9103综采工作面作业规程

目录

第一章概况......................................................-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-

第四节地质构造..................................................-3-

第五节水文地质.................................................-3-

第六节影响回采的其它因素.......................................-4-

第七节储量及服务年限...........................................-5-

第二章采煤方法和回采工艺...........................................-7-

第一节巷道布置.................................................-7-

第二节采煤工艺.................................................-8-

第三节设备配置................................................-15-

第三章顶板控制....................................................-19-

第一节支护设计................................................-19-

第二节工作面顶板管理..........................................-22-

第三节运输巷、回风巷及端头顶板管理............................-23-

第四节矿压观测................................................-26-

第四章生产系统....................................................-28-

第一节运输..................................................-28-

第二节“一通三防”及安全监控...................................-29-

第三节供电系统................................................-45-

第四节供、排水系统............................................-57-

第五节通信照明................................................-58-

第五章劳动组织和主要技术经济指标..................................-58-

第一节劳动组织................................................-58-

第二节循环作业................................................-59-

第三节主要技术经济指标.........................................-61-

第六章煤质管理....................................................-62-

第七章安全技术措施................................................-63-

第一节一般规定................................................-63-

第二节顶板管理................................................-64-

第三节防治水.................................................-67-

第四节“一通三防”及安全监控.................................-69-

第五节运输.................................................-74-

第六节机电.................................................-79-

第七节其他..................................................-86-

第八章灾害应急措施及避灾路线......................................-88-

第一节避灾措施及路线...........................................-88-

第二节六大避险系统.............................................-92-

图表............................................................-97-

第一章概况

第一节工作面位置及井上下关系

9103综采放顶煤工作面位于我矿井田东部，北为我矿9104采空区，

南临我矿9102采空区，西接我矿轨道大巷东靠实体煤。因井田东北部风

氧化带影响，为提高资源采出率，该工作面设计为“刀把型”。具体形状、

坐标及井上下关系见表1

表1T工作面位置及井上下关系

水平名称+932采区名称一采区

+1142—4201井下标高+956—+1002

地面标高(m)

+1171.5(m)+979

地面的该工作面地面位置位于赵家庄煤矿工业广场东北部1092m柳林县赵家庄村地段，无

相对位置河流、湖泊、及其他建筑物，均为荒坡，沟壑及耕地。

回采对地面

回采后将引起地面下沉，地面范围无线路、村庄、建筑物。

设施的影响

工作面该工作面位于我矿井田东部，北为我矿9104采空区，南临我矿9102采空区，西接

位置及相邻关系我矿轨道大巷东靠实体煤。

两巷长度(m)956.5切眼长度(m)82/168面积(m?)151533

第二节煤层

一、煤层赋存情况

本工作面所采煤层为石炭系上统太原组下段的9,煤，通过《矿井地

质报告》和《90万t/a初步设计》资料，煤层赋存情况见表2。

表1-2煤层赋存情况

-1-

表1-2煤层赋存情况

煤层厚度煤层倾角

4.55-5.602-12°

(m)煤层(°)

简单

平均厚度结构平均角度

5.027°

(m)(°)

开采煤层9#硬度系数(f)2-3煤种焦煤稳定程度稳定

本工作面所采煤层为石炭系上统太原组下段的9,煤，以丝质暗亮煤及

丝质煤亚型为主。煤层结构简单，层节理不发育。煤层走向NW,倾向SW,

煤层情况描述煤层倾角2-12°,平均为7°,煤层厚度为4.55-5.60m,平均厚度为5.02m,

含厂3层夹肝，结构较简单，煤层稳定，赋煤区可采。普氏硬度f=2-3,

为中硬度厚煤层。'

二、煤质情况

根据《矿井地质报告》资料，本工作面9#煤为特低灰-低灰、中低硫

-中硫分、高热值-特高热之焦煤。9#煤层煤质分析见表3。

表1-39#煤层煤质分析成果

分

煤

析硫分发热量胶质层厚度

工业分析(％)粘结指浮煤回类

煤(%)(町/kg)(mm)

(G)收率(％)

