面轨道顺槽

轨道顺槽巷主要担负本工作面回风、行人、管线敷设、运料等任务。巷

道净断面为：宽X高=4.0mX2.5m,断面为10m二长1360m，均采用锚索网联

合支护。

三、工作面运输顺槽

8103运输顺槽巷主要担负本工作面进风、行人、运煤等任务。巷道净断

面为宽X高=4.0X2.5m,断面为10m二全长1410m,均采用锚索网联合支护。

四、工作面切眼

工作面切眼担负安装采煤设备及联通两巷，形成通风、生产系统的任务。

巷道断面为宽X高=6X2.2m,断面为13.2m2,全长180m。

附图3：8103工作面巷道布置图

附图4：8103轨道顺槽支护图

附图5：8103运输顺槽支护图

附图6：8103切眼支护断面图

五、回收材料

回采过程中距工作面10m范围内两顺槽进行四断（断铁丝网、断钢带、

断管路、断道轨），回收支护材料可回收锚杆、托盘、螺丝帽等支护材料，

巷道管理牌版根据巷道掘进进度回收重新利用。

六、工作面煤层注水及探放水

在工作面回采过程中必须对煤层注水及4#采空积水钻探，编制相应的实

施方案及安全技术措施。

第二节采煤工艺

一、采煤工艺

割煤一移架一推刮板机一移转载机一清煤。

1、割煤：采用由MG170/410-WD型采煤机割煤，前滚筒割顶煤，后滚筒割

底煤，滚筒自旋使其截齿将煤破碎。采煤机端头斜切进刀，割三角煤，按割

煤、移架、推移刮板机的顺序进行，推移运输与采煤机距离间隔为15m-20m。

利用机组滚筒和输送机铲煤板将煤自行装入运输机，采用SGZ630/400型刮板

输送机运输。进刀方式如下：

左端头斜切进刀：

A：机组割透左端头煤壁后，左滚筒调至底刀，右滚筒调至顶刀，反向割

完煤台，沿溜子弯曲段斜切插入煤壁。

B：当机组两滚筒截深全部达到0.6m时停机，将支架依次拉过，溜子顺

序推出，然后按端头作业程序完成端头作业。

C：将左滚筒调至顶刀，右滚筒调至底刀，割煤至左端头。

D：割透左端头煤壁后，将左滚筒调至底刀，右滚筒调至顶刀，反向割完

煤台后停机，按端头作业程序完成端头作业。然后开机向右端头割煤，同时

追机及时拉架推溜，进入正常割煤。

右端头斜切进刀：

A：机组割透右端头煤壁后，右滚筒调至底刀，左滚筒调至顶刀，反向割

完煤台，沿溜子弯曲段斜切插入煤壁。

B：当机组两滚筒截深全部达到0.6m时停机，将支架依次拉过，溜子顺

序推出，然后按端头作业程序完成端头作业。

C：将右滚筒调至顶刀，左滚筒调至底刀，割煤至右端头。

D：割透右端头煤壁后，将右滚筒调至底刀，左滚筒调至顶刀，反向割

完煤台后停机，按端头作业程序完成端头作业，然后开机向左端头割煤，同

时追机及时拉架推溜，进入正常割煤。

附图7：工作面斜切进刀示意图

2、移架

⑴、移架工要严格执行《采煤技术操作规程》有关规定。移过的架要符

合《矿井安全质量标准化标准》有关规定。

⑵、本工作面采用本架操作，追机移架及时支护的方式进行移架。采机

割煤后距采机后滚筒3—5m移架，移架与采煤机后滚筒距离大于10架时要停

机等候。。移架时降架量不宜过大，一般以0.05—0.15米为宜，顶板破碎时

可擦顶移架或隔架移架。升架时，必须达到初撑力。移架后，将支架操作手

把打至零位。

⑶、在移架过程中，随支架的移动逐渐收回前探梁，但必须保证前探梁

能始终护住机道上方顶煤。

⑷、移架时，必须做到细、匀、净、快、够、正、平、紧、严。

⑸、如遇顶板压力大、顶煤破碎，必须割一架停机紧挨采煤机前滚筒及

时带压擦顶移架。

3、推移刮板机

(1)、推溜工在推溜时要严格执行《采煤技术操作规程》有关规定。

(2)、推溜距采煤机机身的距离必须大于18m.

