1106工作面回采规程（放顶煤）

第一章工作面概况

第一节工作面情况

一、工作面情况

1、地面位置：西北距刘家庄约856米，东距下丰塘村约34米。

2,地面标高：+1222m_+13lOnio

3、工作面标高：+1031m-+1163mo

4、埋深：+59m-+252m0

第二节工作面四邻情况、采掘情况及影响范围

一、工作面四邻、采掘情况

1106工作面北部为1102工作面，南部为1#、3#采空区，东部一采区回风巷,

西部为井田边界。

二、回采对地面影响

1106工作面回采之后，地表会产生大范围的沉降和大规模的裂缝，出现大量

台阶，采空区塌陷范围约0.15km2,塌陷区范围内的道路将下沉损坏届时将影响

人员和车辆通行，并形成安全隐患，发现裂缝及时回填、修复，确保道路畅通，

另外塌陷区两侧沿道路需悬挂塌陷区警示牌板；河道将出现下沉损坏，需对损坏

的河道及时修复，要求随塌随修复；原********旧井门房及桥，在回采前应对其

采取相应安全措施，以确保人身安全。由于1106工作面走向长臂后退式综合机械

化采煤方法，1106工作面由于浅埋煤层开采（深厚比小于30）地表的移动变形非

常剧烈，在开采边界处地表将产生不连续变形，形成明显台阶裂缝带，这些裂缝

一般不会自然消失；开采边界内侧最终下沉值比较均匀，开采过程中形成的裂缝

在工作面推进过后会逐渐闭合。1106工作面开采后地面将出现大范围大规模的裂

缝:带，为保证后期安全生产，所产生的裂缝和塌陷需要进行整治。

第三节工作面参数及储量

一、工作面参数

1106工作面共布置3条巷道，即1106运输顺槽、1106回风顺槽、1106切眼。

其中1106运输顺槽长度为845.1m(平距)，1106回风顺槽长度为937.6m(平距),

推进长度为675m(斜距)，1106工作面开切眼长度为132.5m。考虑到本矿瓦斯含

量，确定机采高度时应满足工作面通风要求，同时，根据15号煤层地质条件结合

相邻工作面回采经验，综合考虑，确定工作面采煤机割煤高度为3.0m。

二、工作面回采储量

表1-3-1(工作面回采储量表)

块容重

走向长倾斜长可采面煤厚工业储回采可采储

段(t/m

储(m)(m)积(n?)(m)量(t)率(盼量(t)

3)

量

计

I675132.589437.55.91.4475986186661079

算

第二章地质情况

第一节煤层地质特征

工作面开采煤层为15#煤层，俗称“丈八煤”位于太原组.下段下部，上距“四节

石”K2灰岩7.90〜11.26加，平均为9.5m。下距太原组底界K10砂岩4.50m。1106

工作面内15号煤平均厚度为5.9m，局部褶皱处煤层厚度变化较大，可采系数100%,

煤层结构较简单，含0-3层夹阡。15号煤层为黑色，半亮型〜半暗型煤。块状为主,

夹部分粉末。煤岩成分以亮煤为主，暗煤少量，偶见丝炭。玻璃光泽，均一构造,

条带状构造，参差状，眼球状断口。内生裂隙不发育，见平行层状节理，含黄铁

矿结核及散晶。15号煤为为低灰〜中灰、低硫-中高硫，高热值-特高热值的贫煤。

1106工作面煤层平均倾角约9。，工作面煤层最小倾角约5°,最大煤层倾角

约16°o

第二节地质构造情况

本工作面总体地势东北高西南低，总体呈一北西倾的单斜构造，工作面切眼

坡度较大平均约1°,顺槽坡度0-16°平均约9°,局部地方底板出现起伏变化，

形成小型褶曲，在褶曲转折端会造成煤层及顶板裂隙发育，煤层破碎。

井田内及周边未发现岩浆岩侵入，根据1106工作面巷道掘进地质资料显示，

1106工作面共揭露3个构造，分别如下：

F10断层，距运巷开口约97m,落差2m、走向32°、倾角48°；不在回采范

围内，不会对回采产生影响。

X15陷落柱，影响推进方向约46m,沿切眼方向约31m,会对回采造成影响。

X21陷落柱，影响推进方向约27m,沿切眼方向约11m,会对回采造成影响；。

对1106工作面坑透资料进行钻探验证，两个异常区验证情况：

1、1#异常区为背斜，受背斜影响煤层抬高约10m,在工作面内形成底鼓，影

响工作面推进方向约77m。

2、3#异常区为X23陷落柱，对1106工作面影响推进方向约43m,切眼方向为

42m,对回采会产生一定的影响。

根据1106工作面施工的锚索孔和顶板穿层抽放钻孔数据分析，距切眼约230m

范围内15#煤层顶板局部出现软泥层，最大厚度约为6m；局部出现黄土层，厚度

0.3-1.5mo

第三节围岩及其特征

表2-3-1（工作面煤层顶底板岩性柱状图）

厚层粗不规感期喙育，方解而除

6,91।1石灰岩

填充，均匀at周豪・

者顶

■

0.7/犀色、块状，棘为主，半亮观不可

采疑县.本建虾祗定，

灰色，湿质毋构，含植物化石，局

就、警夹有软泥岩，软海岩最大厚度的

&3直接展

砂承品岩6・.

