5101外面工作面回采作业规程定稿

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

第三节煤层顶低板............................................................................2

第四节地质构造..............................................................................2

第五节水文地质.............................................................................2

第六节影响回采的其他因素...................................................................3

第七节储量及服务年限制.....................................................................4

第二章采煤方法..............................................................................5

第一节巷道布置..............................................................................5

第二节采煤工艺..............................................................................5

第三节工作面设备配置......................................................................10

第三章顶板控制.............................................................................13

第一节支护设计.............................................................................13

第二节工作面顶板控制......................................................................14

第二节端头及顺槽顶板控制.................................................................15

第四章生产系统..............................................................................18

第一节运煤系统.............................................................................18

第二节“一通三防”与安全监测系统..........................................................19

第三节供、排水系统.........................................................................19

第四节供电系统.............................................................................24

第五节六大系统及照明系统..................................................................33

第五章劳动组织及主要技术经济指标............................................................39

第一节劳动组织.............................................................................39

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

第三节主要技术经济指标....................................................................41

第六章主要安全技术措施......................................................................42

第一节一般规定.............................................................................42

第二节顶板管理.............................................................................42

第三节带压开采管理.........................................................................46

第四节“一通三防”与安全监控...............................................................47

第五节运输管理.............................................................................53

第六节机电管理.............................................................................55

第七节其他措施.............................................................................61

第七章灾害应急措施及避灾路线...............................................................67

第一章概况

第一节工作面位置及井上下关系

5101外面工作面地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，西至郝家塔保护煤柱线，地面无建筑物，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状蜿蜒延伸。

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，西侧为

村庄保护煤柱，东侧为一采区第二回风巷。工作面倾向长度357m,走向长度199m,面积为71043

2

m0工作面上下方地层均为未采区。

工作面位置及井上下关系（见表1-1）：

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+700m〜+860m工作面标高+520m〜+540m

工作面地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

地面相

龙沟，西至郝家塔保护煤柱线，地面无建筑物，多为黄土高坡、枣林及农田，贺龙

对位置

沟与工作面走向平行，且从工作面上方呈S状蜿蜒延伸。

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

井下位置及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，

与四邻关系西侧为村庄保护煤柱，东侧为一采区第二回风巷。

倾向长度（m）357走向长度（m）199面积（m2）71043

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，煤

层总层厚度在工作面内较稳定，根据已揭露巷道情况分析，煤层最厚处4.6m,平均厚度4.2m,

倾角0°〜-4°,平均-2°o

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『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（勃稳定程度

4.1〜4.60〜一4

2.5(0.2)1.512较稳定

4.2-2

第三节煤层顶低板

顶底板情况（见表1-2）：

表『2顶底板情况

顶底板名称岩石名称厚度（U1）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。

直接顶砂质泥岩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炭质页岩或泥质页岩，分布不稳定，较破碎，随顶板揭露而跨落。

直接底砂质泥岩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和里面回采情况分析，工作面构造较为复杂，在皮带顺槽面揭露两

条正断层，产状分别H=l.5mZ35°和H=l.8mZ35°,断层附近顶板破碎，易掉顶，对回采

影响较大；工作面内可能存在陷落柱、小断层等地质构造，对回采有一定影响。

工作面两道倾角一般为0〜-4°,平均-2°。

第五节水文地质

1、地表水

地表没有大的河流流经本区，仅贺龙沟在工作面上方呈S形状流出，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49.86

m,工作面煤层最低埋深达到160m,地表水不会对工作面回采造成危害。

2、顶板砂岩水

根据工作面临近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1.4m,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，工作面回

采前已进行疏水降压，根据本矿近期水文孔观测资料显示，太灰水位值取567m,按照《煤矿防

治水规定》，结合工作面开采实际煤层底板最低标高+520m计算；

采用公式：T=P/M

其中：T。一突水系数，MPa/m

P一底板隔水层承受的水头压力，MPa；

M一底板隔水层厚度，m；

P={567m-(520m-23.38m)}X0.0098=0.69MPa

M取23.38m得出T=0.694-23.38=0.03MPa/m

计算结果表明，工作面底板最大突水系数为0.030MPa/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.IMPa/m,则存在底板突水的可能性。因此在不存在大的导水构造情况下，工作

