1104工作面回采作业规程

华亭煤业集团公司山寨煤矿1104综放工作面回采作业规程

编号:ZC01-2010-09

1104综放工作面回采作业规程

2010-9-25

会审人员签字

编制

审核

施工单位

采煤专业

通灭专业

矿压防治专业

监控监测专业

生产技术科

机电动力科

生产调度室

安全检查科

副总工程师

主管副矿长

机电副矿长

安全副矿长

生产副矿长

矿总工程师

本作业规程共提出修改意见条。

本作业规程生效时间2010年10月20日。

矿审批意见

目录

第一章概况..............................................5

第一节工作面位置及井上下关系...............................-5-

第二节煤层...............................................-6-

第三节煤层顶底板..............................................6

第四节地质构造................................................7

第五节水文地质................................................7

第六节影响回采的其它因素......................................7

第七节储量及服务年限..........................................7

第二章采煤方法..........................................8

第一节巷道布置................................................8

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

第三节设备配置...............................................10

第三章顶板管理........................................14

第一节支护设计..............................................14

第二节工作面顶板管理........................................16

第三节顺槽及端头顶板管理....................................17

第四节矿压观测与防治........................................-19-

第四章生产系统.........................................22

第一节运输...................................................22

第二节一通三防及安全监测监控系统.............................23

第三节排水系统...............................................35

第四节供电设计..............................................-35-

第五节通讯及照明.............................................37

第五章劳动组织和主要经济技术指标.......................38

第一节劳动组织...............................................38

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

第三节主要经济技术指标.......................................40

第六章煤质管理........................................41

第七章安全技术措施.....................................41

第一节一般规定...............................................41

第二节顶板...................................................42

第三节防治水.................................................44

第四节一通三防与安全监测监控.................................44

第五节运输...................................................47

第六节机电...................................................48

第七节其它50

第八章灾害预届及毒灾威蜃..………二二二二二…….…二二二二二二5

第九章管理制度及有关规定...............................78

作业规程学习和考试记录...................................81

作业规程复查记录.........................................84

附图

附图一：1104综放工作面生产系统布置示意图

附图二：1104综放工作面采场支护示意图

附图三：1104综放工作面正规循环作业图

附图四：1104综放工作面采煤机进刀示意图

附图五：1104综放工作面供电系统示意图

附件：

《1104综放工作面地质说明书》

《1104综放工作面供电设计》

《1104综放工作面防治水方案及安全技术措施》

《1104综放工作面矿压监测与治理方案及安全技术措施》

第一章概况

第一节工作面位置及井上下关系

1104综放工作面计划从2010年10月底开始回采，于2012年7月底回采完

毕。

工作面位置及井上下关系如表一所示：

井上下关系（表一）

水平名称+1150采区名称

地面标高+1572〜1675m井下标高+1168〜1235m

位于华亭县砚峡乡麻池村罗圈湾一带及砚策公路以西沟谷

地面相对位置

地带

工作面回采过程中，其对应的华亭县砚峡乡麻池村罗圈湾、

回采对地面

姚家湾、麻池湾、大庄、白草咀一带由于受采动影响，可能造

设施的影响

成地面及房屋出现裂缝、塌陷等情况。

位于井田东翼，北部为1103综放工作面采空区；其西部为

井下位置及

二采区回风下山、二采区轨道下山及二采区胶带下山；东部及

相邻关系

南部暂无采掘活动。

走向长度1270m倾斜长度150m面积190500m2

第二节煤层

本工作面设计开采煤层为煤5层，煤层总体结构比较简单，煤层厚度在

9〜29.9m之间，平均厚度为16.6m,沿走向东厚西薄。

具体情况如表二所示：

煤层情况（表二）

煤层倾角

煤层厚度9~29.9m煤层结构较简单5-15

（度）

开采

煤5硬度f=2〜3煤种长焰煤稳定程度较稳定

煤层

煤

层1、煤5层总体结构比较简单，夹肝3-5层，最大厚度0.6m,夹肝为黑色炭

情质泥岩及灰色泥岩。

况2、煤5层赋存稳定，层厚9〜29.9米，平均厚16.6米，西部较薄，向东逐渐

描增厚；沿倾向、深部较厚，浅部较薄。

述3、煤5层倾角在背斜轴以西为15°左右，以东为5〜8°。

第三节煤层顶底

煤层顶底板情况（表三）

顶、底板名称岩石名称厚度（m）特征

老顶细砂岩4.05灰白色，稳定性较好

深灰、灰黑色，性脆、易

直接顶泥岩、砂质泥岩3.92

垮落，不稳定

伪顶泥岩、灰质泥岩5.77松散、易垮落

灰色，灰黑色，

直接底砂质泥岩、砂岩1.46

遇水易底般

浅灰，灰白色，

老底砾岩、含砾砂岩9.19

分选性较好

第四节地质构造

根据已揭露的地质资料，区内未发现断裂构造及岩浆岩活动，仅在工作面中东部

有一背斜构造。

第五节水文地质

一、含水层分析

煤层底板为一承压含水层水，渗透系数小，为极弱含水层；顶板为一隔水层，但

性脆，松散遇水膨胀，随工作面回采，煤层顶板冒落至其上部含水层高度，可能导通

含水层水从采空区涌出。

二、其它水源的分析

在上水平1103采空区，1104回风顺槽掘进过程中虽已进行探放水，但估计仍然存

在积水，因此在回采过程中要加强探放水工作，坚持“有疑必探，先探后采”的原则,

进行超前探放水，防止透水事故发生。

三、涌水量

预计该面正常涌水量为0.3m%nin(18m3/h),最大涌水量3.0m3/min(180m3/h)o

第六节影响回采的其它因素

影响回采的其它地质情况(表四)

低瓦斯矿井：最大相对涌出量为L0n?/t,

瓦斯

最大绝对涌出量为2.57m3/min

煤尘具有爆炸性

煤的自燃自然发火期3〜6个月，最短28天

地温属正常区

冲击地压属正常区

煤层夹肝直接顶直接底

普氏硬度(f)