累色、块状，期械泳，半亮型，卷

工915#M£

1龙岩.为主要因果颗.

鼻色,致密，安状,局都变为薪、

细砂岩相，含植物化石，局容含一

9.0初粗岩直接底

腰薄燃费*

第四节瓦斯、火、煤尘情况

1、瓦斯：目前1106工作面实测残余瓦斯含量4.9n?/t,预计回采期间最大

绝对瓦斯涌出量为12.7n?/min。

2、煤尘：具有爆炸性。

3、煤的自燃：II类自燃。

4、地温：14.2-24.2℃0

5、地压：顶压、侧压均不明显。

第五节水文情况

15号煤层顶板为砂质泥岩，全井田稳定连续性较好，为15号煤层直接顶，与

K2、K3、K4石灰岩含水层有密切水力关系。其中K2石灰岩裂隙较发育，K3石灰

岩局部相变为砂岩，裂隙较发育。根据副立井井检孔对该地区含水层进行的混合

抽水实验验证，K2、K3、K4石灰岩均属于弱富水性含水层。随着回采工作的进行,

顶板冒落带有可能导通K2灰岩含水层及地表水，使工作面涌水量增大。

根据根据瞬变电磁勘探资料显示，1106工作面回采不受富水区影响。

1106工作面上方有一条季节性河流，由于部分回采区域导水裂隙带高度大于

煤层埋深，所以上覆河流会对1106工作面回采造成一定的影响。我矿已委托中煤

科工集团唐山研究院编制了《丰垠沟水体下采煤设计方案》，对1106工作面采煤

提供了依据，针对河道影响区域进行枯水期回采，11月份至来年5月份。

1106工作面北部为1102工作面采空区,根据1102运输顺槽和1106运输顺槽

标高显示该采空区位于1106工作面上方，但是1102采空区持续放水，预计对1106

工作面回采影响不大。

1106工作面回采至约61m时南距III#采空区最近约9m,回采至约287m时南距

I#采空区约52m,由于在1106回风顺槽掘进时已对该采空区进行探放水，所以工

作面回采过程中不会受到该采空积水影响。

1106工作面最低底板标高为+1031m,矿井范围内奥灰水位标高为+820-+825m,

因此，工作面不受奥灰承压开采影响。另外，根据巷道掘进地质资料显示，工作

面范围内未发现有导水构造。

1106工作面涌水主要来源1106工作面上覆含水层、地表水。1106工作面回

采过程中预计正常涌水量约26m3/h,最大涌水量约34m3/ho

综上所述，1106工作面突水危险性等级评定为“中度危险”。

第三章采煤方法及其工艺流程

第一节工作面巷道及设备布置

一、工作面巷道布置

1106综采工作面位于一采区北部。矿井为提高井下煤炭资源的回收率，结合

1106工作面井上下的地质和开采技术条件，工作面沿煤层倾向布置，推进长度为

675m,开切眼长度为132.5m。工作面共布置2条巷道，即H06运输顺槽、1106

回风顺槽、1106切眼。

（附图1：1106工作面巷道布置示意图）

二、工作面巷道支护特征

1、1106运输顺槽

巷道为矩形断面，断面尺寸为5.0X3.2m,采用锚杆+金属网+钢筋梁+锚索补

强联合支护。

锚杆采用左旋无纵筋螺纹钢锚杆，规格：顶620-M22-2400mm,帮“

20-M22-2400mm,顶锚杆间排距为：900mmX900mm,帮锚杆间排距为：900mmX900mm,

锚杆托盘规格为：150mmX150mmX10mm,拱高不低于36mm,所有锚杆配套的球形

垫及阻尼垫圈必须齐全。

与锚杆配套药卷：顶锚杆采用1支CK2335、1支Z2360,帮锚杆采用1支CK2335、

1支Z2360。

全断面铺网，网格规格为40X40mm,顶网5200mmX1000mm,帮网3200mmX

1000mm,采用对接方式，16#双股铅丝孔孔相连。

钢筋托梁：顶部SB-16-4700-80mm,帮SBT4-2900-80mm。

沿巷道走向打设三排单体锚索加强支护，第一排锚索距左帮620nm1,第二排、

第三排锚索沿巷道中线打设，间排距为2000mmXI800mmmm。锚索规格为：MS-6

18.9T-8300mm,托盘规格为：300mmX300mmX16mm的钢板，拱高不低于60mm,

与锚索配套药卷:1支CK2335、2支Z2360。

帮锚索形式和规格，帮锚索布置在采空区一侧巷帮（小煤柱帮）。锚索为

1860MPa级，1X7股高强度低驰预应力钢绞线，长度为5300mm。规格为：

18.9-l-5300mmo锚杆锚固方式：树脂加长锚固，采用三支锚固剂，一支规格为

