600水平43#煤层东翼工作面回采作业规程3

目录

第一章概况................................................3

第一节编写依据及附图......................................................3

第二节工作面位置及井上下关系.............................................3

第三节煤层.............................................................4

第四节地质构造...........................................................5

第五节水文地质及水害评价................................................5

第六节煤柱的计算与留设..................................................6

第七节放顶煤可行性分析..................................................7

第八节储量及服务年限......................................................8

第二章采煤方法................................................10

第一节巷道布置............................................................10

第二节采煤工艺...........................................................10

第三节设备配备...........................................................17

第三章顶板控制..................................................24

第一节支护设计...........................................................24

第二节工作面顶板控制....................................................27

第三节矿压防治...........................................................29

第四章生产系统...............................................37

第一节运输............................................................37

第二节一通三防...........................................................38

第三节安全监控系统.......................................................63

第四节供水施救系统........................................................66

第五节压风自救系统........................................................67

1

第六节人员定位系统........................................................68

第七节通讯联络系统........................................................68

第八节井下紧急避险系统....................................................69

第九节排水............................................................69

第十节供电............................................................70

第十一节照明系统.........................................................88

第五章劳动组织及主要技术经济指标.............................88

第一节劳动组织..........................................................88

第六章煤质管理...............................................90

第一节煤的性质..........................................................90

第二节煤质指标和管理....................................................91

第三节除铁器的使用和管理................................................91

第四节提高煤质的技术措施................................................91

第七章安全技术措施...........................................97

第一节一般规定..........................................................97

第二节“一通三防”与安全监控............................................98

第三节顶板...........................................................110

第四节超前预爆破........................................................157

第五节防治水............................................................178

第六节机电...........................................................179

第七节运输...........................................................220

第八章灾害应急措施及避灾路线................................239

第一节避灾方法..........................................................239

第九章补充措施.................................................241

2

第一章概况

第一节编写依据及附图

一.设计依据

1.《煤矿安全规程》（2012年）。

2.+600水平43#煤层东翼工作面回采地质说明书。

3.煤矿机械设备操作规程。

4.瓦斯等级鉴定报告（2012年）。

5.煤安监函[2007]41号文件。

6.神新发[2011]262号文件。

7.《+600水平43#煤层综采工作面恢复生产组织方案及安全技术措施》

二.附图

1.工作面顶板管理示意图

2.工作面设备布置图

3.工作面运输系统图

4.工作面通风系统图示意图

5.工作面排水系统示意图

6.工作面安全监控示意图

7.工作面供电系统图

8.工作面压风自救系统示意图

9.工作面通信系统、人员定位示意图

10.工作面避灾路线示意图

第二节工作面位置及井上下关系

一、工作面概况

+600水平43#煤层东翼综采工作面位于副井以东，设计走向长度2927米，

回采走向长度为2740m,停采线位于243m,设计阶段高度20米，实际平均段高

16米，工作面平均宽度40m。工作面配备液压支架20架（其中本架18副，端

头架1组（2架）、过渡架2副）。工作面上部采空区已进行处理，不存在悬

顶现象上部777m至2176m,对应地表大洪沟公路保护煤柱露天解压坑，

3

2597m-2927m对应地表原铁厂沟井筒保护煤柱解压坑；东部为铁厂沟河保护煤

柱，西部为+600水平43#煤层西翼采空区，南部为43#煤层顶板，北部为43#

煤层底板和+600水平45#煤层东翼采空区。地表为荒山丘陵，无公路、河流及

建筑设施。

+600水平43#煤层东翼综采工作面推进49米时，发现6#液压支架架顶出

现明火，于2013年10月25日封闭，密闭位置在2380m处(以副井东帮为基准)

工作面封闭后，矿采取了综合防灭火措施，采用井下密闭内注氮、联合地面向

井下打孔灌注黄土复合胶体、液氮及注水。通过连续采样分析表明目前工作面

气体成分及密闭内外压差较稳定。2015年3月4日进行探险，经侦察后，目前

工作面状况良好，在工作面2852米位置实施压缩密闭，目标各项指标条件满足

恢复工作面生产。

二、工作面位置及井上下关系

工作面位置：工作面位于副井以东2927米

工作面东部：为铁厂沟河。

工作面南部：为43#煤层顶板。

工作面西部：为+600水平43#煤层西翼采空区

工作面北部：为+600水平45#煤层采空区。

工作面上部：为+620水平东冀43#煤层东翼采空区。

第三节煤层

工作面煤层情况见表1

表1煤层情况表

煤层倾角41〜46

煤层厚度/m40煤层结构较复杂

/(°)

