急倾斜特厚煤层采煤作业规程(机采)

天全县天疆州朦有限公司

昂州煤矿北矿

采煤工作面作业规程

编号：采第(2018)01号

工作面名称：2212-1采煤工作面

编制人：

施工负责人：

总工程师：

分管矿长：

批准日期：年月日

执行日期：年月日

0

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（岩）层赋存特征...........................4

第三节煤层顶底板.................................7

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

第五节水文地质....................................8

第六节影响回采的其他因素............................9

第七节储量及服务年限..............................10

第二章采煤方法.......................................10

第一节巷道布置...................................10

第二节采煤工艺....................................11

第三节设备配置...................................17

第三章顶板控制.......................................22

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

第二节工作面顶板控制.................................28

第三节运输巷、回风巷顶板控制........................30

第四节矿压观测...................................31

第四章生产系统.......................................32

第一节运输......................................32

第二节“一通三防”与安全监控.......................33

第三节排水......................................37

第四节供电系统......................................37

第五节通信、照明.................................38

第六节供水施救系统...................................39

第七节压风自救系统...................................39

第八节人员定位系统...................................40

第五章劳动组织和主要技术经济指标.......................41

第一节劳动组织...................................41

第二节作业循环......................................42

第三节主要技术经济指标..............................43

第六章煤质管理.......................................44

第七章安全技术措施......................................44

第一节一般规定...................................44

第二节顶板.........................................45

第三节防治水......................................67

第四节“一通三防''及安全监控.........................74

第五节运输.........................................78

第六节机电..........................................87

第七节职业危害防治..................................100

第八章灾害应急措施及避灾路线...........................103

2

第一章概况

第一节工作面位置及井上下关系

工作面的名称：2212-1采煤工作面。

工作面的位置：位于一采区一分层B煤层南翼。

2212-1工作面沿B煤走向布置延伸至F4逆断层附近，工作面进、

回风巷布置在煤层顶、底板中，末端利用开切眼贯通形成采面，采面

按照煤层厚度水平切面布置，煤层倾角43°〜60°。采场上部垂高

21m处为矿井探煤报废老巷，由于上部探煤巷支架已经回撤且受顶板

裂隙水补给在局部地点可能有积水现，因此必须加强水文观测；回采