2〜34~6

第七节储量及服务年限

一、储量

工业储量：410.85万吨；

可采储量：1104综放工作面回采率设计为85%,可采储量349.22万吨。

二、采煤工作面服务年限

工作面的服务年限=349.22万吨+200万吨/12个月

=21个月

其它详见《1104综放工作面地质说明书》

第二章采煤方法

第一节巷道布置

一、1104综放工作面回风顺槽

1、1104回风顺槽沿煤5层底板送巷，在集中回风下山开口，并通过五号车场与轨

道下山连通，开口标高+1149m水平，向东至切眼标高为+1231m,与1103胶带顺槽平

面位置相距20m,高程相差3m,该巷道总长1270m。

2、1104回风顺槽断面形状为半圆拱形，净宽3.5m,净高3.45m,S净=10.73m;采用

锚网索联合支护。

3、1104回风顺槽用于工作面回采时回风、材料打运及备用材料放置等。

二、1104综放工作面运输顺槽

1、1104运输顺槽沿煤5层底板送巷，并通过一采区胶带上山联络巷与1150水平车

场连通，开口标高1150水平，向东至切眼标高为+1217m,该巷道总长1270m。

2、1104运输顺槽断面形状为圆孤拱形，净宽4.5m,净高3.5m,S净=13.86n?,采用

锚网索联合支护。

3、1104运输顺槽用于工作面进风、原煤运输及行人。

设置的主要设备有转载机、破碎机、胶带输送机及设备列车等。

三、1104综放工作面切眼

1、切眼沿煤5层底板倾向布置，标高在+1217m〜+1231m之间，倾角为9°30'。

2、1104综放工作面切眼矩形断面，净宽6.9m,净高2.7m,断面积18.63m2,倾向长

150m。采用锚网索和倾向抬棚加强支护。

四、恫室及其它巷道

1、在1104工作面切眼上口正对面布置一个绞车胴室，净深6m,净宽4m,净高2.7m,

用锚网索和抬棚加强支护，该碉室为矩形断面。该碉室为工作面安装时的绞车洞室，

工作面安装结束后，开始回采时，该洞室报废。

2、在1104工作面切眼下口布置一个端头液压支架安装洞室，净深5m,净宽4.5m,

净高3.5m。安装期间的绞车洞室，安装结束后报废。

3、1104施工材料下山，沿煤5层底板倾向布置,半拱形断面，净宽3.5m,净高3.45m,

净断面积为10.0611?,主要用于1104运输顺槽施工期间的材料、掘进煤运输，在工作

面回采前已封闭。

第二节采煤工艺

一、采煤工艺

(一)采煤方法

1104综放工作面采用走向长壁综合机械化低位放顶煤采煤法，一次采全高，全部

垮落法管理顶板，采后全封闭，黄泥灌浆处理采空区。工作面回采煤层平均厚度为

16.6m,设计采高为2.8m,放顶煤厚度为13.8m,采放比为1：4.97,工作面放顶煤实

行一采一放，放煤步距为0.8m,截深为0.8m,循环步距为0.8m。

(-)回采工艺

1、进刀方式

采煤机的进刀采用端头斜切进刀的方式，斜切进刀段长度为30m,进刀深度0.8m。

具体操作如下：

（1）采煤机上行正常割煤至上端头后，调整滚筒割采煤机机身底角煤后，下行清

煤，滞后采煤机10〜15m追机推移前部输送机到煤壁，推移步距0.8m。

（2）采煤机清煤到下端头前部输送机紧靠煤壁段时，调整滚筒割三角煤，直到割

通下端头煤壁后，调整滚筒反向割底角煤。

（3）割完底角煤后，采煤机上行沿前部输送机弯曲段逐渐割入煤体，直到采煤机

全部进入输送机直线段后，截深达到0.8m停机，自采煤机向下端头推移前部输送机及

机头部紧靠煤壁，推移步距0.8m,即完成下个循环的端头进刀。

2、作业流程

检查、准备一采煤机割煤一移架一推移前部输送机一放顶煤一清煤拉移后部输送

机一移端头支架一两道超前支护一转入下一个循环。

3、工序说明

（1）割煤：采用单向割煤，往返一次进一刀，采煤机前滚筒割顶煤，后滚筒割底

煤并清煤，截深0.8m,采高最高不得超过2.90m,最低不得低于2.60m,割平顶、

低，割直煤壁不留伞檐，割顶煤时及时收回前探梁，严防割支架前探梁和千斤顶，割

煤后及时伸出前探梁及护帮板。正常割煤长度为120m,采煤机以2〜3m/min的速度向

上割煤，直至割透上端头煤壁。

（2）移架：采煤机割煤后，距后滚筒1-3付支架进行单架依次、顺序移架，追

机作业，架前来压或顶板破碎时采取插花移架，移架赶不上时，停止割煤，移架步距

为0.8m。

（3）推前部输送机：滞后采煤机推移前部输送机，最小弯曲度不小于15m,按照

从机头向机尾或从机尾向机头推移，采用多点操作，推移后保证输送机平直，机头、

机尾不滞后，不任意分段推移，严禁从两头向中间推移，以防止运输机中部拱起。