类MadadVdafst.dQgr,v,dXY

12.42

0.11-30.87-27.75-31.765.50-966.00-6

原-30.320.23-2JM

.522.1252.007.63

煤97.10

0.821.3428.7876.7966.88

18.92

第三节煤层顶底板

根据《矿井地质报告》、《90万吨/年初步设计》和补3钻孔柱状

图，本工作面9#煤层其直接顶板为泥岩，厚度为3.90m,基本顶为中粒

砂岩，平均厚度为11.10m,岩石水平层理，节理和裂隙不发育，较稳定，

-2-

不易冒落。直接底为泥（砂质）岩，厚度7.25m左右，基本底为细粒砂

岩，厚度为5.40m,水平层理、斜层理，节理、裂隙不发育，底板无底鼓

现象。顶板泥岩抗压强度为14.0T6.OMPa,平均为15.2MPa；抗拉强度

为0.4-0.5MPa,平均为0.4MPa；抗剪内摩擦角为30°20，，凝聚力系

数为2.7o底板泥岩抗压强度为10.0-10.8MPa,平均10.3MPa；抗拉强度

为0.3MPa,抗剪内摩擦角为27。34，，凝聚力系数为2.9。煤层顶底板

情况见表4

表1-4煤层顶底板情况

顶底板名称岩石类别厚度特征

浅灰色，以石英为主、

长石次之，分选磨圆差，泥

基本顶中粒沙岩11.10m

质胶结，厚层状，具裂隙，

顶板

含云母碎片。

深灰色，块状，断口平

直接顶泥岩3.90m

坦具裂隙，含云母碎片

深灰色，块状，断口平

坦，具裂隙，及光滑擦痕，

直接底泥（砂质）岩7.25m

含植物化石及煤屑，下部含

砂质

底板

浅灰色，以石英和石为

主，分选磨圆较差，泥质胶

基本底细粒砂岩5.40m

结，厚层状，具裂隙，含云

母碎片

附图1:9103综采放顶煤工作面煤层综合柱状图

第四节地质构造

从掘进施工情况分析，9103综采放顶煤工作面煤层顶板裂隙不发育,

未发现有断层、陷落柱等其它构造现象，井田地质构造简单。

第五节水文地质

根据《水文地质类型划分报告》、《90万吨/年初步设计》，本工作面

水文地质情况如下：

一、含水层

-3-

工作面主要含水层为顶板上覆碎屑岩夹碳酸盐岩溶裂隙含水层组单

位涌水量0.014-0.792L/s.m,在回采过程中以滴、淋水的形式出现，其

充水形式主要受大气降水、季节性河流补给，富水性较弱。

二、其它水源分析

大气降水和地表水

年降水量为349.0-539.0mm,降水量主要集中在7/8/9月份，年平均

蒸发量为1711m,蒸发量远大于降水量，属于干旱地区。

三、涌水量

9103综采放顶煤工作面正常涌水量约为0.3m7h,最大涌水0.8m3/ho

第六节影响回采的其它因素

一、影响回采的其它地质情况

1.瓦斯

根据山西楼俊矿业集团有限公司文件晋楼矿字：2016]93号文《关于

山西楼俊集团赵家庄煤矿有限公司2016年度瓦斯等级鉴定报告的批复》:

矿井瓦斯绝对涌出量0.763/min；瓦斯相对涌出量0.66n?/t,矿井属瓦斯

矿井。

2.煤尘

根据我矿在井下9106综采工作面取93煤层煤样于2017年2月17日

送山西省煤炭工业厅综合测试中心进行爆炸性测试，测试结果：煤尘火

焰长度200nlm，抑制煤尘爆炸最低岩粉用量为75%,煤尘具有爆炸危险

性。因此在本工作面各个生产环节，必须按规定洒水除尘，及时处理巷

道煤壁上的浮尘，确保安全生产。

3.煤的自燃倾向性

根据2017年2月17日山西省煤炭工业厅综合测试中心对9,煤层自

燃倾向鉴定结果：煤的吸氧量为0.70cm7g,自燃倾向性等级为H级，最

短发火期为68天，煤的自燃倾向性为自燃。因此本工作面必须加强煤层

-4-

自燃发火的预防工作，(如：预防性黄泥灌浆、喷洒阻化剂、注氮)。

4.地温、地压

根据西边相邻矿井寨崖底煤矿扩建勘探时采用TYCW-1型井温仪在

ZK1钻孔中进行的简单井温测量成果：

表1-6ZK1钻孔井温测试成果

深度(m)1020304050607080

温度(℃)19.019.219.419.720.120.720.821.0

深度(m)90100110120130140150160

温度(℃)21.321.521.821.922.222.622.923.3

深度(m)170180190200208

温度(℃)23.624.224.324.424.5

根据上述可知，本工作面温度为19.0-24.5C该井田的低温梯度为

3(Pc/100m以下，属地温正常区。

二、冲击地压和应力集中区

根据矿井《地质报告》和相邻采区的综采情况，该综采工作面没有

上覆工作面和巷道布置，因此应力集中程度较低，一般不会诱发冲击地

压。

第七节储量及服务年限

一、工作面基本参数

工作面基本参数

块走向倾斜回采

面积煤厚容重基础储量可采储

储段长长率

*(m)(t/吊)出量⑴

量号(m)(m)(%)