(3)、推溜使用液压支架底座中部推移千斤顶进行。

(4)、根据工作面煤层倾向及坡度，及时调整工作面两端头的进度以及

推溜顺序，严格控制输送机上下窜移。

(5)、推移过的输送机机头与转载机搭接高度必须保证300〜500mll1,以

免输送机底链拉回煤。

5、移转载机、缩皮带尾

移转载机时，当转载机头移至皮带尾尽头时，缩一次皮带尾，移转载机

头时使用端头架底座前的两根推移油缸，通过推移油缸伸缩拉移转载机。如

拉移困难时需在转载机头部增加使用推移油缸时，应用单体液压支柱做破杠,

此时应选在顶板完整，无节理、裂隙破坏的顶板下。增加使用推移油缸时，

人员应站在锚链受力的外侧，防止锚链断链伤人。

人员跨越破碎机后面转载机时，必须从人行过桥跨越或有顶盖的转载机

槽上方跨越，否则应停止转载机运转保证行人安全。

6、破碎机

工作面设备启动时，必须先启动破碎机。启动破碎机时必须在破碎机无

负荷的前提下启动。人员严禁站在破碎机机尾入口方向，防止煤岩块飞出打

伤人员。

7、移系列车、转载机、破碎机

A、拉移前的准备

1）、拉移前，先清除系列车前后及周围的杂物，把所有电缆理顺，检查

轨道是否有问题，有问题时要及时处理，防止掉道。

2）、检查各设备之间、设备与车之间的联接及车与车之间的软、硬联接

是否安全可靠，有问题及时处理。

3）、拉移前，将移变停电，开关手把置于零位，无关人员要撤离到安全

地点，严禁带电拉移。

4）、绞车信号采用哨子，严禁晃灯或喊话。信号规定为：一声停，二声

拉，三声放。

5）、拉移前检查钢丝绳是否有断丝、打结等异常情况，检查绳皮、绳卡

是否齐全、紧固。

B、拉移

1）、信号联系准确无误后，方可启动绞车，慢慢张紧钢丝绳，停止绞车,

取掉挡在系列车中（后）的铁马、6戈木、挡车器等，并在拉移后系列车预停

位置前，安好铁马、挡车器等。

2）、在拉移过程中，要有专人站在系列车后的安全区域观察，随时用信

号与绞车司机联系，拉移过程中，要在拉移范围的上、下方设好警戒，任何

人严禁在系列车两侧、下方及钢丝绳摆动范围内通过或停留，严格执行“行

车不行人，行人不行车”制度。

3）、拉移过程中，绞车司机要持证上岗，精力集中，随时注意系列车的

拉移情况及绞车的运行情况，发现异常立即停车。拉移要平稳，严禁猛拉、

猛拽。

4）、当系列车拉到位后，应及时发出停止信号，并刹紧绞车，严禁拉脱

电缆。

5）、当系列车停止后，重新把铁马等挡车器搬至指定位置，将系列车安

全设施安装到位，严防跑车。

6）、最后松开绞车钢丝绳，并摘勾，将绞车开关手把打至零位。

C、转载机、破碎机推移前，首先清理干净拉段的浮煤、杂物，将自移的

连接装置及俄柱打设牢固可靠，停机闭锁，将锚链连接好；然后无关人员远

离作业地段，作业人员站在安全区域内；方可操作手柄进行自移。推移时要

设专人指挥，专人观察，随时注意拉移情况，以防拉脱或拉不到位。

8、清理浮煤

对工作面人行道和机头机尾的浮煤全部清理一次，保证机头、机尾安全

出口及人行通道畅通，液压支架保证支在实底上。

二、工作面正规循环生产能力

W=LSHYc=（180X0.6X1.90X1.40X0.95）t=272.9t

式中：L表示采煤工作面煤壁长度（m）；

S表示采煤机的截深（m）；

H表示采煤工作面煤层厚度（m）；

r表示采煤工作面煤层的容重（t/m3）；

c表示采煤工作面的回采率（95%）。

第三节设备配备与布置

一、设备列车的布置

设备列车布置在轨道顺槽中，由移变、各类开关、乳化液泵站和喷雾泵

站组成。乳化液泵站由两泵一箱组成，其中2#泵为备用泵，喷雾泵供采煤机、

支架冷却用水。

按工作面推进方向，由外向里设备顺序为：电缆车、1#移变、2#移变、

组合开关（2台）、控制箱、1#乳化泵、2#乳化泵、乳化液箱、1#喷雾泵、2#

喷雾泵、喷雾泵水箱、电缆车等。随着工作面的推进，设备列车由JSDB-13

双速多用绞车牵引向外逐渐移动。

工作面及超前两顺槽所有支护材料及机电设备必须建有台账（规格、型

号、数量及合格证等），对设备的检修要有检修记录，超前支护材料要按整体

顺槽支护材料不少于1/3配备（不少于25根的“Ji”型梁及单体液压支柱），

其它小型机电设备必须备有配件，大型机电设备必须经常保养及维修。工作

面设备见表5

附图8：8103工作面设备布置图

表5机电设备配备

序号名称型号及规格数量布置地点

1液压支架ZZ4000/12/24116工作面

2过渡支架ZZG4600/12/246工作面

3刮板输送机SGZ-630/4001工作面

4采煤机MG170/410-WD1工作面

5转载机SZZ764/1321运输顺槽

6PLM10001运输顺槽

7皮DSJ100/60/2X1852运输顺槽

8乳化液泵站BRW200/31.52轨道顺槽

9喷雾泵BPW320/6.32轨道顺槽

10移变KBSGZY-8002轨道顺槽

11组合开关QJZ7-1600/1140(660)-82轨道顺槽

