轻型低位放顶煤综采工作面作业规程

山西长治红山煤业有限公司作业规程系列

采煤工作面作业规程

编号：【2015】采1号

工作面名称：030303轻型低位放顶煤综采工作

面作业规程

编制人：王波

施工负责人：仇肥忠

总工程师：鲍引先

矿长：赵建东

批准日期：2015年9月日

执行日期：2015年9月日

030303轻型低位放顶煤综采工作面

作业规程审批表

审批单位审批人员签字审批时间

矿长

总工程师

安全矿长

生产矿长

机电矿长

矿长通风助理

防治水副总

安全指挥中心

调度室

通风科

机电科

技术防治水科

队长

编制人

目录

第一章概述..............................................1

第一节工作面概况.....................................1

一、工作面位置.....................................1

二、工作面四邻情况.................................1

第二节煤层地质特征...................................2

第三节地质构造.......................................3

一、断层情况对回采的影响...........................3

二、褶曲情况对回采的影响...........................3

第四节水文地质情况...................................3

第五节影响回采的其它因素.............................4

一、影响回采的其他地质情况.........................4

二、瓦斯对回采工作的影响...........................4

第六节储量及服务年限.................................5

一、储量...........................................5

二、工作面服务期限.................................5

第二章采煤方法及工艺...................................5

第一节巷道布置.......................................5

一、工作面巷道布置.................................5

二、工作面巷道断面及支护形式.......................5

第二节采煤方法.......................................6

第三节采煤工艺.......................................7

一、工艺流程.......................................7

二、工艺介绍.......................................7

三、工艺要求：.....................................9

第四节工作面设备配置................................11

第三章顶板管理.........................................13

第一节工作面顶板控制................................13

一、工作面顶板管理................................13

二、矿压参数预测..................................13

三、支护设备选型..................................13

四、工作面支护及支架说明..........................15

五、泵站...........................................16

第二节两顺槽顶板及安全出口管理......................16

一、两顺槽顶板管理................................16

二、两端头顶板管理................................17

三、两顺槽安全出口管理............................18

四、支护材料使用数量、备用数量....................19

第三节矿压观测......................................19

一、矿压观测内容..................................19

二、观测方法......................................20

三、观测方式......................................20

第四章生产系统........................................20

第一节一通三防......................................20

一、通风系统......................................20

二、防瓦斯........................................22

三、防煤尘........................................24

四、防灭火........................................26

第二节运输系统......................................27

一、运煤系统......................................27

二、辅助运输系统..................................27

第三节供电、供排水、通讯照明系统....................30

一、供电系统......................................30

二、供、排水系统..................................31

三、通讯照明系统..................................32

第四节安全避险“六大系统”..........................32

一、压风自救系统..................................32

二、供水施救系统..................................33

三、监测监控系统..................................34