情1106.58287335.0751.4363377.69057040

-5-

况

28201681377605.0751.43999758.890899783

33016850405.0751.4336576.5/煤柱

合计956.5/151533//1099713/956823

二、可采年限

“刀把”段按每天完成八循环，即“八刀八放”，进尺为4.8m,

其余段按每天完成四循环，即“四刀四放”，进尺为2.4m,月工作天

数按23天计算。

“刀把”段可采期计算为

日产量：4.8X82X5.075X1.43X90%=2571吨。

月产量；日产量X月工作天数=2571X23=59133吨

工作面“刀把”段可采期=（刀把段可采储量/设计月产量）

=57040/59133=1个月。

其余段可采期计算为

日产量:2.4X168X5.075X1.43X90%=2634吨。

月产量；日产量X月工作天数=2634X23=60582吨

工作面其余段可采期=（其余段可采储量/设计月产量）

=899783/60582=14.9个月

9103工作面可采期=（刀把段可采期+其余段可采期）

=1+14.9=15.9个月

-6-

第二章采煤方法和回采工艺

第一节巷道布置

一、采煤方法：

（一）、本工作面采用走向长壁后退式综合机械化放顶煤采煤方法。

顶板管理方法为全部垮落法。

（二）、煤层厚4.55-5.60m,平均厚度为5.02m。采煤机在割煤过程

中，跟底割底煤，采高保证2.6米，其余2.42米顶煤采用综采低位放顶

煤支架进行开采。工作面与两巷连接处底板必须平缓过渡。

二、巷道布置

本工作面位于我矿一采区，由9103运输巷、9103回风巷及切眼组成。

附图2：9103综采放顶煤工作面巷道布置平面图

附图3：9103综采放顶煤工作面巷道布置剖面图

三、两巷断面、支护方式及用途

1.9103工作面运输巷：巷道为矩形断面（宽4.4m,高2.9m,断面

积12.76m2）；采用锚杆（索）网梯子梁支护。锚杆间排距为800mmX900mm,

每排梯子梁打6根622mmX2500mm的螺纹钢锚杆，煤帮每排梯子梁打4

根616mmX1800mm的圆钢锚杆，沿顶锚杆每隔1.8m在梯子梁之间加打

两根锚索（间排距2000mmXl800mln）。

该巷道非采煤侧安装6108mm的供水管路、6108mm的排水管路、6

108mm的压风管路各一趟，在采煤侧设置转载机、胶带输送机，该巷道主

要用于工作面的进风、运煤、行人等。

2.9103回风巷：巷道为矩形断面（宽4.4m,高2.9m,断面积12.76m

2）;采用锚杆（索）网梯子梁支护。锚杆间排距为800mmX900mm,顶板

每排梯子梁打6根622mmX2500mm的螺纹钢锚杆，煤帮每排梯子梁打4

-7-

根616nlm义1800mm圆钢锚杆，沿顶锚杆每隔1.8m在梯子梁之间加打两