12双速多用绞车JSDB-132轨道顺槽

13工作面照明灯127V15工作面

14两巷电话KTH1083两顺槽及工作面

15单体支柱DP25-25/10075超前支护段

16JT梁4m25超前支护段

工作面通讯装

17KTK101-115工作面两端

置

18集控KTC101-Z1工作面两端

二、液压支架技术参数

表6液压支架技术参数

序号项目型号参数数量

ZZ4000/12/24中间支架116

1架型

ZZG4600/12/24过渡支架6

2支架高度1200~2400mm

3支架宽度1430-1600mm

4中心距1500mm

5初撑力3140KN

6工作阻力4000/4600KN

7支护强度0.70/0.65MPa

8底板比压1.3/1.8MPa

9推溜力/拉架力142/360KN

10操纵方式本架手动操作

11泵站调定压力25/31.5Mpa

12立柱F066-304组

13护帮千斤顶1组

14伸缩千斤顶2T/so80b3组

15插板千斤顶2T/Bo80c1组

16推移千斤顶F066-341组

第三章顶板控制

第一节支护设计

一、液压支架选型设计

根据矿井90万吨/年初步设计，煤层厚度和顶板地质情况分类以及集团

公司现有技术及装备，选用ZZ4000/12/24（普通架）、ZZG4600/12/24（端头

架）型支撑掩护式支架支护顶板。随着工作面推进，每循环一次，落山顶板

垮落一次。

二、工作面支护形式及支护密度的确定

本矿井开采的8号煤层，直接顶板的岩性为石灰岩，底板为泥岩、砂质

泥岩，直接顶为稳定顶板，按照《缓倾斜煤层采煤工作面顶板分类》

（MT554-1996）对支护的有关规定，结合相邻矿及本矿使用经验，确定采用

支撑掩护式支架，支护强度0.45MPa左右。

支架支护强度的计算：

（1）根据回归经验公式：

qH=9.768KM0.21Y2

式中：

qH一支护强度，Pa；

K—备用系数,1.3；

M一煤层最大高度，取2.11m（8号煤层厚度）；

Y2一顶板岩石容重，取26kN/m3。

qH=9.768KM0.21Y2=9.768X1.3X2.11X0.21X26X2=293KPa=0.29(MPa)

根据实测数据回归计算支架的支护强度为o.29MPa0

⑵按估算法确定支架支护强度

支架支护强度按下列计算

g=Kd-g冒

式中：

g一支架支护强度，kN/m3；

Kd一动载系数，取1.5；

g冒一冒落带自重应力，8冒汗比；

式中：

M一工作面最大采高，2.11m；

5一岩石初期碎胀系数，1.25；

rl—上覆岩层容重，26000N/m3；

g冒=8.44X26000=219440N/m3o

g=l.5X219440=329160N/m3=0.33MPa

根据估算法计算支架支护强度为0.33MPao

通过上述两种方法计算，取其最大者为0.33MPa,即要求所选液压支架支

护强度应不低于0.33MPa的顶板荷载。

支架的工作阻力P1：

00+5

Pl=〃

式中：

Qh—0.33MP；

L一支架顶梁长为5.Om；

C—梁端距为0.2m；

A一支架中心距为1.5m；

n一支撑效率为75%-85%,取80%。

0.33(5+0.2)1.5

=3218KN

Pl='

(3)支架的初撑力P2：

P2=0.6XP1=2574KN

移架力应大于240KN,推溜力应大于110KN。

(4)移架速度

VZ2KZC♦VC=3.6X1.25=4.5m

式中：

VZ一支架移架速度，m/min；

KZC一支护及采煤速度比,KZC=1.2-1.25,取1.25；

VC一采煤机连续割一刀煤的平均割煤速度，m/min,为6X60%=3.6m/min。

根据支架高度和支护强度计算结果，选用ZZ4000/12/24型液压支架满足

生产要求.

(5)超前支护计算。依据下列公式对超前30m的顶板压力进行估算：

q=4/3XrXa2/f

式中r一岩石重力密度，取26KN/m3；

a一巷道跨度的1/2

f—岩石坚固性系数，取7.

q=(4/3X26X4.844-7)KN/m=24KN/m

30m的超前压力为

0采=口*30

Q采=(24X30)KN=600KN

选用工作阻力为300KN的单体支柱应支单体柱数(理论数)为

N=Q采/F支=600KN/300KN=2根

选用DZ-32型，工作阻力为300KN的单体支柱，远远超过理论数量。

附图9：8103综采工作面支护示意图

三、顶板管理方法及支护方式

工作面采用全部垮落法管理顶板，采用ZZ4000/12/24型ZZG4600/12/24

(端头架)型支撑掩护式液压支架支护顶板。支架支撑高度为2.2m,如在生

产过程中遇特殊变化可重新调节支架高度(支架调节高度最高为2.4米，最

低为1.3米)。随着工作面推进，每循环一次，落山顶板垮落一次。

四、乳化液泵站

(1)求乳化液泵的压力

当xICT，

Pb=M；(MPa)