四、人员定位系统..................................38

五、通信联络系统..................................38

六、紧急避险系统..................................39

第五章劳动组织与主要技术经济指标......................39

第一节劳动组织......................................39

一、作业方式......................................39

二、劳动组织......................................39

第二节作业循环......................................40

一、作业循环......................................40

二、作业时间安排..................................41

第三节工作面主要技术经济指标........................41

第六章安全质量管理....................................42

第一节工程质量验收要求..............................42

一、工程质量验收制度..............................42

二、工程质量标准及要求............................42

第二节文明生产管理要求..............................46

第三节煤质管理要求..................................47

第四节机电设备管理要求..............................48

第五节电气设备日常维护检修规定......................49

第七章安全技术措施....................................50

第一节一般规定......................................50

第二节过断层安全技术措施............................52

第三节过030303胶带顺槽安全技术措施.................58

第四节顶板管理安全技术措施..........................59

第五节一通三防安全管理措施..........................60

第六节防治水安全技术措施............................62

第七节运输安全技术措施..............................63

一、运煤设备安全管理措施..........................63

二、辅助运输设备安全管理措施......................65

第八节机电安全管理措施..............................67

第九节其他安全技术措施..............................69

一、两顺槽退锚安全措施............................69

二、工作面调斜安全措施............................70

三、车辆复道安全措施..............................71

第八章灾害应急措施及避灾路线..........................72

一、灾害应急措施:.................................................................72

二、避灾路线：....................................72

附图

附图一：030303工作面煤（岩）层综合柱状图。

附图二：030303工作面储量面积示意图。

附图三：030303工作面巷道布置示意图。

附图四：工作面采煤机端部割三角煤斜切进刀示意图。

附图五：030303工作面设备布置示意图。

附图六：030303工作面及两巷超前支护示意图。

附图七：030303工作面通风系统示意图。

附图八：030303工作面监测监控系统图。

附图九：030303工作面运输系统图。

附图十：030303工作面供电系统图。

附图十一：030303工作面供、排水及防尘隔爆系统图。

附图十二：030303工作面压风自救、供水施救系统图。

附图十三：030303工作面通信、照明系统图。

附图十四：工作面正规作业循环图。

附图十五：030303工作面断层构造示意图。

附图十六：030303工作面过断层炮眼布置图。

附图十七：030303工作面避灾路线图。

030303轻型低位放顶煤综采工作面

作业规程

第一章概述

第一节工作面概况

一、工作面位置

1、地面位置：

本工作面位于井田东北部，地表为丘陵地带，无建筑物，无地表

水体影响，盖山厚度260—420m。

2、井下位置本工作面由北向南，沿走向推进，南部为东轨道、

东胶带运输巷，东部为030304工作面采空区，西部为原新龙山煤矿

（现常蒋煤矿）越界采空区，北部邻近西山煤矿采空区。

二、工作面四邻情况

表1:工作面四邻情况表

水平名称+930水平（一水平）采区名称三采区

地面标高+1170m—+1248m井下标高+910m—+830m

地面相对位置放马坪丘陵

回采对地面地面无村庄、铁路等建筑与构筑物，为丘陵地带，

设施的影响回采不会对其造成影响。

本工作面由北向南，沿走向推进，南部为东轨道、东胶带运

井下位置及与输巷，东部为030304工作面采空区，西部为原新龙山煤矿（现

四邻关系常蒋煤矿）越界采空区，北部邻近西山煤矿采空区。

走向长度倾斜长度/

560m201m面积/m2112560m2

/mm

第二节煤层地质特征

一、工作面煤层赋存情况

表2:煤层赋存情况表

煤层厚度煤层倾角

5.2m煤层结构简单17°

/m/(°)

煤层硬度f=1.5—2.0煤种贫煤稳定程度不稳定

煤层情况本工作面所采3#煤层赋存于二叠系下统山西组下部，位于北山村向

描述斜构造一翼，煤层结构简单，裂隙发育，层理分明。

附图一:030303工作面煤(岩)层综合柱状图

二、工作面煤层顶底板情况

表3:煤层顶底板情况表

围岩名称岩石名称厚度(m)特征

灰黑细砂岩，主要成份为石英长石，

基本顶细砂岩5.08

分选性差，含泥质。

黑色泥岩，质纯，细腻，局部底部为

直接顶泥岩3.39

炭质泥岩，砂质泥岩。

伪顶泥岩0.13黑色炭质泥岩。

黑色，半亮型，含0-lm一层夹肝。

3#煤层煤5.2

结构391(016)176.