区内地面最高标高+2340m,最低标高+2320m,上部地表无建筑、无水

体，区内地面冲沟发育地势陡峭与采场高差132m因此地面位置不会

对回采工作造成影响。

工作面位置及井上下关系表（表1）

水平名称+2055m水平采区名称一采区

地面标高+2320—+2340m井下标高+2187.08m

地面相对位置位为矿井井田中央，地面山岭中梁子以东和白熊

地面相对位置

沟以西，

工作面回采期间放煤高度9.6m,由于煤层倾角较大回采后采空

回采对地面

区上部煤层受顶板下沉挤压回将采空区充填，不会形成较大的

设施的影响

采空区空间，因此回采时不会对地面产生地质环境影响。

采煤工作面位于四采区一分层B煤南翼，采场东面的底板岩层

井下位置及与

中为+2189m辅助运输巷，上部垂高21m处为原探煤报废老巷，

四邻关系

下部为+2055m南翼运输大巷。

+2189m辅助运输巷与+2055m南翼运输大巷均布置在底板岩层中

井下位置对回对回采工作不会造成影响；采场上部的探煤巷已经报废支架已

采的影响回撤但是回撤支架后可能留存一定空间受裂隙水补给局部积

水，因此回采期间必须加强水文观测。

走向长度/m252采面宽度/m32采高m9.6面积/m，77414

3

第二节煤（岩）层赋存特征

矿井主要开采A、B、C煤层，均赋存于三叠系上统须家河组第二

段地层中，煤层严格受地层层位控制，与地层产状一致。矿区内主要

煤层出露长度约1300米，宽约450米左右。A、B、C、煤层虽厚度变

化较大、但质量和层位不稳定。

煤层结构及顶底板

一、B煤层

该煤层位于须家河组中段中部，是昂州煤矿北矿的主要开采对

象，也是本次工作的重点，B煤层上距C煤层层间距11m〜29m,平均

层间距20m,层位稳定。该工作面实际探明煤层总厚度16〜46m,平

均厚32m,全区可采，B煤层是该矿山主采煤层，其厚度由南向北发

生波状起伏，一般中段厚度小，南端厚度大北端薄。煤层结构复杂，

最多含夹汗达7层，一般含夹秆2〜5层，薄化地带一般则不含秆石。

夹石干单层厚度一般0.1〜0.3m,最大厚度1.25m。夹歼多呈短轴透镜

体产出，少数呈长透镜体产出。夹肝主要分布于煤层的中下部，上部

分布较少，一般煤层下部夹年延伸长度大，上部夹阡延伸长度小。夹

砰岩性主要为页岩、炭质页岩、含粉砂炭质泥岩及含炭粉砂质泥岩，

偶见少量含炭粉砂岩。该煤层受构造影响严重，属较稳定〜不稳定的

特厚煤层。

煤层顶板岩性在矿区北段主要为炭质页岩和页岩，少数为含粉砂

炭质页岩；在矿区南段以粉砂质页岩、粉砂岩和含炭泥质粉砂岩为主,

少数为炭质页岩和含粉砂炭质页岩；底板岩性主要为炭质页岩和页岩

组成，含少量粉砂岩，局部为细粒砂岩。

4

采煤工作面煤层特征表

煤层厚度（m）煤层结构顶底板岩性

煤块段平容重

夹石稳定性

纯煤平煤层间距夹石3

层一般顶板底板均倾角t/m

厚度均平均层数

厚度

25.65〜0.10炭质页炭质页较稳

16〜43°〜

B3243.842〜7岩、页岩、页岩、定〜不1.59

46山60°

32.360.30石粉砂岩稳定

综合柱状图（1）:

厚度

保）

地层时代1:1000岩性描述

最大最小平均

D煤层光亮至忖侪慨,结构败杂，颔岩或炭页岩,知fl-2层,

二；一11.班1.525.54蛹单盛度在2米以上期达37米,媒层靴变化姒，峥瓯果。

灰黑色颗岩、灰醐层页岩与筋施页岩和间成昆局部夹粉砂岩，一

,'2-413.4221.15物;m被为频粉储或粉储含少髅铁『结梃组成D煤层底削

巾浅灰色樗副至细粒侦砂■岩，械向下变乱底部含2-5mm版伍

2七5.69

---9.41该淤区稳定,为一对比标旅.

灰色粉砂颠岩与深灰色赌岫成底下部为爆鳏质页岩局部变为含

182308.17麴砂质泥岩，粉砂岩或泥质粉砂岩,组成C黑颜机由片陶致使那

由颗磷亮饼即隰含页岩、炭颐岩夹甲-4层牛册一带，ff

15.091.105.6)

层械，厚度蚁，达8米以上的筋砂岩,螂砂眇岩,薄居组成，

■」_一1使觑出现般，合并Z迹象，在野牛坪一带由Hf俏多，而桐总

1一:・

7282910.8018.87深灰色炭页岩，页岩加色獭粉砂岩或粉砂岩相颤层，含菱铁矿结断

3/♦----*

・案可作为分刖比标志，局部蚪施粒砂岩透斛.

B煤层：龙壳用保，结构权及呆，含贝君，友庾贝君及叶史岛巴层厚一般

33.1：3.2116.11

M05-0.20*,螃耿而较稳定，钺可果,是矿区主虹业期.

局“亍=灰黑酸页岩，灰色映页岩或粉施页岩,下破粉砂岩薄或幡层组

2IS013.88

如燥熊机含较多的旗矿结机可作为对比标e

—灰色中厚料至蝴硕砂岩，雕向嵇札上部夹粉砂岩薄层，在灭桥

沟一带厚魏大，达34.71米，钺稳定，可作为媒剧比或蹴标志.

034.74.5417.48

灰葩炭质页岩，灰色魄页岩夹粉倾页岩或粉砂岩，组成A场顶板、

段19.7307.21天桥沟一带受后期冲醐失该尽

猴昆光亮斛亮慨,颔岩，颗岩夹册2层在牛册地段的工程

23.5k-4.3S愀版厚四米左右，煤层厚蝴大，屿布连续，锹可果.