根锚索（间排距2000mmXI800mm）o

该巷道非采煤侧安装6108mm的静压洒水管路、6108mm的排水管路、

<”08mm的压风管路、6108mm的黄泥灌浆管路各一趟，监测信号线等，

该巷主要用于工作面的回风、运料、行人。

3.工作面切眼：巷道为矩形断面（宽6.5m，高2.6m,断面积16.9m2）；

采用锚杆（索）网梯子梁支护；为确保安全，在切眼正中间采用“单体

液压柱配合4m长n型梁”加强支护。

第二节采煤工艺

本工作面采用综采放顶煤工艺。平均采高为2.6m,放顶高度为2.42m。

循环进度0.6mo

一、工艺流程为：

工作面两端头铺网一双滚筒采煤机割煤、装煤一可弯曲刮板输送机

运煤一综采低位放顶煤支架支护顶板一推移前部输送机一综采低位放顶

煤支架放顶煤一拉移后部输送机

工艺说明：

1、两端头铺网：

本工作面在两端头各三架支架上铺网与端头巷道上的顶网对接，铺

网在割煤之前进行。采用1000X10000mm的金属菱形网。铺网时,长边

平行于工作面，网与网之间对接，联网采用双股长300mm的14#铁丝进行

扭结，隔100mm联结一处，每处至少扭结三匝，网联好后将网拉回吊起。

有关规定：

（1）铺联网要至少提前工作面一个循环进行。

（2）挂网时要三人作业，两人操作，一人监护。

（3）联网时必须首先进行敲帮问顶，处理滚帮、伞檐，并停止工作

-8-

面采机和输送机运转，实行闭锁后进行，机头处联网时要先停止转载机

的运转，并闭锁开关。

2、进刀：

(1)进刀方式为工作面中部斜切进刀，斜切进刀段长度为工作面的

一半，进刀后向上(下)割煤，采煤机达到正常截割深度(即0.6m)后

入正常割煤。

(2)向上(下)割透端头煤壁后，将2个滚筒的上下位置调换，采

煤机空机返还(滞后采煤机3-5m,移前部输送机)。

(3)返还中部进刀段，采煤机进向下(上)正常割煤，割透端头煤

壁后，采煤机空机返还，进入下一循环。

3、割煤：

采煤机进刀后，进入正常的割煤状态。割煤时采用前滚筒割顶煤，

后滚筒割底煤的方法进行作业。

附图4:9103工作面进刀示意图

有关规定：

(1)采煤机司机必须三人协同作业，一正、一副、一名看线工，正

司机负责前滚筒及采机牵引，副司机负责后滚筒及管线观察。

(2)割煤时，要根据顶、底板变化情况及时调整滚筒高度。割煤时,

要保证顶平、底平、煤壁直，跟底割煤，采高要保持在2.6米左右。

(3)采煤机的割煤速度一般保持在2-3米/分钟，且要根据煤层、

煤质变化、运输能力及移架情况及时调整。

(4)割煤过程中，司机应随时观察顶板、煤壁、支架的移架情况及

刮板输送机的运转情况，注意大炭、肝石或其它物体卡阻情况。看线工

要随时注意大线的挂、卡情况，发生上述情况要及时停机处理。处理时

必须停机停溜并闭锁，以免发生意外。

-9-

5、移架:

采用本架操作、追机移架的方式作业。滞后采煤机后滚筒3-4架带

压移架。移架时要做到“细、匀、净、快、够、正、严、紧、平”。

有关规定：

(1)在正常情况下，超前采煤机前滚筒2-3个架收回支架护帮板，

当采煤机割过煤后，距采煤机后滚筒3-5个架开始带压拉移支架，按顺

序逐架进行。当顶板破碎或煤壁滚帮时，每割一个支架，停机拉架，及

时支护顶板。

(2)移架时，要撑起尾梁后的插板，防止尾梁及插板挂住后运输机。

(3)支架移过后初撑力要达到24MPa。

(4)拉移步距600mm,移架时严禁任何人通过该架。

(5)每个循环移架要够0.6米，移过的支架初撑力达标后手把要及

时复位。

(6)若移架速度跟不上采煤机运行时，必须停机移架。

(7)移过渡支架前，必须对两端头巷道内支架进行加固，并停止采

煤机、刮板输送机的运转。移机头处的过渡支架时，转载机也要停止运

转。

(8)移过渡支架严禁与两巷及端头支护平行作业。

(9)移过渡支架时降架要适当，防止尾梁压坏设备和造成扯网现象。

若造成扯网时要及时进行补联网。

6、推移前部输送机：

使用液压支架底座中部推移千斤顶进行推移前部输送机，随采机割

煤，追机拉出10个架，且在前部输送机处于“平、直、稳”的运行状态

下开始顶溜。顶溜步距0.6米，溜子弯曲段长度不小于15米。顶溜时一，

要每次操作3-5个架的推溜千斤顶。

-10-

有关规定：

(1)推移的溜子要平、直、稳。

(2)溜子的最大弯曲度不超过3-4度。

(3)严格掌握推溜顺序，严格按由机头向机尾方向或机尾向机头方

向顺序推移，严禁由两头同时向中间推移。

(4)在移溜过程中，严禁任何人通过，推溜后手把及时复位。

推移运输机机头、机尾的相关规定：

(1)推移机头、机尾必须在运输机停机闭锁的情况下进行。

(2)推移前，首先检查作业地段周围顶板、煤帮及端头支护情况，

处理一切不安全隐患，并清理干净煤帮侧浮煤和杂物。

(3)推移时，要有专人指挥，作业人员必须站在安全区域，严禁硬

推、硬顶，以防损坏过渡槽等，但必须推移到位。

(4)推移时无关人员必须远离作业地段，作业人员必须站在安全区

域。

7、放顶煤：

在移架后10个架开始放煤，放煤采用单轮式隔架放煤，一采一放。

一名放煤工放单号架煤，一名放煤工放双号架煤。放煤步距600nlm。利用

顶板压力、支架尾梁上下摆动及收回插板等综合方式松动顶板后进行放

煤。放煤从基本架(4#——110#架)开始逐架顺序放顶煤，端头顶煤随

采随落。

放顶煤的有关规定：

(1)放顶煤只许顺序隔架进行，放煤工序与割煤、移架等工序可平

行作业，但必须保证放煤滞后移架工序大于10架距离进行，当与移架工

序相距15架以上的距离时一，采机要放慢割煤速度。

(2)放煤时，放煤量必须掌握均匀，要缓慢回收插板。先将插板回

-11-

收1/3-1/2,让顶煤缓慢均匀的流入后部输送机。根据煤量多少调节插板

的收缩量。插板收回完毕，然后进一步通过尾梁上下摆动，插板来回收

缩放出顶煤，并根据煤量大小，控制尾梁上下摆动的速度及角度。回摆

尾梁时，必须先收回插板，同时严密注视放煤量及后部输送机运行情况,

防止压住后部输送机。遇有大块煤时，利用尾梁插板尖齿进行破碎。

(3)放煤时，煤量要均匀、平稳。严禁一放到底，严禁少放、漏放

或打乱顺序乱放。

(4)放工作面后半部区域顶煤时，要控制好放煤量，要求放入后部

运输机内煤的高度不超过溜槽面lOOmmo

(5)放煤完毕，应先上摆升起尾梁，恢复到原位，再将插板伸出，

而后操作手把打到零位。

(6)后部输送机停机时，严禁放煤。

(7)放煤时，严防将插板伸入后部输送机中，一旦发生必须立即收

回插板，并闭锁后部输送机。

(8)放煤时，若大块煤或砰石卡住放煤口，严禁用爆破的方法处理。

(9)放煤工严禁进入两支架间操作。工作面无水或水压不足不得进

行放煤。

(10)放顶煤前先检查支护情况，如有空顶、漏顶、歪架等，停止

该处放煤。

(11)块度大于300X300mm的肝石严禁进入后部输送机中。

(12)后部输送机有故障需处理时，必须停止其运转把开关打到零

位并闭锁。

8、拉移后部输送机：

使用液压支架底座旁的液压千斤顶进行拉移后部输送机。放完顶煤

后，距放煤点15米开始拉移后部输送机。拉移步距0.6米，弯曲段长度

-12-

不小于15米。

有关规定：

(1)拉移后部输送机前，必须清理干净架间及支架周围的浮煤、浮

肝。

(2)拉移后部输送机机头、机尾要在端头支架前移后进行，拉移时

要同时操作3-5个液压移溜千斤顶进行拉移。

