9101首采工作面作业规程文库

第一章概况

第一节工作面位置及井上下关系

一、井上位置

9101综采工作面位于赵家庄村以东、坪咀则村以北。地表地

形复杂多为坡、沟和耕地，工作面范围内无公路、河流分布，有坪咀

则村部分旧窑洞，预计回采会造成地表裂缝塌陷，但影响不大。

地面标高：+1091m—+1250.5m,平均覆盖厚度：209.8m。

二、井下位置

9101综采工作面位于我矿一采区。东靠郭家山煤矿采空区留设

的60nl保安煤柱；南邻我矿矿界；西接我矿一采区三条大巷；北为实

体煤；工作面标高：+932m—+990mo

工作面位置及井上下关系表

水平名称采区名称一采区

+1091—+1250.5井下标高+932^990

地面标高（m）

+1170.8（m）+961

地面的相对位

赵家庄村以东、坪咀则村以北范围内，地面为黄土低山丘陵。

置

工作面范围圈1、Y:19507373,X:4134981o2、Y:19507373,X:4136013o

定拐点坐标3、Y:19507219,X:4136007o4、Y:19507219,X:4134981O

回采对地面

地面有坪咀则村部分旧窑洞，回采可能对此类建筑物造成裂缝。

设施的影响

工作面位置及工作面位于我矿一采区，东靠郭家山煤矿采空区留设的60m保安煤柱；

相邻关系南邻我矿矿界；西接我矿一采区三条大巷；北为为实体煤。

走向长度（m）1034倾斜长度（m）150面积根）155100

第二节煤层赋存

本工作面所采煤层为太原组9#煤层，位于太原组中部，通过地质

报告资料分析煤层赋存情况见表。

煤层赋存情况表

煤层煤层厚度最大结构

可采性稳定性

号一最小平均(m)(夹砰数)