■灰色服页岩、粉倾蜡、炭页岩、粉砂岩将厚韵粗层相地段

-y二-不-福榭福事

39.5415.4-28.30

5

煤层特征情况表

指标参数备注

煤层厚度（最大〜最小/平均）/m16-47/32B煤

煤层倾角（最大〜最小/平均）/（°）43-60

煤层硬度f2

煤层层理（发育程度）发育

煤层节理（发育程度）发育

自然发火期/d无

绝对瓦斯涌出量/（m'rnirfi）1.32

相对瓦斯涌出量/（m3-t"）2.32

煤尘爆炸指数/%无

地温/工15

二、瓦斯、煤尘、自燃及地温

1、瓦斯等级鉴定：

根据雅安市安全生产监督管理局《关于2016年度瓦斯等级鉴定

结果的通知》（雅市安监〔2017）12号）文件表明：2016年矿井绝对

瓦斯涌出量为4.067m7min,矿井瓦斯等级为低瓦斯斯矿井。

2、煤的自燃倾向性

根据四川省煤炭产品质量监督检验站出具的鉴定报告，本矿所采

的A、B、C煤层属不易自燃III级。

3、煤尘爆炸性

根据四川省煤炭产品质量监督检验站出具的鉴定报告，本矿所采

的A、B、C煤层煤尘均无爆炸危险性。本矿和邻近北矿历年开采也未

发生过煤尘爆炸现象。

4、根据生产矿井资料显示，井口水温和井下资料对比，增温。〜

0.7℃o平均地温（水温）梯度小于3t/每百米，为地温正常区。因

此，区内无地温异常区，井下无热害威胁。勘查过程中未发现冲击地

压显现，该井田无冲击地压。

6

第三节煤层顶底板

煤层顶底板情况表

顶底板名称岩石类别硬度厚度岩性

基本顶灰色粉砂岩5-615.77

顶板直接顶炭质页岩粉砂岩4-53.1

灰色页岩、炭质页岩、4-513.9

直接底

粉砂页岩

底板

灰色中厚层状中〜细6-721.3

基本底

粒石英砂岩

第四节地质构造

一、断层情况及其对回采的影响

断层情况表

编号断层名性质走向倾向倾角落差对工程的

称影响

F1逆10—30290-30067—75350无

F2正15-20北西80100无

F3正45北西60100无

F4逆北东南西北西60100无

F5正北东南西40-45100无

二、褶曲情况及其对回采的影响

区内主要褶皱为昂州倒转向斜，总体表现为向南撒开、向北收敛

的紧密向斜。呈北北东向展布，南北长约3000m,东西宽近900m。由

于矿区断裂构造发育，向斜被破坏，保存不完整。牛井沟以南，两翼

地层依新老次序出露，互呈对称关系；牛井沟以北，被多条断裂破坏,

仅保留两翼部分地层。

向斜轴面走向N10°〜20°,倾向280°〜290°,倾角50°。

在正杠附近，向斜轴部略有突起。核部地层产状出现局部收敛，封转

7

之迹象。

工作面范围内无褶曲，对回采无影响。

三、其他因素对回采的影响（陷落柱、火成岩）

无陷落柱、火成岩，对回采无影响。

第五节水文地质

一、含水层（顶部和底部）分析

1,降水及地表水

区内地形地貌条件，有利降水形成地表水排泄，降水直接入渗量

较小。

2、含水地层

三叠系上统须家河组第二段（T3xj2）煤系地层，多为页岩、粘

土质粉砂岩及煤层（四层煤总厚度达27.91〜88.02米）等，岩层大

多具隔水性能，部分岩层含水，但富水性弱，在开采初期，主要为煤

系地层裂隙水补给坑道。

3、断层破碎带

矿区断裂多，多数断裂对煤层也有不同程度的破坏，F1除切断

两翼四层煤外，同时切断了三叠系上统及部份泥盆系地层。断裂破碎

带宽度一般不超过4米，带内仅见少许棱角状砾岩充填，主要富水性

较弱，导水性较差，少数断层见泉水出露，但流量小，其它断裂未见

出水。对煤层开采一般不会造成大的威胁。

4,老窑水

根据调查，采场上部21m处有原施工的老巷，老巷已经回撤，

+2220m水平标高以上无采空区，不具备积水空间，分析不存在老采

8

空区积水。

二、其他水源的分析

2212-1工作面除顶板裂隙水补给外无其他充水水源。

三、涌水量

1.正常涌水量：2.2m3/h

2.最大涌水量：4.2m1/h

第六节影响回采的其他因素

一、影响回采的其他地质情况(表5)

表5影响回采的其他地质情况表

瓦斯绝对涌出量:1.32m7rnin

绝对涌出量1.2m3/min

C02

煤层爆炸指数无爆炸性

煤的自燃倾向性属不易自燃煤层

地温危害无异常地温及冲击地压

冲击地压危害无冲击地压

二、冲击地压和应力集中

无冲击地压，无应力集中。

三、地质部门建议

(1)、工作面回采前在回风巷内按照每10m布置一组钻场，每组钻

场布置3个钻孔对工作面放顶煤高度外30m区域进行探放水，针对

2212-1采面严格执行先探后采。

(2)、回采前清理+2180m运输石门、2212-1回风巷、2212T运输

的水沟，防止积水，并安排专人巡视，防止因巷道积水向道床流。

(3)、回采时严格按设计采高及放顶煤高度进行回采，严禁超高放

顶煤。

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（4）、按预计涌水量形成完善排水系统，并保证排水系统完好。