K2335,两支规格为Z2360,钻孔直径为28mm,锚固长度为1.9m锚索布置：采用

l-o-l方式布置，帮锚索距顶板1200mm,排距为1800mm。锚索垂直巷帮帮水平布

置。锚索预紧力：150kN。锚索锚固力：不小于250kN。锚索托板：采用300mmX

300mmX16mm高强度可调心托板及配套锁具。托板钢号不低于Q235,拱高不低于

60mm,保证其承载力部小于锚索的破断载荷。

2.1106回风顺槽

巷道为矩形断面，断面尺寸为4.5X3.2m,采用锚网+锚索支护；锚杆采用左

旋无纵筋螺纹钢锚杆，规格：顶620-M22-2400mm,帮巾20-M22-2000mm,顶锚杆

间排距为:800mmX900mm,帮锚杆间排距为：900mmX900mm,锚杆托盘规格为：

150mmX150mmX10mm,所有锚杆配套的球形垫及阻尼垫圈必须齐全；与锚杆配套

药卷：顶锚杆采用1支CK2335,1支Z2360,帮锚杆采用1支CK2335.1支Z2360；

全断面铺网，网格规格为40X40mm,顶网4700mmX1000mm,帮网3100mmX1000mm,

采用对接方式，16#双股铅丝孔孔相连；钢筋托梁:顶部SB-16-4200-80mm,帮

SB-14-2900-80mm；施工时，沿巷道中线打设两排单体锚索加强支护，锚索间排距

为1800X1800mmmmo锚索规格为：MS-618.9-1-7300mm,托盘规格为：300mmX300mm

X16mm的钢板，与锚索配套药卷：1支CK2335、2支Z2360。

3.工作面开切眼

一次切眼支护说明为：锚杆(顶部及老塘帮)采用左旋无纵筋螺纹钢锚杆，规

格：顶(I)20-M22-2400mm,帮620-M22-2400mm,顶锚杆间排距为：900mmX900mm,

帮锚杆间排距为：900mmX900mm；锚杆托盘规为：150mmX150mmX10mm,所有锚

杆配套的球形垫及阻尼垫圈必须齐全。一次施工回采帮采用玻璃钢锚杆，规格为

4)18-M18-1800mm,间排距：900mmX900mm,采用1/2(6160-200)X350mm的半圆

木做为托板并使用配套的玻璃钢锚杆托盘；与锚杆配套药卷：顶锚杆采用1支

CK2335、1支Z2360,帮锚杆采用1支CK2335、1支Z2360。顶部及老塘帮铺金属

网，网格规格为40X40mm,顶网4200mmX1000mm,老塘帮网3100mmX1000mm；网

片采用对接方式，16#双股铅丝孔孔相连。钢筋托梁：顶部SBT6-3800-80mni,老塘

帮：SBT4-2900-80mm。沿巷道顶板打设4排单体锚索加强支护，呈2-2-2布置，

锚索间排距为：1500mm义1800锚索规格⑶为MS-618.9-l-5300mm\(2)为MS-4>

18.9T-7300mm,托盘规格为：300mmX300mmX16mm的钢板，与锚索配套药卷：1

支CK2335、2支Z2360。

二次切眼支护说明为：顶部采用左旋无纵筋螺纹钢锚杆，规格：顶小

20-M22-2400mm,顶锚杆间排距为：800mmX900mm,帮锚杆间排距为：900mmX900mm；

锚杆托盘规为：150mmXl50mmX10mm,所有锚杆配套的球形垫及阻尼垫圈必须齐

全。二次施工回采帮采用玻璃钢锚杆，规格为618-M18T800mm,间排距：900mm

X900mm,采用1/2（6160-200）X350mm的半圆木做为托板并使用配套的玻璃钢锚

杆托盘；与锚杆配套药卷：顶锚杆采用1支CK2335、1支Z2360,顶部铺金属网，

网格规格为40X40mm,顶网3700mmX1000mm,网片采用对接方式，16#双股铅丝

孔孔相连。钢筋托梁：顶部SBT6-3400-80mm,沿巷道顶板打设4排单体锚索加强

支护，呈2-2-2布置，锚索间排距为：1500mmX1800mm,锚索规格锚索规格（2）为MS-

618.9-l-5300mm\（1）为MS-618.9T-7300mm,托盘规格为：300mmX300mmX16mm

的钢板，与锚索配套药卷：1支CK2335.2支Z2360o巷道断面、支护形式如表3-1-1

所示。

表3-1-1（工作面巷道、断面支护形式）

宽高断面

巷道名称断面形状支护形式

(m)(m)(m2)

