5101工作面回采作业规程

第一章概况

第一节工作面位置及井上下关系

5101综采工作面位于郝家塔与工业广场之间，东起郝家塔与瓦斯抽放泵站连线中点贺龙

沟，西至贺龙沟村，地面多为黄土高坡、枣林及农田，贺龙沟与工作面走向平行，且从工作面

上方呈S形状流出至切眼附近呈S形状流入，地面无建筑物。

井下位于井田一采区西翼，北邻5100工作面采空区，南侧为设计的5103工作面，东侧以

南翼第二回风巷为起点西至贺龙沟村保护煤柱。工作面走向长度（南翼第二回风巷至切眼）

1687m,工作面长度199m,面积为335713m：

工作面位置及井上下关系（见表1T）：

表1-1工作面位置及井上下关系表

水平名称+485采区名称一采区

地面标高+750m〜+860m工作面标高+400m〜+540m

工作面位于郝家塔与工业广场之间，东起郝家塔与瓦斯抽放泵站连线中点贺龙

地面相

沟，西至贺龙沟村，地面多为黄土高坡、枣林及农田，贺龙沟与工作面走向平行，

对位置

且从工作面上方呈S形状流出至切眼附近呈S形状流入，地面无建筑物。

回采对地面对地表会有一定影响，将会引起地表裂隙和塌陷。

设施的影响

5101工作面井下位于井田一采区西翼，北邻5100工作面采空区，南侧为设计的

井下位置及

与四邻关系5103工作面，东侧以南翼第二回风巷为起点，西至贺龙沟村保护煤柱。

走向长度（m）1687工作面长度（m）199面积（m2）335713

第二节煤层

工作面内煤层发育特征：根据掘进巷道揭露情况，该面为4号煤层与5号煤层合层区，4

号煤层厚度2.5m左右，5号煤层厚度1.5m左右，夹层0.2m左右，夹层岩性多为炭质页岩，有

时为泥页岩，煤层总层厚度在工作面内较稳定，该工作面在外段800m范围煤层平均厚度为

4.1〜4.6m,平均厚度4.3m,根据已揭露巷道情况分析，煤层最厚处4.6m,倾角0°〜12°，

平均5°,煤层局部倾角最大可达20°（皮带顺槽8点前32m断层处），皮带顺槽在接近356

号钻孔500m处煤层逐渐变厚，最大达到4.6m,平均4.4m。

煤层物理特征；5（4+5）号煤为黑色，玻璃光泽〜强玻璃光泽，有时可见弱丝绢光泽。断口

参差状、贝壳状、镜煤分层有眼球状断口。内生裂隙发育，外生裂隙不发育。煤的结构条带状

最发育，且以宽条带状结构为主，其次为线理状结构，似均一状结构较少见。煤的构造多呈层

状，也有块状构造；煤的硬度小，脆度大。

工作面煤层情况（见表1-2）：

表1-2煤层情况表

煤层总厚（m）煤层结构煤层倾角（°）可采指数变异系数（%）稳定程度

4.1~4.60〜12

2.5(0.2)1.512较稳定

4.45

第三节煤层顶底板

顶底板情况（见表1-3）：

表1-3顶底板情况

顶底板名称岩石名称厚度（m）岩性特征

老顶中砂岩0.5〜4.7灰白色，含暗色矿物及黑色有机质，下部较细，泥质胶结。

直接顶沙质泥岩0.5〜1.5灰黑色砂质泥岩，有植物碎片化石。

伪顶页岩0-0.8含暗色矿物及黑色有机质，层理明显，较软、易垮落。

直接底沙质泥岩1.8〜2.5灰黑色，含砂不均匀，局部粉砂岩薄层，含少量植物碎片化石。

老底中砂岩5.7-6.9灰白色，泥质胶结，节理、裂隙发育，含暗色矿物。

第四节地质构造

工作面根据已揭露巷道情况分析，工作面构造较为复杂，在轨道顺槽6点前43m处揭露一

条H=2.4m,N60〜70°的正断层与皮带顺槽6点前8m处H=2.5mN15〜60°的正断层贯穿

整个工作面；轨道顺槽8点后8m处揭露一条H=l.8mZ75°的正断层向工作面方向延伸；皮带

顺槽8点前5m、55m处为向背斜构造，方位213°,贯穿整个工作面，巷道在断层、向、背斜

构造之间及附近200m范围内均有0.2~0.8m的伪顶，掘进期间顶板破碎，轨道顺槽在16点处

及前方45m范围分别揭露H=3.6mZ80°,H=l.9mZ84°,H=l.0mZ35°的正断层，根据断

层性质、要素及发育趋势分析此三条断层与皮带顺槽17点前28m揭露的H=l.9mZ840及一采

区专用进风巷5点前17m处揭露的H=l.9mN84°,H=2.3mZ38°两条断层为同一构造，贯穿

整个工作面，断层处顶板破碎，顶板倾角较大。

工作面两道倾角一般为。〜15°,过断层处最大达到20°。

第五节水文地质

1、地表水

地表没有大的河流流经本区，仅在工作面上方有贺龙沟呈S形状流出至切眼附近呈S形状

流入，主、副斜井井底车场标高+485m,井口标高在+785m,历史最高洪水位735.14m,井口

高于贺龙沟最高洪水位49.86m,工作面煤层最浅埋深达到210m,地表水不会对工作面回采造

成危害。

2、顶板砂岩水

根据工作面附近356钻孔资料显示，该面上距K4砂岩约40m,K4砂岩在本区发育稳定，

平均厚度L4m,据343号钻孔抽水试验，为弱富水性含水层。工作面在回采过程中顶板遇构造

裂隙发育时会出现滴、淋水现象。

3、底板太原组灰岩水

根据邻近工作面356号钻孔资料分析,工作面与下伏太原组L5层灰岩含水层间距约23.38m,

L5石灰岩发育稳定，均厚7.1m,富水性不均一，为弱〜中等富水含水层，据2012年矿井补充

勘探资料及本矿水文观测资料显示，太灰水位值取620m,按照《煤矿防治水规定》，结合工作

面开采实际煤层底板标高+400m〜+540m计算，工作面底板突水系数为0.043〜0.102MPa/m。根

据《煤矿防治水规定》中规定在有构造破坏的地区，T大于0.06MPa/m,则存在底板突水的可

能性，在没有构造破坏的完整地区，T大于0/MPa/m,则存在底板突水的可能性，因此工作面