4.55-5.60

9#简单(1-3)赋煤区可采稳定

5.075

煤本工作面煤层赋存稳定，煤层顶板为砂质泥岩，底板为

层泥岩。煤层走向WE,倾向SN,煤层倾角3。—6°,煤层厚度

情为4.55-5.60m,平均5.075m,含1-3层夹研，平均厚度为

况0.38m,结构较简单，为稳定可采煤层。

第三节煤层顶底板

根据《90万吨/年初步设计》9#煤层其直接顶板为泥岩，平均厚

度为5.54m,岩石水平层理，节理和裂隙不发育，较稳定，不易冒落。

底板为泥岩，厚度24m左右，水平层理、斜层理，节理、裂隙不发育。

根据《90万吨/年初步设计》对9#煤层进行岩石力学试验，煤层

顶板泥岩抗压强度为14.0-16.OMPa,平均为15MPa；其极限抗拉强度

为0.4-0.5MPa,平均为0.45MPa,。煤层底板泥岩极限抗压强度为

10.0-10.8MPa,平均为10.4MPa；极限抗拉强度为0.3-0.3MPa,平

均为0.3MPa。底板比压为61.8MPao

煤层顶底板情况表

顶底板名称岩石类别厚度岩性

中粒沙质

顶板老顶8.07m黑色

泥岩

泥岩及黑色和灰白色

直接顶5.54

沙质泥岩粘土质

底板直接底泥岩4.55m-5.82m灰色泥岩

基本底浅灰色粘土岩5.75m

附图1、9101综采工作面煤层综合柱状图

第四节地质构造

本工作面总体上为单斜构造，并发育有一级的波状起伏，无断层、

陷落柱、等地质构造。

附图2、9101综采工作面素描图

第五节水文地质

一、涌水量

9101综采工作面正常涌水量为1.3m7d,最大涌水量2m7do

二、含水层（顶部和底部）分析

9101综采工作面顶板均为弱含水层，主要充水水源为大气降水,

为第四系中、上更新统及上第三系上新统地层所覆盖，地表沟谷纵横,

不会对回采造成影响。但雨季时必须随时观察顶板淋水情况，确实掌

握水情水害的预兆，及时进行预报，确保该回采工作面顺利推进。

三、其它水源的分析

9101综采工作面东南部为原郭家山煤矿采空区，经调查有大量

的采空积水，虽留设了60m的隔水煤柱，但队组和地测科必须随时观

察工作面涌水情况，确实掌握水情水害的预兆，及时进行预报，确保

该回采工作面顺利推进。

第六节影响回采的其它因素

一、影响回采的其它地质情况

1.瓦斯

根据吕梁市煤炭工业局吕煤安字［2013H16号文《关于吕梁市

2012年度瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定报告的批复》：矿井瓦斯绝

对涌出量1.03m7min；二氧化碳绝对涌出量1.54m7min,矿井属瓦斯

矿井。

2.煤尘

根据我矿在井下9303工作面取9,煤层煤样于2012年1月25日

送山西省煤炭地质研究所进行爆炸性测试，测试结果：煤尘火焰长度

30mm,抑制煤尘爆炸最低岩粉用量55%,煤层煤尘具有爆炸危险性。

因此在各个生产环节过程中，要及时洒水除尘，及时处理巷道壁上的

浮尘，确保安全生产。

3.煤的自燃倾向性

根据2012年1月25日山西省煤炭地质研究所对9#煤层自燃测试

结果：煤的吸氧量为0.70cnr7g,自燃等级为H,煤的自燃倾向性为

自燃。所以在今后生产建设中，必须加强通风工作，地面煤场也要减

少存放时间，避免煤层自燃。

4.地温、地压

根据西边相邻矿井寨崖底煤矿扩建勘探时采用TYCW-1型井温仪

在ZK1钻孔中进行的简单井温测量成果：

ZK1钻孔井温测试成果表

深度（m）1020304050607080

温度（℃）19.019.219.419.720.120.720.821.0

深度（m）90100110120130140150160

温度（℃）21.321.521.821.922.222.622.923.3

深度（m）170180190200208

温度（℃）23.624.224.324.424.5

可知，本工作面属地温正常区。

二、冲击地压和应力集中区

根据矿井地质报告和相邻采区的采掘情况，该综采工作面没有上

覆工作面和巷道布置，因此应力集中程度较低，一般不会诱发冲击地

压。

第七节储量及服务年限

一、几何尺寸

工作面长度：走向长度为1034nl（中一中平距），可采长度为984m

（中一中平距），倾向长度为150m（中一中平距）。

二、储量计算

工作面按采高2.6m,放顶煤高度2.2m,容重为1.4t/m3,工作

面回收率为93%,工作面采放比为1：0.8计算：

工业储量：Q,=工34x150x4.8x1.4=1042272吨。

设计可采储量：Q，课=984x150x4.8x1.4x93%=922441吨。

三、工作面服务

按每天完成四大循环，即四刀四放，进尺2.4m,月工作25天计

算：

日产量：2.4x150x4.8xl.4x93%=2249.9吨。

月产量：25x2249.9=56247.5吨。

月推进度：25x2.4=60m

工作面可采期：984/60=16.4个月。

第二章采煤方法和回采工艺

第一节巷道布置

一、巷道布置概况

本工作面由9101工作面进风顺槽、9101工作面回风顺槽及切眼

组成，均沿9#煤层上层稳定夹砰做顶板平行布置，均以方位角90°

掘进，切眼方位角180°,工作面推进方向是由东向西至停采线位置。

附图3、9101综采工作面巷道布置平面图

二、各顺槽支护及用途

⑴、9101工作面进风顺槽：巷道为矩形断面，即净宽4.2m,净

高2.8m,净断面积11.76m2；采用锚网梯子梁支护，顶部铺金属菱形

网,按照0.9m的间距锚固梯子梁,每排梯子梁打6根622mmX2500mm

的螺纹钢锚杆，沿巷中每隔在梯子梁之间加打两根锚索；帮部

铺设金属菱形网，按照0.8m的间距锚固616mmX1800mm的圆钢锚杆,

每排每帮均匀布置四根锚杆加铁托盘。