（4）放顶煤：采用“多轮、间隔、顺序、等量”的放顶煤方法，放煤步距为0.8m,

即按1、3、5…号放煤口顺序放煤，一次放出顶煤量1/2〜1/3,然后按2、4、6…号放

煤口顺序放煤，这样反复进行两、三轮将煤放尽，使顶煤保持均匀下降垮落，提高顶

煤回收率。

①两轮放煤间距不少于5架（即7.5m）,

②第一放煤口与拉架间距不少于10架（即15m）,放煤时上下摆动尾梁以利出煤。

③在放顶煤过程中大块煤卡住放煤口时，如大块煤落入尾梁下可用大锤砸碎，人

工翻入后输送机上；当顶煤卡住不落时，可将尾梁上、下反复摆动，使顶煤下落，要

保持尾梁高度，使煤炭顺利放出。

④放煤工要坚守工作岗位，高度负责，放顶煤时，要保证喷雾系统完好，正常使

用。放煤工要观察煤流及刮板运输机的运行情况，以免煤量过大或压死刮板运输机子,

利用尾梁控制流量，煤流中含肝量较大时，关闭插板，停止放煤。

⑤上下端头5m内顶煤必须尽可能放净，放煤率不得小于80%,肝石率小于3%,

若遇大块煤不易放出时，可反复伸缩插板，小幅度上下摆动尾梁，使顶煤破碎后顺利

放出，严禁放震动炮破碎大块煤。

⑥顶煤坚硬不能随移架而垮落时，采用液压支架反复升降支撑，使顶煤破碎能够

及时顺利放出、放净。

⑦若顶煤坚硬难以放出时，制定专项安全措施进行顶煤弱化，严禁采用架间打眼

爆破弱化顶煤。

（5）拉后部输送机：放顶煤后按从机头到机尾或从机尾到机头的顺序交替拉移输

送机，拉后部输送机前清净架间、架后块煤，以减少拉输送机阻力，严防夹破管路，

同时多点操作，严防拉成急弯

(6)端头支架移设：移端头支架前打好超前支护，清净浮煤、杂物，保持转载机

平直，以防止机头推掉道压坏带式输送机机尾等。移架时设专人监护，严防夹破电缆、

管线等，移架后及时升紧支架，支架顶梁与顶板平行，端头后架不起拱。

(三)循环方式

工作面采用“一采一放”的生产工艺，一个循环0.8m,每天两班生产，一班检

修。

’二、循环作业方式及循环作业图表

工作面采用一日多循环的循环作业方式，正规循环进度0.8m,昼夜4个循环，日

循环进度3.2m。

循环产量：

每循环采煤机割煤量：

据公式：W、=\xsxhxrxc

=150X0.8X2.8X1.32X93%

=412.47(T)

式中

1-工作面平均长度：150m；

s—工作面循环进尺：0.8m；

h-工作面设计采高：2.8m；

r-煤的容重：1.32t/m3；

c—工作面回采率：93%；

W=工作面割煤时正规循环生产能力，412.47(T)

每循环放顶煤量：

W2=lxsx/?xrxc

=150X0.8X13.8X1.32X80%

=1748.73(T)

每循环总产量：W=W,+W2

=412.47+1748.73

=2161.2(T)

日平均产量：2161.2X4=8644.8(T)；

月产量：8644.8X25=216120(T)(每月按25天计算)。

第三节设备配置

一、采煤机

号机选用MG250/600-WDI电牵引采煤机，其主要技术参数如下：

采高范围：1.30〜3.20m

电机功率：247.5KW,其中：

载割电机：200KW,

牵引电机:40KW,

调高电机：7.5KW

截深范围：630〜800mm；

牵引速度：0~8.3~13.9m/min；

二、液压支架的主要技术特征

1、基本支架型号为:ZF6200/17/30

支撑高度：1700〜3000m

支撑宽度：1430〜1600mm

初撑力：5150~5295KN

工作阻力:6102〜6239KN

支护强度：0.87〜0.88MPa

放顶煤尾梁长度:105〜160mm

过煤高度:688mm

底板比压:0.71〜L39MPa

2、过渡支架型号为：ZFG6500/19/32H

支撑高度：1900〜3200m

支撑宽度：1430〜1600mm

初撑力：5236KN

工作阻力：6500KN

支护强度：(f=0.2)0.81〜0.85MPa

放顶煤尾梁长度:489mm

前梁推力：986KN

前梁工作阻力:1228KN

3、端头支架型号为：ZT13000/19/30

支撑宽度:2100m

支撑高度：1900~3000mm

初撑力：2610KN

工作阻力:3250KN

支护强度：(f=0.2)1.05MPa

三、运输设备

1、刮板运输机有两部，其中

①前部运输机型号为：SGZ764/500(SK)

电机功率：2X250kw

运输能力：900t/h

中间槽尺寸:1500x764x275mm

②后部运输机型号为：SGZ764/500(SKH)