1106运输顺槽矩形5.03.216锚杆+金属网+锚索

1106回风顺槽矩形4.53.214.4锚杆+金属网+锚索

工作面开切眼矩形7.53.224锚网+锚索+单体柱

（附图2：1106工作面巷道支护断面图）

三、工作面设备布置及技术特征

1106工作面利用综采设备进行工作面回采，具体采用MG250/600T.1D型采煤

机割煤、装煤，SGZ-764/630型刮板输送机运煤；ZFS6000/17/33型液压支架支护

顶板。

（附图3：1106工作面设备布置示意图）

表3-1-2（1106工作面设备性能及主要技术特征）

序号设备名称型号（规格）单位数量技术特征

电机功率600KW,采高范围为

1.6〜3.0,截割深度800mm,滚筒

1采煤机MG-250/600-1.1D套1

直径1.8m,牵引速度

0-8.3m/min。

运输能力1000t/h,电机功率2X

2刮板运输机SGZ-764/630部2

315KWo

DSJ120/150/2X运输能力1500t/h,带宽1200mm,

3带式输送机部1

315X电机功率2X315KWo

运输能力1300t/h,电机功率

4刮板转载机SZZ-830/250部1

250KW,出厂长度45m。

破碎能力1500t/h,最大排料尺寸

5破碎机PLM-1500部1

300mm,电机功率150kwo

额定压力37.5MPa,流量

6乳化液泵RMITrimaxS500台2

530L/min,电机功率355KW。

额定工作阻力6000KN,支撑高度

7液压支架ZFS6000/17/33架85

1.7~3.3m,支护强度0.79MP。

额定工作阻力6500KN,支撑高度

8端头支架ZFG6500/19.5/34架6

1.95-3.4m。

流量516L/min,额定压力16MPa,

9喷雾泵BPW516/16台2

电机功率160KWo

KBSG-1600/10/1.1

台1乳化液泵、喷雾泵的供电

4

9移动变压站

KBSGZY-2000/10/1供采煤机、刮板输送机、转载机及

台2

.14运巷设备供电

供采煤机、刮板输送机、转载机、

10六组合开关QJZ-1200/1140-6台4

破碎机使用

表3-1-3(MG-250/600-1.ID型采煤机主要技术参数)

电机功率滚筒直径截深牵引速度机面高度重量

型号采高(m)

(kW)(m)(mm)(m/min)(mm)(t)

MG-250/600-1.1D1.6-3.06001.88000-8.3120045

表3-1-4(SGZ-764/630型刮板输送机主要技术参数)

出厂长输送能中部槽

输送力电机功率电压等级

型号度力(长X宽X高)备注

(m/s)(kW)(V)

(m)(t/h)(mm)

SGZ-764/63015010001.281500X724X3002X3151140

表3-1-5(SZZ-830/250型刮板转载机主要技术参数)

出厂长度

型号输送能力(t/h)电机功率(kW)电压等级(V)备注

(m)

SZZ-830/2504513002501140/660

表3T-6(PLMT500型破碎机主要技术参数)

破碎能力最大给料尺寸最大排料尺电机功率

型号电压等级(V)

(t/h)(mm)寸(mm)(kW)

PLM6003001501140/660

表3-1-7(DSJ120/150/2X315X型可伸缩带式输送机主要技术参数)

输送能力输送长带速带宽电机功率电压等级

型号

(t/h)度(m)(m/s)(mm)(kW)(V)

DSJ120/150/2X315X15008563.1512002X3151140/660

表3-1-8(RMITrimaxS500型乳化液泵主要技术参数)

额定流量额定压力电机功率乳化液箱辅助液箱电压等级

型号

(L/min)(MPa)(kW)(L)(L)(V)

RMITrimaxS50053037.535511961128521140

表3-1-9(BPW516/16型喷雾泵站主要技术参数)

额定流量

型号额定压力(MPa)电机功率(kW)电压等级(V)

(L/min)

BPW516/16165161601140

表3-1-10(ZFS6000/17/33型液压支架主要技术参数)

工作阻力初撑力支护高度中心距支护强泵站压重量

型号

(kN)(kN)(mm)离(mm)度(MPa)力(MPa)(t)

ZFS6000/17/33600052321700-330015000.7931.521.161

表3-1-10(ZFS6500/19.5/34型液压支架主要技术参数)

工作阻力初撑力支护高度中心距支护强泵站压重量

型号

(kN)(kN)(mm)离(mm)度(MPa)力(MPa)(t)