开采煤层43#煤种弱粘煤稳定程度较稳定

42-43#煤层复合煤层，含42#、43-1、43-2#、43-3#四层煤，走向大致为248°,

倾向158°,倾角41—46°,走向上在局部有0—5°的变化。煤层结构较复杂，

煤层情况描述含有3层水平厚度在2米以上的夹砰，夹砰厚度不稳定，42#与43-1#煤层之间的

夹砰越往西越厚，而437#与43-2#煤层之间的夹砰往西逐渐变薄，夹砰岩性为

粉砂岩、泥质粉砂岩及炭质泥岩互层。

4

工作面煤层顶、底板情况见表2

表2煤层顶底板情况表

顶底板名称岩石名称厚度(m)岩性特征

老顶粉砂岩灰色，块状、节理较发育，泥钙质胶结

直接顶粉砂岩10深灰色，块状，层理节理发育，泥钙质胶结

伪顶炭质泥岩0.2-1黑色、灰黑色，薄层状，易破碎

粉砂岩及泥质粉

直接底2.5-3灰色、灰白，层理节理发育，泥钙质胶结

砂岩

第四节地质构造

根据揭露的煤层情况及现有地质勘探报告资料显示：工作面地质构造较简

单，无大的断层及褶曲；煤层大致走向为247°,在局部有0—5°的波状变化。

靠近煤层顶、底板的基岩层理、节理较发育，易破碎垮落，且煤层中局部有破

碎带存在。

第五节水文地质及水害评价

+600水平43#煤层工作面顺煤层走向布置，煤层及顶板基岩均为弱含水层,

巷道内涌水来自于基岩裂隙水，围岩的裂隙发育程度及巷道深度影响涌水量大

小，预计工作面正常涌水量为3-8m3/h左右。

工作面由东向西回采，回采工作面上部为+620水平43#煤层采空区及原铁

厂沟煤矿井底车场，以东为曙光村小煤窑45#、43#煤层采空区，小煤窑开采情

况不详，为防止回采过程中发生突水、溃浆事故，必须对+620水平采空区、原

铁厂沟煤矿井底车场、曙光村小煤窑采空区进行探放水，探放水设计已编制完

成，目前正在进行探放水；完成探放水工作并确保安全后，方可进行回采。

5

23勘探线42-43#煤层柱状图

层

柱状层厚岩石名称倾角岩性描述

m

••••灰色..深灰色，块状，节理发

1••••粉砂岩45°

■■■,育，泥钙质胶结

黑色，暗煤夹平壳煤，线理状结

25.1煤

42#45”构，贝壳状断口，夹有薄层泥岩

31.4泥岩45°深灰色，块状，含植物化石及煤封

4/1.Y粉砂岩45。暗灰色，决状，节埋、裂隙较发肯

黑色，半克煤，上部块状、条带

56.843-1#煤45°状结构，参差状、阶梯状断口；

下部碎块及粉末状

落

尼灰黑色，块状，与炭质泥岩互

64.6岩

45°层，火煤

■■■■

••••

7・♦••2.5粉妙岩42)0深灰色，块状，

黑色，暗煤，条带状结构，夫半

煤。

85.243-2#45暗煤

9—1.8泥岩45。灰色，灰褐色，夹薄煤

104.743-3#煤45°米色.块状.条带状结构

••••

••••

••••灰色、深灰色，含踵层细粉岩，

11粉砂岩45°

9999节理发育，钙质胶结

••••

••••

第六节煤柱的计算与留设

根据井筒保护煤柱宽度来确定停采线位置，井筒保护煤柱宽度187米，回

撤通道、吊装碉室和工作面回采完毕砌筑密闭都施工在井筒保护柱内。停采线

煤柱长度为187米。（启封后根据《+600水平43#煤层东翼综采工作面恢复生

产方案及安全技术措施》要求我综采三队在启封后进行快速推进。在快速推进

6

189米区域期间严禁架后放煤，加快推进度每天不小于9刀/日，在工作面推进

2878-2689米（注：2689米处正上方为+620水平43#煤层东翼开切巷）范围内

不得放煤，有条件情况下直接拉后溜前进，按照计划快速推进189米。

第七节放顶煤可行性分析

1.煤层赋存状态与构造：

43#煤层总的走向为N67。，在局部呈波浪状变化，变化在0—5°之间，倾

向158°,倾角42-46°；煤层厚度较稳定；煤层结构较简单，夹肝厚度不稳

定，砰石厚度多在1米以下，夹肝岩性为粉砂岩、泥质粉砂岩及炭质泥岩。

2.煤层厚度、煤层倾角：

煤层厚度变化较大，呈东厚西薄趋势，在东部水平厚度达46米，向西逐渐

变薄，最薄处水平厚度为30米；煤层倾角43°-47°o