9101工作面进风顺槽设置有4)108mm的供水管路、6108mm的排

水管路、4)57mm的压风管路各一趟，并在采煤侧设置转载机和胶带

输送机，靠非采煤侧敷设存放移动变电站、乳化泵站等设备的轨道，

该顺槽主要用于工作面的进风和运煤、辅助运输。

附图4、9101综采工作面进风顺槽支护示意图

⑵、9101工作面回风顺槽：巷道断面和支护形式与进风顺槽相

同，9101工作面回风顺槽设置有6108mm的静压洒水管路、4）108mm

的排水管路、657nlm的压风管路、6108mm的黄泥灌浆管路各一趟及

监测管线等，并在巷道中间铺设运输道轨，该顺槽主要用于工作面的

回风和辅助运输。

附图5、9101综采工作面回风顺槽支护示意图

2

⑶、工作面切眼：净宽6.5m,净高2.6m,净断面积16.9mo

附图6、9101综采工作面切眼支护示意图

第二节采煤工艺

一、采煤方法：

9101综采工作面采用走向长壁后退式综合机械化采煤方法，综

采放顶煤支架支护，全部垮落法管理顶板。

9101综采工作面采9#煤层，平均厚度4.8m,工作面沿稳定夹研

顶割煤，采高平均为2.6m。根据配套的采煤机、四连杆低位放顶煤

的支架选型，确定放顶煤平均高度为2.2m,放煤率为80%。

采放比为2.6：（4.8-2.6）=1：0.85

二、回采工艺

回采工艺流程：

采煤机进刀与割（装、运）煤一-＞移架一-＞推前刮板--＞放顶煤

--＞拉后刮板

1、进刀与割（装、运）煤

①、采煤机采用端头斜切进刀双向割煤，斜切进刀段长度35m,

进刀深度0.6m,正常情况下，采煤机向下（上）割头煤壁后，自上

（下）而下（上）推移前刮板输送机，使得刮板输送机弯曲段为25m

后，将两个滚筒的上下位置调换，向上（下）进刀，通过25m弯曲段

至35nl处，使得采煤机达到正常截割深度（即0.6m）。

②、将2个滚筒的上下位置调换，向下（上）割三角煤至割透端

头煤壁。

③、割完三角煤以后，将2个滚筒的上下位置调换，采煤机空机

返还，进入正常割煤状态。

附图7：采煤机进刀方式示意图

④、采煤机组割、装煤和前部刮板输送机前移配合装运底煤，后

部输送机装运放下来的顶煤，前后两部输送机平行运煤，集中到桥式

转载机、顺槽胶带输送机运出。

2、移架

采用跟机拉架支护方式，支架必须先降后移，带压擦顶移架支护

顶板。移架滞后采煤机后滚筒3〜5组支架追机作业。顶板不好处，

可紧跟滚筒，但必须采用停机移架或拉超前架，及时支护顶板（煤）。

移架步距0.6m,移架后需保证支架支柱中心距偏差不得超过土lOOmmo

3、推前刮板输送机

根据进刀方式推移前部输送机，在移架后依次进行，一般滞后移

架15〜20m,推移弯曲段不得小于25nl（角度不的大于3。），推移步

距0.6m,推移时必须保证输送机达到平、直、稳，同时要把操作手

把复至零位。

4、放顶煤

工作面放煤采用“一刀一放”（多轮、间隔、顺序、等量）的方

式，放煤步距0.6mo

放煤滞后移架3―-5m处，放煤间距不得小于5组支架，放煤顺

序按1#、3#、5#等单号放煤口顺序放煤，一次放出顶煤量的1/3-1/2,

然后再按2#、4#、6#等双号放煤口顺序放煤，这样反复进行两、三

轮，将煤放完，尽量使顶煤保持均匀下降，以减少混研，提高回采率。

放煤工根据后部刮板机的煤量适当控制放煤量，以免压死后部刮

板机。

5、拉后刮板输送机

拉后部刮板输送机按单向顺序进行，且滞后放煤口15-20m,机

头机尾拉移时应拉空刮板输送机，一般在停机情况下拉移，待到位后

方可开机。

拉后部刮板输送机时先检查支架尾梁是否落在后部刮板输送机

上，输送机上是否有大块煤砰，若有上述情况，处理后方可拉移后部

刮板输送机。后部刮板输送机拉到位后必须保证其呈一直线，不得出

现急弯曲，防止折断哑铃棒或刮板槽错口。

三、其它工序

其它工序包括移转载机、拉移皮带输送机机尾、清理浮煤等。

1、移转载机

转载机采用液压自移式拉移，每循环拉移一次。

拉移前先清理干净拉移段的浮煤、杂物，拉移时必须停机闭锁，

无关人员远离作业地段。

2、拉移皮带输送机机尾

采用液压自移式拉移，每天拉移一次。

拉移前，首先把皮带拉空，通知皮带机司机停机，将开关打至零

位，并坚守岗位，没有得到专人和信号通知，严禁开机。然后回收皮

带架的管梁、H架等，再清理干净拉移段的浮煤、杂物，检查俄柱的

支设。拉移时，无关人员远离作业地段，作业人员站在安全区域后，

方可进行远距离供液拉移。整个过程要设专人指挥、专人观察，随时

注意拉移情况，拉到位后，通知皮带机司机拉紧皮带并试运转，皮带

跑偏时，及时调整皮带上、下托辐和机尾滚筒。拉移皮带输送机机尾,

根据皮带机尾和转载机位置情况，由检修班负责拉移。

3、清理浮煤

每一循环对工作面人行道和机头机尾的浮煤全部清理一次，保证

机头机尾出口及人行道畅通，液压支架、超前支柱保证支在实底上。

4、工作面两顺槽回收锚杆、锚索时采用退锚机在检修班进行，

使用退锚机时必须三人作业，一人观测顶板，一人操作退锚机，一人

配合，回收锚杆、锚索距离工作面煤壁保持在3—5m。回收顶板锚杆、

锚索时，先回锚索，后回锚杆；回收帮锚时，从下而上依次进行。如

煤壁破碎时，回收时先打贴帮柱，再进行回收，如顶板破碎时，严禁

回收顶锚杆、锚索。

第三节设备配置

本工作面主要设备有采煤机、端头支架、中部支架、前部刮板输

送机、后部刮板输送机、转载机、顺槽皮带、泵站等。

附图8：9101综采工作面设备布置示意图

各设备的主要技术参数说明如下：

一、采煤机（1台）

型号：MG160/390-WD（一台）

采高范围：1.3-2.92

装机功率：390KW

牵引功率：30X2KW

过煤高度：410mm

滚筒直径：61.25m；<t）1.4m；61.6m

滚筒截深：600mm；800mm

摇臂型式：整体弯摇臂

牵引力：408KN

