w11A501综放工作面回采作业规程

目录

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

第一节工作面位置及井上下关系...................3

第二节煤层....................................3

第三节煤层顶底板...............................4

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

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

第六节影响回采的其它因素........................8

第七节储量及服务年限...........................9

第二章采煤方法.....................................11

第一节巷道布置................................11

第二节采煤工艺................................12

第三节设备配置................................15

第三章顶板管理.....................................22

第一节支护设计................................22

第二节工作面顶板管理..........................24

第三节两巷及端头顶板管理......................30

第四节矿压观测................................32

第四章生产系统.....................................34

第一节运输系统................................34

第二节一通三防与监控系统......................35

第三节排水系统................................51

第四节供电系统................................53

第五节通讯照明系统...........................54

第五章劳动组织和主要经济技术指标..................65

第一节劳动组织...............................65

第二节循环作业图表...........................66

第三节主要经济技术指标.......................66

第六章煤质管理......................................66

第七章压风自救系统...............................68

第八章安全技术措施.................................69

第一节一般措施................................69

第二节顶板控制................................70

第三节防治水..................................73

第四节一通三防...............................75

第五节运输管理................................75

第六节机电管理................................80

第七节防飞砰................................91

第八节提高回采率的措施.......................92

第九节其它措施...............................92

第九章灾害预防及避灾路线........................117

第一章概况

第一节工作面位置及井上下关系

一、工作面位置

WU51综采放顶煤工作面位于+822m水平一采区西翼北部。上下限标高分别

为+899m、+822m,工作面由西向东回采，上为边界保护煤柱，下为尚未开采的实

体煤，西至井田边界，东至副井。运输顺槽与+822m水平车场相连接，并通过溜

煤眼与主井相连接，回风顺槽与+899m水平车场相连接。工作面开采煤层底板等

高线标高为+899--+822m,自西向东逐渐增高再降低，形成向斜。

二、地面相对位置及影响范围

工作面位置及井上下关系表表一

煤层名称A5煤层水平名称+822m采区名称一采区

工作面WU51地面标高+1060〜+1067工作面标+899〜+822

名称工作面(m)+1063.5高(m)+860

工作面地表地形为山体、丘陵地形和洪积台地，总体地势东西高、

中部低，东西由一系列圆形小山梁和小山包组成的低山丘陵地貌，中

地面位置

部则为南北向的干沟，海拔960〜1080m,相对高差150m。采区内无其

它地面建筑物。

井下位置

W1151工作面位于井田西翼，北部为废旧老窑，西部与井田边界

及四邻采

相接，南部为保护煤柱(未回采)，东部为副井井筒。

掘情况

回采对地

工作面地表为山体丘陵，采区内工业不发达且无农业耕田，基本

面设施影

无人居住，仅有少量放牧者，回采对地面设施无影响。

响

回采

倾斜长回采面积

走向长689m150103350m2

(m)(m2)

(m)

第二节煤层

煤层厚度、产状等见附表

煤层及煤质情况表表二

煤(矿)层煤层煤层

4.09较简单29°〜31°

总厚(m)结构倾角

变异系数

可采指数100%36稳定程度较稳定

(%)