（5）、回采时加强水文观测，上方煤层出现潮湿、淋水现象时要停

止回采，观测一段时间后淋水未见增大则按设计采高不放顶煤方法回

采。

第七节储量及服务年限

一、储量

（一）、工作面工业储量=工作面走向长度义工作面水平切面宽X

采高X原煤容重

工作面工业储量=252X32X9.6X1.59=123088吨

（二）、工作面可采储量=工作面走向可采长度义工作面水平切面

宽X采高X原煤容重X工作面回采率

工作面可采储量=252X32X9.6X1.59X0.93=114472吨

二、工作面服务年限

工作面的服务年限=（可采推进长度/设计月推进长度）

=252/43=5.8月

第二章采煤方法

采煤方法及其依据。根据煤层赋存情况、现有装备水平及以往工

作面开采经验，采用水平分层机采放顶煤采煤法。

第一节巷道布置

一、采区设计、采区巷道布置概况

本矿井开采煤层急倾斜厚一特厚煤层，有可采煤层3层，即：A、

1()

B、C煤层。+2055m水平运输大巷及+2189m辅助运输大巷、回风大巷

均布置在A煤层底板中。

一采区开采范围上至+2246m标高，下至+2055m标高，走向长度约

600m。溜煤上山布置在B煤层顶板岩层中，材料上山布置在B煤层底

板岩层中，车场布置在B煤层底板岩层中，在采区内沿煤层走向方向

布置工作面运输巷和工作面回风巷，从而形成回采工作面。

二、工作面运输巷

2212-1工作面运输巷从+2180m运输石门B煤沿煤层底板板掘进,

采用25U型金属可缩性支架支护，巷道净宽2.8米，净高2.5米，长

度260米。

三、工作面回风巷

2212-1工作面回风巷从+2180m运输石门B煤沿煤层顶板掘进，采用

25U型金属可缩性支架支护，巷道净宽2.8米，净高2.5米，长度314

米。

四、工作面开切眼

2212-1采面开切眼从运输巷向回风巷掘进布置，工作面面采用

ZH2000/16/24Z型整体顶梁组合悬移液压支架支护顶板。

五、碉室及其他巷道

2212-1工作面乳化液泵站安装在+2180田运输石门处。

附图：工作面及巷道布置示意图（见附图1）。

第二节采煤工艺

一、确定采放高度

工作面采煤方法的确定：根据国家关于煤炭安全生产的方针政策

和对矿井采煤机械化程度的要求；以及公司整体装备水平，南北两矿

II

采煤实践经验，结合我矿的实际情况确定，2212-1采煤工作面采用

水平分层普采放顶煤采煤方法。

1、采放高度

本工作面分层平均高度为20米，机采2.4米，放顶煤7.2米，

采放比1：3o

2、放煤步距：0.6米

采煤机截深0.6米，放煤步距0.6米，工作面日推进1.8米。

二、落煤方式

1、工作面煤壁开帮采用SGBZ-630/45刮板运输机配合MG150TW

割煤机落煤，采高2.4m

2、顶煤采用自然垮落法落煤SGB420/30型运输机运输。

三、装运方式

采煤机割下的煤利用采煤机滚筒螺旋叶片自行装煤，两端头人工

辅助装煤，并由前部刮板输送机运至转载机上；放顶煤通过操作支架

尾板的摆动或行走支架低位放煤至后部刮板输送机，并由后部刮板输

送机运至转载机上运出。

四、回采工艺

1、工作面工艺流程：

1.确定回采工艺

根据工作面实际情况，回采工艺流程如下：

工作面回采工艺顺序为：推移前部输送机机尾或机头f斜切进刀

一推前溜一割煤、装煤、运煤一拉后溜一移架一放顶煤。

2.工艺说明

(1)推移前部刮板机：进刀前将采煤机行到前部刮板输送机机尾

12

或机头处，然后以先机头后机尾或以先机尾后机头的顺序向前推移前

部刮板运输机，推移步距0.6米，推移刮板机后将前溜与支架间的浮

煤和杂物清理干净。

1)技术要求：

①必须依次顺序推刮板输送机，不准任意分段或相向推刮板输送