回采存在底板突水危险性。

4、奥灰水

奥灰含水层顶界面至5(4+5)号煤层底板距离平均约为115m,该面底板标高为+400m〜+540m,

以奥灰峰峰组灰岩含水层水位+805m计算，得出突水系数约为0.038MPa/m,小于0.06MPa/m临

界突水系数值，且奥灰为间接充水含水层水，正常情况下工作面回采不会发生奥灰水害，但也

不能麻痹大意，谨防隐伏陷落柱或导水构造的存在，出现突水事故。

第六节影响回采的其他因素

影响回采的其他因素(见表1-4)：

表1-4影响回采的其他因素表

瓦斯5(4+5)煤层的瓦斯含量8.平均6.,高瓦斯。

5(4+5)煤尘火焰长度大于400nlm,抑制爆炸最低岩粉量60%,煤尘具有爆炸

煤尘

性。

5(4+5)煤层煤的吸氧量为0.64m3/g,自燃等级为U类，属自燃煤层，最短自

煤的自燃

然发火期89天。

井田恒温带深度50〜60m,恒温带温度14°C,地层温度一般为2.0。C/100m

地温

左右。

地压地层压力显现不明显。

第七节储量及服务年限制

1、工作面储量(见表1-5)

表1-5工作面储量

可采储量

走向长煤厚容重工业回采率

面长(m)面积面)

(m)(m)(t/m3)(%)

储量⑴(t)

16341993251664.41.391996312931856570

注：此表中的走向长度为设计止采线至切眼的长度。

2、工作面服务年限

5101工作面走向长度1634m,倾斜长度199m,实际可采储量为：

Q可=1^X1,而XH乘义93%=1634X199X4.4X1.39X93%/cos5°=1856570t,

日产量:

①、循环产量3

Qi=LHSrC=199X4.4X0.8X1.39X0.93=906t

式中：L—工作面倾斜长度，199m；H一工作面平均采高，4.4m

S一循环进度，0.8m；r一煤的容重，1.39t/m3；C—工作面回采率，取93%

②、日产量Q2

Q2=7XQ,=7X906=6342（t）

可采期:T=1856570/6342=293（天），293+28=11（个月）;

即：5101工作面的服务年限为11个月。

附图1：5101工作面井上下对照图

附图2：5101工作面综合柱状图

附图3：5101工作面煤层底板等高线图

附图4；5101工作面实测地质剖面图

第二章采煤方法

第一节巷道布置

5101工作面巷道为双“U”型布置，皮带顺槽宽5.1m,高度为4.2m,净断面为21.42m：

两帮使用铁锚杆、钢带和塑料网联合支护，顶板使用铁锚杆、钢带和金属网联合支护，锚杆间

排距均为0.8m；皮带顺槽为进风巷、运输出煤巷，其布置二部胶带输送机、转载机、移变、乳

化泵站、喷雾泵站、设备列车等。轨道顺槽宽4.7m,高4.2m,净断面为19.74m：上帮使用铁

锚杆、钢带和塑料网联合支护，下帮使用玻璃钢锚杆、钢带和塑料网联合支护，顶板使用铁锚

杆、钢带和金属网联合支护，锚杆间排距均为0.8m；轨道顺槽为第一回风巷，承担行车进、回

2

料任务。切眼高度4.2m,宽7m,净断面积29.4m;切眼布置液压支架、刮板运输机、采煤

机。一采区专用进风巷前期为5101第一进风巷，巷道内布置有一采区水仓，安装了矿井强排

系统。第二回风巷为专用回风巷，两回风巷由调节风门控制风量，由通风部负责。

第二节采煤工艺

一、采煤方法

根据地质条件，5101工作面倾角为0〜12°,平均5°,煤层厚度为4.1〜4.6m,平均4.4m,

工作面走向长度为1634m,工作面长度为199m,适合机械化采煤，本工作面采用倾向长壁一次

采全高综合机械化采煤法。

二、回采工艺

5101工作面选用ZZ7200/25/52型支撑掩护式液压支架、MG400/930-WD型电牵引采煤机和

SGZ-880/2X400型可弯曲刮板运输机。工作面煤层厚度平均为4.4m,根据支架的支撑高度及

煤机滚筒直径规定工作面采高。工作面一次采全高，故采高取4.1〜4.6m,平均为4.4m,跟顶

跟底回米。

工作面采用双滚筒采煤机机械落煤，采煤机与刮板输送机联合装煤，刮板输送机、转载机、

可伸缩胶带输送机联合运煤，四柱支撑掩护式液压支架支护顶板，采空区采用全部跨落法管理

顶板。

三、工艺流程

工艺流程：采煤机下行割煤f移架一移刮板输送机f采煤机割通下端头煤壁~采煤机空转

上行至刮板运输机直线段f移架f移刮板输送机f采煤机下行进刀割三角煤f采煤下行割通下

端头煤壁f采煤机空转上行至刮板运输机直线段割煤f移架~移刮板输送机一煤机割到上端头

进行下一循环。

四、工序操作

（一）进刀方式

采用上下端头斜切进刀，其进刀斜长不小于25m,其中直线段长18m。

1、正向牵引采煤从机头（尾）向机尾（头）18m处斜切进刀。

2、采煤机斜切进刀25-30m切入煤体后，停止采煤机牵引，调换采煤机滚筒上、下位置，

推移滞后溜至煤壁。

3、反向牵引采煤机截割三角煤体，至机头（尾）煤壁。

4、切割完成三角煤体后，停止采煤机牵引，调换上下滚筒位置。

5、正向牵引采煤机空转至开切口处正常割煤，以正常工序推移运输机至煤壁，完成进刀。

附图5：5101工作面进刀方式示意图

（二）割煤方式

采用MG400/930-WD交流变频电牵引采煤机割煤,依靠采煤机导向滑靴在工作面刮板输送机

上行走；双向割煤，前滚筒在上割顶煤，后滚筒在下割底煤。由于采区内煤层赋存稳定，倾角

较小，所以采用采煤机双向割煤，追机作业；前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤；在工作面端部斜