煤本工作面回采A5煤层，A5煤层恺匕质为：煤层呈条带状结构，水平层状构

层造。黑色、条痕黑褐〜黑棕色，多呈碎粒状，新鲜面呈沥青光泽，暴露地表

情很快变为油脂光泽，长期风化后为土》犬光泽。煤质轻，性脆，易破碎；断口、

况

节理不明显，局部呈阶梯状一参差状；内生节理不发育，不易熔融膨胀，含

水量较少，煤层视相对密度均为1.3t/m3o

A5煤层属不易自燃或部分属不易自燃和易自燃煤层，地表露头大部已火

烧，仅在东部HI线-IV线之间可见煤层露头，连续性较好，多形成杂色角砾火

烧岩、灰黑焦块或砖红色烧变岩。煤J导普氏硬度f=2〜3。含1层夹肝，煤层

结构较简单。

第三节煤层顶底板

煤层顶底板情况表表三

顶底板名称岩石名称厚度(m)岩性及物理力学性质

深瓦灰色，泥质粉砂岩结构，中厚层构

泥岩、粉砂

老顶4.62造，节理发育，遇水易变软垮落，

质泥岩

f=2.55~5.28o

瓦灰色，泥质粉砂岩结构，中厚层构造，

直接顶泥质粉砂岩2.21粉砂质含量不均，局部偏高，抗压强度

较小，开采中及易垮落，f=l.81〜7.12。

深瓦灰色，泥质粉砂岩结构，中厚层构

伪顶炭质粉砂岩0.71造，节理发育，底部含炭质，f=1.81-

7.12o

深瓦灰色-灰褐色，泥质粉砂岩结构，

直接底泥质粉砂岩2.53中厚层构造，含少量炭质成份，有『2

层夹肝。

附图1:工作面煤层综合柱状图

W1151工作面综合柱状图

1：200

-A6煤层，厚度0.7~1.59m,平均厚度

L14m,煤层结构较简单

A5直接顶，泥质粉砂岩，3.5-17米，灰

褐色-深瓦灰色,层状局部夹薄煤层

A5煤层，1.09-6.03米，亮型煤,

黑色，可见「3层0.29-0.56nl厚的含炭

泥岩夹肝。

人5底板，2.53米，泥质粉砂岩，灰褐色,

泥质粉砂状结构，中部夹有一■层灰白色

细砂岩。

含煤层泥质粉砂岩、泥岩，3.57米,

深灰至灰褐色，中厚层构造。

0.95-3.98米,A4煤层,半亮煤,

中部见卜2层泥质夹砰，厚度

分别为0.05-0.33米。

第四节地质构造

一、断层情况以及对回采的影响

该工4乍面的构造类型;为：，地层沿倾向有微弱的波状起伏，延北西向倾

角逐渐温i缓。现将工作直.内的主要地质构造分述如下：

1、褶皱：

(L)水溪沟向斜：轴向约120°〜300°,轴部向西北翘起，向南东

倾伏。诙・翼倾角较陡，北翼倾角35°〜45°,南翼倾角50~70°,向斜核

部倾角我:缓，一般10°--25°。核部由八道湾组上段(Jlb2)构成，翼部

由八道湾:组下段(Jlbl)构成。

地C2)北翼背斜：轴，向128°〜308°左右，向南东倾伏，为对称直立

背斜。北:翼地层产状：42!°〜50°Z35°〜43°,南翼地层产状：180°〜

质230°N2>0°〜33°,对全，区所有煤层均有影响。

(:3)北翼向斜：轴，向125°~305°左右，向南东倾伏，向斜轴部出

构露岩性为J泥岩夹泥质粉砂'岩，该向斜南翼即为上述背斜的北翼，产状：

42°〜5()°Z35°〜43°,北翼地层产状：195°〜220°Z33°〜37°,

造枢纽近苜:立。该向斜在H］［线东消失，地层产状全部南倾，影响到全区所有

煤层。

2、［断层：采区内参3见较大的断层，仅在生产井中见一些小断裂，这

些断裂孝;两组：一组北:东倾，产状N70°〜75°；另一组北西倾，产状

Z3000~70°o具“X”型共辗断裂特征，属压扭性断裂，运动方向为：

北东倾者-右旋，北西倾者左旋。断距6m左右，将北翼A4、A5号煤层错断。

小断裂对卜其他煤层的影响不清。

名称走向倾向倾角性质落差(m)对回采的影响程度

F2NEWS70°正断层6较大

二、褶曲情况以及回采的影响:

根据WH51工作面轨道、运输顺槽的实际揭露，工作面内无褶曲存在。

三、其他因素对回采的影响(陷落柱、火烧岩等)：

根据W1151工作面轨道、运输顺槽的实际揭露，工作面内无无古河流冲刷、

岩浆岩侵入、陷落柱。

四、存在问题：

(1)井田浅部有停产的老窑，因时间过久，需在开采过程中加强勘探，注

意收集有关资料，并利用设计配备的探水钻，做好探放水工作，坚持“有疑必探,

先探后掘”的防治水原则。

（2）地质报告提及井田内露头处大部分火烧，但火烧底界未能明确给出，

仅以风氧化带的方式说明氧化带底界为30m,该数据存在一定的不准确性，建议

建设方在开采上部煤时，应先探后掘，探明上部火烧情况方可进行回采。

第五节水文地质

一、水文地质条件

W1151工作面上覆含水层主要有下侏罗统八道湾组下段孔隙裂隙弱含水层、

烧变岩裂隙含水层。

据地质报告，下侏罗统八道湾组下段孔隙裂隙弱含水层分布于勘查区中部，

呈东西向宽带状，岩层厚度H0〜282m,构造上地层处于向斜两翼及背斜的南翼，

地下水的水力性质，近地表为潜水，向下转变为承压水；烧变岩裂隙含水层：A5

煤层部分火烧及顶、底板形成烧变岩。主要分布于北部及西部，地表出露宽度5-

140m,夹于HI含水层之中。烧变岩收缩裂隙极为发育，是地下水贮存的良好空

间和运移通道，该含水层的水力性质近地表为潜水，向深部渐变为承压水。

由于地表为丘陵沟壑，因此富水性较为贫乏。工作面上部含水岩性主要为泥

砂岩，受大气降水和地表水入渗补给，水量中等。

井田东部边界外1.2km的地表有水溪沟河，因距离较远，对W1151工作面开

采不产生影响

二、含水性分析

（1）含水层岩性：WU51工作面含水层主要为侏罗系下统八道湾组下段，

岩性由细粒岩类（泥质岩及粉砂岩）和粗粒岩类（中砂岩、粗砂岩及砾岩）互层

构成，且部分构成煤层的直接顶、底板，在补给来源充分的条件下成为采区涌水

量的直接来源。

（2）构造：构造形态以褶皱（向斜，背斜）构造为主，单斜地层次之，W1151

工作面地下水的富水程度除与含水层的孔裂隙发育程度相关外，仍受褶皱构造的

制约，在向斜轴部岩石裂隙发育，含水层的产出上利于地下水的赋存，富水性较

好，压力水头高，而单斜及背斜则稍差。

（3）地表洪水：对于水溪沟河而言，可能加剧了洪水向地下水补给的强度。

而对于干沟季节性河而言，此时洪水可能反补给地下水，若在该河床下采煤或已

经采空，则水的压力会增加采空区塌陷的可能性，是采区涌水量的间接来源。

（4）火烧区积水：A5煤层地表多有露头，火烧区域较大，裂隙极为发育，

易于接受大气降水的渗入补给形成地下水，由于该类地下水排泄不畅，长期的蓄

集对采区构成重要威胁，尤其烧变岩下部煤层顶板不稳定部位，是充（突）水发

生的重要地段。

（5）采空区积水：据地质报告，W1151工作面上顺槽北帮存在采空区，所

有探进老空的钻孔基本无水流出，有害气体涌出量较低，采空区积水和有害气体

对A5煤层回采的影响较小且老空区无发火现象。

第六节影响回采的其它因素

影响回采的其它地质情况表表五

影最大涌水量350m3/h正常涌水量120.8m3/h

响工作面最大绝对瓦斯涌出量（2012年瓦斯签定成果）为

瓦斯

回1.31m3/min,为瓦斯矿井。

采煤尘煤层自身具有爆炸危险。

其煤的自燃属不自燃，少部分为不易自燃及很易自燃煤层

它

地温正常

地

地压大地静力场型。

质

煤层夹肝直接顶直接底

情普氏硬度

况（f）2-313.5—174.5—18

储计算方法采用地质块段法：Q=SXMXd,其中Q为块段储

量量；S为块段水平面积(煤层倾角较小)；M为块段煤层平均

计算方法

计厚度；d为煤的视密度。

第七节储量及服务年限

一、地质储量Q地：

QJft=LXBXHXP=689X150X4.09X1.3^54.95万吨

式中：L-工作面平均走向长度为689m。

B—煤层倾斜长150米

H—煤层平均厚度4.09米

P—煤体容重1.3t/m3

二、损失量计算：

1、石门煤柱损失量Q石损：

Q石损=L石XBXHXP=30X150X4.09X1.3心2.4万吨

式中：L石一石门煤柱走向长30米。

2、工作面机采损失量Q机损：

Q机损=(L—L石)XB工XMXPX(1-C1)

=(689-30)X150X2.5X1.3X(1-95%)^1.6万吨

式中:M—机采高度2.5m,

B工一工作面煤壁长度150米

C1—工作面机采回采率95%

3、工作面顶煤损失量Q放损：

Q放损=(L-L石)X(H-M)XBXPX(1-C2)