3.直接顶的岩性和厚度：

直接顶主要为粉砂岩，厚度3〜5米。岩性特征：灰色，深灰色，含薄层细

砂岩，层理节理发育，泥钙质胶结。

4.煤层的物理机械性质和结构：

43#煤层颜色为黑色，有沥青、油脂及弱玻璃光泽，煤易碎，破碎后呈粉末

状；煤岩类型以光亮型、半光亮型为主，半暗型次之；煤岩特征方面一般凝胶

化组分含量为1.2,无机质含量为7.0o

5.煤层底板的岩性：

煤层底板主要为炭质泥岩。岩性特征：灰黑、灰褐色，薄层状，泥质胶结。

6.瓦斯、自燃发火、煤尘爆炸指数等对放顶煤的影响：

通过2012年瓦斯等级鉴定得出矿井北采区最大相对瓦斯涌出量为4.96m3

/t,最大绝对瓦斯涌出量为19.32n?/min；最大相对二氧化碳涌出量为7.40m

3/t,最大绝对二氧化碳涌出量为28.84mVmin0依据煤层自燃倾性鉴定报告

43#煤层易发火，自燃倾向为二级，发火期为3—6个月，属易自燃煤层；根据

煤尘爆炸危险性测定，煤尘具有爆炸危险性，爆炸指数为38.4虬

通过以上数据显示，工作面必须加强综采工作面安全管理，杜绝各类事故

的发生。

7

第八节储量及服务年限

一.工作面参数：

工作面走向长度：工作面走向长度2927米。工作面平均宽度40米。该工

作面为第三分层开采，实际平均阶段高度为16米，停采线位置距离副井东帮为

243米，工作面设计回采长度为2740米。由于启封时进行快速推进留煤柱189

米

二.开采技术条件及煤层赋存特征：

根据国家关于煤炭安全生产的方针政策和对矿井采煤机械化程度的要求，

集团公司整体装备水平，各矿采煤实践经验，结合我矿43#煤层赋存条件，+600

水平43#煤层东翼综采工作面适合采用水平分层综采放顶煤采煤方法进行原煤

回米。

三.地质储量情况：

工作面处于+600水平，上部为+620水平43#煤层东翼采空区，地质储量按

平均段高16米，走向长度2927米计算。

四.地质储量计算：

地质储量:工作面走向长度X平均煤层水平厚度X采高X容重

地质储量计算详细见下表。

+600水平43#煤层东翼综采工作面储量计算表

起点宽

区段长末端宽平均宽地质储量

序号区段度

度/m度/m度/m/万t

/m

10一1951953637.736.8518.11

2195—10748793739.538.2579.14

31074—2241116739.54039.7591.28

42241—292768540444246.92

小计2927235.54

五.开采损失量计算

保护煤柱损失：保护煤柱长度X煤层水平厚度X采高X容重X100%

=(187+189)X40X16X1.26X100%=30.32万吨

机采损失：工作面走向长度X工作面煤层倾向宽度X工作面采高X容重义

机割丢失率

8

机采损失计算详细见下表。其中：机割丢失率，取5虬

+600水平43#煤层东翼综采工作面机采损失计算表

起点宽

区段长末端宽平均宽度机采损失

序号区段度

度/m度/m/m/万t

/m

10—187187363736.5

2187一10748873739.538.250.64

31074—2241116739.54039.750.88

42241一29276854044420.55

6小计29272.06

放顶煤损失：煤层倾向宽度X巷道走向长度X放顶高度X容重X放顶煤损

失率

放顶煤损失计算详细见下表。其中，放顶损失率取20%

+600水平43#煤层东翼综采工作面放顶煤损失计算表

起点宽

区段长末端宽平均宽放顶煤损失

序号区段度

度/m度/m度/m/万t

/m

10—187187363736.5

2187—10748873739.538.2514.75

31074—2241116739.54039.7516.22

4224129276854044427.91

5小计292738.89

开切巷损失：煤层水平厚度X开切巷走向长度X放顶高度X容重

=40X9X13X1.26X0.0001=0.590万吨

六.工作面可采出量:

工作面可采出量=工作面储量一机采损失一开切巷损失一放顶煤损失一保

护煤柱

工作面可采储量计算详细见下表。

+600水平43#煤层东翼综采口匚作面可采储量t-卜算表

地质储机采损

放顶煤损失开切巷损失保护煤柱损失

量失可采储量/万t

/万t/万t/万t

/万t/万t

238.262.1038.890.59030.32162.31

七.瓦斯、自燃发火、煤尘爆炸指数等对放顶煤的影响：

根据2014年对矿井、采区、工作面瓦斯涌出量结果，矿井为高瓦斯矿井。

其中，矿井瓦斯相对涌出量为4.瓦斯绝对涌出量为34.17m：7min,二氧

化碳相对涌出量为6.55n?/t,二氧化碳绝对涌出量为54.32m7min；采煤工作面

9

最大瓦斯绝对涌出量为5.05m7mino

根据煤尘爆炸危险性测定，煤尘具有爆炸危险性，爆炸指数为38.4吼（通

风计算所用数据为抽放后）

通过以上数据显示，工作面必须加强综采工作面安全管理，杜绝各类事故

的发生。

第二章采煤方法

第一节巷道布置

南巷：巷道为拱形巷道，巷道规格：净宽*净高：4.8*3.2m；巷道采用锚网、

钢带和锚索联合支护。

北巷：巷道断面为拱形巷道，巷道规格：净宽*净高：4.4*3.2m；巷道采用

锚网、钢带和锚索联合支护。

开切巷：巷道断面为矩形，巷道规格：净宽9米，净高3米；巷道采用锚

网、钢带、锚索和单体点柱联合支护。

吊装洞室：巷道断面为梯形，巷道规格：上净宽3.03米，下净宽4.3米，

净高3.5米；采用锚网、锚杆、金属棚子联合支护。

联络巷：巷道断面为拱形，巷道规格：净宽4.5米，净高3米；采用锚网

和钢带联合支护。

第二节采煤工艺

一、确定采放高度

工作面采煤方法的确定：根据国家关于煤炭安全生产的方针政策和对矿井

采煤机械化程度的要求；以及集团公司整体装备水平，各矿采煤实践经验，结

合我矿的实际情况确定，+600水平43#煤层东翼采煤工作面采用水平分层综采

放顶煤采煤方法。为严格贯彻煤矿安全规程第六十八条规定,在初放完成后,工

作面采取超前预爆破工艺对顶煤进行松动预裂。（工作面启封后2878-2689米

段只进刀不放煤，说明详见《+600水平43#煤层综采工作面恢复生产组织方案

及安全技术措施》）

1.采放高度

10

本工作面分层平均高度为16米，机采3.0米，放顶煤13米，采放比1：

4.3o

2.放煤步距：1.6米

采煤机截深0.8米，放煤步距1.6米，工作面日推进8米。

二、落煤方式

1.采用MG300/355NWD型短臂销轨式电牵引采煤机割煤，采高3.0米。

2.顶煤采用超前预爆破松动自然垮落法落煤。

三、装运方式

采煤机割下的煤利用采煤机滚筒螺旋叶片自行装煤，两端头人工辅助装煤,

并由前部刮板输送机运至转载机上；放顶煤通过操作支架尾梁和尾插板的摆动、

伸缩、低位放煤至后部刮板输送机，并由后部刮板输送机运至转载机上运出。

四、回采工艺

1.工作面工艺流程：

1.1确定回采工艺

根据工作面实际情况，回采工艺流程如下：

工作面回采工艺顺序为：推移前部输送机机尾或机头一斜切进刀一推前溜

一割煤、装煤、运煤一拉后溜一移架一放顶煤（在满5刀即4米后）一在距工

作面煤壁30米起爆一排超前松动爆破孔。

1.2工艺说明