面回采期间不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+520m〜

+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。

5、预计涌水量

最大涌水量40m7h,正常涌水量10m7h。

第六节影响回采的其他因素

影响回采的其他因素表(1-4)：

表『4影响回采的其他因素表

瓦斯5(4+5)煤层的瓦斯含量4.36〜14.91m3/t,平均8.37n]3/t,高瓦斯。

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

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

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

倾向长走向长大巷煤柱煤厚容重工业回采率可采储量

(m)(m)(m)(m)(t/m3)储量(t)(%)(t)

357199534.21.3941500193385951

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外面工作面倾向长度357m,走向长度199m,煤层倾角平均2°,实际可采储量为:

Q可=L走XL假XH采XI.39/cos2°X93%=199X357X4.2X1.394-cos2°X93%=385482t,

日产量：

①、循环产量♦

Q1=LHSRC=199X4.2X0,8X1.39X0.93=864t

公式中：L-工作面走向长度，199米；

H-工作面平均采高，4.2米；

S-循环进度，0.8米；

R-煤的容重，1.39t/m3；

C-工作面回采率，取93%

②、日产量Q2

Q2=7XQ1=6050t

可采期：T=385951/6050=64(天),64+28=2.3(个月)；

即：5101外面工作面的服务年限为2.3个月。

附图1：5101外面工作面井上下对照图

附图2：5101外面工作面综合柱状图

附图3：5101外面工作面煤层底板等高线图及资源/储量估算图

附图4：5101外面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外面工作面巷道为双“U”型布置，皮带顺槽宽5.1m,高度为4.2m,净断面为21.42m2,

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，其布置一部胶带输送机、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

料任务。切眼高度3.5m,宽7m,净断面积24.5m2；切眼布置液压支架、刮板输送机、采煤

机。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外面工作面倾角为。〜-4°,平均-2°,煤层厚度为4.1〜4.6m,平

均4.2m,工作面走向长度为199m,倾向长度为357m,适合机械化采煤，故本工作面采用倾向

长壁一次采全高综合机械化采煤法。

二、回采工艺

5101外面工作面选用ZZ6000-21/45型支撑掩护式液压支架和MG400/930-WD型电牵引采煤

机。工作面煤层厚度平均为4.2m,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4.2m,跟顶跟底回采。

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：采煤机下行割煤一移架一移刮板输送机一采煤机割通下端头煤壁一采煤机空转

上行至刮板输送机直线段一移架一移刮板输送机一采煤机下行进刀割三角煤一采煤下行割通下

端头煤壁一采煤机空转上行至刮板输送机直线段割煤一移架一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

（-）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外面工作面进刀方式示意图

（-）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

刮板输送机。

（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：下采煤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，

顺序将机头处二架特殊支架向前拉移一个步距，移架的顺序为：先移1号支架，后移2号、3

号支架。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，后移中部支架，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一降支架立柱一移架一用侧护板和底调千斤顶调

架一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；支架初撑力不低于设计值的

80%。

（七）推移刮板输送机方式：

本工作面可实现三种推移

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。移推移输送机时，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。

（A）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，采煤机下行割煤。

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）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、转载机前移前，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、转载机前移后，保持“平、正、稳、直”。

（十）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。

（十一）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。

（十二）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

（-）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。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，防止顶板冒落。

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，严禁大肝石进入原煤系统。

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、井各项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外面工作面选用ZZ6000/21/45型支撑掩护式液压支架，其主要技术特征:

支架支撑高度：2.1~4.5m支架宽度：L41〜1.61m

中心距:1.5m初撑力：5232kN

工作阻力：6000kN支架重量：23t

推溜力:272kN移架力：431kN

供液压力：31.5MPa移架步距:0.8m

适应倾角:0〜18°护帮板长度:0.9m

支架支护强度0.85~0.9MPa操作方式：本架操作

三、工作面运输机

5101外面工作面选用SGZ-880/2X400型可弯曲刮板输送机。

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：1140V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：110KW

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外面工作面皮带顺槽运输采用DSJ120/120/2X315型可伸缩式胶带输送机一部,

长840mo

其主要技术特征：

带宽：1200mm速度：3.15m/s功率：2X315kW

七、5101外面工作面其他设备

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，QJZT260/n40(660)-l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外面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，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外面工作面运料系统共安装了4部绞车，JD-4型调度绞车1部，JYB—25型调度绞