=(689-30)X(4.09-2.5)X150X1.3X(1-85%)^3.1万吨

式中:C2-顶煤回收率85%

三、可采储量计算Q可：

Q可=Q地-Q石

=54.95-2.4=55.52.55万吨

1、采区回采率C：

C={Q地-Q石-Q机-Q顶煤}/Q地X100%

={54.95-2.4-1.6-3.1}/54,95X100%q87.07%

2、工作面回采率P：

P={Q可-Q机-Q放损}/Q可X100%

={52.55-1.6-3.1}/52.55X100%~91.06%

四、工作面日产、月产：

1、工作面日产Q日：

Q0=QzXBx=15OX2.5X0,6X1.3X0.95X2+150X1.59X1.2X0.85

XI.3=872.1（吨），

Bx一日循环进刀数（两刀一放）

2、工作面月产Q月：

、月二、日XtXk=872.1X3OX85%=2.2（万吨）

式中：t—月生产天数30

k一正规循环率85%

五、工作面服务年限：

1、采区生产能力A：

A=Q月X12=2.2X12=26.4（万吨）

2、服务年限T：

T=Q可一Q机-Q顶煤/Q月=52.55T.6-3.1/2.2口21.75（月）

第二章采煤方法

第一节巷道布置

一、采区设计、采区巷道布置概况

WU51综放工作面位于+899水平第一区段一采区由西向东开采，开切眼位置

布置在西边界。

二、工作面轨道顺槽

W11501综放工作面上顺槽，沿煤层底板布置。巷道断面规格：矩形断面，净

宽X高=3.4X2.8m,,用于材料运输与进风及行人。

轨道顺槽采用锚索、锚网联合支护，部分巷道为锚网支护。

轨道顺槽内沿下帮（工作面侧）安装三趟管路，至上而下分别是：压风管路

（黄色、689mmPVC管）；防尘管路（绿色、6108mm钢管）；排水管路（黑色、

6159mmPVC管）；防尘管路每100m设置三通阀门一个，压风管路每100m设置三

通阀门一个，供电电缆及通讯管线沿上帮（非工作面侧）铺设，轨道铺设在巷中。

三、工作面运输顺槽

W1151综放工作面运输顺槽，沿煤层底板布置。巷道断面规格：矩形断面，净

宽X高=4.0X2.8m2,运输顺槽主要布置工作面转载机、破碎机和胶带输送机，

用于煤炭运输、回风，采用锚索锚网联合支护。

运输顺槽内沿下帮（非工作面侧）布置四趟管路，至上而下分别是：压风管

路（黑色、6159mmPVC管）；防尘管路（绿色、689mm钢管）；注氮管路（黑色、

“160mm高分子聚乙烯管）；排水管路（黑色、“159mm高分子聚乙烯管），防尘

管路每100m设置三通阀门一个，压风管路每100m设置三通阀门一个。

四、工作面切眼

切眼为矩形断面，采用钢筋树脂加长锚杆锚固，锚网锚索联合支护，切眼采

用锚带网+锚索+双排单体支柱支护，沿煤层顶板布置。切眼断面为：净宽7.5m,

净高2.8m,断面积为21m）

五、洞室及其它巷道布置

W11501运输顺槽在距开切眼400m处，在下帮设有水窝子和配电胴室，轨道

顺槽在300m,470m、600m处分别设有探放水碉室。

第二节采煤工艺

一、采煤工艺

1、采用MG300/700-QWD型双滚筒电牵引采采煤机落煤。

2、采煤机割、装煤和前部运输机铲煤板前移配合装运底板煤；顶煤直接放

入后部运输机内。

3、工作面采用SGZ764/400中双链刮板输送机运煤，运输顺槽采用

SZZ764/200中双链转载机运煤和DSJ-100/80/2X100皮带运输机一部。

4、工作面支护采用ZF6000/17/35型放顶煤支架与ZFG7200/20/37型过渡液

压支架支护，上下出口采用“四对八梁”迈步支护；目前工作面已安装

ZF6000/17/28型基本架97架，ZFG7200/20/37过渡支架3架（下端头），后续

因工作面长度变化，工作面上端头还需过渡架安装2架、普通支架4架。

5、本工作面采用走向长壁综采放顶煤后退式采煤法，设计采煤机截割高度

2.5m,截深0.6m,放煤步距1.2m,采放比：1:1.57,全部垮落法管理顶板，注

氮及黄泥灌浆处理采空区。

6、工作面初采，推过开切眼后，根据现场实际情况确定放顶方案或采用深

孔爆破辅助松动顶煤放顶。

7、工作面末采，推进至距停采线15m时，留顶煤维护回撤通道。

二、落煤方法

1、采煤机进刀方式

附图2：采煤机进刀示意图

采煤机采取上端部斜切进刀的方式；斜切进刀段长度不少于30m,进刀深度

0.6mo

1）采煤机位于上端头进刀处上行割三角煤。

2）采煤机下行割煤至下出口，返空刀后，自下向上推移刮板输送机。

2、采煤机割煤方式

1）采取单向割煤；即采煤机从上部进刀处上行割三角煤，再返刀由上向下

割煤；割煤至下出口后返空刀至上端头，自下向上推移前溜；完成两个循环后，

开始放煤，放煤完毕再进行下一循环。

2）采煤机下行割煤时采用前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤的方式；

3）采煤机割煤时，安全防护网以里严禁有人作业。

3、牵引方式：采用齿轨无链牵引。

4、采煤机上行割上端头三角煤，在试生产时，如采煤机不能实现上行割煤,

需要考虑采用放炮方式割三角煤，到时根据实际情况编制放炮的专项安全措施。

三、放煤工艺

1、放煤方式及步距：放煤方式采取两采一放，放煤步距为1.2m。

2、放煤顺序：采取多轮间隔自上而下顺序放煤。第一轮间隔顺序放煤时，

放煤量约为顶煤的50%,第二轮间隔顺序放煤的放煤量约为顶煤的30%,第三轮

顺序放煤时，见肝关门。放煤在工作面移完支架后，由上向下依次进行放煤。放

煤时安排二人进行放煤，一人操作，一人监护，先从93#支架开始放煤，然后依

次放93#、91#、89#等单号支架，单号支架放煤量约为顶煤的50%,放至1#支架

后，再从上向下放双号支架上部的顶煤，双号支架放煤起始支架为94#支架，然

后依次放94#、92#、90#等双号支架，双号支架放煤量约为顶煤的50%,放至2#

支架后，采用同样的方法开始第二轮、第三轮间隔顺序放煤直至见肝关门。放煤

时，先收缩插板，降低尾梁，使放煤口摆到合适位置，反复摆动尾梁，使煤流入