电机功率：2X250KW

运输能力：900t/h

中间槽尺寸：1500x764x275mm

2、桥式转载机一部，型号：SZZ830/250

设计长度50m

电机功率：250KW

运输能力：1500t/h

链速：1.44m/S

中间槽尺寸：1750x770x727mm

3、破碎机一部，型号为PLM1500

破碎能力：1500t/h

电机功率：160KW

4、可伸缩带式输送机一部，型号为SSJ1200/200x2

电机功率:2X200KW

运输能力：1力Ot/h

带宽：1200mm

带速：3.15m/s

5、辅助运输设备用矿车、材料车等，牵引设备选用DM-14调度绞车。

6、喷雾泵：喷雾泵选用BPW320/6.3和BPW315/10清水泵各一台。

型号：BPW320/6.3BPW315/10

公称流量：320L/min315L/min

公称压力：6.3MPalOMPa

电机功率:45KW75KW

五、工作面主要设备配置

工作面主要设备配置（表五）

序单数

名称规格型号安装地点

号位量

1采煤机MG250/600-WD1台1工作面

2端头支架ZT13000/19/30组1工作面下端头

3过渡支架ZFG6500/19/32H付5工作面上口3付下口2付

4基本支架ZF6200/17/30付93工作面

台

5刮板输送机SGZ764/5002工作面

6桥式转载机SZZ830/250台1运输顺槽

7破碎机PLM1500台1运输顺槽

8可伸缩胶带输送机SSJ1200/200X2A1运输顺槽

9可伸缩胶带输送机SSJ1200/200X2台1一采区胶带上山

10乳化液泵DBR400/31.5台2运输顺槽

11乳化液泵DBR315/31.5台1运输顺槽

12泵箱RX2500台1运输顺槽

台

13喷雾泵BPW315/101运输顺槽

14喷雾泵BPW320/6.3台1运输顺槽

15喷雾泵箱SX-2500台1运输顺槽

16无极绳绞车SQ-90D台1回风顺槽

17回柱绞车JM-14台2运输顺槽

18移动变电站KBSGZY-500台1运输顺槽

19移动变电站KBSGZY-800台2运输顺槽

20移动变电站KBSGZY-1250台1运输顺槽

21三回路六组合开关QBZ2x6/200/1140台3运输、回风顺槽

22矿用防爆灯127V/15KW套12工作面

23矿用防爆灯127V/20KW套75工作面

24开关KBZ(1)-200/600台1运输顺槽

25开关KBZ(1)-200/600台1运输顺槽

26开关KBZ(1)-200/600台2运输顺槽

26开关ZBZ-4.0ZA1运输顺槽

27开关ZBZ-4MX台3运输顺槽

28开关QBZ-80ND台2运输顺槽

第三章顶板控制

第一节支护设计

一、1104综放工作面的支护设计

（-）工作面支护设计及支护

山寨煤矿首采工作面顶板支护设计由天地科技公司北京开采所进行设计，设计选

型为ZF6200/17/30型低位放顶煤基本液压支架、ZFG6500/19/32H型放顶煤过渡支架及

ZT13000/19/30型端头支架进行顶板支护，最大控顶距5150mm,最小控顶距4350mm,

支架间距1.5m,用全部垮落法管理顶板。

ZF6200/17/30型支架是针对山寨煤矿煤炭赋存条件及特殊地质条件进行选型的，

支架不但具有普通放顶煤液压支架的特点，同时采用反四连杆机构，增大了放煤空间,

增强了支架的整体稳定性，其特征为：①初撑力5150〜5295KN；②工作阻力6102〜

6239KN；③支护强度0.87〜0.88MPa;④对底板比压（前端/平均）0.17〜1.39MPa。

ZFG6500/19/32H型放顶煤过渡支架是配合ZF6200/17/30H型低位放顶煤液压支架