车1部，JH—30型回柱绞车2部。

附图6：5101外面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，两道顺槽采用锚杆、锚索支护，

皮带顺槽及轨道顺槽超前支护采用单体液压支柱配合较接梁进行支护，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）倾向（m）煤层号

4.1〜4.64.20°〜-4°1993595(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

ZZ6000-21/454.5m2.1m6000kN5232kN0.85-0.90MPa

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=8HRgX10-6=8X4.3X2.5X103X9.8X10-6

=0.78（MPa）

式中：Q——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4.3m；

R—顶板岩石容重2.5t/m3；

g—取重力常数为9.8。

液压支护支护强度为0.85〜0.90MPa,大于P,符合要求；根据5101外面工作面的主要

参数和ZZ6000-21/45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外面

工作面选用ZZ6000-21/45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ZZ6000-21/45支撑掩护式液压支架支护顶板，ZZG6000-21/45支撑掩护式

液压支架为端头支架。共布置137架支架，其中131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(LJ、端面距(LJ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4300mm,端面距按340mm计算，采煤机实际截深

为800mm,由此可计算：

最大控顶距：Lx=L+L2+S=4300+340+800=5440(mm)

最小控顶距：Ln=L+L2=4300+340=4640(mm)

附图7：5101外面工作面支护平、剖面示意图

二、支护要求

1、支架中心距保持L5m±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

木板梁绞实顶板，处理时严格遵守防冒顶安全技术措施。

7、5101外面工作面在过断层、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5101老面数据，预计老顶初次来压步距为42〜45m左右，周期来压步距为23〜30m,

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3.8〜4.2m,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。

第三节端头及顺槽顶板控制

一、上、下端头支护

1、5101外面工作面端头支护使用3架ZZG6000-21/45支撑掩护式液压支架配合液压单体

支柱进行支护。

2、距第一架端头支架0.2m处沿工作面走向（从切顶线至支架梁端）打一排戴帽点柱，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1.2m。

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

采空区侧安置钢筋网联合挡阡。

二、两巷超前支护

1、5101外面工作面两道顺槽采用单体液压支柱配合较接梁进行超前支护，工作面回采期

间，超前工作面出口20m用4.5m液压单体配合1.2m的较接梁支护，单体支柱沿巷道中线两边

各1.2m处支设，柱距1.2m,排距2.4m；单体液压支柱穿好铁鞋，拴齐安全绳，初撑力不小于

90kN；顶板不平时，必须使用木料垫实，确保有效支护。工作面上、下出口处，采用4.5m液

压单体配合1.2m的较接梁，沿倾向布置三排支护，间排距1000mm*1200mm；单体支柱沿巷道中

线打一棵，沿中线两边各L2m处各打一棵单体，柱距1.2m,排距1.2m。单体结实顶板后要及

时系上安全防倒绳，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。

2、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°,端头支架初撑力不小于24Mpa。

2、支架与顶板以接顶不实时，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±100所，柱距偏差不大于±100mm,排距偏差不超过土

lOOmmo

7、两巷超前支护的不可提前移动，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400nlm,安全绳扣一端联接用65mm圆钢制作的挂钩。

柱帽采用300X200XI00mm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1.8m。

12、工作面上下端头处支架必须接顶严密，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2X5n?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，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

（-）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。

（二）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外面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、在工作面风、机两巷每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外面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、较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虹

2、工作面支架编号管理，支柱、较接梁、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、较接梁、柱帽认真清点，发现支柱失效、

顶梁损坏，必须立即更换并排出工作面，码放到规定地点码放整齐，检修班及时回收。

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DW45-250/110XL120101001000

钱接梁HDJA-1200100101001000

松木柱帽200X150X1502010

半圆木2000X150X150050

半圆木3000X150X150050

第四章生产系统

第一节运输系统

一、运输路线

运煤路线:5101外面工作面刮板输送机（全长203m）-5101皮带顺槽转载机、破碎机（全

长36.5m）—5101皮带顺槽胶带输送机（全长460m）-—采区上仓胶带输送机一一采区储煤井

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一一采区轨道巷一5101

轨道顺槽一5101外面工作面。

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一一采区轨道巷一5101

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外面工作面时已进行校验，见5101外面工作面运输系统示意图及