后部运输机，为防止肝石进入后部运输机，放煤后将尾梁调整一致，严禁出现错

茬。

3、采放比：采高2.5m,放煤高度1.59m,采放比为1:1.57。

4、放煤工艺要求

1）工作面连续两刀割完，支架全部移完后，开始自上而下/自下而上放煤。

2）放煤时，先收回尾梁插板，并操作尾梁千斤顶，使尾梁摆到适当位置，

以便能使顶煤直接流入后部输送机。

3）放煤过程中，可多次反复摆动尾梁和伸缩插板便于放煤；当放煤见肝时,

及时伸出插板封住放煤口，使肝石不能滑入后部输送机内，即完成一架放煤工作,

再依次进行其它支架放煤。

4）每组由1—2人进行放煤，放煤时控制煤量和放煤时间，掌握后部输送机

的运煤量，防止输送机过载输送。

5）工作面推进30m后初次放顶（考虑到切眼支护方式及矿领导的研讨而决

定），距停采线15m时停止放顶煤。

6）在试生产过程中，应积极主动试验其它放煤步距，通过试验找出最优的

放煤步距，保证煤炭的回收。另外，该工作面倾角自上向下逐渐变大，采取自上

而下放煤顺序和自下而上的放煤顺序哪种更有利于顶煤放落，还需要在生产过程

中进行对比试验，找出最优的放煤顺序。

5、放顶煤时，针对顶煤硬，不易放煤，在工作面中部靠近顶板处施工有一

条放煤工艺巷，在工艺巷内对顶煤进行预裂，提高顶煤的回收率。

四、采煤工作面正规循环生产能力

工作面每天组织1个循环，循环进尺1.2m,割煤高度2.5m,放煤高度1.59m,

回米率95%。

日割煤量=150X2.5X0.6X2X1.3X0.95=555.8吨

日放煤量=150X1.59X1.2X0.85X1.3=316.3吨

日产量=555.8+316.3=872.1吨

月产量=872.1X3OX85%=22238.6吨（每月生产天数按30天，正规循环率

85%）o

第三节设备配置

一、工作面设备配置：

W1151工作面设备配置祥见下表：表六

序号设备名称型号单位数量

1基本支架ZF6000/17/35组97

2过渡支架ZFG7200/20/37组3

3米煤机MG300/720-QWD台1

4前部运输机SGZ764/400部1

5后部运输机SGZ764/400部1

6转载机SZZ764/200部1

7破碎机PLM1000部1

8乳化液泵站BRW-315/31.5型台2

9清水泵BPW-315/6.3型台2

10顺槽内胶带机DSJ-100/80/2xl00部1

二、设备参数：

1、采煤机

根据煤层倾角及工作面生产能力，选用上海天地煤矿机械有限公司生产的

MG300/720-AWD型电牵引采采煤机，主要技术参数如下:

米IWJ范围:2.0—3.3m

工作面倾角：W45°

仰俯采角度：±16°

煤质硬度：f<5

装机功率：728.5KW

电机功率：2X300KW（截割）2X55KW（牵引）18.5KW（泵站）

电压等级：1140V

机面高度：1449mm

摇臂回转中心距：7330nlm

摇臂长度：2221mm

卧底量：400mm（中部）

滚筒外形尺寸：1800mmX630mm

有效截深：600mm

滚筒转速：32.4rpm

牵引方式：齿轮销轨式

调速方式：机载“一拖一”四象限交流变频调速

牵引速度：0〜7.8~13m/min

牵引力:731/438KN

控制方式：PLC控制

冷却方式：各电机与摇臂等分别水冷

防尘方式：内、外喷雾

冷却水压力：W1.5Mpa

冷却水流量：25L/min

整机重量：约45T

2、液压支架

①基本支架

型号：ZF6000/17/35型放顶煤支架

支撑高度：1.7m—3.5m

支架中心距：1500mm

支护强度：0.85—0.91MPa

工作面阻力：6000KN

底板比压：2.5MPa

操作方式：本架控制

支架重量：20.5±1.5T

②过渡支架

型号：ZFG7200/20/37过渡液压支架

支撑高度：2.0m-----3.7m;

支架中心距：1750mm

支护强度：0.82-0.87MPa;

工作面阻力：7200KN;

底板比压：2.7-2.87MPa;

操作方式：本架控制

支架总重量：30±1.5To

3、运输设备

①前部刮板输送机

型号：SGZ764/400中双链刮板输送机

设计长度：150m

出厂长度：180m

输送量：800t/h

中部槽规格：1500X724（内宽）X300mm

垂直方向弯曲：3°

水平方向弯曲：1°

刮板链速度：1.32m/s

刮板间距：1.08m

圆环链规格：030X108mm

电动机功率：200/100kW

电动机电压：1140V

电动机型号：YBSD-200/100-4/8

②后部刮板输送机

型号：SGZ764/400中双链刮板输送机

设计长度：150m

出厂长度：180m

输送量：800t/h

中部槽规格：1500X724（内宽）X300mm

垂直方向弯曲：3°

水平方向弯曲：1°

刮板链速度：1.31m/s

刮板间距：1.08m

圆环链规格：①30X108mm

电动机功率：200/100kW

电动机电压：1140V

电动机型号：YBSD-200/100-4/8

③转载机

型号：SZZ764/200中双链刮板转载机，

安装长度：55m

输送量：1000t/h

刮板链型式：中双链

刮板链速度：1.46m/s

刮板间距:864mm

圆环链规格：030X108mm

电动机功率：200/100KW

电动机电压：1140V

电动机型号：YBSD-200/100-4/8

④破碎机

型号：PLM1000轮式破碎机

破碎能力：1000t/h

最大入口粒度（宽X高）：700X724mm

出口粒度300mm以下

电动机功率132kW

电动机电压660/1140V

电动机型号YBS-132-4型

电动机转速：1500r/min

破碎主轴转速:370r/min

驱动装置两侧安装（破碎锤轴两侧安装锥套和大皮带轮）

锤头冲击速度:20m/s

破碎锤头：4个

大小皮带轮节圆直径：1250/315mm

三角带规格：SPC-5600(8根)