ZFS6500/19.5/

650056681950-340031.531.5

34

表3-1-11（综采工作面主要设备）

序号设备名称型号（规格）单位功率KW数量备用

1采煤机MG-250/600-1.1D套6001

2刮板运输机SGZ-764/630部2X3152

3带式输送机DSJ120/150/2X315X部2X3151

4刮板转载机SZZ-830/250部2501

5破碎机PLM-1500部1501

6乳化液泵RMITrimaxS500台3552

7液压支架ZFS6000/17/33架85

8端头支架ZFG6500/19.5/34架6

9喷雾泵BPW516/16台1602

10乳化液泵RMITrimaxS500台3553

第二节采煤方法

1106工作面采用倾斜长壁后退式综合机械化放顶煤采煤法，采用全部垮落法

管理顶板。

工作面采用MG-250/600-1.1D采煤机，工作面走向长132.5m,循环进度0.8m,

采高3.0m,放煤高度2.9m,采放比1:0.966,容重取1.44t/m3,综放回收率为86%,

放顶煤区段平均122.5m,“一采一放”为一循环，则循环产量为：

循环产量Ql=132.5X5,9X0.8X1.44X86%=774.5（t）；

每班完成2个循环，每日完成4个循环，日产量为4X774.5t=3098t。

第三节采煤工艺

一、循环工艺

循环工艺：

割煤、装煤一移架一推前部输送机一放煤一拉后部输送机一外移转载机一缩

短胶带输送机

（下一循环）

二、采煤工艺详细说明及要求

（附图4：采煤机进刀示意图）

（附图5：1106工作面采煤工艺流程图）

（一）进刀方式

1、本工作面采用端部割三角煤斜切进刀，进刀距离30m,具体为端部斜切进

刀一推前刮板输送机一割三角煤一拉架一返空刀一推前部输送机六个过程。

2、移架滞后采煤机后滚筒5m进行，实行追机作业，顺序移架，顶板不好时

超前移架。

3、推输送机在移架后，滞后采煤机15m进行。

4、工作面在进入切顶线之前两端头必须进行退锚处理，两端头附近顶板可同

时升降支架，使顶板破碎跨落。

（二）回采工艺说明

1、采煤机割煤、装煤f移架一推前部输送机一放煤一拉后部输送机一外移

90

转载机f缩短胶带输送机f下一个循环。

（1）割煤、装煤、运煤

割煤：工作面采用MG-250/600-1.1D型双滚筒电牵引采煤机（滚筒截深0.8m,

直径L8m,0-8.3m/min）；正常割煤时，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤。

装煤：采煤机滚筒旋转时，煤被滚筒上的截齿破碎，并由螺旋叶片装入刮板

输送机，少量煤在推刮板输送机时被铲煤板装入刮板输送机内，极少量散落在支

架与输送机间的浮煤，由人工装入刮板输送机。

运煤：采煤机用滚筒将煤装入前刮板输送机或者放煤进入后刮板输送机，经

前、后输送机运送至运输顺槽转载机内，再经运输顺槽胶带输送机将煤运出工作面,

要求回采过程中控制好采煤机的割煤速度，确保运煤畅通。

（2）移架

工作面采用ZFS6000/17/33型液压支架管理顶板，操作方式为手动，本架操

作，实行追机作业，顺序移架。

移架滞后采煤机后滚筒5m进行，当局部煤墙片帮较深或顶板较破碎时，可跟

采煤机前滚筒移架或超前移架，及时移架控制顶板，移架步距0.8m。操作顺序为：

收防片帮板、侧护板一落后柱一落前柱一落前梁，然后以输送机为支点，向前移

架。移架后，立即升紧前、后立柱、前梁，最后打出防片帮板、侧护板。

工作面顶板破碎时，先收逼帮板、侧护板，稍降后柱，再扳下移架手把向前

移，再点动降前柱、前梁，直至支架向前移时停止降前柱和前梁。到位后，将移

架手把复零，先升后柱，后升前柱、前梁，再打出逼帮板、侧护板。

移架工序质量要求：支架成直线、仰角不得大于7。，支架错差不超过侧护板

2/3,接顶良好，初撑力达规定要求。

（3）推前部输送机、拉后部输送机

推前部输送机在移架后，滞后采煤机15m进行，拉后部输送机滞后放顶煤20nl

进行。

推前部输送机、拉后部输送机必须单方向进行，严禁从两端头同时向中间拉。

推前部输送机、拉后部输送机时，要求相邻五组支架推（拉）千斤顶顺序逐

步动作，运输机不能出现急弯，必须保证运输机平、直、稳，弯曲长度不小于20m。

推拉完毕，手把回零，必须保证前、后部输送机成直线。严禁停机时进行推（拉）

工作，防止卡、漂链事故的发生。推移机头、机尾时必须停机作业。

90

（4）放顶煤

移过支架，工作面后部输送机正常运转后，方可进行放顶煤作业。一旦输送

机停止运转，立即停止放煤。

①初次放顶煤：

工作面回采初期，顶煤比较完整，放煤较困难。为提高放煤回收率和尽快达

到放煤标准，可采取以下措施：

放慢割煤速度，增加顶煤空顶时间；反复升降支架，迫使顶煤与直接顶离层;