黑色、中厚层状泥岩，上部含岩质较

直接底泥岩4.20

高，含植物根茎化石，局部中夹细砂岩。

灰黑色，细粒长石石英砂岩，裂隙较

基本底细砂岩6.10

发育，斜层理发育。

2

第三节地质构造

一、断层情况对采的影响

030303工作面范围内存在一条断层地质构造带，该断层为正断

层，断层位于工作面东北部，断层走向近东北，倾向西南，倾角29°,

北东盘上升，南西盘下降，该断层在工作面沿煤层倾向的延伸长度为

25m,走向延伸长度约355m,断层揭露于工作面35#51#液压支

架处，揭露时局部岩层石质坚硬，随着工作面的不断推进，该断层呈

不断向机尾延伸的趋势，该断层会对工作面的正常回采造成较大影

响。

二、褶曲情况对回采的影响

本工作面所采3#煤层赋存于二叠系下统山西组下部，位于北山

村向斜构造一翼，煤层结构简单，但局部倾角变化较大，由于向斜构

造极易储存瓦斯，所以030303工作面在回采期间瓦斯涌出量较大，

应加强工作面的瓦斯和通风管理。

第四节水文地质情况

本工作面回采过程中，主要的充水因素为3"煤层顶板的砂岩裂

隙含水层，其中顶板含水层虽含水性较弱，但裂隙较为发育，随着工

作面回采，顶板含水层破坏，将有较大量的顶板来水涌入工作面，预

计本工作面涌水较大，预计正常涌水量超过：L0—L5n?/h,最大涌

水量超过：3.0—5.0m3/h,回采时必须引起高度重视。

工作面涌水将对回采造成影响，应提前在工作面机头，新胶带顺

槽的低洼处和临时水仓处安装排水管路及水泵等设施，防止涌水较大

时影响工作面正常生产。

3

第五节影响回采的其它因素

一、影响回采的其他地质情况

表4:影响回采的其他地质情况表

属低瓦斯矿井，经2014年瓦斯等级鉴定，其绝对涌出量为5.83

瓦斯

m3/min,相对涌出量为2.99m3/to

经2014年二氧化碳鉴定，其绝对涌出量为

二氧化碳

2.43m3/min,相对涌出量为1.25n?/t。

煤尘具有爆炸危险性

煤的自然倾向性煤层无自然发火倾向性

地温地温正常

地压地压正常

二、瓦斯对回采工作的影响

本工作面在回采过程中瓦斯涌出量较大，应加强工作面两条巷道

及回风隅角的瓦斯管理，安排专职瓦检员检测工作面的瓦斯浓度，加

强工作面的通风管理工作，防止局部瓦斯积聚。

三、两条巷道对回采工作的影响

本工作面在回采期间遇到两条巷道，即：030303胶带顺槽和

030303轨道探巷。

第一条巷道：030303胶带顺槽将会贯穿整个回采工作面，对工

作面的回采影响不大，回采过程主要应加强巷道的顶板管理和通风管

理。

第二条巷道：030303轨道探巷将在工作面回采推进到260nl处时

与工作面贯通，工作面与030303轨道探巷贯通后要将轨道探巷至轨

道顺槽间的液压支架、前、后刮板输送机拆除、运输、安装至轨道探

巷与轨道顺槽150m处的二次切眼内，之后工作面回采至轨道探巷

150m处时，再将前、后刮板输送机、液压支架等设备进行连接安装,

4

之后工作面再进行正常回采，工作面在回采推进至030303轨道探巷

时再补充编制《030303工作面过030303轨道探巷专项安全技术措

施》。

第六节储量及服务年限

一、储量

1、工作面工业储量：Q工业=560x20"5.2xl.4=819437(T)

2、工作面可采储量：

Q采=(2396.5916+16422.68+73623.99+14015.99)x5.2x1.4x93%

=720772(T)

二、工作面服务期限

4804-(0.6X4)=200(天)，其中0.6为循环进度，4为正规循

环个数。

附图二：030303工作面储量面积示意图。

第二章采煤方法及工艺

第一节巷道布置

一、工作面巷道布置

030303工作面由北向南见底沿走向布置，胶带顺槽长：560m,

轨道顺槽长：504m,工作面可推进长度为480mo

030303工作面切眼见底沿倾向布置，长度为：201m。

附图三：030303工作面巷道布置示意图。

二、工作面巷道断面及支护形式

1、巷道断面形式及支护形式

新030303胶带、030303胶带顺槽、轨道顺槽及工作面切眼均为

矩形断面，采用“锚网索”联合进行支护。网与网之间用16#铅丝连

5

接，双丝双扣，孔孔相连，网间搭接200mm。梯子梁每隔0.8m打设

一架，覆压在金属网双边上，由锚杆固定于顶板及煤壁上，每隔3.0m

打设一组锚索（按五花眼布置）进行补强支护。

2、巷道断面尺寸

表5:工作面巷道断面、支护形式、规格及用途一览表

支护形

巷道名称支护规格净断面排距用途设备

式

胶带输送

新03

机、转载机、

0303锚网索矩形：4.3x312.9m20.8m进风、运煤

破碎机、电

胶带顺槽

气列车

03

0303锚网索矩形:5x2.713.5m20.8m进风

胶带顺槽

03

0303轨道锚网索矩形：4x312m20.8m回风、进料绞车

顺槽

03采煤机、液

0303压支架、前、

锚网索矩形:7x2.718.9m20.8m采煤

工作面切后部刮板输

眼送机

第二节采煤方法

一、030303工作面采用走向长壁、后退式综采放顶煤采一次采

全高采煤法，全部垮落法管理顶板，采用采煤机割煤、装煤，液压支

6

架放顶煤，依次由前部刮板输送机、后部刮板输送机经破碎机、转载

机、顺槽带式输送机运煤，采用液压支架支护顶板，实现采煤、装煤、

运煤、支护等回采过程的综放工作面作业系统。

二、工作面切眼长度为201m,煤层平均厚度为5.2m,工作面采

高2.6m,放顶煤高度平均为2.6m,采放比为：1:1,割煤回收率不低

于98%,放顶煤回收率不低于80%,循环进度为：0.6m,“一采一放”