（1）推移前部刮板机：进刀前将采煤机行到前部刮板输送机机尾或机头处,

然后以先机头后机尾或以先机尾后机头的顺序向前推移前部刮板运输机，推移

步距0.8米，推移刮板机后将前溜与支架间的浮煤和杂物清理干净。

1）技术要求：

①必须依次顺序推刮板输送机，不准任意分段或相向推刮板输送机，推刮

板输送机水平弯曲度不大于1°,垂直弯曲度不大于3\

②严禁将刮板输送机推成急弯，推刮板输送机要求刮板输送机平、直、稳。

③推刮板输送机应在前部刮板输送机运转时进行，应有两人以上协同作业,

确保推刮板输送机工作顺利进行。

（2）斜切进刀：采用机头斜切进刀，双向割煤往返一次进一刀（如有特殊

情况可根据现场实际情况调整进刀方式）。操作过程为：

11

①进刀前先将预割段(0.8m)处的进回风巷道支护锚网提前进行剪网并回

收至进风巷指定位置；对预割段的锚杆进行回收、拉直码放到进风巷回收点。

②推移前溜机头和中部，创造采煤机从南部斜切进刀的线路。

③采煤机从南部沿输送机弯曲段斜切进刀，直至采煤机滚筒全部切入煤壁。

④推移前溜机尾和中部，移直输送机；采煤机反向割煤至前溜机尾，摇臂

上升至顶刀位置，向机头方向推进割顶刀,割到机头位置停。

⑤将采煤机滚筒反向摇至底刀位置，开动采煤机，从刮板机头向机尾割底

刀；恢复到初始状态。

/〃〃〃〃〃///,V///////////AV////////////,V///////////A

进刀示意图

⑥采煤机在前部刮板机尾进入割顶刀，向机头方向推进，割到机头位置停，

将采煤机滚筒反向摇至底刀位置,开动采煤机,从刮板机头向机尾割底刀，工作

面装煤主要靠采煤机滚筒上的螺旋叶片，把大部分碎落的煤装入刮板输送机，

并利用刮板输送机铲煤板，将余留的浮煤推挤到溜槽中，工作面两端头的煤采

取人工装煤。

(3)割煤、装煤、运煤

工作面采用斜切进刀的方式，利用采煤机滚筒螺旋叶自行装煤。机头机尾

由人工辅助装煤。每次进刀都要求割满刀0.8米。采煤机截割下来的松散煤体

及人工放顶煤利用工作面前后部刮板输送机运至桥式转载机，再由桥式转载机

经破碎机破碎后运至顺槽内可伸缩胶带运输机运出工作面。

技术要求：

①工作面采高必须严格控制在3000±100mm,顶底板必须平整，煤壁齐直，

顶底板不得出现弧顶弧底台阶。

②工作面每次割刀必须割满刀，确保产量、工作面刮板输送机与桥式转载

12

机搭接及煤质符合要求。

③煤机运行过程中，必须有一人操作，一人监护，司机要密切注意煤机工

作情况，如发现前方发生片帮、冒顶、电缆憋劲、出槽或其他事故时，应紧急

停机，采取措施处理。

(4)移架

液压支架在采煤机割顶刀时，滞后采煤机3米，按顺序移架，步距0.8米,

移架操作由两名工人配合进行，前架移架工操作推刮板输送机千斤顶住前部刮

板输送机，本架操作前后立柱操作手把，使支架下降10-15cm,然后操作推移

千斤，拉架前移，达到移架步距后，升起前后立柱达到初撑力要求，若遇到破

碎顶板时，必须停机移架，以控制顶板，顶刀割完后，开始反向割底刀，移架

工作即告完成。完成推前部刮板输送机工作后，即可拉后部刮板输送机。推移

前后刮板输送机时要把底部浮煤和杂物彻底清理干净。

技术要求：

①移架操作时，移架工应站在支架前后立柱间的安全地点(踏板)面向煤