切进刀，上行下行均割煤，往返一次为两个循环，每刀截深为0.8m；采煤机过后先移架后推移

刮板运输机。

（三）装煤、运煤

1、装煤方式：利用采煤机的滚筒螺旋叶片，配合运输机铲煤板装煤，即通过采煤机滚筒

螺旋叶片将煤装入工作面可弯曲刮板输送机内。

2、运煤方式：采煤机割煤时刮板输送机运采煤机截割的煤。推移刮板输送机时，通过铲煤

板将底板浮煤装入刮板输送机；刮板输送机将煤运到转载机，由转载机运至皮带顺槽胶带输送

机，再由胶带输送机运出。

（四）割煤及运煤要求

1、割机头、机尾三角煤时，必须将三角煤割透，保证巷道底板到工作面底板平缓过渡，防

止三角煤割不透时，机头、机尾过渡槽发生翘起，引起倒架，哑铃销折断，刮板输送机机头、

机尾推不动等情形。

2、顶底板要割平，不得忽高忽低或留有台阶。

3、必须保证采煤机滚筒截齿完好无缺，割煤时如发现截齿丢失、磨损严重等现象时，应及

时停机更换截齿。

4、刮板输送机机头必须有看通讯闭锁人员，能及时闭锁“三机”，防止大块煤在机头堆煤

或卡死破碎机。

5、控制采煤机割煤速度，防止负荷过大压死刮板输送机或上隅角瓦斯超限。

6、煤壁平直，与顶底板垂直。伞檐：伞檐长度超过1m时，其最大突出部分不超过200mm,

伞檐长度在1m以下时，其最大突出部分不超过250mm。

（五）移架

1、工作面支架采用人工本架操作。

2、根据工作面地质条件，在初采初放、顶板破碎或周期来压期间，采用邻架操作、带压擦

顶移架作业，刮板输送机推移到位后，立即移架，且移架后必须立即打出护帮板，接实顶板和

护实煤壁。

3、采用本架操作时，被操作支架上、下3架支架范围内，除操作本支架的支架工外，严禁

有其它人员穿行和逗留。

4、工作面移架顺序及方法

（1）当采煤机返机清煤时，将刮板输送机自下而上推向煤壁；待输送机机头推向煤壁后，

顺序将机头处三架端头支架向前拉移一个步距，移架的顺序为：先移1’支架，后移2*、3"支架。

采煤机割透下端头煤壁后，将机头处支架的伸缩梁伸出、护帮板挑起，及时支护顶帮。采煤机

斜切进刀段时，停止移架。

（2）机尾推移完成后，将工作面机尾处3架特殊支架拉移一个步距，移架的顺序为：先移

下部支架，后移中间支架，再移上部支架。

（3）待采煤机斜切进刀后，推移剩余段刮板输送机，自下向上将所有剩余支架依次顺序移

架。

（4）特殊支架的移设是按上述顺序在特定时间内完成的，而基本支架的移设是由刮板输送

机推移位置控制的，即在正常情况下，刮板输送机推移到位后立即移架。

（5）移架动作如下：收回护帮板及侧护板f降支架立柱一移架一用侧护板和底调千斤顶调

架~升起支架立柱一打开护帮板及侧护板。

（6）移巷道下端头第1#支架时，在推移转载机后进行，由班长现场指挥。

5、端头支架移架后滞后工作面其它支架300mm。

（六）移架质量要求

1、移架时必须使支架保持一条直线，直线误差在±50mm以内。仰俯角不得超过7°,歪斜

不得超过±5°。相邻支架间不得有明显高低错差，不超过侧护板高度的2/3。

2、移架时，要保证支架移到位，步距为800mm。

3、移架过程中要及时调整支架状况，如发生倒架、咬架和歪架现象，需在移架过程中及时

调整。

4、移架时支架降架距离顶板不大于200mm,在顶板破碎段必须带压擦顶移架。

5、必须严格按照移架动作顺序按移架操作要求进行移架。

6、为保证移架时不致将刮板输送机后拉，在移架时，应将邻架阀组推移运输机的阀把打到

推移刮板输送机位置，使邻架推移千斤顶处在推移刮板输送机位置。

7、支架中心距控制在1500±100mm；端面距最大值W340mm；支架初撑力不低于油泵额定

压力的80%o

（七）推移刮板输送机

本工作面可实现三种推移方式:

1、手动本架推移2、双向成组推移3、双向邻架推移

工作面采用双向成组推移刮板输送机，使用双向邻架或手动本架对调整个别刮板输送机推移步

距，从而保证刮板输送机直线。推移输送机时，应滞后采煤机后滚筒5一15架，并且推移千斤

顶同时逐次推出，推移后的弯曲段不得小于18m,最大水平弯曲1—2度，垂直弯曲不超过3度，

严禁从两头向中间推溜，以免造成溜子中间鼓起搭桥，使支架发生咬架事故。

（八）推移输送机质量要求

1、推移过程分两个阶段进行：

（1）在采煤机完成割煤进入上行返空转时，滞后采煤机左滚筒10T5m推移刮板输送机。

（2）采煤机下行割煤，刮板输送机推至24#支架停止，待采煤机割通下端头煤壁后空转返过

24#支架后，将24#支架向下段刮板输送机推到位，采煤机调整滚筒后下行割三角煤进刀，割通

下端头煤壁后空转返回，采煤机上行割煤，刮板输送机移到位，刮板输送机移至90#支架停止,

待采煤机割通煤壁空转返过90’支架后，将90,支架向上段刮板输送机推到位，采煤机调整滚筒

后上行进刀，煤机割通上端头煤壁后空转返回，刮板输送机推到位，采煤机上行割煤。

2、推移质量要求：

（1）每次推进应保证800mm的推进度，并与煤壁保持平行成一直线，其直线误差在±30mm

以内。

（2）在推移输送机时，必须保持采煤机之后的弯曲段长度不得小于18m（滞后采煤机后滚筒

12架）。

（3）推移输送机必须单向顺序进行，不准出现弯曲，严禁从两头向中间进行或从中间向两

头进行推移。

（4）刮板输送机停机时严禁推移，以防卡死输送机。

（5）为保证在推移时操作顺利，不致发生飘底、啃底现象，应采用成组推溜。

（6）在完成推移输送机后，必须及时清扫散落在电缆槽、输送机与支架间等处的浮煤，一

起装入输送机内。

（九）挪移两顺槽超前支护支架

1、按支架的工作循环次序，操作顺序为：推前置支架一移中置支架I一移中置支架II—移

后置支架。

2、工作面每进一个循环，挪移一次超前支架。

3、挪移前，先清除支架和输送机之间的浮煤碎肝，以免影响移架，定期清除架内推杆下和

柱窝内的煤粉、碎肝；定期冲洗支架内堆积的粉尘。

4、支架必须移成直线，不倒架，不歪架，顶梁接实顶板。

（十）推移转载机

1、转载机在推移刮板输送机机头时一起移动。

2、转载机推移前，必须清理机道上的浮煤、肝石、杂物，使机道通畅。

3、保护好电缆、油管、水管，防止移动转载机时损坏。

4、转载机推移到位后，要保持“平、正、稳、直”。

（十一）胶带输送机机尾移动方式

1、工作面选用的胶带输送机使用MZ1200自移式机尾，当采煤机割3刀煤（2.4m）后，开始

移动胶带输送机自移机尾。

2、自移机尾小车与转载机机头联成一体，构成胶带输送机机尾自移的支撑点，自移机尾小

车通过销轴与推移缸活塞杆相联接，推移缸缸体与基架通过销轴相联接，构成以转载机为支撑

的自移系统。在推移转载机时，自移机尾小车及推移缸活塞杆随之一起前移，活塞杆被拉出缸

筒，在完成一定截深后，即可回缩推移缸进行基架的拉移工作。

（十二）组合基架自行拉移操作程序

1、随着工作面刮板输送机的推移前进，转载机随之向前移动，与其相连的自移机尾小车一

起在组合基架轨道上前移。

2、当采煤机完成三个截深后，自移机尾小车随转载机前移2.4m,与自移机尾小车联结在

一起的推移缸的活塞杆被逐渐压入缸体（行程W3m）,当自移机尾小车在轨道上运行到与组合基

架相联时，即可拉动整体基架前移。

3、操纵调高缸的控制手柄，使立缸收缩，提起滑架，使组合基架完全落于巷道底板，完成

自移机尾的推移准备工作。

4、操纵推移缸控制手柄，使高压工作液进入缸体，使活动塞杆回缩，由于推移缸活塞杆和

缸体分别与小车和组合基架相联，即可拉动整体基架前移。

5、当推移活塞杆完全缩回后，即完成组合基架拉移工作。此时可进行调高及调偏等操作。

（十三）各工序影响范围和安全距离

1、割煤：采煤机工作期间滚筒上下方5m范围内，任何人员不得在架前作业或逗留。采煤

机割煤距上、下口30m时，上、下端头维护人员必须在两巷距工作面20m处设置警戒，严禁人

员通过。

2、移架：被操作支架上下3架支架范围内不得有非操作人员穿行、作业。

3、推移刮板输送机：滞后采煤机后滚筒18m以上。

五、特殊时期的顶板管理

过地质条件变化及停采前的顶板管理另行编制专项措施。

六、煤质及煤炭回收

（一）煤质要求

严格控制煤炭质量，使得煤炭发热量达到最佳指标并提高煤炭回收率，不浪费资源。

（二）提高煤质的措施

1、加强顶板控制，加强支架检修，保证支护强度，严禁顶板冒落。

2、有伪顶和顶板破碎时工作面应带压移架，以减少冒落肝石进入原煤系统。

3、工作面正常生产过程中，严禁破顶破底。

4、过断层时，严格控制采高，尽可能减少破肝范围，严禁大砰石进入原煤系统。

5、爆破或割煤后要及时支护顶板，防止顶板冒落。

6、工作面发生漏、冒顶事故，应采取分装分运，避免肝石进入原煤系统。

7、工作面两道要建立完善排水系统，严禁工作面积水进入原煤系统。

（三）提高煤炭资源回收率的措施

1、根据煤层赋存厚度合理选择采高，回采时，严格控制采高，不得随意留底煤、顶煤,

严禁浪费煤炭资源。

2、工作面煤壁应采直、采平、不留伞檐；工作面架间、架前浮煤必须刀刀清理干净。

3、未尽事宜，按矿有关煤炭质量管理的规定执行。

第三节工作面设备配置

一、采煤机

5101工作面选用MG400/930-WD型电牵引双滚筒采煤机落煤。

其主要技术特征：

截割电机功率：400kWX2牵引电机功率:55kWX2

调高电机功率：20kW额定电压：3300V

滚筒直径:2.2m截深：800mm

牵引速度:0~8.3/min采高：2.2〜4.5m

牵引力：680〜410kN机身长度：14400mm

机身高度：1535mm重量：60t

最大生产能力：2500t/h适应工作面倾角：W40°

牵引方式：交流电牵引。

二、液压支架

1、5101工作面支护选用ZZ7200/25/52型支撑掩护式液压支架，其主要技术特征:

支架支撑高度：2.5〜5.2m支架宽度：1.43〜1.66m

中心距：1.5m初撑力：6184kN

工作阻力：7200kN支架重量：28.2t

推溜力：445kN移架力:801kN

供液压力：3L5MPa移架步距：0.8m

适应倾角：0〜15°护帮板长度：L37m

支架支护强度0.93〜0.97MPa操作方式：本架手动控制

2、5101工作面超前支护选用ZZT24380/25/50C型支架，其主要技术特征:

支架支撑高度：2.5〜5.0m支架宽度：1.60m

初撑力：31.5MPa工作阻力：24380kN

推力：1308kN拉力：823kN

泵站压力：31.5MPa移架步距:0.8m

支架重量：25t操纵方式:手动控制

支架支护强度0.2~0.25MPa顶梁支护宽度:4.22m（皮）3.53m（风）

顶梁支护长度/架:5.01m（中）顶梁支护长度/架5.58m（前、后）

三、工作面运输机

5101工作面选用SGZ-880/2X400型可弯曲刮板运输机。

其主要技术特征：

输送能力：1500t/h出厂长度：200m

刮板链速度：V：1.37m/s速比：33

刮板链规格：34X126mm电机功率:2X400kW

四、转载机

跟面移动转载机使用SZZ-800/250型桥式转载机。

其主要技术特征：

输送能力：1500t/h出厂长度：50m

链速：1.545m/s电机功率：250kW

额定电压：U40V速比：24.225

五、破碎机

破肝采用PLM1000型破碎机

其主要技术特征：

主轴转速：370r/min电机功率：U0KW

锤头数：8破碎主轴转速：370r/min

破碎能力：1000t/h

六、胶带输送机

1、5101工作面皮带顺槽运输采用DSJ120/120/2X315型可伸缩式胶带输送机二部，第一

部长760m,第二部长940m。

其主要技术特征：

带宽：1200mm速度：3.15m/s

功率：2X315kW输送能力：1200t/h

七、5101工作面其他设备

1、泵站

(1)根据液压支架的要求，选用BRW400/31.5型乳化液泵，两泵一箱，一台工作，一台备

用；主要技术特征：

Q=400L/minP=31.5MPa

N=250kWU=1140V

(2)喷雾泵选用BPW320/6.3L喷雾泵两台，两泵一箱。

Q=320L/minP=6.3MPa

N=45kWU=1140V

2、移动变电站位置

设备列车使用KBSGZY-1250/10型移动变电站三台，QJZ-2000/1140-6组合开关1台，

QJGZ-1300/3300-4组合开关1台，QJZ-1260/1140(660)-1组合开关1台，QJZ-4X

315/1140(660)-1组合开关1台，位置放在工作面皮带顺槽向外70m处。

3、辅助设备

(1)通讯与照明

5101工作面通迅设备使用KTC-2.3型闭锁式扩音电话，工作面每8架必须安装一组完好的

通讯设备，应安装18组；照明使用DGST8/127LC矿用隔爆型LED灯一，工作面每8架必须安装

一盏完好的节能灯，应安装18盏。另外，转载机头、尾各安装一组通讯设备和一盏节能灯。

(2)运输小绞车及回绞

5101工作面运料系统共安装了8部绞车，JD—2型调度绞车1部，JD-1.6型调度绞车2

部，JD—2.5型调度绞车1部，JYB-50X1.4型调度绞车3部，JH-30型回柱绞车1部。

附图6：5101工作面设备布置示意图

第三章顶板控制

第一节支护设计

一、顶板管理方式

根据本工作面顶板特征，工作面顶板采用液压支架支护，两顺槽采用锚杆、锚索支护，超

前采用液压支架支护，采空区采用全部跨落法管理顶板。

二、工作面支架选型计算

1、工作面主要参数(见表3-1)

表3T工作面主要参数

煤层厚(m)采高(m)倾角面长(m)走向(m)煤层号

4.1~4.64.40°〜12。19916875(4+5)

2、工作面液压支架基本参数(表3—2)

表3—2液压支架基本参数

型号最大高度最小高度工作阻力初撑力支护强度

液压支架

ZZ7200/25/525.2m2.5m7200kN6184kN0.93-0.97MPa

3、按6〜8(取8)倍最大采高的上覆岩层所需支护强度计算，根据支护强度计算公式计算

如下：P=8HRgX106=8X4.4X2.5X103X9.8X10-6

=0.86(MPa)

式中：P——按8倍最大采高计算上覆岩层所需要的支护强度，单位MPa；

H-----最大采高取4.4m；

R------顶板岩石容重2.5t/m!；

g一一取重力常数为9.8。

液压支护支护强度为0.93〜0.97MPa,大于P,符合要求；根据5101工作面的主要参数

和ZZ7200/25/52型支撑掩护式液压支架技术参数的对比，条件均符合要求，故5101工作面选

用ZZ7200/25/52型支撑掩护式液压支架。

第二节工作面顶板控制

一、支护方式

1、工作面选用ZZ7200/25/52支撑掩护式液压支架支护顶板，ZZG7200/25/52支撑掩护式

液压支架为端头支架。共布置136架支架，其中130架基本支架，6架端头支架。

2、移架步距：与采煤机的实际截深相同，800mm。

3、端面距：由设备的配套情况决定，340mm。

4、控顶距：由液压支架的顶梁长度(L)、端面距(L，及采煤机的实际截深(S)决定。

5101综采工作面液压支架的顶梁长度为4580mm,端面距按340mm计算，采煤机实际截深

为800nlm,由此可计算：

最大控顶距：Lw=L,+L2+S=4580+340+800=5720(mm)

最小控顶距:=LJ+L2=4580+340=4920(mm)