使用的，结构特点二者基本相同，其主要特征如下：①初撑力3236KN；②工作阻力

6500KN；③支护强度0.81〜0.85MPa;④对底板比压（前端/平均）1.9MPa。

经1103工作面实际使用证明，只要支架检修完好，使用正确，完全能满足工作面

管理顶板的要求，其支护强度大于矿压观测系统观测的最大数41.25Mpa,根据煤5层

1103工作面经验值，预计本工作面矿压参数见下表

预计1104工作面矿压参数参考（表六）

序

同煤层

号项目单位本面选取或预计

实测

顶

底直接顶厚度m3.923.92

板

1

条基本顶厚度m4.044.04

件直接底厚度m1.461.46

2直接顶初次垮落步距m5-125-12

初来压步距m100~150100~150

次

最大平均支护强度KN/m242004200

3来

最大平均顶底板移近量mm350350

压

来压显现程度明显明显

周来压步距m60-8060〜80

期

4最大平均支护强度KN/m240004200

来

最大平均顶底板移近量mm280300

压

来压显现程度强强

5平最大平均支护强度KN/m23500—37003600~3800

时最大平均顶底板移近量mm50~120100—150

6巷道超前影响范围正常生产时不明显，周期来压时/50m范围有影响

（二）工作面两回采巷道支护设计（祥见1104综放工作面采场支护示意图）

工作面在回采时，不破坏运输、回风巷原有的锚网索联合支护，只是在工作面超

前动压影响区范围内进行加强支护，以控制顶、帮，保证工作面正常生产，工作面两

巷道超前支护按巷道高度及经验值进行验算：

回风巷、运输巷超前工作面范围内进行超前支护，两巷分别用DZ3.5型单体液压

支柱配合被接顶梁加强支护：（1）、回风顺槽采用L2m、1.0m“一”字型钱接顶梁和

1.0mX0.6m型“十”字型较接顶梁相互连接，从工作面煤壁算起50m段为四台棚支设,

中间两排单体柱支设在1.2m“一”字型钱接顶梁两端，距梁端头0.2m,柱距中对中净

宽为0.8m,以保证足够的行人宽度。四抬棚以外50m范围内为双抬棚支设，单体柱支

设在“十”字型较接顶梁正中下方；（2）、运输顺槽转载机两侧（至转载机机头45米）

采用1.2m“一”字型钱接顶梁和l.OmXO.6m“十”字型钱接顶梁相互连接。在巷道

下岩帮采用两付“十”字型较接顶梁相互连接，在巷道上岩帮采用一付“十字”型较

接顶梁、巷道中间用1.2m“一”字型钱接顶梁与下岩帮两付“十”字型较接顶梁相互

连接，为三抬棚支设；其中破碎机段采用1.2m“一”字型较接顶梁和“十”字型较接

顶梁相互链接。“十”字型较接顶梁在巷道上下煤帮，中间用两付1.2m“一”字型钱

接顶梁与两岩帮的“十”字型校接顶梁相互连接，单体柱支设在“十”字型较接顶梁

正中下方，为双抬棚支设。

支柱实际支撑能力计算：

Rt=KgKzKbKhKaR

=（0.99X0.95X0.9X0.9X1.OX300）KN

=229KN

式中

Kg一一工作系数；

Kz——增阻系数；

Kb---不均匀系统；

Kh---米高系数：

Ka——倾角系数：

R——支护额定工作阻力，KNo

依经验值，则两巷所需最大支护密度为：

n=Pt/Rt

=Pt（2943X2.8/15）/229

=2.4根/m:即720KN/H12

而实际支护为在原有锚网索支护的基础上加强了支护，可完全满足工作面生产期

间控制回风巷、运输巷顶板的需要。

当煤质硬、巷道无变形时，随工作面生产推进，在检修设备、端头支护作业期间,

并在转载机可靠闭锁的条件下，沿工作面煤壁处回收回风、运输巷岩帮靠煤壁侧金属