两端头附近的煤可同时升降支架，使顶煤破碎跨落。

②正常放煤：

工作面放煤从第5组架至倒数第5组之间进行放煤。

a、放煤工艺：采用双人双轮顺序放煤法

b、放煤步距：0.8%即一采一放

c、放煤操作：收回插板，操作尾梁千斤顶，使尾梁收到适当位置（保证放出

的顶煤落入后部输送机中）。可多次反复伸收尾梁和插板，使大炭破碎。放煤结

束后收起尾梁，伸出插板，对后部输送机进行遮掩，防止大块肝石落入后部输送

机。支架反复支撑等综合作用松动顶煤，通过摆动尾梁和伸缩插板机构实现控制

放煤块度和挡汗作用。第一放煤工首轮放出的煤量不少于顶煤的1/3〜1/2；相隔

10〜20架，（每名放煤工要逐架顺序放煤）第二名放煤工进行第二轮放煤，见研

停放。一般情况下，两轮放完，特殊情况下放第三轮。

放煤工序质量要求：放煤时，必须两名专职放煤工操作，并时刻掌握后部输

送机煤量大小，防止压部输送机事故产生。随时注意煤流中砰石涌出情况，见砰

停止放煤，确保煤炭回收率，严格控制含砰率。放煤完毕，及时伸出插板控制秆

石。

（5）清煤

清煤滞后推前部输送机10〜15m进行，要将前部输送机溜槽至支架底座周围

及支架内的浮煤全部清净，装入前部输送机。

工作面放完煤后，要将支架间的浮煤清入输送机。

（6）外移转载机：

工作面割煤一刀，转载机外移一次。转载机外移采用转载机快速推移装置，

利用摩擦力、互为支点，迈步推移。

90

(7)缩短胶带输送机作业

工作面割煤四刀，皮带机尾外移一次。皮带机尾外移采用皮带快速推移装置,

利用摩擦力、互为支点，迈步推移。

(8)卷皮带作业

1)概述：

在采煤过程中，随着工作面的不断推进，胶带输送机不断缩短，储带仓皮带

不断增加，当超过其储存容量时，就需进行切皮带作业。工作面每推进100m切皮

带一次。

2)作业程序：

①接班后，皮带司机和外围联系好，打开机信号后，迅速将皮带开空。

②点动皮带输送机在储带仓找一底皮带接口将皮带切开，然后使用皮带机卷

带装置将储带仓卷成困(每捆100m)。

③作业人员用壁纸刀将皮带切下100m,并用专用钉口机钉口。

④启动张紧绞车张紧皮带。

三、提高回采率措施

1、回采时严格控制采高，不得随意留设顶、底煤。

2、放煤时，时刻掌握后部输送机煤量大小，严格做到见秆收窗。

3、工作面支架内及两端头内的浮煤，必须清理干净。

4、每天由专人负责将运输顺槽洒落的浮煤清理至皮带上运出。

四、提高煤质措施

1、加强顶板管理，避免冒顶事故的发生。

2、杜绝挖底现象，并要求放煤时严格做到见砰收窗，减少含砰量。

3、及时开、停采煤机及各转载点喷雾，做到停机停水，防止产生水煤。

五、回采工作面禁区的规定

1、工作面机头、尾两三角区。

2、采煤机滚筒前后5m。

3、切眼煤壁。

90

第四节工作面初采期间作业安全技术措施

一、初采期间成立顶板管理领导组

（-）公司领导组

组长：总经理

副组长：生产副总经理、总工程师、安全副总经理、机电副总经理、通风副

总经理、通风区长

组员：生产业务部室部长

队领导组：

组长：队长、书记

副组长：安全副队长、生产副队长、机电副队长、采煤技术员、跟班队干

组员：全体班组长

由于1106工作面整体运输顺槽标高大于回风顺槽，为了防止工作面设备向机

尾下滑，初采期间采取调采的方式（多调机尾）对工作面进行调斜。

（二）安全技术措施

1、工作面初采前，对工作面设备进行全面检修，设备空转无问题后方可进行

生产。

2、初采期间采取多错机尾的方式对工作面进行调斜，使顶板由机尾向机头方

向逐渐垮落；当工作面推进14m时，顶煤与直接顶仍未垮落，必须停止回采并采

取人工强制放顶措施。

3、工作面初采割第一刀煤前，必须组织人员将煤墙打设的木托板、钢托盘拆

下进行回收。

4、工作面采第一刀煤时，由生产技术部及相关部室组织人员进行现场跟班指

导作业。

5、工作面初采期间，要及时在排头尾支架尾梁处拦网，并悬挂“禁止入内”