为一个循环，则循环产量为：

Q=Q•Q放

=176X0.6X2.6X1.4X98%+176X0.6X2.6X1.4X80%

=684（T）

式中：Q——工作面循环产量，T；

Q采——割煤机循环产量，T；

Q放——放煤循环产量，To

本工作面的循环产量为：684TO

第三节采煤工艺

一、工艺流程

采煤机斜切进刀——采煤机割煤、装煤——移架——推移前部刮

板输送机——放顶煤——拉后部刮板输送机——推移转载机——推、

拉前后刮板输送机机头——下一循环采煤机斜切进刀。

二、工艺介绍

1、采煤机斜切进刀

本工作面采用MWG200/500-CD型双滚筒采煤机，配备直径1.8m

滚筒，截深0.6m。

采煤机采用端头（尾）斜切进刀割煤，斜切进刀长度不小于35m。

采煤机割透机头（尾）后，对调前、后滚筒位置，然后沿前部刮板输

7

送机弯曲段斜切进入煤壁，当采煤机两个滚筒截深全部达到0.6m,

顺序依次移架，推移前部刮板输送机，采煤机进刀完成。

附图四：工作面采煤机端部割三角煤斜切进刀示意图。

2、割煤、装煤

采煤机滚筒旋转时，煤被滚筒上的刀齿破碎下来，并山螺旋叶片

装入前部刮板输送机，少量煤在推移前部刮板输送机时被铲煤板装入

前部刮板输送机内，极少量散落在支架与前溜间的浮煤由人工清入前

部刮板输送机内。

工作面采煤机割下的底煤和放下的顶煤分别由前、后两部刮板运

输机运至端头卸载，经转载机、胶带输送机运出。

3、移架

本工作面采用ZF4000/17/28型液压支架和ZFG4800/18/30型过

渡支架管理顶板，采用追机及时移架支护形式，移架滞后采煤机后滚

筒距离不大于3架，移架步距0.6m。端面距不超过300mm,顶板不

完整或片帮严重时，可采用超前移架及时打出伸缩梁和护帮板管理顶

板。

4、推前部输送机

本工作面采用SGZ764/400型刮板输送机进行原煤运输，在移架

后顺序推前部输送机，滞后采煤机后滚筒10m,其弯曲段长度不小于

15m,推溜步距为0.6m,推输送机时不得出现急弯。

5、放顶煤

放煤在滞后采煤机后滚筒15m进行，采取单轮顺序放煤，一刀

一放，放煤步距0.6m。

6、拉后部刮板输送机

本工作面采用SGZ764/400型刮板输送机进行原煤运输，后部输

送机在放完顶煤后开始拉移，拉移步距为0.6m,必须依次顺序拉移,

8

并确保弯曲段不小于15m,拉移输送机时不得出现急弯。

7、推移转载机

本工作面采用SZZ764/200型转载机和PCM132型破碎机进行原

煤的破碎、运输，工作面的前、后部刮板输送机推拉到位后，开始推

移转载机。

三、工艺要求：

1、采煤机割煤要求

1）割煤时采煤机两个滚筒要保持一个切割平面，煤壁要割直、

割平，采高控制在2.6±0.1m。

2）采煤机牵引速度要均匀，速度一般控制在3—5m/min内，保

证采煤机运输割煤。

3）采煤机司机要随时注意观察顶、底板情况，注意工作面推进

方向倾角的变化，随时调整后滚筒的高度，防止飘刀或啃底。

2、移架要求

1）严格按移架安全操作程序进行移架，其操作步骤为：降支架

前、后立柱——收底调千斤——收护帮板——操作推拉千斤拉架——

升前、后立柱。

2）移架时正下方严禁站人，并且与相临支架不咬、不啃；移架

要带压移架，做到快、匀、正、直、稳。

3）移架后，支架仰俯角不大于7°,错差不超过侧护板2/3,支

架接顶严密，初撑力达规定要求。

4）支架成一条直线，其50m拉线偏差不超过±50mm,及时打

出护板帮，防止煤壁片帮。