泵站功率：11KW

机面高度：1100mm

下切深度：305（e1.6m滚筒）

滚筒转速：46r/min；52r/min

摇臂摆动中心距：5813mm

摇臂长度：1700mm

牵引速度：0-7m/min

供电电压：1140V

二、放顶煤支架（96架）

1.中部支架

型号：ZF5600/17/28（95架）

支撑高度：1700〜2600mm

中心距：1500mm

宽度：1430〜1600mm

初撑力：3956kN（P=30MPa）

工作阻力：5000KN（P=39.8MPa）

支护强度：0.86MPa

底板比压：1.64MPa（平均）

适应煤层倾角：W15°

2.端头支架（6架）

型号：ZFG5600-18/32（6架）

支撑高度：1800—2800mm

中心距：1500mm

宽度：1430—1600mm

初撑力：5232kN（P=30MPa）

工作阻力：5600kN（P=33.7MPa）

支护强度：0.87MPa

底板比压：1.75MPa（平均）

三、运输设备（2部）

1.前部刮板输送机（1部）

型号：SGB—630/220（一部）

输送量：450t/h

刮板链速度：1.245m/s

电机功率：2X110kW

中部槽规格：1500X630X252mm（长X内宽X高）

电压等级：1140V

2.后部刮板输送机（1部）

型号：SGB—630/264（一部）

输送量：450t/h

刮板链速度：1.0.92m/s

电机功率：2X132kW

中部槽规格：1500X630X252mm（长X内宽X高）

电压等级：1140V

3.转载机（1台）

型号：SZZ-730/160（一台）

输送量：700t/h

刮板链速度：1.45m/s

电机功率：160kW

电压等级：660/1140V

中部槽规格：730X222X1500mm

4、顺槽皮带（1部）

型号：DSJ100/63/2X90

输送量：630t/h

带速：2.5m/s

电机功率：180kW

电压等级：660/1140V

5、无极绳绞车（1部）

型号：JWB-110BJ

牵引力：50-120KN

牵引速度：1.89/0.68m/s

滚筒直径：1050mm

绳径：626mm

最小破断拉力：317KN

电机型号：YBK2315S-4110KW

6、双速多用绞车：（1部）

型号：JSDB-13

卷筒：直径400mm;

宽度531mm

钢丝绳：直径21.5mm；

结构6X19

减速比：慢速209.66

快速25.82

电动机：型号YBK2-200L2-6

功率22KW

四、泵站

乳化液泵选用BRW—200/31.5型2台（一台备用、一台使用）,

液压管路选择高压胶管，耐压45Mpa以上。

乳化液泵型号：BRW-200/31.5

公称压力：31.5Mpa

公称流量：200L/min

电机功率：125kW

工作液：3〜5%乳化液

配套液箱：RX400/25、W10FX

喷雾泵选用BPW315/10K型2台（一台备用、一台使用）

喷雾泵型号：BPW315/10K

公称压力：lOMPa

公称流量：315L/min

电机功率：75KW

外形尺寸：2200X1000X1270

五、破碎机

型号：PLM-1000

电机功率：110KW

六、变压器（2台）

1、型号：KBSGZY-1250/10（工作面电源）

型号：KBSGZY-630/10（喷雾泵、乳化泵、无极绳、皮带机电

源）

七、附属设备

1、照明综保（3台）

型号：ZBZ-4.0M

2、组合开关（3台）

型号：KJZ5-1500/1140-6作为采煤机、刮板机、转载机、

破碎机电源；

型号：QJZ7-1600/1140-8作为喷雾泵、乳化泵、照明信号

（1台）电源。

3、皮带开关为QBR-400软启动；JH-8拉紧绞车开关为QJZ-30

真空开关；BQS-12.5-98-15潜水泵开关为QBZ-80真空开关；照明综

保1台；总开关为KJZ5-400。

无极绳绞车开关为QBZT20N可逆真空开关；油泵开关为QBQ-80

真空开关；照明综保1台；总开关为KJZ5-200。

4、配备平板车一辆，用以放置电缆。

附图8、9101综采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、工作面支护设计

（一）采用类比法进行设计

1、参考本矿或邻矿同煤层矿压观测资料，选择本工作面矿压参

数。

同煤层矿压观测选择或预计本工作面矿压参数参考表

序同煤层本面选取

项目单位备注

号实测或预计

直接顶厚度m5.54

顶底板

14.55-5.8

条件直接底厚度m

2

2直接顶初次垮落步距m8~13

来压步距m23-30

初次来最大平均支护强度MP开采中观测

3

压最大平均顶底板移近量mm开采中观测

来压显现程度一般

来压步距m15-18

周

4期最大平均支护强度kN/m2开采中观测

来

最大平均顶底板移近量mm开采中观测

压来压显现程度一般

最大平均支护强度kN/m2开采中观测

5平时

最大平均顶底板移近量mm开采中观测

6直接顶悬顶情况m3

7底板容许比压MPa61.8MPa

8直接顶类型类II

9基本顶级别级容易

10巷道超前影范围m30

2、工作面选用液压支架工作参数见下表

工作面条件与支架适应条件对照表

工作面条件支架适应条件

采高2.6m1.7~2.8

倾角3~10°<15°

煤厚4.8m4-10

煤硬度2-3W4

底板比压0.3MPa1.64~1.75MPa

支护强度0.51MPa0.86~0.87MPa

顶板种类2类2类

3、合理支护强度的计算

采用经验公式计算：

Pt=8X9.81XhXr

=8X9.81X2.6X2.6=530.5248(kN/m2)