整机高度1700mm

⑤DSJT00/80/2xl00可伸缩带式输送机(顺槽皮带)

1)型号：DSJ-100/80/2xl00(一部)

2)原始技术参数：

(1)运送物料：原煤

(2)松散密度：0.9t/m3

(3)运输量：1000t/h

(4)机长：1400m

(5)带宽：B=1200mm

(6)带速：V=3.15m/s

(7)送料、卸料方式：尾部给料，头部卸料

3)主要技术参数

输送量(t/h)1000

输送长度(m)600

带宽(mm)1000

带速(m/s)3.15

电机电压等级(V)660/1140

装机功率(KW)2X315KW

卷带长度：100m

储带长度：100m

胶带PVG1400S

4)顺槽皮带机头抛煤距离

顺槽皮带机头卸载高度1.7m,H=1.7

顺槽皮带带速3.15m/s,v=3.15m/s

H=l/2gt2S=vt

计算出皮带机头抛煤距离S=L86m

从皮带机头卸载滚筒中心先算起跑出水平距离为1.86m。

4、乳化液泵站

型号：BRW-315/31.5二泵一箱

额定压力：31.5MPa

公称流量：315L/min

柱塞直径：50mm

柱塞数目：5个柱塞行程：64mm

曲轴转速：552r/min

电机功率：200KW

电压：1140V/660V

电机型号：YBK2-355M-4

泵外形尺寸：1100mmX1450mmX700mm（含电机）

泵重量：约1800kg

工作介质：含3〜5%乳化油中性水溶液

液箱容量：2500L

5、喷雾泵站

型号：BPW315/6.3二泵一箱

额定压力：6.3MPa

流量：315L/min

电机功率：45KW

电压：660V/1140V

液箱容量：2500L

附图3：工作面设备布置平面图

第三章顶板管理

第一节支护设计

一、工作面支护设计

（一）顶板控制设计专家系统咨询参数

1、工作面基本情况

工作面主要参数表七

煤层厚（m）采高（m）倾角（度）面长（m）走向（m）煤层号

5.192.529〜31°1506895

二、液压支架支护强度验算

1、经验计算支护强度

g=KHy

g：顶板对支架的压强（8倍于工作面的采高）

K：采高的倍数（支架上方顶板的岩石厚度），一般取6〜8,这里取8

H：工作面采高，2.5m

Y：顶煤与顶板岩石容重，最大取2.65t/m3

g=8X2.5X2.65=53t/m2=0.52MPa<0.85MPa~0.91MPa

即支架能够满足支护强度的要求。

2、支护设备选择

W1151综放工作面选用基本液压支架ZF6000/17/35型放顶煤支架97架,上

下两端头选用5架ZFG7200/20/37型过渡放顶煤支架，其中工作面上端头布置2

架、下端头布置3架过渡支架。

三、乳化液泵站

（一）泵站及管路选型、数量

选用BRW-315/31.5型乳化泵；喷雾泵选用BPW-315/6.3清水泵，装备二泵

一箱;选用①32nlm高压管为进液管路，①38nlm高压管为回液管路，①19mm、①16mm

和①10mm作为支架管路。

主要技术参数如下：

1、乳化泵站

型号：BRW-315/31.5二泵一箱

额定压力：31.5MPa

公称流量：315L/min

柱塞直径：50mm

柱塞数目：5个

柱塞行程：64mm

曲轴转速：552r/min

电机功率：200KW

电压：1140V/660V

电机型号：YBK2-315L2-4

泵外形尺寸：1100mmX1450mmX700mm（含电机）

泵重量：1800kg

工作介质：含3〜5%乳化油中性水溶液

液箱容量：2500L

（二）泵站设置位置

泵站安设在设备列车后方。

（三）泵站使用规定

保证泵站压力不低于31.5MPa,乳化液浓度3%—5%o要加强支架与泵站的维

修,杜绝液压系统的窜漏液。

第二节工作面顶板管理

一、顶板管理方式

工作面顶板管理方式采取全部垮落法管理顶板。

工作面配置100组低位放顶煤液压支架,上端头配置3组过渡支架、下端头

配置3组过渡支架，对工作面顶板采取全断面支护管理。

二、顶板支护方式

1、工作面正常期间顶板支护方式

采采煤机割煤后，及时移支架，再移运输机；即采采煤机位于上端头下行割

煤一分段自上而下移架一采采煤机下行割煤至机头一采采煤机自下而上返空刀

一推前溜一拉后溜一采采煤机上端头斜切进刀一上行割三角煤至机尾一采采煤