机，推刮板输送机水平弯曲度不大于4。，垂直弯曲度不大于3°。

②严禁将刮板输送机推成急弯，推刮板输送机要求刮板输送机

平、直、稳。

③推刮板输送机应在前部刮板输送机运转时进行，应有两人以上

协同作业，确保推刮板输送机工作顺利进行。

(2)斜切进刀：采用机头斜切进刀，双向割煤往返一次进一刀(如

有特殊情况可根据现场实际情况调整进刀方式)。操作过程为：

①进刀前先将预割段(1.0m)处的进、回风巷道“U”型支架提

前替棚，并将替换的“U”型支架回收至进风巷指定位置。

②推移前溜机尾和中部，创造采煤机从机尾斜切进刀的线路。

③采煤机向机尾前进沿输送机弯曲段斜切进刀，直至采煤机滚筒

全部切入煤壁。

④推移前溜机头和中部，移直输送机；采煤机反向割煤至前溜机

尾，摇臂上升至顶刀位置，向机头方向推进割顶刀，割到机头位置停。

⑤将采煤机滚筒反向摇至底刀位置，开动采煤机，从刮板机头向

机尾割底刀；恢复到初始状态。

⑥采煤机在前部刮板机尾进入割顶刀，向机头方向推进，割到机

头位置停，将采煤机滚筒反向摇至底刀位置，开动采煤机，从刮板机

头向机尾割底刀，工作面装煤主要靠采煤机滚筒上的螺旋叶片，把大

部分碎落的煤装入刮板输送机，并利用刮板输送机铲煤板，将余留的

13

浮煤推挤到溜槽中，工作面两端头的煤采取人工装煤。

工作面采用斜切进刀的方式，利用采煤机滚筒螺旋叶自行装煤。

机头机尾由人工辅助装煤。每次进刀都要求割满刀0.6米。采煤机截

割下来的松散煤体及人工放顶煤利用工作面前后部刮板输送机运至

运输巷内的刮板运输机，再由运输巷刮板运输机运至胶带运输机运卸

至溜煤眼经过+2055m主运输巷胶带运输机运输出井。

14

技术要求：

①工作面采高必须严格控制在2400±100mm,顶底板必须平整，

煤壁齐直，顶底板不得出现弧顶弧底台阶。

②工作面每次割刀必须割满刀，确保产量、工作面刮板输送机与

运输巷刮板机搭接及煤质符合要求。

③采煤机运行过程中，必须有一人操作，一人监护，司机要密切

注意煤机工作情况，如发现前方发生片帮、冒顶、电缆憋劲、出槽或

其他事故时，应紧急停机，采取措施处理。

(4)移架

悬移支架在采煤机割顶刀时，滞后采煤机3米，按顺序移架，步

距0.6米，移架操作由两名工人配合进行，移架工操作推刮板输送机

千斤顶将刮板运输机推至煤帮，本架操作前后立柱操作手把，使支架

下降10-15cm,然后操作推移千斤，拉架前移，达到移架步距后，升

起前后立柱达到初撑力要求，若遇到破碎顶板时，必须停机移架，以

控制顶板，顶刀割完后，开始反向割底刀，移架工作即告完成。完成

推前部刮板输送机工作后，即可拉后部刮板输送机。推移前后刮板输

送机时要把底部浮煤和杂物彻底清理干净。

技术要求：

①移架操作时，移架工应站在支架前后立柱间的安全地点面向煤

壁操作，禁止脚蹬在立柱之间移架，以免挤伤，移架时，禁止人员通

过移架区。

②移架前，必须全面检查支架的液压系统，严禁带病运行。

③移架前及时整理好架间液压管路、电缆、以防挤坏。移架后及

时清理架间浮煤，在清理机头机尾浮煤时，应先进行敲帮问顶，并有

人监护进行。

15

④移架中如发生严重的片帮、冒顶时，必须及时支护，避免再次

片帮和冒顶及以外事故发生，在控顶后再进行移架。

⑤移架过程中，认真观察推移千斤运行状态，防止损伤千斤十字

头，发现支架前进困难时，严禁强行操作，必须及时找出原因，用合

理有效办法处理完毕后，方可继续操作。

(5)推前部刮板输送机

采煤机割底刀时，进行工作面推移前部刮板输送机，推移顺序是

从机头向机尾推前部刮板输送机，推刮板输送机步距控制在0.6米，

推前部刮板输送机工作滞后采煤机5-6米。

技术要求：

①必须依次顺序推刮板输送机，不准任意分段或相向推刮板输送