网和托梁，两煤帮处网子、托梁等则随工作面推进，逐步回收，不得超前回收。

（三）端头支护设计

为满足工作面前、后部刮板机与转载机搭接及运料、行人等要求和安全通道需要,

工作面上端头采用三付ZFG6500/19/32H型放顶煤过渡液压支架，下端头采用一组

ZT13000/19/30型端头液压支架进行支护。当工作面上端头最后一付过度架与回风巷

上沿帮及端头架与运输巷下沿帮距离超过0.8m时，应采用单体液压支柱配合钱接顶梁

及时支设，严禁空顶作业，梁柱用14"铁丝邦扎牢靠。

二、乳化液泵站

1、乳化液泵站选型、数量

乳化泵选用RB400/31.5型两台，装备为“两泵一箱”。

主要技术参数如下：

乳化泵：

型号：RB400/31.5

公称流量:400L/min

公称压力：3L5MPa

电机功率：250kW

2、泵站设置位置

工作面泵站设置于运输顺槽设备列车上，即放置在设备列车尾段，要保证泵站压

力大于30MPa,乳化液浓度3%〜5%,加强支架与泵站的检修，杜绝系统的窜漏液现象。

第二节工作面顶板控制

1104工作面的顶板管理采用全部垮落法管理顶板，采后全封闭，黄泥灌浆处理采

空区。

工作面配置93架低位放顶煤基本液压支架，上端头3付过渡支架，下端头2付过渡支

架和一付端头支架，共99付支架，工作面支护基本参数详见表七。

工作面支护基本参数（表七）

序号项目单位数量备注

1采高m2.8

2截深m0.8

3移溜步距m0.8

4放顶煤步距m0.8

5移架步距m0.8

6最大控顶距mm5150

7最小控顶距mm4350

8支架间距m1.5

一、正常工作时期顶板支护方式

采用液压支架伸缩梁紧贴煤壁的方式对顶板进行及时支护。在采煤机割煤后，先

移支架，再移运输机，即割煤一一移架一一移运输机，采用先降后移，带压擦顶的方式

移架,正常移架要滞后采煤机滚筒1〜3付支架，不得超过3架，当发现片帮严重、顶板破

碎时要紧跟前滚筒移架或超前移架，不等采煤机割煤，就进行移架，再进行其它操作,

即：移架一一割煤一一推移输机，移架步距0.8m。

移架顺序为：

1、采煤机上行端正常割煤时，滞后采煤机后滚筒1〜3付支架单架依次顺序移架，

追机作业，架前来压或顶板破碎时采用插花移架，赶不上时，停止割煤。

2、采煤机割煤并移架后，及时将支架的伸缩梁伸出护顶。

3、采煤机进刀，向下正常割煤时，自上而下滞后采煤机后滚筒1〜3付单架依次、

顺序移架，追机作业，架前来压或顶板破碎时绞顶插花移架，赶不上时，停止割煤。

4、机头处一付端头支架和两付过渡支架的移架的顺序为：先移端头架，后移过渡

架。

5、在采煤机割煤时，超前采煤机前滚筒3架将护帮板收回，并滞后采煤机后滚筒3

架,顺序将护帮板挑起。

支护要求：

1、工作面应达到动态的质量标准化要求，确保“三直、二平、一净、二畅通”的

质量要求。

2、加强支架的支护强度，确保支护质量，乳化液泵压力不低于30MPa。

3、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5m,防

止长时间空顶。

4、工作面生产以前要严格执行初采初放的安全技术措施。

二、特殊时期的顶板管理

（一）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。

2、工作面基本顶初次来压和周期来压前,应加强来压的预测预报工作，由矿压防治

与研究办公室在回风顺槽、运输顺槽挂牌标明来压位置。

3、支护必须接顶严实，达到初撑力，保证泵站压力不小于30MPa。

4、工作面支架以及回风、运输顺槽所有单体支柱必须达到初撑力,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。