机下行割煤一分段自上而下移架一采采煤机自下而上返空刀一推前溜一放煤一

拉后溜

2、工作面煤壁片帮、冒顶时期的顶板管理

(1)采取追机、带压擦顶移架的方式对顶板进行及时支护，冒顶区域不放

顶煤。在采采煤机割煤前，先移超前支架，再割煤。

(2)采面周期来压期间要加强顶板管理，严格控制采高不超过2.6m,加强

支架初撑力的管理，保证支架支护稳定可靠，出现片帮及时超前移架，杜绝大面

积片帮漏顶。

(3)煤壁片帮或掉顶时，必须及时拉移超前架维护顶板，及时伸出支架的

伸缩梁和护帮板挤住煤壁，防止片帮范围进一步扩大。

（4）维护好顶板后，再进行割煤。割煤时及时回收伸缩梁和护帮板，割煤

后及时伸出伸缩梁和护帮板。煤壁侧漏顶见肝时，始终推肝石前移，使其挤住煤

壁，待煤壁不片帮时，再将其松下运走。

（5）工作面煤壁片帮、冒顶区域，支架伸缩梁、护帮板始终保持伸出状态,

增加支护面积。冒顶区采取循环处理，铺设顶网护顶，避免顶煤冒漏，直到采面

推进正常为止。

（6）铺设顶网措施：

①铺网采取由上而下施工，施工前将采采煤机、运输机停电闭锁，并将开

关打到断电位置，挂停电牌安排专人看管。

②进入机道前先进行敲帮问顶,人员站在安全地点用长把工具处理悬肝、危

岩，处理时要有专人监护,所有支架的伸缩梁、护帮板要全部打开，挤住煤壁，将

支架片阀打到“零”位。确定无掉顶危险后方可作业，严禁空顶、空帮作业。

③铺网时，要一架一架的铺网，严禁将几架支架同时下降，铺本架的网时,

要将相邻两支架升紧，伸缩梁伸出，防片帮打好，挤住煤壁，然后开始铺网。

④铺网用L2mX6.0m的菱形网，顺倾斜铺设。第一个循环铺设时，先将网

在煤壁展开，人员躲到人行道内。收回最上方一架护帮板，在支架护帮板上用铁

丝固定板皮，再将铁丝网用铁丝固定到板皮和护帮板上,将护帮板打开挤住煤壁,

由上而下逐架铺设。

3、移架顺序为：

升支架尾梁一伸尾梁插板一收支架伸缩梁（和护帮板）一降架一移架一调架

一升架一打开支架护帮板（片帮处及时伸出伸缩梁维护顶板）。

4、移架方式

采取邻架移架，当采煤机割煤后，在采煤机后方及时由上向下分组分段依次

顺序“带压擦顶”移架；移架时人员站在所移支架人行道内面向煤壁操作支架。

5、移架工艺

（1）移架时，采取自上向下的方式分段追机移架（移架推溜时要根据前后

溜的上窜下滑情况进行选择）。

（2）超前采煤机前滚筒3.0m提前收回护帮板（和伸缩梁），防止采煤机割

护帮板（或伸缩梁）。

（3）采煤机正常割煤时，滞后割顶煤滚筒3.0m及时打开支架伸缩梁维护顶

板，滞后后滚筒3.0m打开护帮板，当出现片帮时要及时停机移超前架。

（4）支架被升起后保持3秒钟，使支架达到额定的初撑力（31.5MPa）后方

可将操作手把打回零位。

（5）严格按《煤矿安全技术操作规程》“液压支架工”中的规定进行操作。

6、移架质量要求

（1）严格按“采煤工作面工程质量标准及检查评分办法”中的规定进行施

Io

（2）移架时，应将邻架的推移千斤顶手把打到推移运输机位置，防止将前

部运输机拉回。

（3）移架后要及时将护帮板打开，挤住煤帮，防止煤壁片帮。

（4）移架后，工作面支架质量应达到动态质量标准化，确保“三直、二平、

一净、二畅通”的质量要求。即：“三直”：煤壁直、运输机直、支架直；“二

平”：顶、底板平；“一净”：人行道浮煤清理净；“二畅通”：人行道畅通、

上下出口畅通。

（5）支架初撑力不得小于31.5MPa,并执行二次注液制度。

三、工序影响范围及平行作业工序间距:

收支架伸缩梁、护帮板超前采煤机前滚筒的距离不大于3.0m；

伸支架伸缩梁与采煤机前滚筒的距离不大于3.0m；

伸支架护帮板与采煤机后滚筒的距离不大于3.0m

移架距采煤机后滚筒3—9.0m。

推移运输机与移架的距离不少于5.0m,不超

过15.0m；

推移运输机弯曲段长度不小于15.0m；

放煤与移架的距离不少于15.0m；

分段放煤的距离不少于30.0m；

四、特殊时期的顶板管理

1、工作面顶板初次来压前必须编制专门安全技术措施。

2、工作面顶板初次来压和周期来压期间,应加强来压的预测预报工作，由生

产技术科在运输、轨道顺槽挂牌标明来压位置。

3、工作面支架以及运输、轨道顺槽所有单体液压支柱必须达到初撑力，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，确保过