机，推刮板输送机水平弯曲度不大于4。，垂直弯曲度不大于3。。

②严禁将刮板输送机推成急弯，推刮板输送机要求刮板输送机

平、直、稳。

③推刮板输送机应在前部刮板输送机运转时进行，应有两人以上

协同作业，确保推刮板输送机工作顺利进行。

(6)拉后部刮板输送机

采煤机割完第一刀后，进行拉后部刮板输送机作业，割第二刀时,

拉后部刮板输送机工作应在放完顶煤后进行，拉移步距0.6米。

技术要求：

①拉后部刮板输送机必须按顺序进行，刮板机弯曲长度控制在

8-10米。

②拉后部刮板输送机前必须将架间浮煤清理干净，确保拉移到

位，减少拉移阻力，保证刮板输送机平直。

(7)放顶煤

16

采煤机整体进一刀，方可开始放顶煤工作，放煤方法采用由底板

向顶板方向多轮间隔式顺序放煤，即先放……3、5、7、9号支架，

后放……2、4、6、8号支架顶煤（后期工作面支架并完后调整放煤

顺序）。反复多次放煤，每次放煤量不宜过大，时间不宜超过5分钟，

见阡停止放煤。工作面支架后方不得放空，必须留有3米垫层，以防

顶板突然冒落造成采空区内大量有毒有害气体被压入工作面。

技术要求：

①严格执行放煤十六字方针：均匀放煤，由底至顶，大块破碎，

见砰关门。

②严格控制放煤时间，严禁超量放煤，班前应预估放煤量。

③运输巷端头顶煤尽量不放煤，在周期来压时，禁止在端头放煤。

第三节设备配置

一、支护设计与顶板管理：

工作面现在安装32副ZH2000/16/24Z型悬移支架，端头采用3m

长IT型梁架设“两对四梁”护顶板，（工作面初始共32组基本架，由

于工作面自南向北逐渐变短在46米处减少至9组支架）采用全部垮落

法管理顶板。工作面两巷超前支护由煤壁至进回风巷10处采用单排

双柱单体较接梁支护，10m至201n范围采用单排单柱单体较接梁支护。

单排双柱段柱距0.5m,单排单柱段柱距1.0m。单体工作阻力不得小

于90KNo

（附图：工作面设备布置及顶板支护示意图2）

二、工作面设备总体配套：

1.概述：

工作面成套设备主要由采煤机、悬移支架、刮板输送机、带式输

送机等组成，这些设备不是孤立的“单机”，而是结构上需要相互配

17

合、功能上需要相互协调的有机整体，具有较强的配套要求和较高的

可靠性要求。组成工作面成套设备的每一种机械设备，都有严格限定

的适用条件，因此，设备的正确选型是充分发挥其效能，实现工作面

高产高效、经济安全运行的前提。

2.工作面生产能力：

工作面的生产能力，不仅受工作面设备的约束，而且受煤层赋存

条件、生产管理水平的影响，因而工作面生产能力必须考虑生产过程

中诸多影响因素，才是工作面可靠的生产能力。

(1)每天割煤刀数的计算

每天割煤刀数N

N=T/T1

式中T一每天生产时间，T=1200分钟

T1一每割一刀煤所用的总时间

Tl=Tg+Tf+Tk+Ts+Td+Th+Tz

Tg一每割一刀煤纯割煤一般取时间100分钟

Tf一放顶时间，一般取Tf=155分钟

Tk一空刀清煤时间，一般取Tk=35分钟

Ts一采煤机间歇调整与交接班检查时间，一般取Ts=80分钟

Td一端头支护时间及处理煤层夹秆时间根据矿井实际取Td=14

分钟

Th一拉移后溜时间，一般Th=65分钟

Tz一故障影响时间，每刀按Tz=45分钟计

则Tl=480分钟/刀

经计算N^3刀

(2)工作面的日产量

18

工作面的日产量Qd=煤层水平长度X日推进X采高X容重X工

作面回采率=32X1.8X96X1.59X93%=817.6吨

(3)工作面年产量

工作面年产量Qa=Qd*11*24=21.586万t

工作面月产量=21.586+11-1.96万t

工作面务年限=11.44:1.96-5.8(月)