壁操作，禁止脚蹬在立柱之间移架，以免挤伤，移架时，禁止人员通过移架区。

②移架前，必须全面检查支架的液压系统，严禁带病运行。

③移架前及时整理好架间液压管路、电缆、以防挤坏。移架后及时清理架

间浮煤，在清理机头机尾浮煤时，应先进行敲帮问顶，并有人监护进行。

④移架中如发生严重的片帮、冒顶时，必须及时支护，避免再次片帮和冒

顶及以外事故发生，在控顶后再进行移架。

⑤移架过程中，认真观察推移千斤运行状态，防止损伤千斤十字头，发现

支架前进困难时，严禁强行操作，必须及时找出原因，用合理有效办法处理完

毕后，方可继续操作。

(5)推前部刮板输送机

采煤机割底刀时，进行工作面推移前部刮板输送机，推移顺序是从机头向

机尾推前部刮板输送机，推刮板输送机步距控制在0.8米，推前部刮板输送机

工作滞后采煤机5-6米。

技术要求：

①必须依次顺序推刮板输送机，不准任意分段或相向推刮板输送机，推刮

板输送机水平弯曲度不大于1°，垂直弯曲度不大于3°。

②严禁将刮板输送机推成急弯，推刮板输送机要求刮板输送机平、直、稳。

13

③推刮板输送机应在前部刮板输送机运转时进行，应有两人以上协同作业,

确保推刮板输送机工作顺利进行。

（6）拉后部刮板输送机

采煤机割完第一刀后，进行拉后部刮板输送机作业，割第二刀时，拉后部

刮板输送机工作应在放完顶煤后进行，拉移步距0.8米。

技术要求：

①拉后部刮板输送机必须按顺序进行，其弯曲长度不小于15米。

②拉后部刮板输送机前必须将架间浮煤清理干净，确保拉移到位，减少拉

移阻力，保证刮板输送机平直。

（7）放顶煤

采煤机进两刀，方可开始放顶煤工作，放煤方法采用由底板向顶板方向多

轮间隔式顺序放煤，即先放……8、6、4号支架，后放……7、5、3号支架顶煤

（后期工作面支架并完后调整放煤顺序）。反复多次放煤，每次放煤量不宜过

大，时间不宜超过5分钟，见肝停止放煤。工作面支架后方不得放空，必须留

有5米垫层，以防顶板突然冒落，采空区内大量有毒有害气体被压入工作面。

技术要求：

①严格执行放煤十六字方针：均匀放煤，由底至顶，大块破碎，见肝关门。

②严格控制放煤时间，严禁超量放煤，班前应预估放煤量。

③北端头顶煤必须放炮松动，端头旁的支架尽量不放煤，在周期来压时，

禁止在端头放煤。

④放煤结束后，插板必须及时伸出，操作把手必须返回零位。

五、顶煤超前松动预爆破

根据《煤矿安全规程》规定：严禁在工作面内采用炸药爆破方法处理顶煤、

顶板及卡在放煤口的大块煤（砰）。为了保证综采工作面爆破作业符合《煤矿

安全规程》规定，根据43#煤层赋存条件、爆破参数的研究和从炮孔四周等同

抵抗线考虑，综采工作面需要实施超前预爆破工作，以保证工作面顶煤能随着

综采工作面的推进及时垮落。

1.顶煤超前预爆破爆破工艺：

对现场施工预裂眼进行测设~加强预裂眼段支护（同时对施工预裂眼设备

进行检查）一施工超前预裂眼（同时地面下放乳胶基质至工作面）一检查装药

机一验孔f准备输药管路f制作起爆药包一准备炮泥一固定逆止器一注药一封

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孔f清洗输药管f标准化工作f回收乳剂基质箱f炮眼参数写实f爆破。