式中：Pb---乳化液泵站的压力，Mpa；

PZ——立柱的初撑力，KN取1/4初撑力，918KN；

D1——立柱缸体内径，本支架为0.2m；

生华叱

Pb=TT0.22=29.3(MPa)

(2)求乳化液泵站流量

-xlO3

Q=(2FhuLji+2FyiLYiK+2FhuoLsh)s(L/min)

式中：Q---乳化液泵站流量，L/min；

-(£>,2-r);)(m2)

Fhu——立柱活塞的环形面积，Fhu=4-；

D1——立柱缸外径，m,为0.22m；

D2----立柱活柱内径，m,为0.2m；

Lji——降架距离，m,为0.25m；

打2

Fyi——移架千斤顶移架时的作用面积，对框架式千斤顶：FYi=41

千斤顶缸内径，m,为0.14m；

Lyi——移架距离，m,为0.70m；

-Df

Fhuo——立柱活塞腔面积Fhuo=4,Dl=0.22m；

Lsh---升架距离，m,为0.25m；

v——采煤机工作牵引速度及移架速度，m/min,为6.Om/min；

s----支架中心距，m,为1.5m；

卫X—xlO3

Q=4[]1.5=174L/min

电机功率：

z匕X。29.3x174।的

N=~~~—=--------=104kw

61.2%61.2x0.8

式中：N——泵站电机功率，KW；

Ph——泵站压力，为29.3Mpa；

hh——泵站泵的效率为80%；

Q----泵的流量，为174L/mino

根据以上计算，选BRW200/31.5型乳化液泵二个，配RX-1500型乳化液

箱一个组成泵站。其额定压力31.5MPa,额定流量200L/min,能满足和采煤

机牵引速度相配套的液压支架移架速度。

（2）泵站设置位置为轨道顺槽内。

泵站使用规定

⑴开泵前，检查乳化液泵箱内的液量大于箱体1/2。

⑵开泵时，时刻注意泵的声音，正常时，声音清晰，压力不小于30MPa；

若发现异常，立即停泵处理。

⑶泵站及液压系统完好，不漏液。

⑷必须设专人开泵，不得随意更换。乳化液配制方法为每95-97kg水加

乳化汕3-5kg,并每次配制后浓度计检测，要做到管路不漏液，泵站压力正常。

⑸在泵站附近挂乳化泵站管理牌，明确配比方法、用液比例（浓度为3%

-5%）、责任人等，有维修保养制度，现场须有乳化液浓度检测手段和定期

清洗记录；支架立柱、阀组、胶管无漏、串液，部件不缺损；支柱、注液枪

完好，控制阀有效，液压管路无挤压，现场有专人维护，保证设备性能良好。

第二节工作面顶板控制

一、正常时期顶板支护

（一）、工作面支护

工作面布置116架ZZ4000/12/24型支架，ZZ4600/12/24型端头支架6架

共计122架，支护工作面顶板。支架的中心距全部为1.5米，最大控顶距5.6m,

最小控顶距4.8m,步距为0.6mo

（二）、上下端头支护

上端头采用ZZ4600/12/24型端头支架三架，下端头采用ZZ4600/12/24

型端头支架三架。

二、初次放顶

1、初次放顶期间两巷采区侧回柱前要补齐柱子，打好俄柱，否则不准进

行回柱工作。

2、顶板垮落充填，采空区高度小于采放煤高度1.5倍时，或大面积顶板

悬空（工作面超过6m）,采区人工强制放顶或其他措施。（另行制定专项措

施）

三、遇地质变化带的特殊支护形式

如果顶板破碎，必须采取立即加强支护，即采煤机后滚筒割过后，及时

带压移架，如工作面片帮严重时，必须加强超前支护，即移架在割煤前进行,

工艺为：割煤一伸前探梁一移架f移溜，移架步距为800nlm。

支护要求如下：

1、工作面应达到动态的质量标准化要求，确保“三直、一平、两畅通”