---Pt：顶板对支架的压强(8倍于工作面的采高);

---h：采高(m)；

r：岩石密度(t/m3)；

根据上述公式得知530.5248(kN/in?),即为工作面合理支护强

度。

4、支护强度验算：

530.5248(kN/m2)=0.530MPa<0.8Mpa

支架底板比压1.75MPa>0.3Mpa

即选用的液压支架能够满足工作面支护强度的要求。

二、支架密度确定

1、根据顶板与支架选型，工作面安装101组液压支架，至进风

顺槽向回风顺槽依次为3组ZF5600-18/32型放顶煤端头液压支架，

95组ZF5000-17/28型基本液压支架，3组ZF5600-18/32型放顶煤端

头液压支架。

2、选择合理空顶距

根据支架选型，工作面最大控顶距为6m,最小控顶距为5.4m。

放顶步距0.6m,即每割一刀移一次架，顶板自由垮落。

三、乳化液泵站

(一)泵站设置位置

泵站前期设在进风顺槽距工作面煤壁714-664m的位置，后期设

在一采区轨道大巷(东)与9101进风顺槽之间的联络巷内。

(二)泵站使用规定

1、启动泵站前，应首先检查各部件有无损伤，各连接螺丝是否

紧固、润滑油要正常、液压适当，乳化液浓度3%—5%,各种保护齐

全可靠，运行方向为正向。

2、泵站启动后，要注意监听泵的运转状态，如有异常，要立即

停泵处理，严禁带病运转，严禁反向运转。

3、在开泵时，必须得到呼叫停泵人的命令后方可开泵，开泵前,

必须向工作面发出开泵信号，等5s后在启动。

4、检修泵时必须把开关停电闭锁。

5、泵的卸载定值不超过31.5Mpa,供液压力不低于30Mpa,严禁

随意调整安全阀的整定值。

6、适当调整泵的倾角，始终让泵处于水平状态。

7、加强液压系统的清洁卫生，泵箱过滤器应定期清洗，乳化液

泵箱每半个月清洗一次，乳化液配比为3%-5%o各种胶管元件应保

持清洁,严禁泵箱随意敞口，严禁不经过滤网直接向泵箱加入乳化油。

第二节工作面顶板管理

一、顶板管理及支护方式

1、正常工作时期顶板支护方式

采用追机移架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，即割煤一移架一移输送机；采用带压移架的方

式移架。正常移架要滞后采煤机滚筒3一5架，不得超过6架。顶板

破碎时要紧跟前滚筒移架或人工操作超前移架，即：当发现片帮严重

时，不等采煤机切割，就进行移架，在进行其他操作，工艺为移架一

割煤一移输送机。移架步距0.6m。

移架顺序：

（1）采煤机向下（上）端正常割煤时，滞后煤机后滚筒3、5架

移架（顶板破碎时可紧跟前滚筒移架）。

（2）采煤机割煤并移架后，及时将支架的伸缩粱伸出护顶。

（3）采煤机向下（上）端正常割煤时，自下（上）而上（下）

滞后煤机后滚筒3~5架移架（顶板破碎时可紧跟前滚筒移架）。

（4）机头处三架排头架的移架顺序为：先移2号架（100号架）,

后移1号架（101架），再移3号架（99号架）。

（5）在采煤机割煤时，超前采煤机前前滚筒3架将互帮板收回,

并滞后采煤机前滚筒3架，顺序将互帮板挑起。

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，支架初撑力不得小

于24mpao

（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10m,防止长时间空顶。

（4）工作面出现冒顶时，要及时用木料接顶，并支好支架。

二、特殊时期的顶板管理

1、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期间，应加强来压的预

测预报工作，由矿压部门在进风、回风顺槽挂牌标明来压位置。

（3）工作面支架以及进风、回风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。

（4）加强上、下端头顶板管理，要提高支护质量，适当加大支

护密度，确保排头支架联网与巷道搭接0.5m以上，防止出现端头冒

顶。

（5）工作面停采时要编制停采措施，加强顶板管理。

2、过断层及顶板破碎时的顶板管理

本工作面两顺槽没有揭露断层现象，但是必须加强回采时的顶板

管理工作。当工作面局部地段片帮严重时，可超前采煤机移架，及时

支护煤壁；在顶板破碎的地段，为了有效地防止顶板冒落、控制煤壁

片帮，应采取及时拉超前架的方法维护顶板。