2.实施方案：

超前预爆破炮孔采用扇形布孔，采用ZDY-1000型液压钻和KHYD40型岩石

电钻在轨道巷向煤层顶板方向布孔。炮孔施工在工作面轨道巷实施，每排布置

7个炮孔，孔径D=ll0nlm，眼排距4m。（快速推进期间超前预爆破设计及安全技

术措施详见《+600水平43#煤层东翼综采工作面恢复生产方案及安全技术措

施》）

+620讲

工作面爆破孔参数表

装药深度

炮孔深度装药重封孔深度

炮孔媪号炮孔角度度雷管消耗

（米）（）（米）

（米）kg

1#向南20°25.816.1169.17.72

2#向南28°21.214.1148.16.42

3#向南36°16.611115.55.02

4#向南51°12.78.488.23.82

5#向南75°10.16.770.43.02

6#向北74°10.26.871.43.12

7#向北50°12.88.589.33.82

稔计751.814

3.炸药选用：炮眼采用乳胶基质炸药，雷管选用：1段毫秒延时雷管

乳胶基质材料性能

名称单位数量

密度g/cm50.95^1.2

爆速（650mm）m/s3800^4500

猛度mm215

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传爆长度由25mm三1.5m

630mmN3m

640mm26nl

650mmN10m

4.装药方式和结构：采用BCJ-5型装药机正向装药，每个炮孔装4

发雷管，使用BQF-100封孔器封孔，封孔材料选用马丽散和黄土。引药雷管线

采用并联方式连接。

装药结构图

装药及殿结构图

装药段引药及逆止器眄觥封泥段z

雷管

5.爆破方式：爆破网络采用串并联方式，引药雷管线采用并联方式连接,

母线采用串联方式连接。一次性起爆。起爆范围距工作面不小于30米。

6.顶煤超前预爆破主要设备配备：放炮器、炮线。

序号名称型号单位数量备注

1装药机BCJ-5台1

2液压钻机ZDY-1000台1

3逆止器个3单孔

4活动扳手把2

5封孔器BQF-100台1单孔

6马丽散封孔袋个2单孔

7钻杆<550*1000mm根100

8钻头①110mm个2

六、生产检修

每班必须进行设备巡检,每天早班必须保证4个小时的设备强制检修时间,

检修班必须对设备进行全面检查、维护保养,保证综采设备完好。

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第三节设备配备

一、支护设计与顶板管理：

工作面现在安装18副ZFY10000/22/40D型液压支架、2副ZFG10000/25/38D

型过渡支架和1组（2架）ZCH18000/23/38D端头架支护顶板，（工作面初始共

23副基本架，由于工作面自东向西逐渐变短在2603米，及2433米处共减架5

副）采用全部垮落法管理顶板。工作面南巷超前支护由端头支架和20米单排单

体联合支护。北巷采用20米双排DW31.5型单体支柱和“一”字钱接梁顺巷道

走向支护，柱距1m,排距北、南巷1m。单体工作阻力不得小于90KN。南北巷

采用锚网、钢带和锚索联合支护的方式进行顶板管理。

（附图：+600水平43#煤层综采东翼综采放顶煤工作面顶板管理示意图1）

二、工作面设备总体配套：

1.概述：

综放成套设备主要由采煤机、液压支架、刮板输送机、转载机、破碎机及

带式输送机等组成，这些设备不是孤立的“单机”，而是结构上需要相互配合、

功能上需要相互协调的有机整体，具有较强的配套要求和较高的可靠性要求。

组成综放成套设备的每一种机械设备，都有严格限定的适用条件，选型不当会

导致设备不配套、生产效率低、经济效益差。因此，设备的正确选型设计是充

分发挥其效能，实现综放工作面高产高效、经济安全运行的前提。

2.选型设计的原则：

综放工作面设备选型必须遵循一定的原则，以作为设计和决策的准绳，保

证实现工作面的高产高效及安全经济运行。

这些原则是：

⑴能适应工作面的地质条件。

⑵能满足工作面生产能力的需要。

⑶设备的主要技术参数相互匹配。

⑷设备结构性能相互匹配。

⑸综放设备的选型设计应与矿井原有运输、通风等系统相适应。

⑹前后部刮板输送机的能力应相互匹配。

3.工作面生产能力：

综放工作面的生产能力，不仅受综放设备的约束，而且受煤层赋存条件、

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生产管理水平的影响，因而工作面生产能力必须考虑生产过程中诸多影响因素,

才是工作面可靠的生产能力。

(1)每天割煤刀数的计算

每天割煤刀数N

N=T/T1

式中T--每天生产时间,T=1200分钟

Tl--每割一刀煤所用的总时间

T1=Tg+Tf+Tk+Ts+Td+Th+Tz

Tg-—每割一刀煤纯割煤一般取时间8分钟

Tf-—放顶时间，一般取Tf=25分钟

Tk-—空刀清煤时间，一般取Tk=5分钟

Ts--采煤机间歇时间，一般取Ts=8分钟

Td—一端头支护时间及处理煤层夹肝时间根据矿井实际取Td=14分钟

Th-一拉移后溜时间，一般Th=15分钟

Tz--故障影响时间，每刀按Tz=5分钟计

则Tl=120分钟/刀

经计算10刀

(2)工作面的日产量

工作面的日产量Qd=煤层水平长度X日推进X采高X容重X工作面X

回采率=40X8X16X1.26义75%=4838.4吨

(3)工作面年产量

工作面年产量Qa=Qd*12*26=124.868万t

工作面月产量=124.868-12%10.4万t

工作面务年限=179.46+10.4=17.2(月)

4.主要设备的选型设计：

(1)采煤机的选型：

采煤机平均割煤速度是反映工作面生产状况的主要参数，因此，可以将采

煤机平均割煤速度作为工作面设备能力选型计算的基本参数。采煤机的平均割

煤能力可根据工作面生产能力要求确定。

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我矿拟采用MG300/355NWD型电牵引采煤机。

采煤机生产率：

采煤机理论生产率

Q=60BHVY=60*0.8*3*8.7*1.26=1578.528t/h

式中B--采煤机截深，取B=0.8m

H—工作面采高，取H=3m

v—-采煤机最大牵引速度，v=17米/分，但截割速度一般不超过6米

/分

T--煤体容量，T=1.26t/m3

采煤机技术生产率

考虑循环图表而进行的辅助工作，如更换截齿、开口销、检查设备和排除

故障所花的时间后的生产率。

Q=Qtkl=1578.528*0.7=1108.96t/h

其中:kl=0.5-0.7

采煤机实际生产率：

Qm=Qk/2=1578.528*0.7/2=552.48t/h

滚筒直径：

D>1/2H=1.5

采煤机滚筒直径选取2m,满足要求。

采煤机卧底量700mm。保证与前部输送机头、机尾过度抬高段匹配。

由于该采煤机截割煤壁时分两次采完，因此前溜运输量为543.7t/h»