3.主要设备的选型：

(1)采煤机的选型：

采煤机平均割煤速度是反映工作面生产状况的主要参数，因此，

可以将采煤机平均割煤速度作为工作面设备能力选型计算的基本参

数。采煤机的平均割煤能力可根据工作面生产能力要求确定。

我矿拟采用MG150-TW型电牵引采煤机。

(2)悬移支架的选型

目前，放顶煤工作面一般为双输送机、低位放顶煤支架。支架选

型应考虑：支护强度与工作面矿压相适应；支架结构与煤层赋存条件

相适应；支护断面与通风要求相适应；与采煤机、输送机等设备相匹

配。为此我矿根据公司南、北两矿采煤经验选用ZH2000/16/24Z型悬

移支架支护采面顶板。两巷超前支护采用DW25-250/100型单体液压

支柱配合HDJA-1000金属较接顶梁支护顶板，煤壁至进回风巷10处

采用单排双柱支护，10m至20m范围采用单排单柱支护。单排双柱段

柱距0.5m,单排单柱段柱距L0m。单体工作阻力不得小于90KN。

(3)采面刮板的选型

选择工作面前部刮板输送机的主要原则是保证采煤机的落煤能

力，选择后部刮板输送机的原则是保证工作面割煤和放煤工序最大限

度地平行作业，实现工作面高产高效。

19

1）工作面前部刮板输送机的选型依据：

考虑到公司南、北两矿及我矿两个采面的设备型号统一部位零

件、部件有互换性和维护使用方便，采面一直使用SGBZ-630/45型刮

板输送机，为此刮板输送机机型定为SGBZ-630/45型，电机功率为

45KW,安装长度为33米。并根据工作面断面几何尺寸进行配套。

传动装置方式为单电机机头驱动方式，传动装置布置在采空区一

侧，传动装置中使用液力耦合器。

2）工作面后部刮板输送机的选型依据：

我矿根据前面放顶煤使用设备的经验，选择SGB420/30型输送

机，整机功率为45KW,运输能力为80t/h,安装长度为33米。

（4）泵站的选型：

1）乳化液泵的压力决定于选定的液压支架立柱初撑力，即：

气=42？1O3

P5=30.0305Mpa

式中：Ph——乳化液泵的压力，Mpa；

P二——立柱的初撑力，1473KN；

1----立柱缸体内径，0.25m。

2）乳化液泵的流量：

支架的移架速度要与采煤机的牵引速度相匹配，其与支架的液压

系统、乳化液泵站供液量、顶板稳定性和移架方式有关。则满足移架

速度要求的系统供液量为：

（尸1+/2）+"3]=122.11（L/min）

（」__LL）

式中Qb一系统供液量，L/min；

Kb--考虑系统漏液和其他千斤顶同时动作时的系数Kb=2.0；

20

nl一移架时升、降的立柱数；

S一移架时立柱的升降高度，cm；

b2一移架步距，cm；

Fl、F2、F3一立柱有杆腔、无杆腔及千斤顶移架时腔内的有效作

用面积，cm2；

1一支架宽度，0.95m；

tl一辅助操作时间，2min；

n3一工作面同时移架的架数1架。

泵站压力可按下式计算：Pb=k2Pm=0.3X20=28MPa

式中：k2—压力损失系数；

Pm一根据立柱初撑力或千斤顶最大推力算得的最大压力，MPa。

根据以上计算：我矿选用BRW125/3L5型乳化液泵，两泵一箱，

轮流工作。

（5）设备管理：

1）对设备严格按班检、日检、月检的定检内容进行检修，每天

确保4个小时的检修时间，对工作面各设备进行强检，变设备故障处

理为预防性检修。

2）检修工应熟知设备的性能与原理，对照设备完好标准认真检

修，处理设备问题要彻底，检修质量必须可靠。

3）严格执行包机制度，包机到人，留名挂牌。

4）严格交接班制度，认真填写运转日志。

5）设备必须严格按照润滑标准进行加油，并定期检查更换。

6）必须搞好综采设备的配件工作，要有完善的配备件支持，确

保及时更换。

（6）工作面设备表

21

名称型号功率数量使用地点

采煤机MG150-TW型150KW1采面

采面配套刮板机SGBZ-630/45型45KW1采面

刮板输送机SGB-420/3045kW6采面、运输巷

皮带机DL650/20/3030kW3运输巷

悬移支架ZH2000/16/24Z42采煤工作面

绞车JH-813kW1回风巷

乳化液泵BRW125/31.575kW2+2180m运输石门

风煤钻21用1备，打眼用

金属较接顶梁HDJA-100072超前支护

单体液压支柱DW25-250/10090端头、超前支护

单体液压支柱DW28-250/10024端头、超前支护

JT型钢梁3m8端头、替棚子

（7）工作面设备布置示意图（见附图2）。

第三章顶板控制

第一节支护设计

一、单体支柱工作面的支护设计

（一）使用顶底板控制设计专家系统

（二）采用类比法进行设计

1.参考本煤矿或邻矿同煤层矿压观测资料，填制本工作面矿压参

数表（表6）

表6同煤层矿压观测选择或预计本工作面矿压参数参考表

序号项目单位同煤层实测本面选取或预计

顶底直接顶厚度m3.13.1

1板条基本顶厚度m15.815.8

件直接底厚度m13.913.9

22

2直接顶初次垮落步距m30放项煤

初次来压步距m2020

来压最大平均支护强度kN/m2507

3

最大平均顶底板移近量mm100100

来压显现程度明显明显

周期来压步距m1515

来压最大平均支护强度kN/m2406

4

最大平均顶底板移近量mm80

来压显现程度明显

平时最大平均支护强度kN/m2266282

5

最大平均顶底板移近量mm70

6直接悬顶情况m无

7底板容许比压MPa

8直接顶分类类3类3类

9基本顶级别级III

10巷道超前影响范围m20

2.合理支护强度的计算。

(1)采用经验公式计算:

2

Pt=9.81hYk=9.81X2.4X2300X5=271kN/m

Pt一考虑直接顶及老顶来压时的支护强度(MPa)

h一米高，m

Y一直接顶岩石容重，2300Kg/m3

K一支护岩层与采高之比，一般4-8,本工作面取5.