《5101外面工作面安装组织施工设计》。

四、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外面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

(-)相关参数：

5101外面工作面北邻5100工作面采空区，南侧为设计的5103工作面，西侧为5101工作

面采空区，东侧为一采区第二回风巷，煤层为5(4+5)号煤，瓦斯含量3.1~6.8m3/t,平均

4.95m7to煤尘具有爆炸性、自燃等级为H类、属自燃煤层，切眼走向长度199m。

(二)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：

采煤工作面实际需要风量，应按工作面气象条件、瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量(以历年

矿井瓦斯等级鉴定结论和现场测定得知C0,涌出量较低，因此不作为计算依据)、作业人员等规

定分别进行计算，然后取其中最大值，5101外面工作面需风量计算如下：

1、按气象条件计算

Qcf=60X70%XvcfXScfXkchXkc

式中：

v°f一采煤工作面的风速，按采煤工作面进风流的温度，按表1选取；工作面温度均〈20C,

故v0f取1.Om/so

表1采煤工作面空气温度与风速对应表

采煤工作面温度℃采煤工作面风速m/s

<201.0

20〜231.0〜1.5

23〜261.5〜1.8

Sof一采煤工作面的平均有效断面积，按最大和最小控顶有效断面的平均值计算；Scf

=(5.7+4.9)/2X4.4=23.32m%

k°h一采煤工作面采高调整系数，具体取值见表2；取1.2。

表2采煤工作面采高调整系数

采高m<2.02.0-2.5>2.5及放顶煤工作面

系数kch1.01.11.2

k0一采煤工作面长度调整系数，具体取值见表3；工作面长度199m,故kc=1.4。

表3采煤工作面长度风量系数

采煤工作面长度m长度风量系数kcl

<150.8

15〜800.8-0.9

80-1201.0

120—1501.1

150—1801.2

>1801.3〜1.4

70%—有效通风断面系数；

60—为单位换算产生的系数。

3

Qcf=60X0.7X1.0X23.32X1.2X1.4=1645.5m/min

（二）按照瓦斯涌出量计算

按采煤工作面回风流中瓦斯浓度不超过0.8%的要求计算：

Q采=125Xq采XKOM（m3/min）

式中：Q采---采煤工作面实际需要风量，m3/min；

q采一采煤工作面回风巷风流中日平均瓦斯绝对涌出量，in?/min；

KC„4——采煤工作面瓦斯涌出不均衡系数。（正常生产条件下，连续观测1个月，日最大

瓦斯绝对涌出量与月平均日瓦斯绝对涌出量的比值）。

125—采煤工作面回风流中瓦斯浓度不超过0.8%所换算的常数。

综采工作面需要风量计算：

Q采=125Xq采XKOM=125X6.2X2.6=2015（m3/min）

（工作面轨道顺槽平均绝对瓦斯涌出量取6.2m3/min,瓦斯涌出不均衡系数为2.6）

（三）按照二氧化碳涌出量计算

Qcf=67XqccXkcc

qCe——采煤工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量，1.64m3/min；

kcc——采煤工作面二氧化碳涌出不均衡的备用风量系数，正常生产时连续观测1个月，日

最大绝对二氧化碳涌出量和月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值，kcc=l.72/1.64=1.05；

67=按采煤工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5羔的换算系数。

Qcf=67XqccXkcc=67X1.64X1.05=115.37m'/min

（四）按工作人员数量计算

Qcr，4N”式中：

Ncf——采煤工作面同时工作的最多人数，50人；

4---每人需风量，m3/min

3

Qcf^4Ncf=4X50=200m/min

根据以上计算取最大值Q采=2015m3/min

按采煤工作面风速进行验算

15S米平均<Q采<240S来平均（nrVmin）

式中：S一工作面平均断面积，m2；

综采工作面风量验算：

15s采平均=15X5.7X4.4X0.7=263（mVmin）

240s采平均=240X5.7X4.4X0.7=4213（m7min）

263（m3/min）<2015（m3/min）<4213（m3/min）

根据以上验算结果，按回采工作面绝对瓦斯涌出量进行配风，符合风速验算要求。故工

作面生产期间配风量为2015m'/min。