3、推前部刮板输送机要求

1）刮板输送机推移时必须隔一架推一架，除弯曲段外，输送机

推移步距必须达到0.6m,推移后保持刮板输送机平、直、稳，不得

9

出现急弯现象。

2）刮板输送机必须顺序推移，从机头至机尾单向推移，严禁从

机尾向机头或两头向中间相向推移。

3）推移刮板输送机时必须处于运行状态，停机后严禁推移，防

止卡死刮板输送机。

4）刮板输送机推移工作结束后，要及时将支架操作手把恢复至

“零”位。

4、放顶煤要求

1）本工作面采用采放平行作业方式，即割煤移架后，开始放煤

作业，放煤时要控制好煤量，保证煤量均匀。

2）放煤时要随时注意后部刮板输送机的运行状况，必须在刮板

输送机高速运转时方可放煤，低速运行时严禁放煤，避免压死后刮板

输送机。

3）放煤工在放煤时要紧盯放煤口，注意放煤量，防止大块砰石

涌入刮板输送机中。

4）顶煤放不下来时，可反复伸缩尾梁和插板将窗口处的大炭块

挤碎，也可通过操作支架后立柱反复升降儿次，使顶板下沉、炭块破

碎，将煤炭放入后溜中。

5）放下大块研石后，要立即关闭窗口并及时通知刮板输送机司

机，将开石运输至机头后停机处理。

6）放煤以“见肝关窗”为原则，发现有肝石出现应及时关闭窗

口，放完煤后必须及时将操作手把恢复至“零”位。

5、拉后部刮板输送机要求

1）拉移后部刮板输送机时隔一架拉一架，除弯曲段外，输送机

推移步距必须达到0.6m,推移后保持刮板输送机平、直、稳，不得

出现急弯现象。

10

2）刮板输送机必须顺序拉移，从机头至机尾单向拉移，严禁从

机尾向机头或两头向中间相向推移。

3）拉移刮板输送机时必须处于运行状态，停机后严禁拉移，防

止卡死刮板输送机。

4）刮板输送机拉移工作结束后，要及时将支架操作手把恢复至

“零”位。

6、转载机推移要求

1）推移转载机前要对胶带顺槽的超前支护情况进行检查，对影

响转载机推移的单体液压支柱进行整改，确保转载机的正常推移。

2）对转载机机头处的各种电缆、管路进行仔细检查，防止转载

机在推移过程中拉断电缆及管路。

3）转载机推移前必须停止转载机、破碎机的运转，严禁在开机

运行状态下推移转载机。

4）转载机推移到位后，要将抬高千斤全部收回，并将各操作手

把恢复至“零”位。

第四节工作面设备配置

一、030303工作面设备配置

表6:工作面设备配置表

序数

设备名称设备型号主要技术参数

号量

总功率500KW,适应采高

1.6—3.0m

1采煤机MWG200/500-CD1

适应煤层硬度占4.5,牵引速度

0一7m/min

2转载机SZZ764/200出厂长度50m,输送量1000T/h,1

11

刮板链速1.33m/s,功率200KW

破碎能力1200T/h,最大破碎力度

700x500mm,最大排出力度

3破碎机PCM1321

300mm,功率132KW,锤头冲击速

度20m/s

支护高度1700—2800mm,支护强

度0.65Mpa,平均比压1.50MPa,

4液压支架ZF4000/17/28128

额定工作压力29MPa初撑力3640

KN

支护高度1800—3000mm,支护强

过渡液压支度0.65Mpa,平均比压1.50MPa,

5ZFG4800/18/306

架额定工作压力31.5Mpa初撑力

3990KN

公称压力31.5MPa,公称流量

6乳化液泵WRB200/31.5A200L/min,电机功率37KW,工作2

形式：二泵一箱

公称压力6.3MPa,公称流量