的质量要求。

2、支架要排成一条直线其偏差不得超过±50mm（50m拉线）。架间空隙

不超过200mm,中心距偏差不超过±100mm。

3、支架顶梁紧贴顶板，调整好掩护梁与顶梁角度保证顶梁末端与顶板垂

直，最大仰俯角小于7。，支架垂直顶底板，采面倾角超过15。时，歪斜不

超过±5。o

4、相邻支架顶梁保持平整，不能有明显错差（不超过顶梁侧护板高的

2/3）；支架不挤、不咬。

5、支架全部编号管理，牌号清晰。

6、加强支架的支护强度，确保支护质量，普通架支撑力为4000KN,端头

支架支撑力为4600KN,支架初撑力不低于规定值的80%,配有支架压力表进

行检测。

7、采煤机割煤后，要及时移架，移架与采煤机后滚筒的间隔距离一般在

3-5架之间进行，防止长时间空顶，发生冒顶事故。

8、工作面出现冒顶时，要及时用木料接顶，并将支架严实接顶。

9、工作面支架严禁歪斜和咬架、挤架。否则，要及时调整，使其保持良

好的支护状态。

10、采高必须控制在1.90m范围内，支架立柱的活柱伸缩量必须控制在

支架要求最大伸缩范围内W70cm。

11、综采工作面上下出口控顶距不大于1m,进、回风巷与工作面放顶线

放齐。

四、特殊时期的顶板管理

1、工作面的初采工艺：

工作面安装验收完毕并形成完整的生产系统后，需进行初次试采，试采

前先将工作面内的浮煤杂物清理干净，而后把SGZ630/400型刮板沿工作面煤

壁移直，开始从机尾处向机头割煤，待一个循环完毕后，按机头（机尾）斜

切进刀进行正常循环作业。

2、初次来压时的支护措施：

初采来压时，必须检查并时刻注意顶板周围情况，若来压明显，有片帮

现象，顶板掉渣时，必须停止割煤工作，加强对工作面及两顺槽超前支护的

管理，两端头要注意加点柱的数量，煤帮打护帮柱，根据开采经验，预计工

作面初次来压步距为6m左右，要注意周期来压，在周期来压期间要加快推进

速度，以甩掉顶板压力，尽量在此期间减小由各种因素影响推进。在来压期

间，应加强来压的顶板的支护管理。特别注意工作面中部、两端头支架的初

撑力及支架状态，确保整体支护强度，预防冒顶。

3、顶板破碎时的顶板控制与管理

当工作面顶板破碎时，加强支护，工作面高度不得忽高忽低，严格按要

求将控制采高，采用带压移架超前支护，并要求保持支架不挤、不咬、不倒,

保持良好支护状态。

4、工作面局部冒顶板管理

(1)首先查明冒顶区内有无埋、截、堵、压人员，及时采取应急措施救

护，并向调度室汇报事故情况，同时要保证通风，防止有害气体积聚，造成

事故。

(2)清理退路，保证畅通，及时移架，并对所有支架进行二次补液，支

架不接顶处加垫半圆木和打木垛，保证支架接顶严实，顶梁同时在冒顶区边

缘补打戴帽点柱进行顶板维护，防止冒顶范围扩大。

(3)人员站在冒顶边缘安全侧的支架下观察顶板，用长架探头棚，并在

棚梁下支设贴帮点柱。

(4)工作面冒顶严重时，可垂直煤壁向上15°打锚杆，以达到提前控制

顶板的目的。

(5)点动工作面溜子将冒顶区硝、煤逐步运出，同时由冒顶区边缘向中

央逐步支护、清理，要求清一架，支一架，顶上用棚、板刹严或打“井”字

型木垛接边。处理时，必须由带班长或有经验的老工人现场指挥并设专人站

在安全处观察顶板，冒落下的大石头搬入采空区。

(6)处理完后，清理现场，将多余物品清理运出。

(7)若工作面发生大面积冒顶，则另出专项措施，保证安全施工。

6、工作面局部片帮控制

(1)工作面煤壁应割齐、割直，采煤机割过3-5m后及时进行移架并伸

出护帮板，减小顶板对煤帮的压力。

(2)煤层发生较厚片帮时，要在割煤后及时加强对煤壁的维护。

(3)工作面端面距大于500mm,及时伸出前探梁，侧护板以有效控制空

顶。

7、采空区冒落高度不小于2.7m,悬顶面积大于或冒落高度小于2.7m时

要进行强制放顶。特殊情况下不能强制放顶时，必须加强矿压观测，并采取

加强支护的措施。

8、机道梁端至煤壁顶板冒落高度不大于300nlm。

9、不准随意留顶底煤开采。必须留顶底煤、托夹肝开采时，必须有批准

的专项安全技术措施。

10、人员靠近煤壁临时作业时，必须架设可靠的临时支护。

11、工作面倾角超过15。时，严格按支架防倒、采煤机防滑措施执行；

倾角在25。以上时，刮板输送机有防止煤(肝)串出刮板输送机伤人的措施。

第三节两顺槽顶板控制

一、端头支护

为满足工作面刮板输送机与转载机搭接及运料、行人和安全通道需要，

工作面机头、机尾的电机及减速器上方顶板采用ZZG4600/12/24型端头支架

支护。

端头支护要求

1）、在机头、机尾采用液压支架与冗型梁及单体液压支柱进行端头支

护（”型梁必须是一梁三柱，打二排）。

2）、机头、机尾隅角处采用n型梁迈步式支护，一梁三柱；在顶板正常

情况下支护两排液压支柱，支柱间隔不大于0.1m。

3）、端头切顶柱与支架成一线，架距不大于0.1m,坚持“先支后回”