附图7：5101工作面支护平、剖面示意图

二、支护要求

1、支架中心距保持1.5m±0.1m之间,支架接顶严实，支架垂直顶板，支架状态良好，歪斜

不得超过±5°。

2、支架初撑力不小于泵站压力的80%,泵站出口压力不小于30Mpao

3、移架后及时打出伸缩梁和护帮板，护住煤壁。

4、工作面控顶范围内，顶底板移近量按采高为W100mm/m。

5、工作面顶板不得出现台阶状下沉。工作面支架前梁接顶严实，支架受力状态良好。

6、机道梁端至煤壁顶板冒落高度不大于0.3m,当支架上顶板冒落高度超过0.3m时，应用

木板梁接实顶板，处理时严格遵守防冒顶安全技术措施。

7、5101工作面在过断层、顶板破碎、片帮、掉顶等情况下，均应采取移超前液压支架方

式控制顶板，保证液压支架接实顶板，其操作程序：移架一割煤一推溜。

三、工作面初次来压和周期来压的顶板控制

根据同一采区5108工作面和5106工作面的回采经验，预计老顶初次来压步距为22〜25m

左右，周期来压步距为10〜14m,来压时必须加强顶板管理。

1、初采初放前，必须编制专项措施。

2、矿及施工单位必须成立初采小组，落实好初采初放期间的顶板控制。

3、必须加强工作面及两顺槽的支护质量，确保出口安全畅通。

4、来压期间，必须严格控制采高，控制在4.0〜4.4m,并加强工作面的矿压观测，发现问

题必须及时处理。

5、来压期间，应积极组织生产，加快工作面推进度，尽快摆脱压力影响。

四、过断层期间的顶板控制

根据5101工作面地质说明书，工作面地质构造复杂，断层较多，断层处煤（岩）体破碎。

极易造成工作面煤壁片帮和架前端面冒顶，因此必须加强过断层期间的顶板管理。

1、根据过断层技术要求，必须将断层影响范围内的支架顶梁调整为同一水平，避免架间

错差大漏顶煤，扩大漏冒顶范围而影响顶板管理。

2、过断层期间采取超前拉架支护方式，充分利用伸缩梁护帮板控顶护帮。

3、当工作面断层落差大于2m时，必须编制专项措施，其它按照规程中要求执行。

第三节端头及顺槽顶板控制

一、上、下端头支护

1、5101工作面端头支护使用3架ZZG7200/25/52支撑掩护式液压支架配合液压单体支柱

进行支护。

2、距端头第一架0.2m沿工作面走向（从切顶线至支架梁端）打一排戴帽点柱，至外帮方

向每超过0.8m增加一排戴帽点柱，柱距为1口。

3、当机尾最后一架支架距轨道顺槽上帮超过2.0m时，采取增加支架措施。工作面增加支

架另行编制专项安全技术措施。

4、工作面上下端头沿切顶线各扶一排密集支柱进行挡肝，柱距不大于300mln,并在支柱的

采空区侧安置钢筋网联合挡肝。

二、两巷超前支护

1、5101工作面两顺槽超前支护选用ZZT24380/25/50C型支架四架一组中置式进行支护，

其工作阻力为24380kN,满足支护强度需要，支护长度为21.19m,符合规程规定。

2、顶板不平时，必须使用木料垫实，确保有效支护。顶板超高处采用半圆木接顶。当遇

地质构造时再另行补充措施修改支护方式。

3、生产期间，必须对两顺槽的顶板进行日常检查与维护，当工作面两顺槽压力大，巷道

变形严重时，必须加长超前支护长度，并及时补充施工措施。

三、支护要求

1、严格按照上、下端头和两巷超前支护设计进行支护,支柱初撑力不得小于90KN,单体戴

帽点柱支柱迎山角3〜5°,超前支架初撑力不小于24Mpa。

2、支架与顶板接顶不实时，必须用半圆木垫实，以保证支架初撑力不低于规定值。

3、支柱要支设在实底上，单体液压支柱钻底量超过100mm时，必须使用柱鞋，以保证钻

底量不得超过规定值。

4、戴帽点柱支护柱帽采用松木，所有单体液压支柱柱头必须使用安全绳扣与顶板钢筋网

或钢带联接固定。若顶板破碎必须铺设钢筋网及塑钢网先护顶，再支设戴帽点柱维护顶板。

5、不少柱，发现失效、损坏支柱及柱帽必须及时更换。

6、支柱沿走向支设成一条直线，支柱手把全部朝向工作面的推进方向，支柱的卸载孔全

部朝向巷道的上帮。其直线偏差不超过±100mm,柱距偏差不大于±100mm,排距偏差不超过土

100mm。

7、两巷超前支护不可提前移动，超前支护距支架梁端的距离不得大于500mm。

8、当两巷顶板压力大或顶板破碎时，必须保证超前支架的初撑力。

9、在两巷各备一个“人”字梯子，以便作业时用；若巷道两帮片帮严重时，在超前支护

范围内打贴帮单体点柱处理，超前以外要求补打锚杆进行加强支护，处理片帮前必须先敲帮问

顶，一人监护，一人工作。

10、安全绳扣采用2'钢丝绳制作，长400mm,安全绳扣一端联接用65nlm圆钢制作的挂钩。

柱帽采用300X200X100mm松木替代。

11、工作面上、下出口的行人宽度不得小于0.8m,净高不低于2m。

12、工作面上下端头处支架必须接顶严实，不能接顶严实时，必须在支架上方使用枕木背

顶严实。

13、工作面下隅角悬顶超过2X50?时，施工单位必须及时拆除下出口顶板锚杆、锚索，

剪掉金属网，促使老塘顶板及时跨落；同时必须加大上下出口支柱密度加强顶板支护。

四、上、下端头回柱

（一）上端头回柱方法

1、上端头切顶线支柱在拉移机尾支架前回收，即先回收切顶线单体液压支柱，后拉移机

尾支架。

2、切顶线支柱每循环回收一次。单体液压支柱在切顶线（即支架顶梁和掩护梁较接处）处

回收，回柱由每班的出口工负责，与支架工协助进行，回收时应坚持“先支后回”的原则。即

在新切顶线处（原切顶线向外0.8m）先支设戴帽点柱后方可进行回收。回收时当班班组长必须

指定一名有经验的工人负责观察顶板，两人进行回收，三人共同作业。

3、回收顺序为：自下而上，即先回收靠机尾支架侧，后回收回轨道顺槽上帮侧，并坚持

先回收普通支柱，后回收俄柱的原则。

（-）下端头回柱方法

1、下端头切顶线支柱在拉移端头支架前回收，即先回收切顶线单体液压支柱，后拉移端