5、加强上、下端头顶板管理，要提高支护质量，确保过渡支架支护强度，防止出现冒

顶现象。

6、工作面出现冒顶时，必须编制专门安全技术措施进行处理。

7、工作面停采时要编制停采措施，加强顶板管理。

（二）顶板破碎及煤壁片帮严重时的顶板管理

割煤前顶板悬露面积大或割煤后不能及时移架，采用DZ-28型单体液压支柱配合

短钢梁走向抬棚或单体液压支柱打带帽点柱作为临时支护，走向抬棚一端支在支架顶

梁上，一端支在单体液压支柱上，直至移架时更换。

第三节顺槽及两端头顶板控制

一、工作面回风、运输顺槽的超前支护

1、支护要求

工作面回风顺槽距煤壁50m范围内采用DZ-3.5型单体液压支柱配合较接梁4抬

棚支护，四抬棚以外50m范围内采用双抬棚支护；运输顺槽距煤壁45m范围内采用

DZ-3.5型单体液压支柱配合较接顶梁，沿转载机两侧进行三抬棚支护（破碎机段双抬

棚支设），在巷道拱顶部用圆木等加垫，使支撑有力，梁柱必须用14#铁丝绑扎固定牢

靠，钱接顶梁与端头液压支架及最后一付过渡液压支架间距不得大于0.4m。支柱初撑

力N90KN,泵站压力218MPa。

2、DZ-3.5型单体液压支柱参数

初撑力：90KN

有效支撑高度:3.50m

3、支护质量控制标准

①单体液压支柱纵横成线，偏差不超过±50mm。

②支柱应支到实底上，迎山角有力。

③同一排中单体支柱不得使用不同类型或不同型号的单体柱。

④所有单体液压支柱三用阀方向一致。

⑤两巷的支撑高度不得低于2m,人行道宽度不得小于0.7m,单体支柱活柱行程不

小于150mm。

⑥钱接顶梁之间要用专用连接销链接可靠，保证连接销平整，钱接率达到100以

⑦两巷高度高于3.5m时，巷道顶部采用木梁绞顶。

⑧上下安全出口高度必须保持1.8m以上。

4、支护材料配备表

支护材料配备（表八）

序

名称规格型号单位使用量备用量备注

号

“一”字型较接运输顺槽45付、回

1HDJB-1200付9520

顶梁风顺槽50付

“一”字型较接

2HDJB-1000付5010

顶梁

“一，，字型钱接

3HDJB-600付1010

顶梁

，，十“字型较接运输顺槽135付、回

41000X600付185100

顶梁风顺槽50付

2单体液压支柱DZ—2.8根5010临时支护

两顺槽超前

单体液压支柱根

3DZ—3.525090支护

①216cm,

4圆木根100

长2m

5金属网ImxlOm卷50

1000x150x50

7木背板m310

mm

备用材料的存放地点，应保持距工作面50〜60m之间，放在回风顺槽靠煤壁侧。

材料应分类摆放整齐，实行挂牌管理，标明材料名称、型号、数量等内容，并由专人

负责。材料存放地点必须保证有足够的人行通道和运输通道。

二、工作面端头的管理

工作面下端头采用一组ZT13000/19/30型端头液压支架支护，上端头采用三付

ZFG6500/19/32H型过渡液压支架支护。端头架与运输顺槽下沿帮距离控制在0.8m以下,

如超过0.8m时，应加强支护，以防止下端头冒顶。

第四节矿压观测与防治

一、矿压监测系统