采煤机参数如下：

适应工作面倾角：小于16°

滚筒直径：2000mm

机身高度：1696mm

截深：800mm

截割高度：2.5〜3.2m

最大牵引力：300KN

牵引速度:0-10m-17m/s

电机功率：355KW

适应电压：660/1140V

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调速方式：交流变频调速

牵引方式：齿轮销轨式

(2)液压支架的选型

目前，放顶煤支架一般为双输送机、低位放顶煤支架。支架选型应考虑：

支护强度与工作面矿压相适应；支架结构与煤层赋存条件相适应；支护断面与

通风要求相适应；与采煤机、输送机等设备相匹配。

+600水平43东翼综放工作面宽度为：40米，共20副ZFY10000/22/40D

中间支架，支架前端设置反转梁，并设有后喷雾装置。2副ZFG10000/25/38D

过渡支架的设备选型方案：为更加有效的支护两端头，该工作面南端头安装一

组端头支架(1组2架)ZFT18000/23/38D,北巷采用20米双排、20-30米单排

DW3L5型单体支柱和“一”字较接梁顺巷道走向支护，柱距1m,排距北、南

巷1m。单体工作阻力不得小于90KN。南北巷采用锚网、钢带和锚索联合支护的

方式进行顶板管理。以上为液压支架设备选型方案。

顶板所需的支护强度取决于顶板的等级和煤层厚度，可按经验公式确定，

即：

q=10RHy=l()r*8*278*2.5*1。3=0.556Mp(支架的支护强度)

式中q---支护强度，MPa；

K「一作用于支架上的顶板岩石厚度系数，一般为5-8；

Y1-—岩石容重，丫产2.3*10%g/n?

支架工作阻力实际上是反映支架在工作过程中所需承受的顶板载荷，计算

式为

qF10'q(b+c)(bi+k)

p=n=n=IOOOOKN

式中p——支架工作阻力，

b---顶梁长度，3.610m；

c---梁端距，0.6m；

bl——顶梁宽度，1.525m；

k---架间距，0.2m；

n----支撑效率。

初撑力大小对支架的支护性能和成本都有很大影响，较大的初撑力能使支

架较快达到工作阻力，减慢顶板的早期下沉速度，提高支架顶板的稳定性。但

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对乳化液泵站和液压元件的耐压要求也将提高。初撑力一般可按下式确定：

Po=(0.6〜0.8)P=8000KN

选用ZFY10000/20/40D型低位放顶煤液压支架可以满足我矿生产要求，且

过渡支架使用型ZFG10000/25/38D低位放顶煤液压支架和端头支架

ZFT18000/23/38可满足要求。

(附图：+600水平43#东翼工作面支架最大、最小控顶距示意图2)

(3)泵站的选型：

1)乳化液泵的压力决定于选定的液压支架立柱初撑力，即：

4P3

Ph=-^?10-=30.0305Mpa

式中：Pb——乳化液泵的压力，Mpa；

月——立柱的初撑力，1473KN；

2——立柱缸体内径，0.25m。

2)乳化液泵的流量：

支架的移架速度要与采煤机的牵引速度相匹配，其与支架的液压系统、乳

化液泵站供液量、顶板稳定性和移架方式有关。则满足移架速度要求的系统供

液量为：

Qb^10(巴+/2'+”3]=122.11(L/min)

(­.—)

V2〃3

式中Qb---系统供液量，L/min；

Kb——考虑系统漏液和其他千斤顶同时动作时的修正系数，Kb=2.0;

n,——移架时升、降的立柱数；

s——移架时立柱的升降高度，cm；

b2---移架步距，cm；

&、F?、F3一立柱有杆腔、无杆腔及千斤顶移架时腔内的有效作用面

积，cm2；

1一一支架宽度，1.5m；

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t.——辅助操作时间，2min;