第三节进风、回风顺槽及端头顶板控制

一、工作面两顺槽超前、端头的顶板控制

两顺槽超前支护距离不小于30m。前10m为三排液压单体支柱，

其余20m范围内为两排液压单体支柱，升柱前将单体三用阀调整（即

垂直指向巷帮）。

1、9101进风顺槽超前30nl支护，使用DW—36型单体液压支柱,

从工作面煤壁线往外10m为三排（靠工作面煤壁设一排，两排设在转

载机人彳丁道，柱距为1.2m,间距0.3m--2.1m--0.9m--1.1m）；其余20m

范围内为两排液压单体支柱（靠工作面煤壁设一排，另一排设在皮带

运输机靠右的人行道处，柱距1.2m,间距0.3m--2.5m--1.0m--0.6m）□

工作面靠垮落侧按间距0.25m、排距0.7m支设两排密集支柱。

2、9101回风顺槽超前30m支护，使用DW—36型单体液压支柱,

从工作面煤壁线往外10m为三排（柱距1.2m,间距

1.0m—1.2m—1.2m—1.0m）；其余20m范围内为两排液压单体支柱（柱

距1.2m,间距0.6m—2.0m—0.8m—1.0m）□工作面靠垮落侧按间距

0.25m、排距0.7m支设两排密集支柱。

工作面上下端头采用3组ZF5600-18/32型放顶煤端头液压支架

支护顶板。

二、工作面安全出口的管理

（一）支护形式

两顺槽超前安全出口，每班设专人对其清理维护，确保巷道高度

不低于2.8m,人行道宽度不小于0.7m。回风巷和进风巷内回出的锚

杆、托盘、菱形网等一切杂物都要及时运出工作面超前支护之外，并

分类堆放整齐，定期出井交给地面机电队。

（二）支、回柱质量控制标准

1、支柱纵横成线，偏差小于±100mm。

2、支柱支到实底,并做到迎山有力，单体支柱初撑力不小于90kN

,不得出现空载支柱。

3、所有单体支柱三用阀方向一致，阀端指向巷帮。

4、所有单体柱设置防倒装置。

5、不得使用失效的单体支柱。

6、两巷巷道高度不低于2.8m,行人宽度不得小于0.7m

（三）与其它工序之间的街接关系

采煤机端头进刀时，严格禁止支、回单体柱。

三、支护轨道的使用数量和存放管理

工作面回风顺槽轨道场要备有：3.5m长坑木20根，道木20根,

DW—36型单体液压支柱30根，柱帽30块，料场必须设在超前支护

100m之外，物料要分类码放整齐。

附图9：9101综采工作面端头、超前支护示意图

第四节矿压观测

一、矿压观测内容

9101综采工作面的矿压观测内容主要有：支架阻力观测、支架

活柱缩量观测、巷道围岩表面位移观测、顺槽超前支护范围内单体液

压支柱阻力观测及支护质量动态观测。

二、矿压观测方法

1.工作面的矿压观测

(1)支架工作阻力观测：在每架支架的前、后立柱上安装压力表,

观测支架前、后立柱工作阻力的变化情况。在工作面上、中、下部布

置3条观测线，其测线分别布置在25,50,75号支架上。由队组派专

人进行连续读取25,50,75号支架的初撑力、工作阻力。分别在移架

前、移架后各读取一次并记录。

(2)支架活柱缩量观测：用钢卷尺测量25、50、75号支架移架前、

后活柱下缩量，根据循环次数，可算出循环下缩量和下缩速度。

2.顺槽的矿压观测

(1)巷道围岩变形观测：在9101综采工作面两顺槽安装顶板离层

仪，并进行挂牌管理。

9101综采工作面两顺槽的顶板离层仪在掘进期间已安装齐全，

工作面交接时必须完好齐全，要求所有离层仪必须型号统一，安装合

格，无破损，字迹清晰。

随着9101综采工作面的持续推进，两顺槽顶板受采动影响发生

变化，距工作面距离越近影响越大，对于顶板离层仪的观测要求距工

作面200m范围内每3天进行1次观测，距工作面200m以外每10天

进行1次观测。观测数据时要正视离层仪标尺，将观测数据认真填写

在离层仪管理牌板上，字迹要清晰工整。

建立顶板离层仪观测记录本，每次观测将观测数据填写在记录本

上。观测过程中如出现顶板离层下沉量超过150mm时，队组必须及时

汇报技术科，技术科组织专业人员进行分析，以便采取措施。

加强平时的检查与维护，当下沉量接近极限值时，必须对顶板离

层仪的深基点和浅基点重新进行调整，防止超过极限值造成顶板离层

仪破坏；当离层仪标尺读数达到150mm时，必须将离层仪脚线放出，

定在零刻度上，同时在记录本备注栏内标注清楚，如因回采进入超前

支护范围内的也应在记录本备注栏中注明。

(2)9101工作面两顺槽超前支护范围内单位液压支柱阻力观测;