（一）、KJ-216监测系统

1、工作面及巷道矿压在线监测系统安装

设1台主站（数据通讯主站M01）,1104回风顺槽五号车场交岔点，型号为：KJF70o

设2台分站（综采监测分站F01Z；顶板离层分站F02L），综采监测分站F01Z安装

在1104工作面回风顺槽，顶板离层分站安装在1104回风顺槽，型号为：KJF70o

2、综采工作面工作阻力监测子系统安装

1104工作面安装11台KBJ-60IH-1型压力监测分机，其中工作面上、下口过渡支架

各安装1台，其余以平均每10付支架安装一台压力分机，即10"、20"、30"、40"、50"、

60"、70"、80"、90"支架顶梁上。

3、超前支护阻力监测子系统

1104工作面两顺槽超前支护段，每隔5—8m安装1台单体支柱阻力监测分机，每条

巷道安装4台分机。

4、线路敷设

井下主站与地面监测主机采用电话线连接（电话线不通过交换机）；井下分站与

主站之间采用MHYBV1*4型通讯电缆连接，1103综放工作面通讯分站的线路由主站直

接进入回风顺槽。

5、井下主站、分站电源

井下主站设在1104回风顺槽西巷，采用一台本安电源供电，分站设在1104工作面

上口回风顺槽向外20m处，分站及工作面11台压力分机由一台本安电源供电，电源取

自工作面照明电源，电压等级127V。

（二）、微震监测系统（见1104综放工作面矿压监测与治理方案及安全技术措施）

1、监控室主要设备：

微震监测系统的地面部分均安装在监控室机房内。包括：

硬件：数据采集器、记录仪、数据分析电脑1台、打印机1台

软件：分析软件（SOS微震监测仪的软件由“MULTILOK”和“SEISGRAM”组

成）

2、井下安装的主要设备：

矿用信号电缆、接线盒、微震探头。

3、微震监测系统布置

在1104综放工作面两顺槽各安装微震探头3个，实时监测1104工作面来压情况，并

进行分析、研究，为工作面矿压防治与预报工作提供科学依据。

4、微震监测数据分析实行专人管理，矿压监测办公室设一名主管微震监测数据处

理、资料分析员。

5、微震监测实现24小时不间断连续监测，分析人员要对数据进行及时的处理。

6、微震监测分析每天对前一天所有的监测数据处理后进行整理出报表、进行分析

总结。

“口7、微震监测分析资料除每天进行一次趋势法分析外，每旬要进行一次综合性分析

总结。

8、微震监测数据必须按照相关说明和要求进行处理。确保定位、能量计算准确。

9、微震监测人员要配合线路维护人员，当线路出现断线等故障要及时通知维护

人员进行处理。微震台站有更新时要及时更新坐标，同时记录好更新时间、台站号。

(三)、电磁辐射法监测

1、测点布置

⑴、运输顺槽:从下出口15m处开始,在煤壁侧每隔10m向外布点至150m处，

然后转到煤柱侧，每隔10m向工作面布点至距工作面5m处。

(2)、回风顺槽：从上出口15m处开始，在煤壁侧每隔10m向外布点至150m处，

然后转到煤柱侧，每隔10m向工作面布点至距工作面5m处。

(3)、其它地点若出现矿压异常现象，由矿压办及时安排。

2、实施步骤

(1)、由矿压办技术人员将监测仪带到井下测试