的原则。

4）、在顺槽处由于破碎机长度约为33m,为了防止形成空顶，采用4m

冗型梁支护，以便符合“一梁三柱”的支护要求。

5）、端头支护（安全出口）必须保证行人宽度20.6m,高度21.8m。

二、两顺槽超前支护

1、两巷超前支护距离不小于20米，超前支护采用叫型梁及单体液压支

柱双排支护。

2、超前支护形式：

①8103轨道顺槽超前支护形式

8103轨道顺槽至工作面20m范围内进行超前支护，距工作面10范围内一

梁三柱，单体液压支柱间距LOm；另10米为一米两柱，单体液压支柱间距

1.5m,靠煤壁0.5m处，沿顺槽回采方向进行加强支护，采用3.2m的兀型梁、

DP25-25/100型单体液压支柱，，头对头直线进行支护，保证巷道内没有空顶、

假顶情况。

②8103运输顺槽超前支护形式

8103运输顺槽至工作面20m范围内进行超前支护，距工作面10范围内一

梁三柱，单体液压支柱间距LOm；另10米为一米两柱，单体液压支柱间距

1.5m,靠煤壁0.5m处，沿顺槽回采方向进行加强支护，采用3.2m的兀型梁、

DP25-25/100型单体液压支柱，，头对头直线进行支护，保证巷道内没有空顶、

假顶情况。若受到工溜上窜下滑影响，造成破碎机护罩靠煤帮侧人行道宽度

不足0.7米或支护不达上述要求时，需将破碎机护罩处向里的点柱改至转载

机达要求为止。所有支柱必须成排、成行为一直线。宽巷、巷道压力较大及

巷道片帮较大时视具体情况进行增支点柱进行支护，所有柱必须有防倒措施,

所有支柱均用连锁棚勾固定。

3、工程质量和安全技术要求：

1）、超前支护支柱必须成排、成行，支柱必须打在实底上，迎山有力。

初撑力符合规定，柱体完好、并严格执行防倒措施，无空载失效柱；底软时

必须穿鞋支设。

2）、架棚前必须执行“敲帮问顶”制度，处理一切不安全隐患。

3）、顶板不平倾斜或冒顶，必须用棚板或木垛接顶，保证兀型梁接顶严

实。

4）、液压支柱的三用阀注液孔全部面向顺槽切眼方向，手把一律向机头。

5）、支柱编号管理，巷道无浮煤浮开，管线吊挂整齐，专人负责。

6）、支柱无漏液、失效，兀型梁无严重变形，否则必须及时更换。

7）、兀型梁必须按要求支护，杜绝反打梁。

8）、支柱严禁超高超低使用，同一工作面严禁使用不同型号的支柱。

9）、初次使用单体液压支柱，必须事先进行排气，注液时先清洗注液咀,

如发现缸体弯曲、缸爪缺失、支柱漏液等现象时，不得使用，需及时更换。

10）、注液枪用完后，必须挂好，不得随意丢弃在底板上。

11）、超前20米范围内巷道高度不低于L8米，行人侧宽度不小于0.6

米。

12）、两顺槽内支护在端头支护后回撤，严格执行“先支后回”的原则。

13）、回撤后按支护形式要求支在超前支护段内。

14）、每一支柱必须上防倒小链连接顶网，以防柱倒伤人。

15）、两帮及老塘挡肝有效；采空区悬顶不超过2m规定，超规定时必须

强制放顶；架棚巷道超前替回距离、锚杆（索）支护巷道退锚范围根据生产

状况一般不大于5.4m,工作面遇顶板不好时架棚替回距离及退锚范围派专人

进行当班操作，保证生产过程中的安全。

三、两巷回收规定、步骤、方法和措施

1、超前机头（机尾）煤壁L5米回收顶锚杆的托片，切顶线前1.5米回收

帮锚杆托片、木柱帽，顶锚杆用加长力矩扳手把螺丝松开，回收托片，帮锚

杆必须将托片及木柱帽尽量回收，操作时二人作业，一人监护顶板煤壁，一

人回撤，发现隐患先行处理。

2、螺丝生锈拧不动时，先用斧子将螺帽松开，再用力矩扳手拧下螺帽。

取下托板，有影响回收托板的支柱时，应先打好替柱再叵I收。

3、在机头回收时必须停止工作面转载机、破碎机、工作面运输机并闭锁。

4、回收顶、帮锚杆前严格执行敲帮问顶制度，确认无掉渣和片帮危险后

方可进行。

5、无法回收的帮锚杆，采煤机割到机头或机尾时必须慢行、慢割必须有

专人监护，以防滚筒甩出锚杆伤人。

6、严禁超范围提前回收。

第四节矿压观测

一、矿压监测内容

8103工作面的矿压监测内容有：支护质量、顶板动态监测、支架阻力监

测、两巷超前支护范围内单体液压支柱阻力监测。

根据监测结果结合两巷内顶板离层监测数据对工作面的顶板活动规律、

来压特点、工作面支护受力特点、超前支承压力影响范围和分布特点、顶板

及煤层稳定性、工作面支护质量等定期分析，并制定分析和处理制度，做出

相应记录，进一步了解煤、岩体力学参数等基础数据。

二、矿压监测方法

工作面的矿压监测

每班工人在操作支架时都必须将支架升实，保证支架的初撑力。每班由

队组质检员进行数据监测并记录，及时掌握工作面顶板压力情况。

2、超前支护段的矿压监测