用增压式压力表分别测量轨道、胶带顺槽超前支护范围内支柱的工作

阻力，掌握其变化情况，每班观测2次，以便分析围岩变形时的支柱

阻力变化情况。

三、支护质量监测

每旬由质标办不定期对9101综采工作面两顺槽支护质量动态检

查1次，对存在的问题，下发整改通知单，由队组立即整改。监测内

容要包括支架初撑力、煤壁片帮情况、梁端距、采高及端面顶板垮落

情况、两顺槽单体支柱初撑力、超前支护质量等。

四、观测时间要求

9101综采工作面支护质量监测，整个生产期间。

五、管理规定

(1)要以严谨的科学态度进行读数，不得马虎，更不得凭自己想

象造数。

(2)要爱护仪表、保护仪表，严禁随意破坏各种仪表。

(3)与观测无关人员严禁对仪表进行随意调整。

(4)读数时须平视仪表表盘，力求精确。

（5）上井后须及时对观测数据上交队组并与队组共同分析矿压变

化情况以便指导生产。

第四章生产系统

第一节运输

一、运输设备及运输方式

采煤机割底煤和前部刮板输送机前移配合转运底煤；破碎并垮落

到支架掩护梁和插板上方的顶煤，在插板缩回后利用自重自动溜入后

部刮板输送机的溜槽中运出，插板完成大块煤的破碎并通过上下摆动

破碎掩护梁上方的大块煤形成的临时拱式结构。前后两部刮板输送机

平行运煤，集中到桥式转载机和顺槽皮带输送机上运出。

二、辅助运输设备及运输方式

9101综采工作面需用的设备物资等采用轨道运输，运送设备为

1.5T矿车、JWBT10BJ无极绳绞车与JH-8回柱绞车，通过9101回风

顺槽运进工作面（无极绳绞车地基采用水泥浇筑，安装位置位于9101

回风顺槽口约30m处；回柱绞车采用地锚、压柱固定，安装位置位于

9101回风顺槽口约50nl处）。

三、煤炭的运输

9101综采工作面一前后刮板输送机一转载机一9101进风顺槽皮

带输送机一运输大巷（东）一运输大巷（中）一上仓皮带巷一煤库一

主斜井皮带一栈桥皮带一地面煤场。

四、辅助运输及人员行走路线

地面平车场一副斜井一集中轨道巷一轨道大巷（中）一轨道大巷

（东）-9101回风顺槽一工作面

地面（人员）一主斜井一集中轨道巷一轨道大巷（中）一轨道大

巷（东）一9101进（回）风顺槽一工作面

五、道轨敷设要求及标准（采用30kg/m道轨）

1、轨枕铺设要求：

（1）位置：与巷道中线垂直，轨枕中心与巷道中心线距离误差:

±50mmo轨道上平面到顶板最低点不小于2.5米。

（2）无失效轨枕（腐朽、损坏、断裂不起作用者为失效）

2、轨道铺设质量标准：见（表一）及（表二）

表一轻轨质量铺设质量标准

设计值

序号检查项目质量标准及允许偏差

（mm）

单轨段轨道中心线与设计位置的偏移不大于50mm,

1轨道中心线

双轨中心线的间距不小于设计，不大于设计值的20mni

轨面的实际标高与设计标高的偏差为±50mm坡度误

2坡度与标高

差50米内不超过±l%o

3接头平整度轨面及内侧错差不大于2mm，不应有硬弯

4方向目视直顺，用10米弦量不超过10mm

轨面前后高

5目视平顺用10米弦量不超过10mm

低

6轨距600符合设计值，允许偏差+5mm,-2mm

7水平两股钢轨应水平，误差不大于5mm

8轨逢间隙不大于5mm

间距规格数量符合设计要求，轨枕无失效，间距符合设计，

9轨枕质量

700误差±50mm

接头应采用悬接，直线段采用对接，相对错距不大于

10接头方式

50mm

鱼尾板.螺栓.弹垫.与轨型配套，规格符合设计要求，数

11扣件压板

量齐全，密贴，紧固有效，压板浮离左2mm

12其他道床整洁，道渣不埋没轨枕面，无浮渣杂物，水沟畅通

表二道岔质量铺设质量标准

设计值

序号检查项目质量标准及允许偏差

(mm)