警示牌。随和工作面持续向前推进，当工作面两隅角小窝悬顶面积超过10m2仍未

垮落时，则必须及时采取强制放顶措施。

6、初采期间加强工作面支架顶板矿压观测，及时将矿压显示数据收集、汇总、

分析。

7、加强初采期间支架的检修力度，杜绝支架的“跑、冒、滴、漏、串”现象。

90

8、工作面初采期间调整好推进度，以防止前部输送机上窜下滑。

9、初采期间加强泵站的检修维护工作，确保泵站压力不小于30MPa,使用乳

化液浓度达到3%~5%,现场检测到位。

10、对工作面瓦斯及CO探头必须进行24小时监测，采煤面有C0涌出时必须

派专人跟班观察。

11、及时封堵处理工作面的进、回风隅角，减少向采空区的漏风；回采工作

面进、回风隅角不能及时垮落的必须及时处理，采取回棚或退锚方法减小两隅角

顶板支护强度，促进两隅角顶板及时垮落。

12、采煤机司机要严格控制采高，保证初采期间采高达到3.0%不得割破底

板，严禁超高。

90

第四章顶板控制管理与支架说明书

第一节工作面支架及支护说明

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，回风、运输顺槽超

前段采用单体柱支护，采空区采用全部跨落法管理顶板。

二、支架选型

端头、端尾支架ZFG6500/19.5/346组（端头、端尾各三组）

中间支架ZFS6000/17/3385组

三、支架选型验算

（-）矿压参数预测

1、根据相似工作面的矿压数据，直接顶初次垮落步距为8〜14m,老顶初次垮

落步距为25〜30m,周期来压步距为10〜20m。

2、按支架承受的顶板载荷与煤层厚度近似直线关系增长的观点估算，采场最

大压强为：P=9.8NhY/1000

其中：P------采场压强

N一一取8（按要求，支架载荷按6〜8倍采高岩重来估算）

h------煤层的采高，取3.0m

Y——顶板岩石的平均密度，取2651Kg/nr'

故，P=9.8X8X3.0X2651/1000=623.52KN/m2

综上所述，本工作面支架的支护强度应大于623.52KN/m2。

（二）支护参数校验

支架工作阻力：6000KN>623.52X6.79=4233.70KN符合要求

支架初撑力：5253KN>623.52X6.79X80%=3386.96KN符合要求

支护强度：0.79MPa>0.624MPa符合要求

综上所述，工作面选取ZFS6000/17/33型液压支架符合工作面顶板支护和

安全的要求。

（三）支架说明书

支架型号ZFS6000/17/33

90

支架型式支撑掩护式

额定工作压力31.5MPa

额定初撑力5232KN

额定工作阻力6000KN

支撑高度1.7〜3.3m

支架质量21161kg

支架中心距1500mm

支护宽度1430~1600mm

支护强度0.79MPa

底板比压1.8MPa

移架步距800mm

支架操作方式本架手动操作

（三）工作面支架最大控顶距和最小控顶距

顶板最大控顶距：

Lmax=L+Lx+Ld+D

=3120+1630+800+340

=5890mm

顶板最小控顶距：

Lmin=L+Lx+Ld

=3120+1630+340

=5090mm

式中:

L-一支架顶梁长度3120mm

Lx--前梁长度1630mm

Ld-一支架端面距340mm

D--采煤机截深800mm

90

第二节工作面顶板管理

一、工作面风、运两顺槽超前支护管理

（-）超前支护设计的原则

1106工作面在回采过程中，其风、运顺槽超前支护所采取的支护方式，一方

面其支护强度加上原巷道支护形式在回采期间对巷道的残余强度必须大于巷道回

采期间围岩对巷道的顶压，另一方面其可缩量必须满足巷道的预计变形量，才能

确保巷道顶板的稳定。

（二）超前支护参数确定

1、回风顺槽原巷道支护形式为4.5X3.2m全锚网支护，矩形断面，净断面

14.4m2,顶锚杆间排距为800X900mm、帮锚杆间排距为900X900mm；巷道顶部2

根锚索垂直顶板布设，间排距为1800XI800mmo

巷道基本支护可缩量的大小应当足以适应老顶运动发展到最终稳定状态，即

巷道基本支护结构的可缩量至少等于所预计围岩变形量：

ZlhjW/h+/ho

式中：

/h——巷内基本支护所需可缩量

/品——对老顶给定变形状态下预计的巷道顶底板移近量

/h。——辅助支护结构（即超前支护）可压缩量

本工作面回风顺槽为实体煤布置，煤体自身支撑强度相对较高，动压显现不

太明显。根据相似条件下超前支护经验和1106回风顺槽的直接顶围岩特征，巷道

顶底板移近量在100〜300mm之间，回风顺槽外段为全锚网支护因而基本支护可缩

量包含在顶底板移近量中（即可视为0mm）,而超前支护支柱单体柱可压缩量在0〜

600mm之间。

代入公式可得出：

Zlh+Zlho2/hj为0mm+600mm2300mm

满足巷道变形量的要求。

通过计算可知：回风顺槽采用单体柱作为超前支护支柱能满足顶板下沉量要

求。

2、运输顺槽原巷道支护形式为5.0X3.2m全锚网支护，矩形断面，净断面16m2,

90

顶锚杆间排距为900X900mm、帮锚杆间排距为900X900mm；沿巷道走向打设三排

单体锚索加强支护，第一排锚索距左帮620mm,第二排、第三排锚索沿巷道中线打

设，间排距为2000mmX1800mmmmo

巷道基本支护可缩量的大小应当足以适应老顶运动发展到最终稳定状态，即

巷道基本支护结构的可缩量至少等于所预计围岩变形量：

ZlhjW/h+/ho

式中：

/h——巷内基本支护所需可缩量

/h,——对老顶给定变形状态下预计的巷道顶底板移近量

/h。——辅助支护结构（即超前支护）可压缩量

本工作面运输顺槽为实体煤布置，煤体自身支撑强度相对较高，但由于与相

邻的1102工作面采空区保护煤柱仅有8m,回采过程中受采动影响压力显现较为明

显。根据1106运输顺槽的直接顶围岩特征，巷道顶底板移近量在300〜500mm之

间，运输顺槽外段为全锚网支护因而基本支护可缩量包含在顶底板移近量中（即

可视为0mm）,而超前支护支柱单体柱可压缩量在0〜600mm之间。

代入公式可得出：

Zlh+Zlho2/hj为0mm+600mm2300mm

满足巷道变形量的要求。

通过计算可知：运输顺槽采用单体柱作为超前支护支柱能满足顶板下沉量要

求。

（三）支护强度及支护密度的确定

根据现场条件及以往支护回采经验，采用单体柱配合大板支护可满足支护要

求。根据以往类似地质条件矿压实测巷道变形影响范围在15〜20m之间，但由于

运输顺槽紧挨1102工作面采空区且保护煤柱较小。因而确定回风顺槽、运输顺槽

支护长度分别保证动态下至少保持20m、25mo结合1106工作面的实际情况，确定

支护强度和密度为：

1、回风顺槽超前支护采用大板+单体柱联合支护，每根大板下方均打设单体柱

3颗,内外两帮单体柱间距分别为1800mm、1700mm,排距为900mm。

2、运输顺槽超前支护采用大板+单体柱联合支护，每根顶梁下方打设3颗单

体柱，自内向外帮单体柱间距分别为2000mm、1500mm,排距均为800mm。

90

3、风、运两顺槽超前支护采用DW45-250/110X型单体液压支柱分别配合3/4

（200-220）X4600mm,3/4（200-220）X4100mm大板管理顶板，支护长度回风顺

槽、运输顺槽分别不少于20m、25m,单体液压支柱初撑力不小于140KN。

（四）超前支护单体柱打设密度验算结果

1、由于顶锚杆长度为2.4m,煤层厚度为5.9m,运输顺槽沿煤层底板掘进，

所以，顶锚杆端头锚固在煤层中，顶锚杆、钢带、锚索与顶煤共同形成一组合梁,

增加煤层与直接顶的摩擦力，避免出现离层现象。在老顶给定变形工作状态下，

回采动压的影响下，两顺槽超前维护单体柱应当控制住动压状态下顶板，使顶煤与

直接顶不发生离层现象，从而顶煤作为组合梁来支撑直接顶，并使其与老顶紧贴。

因此，支护强度至少应当平衡顶煤重量。

即PtePn=MmXRmXLXWXK,式中：Pt巷内原支护及超前支护对顶板的

支护强度，KN；Pn单位棚距所需支护的顶板强度，KN；Mm顶煤（岩）层

厚度（组合梁厚度）：3.5m；Rm一—煤（岩）层容重，1.44t/n?；L----单位棚距

支护长度，运输顺槽取5.0m、回风顺槽取4.5m；W——单位棚距支护宽度，风、

运两运输顺槽分别取0.9m、0.7m；K~一动压系数，即来压期间与正常回采期间

顶板给予巷道的压力比值，风、运两顺槽分别取1.5、2.0。

运输顺槽：Pt2Pn=3.5X1.44X10X5.0X0.7X2=352.8KN

回风顺槽：Pt2Pn=3.5X1.44X10X4.5X0,9X1.5=306.18KN

单位棚距内所需单体柱的支护数量为：

运输顺槽：n=PnX2/300=2,35弋3,现场取3颗。

回风顺槽：n=PnXl.5/300=1.5比2,现场取3颗。

2、随着工作面回采，1106工作面端头、端尾外帮空顶宽度变化时，可根据实

际情况及时调整两端头外帮单体柱支护间排距。

（五）两巷超前支护作业

1、风、运两顺槽超前支护由专职巷道超前维护工在检修时间完成，为生产做

好准备工作。

2、架设大板棚时，由四人协同作业，4人架棚1人观测顶板。作业时，首先

将棚梁两端抬至操作平台上，再由2人肩扛大板至顶板并用铁丝拴挂在顶钢带上,

并尽可能在巷中用单体柱将棚梁升起放正，然后再由2人分别打两帮的贴帮柱，

最后将中间柱打设好。运输顺槽作业时，可借助转载机机身，作业时必须封锁转

90

载机开关。如果上梁比较困难时，可采用滑轮或手拉葫芦进行起吊。

3、打设单体柱：平台下作业人员将单体支柱移至大板下，将单体支柱升起，

适当调整迎山角，打设支设牢固。

4、单体柱打设完成后，将每颗打设的单体柱柱头使用10#铁丝拴在顶钢带上,

并将每排单体柱使用防倒绳进行串联(防倒绳必须系在单体柱手把上，且两端绳

头必须系在顶钢带上)。

5、架棚要求：单体柱打设要打正打直、成直线，初撑力符合要求，三用阀方

向和巷道方向一致，用防倒绳串联牢固，棚梁与单体柱“十字”交叉上方位置要

垫实、吃劲有力。

(六)支护材料回撤作业

1、原始支护材料回撤作业

(1)待采煤机割至机头、尾10m左右时，端头维护工用网剪将1m范围内巷

道里帮金属网之间的铅丝提前绞断。

(2