渡支架上方联网与巷道搭接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。

6、过断层时要割平顶底板，必要时根据断层产状采取留底、挑顶措施，保

证底板平缓过渡，严禁出现台阶，保证支架状态合理，移架时必须采用侧护和底

调千斤顶调整支架，严禁出现错茬、歪架、倒架和咬架，要及时前移支架维护顶

板，严禁出现片帮冒顶，当落差超过L5m的断层时另行补充措施。

7、当工作面遇到底鼓要视底板硬度采取割底或留底的方法施工，当底鼓高

度超过1.5m（或硬度大），需要放松动炮时，必须另行编制补充措施。

五、支架稳定性、防止倒架方法

（一）施工方法：

1、及时调整工作面长度。

2、及时调整支架的支架的支护状态，强化支架的管理与正规操作，抓好工

程质量。

3、使用好液压支架的侧护板千斤顶和支架底调千斤顶及时调整支架。

（二）施工措施：

1、预防措施

①加强工作面支架工程质量管理，严格按标准施工，杜绝不合格工程质量。

②严格控制采高，杜绝超高采煤。

③加强工作面顶板管理，禁止发生顶煤掉落现象，防止顶梁上方空顶。

④工作面支架间的架间隙不超过200mm,防止发生挤架、咬架现象。

⑤工作面支架必须垂直煤壁。

⑥相邻两架支架顶梁错茬不得超过顶梁侧护板高度的2/3。

⑦移架时，应由两人配合操作，观察相邻两支架的顶梁、尾梁和侧护板，

防止出现咬架、挤架、歪架现象。

⑧调整工作面时，每调整一个大循环后必须推进2—4个正规循环，及时调

整支架方向，保证支架状态合理，支架垂直运输机。

2、处理挤架、歪架、咬架、倒架的方法

①首先观察清楚挤架、歪架、咬架、倒架的现场情况，根据现场情况采取

可行性措施进行处理。

②处理时不少于3人，一人操作，一人配合调架，另一人监护并观察支架

顶梁和尾梁，防止操作时出现咬架，发现操作失误立即停止，待重新观察作出正

确判断后再进行施工。

③处理前，应停止前后部运输机，并停电闭锁，安排专人看管开关；应当

将上下相邻支架的片阀打到“零”位，防止发生误操作；必须对上下支架进行二

次补液，保证初撑力满足要求。

④处理时，由经验丰富的职工进行操作，且跟班队长或班组长专盯在现场

负责安全操作。

⑤处理时，使用相邻两架支架的顶侧和尾侧，通过摆动尾梁、升降支架调

整支架状态。

⑥当支架出现挤架时，选取间隙较大的支架开始施工，移架时使用好每个

支架的顶侧、尾侧和底调，调整每个支架的架间距，保证架间隙符合规定。

⑦当支架出现咬架时，在咬架的支架上方先选取架间隙较大的支架开始移

架，调整支架的架间隙。施工到咬架的支架时，要使咬架的上下两组支架架间隙

足够大，采用液压单体支柱配合上方的支架，收两组支架的侧护板千斤顶，当拉

开支架间隙后及时升架，使支架顶梁接顶。

⑧当支架出现倒架，采取自上而下施工，要先从倒架上方选择支架间隙大

的支架开始，移架时使用底调千斤顶和顶梁侧护板千斤顶，相互配合调整所倒支

架；降架、移架的同时，给前后侧护千斤顶供液，同时收上一支架的侧护板，使

支架顶梁、尾梁上移，升架前给上一支架底调千斤顶供液，向下顶推其底座，使

支架底座下移调整支架。向上歪斜施工方法相反。当歪架严重时需要使用液压单

体支柱配合调架，必须另行编制补充措施。

3、其它措施：

①加强工作面质量管理，保证支架初撑力达到规定要求。

②调面期间和调面结束后，及时调整工作面支架状态，保证支架与运输机垂

直。

③移架时严格使用液压支架的侧护板、底调装置。

④移支架时要自下而上/自上而下的顺序带压擦顶移架；并正确使用好侧推

和底调装置，严格正规操作和强化支架的管理。

⑤调面期间要严格控制好支架与运输机之间的关系，防止运输机下滑。

⑥处理支架咬架、歪架、挤架和倒架时，必须保证液压管路完好。泵站压力

符合要求。

⑦进入运输机内施工时，必须将运输机、采采煤机停电闭锁，设专人看管开

关，并设好安全挡肝栏，防止滚肝伤人。

第三节两巷及端头顶板管理

一、工作面及运输顺槽、轨道顺槽超前支护

1、支护要求：

运输顺槽、轨道顺槽超前支护采用液压单体支柱配合一字较接顶梁进行联合

支护，超前支护距离不少于20m,两顺槽各支护