1轨距按标准加宽后+3mm；辙岔前后，轨距偏差+3mm,

间距规格数量符合设计要求，轨枕无失效，间距符合设计，

2轨枕质量

500误差±50mm

3水平偏差不大于5mm

直线目视直顺用10米弦量不超过10mm,曲线目视

4方向

圆顺

5轨面前后高低目视直顺，用10米弦量不超过10mm

6接头平整度轨面及内侧错差不大于2mm,

尖轨尖端与基本轨密贴间隙不大于2mm,无跳动尖轨

7尖轨

损伤长度不大于100mm

8开程尖轨开程80〜110mm

9轨逢尖轨根部不大于8mm,其他与线路要求相同

心轨与护轨

10572mm

工作边间距

零件齐全，安装牢固，无松动失效现象，心轨尖端与

11护轨

护轨工作边中点相对偏差±50mm

鱼尾板.螺栓.弹垫与轨型配套，规格符合设计要求，数量

12扣件

齐全，密贴，紧固有效

道渣材料粒径在20〜40mm之间，道渣厚度误差土

13道床162

50mm,

心轨，翼轨垂直磨损不超过7mm,电卯钉无松动，焊缝

14辙岔

裂纹

1拉杆，紧固有效；

15其他

2道床整洁,道渣不埋没轨枕面，无浮渣杂物，水沟畅通

地坪标高允许偏差-30〜50mm,表面平整度W10mm.

附图10:9101综采工作面运输系统图

第二节“一通三防”及安全监控

一、通风系统

(一)通风方式：工作面采用“U”型通风。

(二)风量计算

9101综采工作面风量计算：

①按照瓦斯(或二氧化碳)涌出量计算：

Q采=100Xq采XK采

=100X0.16X1.8

=28.8(m3/min)

式中：Q采一综采工作面需要风量，m3/mino

Q采一综采工作面回风流中绝对瓦斯涌出量，取

3

0.16m/mino

K采一瓦斯涌出不均衡系数，综采取1.8；

②按照综采工作面最多人数计算风量；

每人供风市4m3/min；

工作面同时作业人数为20人。

3

Q采>4N(m/min)

Q采>4X20

>80(m3/min)

式中Q采一综采工作面需要风量，m3/mino

4一每人不少于4m3/mino

N一工作面最多的人数

③9101综采工作面按气象条件计算风量：

Q9101—Q基本XK采高XK采面长XK温

3

式中：Q9ioi—9101综采工作面实际需要风量，m/mino

Q9i01基本=60X工作面控顶距X工作面实际采高X70%X

适宜风速(不小于lm/s)

Qgioi基本二60X6X2.6X7O%X1.0

=655(m3/min)

K采面长一9101综采工作面长度调整系数，取1.0；

K采高一9101综采工作面采高调整系统，取1.5,因新工

作面为放顶煤工作面；

K温一9101综采工作面温度调整系数，取1.0.

Q9io^=Q基本XK采高XK采面长XK温

=655X1.5X1.0X1.0

=982(m3/min)

按照风速进行验算：

15SVQ9101采V240S

式中：S一工作面平均断面积12m2

15S=15X12

=180(m3/min)

240S=240X12

=2880(m3/min)

180m3/min<982m3/min<2880

经以上计算验算，9101综采工作面设计风量982m3/min

符合规定要求。

（三）通风路线

新鲜风流:地面一主斜井（副斜井）一集中轨道巷一轨道大巷（东）

-9101综采工作面进风顺槽一工作面

污风流：9101综采工作面-9101综采回风顺槽一回风大巷（东）

一总回风巷一回风立井一地面

附图11：9101综采工作面通风系统图

二、瓦斯防治

甲烷传感器垂直悬挂，距离顶板不得大于300mm,距离煤帮不的

小于200mm,并安装在维护方便，不影响行车和行人顶板完好的地点。

设置地点名称设置位置报警值断电值复电值断电范围

一采区轨道

监控分站

巷

工作面及其

回风巷内全

9101上隅角甲烷传感器20.欧国0.804部非本质安

顶处

全型电气设

备

9101工作面甲烷传感器:Efffi中部却.欧H421.2040.804

9101工作面甲烷传距轲嘴

N）.巡留4.XH4

回风口感器10-15m

2、瓦斯监控设施的管理表

三、综合防尘系统

9101综采工作面综合防尘表

负责队长负责全队综合防尘工作，积极搞好防尘宣传教育维护负责人

采煤机安装内外喷雾，内喷雾压力。2Mpa,外喷雾压力21.5Mpa采煤机司机

喷雾支架前后喷雾，实现降柱、移架或放煤时同步喷雾降尘支架工

系统安设喷雾设施，喷嘴距落煤点WO.5m,成对安装，固定

各转载点各转载司机

牢固

工作面运输、距工作面50m内分别设两道净化水幕，迎风喷雾，覆盖

队指定专人

回风巷全断面

生产班冲洗工作面支架和工作面进风、回风顺槽超前支护段及各转载点生产班检修

洗尘20m内的煤尘班、

检修班冲洗工作面运输巷、回风巷的煤尘指定专人

1、系列车上的煤尘不得用水冲洗，须用棉纱擦拭干净。

备注2、做好个体防护，佩戴防尘口罩。

3、喷雾系统在生产时打开，停机、检修时关闭。

防尘措施

1、采煤机内外喷雾降尘。在整个防尘供水管线上设过滤，保证

喷雾水质，配备喷雾泵