(3)拉移后部输机机头、机尾时，必须停机、停溜、停止转载机后

拉移。

(4)拉过后部输送机机头后，要及时拉出转载机，严禁滞后不拉。

(5)拉移后部输送机时，必须在其运行时进行。

(6)拉移溜子时，无关人员不得在作业地点逗留或强行通过。

(7)执行推移前部输送机中的有关规定中的要求。

(8)工作中发现有异常情况时，必须立即停泵检查，处理后方可继

续操作。

二、辅助生产工序

辅助工序包括移转载机、拉移皮带输送机机尾、拉移电气系列车、

清理浮煤等。

(一)移转载机

转载机采用液压自移式拉移，每循环拉移一次。

拉移前先清理干净拉移段的浮煤、杂物，拉移时必须停机闭锁，无

关人员远离作业地段，同时每循环必须移一次超前支护，将采空区的移

至巷超前支护段，并支护好。

(-)拉移皮带输送机机尾

采用液压自移式拉移，每循环拉移一次。

拉移前，首先把皮带开空，通知皮带机司机停机，将开关打至零位,

-13-

并坚守岗位，没有得到专人和信号通知，严禁开机。然后回收皮带架的

管梁、H架等，再清理干净拉移段的浮煤、杂物，检查嵌柱的支设。拉移

时，无关人员远离作业地段，作业人员站在安全区域后，方可进行远距

离供液拉移。整个过程要设专人指挥、专人观察，随时注意拉移情况，

拉到位后，通知皮带机司机拉紧皮带并试运转，皮带跑偏时，及时调整

皮带上、下托馄和机尾滚筒。拉移皮带输送机机尾，根据皮带机尾和转

载机位置情况，由检修班负责拉移。

（三）拉移电气系列车

工作面每推进L2米拉移系列车一次，至少由三人配合作业，一人

开绞车，一人观察机尾处电缆、水管，一人观察系列车的拉移情况，拉

到位及时发出停车信号。

有关规定：

1、拉移时，班组长至少有一人在现场协调指挥。

2、拉移时，要停止工作面输送机的运转。

3、拉移前，必须将电缆、水管、液管等摆顺，并将道心的杂物清理

干净，专人检查各设备列车之间的硬连接是否牢固可靠，绞车是否完好,

绞车的稳固装置是否牢固可靠，电缆、水管有无卡挂现象，一切正常后

方可拉移。

4、拉移时，工作人员要站在安全位置，工作范围内严禁人员通行，

发现问题或拉移到位立即发出停车信号。

5、拉移到位后要及时在列车前后挡上挡车器，每两车一挡。

6、拉移时要求信号声光齐全、清晰、灵敏、可靠。

（四）清理浮煤

每一循环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、机尾出口及行道畅通，液压支架、超前支柱保证支在实底上。

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第三节设备配置

本工作面主要设备有采煤机、端头支架、中部支架、前部输送机、

后部输送机、转载机、胶带运输机、泵站等。

各设备的主要技术参数说明如下：

一、采煤机（1台）

型号：MG160/390-WD（一台）

米高范围：1.3-2.92

装机功率：390KW

切割电机功率：160KW

牵引功率：2X30KW

过煤高度：410mm

牵引力408KN

滚筒直径：61400mm

滚筒截深：600mm

摇臂型式：整体弯摇臂

机重21t

泵站功率：11KW

机面高度：1100mm

适应倾角：W35°

滚筒转速：46r/min；52r/min

摇臂摆动中心距：5813mm

牵引速度：0-7m/min

供电电压：1140V

二、放顶煤支架（114架）

1.中部支架（108架）

型号：ZF5000/17/28

支撑高度：1700〜2800mm

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中心距：1500mm

宽度：1430〜1600mm

初撑力：3956kN(P=31.5MPa)

工作阻力：5000KN(P=39.8MPa)

支护强度：0.86MPa

底板比压：1.64MPa(平均)

适应煤层倾角：W15°

2.端头支架（6架）

型号：ZFG5600-18/28

支撑高度：1800〜2800mm

中心距：1500mm

宽度：1430~1600mm

初撑力：5232kN(P=31.5MPa)

工作阻力：5600kN(P=33.7MPa)

支护强度：0.87MPa

底板比压：1.75MPa(平均)

三、运输设备（5部）

1.前部输送机（1部）

型号：SGZ—630/264

输送量：450t/h

刮板链速度：0.92m/s

电机功率：2X132kW

中部槽规格：1500X630X252mm(长义内宽X高)