两巷的单体液压支柱的阻力观测采用压力表观测法进行监测，超前支护

段，在两巷的左右两边每10m安设一组单体支柱测压表，每班必须由队组质

检员进行各表数据的收集并记录。

3、两巷道的矿压监测

两巷道的矿压监测采用顶板离层仪动态观测法进行监测。在两巷道的中

央每50m安设一个顶板离层仪，每100m安设一个巷道位移观察记录牌板，每

周由技术科人员进行一次监测，并对数据进行收集、记录。

三、支护质量验收

1、每日由质标办对工作面和两巷支护质量依据综采工作面工程质量验收

单要求动态检查1次，并将监测结果认真记录。对检查的问题由当班负责人

立即整改。

2、监测内容：工作面包括支架初撑力、煤壁片帮值、端面距、采高及支

架前端顶板冒落状况；两巷包括单体支柱初撑力、超前支护等。

四、矿压数据处理

1、综采队队长负责依据每班对工作面支架及两巷的单体液压支柱压力表

收集、记录的数据每10天交质标办一次，每月质标办进行一次总结，并将以

上资料抄送技术科•，技术科根据实际情况，选择支护方式，保证工作面的支

护质量。

2、由技术科负责按每月对两巷顶板离层仪收集、记录的数据与上月数据

进行对比分析，如下沉量大时，必须找出原因，进行处理，保证巷道的支护

质量、断面符合要求。

第四章生产系统

第一节运输

一、运输设备

集中轨道大巷安设1部SQ-80/75无极绳绞车，供运输设备及物料。绞车

司机必须经过专门培训合格后持证上岗。

二、运煤系统

8103工作面刮板输送机（SGZ-630/400）-8103运输顺槽转载机

（SZZ764/132）一破碎机（PLM1000）f顺槽皮带DSJ100/60/2义185一上仓皮

带DTL100/65/132—井底煤库一主斜井皮带一地面

三、运料系统

地面一副斜井一井底车场一采区轨道巷一8103轨道顺槽一工作面

四、行人路线

工作面行人要走挡煤板与液压支架立柱之间的通道，机头、机尾处绕行

机头、机尾与煤柱之间，若因工作面溜子前（后）窜导致安全出口不畅或无

安全出口时一，及时组织调整支架（摆机头、尾），行人时要停机过人。过转

载机或运输机时要走行人过桥。

入井：地面一主斜井一煤仓上口进风行人斜巷一8103运输顺槽一工作面

出井：沿入井路线返回。

附图10：8103工作面运输系统图

第二节一通三防

一、通风系统

（一）、通风方式：

本工作面采用一进一回“U”型通风方式。

（二）、通风系统：

地面新鲜风流路线：

主斜井（或副斜井）一煤仓上口进风行人斜巷（集中轨道大巷）一采区

轨道大巷一8103运输顺槽一8103综采工作面（污风）->8103轨道顺槽一采区

回风大巷一总回风巷一叵I风立井f地面

附图11:8103工作面通风系统图

（三）8103综采工作面风量计算：

（1）按瓦斯涌出量计算：

根据《煤矿安全规程》规定，按回采工作面回风流中瓦斯的浓度不超过

0.8%的要求计算。

Q采=80Xq采XKCH」

=80X0.67X1.6

=85.8m：'/min

^86m3/min

式中：

Q采一回采工作面实际需要风量，m7min；

q采一回采工作面回风巷风流中瓦斯的平均绝对涌出量，0.67m'/min；（根

据我矿2012年瓦斯等级鉴定结果，8#煤层绝对瓦斯涌出量为0.67m'/min）

KCH4一采面瓦斯涌出不均衡通风系数，取1.6。

（2）按回采工作面同时作业人数计算：（由于矿井属于基建矿井，综采

设备并未安装，所以工作面并未正常运行）

q采＞4N

=4X28

=112m7min

式中：

N—工作面最多人数，每人供风24m7min

（3）按气象条件计算：

根据《AQ1056-2008》标准知，低瓦斯矿井的采煤工作面按气象条件或瓦

斯涌出量（用瓦斯涌出量计算，采用高瓦斯计算公式）确定需要风量，其计

算公式为：

q采=60X70%XVXS平均断面XK采高调整系数XK采长调整系数

=6OX7O%X1X11.4X1.OX1.2

=574.56m3/min

^575m7min

式中：

V——采煤工作面的风速，按采煤工作面进风流的温度确定，取lm/s；

S平均断面一采煤工作面的平均有效断面积，按采高1.9m,最大控顶距

6m计算,11.4m2；

K采高调整系数一采煤工作面采高调整系数，取1.0；

K采长调整系数一采煤工作面长度调整系数，取1.2；

70%—有效通风断面系数；

60—单位换算产生的系数。

表7采煤工作面边E风流温度与应对风速

采煤工作面进风流温度采煤工作面风速

℃m/s

<201.0

20-231.0-1.5

23-261.5-1.8

表8Kch一采煤工作面采高调整系数

采高m<2.02.0-2.52.5及放顶煤面