头支架。

2、切顶线戴帽点柱支柱每循环回收一次，回收由每班的出口工负责，回收时应坚持“先

支后回”的原则，即在新切顶线处（原切顶线向外0.8m）先支设戴帽点柱后方可进行回收。回

收时当班班组长必须指定一名有经验的工人负责观察顶板，两人进行回收，三人共同作业。

3、回收顺序为：先回收靠机头架侧，后回收靠皮带顺槽下帮侧。

六、矿压观测表

5101工作面矿压观测采取以下措施：

1、本工作面每台支架安装两个压力表，对工作面支架和超前支架的工作阻力、初撑力数

据显示。施工单位每天每班安排专人进行数据采集分析处理，及时掌握工作面初次来压步距、

周期来压步距及最大来压强度等矿压参数。

2、在工作面皮带顺槽和轨道顺槽每50m安装一个顶板离层仪，进行顶板观测，设专人定期

收集数据，进行数据分析处理，观测在超前压力影响下的巷道变形规律。

3、由综采队配合生产部共同完成5101工作面以及两顺槽的矿压观测工作，设专人定期收

集数据，进行分析处理，通过对支架工作阻力变化规律的观测，较为准确的掌握顶板来压规律。

七、支护材料(设备)的管理及消耗

1、工作面所需的单体液压支柱、钱接梁等分别码放在距工作面100m以外的轨道顺槽和皮

带顺槽内，并挂牌管理，支护材料备用率不低于10机

2、工作面支架编号管理，支柱、柱帽实行定位管理。

3、备用的各种液压软管、阀组、管接头等必须用专用堵头堵塞，更换前用乳化液清洗干

净。

4、每班安排一名工作人员对工作面所有支柱、柱帽认真清点，发现支柱失效、柱帽损坏，

必须立即更换并转出工作面，到规定地点码放整齐，检修班及时回收。

附：支护材料用量及消耗表(见表3-3)

表3-3支护材料用量及消耗

用量回收率复用率消耗率

材料名称规格

在用量备用量(%)(%)(%)

单体液压支柱DWB25-30/100021001000

单体液压支柱DWB28-30/100021001000

单体液压支柱DW45-250/110XL2051001000

钱接梁HDJA-1200051001000

松木柱帽200X150X1502010

半圆木2000X150X150050

半圆木3000X150X150050

工字钢2.8(m)010

第四章生产系统

第一节运煤系统

一、运煤系统

运煤路线：5101工作面刮板运输机一5101皮带顺槽胶带输送机（全长1700m）-南翼上仓

胶带输送机一南翼采区储煤井一主斜井胶带输送机一地面。

二、运料系统

1、5101轨道顺槽运料路线：地面一副斜井一集中轨道巷一中部车场f南翼轨道巷一5101

轨道顺槽f5101工作面。

2、5101皮带顺槽运料路线：地面一副斜井一集中轨道巷一中部车场~南翼轨道巷一5101

皮带顺槽。

3、根据巷道的长度和倾角，提运重量以及现场实际情况，对沿途的调度绞车及钢丝绳进

行分段计算，在安装5101工作面时已进行校验，见5101工作面运输系统示意图及《5101工作

面安装组织施工设计》。

三、回收材料、设备系统：

回料系统与进料系统的路线相反。

附图8：5101工作面运输系统示意图

第二节“一通三防”与安全监测系统

一、通风系统

（一）相关参数：

5101工作面位于井田一采区西翼，北邻5100工作面采空区，南侧为设计的5103工作面,

东侧以南翼第二回风巷为起点西至贺龙沟村保护煤柱。工作面走向长度1687m,工作面长度199

m,为5（4+5）号煤层，属自燃煤层。煤层倾角平均为5°,平均厚度为4.4m。

（-）通风方式及风量的确定：

工作面生产期间采用“双U”通风方式（一采区专用进风巷、皮带顺槽进风，轨道顺槽、

第二回风巷回风）。工作面的需要风量计算取值如下：

回采工作面实际需要风量，应按瓦斯、二氧化碳涌出量以及工作面气温、风速和同时作业

人数等规定分别进行计算，然后取其最大值。

1、5101工作面采用双“U”通风，根据柳林县煤炭工业局有文件》规定，按回采工作面回

风流中瓦斯（或二氧化碳）的浓度不超过0.8%的要求计算：

Q采二Q采回+Q第二回风卷

式中：

Q采一回采工作面实际需要风量，mVmin；

Q采回一轨道顺槽的风量

Q第二回风巷一第二回风巷的风量

Q栗回=125Xq采XKCH，I=125X2.9X2.2=798m3/niin

Q第二回风巷=125XqJRX^+600=125X6.3X2.0+600=2175m7min

式中：

q来一回采工作面回风巷风流中瓦斯（或二氧化碳）的平均绝对涌出量，mVmin；

Kg一采面瓦斯涌出不均衡通风系数。（正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对瓦

斯涌出量与月平均日瓦斯绝对涌出量的比值）。

工作面上隅角至第二回风巷横贯风量取600m7mino

=

故QsQ采时+Q第二同风栏=798+2175=2973m'/min。

2、按采煤工作面温度选择适宜的风速计算需要风量:

Q来=60XV采XS来平均

式中：

V采一采煤工作面风速，m/s；

2

S栗一采煤工作面的平均断面积，m0

Q米=60XV采XS来平均

=60X1X(4.4X5.7-2)=1385(m7min)

3、按工作面同时作业人数：

每人供风量44m3/min：

Q采＞4N(m7min)

综采工作面风量计算：

Q米=4X60=240(m7min)

(工作面同时工作的最多人数为60人)

4、按采煤工作面风速进行验算：

15s乘平均〈Q乘＜240S果平均(mVmin)

式中：

S一工作面平均断面积，m2；

综采工作面风量验算：

3

15s髀均=15义(4.4X5.7-2)=415(m/min)

240S米平均=240X(4.4X5.7-2)=5539(mVmin)

415(m3/min)<2973(m7min)<5539(m3/min)