7喷雾泵KXPB250/6.3200L/min,电机功率37KW,工作2

形式：二泵一箱

出厂长度150m,输送量800T/h,

8刮板输送机SGZ764/4002

刮板链速l.lm/s,功率2x200KW

最大牵引力137.2KN,钢丝绳0

9绞车JM2——143

21.5mm,功率18.5KW

单体液压支DW31.5-300/110支护高度1.8—3.15m工作阻力

10250

柱X300KN,柱径100mm

11单体液压支DW28-250/100X支护高度2.3—2.8m工作阻力60

12

柱250KN,柱径100mm

12移动变电站KBSGZY-1000/66000/1140V,容量1000KVA2

13其他水泵、列车

附图五：030303工作面设备布置示意图。

第三章顶板管理

第一节工作面顶板控制

一、工作面顶板管理

本工作面机头配置3组ZFG4800/18/30过渡型液压支架，工作面

中部布置128组ZF4000/17/28普通型液压支架，机尾配置3组

ZFG4800/18/30过渡型液压支架支护的控顶方式管理顶板，液压支架

的中心距为1.5m,最大控顶距为：2235+1480+600=4315mm,最小控

顶距为：2235+1480=3715mm。

二、矿压参数预测

根据三采区030305和030309工作面的矿压观测资料显示，其煤

层顶板来压明显，直接顶初次垮落步距为15—25m,老顶初次垮落步

距为30—35m,周期来压步距为8—12m,顶板容易垮落。

三、支护设备选型

据地质报告，3号煤直接顶板为砂质泥岩、泥岩，局部为粉砂岩,

岩相变化大。饱和抗压强度为27.l-32.4MPa,天然抗压强度为

36.5-38.8MPa,内摩擦角35。45嗦力系数5.7,属软化性岩石。底板以

砂质泥岩为主，饱和抗压强度为26.00-28.08MPa,天然抗压强度为

33.54-35.36MPa,软化系数0.78,属中等坚固性岩石。

目前开采的3号煤层顶板为泥岩或砂质泥岩，为易冒落顶板，顶

板随同柱垮落，能充填或半充填采空区。底板为黑色泥岩，但底鼓和

13

片帮现象少见。据采掘实践，顶底板易于管理。

1）支架支撑高度的确定：

Hmax'Mmax+0.20

Hmin^Mmin—0.20

式中：

Hmax、Hmin----支架最大、最小高度，m；

M---工作面最大、最小采高，mo

则支架最大高度Hmax22.6+0.2=2.8m；

支架最小高度HninW2.6—0.2=2.4m；

确定支架高度Hnax=2.8m,Hmin=2.4m。

2）支架支护强度计算：

A.根据回归经验计算支护强度：

0213

qn=9.768KMY2XW

式中：

qn——支护强度，MPa；

K备用系数，1.3；

M——煤层最大厚度，取7.63m；

Y2---顶板岩石容重，取26kN/n?。

2l3

qn=9.768X1.3X7.63°X26X10-=0.51MPa

根据实测数据回归计算放顶煤支架的支护强度为0.51MPa。

B.按估算法确定支架支护强度

g=Kd（g行+g顶）

式中：

g---支架支护强度，kN/m2；

Kd——动载系数，取15

g冒冒落带自重应力，gR=Y|h；

14

2

g.,?=MY46-1)=2.6X26/(1.25-1)=270kN/m

Yi——上覆岩层容重，26kN/n?；

M-----工作面采高m,2.6m；

5——岩石初期碎胀系数，1.25；

g顶---顶煤自重应力，g®=MdY2;