(2)选取“同煤层矿压观测选择或预计本工作面矿压参数参考表”

2

中最大平均支护强度282(kN/m)o

选取上述两项中最大值282kN/m2,即为工作面合理支护强度。

3.支架实际支撑能力计算：

R,=kgkkbkhkaR=0.9X0.8X0.8X0.9X0.9X2000

23

=933kN

式中：Rt—支架实际支撑能力，kN；

kg一支柱工作系数，取0.90；

kz一支柱增阻系数，取0.80；

kb—不均匀系数，取0.8；

kh-米高系数，取0.90；

ka—倾角系数，取0.90；

R一支架额定工作阻力，2000kNo

工作面选用ZH2000/16/24Z整体顶梁组合悬移液压支架支护，该

支架额定工作阻力为2000kN/组，支护强度为0.55〜0.71MPa,工作

面支架全部连锁，稳定性、可靠性更强。所以ZH2000/16/24Z整体顶

梁组合悬移液压支架满足工作面矿压要求。

4.工作面合理的支护密度计算：

3

n=PT/RT=(0.282X10)/(0.95X0.95X250)=1.25根/n?

式中：pi一工作面合理的支护强度，kPa；

n一工作面合理的支柱密度，棵/in?；

比一工作面支柱的实际(有效)支撑能力，kN/柱；

RT=KB・KZ・RB

KB一支柱承载不均匀系数；取0.95

Kz一增阻系数;取0.95

RB一支护回撤前所能达到的理论工作阻力，kN/柱；取250

工作面选用ZH2000/16/24Z整体顶梁组合悬移液压支架支护，该

支架额定工作阻力为2000kN/组，支护强度为0.55〜0.71MPa,工作

面支架全部连锁，稳定性、可靠性更强。所以ZH2000/16/24Z整体顶

24

梁组合悬移液压支架满足工作面矿压要求。

5.根据合理的支护密度，确定支架排距(边对边)1.8m,支架柱

距0.4m,支柱密度为5.5根/平方低于密度计算符合支护要求。

6.选择合理的控顶距。

根据ZH2000/16/24Z整体顶梁组合悬移液压支架参数，工作面最

大控顶距为3.6米，最小控顶距为2.8米。

7.柱鞋直径的计算：

0^200(R/nQ)°=400mm

二、选择支护材料

1、工作面支护材料：ZH2000/16/24Z整体顶梁组合悬移液压支

架。

2、工作面机头、机尾出口及端头支护材料选择：密度计算

(1)、根据矿压要求，机头、机尾出口及端头支护密度应满足：

3

pr0.282X10

n=--=-------------------=1.25棵/n?

RT0.95X0.95X250

式中：p,一工作面合理的支护强度，kPa；

n一工作面合理的支柱密度，棵/m二

RT一工作面支柱的实际(有效)支撑能力，kN/柱；

RT=KB•KZ-RB

KB--支柱承载不均匀系数；取0.95

—一增限系数;取0.95

RB一支护回撤前所能达到的理论工作阻力，kN/柱；取250

(2)、支护强度校核：

①进回风巷安全出口支护强度校核：

25

n=l/a/b=l/l.0/0.8=1.25棵/n?

式中：a—工作面单体液压支柱柱距，m；

b—工作面单体液压支柱排距，m；

②机头、机尾端头支护强度校核：

机头端头支护强度校核：n=c/d=12/9.3=1.29棵/m?

机尾端头支护强度校核：n=c/d=12/9.3=1.29棵/m?

式中：c—工作面端头单体液压支柱数，棵；

d一工作面端头面积，m2；

③运输巷、回风巷出口支护密度及机头、机尾端头支护密度均大

于1.25棵/nA满足矿压要求。

采面机头、机尾端头4.2m范围内采用四根3m长n型钢梁配合

DW25-250/100(或DW28-200/100)单体液压支柱支护，支护方式为“一

梁三柱”，形式为“两对四梁”支护。

三、乳化液泵站

(一)泵站选型、数量

液压支架的移架速度与支架的液压系统、乳化液泵站供液量、顶

板稳定性和移架方式有关。满足移架速度要求的系统供液量为

Qb2107A74ms(>1+F2)+仇33]=122,11(L/min)

I(V2)〃3'

式中Qb一系统供液量，L/min；

Kb一考虑系统漏液和其他千斤顶同时动作时的系数，Kb=2.0；

nl一移架时升、降的立柱数；

S一移架时立柱的升降高度，cm；

b2一移架步距，cm；

26

Fl、F2、F3一立柱有杆腔、无杆腔及千斤顶移架时腔内的有

效作用面积，cm2；

1一支架宽度，m；

tl--辅助操作时间，min；

n3一工作面同时移架的架数。

泵站压力可按下式计算

Pb=k2Pm=0.3X93.3=28MPa

式中k2—压力损失系数；

Pm一根据立柱初撑力或千斤顶最大推力算得的最大压力，MPa。

根据以上计算：我矿选用BRW125/31.5型乳化液泵，两泵一箱，

轮流工作。

（二）泵站设置位置

乳化液泵