根据以上验算结果，按回采工作面回风流中瓦斯(或二氧化碳)浓度进行配风，符合风速

验算要求。工作面生产配风为2973m'/min。

即5101轨道顺槽配风量为798m7min；5101第二回风巷配风量为2175m7min。

二、通风设施及管理：

根据该地区通风系统分析，控制影响该面的通风设施主要有：一采区专用进风巷调节风门、

5101轨道顺槽出口及回风绕道调节风门、5101第二回风巷调节墙。以上通风设施对保证该面

系统稳定极为重要，任何人都不得随意损坏或将两道风门同时打开，以防风流短路，威胁工作

面安全。

通风路线：主、副斜井、进风立井一集中轨道巷、集中皮带巷、北翼轨道巷一南翼皮带巷、

南翼轨道巷一5101皮带顺槽、一采区专用进风巷一5101切眼、5101轨道顺槽、5101第二回风

巷一南翼回风巷、南翼第二回风巷一矿井总回风巷一回风立井一地面。

三、防尘系统建立、综合防尘设施及管理：

1、5101工作面皮带顺槽、轨道顺槽、第二回风巷、一采区专用进风巷均安装4"防尘管

路供水。

2、5101工作面皮带顺槽、轨道顺槽距工作面30m范围内，各安设净化水幕2道；第二回

风巷距回风横贯30m范围内设置2道全断面水幕。

3、工作面运输机道各转载点安装自动喷雾，皮带顺槽、轨道顺槽、一采区专用回风巷、

第二回风巷，每相隔200m范围内安装集中隔爆水棚一处，并保证水量充足，吊挂符合要求。

以上各防尘设施，均由通风工区负责安装完成后，移交给使用单位看管使用及维护。

4、皮带顺槽、轨道顺槽、第二回风巷、切眼及一采区专用进风巷，由生产单位负责每班

至少全面冲冼一次，保证各地点无煤尘堆积。

5、采煤机内外喷雾能正常使用，水压符合要求。喷雾系统应与采煤机联动，工作面的高

压胶管应有安全防护措施。

6、利用抽采钻孔对煤层进行注水。日注水量根据日产量进行确定。

7、防尘管路布置

地面水池一主、副斜井f集中皮带巷、集中轨道巷一南翼轨道巷、一采区专用进风巷一5101

工作面皮带顺槽、轨道顺槽、切眼、第二回风巷及一采区专用进风巷。

四、瓦斯及防灭火管理：

1、严格执行瓦斯检查制度，瓦斯检查员必须持证上岗。

2、设专职瓦斯检查员对该面进行巡回检查，工作面生产期间每班巡检次数不少于三次，

无人工作期间每班巡检次数不少于一次。检查瓦斯、二氧化碳主要位置是：5101工作面进风流、

工作面、煤机处、上隅角、工作面出口风流、工作面回风流、第二回风巷回风流及混合风流处。

具体按照月度瓦斯检查点设置计划进行巡检。瓦斯员对所负责地区的瓦斯情况，巡回路线上的

通风设施的完好情况、监测断电装置的完好情况和对瓦斯传感器读数进行校对都要进行检查，

达到无超限、无积存。严禁空班、漏检、假检。

3、工作面及回风流中瓦斯浓度超过0.8舞或二氧化碳浓度超过1.5%时，必须停止工作，撤

出人员，采取措施，进行处理。

4、瓦斯员要现场交接班，对上一班留下的问题要交清接明，及时处理，不能立即处理的

要及时汇报通风值班室。

5、在5101轨道顺槽回风以及回风隅角设置自燃发火观测点。并检查该观测点的气体浓度。

6、5101工作面进、回风顺槽严格按标准要求配备足够数量的防灭火器材，且保证性能可

靠。工作面两道防尘管路同时兼作消防管路；干粉灭火器由施工单位自行配备，在使用期内每

季度校验一次，确保完好。

7、根据工作面生产情况，采取预防性防灭火措施，对采空区喷洒水溶阻化剂(CaCL)或

注凝胶。正常生产期间在检修时间段，每班喷洒一次，非正常生产期间每周喷洒一次。一次喷

洒阻化剂的用量为0.69t.

附图9：5101工作面通防系统示意图。

五、瓦斯抽采系统(具体见抽采设计)

(-)瓦斯抽采方法的选择

根据5101工作面实际情况,5101工作面轨道顺槽和皮带顺槽采用本煤层高负压抽采,5101

第二回风巷采用临近层低负压抽采，生产期间采空区增加埋管抽采。

(二)钻孔的布置

1、本煤层钻孔设计为单排布置，为底板向上1.2m处施工，钻孔长度为100m,采用加密布

置钻孔方式加大抽采效果，钻孔施工间距为4m。

2、邻近层钻孔设计在第二回风巷沿煤层走向顶板方向施工岩石钻孔至开采层卸压区内，

钻孔与底板水平夹角成25°、孔深50m,每隔5m布置一个钻孔。

(三)瓦斯抽采系统的布置

1、5101轨道顺槽及皮带顺槽布置6250mm抽采管路，敷设路线为：5101轨道顺槽面向切

眼右帮(1770m)~南翼总回风巷(793m)一总回风巷(905)一风井(240m)-地面抽采泵站(326m)。

5101皮带顺槽面向切眼左帮(1770m)-南翼总回风巷(793m)总回风巷(905m)风井(240m)-

地面抽采泵站(326m)o

2、5101第二回风巷布置“315mm抽采管路，敷设路线为：5101第二回风巷管路接在面向

巷道切眼方向右帮(1770m)-南翼总回风巷(793m)-总回风巷(905m)-风井(240m)一地面抽采

泵站(326m)o

3、所有抽放孔必须安装放水器，位置在孔板前。

4、系统管路拐弯、低洼、温度突变处及根据现场情况沿管路适当距离，(间距一般为200

-300m,最大不超过500m)安装放水器，保证系统正常运行。

5、阻爆抑爆装置

针对瓦斯气体输送过程中可能发生火灾、爆炸事故，在皮带顺槽、轨道顺槽及第二回风巷

距巷道出口60m处，各安装两台阻爆抑爆装置。管道抑爆装置采用先进的红外线火焰传感器快

速探测火情，由抑爆器快速灭火，阻爆、截止阀迅速切断火焰传播通道，实现自动监测、快速

响应、自动抑爆、自动阻爆功能，为瓦斯抽采系统提供安全保障。

第三节供、排水系统

一、供水系统

地面静水池f主、副斜井一集中轨道巷、集中皮带巷一中部车场一南翼轨道巷一5101皮带

巷、5101轨道巷一5101工作面。

二、排水系统

1、工作面在回采过程中顶板遇构造裂隙发育时会出现滴、淋水现象，底板存在突水的可

能性，加上生产过程中工作面防尘水及煤机用水,预计工作面最大水量200m'/h,正常水量60m'/ho

2、工作面在两顺槽一侧底板开挖规格0.3mX0.3m水沟，由于工作面是仰采，两顺槽防尘

用水、生产用水通过采空区及工作面后部放水道径流至一采区水仓。

3、一采区水仓容积：300m3,