g顶=2.0X1.41X9.8=27.6kN/m2

Md——放顶煤厚度，2.0m。

g=1.5X(270+27.6)=446kN/m2=0.45MPa

根据回归经验计算支架支护强度为0.51MPao

通过上述两种方法计算，取其最大者为0.51MPa,即要求所选液

压支架支护强度应不低于0.51MPa的顶板荷载。

根据支护高度、支护强度计算结果，采用ZF4000/17/28型和

ZFG4800/18/30型液压支架完全能满足工作面的支护需求。

四、工作面支护及支架说明

排头架ZFG4800/18/30型3组

中间架ZF4000/17/28型128组

排尾架ZFG4800/18/30型3组

表7:ZF4000/17/28型放顶煤支架(郑州)说明书

项目参数项H参数项目参数

支架型号ZF4000/17/28支撑高度1700—2800mm支护面积6.02m2

通风面积10.8m2支架宽度1430—1600mm支架中心距1500mm

重量14000Kg操作捽制本架操作工作阻力4000KN

初撑力3640KN底板比压1.50MPa支护强度0.65MPa

工作液介质3—5%乳化液外形尺寸4700x1430x1700mm尾梁长度900mm

尾梁摆角+15°--40°额定供应压力29MPa移架步距600mm

15

顶梁长度2235mm前梁长度1480mm伸缩梁长度600mm

前、后立柱活柱行程1096mm前、后立柱活柱伸缩量200mm

五、泵站

1、泵站

泵站安设在新030303胶带顺槽距工作面80m电气列车处，乳化

泵选用WRB200/31.5型，装备有两泵一箱；喷雾泵选用KXPB250/6.3

型清水泵，装备有两泵一箱。

2、泵站管理

1、乳化泵额定压力不小于30MPa,乳化液配比浓度为3—5%。

2、泵工要确保乳化泵箱的液量大于箱体的2/3,并经常用折射

仪检查配比浓度。

3、乳化泵运行期间，要对泵和泵箱及沿线的管路勤检查，发现

有跑、冒、滴、漏现象时，要立即进行处理，保证设备性能良好。

4、加强泵站的文明卫生管理，泵箱过滤器应定期清洗，乳化泵

泵箱每周清洗1次，确保泵箱内无油污。

第二节两顺槽顶板及安全出口管理

一、两顺槽顶板管理

两顺槽超前支护采用DW31.5-300/110X型单体液压支柱配合n

型钢架设抬棚进行支护，超前支护长度不小于20m。

1、支护材料

1）支护材料:DW31.5-300/110X型单体液压、3.6m无型钢梁、

3.0m冗型钢梁、3m圆木、3.5m圆木、木垫板、铁鞋等。

2）绞顶材料：1.5m半圆木、2m半圆木等。

2、支护方式

16

1）新030303胶带顺槽超前支护，采用DW31.5—300/110X型悬

浮单体液压支柱配合3.6m兀型钢架设抬棚进行支护，采用“一梁两

柱”支护形式，单体液压支柱打设在冗型钢两边，柱距为3.4m,排

距为0.8m。

2）030303工作面轨道顺槽超前支护,采用DW3L5—300/110X

型悬浮单体液压支柱配合3.0m五型钢梁架设抬棚进行支护，采用“一

梁两柱”支护形式，单体液压支柱打设在冗型钢两边，柱距为2.8m,

排距为0.8m。

3）若工作面两顺槽巷道压力较大时，采用“一梁三柱”支护形

式，在超前支护中间位置打设点柱进行支护。

二、两端头顶板管理

1、支护方式：

工作面上、下端头（即机头、机尾）处，各采用13根特制的3.5m

长的一字较接梁（共分两段：长梁2m,短梁1.5m）配合

DW31.5-300/110X型单体液压支柱进行支护。

1）端头支护

首先，提前在端头过渡架前梁外用3.5m长的一字较接梁将原先

的3.6m兀型钢梁进行更换，长梁靠外，短梁搭接在第一组端头支架

上，外帮打设两根单体液压支柱。

其次，再在第一组端头支架外侧300mm处，顺巷（横跨前、后

溜机头）平行打设2根4m长的兀型钢梁进行支护（一梁三柱），随

着工作面推进不断前移。

2）端尾支护

首先，提前在端尾过渡架前梁外用3.5m长的一字较接梁将原先

17

的3.0m兀型钢梁进行更换，长梁靠外，短梁搭接在第一组端尾支架

上，外帮打设两根单体液压支柱。

其次，再在最后一组端尾架外侧500mm处，顺巷依次打设点柱,

随着工作面的推移不断进行回撤。

3）两端头支护时,一字较接梁的排距为0.8m,切顶线至老塘侧

要进行密集支护，老塘侧挡砰柱的间距为0.5m,单体液压支柱不少