系数Kch1.01.11.2

表9Kcl一采煤工作面采高调整系数

采煤工作面长度长度风量调整系数

mKcl

150.6

15-800.6-0.9

80-1201.0

120-1501.1

150-1801.2

>1801.30-1.40

4、按二氧化碳涌出量计算:

Qcf=67XqccXKcg

=67X1,12X1.3

=97.552

^98m3/min

式中：

qcc——采煤工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量，（依据2012

年瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定）取1.12m7min；

Keg——采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，正常生产时

联系观测1个月，日最大绝对二氧化碳涌出量和月平均日绝对二氧化碳涌出

量的比值，取1.3。

67一一按采煤工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5%的换算系

数。

5、按风速进行计算：

15S<q采V240S（m7min）

158=15X6.4

=96mVmin

2408=240X11.4

=2736m3/min

可见96m'/min<580mVmin<2736mJ/min

a）验算最小风量

Qcf^60X0.25Scs^60X0.25X6.4296m3/min

Scb=IcbXhefX70%=4.64X2.26X70%=6.4m2

b）验算最大风量

QcfW60X4ScsW60X4X11.4W2736m3/min

Scs=IcsXhcfX70%=4.04X1.85X70%=5.2318m2

c）综合机械化采煤工作面，在采取煤层注水和采煤机喷雾降尘等措施

后，验算最大风量

QcfW60X5.0Scs^60X5.0X5.2318W1569.54m7min

式中：

Seb——采煤工作面最大控顶有效断面积，m2;

Icb——采煤工作面最大控顶距，m;

hef——采煤工作面实际采高，m;

Scs——采煤工作面最小控顶有效断面积，m2;

Ies-----采煤工作面最小控顶距，m;

0.25——采煤工作面允许最小风速，m/s;

70%——有效通风断面系数；

4.0——采煤工作面允许的最大风速，m/so

5.0——采煤工作面允许的最大风速，m/so

6、按工作面温度选择合理风速进行计算：

Q采=60XV采XS采

=60X1.6X11.4=1094m3/min

式中：

Q采---回采工作面所需风量，m3/min

V采——工作面适宜风速，m/s

S采——采煤工作面最大断面积，m2

根据以上计算，结合我矿采煤工作面实际情况，8103回采工作面所需风

量为1094m3/mino

说明：

1、工作面必须以风定产，若生产过程中检测出瓦斯涌出增大，应相应降

低工作面生产产量；

2、两顺槽受压力影响，断面缩小，巷道风速超限时，应及时维修巷道，

增大断面。

3、若实际瓦斯涌出量较小时，风量可适当降低；

4、以上几条均由通风部门组织现场测定并提出处理意见。

二、瓦斯防治

（一）瓦斯检查

1、专职瓦斯员

设专职瓦斯检查员，进行现场交接班。专职瓦斯员负责对工作面及回风

流、上隅角、隅角、工作面中部槽底部、采煤机前后、支架之间及风流吹不

到的地点进行瓦斯检查。

采煤机割煤时每30min检查一次，其他测点每班至少检查3次，并加强对

生产全过程的监督检查。若发现机组上下各20m范围内风流中瓦斯浓度达到

0.8%时或二氧化碳浓度超过1.2%时，立即停止机组割煤，停电撤人，进行处

理。

2、现场班（组）长

班（组）长必须携带便携式甲烷检测报警仪。

（二）瓦斯监测

1.甲烷传感器必须符合下列要求：

报警浓度：T20.8%CHi

断电浓度：T21.2%CH

复电浓度：T<1.0%CH4

一氧化碳传感器必须符合下列要求：

报警浓度：T^O.0024%C0

断电浓度：T^O.0024%C0

复电浓度：T<0.0024%C0

断电范围：工作面及回风巷全部非本质安全型电器设备。

2、甲烷、一氧化碳传感器应垂直悬挂在工作面回风巷距工作面煤壁10m

范围内，甲烷传感器距煤帮大于0.2m,距顶板不大于0.3m,顶板完整、无淋

水的地点。在上隅角处安装一台甲烷传感器并挂牌板。

3、甲烷、一氧化碳传感器由矿监控人员安装、维护，延线。

4、甲烷、一氧化碳传感器随工作面推进前移，由当班班长