电压等级：1140V

2.后部输送机（1部）

型号：SGZ—630/264

输送量：450t/h

刮板链速度：0.92m/s

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电机功率：2X132kW

中部槽规格：1500X630X252mm（长X内宽X高）

电压等级：1140V

3.转载机（1台）

型号：SZZ-730/160

输送量：700t/h

刮板链速度：1.45m/s

电机功率：160kW

电压等级：1140V

中部槽规格：1500X730X220mm

4.皮带输送机（1部）

型号：DSJ-150/2X90

输送量：630t/h

带速：2m/s

电机功率：75kW

电压等级：1140V

6.无极绳绞车（1部）

型号：JWB-55BJ

牵引力：45/27KN

牵引速度：0.97/1.6m/s

长度：800m

绳径：624.5mm

电机型号：YBJ55

电动机：型号YBK2-200L2-6

功率55KW

四、泵站

1、乳化液泵选用BRW—200/31.5型2台（一台使用、一台备用）,

液压管路选择高压胶管，耐压45MPa以上。

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乳化液泵型号：BRW-200/31.5

公称压力：31.5MPa

公称流量：200L/min

电机功率：125kW

工作液：3〜5%乳化液

配套液箱：RX400/25.W10FX

2、喷雾泵选用BPW320/10M型2台（一台使用、一台备用）

WPZ320/10

公称压力：lOMPa

公称流量：320L/min

电机功率：75KW

外形尺寸：2200X1000X1270

六、变压器（1台）

1.型号：KBSGZY-800/10/1.141台

2.型号:KBSGZY-630/10/1

七、附属设备

1.照明综保（2台）

型号：ZBZ-4.0M

2.组合开关（3台）

型号：KJZ5-1500/1140-62台作为采煤机、前后输送机、转载

机、破碎机电源；

型号：QJZ7-1600/1140-81台作为喷雾泵、乳化泵、照明综

保电源。

3、各类开关

型号：KJZ5-4001台作为胶带运输机开关。

型号；JH-81台作为拉紧绞车开关

附图5:9103采煤工作面设备才

・18-

第三章顶板控制

第一节支护设计

一、工作面支护设计

1.采用类比法进行设计

①参考本矿和邻矿同煤层矿压观测资料•，选择本工作面矿压参

数。

表3-1同煤层矿压观测选择或预计本工作面矿压参数参考表

本面选

同煤层

序号项目单位取或预备注

实测

il,

直接顶厚度m3.93.9

顶底板条

1

件

直接底厚度m7.257.25

2直接顶初次垮落步距m8〜158-15

来压步距m18-2018-20

最大平均支护强度MPa开采中观测

3初次来压

最大平均顶底板移近量mm开采中观测

来压显现程度一般

来压步距m15〜1815〜18

周

2

期最大平均支护强度kN/m开采中观测

4来

压最大平均顶底板移近量mm开采中观测

来压显现程度一般

最大平均支护强度kN/m2开采中观测

5平时

最大平均顶底板移近量mm开采中观测

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6直接顶悬顶情况m33

7底板容许比压MPa61.8MPa61.8MPa

8直接顶类型类容易容易

9基本顶级别级[III

10巷道超前影范围m2020

②工作面选用液压支架工作参数见下表

表3-2工作面条件与支架适应条件对照表

工作面条件支架适应条件

采高2.6m1.7-2.8

倾角3〜6°W15°

煤厚5.075m4-10

煤硬度2〜3<4

底板比压0.3MPaL64~l.75MPa

支护强度0.76MPa0.86-0.87MPa

顶板种类2类2类

③合理支护强度的计算

采用经验公式计算：

qt=8X9.81XhXr

=8X9.81X2.6X2.5=510.12（kN/m2）

qt——顶板对支架的压强（8倍于工作面的采高）；

h----采高（m）；

r——岩石密度（t/nf）；

根据上述公式得知510.12kN/m2）,即为工作面合理支护强度。

④支护强度验算：

510.12（kN/m2）=0.51MPa<0.8MPa

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支架底板比压1.75MPa>0.3MPa

即选用的液压支架能够满足工作面支护强度的要求。

二、支架密度确定

1.根据顶板与支架选型,6组ZFG5600-18/32型放顶煤端头液压支架,

108架ZF5000-17/28型基本液压支架。

2.选择合理控顶距

根据支架选型，工作面最大控顶距为4.8m,最小控顶距为4.2m,放

顶步距0.6m。

三、乳化液泵站

1.泵站设置位置

泵站设在9103工作面回风巷700m处。

2.乳化液泵站使用规定

①启动泵站前，应首先检查各部件有无损伤，各连接螺丝是否紧固、