于6根，间距均匀，迎山有力。

附图六：030303工作面及两巷支护示意图。

2、两端头三角区顶板管理：

1）当两端头三角区顶板破碎维护困难时，可在机头前四组支架

或机尾后四组支架铺联金属网沿工作面推进方向搭接不小于

200mm,联网时使用16#铅丝沿搭接网边隔孔相联，双丝三扣，保证

联网质量。

2）为保证两端头三架过渡架落架、移架过程中，顶板不下沉、

不冒落，可在三架过渡架上方挑3.0m（或3.5m）圆木加强管理，上

料时要保证三架过渡架全部搭接，上料数量根据顶板破碎情况，采取

一刀一根或二刀一根。

3）工作面两顺槽每隔30m,要彻底切断锚网，严禁导电体与空

区连接。两端头老塘侧的顶板管理，进风隅角老塘侧的悬顶长度不得

超过6m,回风隅角老塘侧的悬顶长度不得超过4m,超出规定长度时

必须采取措施进行放顶。

三、两顺槽安全出口管理

1、两顺槽安全出口符合《煤矿安全规程》规定，高度不低于1.8m,

宽度不小于0.8m,并随时清理浮煤杂物，保证两顺槽安全出口畅通。

18

2、工作人员跨越转载机时必须从过桥上通过，当过桥弯曲变形

时应及时进行更换，保证人员的正常通行。

3、当前、后刮板输送机运转时，严禁行人随意通过机头，通过

时应同司机联系好，待停机后方可通过。

四、支护材料使用数量、备用数量

工作面正常需要DW31.5-300/110X单体液压支柱198根，铁鞋

198块，3.6m冗型钢梁64根，3.0mn型钢30根，3.5m特制一字较接

梁26根,4mn型钢梁2根。

计算工作面支护材料备用量：258X10%p26根。

030303工作面备用支护材料：DW31.5-300/110X型悬浮单体液

压支柱20根，3.6mn型钢梁7根，3.0m冗型钢梁5根，3.5m特制一

字较接梁4根，铁鞋20个，3m（或3.5m）圆木50根，1.5m半圆木

100根,木垫板200块、10x1.05m金属网50卷。

备用支护材料的存放地点，应保持在距工作面50—100m处，在

轨道顺槽的外帮侧。材料分类码放整齐，实行挂牌管理，标明材料名

称、规格等内容，并由专人负责。

第三节矿压观测

一、矿压观测内容

030303工作面矿压观测内容主要有：支架初撑力观测、两顺槽

超前支护范围内单体液压支柱初撑力观测、巷道围岩表面位移观测

等。

根据矿压观测结果对工作面顶板活动规律、来压特征，工作面支

架受力特点，支架对顶板的控制效果，超前支承压力影响范围和分布

特点，顶板的稳定性等进行定期分析，进一步了解煤岩体力学参数等

19

基础数据。

二、观测方法

1、工作面的矿压观测

工作面共安设压力表，分别安装在液压支架的前立柱上，每块压

力表分别监测每一组支架前立柱下腔的压力情况。

2、两顺槽超前支护初撑力观测

两顺槽超前支护范围内的单体液压支柱初撑力观测，用压力表分

别测量每根单体液压支柱的初撑力情况。

3、两顺槽巷道压力观测

工作面进、回风巷道通过安设顶板离层仪和巷道两帮位移观测

点，观测巷道顶板离层或两帮位移情况。

三、观测方式

1、压力表的检查记录和动态分析由综采队验收员负责记录，工

作面支架每日观测一次，并记录备案，发现矿压显现异常及时向技术

科和队部汇报。

2、支护单体支柱工作阻力由验收员使用压力表对其进行检测，

并做好记录，确保超前支护的质量。

3、两顺槽顶板离层仪每10天观测一次，由技术科矿压观测人员

进行观测，并做好记录。

第四章生产系统

第一节一通三防

一、通风系统

1、通风方法

工作面采用“U”型全风压通风，即：新030303胶带顺槽、030303

胶带为进风巷，030303轨道顺槽为回风巷。

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2、通风线路：

新鲜风流：地面——主、副井筒、安全出口斜井——井底车场一

一轨道、胶带下山运输巷——东胶带运输巷一030303胶带联巷一

一新030303胶带顺槽、030303胶带顺槽——030303工作面。

污浊风流：030303工作面——030303轨道顺槽——030303轨道

联巷——东轨道运输巷——东轨道运输巷、东轨道运输二巷——东回

风巷总回风巷风井。

3、风量计算

1）按有害气体涌出量计算：

因为瓦斯涌出量大于二氧化碳涌出量，所以按瓦斯涌出量进行风

量计算。

Q采=125Xq采CH4XKCH4

式中：

Q采—