润滑油要正常、液压适当，乳化液浓度3%〜5%,各种保护齐全可靠，运

行方向为正向。

②泵站启动后，要注意监听泵的运转状态，如有异常，要立即停泵

处理，严禁带病运转，严禁反向运转。

③在开泵时，必须得到呼叫停泵人的命令后方可开泵，做到“听谁

叫停，听谁叫开”不得随意开泵。开泵前，必须向工作面发出开泵信号,

等5s后再启动。

④检修泵时必须把开关停电闭锁。

⑤供液压力不低于30MPa,严禁随意调整安全阀的整定值。

⑥乳化液浓度检查工具：浓度配比仪。

⑦适当调整泵的倾角，始终让泵处于水平状态。

⑧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

每半个月清洗一次。各种胶管元件应保持清洁，严禁泵箱随意敞口，严

禁不经过滤网直接向泵箱加入乳化油。

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第二节工作面顶板管理

一、顶板管理及支护方式

1.正常工作时期顶板支护方式

采用追机移架的方式对顶板进行及时支护。在采煤机割煤后，先移

支架，再移前部运输机，即割煤一移架一移前部运输机；采用带压移架

的方式移架。正常移架要滞后采煤机后滚筒3〜5架。顶板破碎、偏帮严

重时可紧跟前滚筒移架或移超前架，但必须做到停机移架。

移架顺序简述：

（1）采煤机向下（上）端正常割煤时，滞后采煤机后滚筒3〜5架

移架。

（2）采煤机割煤并移架后，及时将支架的护帮板伸出护帮。

（3）机头、尾处三架端头架的移架顺序为：先移2号架（113号

架），后移1号架（114架），再移3号架（112号架）。

（4）在采煤机割煤时，超前采煤机前滚筒3架将护帮板收回，并

滞后采煤机前滚筒3架将护帮板挑起。

支护要求：

A.工作面应达到动态的质量标准化要求，确保“三直、两平、一

净、两畅通”的质量要求。

B.加强支架的支护强度，确保支护质量，支架初撑力不得小于

24MPa。

C.采煤机割煤后，要及时移架，移架与采煤机后滚筒的距离一般

不超过5架，防止长时间空顶。

D.工作面出现冒顶时，要及时用木料构顶，并升实支架，挑起互

帮板。

二、特殊时期的顶板管理

1.来压及停采前的顶板管理

（1）工作面基本顶初次来压前必须编制专门安全技术措施。

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(2)工作面基本顶初次来压和周期来压期间，应加强来压的预测

预报工作，由技术科在进风、回风巷挂牌标明来压预测位置。

(3)工作面运输、回风巷所有单体液压柱初撑力必须达到90KN(压

力大于12MPa)。特别注意工作面中部支架的初撑力及支架状态，及

时采取措施预防冒顶。

(4)工作面停采时要编制停采措施，加强顶板管理。

(5)工作面控顶范围内顶板近移量不大于100mm/m；工作面及两

巷底板松软时，支柱应穿柱鞋，确保钻地小于100mm；工作面顶板不

应出现台阶下沉；

2.过断层及顶板破碎时的顶板管理

本工作面两巷没有揭露断层现象，但是必须加强回采时的顶板管理

工作。液压支架必须接顶，当工作面局部地段片帮严重、顶板破碎时一，

可采取紧跟或超前移架、及时挑起互帮板支护煤壁和构木构顶等措施维

护顶板，防止顶板冒落、控制煤壁片帮。

第三节运输巷、回风巷及端头顶板管理

一、两巷超前支护方式

1、两巷超前支护距离不小于20米，从工作面煤壁线往外10m为三

排，其余10m为两排，使用DW31.5-200/100X型单体液压支柱配DFB3600

型冗型梁，兀型梁为平行于巷道布置，根根对接成一直线，为一梁三柱支

护。

(1)运输巷超前支护方式

工作面煤壁往外10米范围内，靠工作面煤壁设一排，两排设在转载

机人行道，柱距为1.2m,排距0.3m-2.1m-0.8m-1.2m；其余10m范围

内，靠工作面煤壁设一排，另一排设在皮带运输机靠右的人行道处，柱

距1.2m,排距0.3m-2.9m-1.2m。

(2)回风巷超前支护方式

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工作面煤壁往外10米范围内，柱距1.2m,排距

1.0m-1.2m-1.2m-1.0m；其余10m范围内，柱距1.2m,排距1m（距右煤

壁）一1m（距左煤壁））o

2、当两巷超前段巷道高度超过3m时，必须采用过木垛的方法，将

顶板铺设平整，进行迈步式作业，使巷道高度适应于DW31.5-200/100X

型单体液压支柱支设，不超高使用单体柱。

二、机头机尾端头的维护方式：

当机头或机尾处第一架过渡支架与煤帮的距离为300-700mm时，靠

煤帮加打单体戴帽点柱，柱距0.8m,木柱帽规格为300X150X100mm,

支柱规格（DW3L5-200/100X型单体支柱），柱帽垂直巷道布置。

当机头或机尾处第一架过渡支架与煤帮的距离大于700mni时，机尾

处采用4m长的n型钢梁组进行顶板维护，n型梁组的数目依据最后一架

支架至煤帮的距离而定，各组兀梁之间的距离为800nlm。最后一组五梁与

端头支架的距离不大于0.3m,每组由两根Ji梁组成，对梁间距均为0.2m,

移梁步距1.2m,两梁