81102综采工作面作业规程

81102综采工作面作业规程

第一节、工作面位置及井上下关系

一、工作面的位置

81102工作面位于+787水平一采区内，工作面标高为

+788.5―i-842.1m,平均标高为+815.3m,该工作面走向长度为1207m,

倾向长度为180m,面积为217260m2,81102工作面东部为尚未掘进的

81104工作面，南部为东回风、东胶带、东轨道大巷，西部为杨林头村庄

刘家埴、杨林头村、风井广场保护煤柱（阳煤地字[2009]50号），北距本

矿矿界20米。

二、地面相对位置

81102工作面地表位于杨林头村庄以东，横跨前头沟与泉沟。地面标

高为+1151—+1260m,平均标高为+1205.5m。（见附图2）

三、回采对地面的影响

由于对应的地面无设施，故回采对地面无影响。

四、工作面相邻的采动情况与影响范围

81102工作面为+787水平北翼采区的首采工作面，进回风巷顶板与

煤帮的压力都相对不大。

第二节煤层

一、煤层厚度

81102工作面所采的煤层为8产煤层，煤层厚度为1.7—2.4m,平均厚

度为2.02m,总体变化情况不大。

二、煤层产状

该工作面总体形态是走向为北高南低的单斜构造，煤层倾角2。〜10。,

平均6%

三、煤层情况

81102工作面的煤层属于简单结构煤层，不含夹石，呈块状，以镜煤

为主，其次暗煤、丝炭，属光亮型煤，煤层的可采系数为1,变异系数为

9%,煤层总体稳固。

四、煤质情况（表1）

M((%)Ad(%)Vd(%)Qnet,ar(MJ/kg)Fc(%)St.d(%)工业牌号

2.314.609.17689076.230.59WY3

第三节煤层顶底板

一、煤层顶板（表2）

顶板名称岩石名称厚度（m）岩性特征

灰色，成分以石英为主，少量云母，泥质胶结，

基本顶细砂岩3.58

具水平层理。

性脆，断口参差状，夹粉砂及细砂岩条带，具水

直接顶砂质泥岩5.08

平层理。

伪顶不发育

、煤层底板（表3）

底板名称岩石名称厚度（m）岩性特征

伪底不发育

泥岩1.20性脆，断口较平坦，含黄铁矿，比重较大。

直接底

82#煤层1.57煤层，以镜煤为主。

基本底砂质泥岩4.07含大量植物根茎化石，砂质泥岩中含砂不多。

三、工作面地层综合柱状图（见附图1）

第四节地质构造

一、断层

掘进该工作面过程中，共揭露8条断层（见附图3）,具体如下：（表4）

构造

走向倾向倾角性质落差（m）对回采的影响程度

名称

F1N50°ESE30°正断层0.8无影响

F2N70°WNE50°正断层1.1估计向工作面延伸20米

F3N30°ENW40°正断层1.8估计向工作面延伸20米

F4N40°ESE50°正断层1.1无影响

F5EWS40°正断层0.8估计向工作面延伸20米

F6SNE45°正断层1.4估计向工作面延伸15米

F7N40°ENW27°正断层1.5估计向工作面延伸20米

F8SNE20°正断层0.5估计向工作面延伸20米

二、陷落柱

1、81102工作面掘进过程中进风巷遇X10、X13陷落柱、回风巷遇

XII陷落柱，估计X13对回采影响很大、X10对回采无影响。

2、估计81102工作面在回采过程中会出现隐伏陷落柱。

三、其他因素

根据&#煤层的沉积特征，估计在回采过程中会出现煤层沉积变薄区。

第五节水文地质

一、含水层的分析

本面水文地质条件简单，要紧充水因素为山西组砂岩裂隙含水层。

1)K7砂岩裂隙含水层：位于81号煤之上，是开采81号煤的直接充

水含水层，厚度变化较大，裂隙不发育而且裂隙多被泥质充填。

2)3#煤顶板砂岩裂隙含水层：是开采8部煤的间接充水含水层。

据坪头勘探区山西组混合抽水试验资料，水位标高1003.07〜799.49m,单

位涌水量0.0004〜0.0281L/s・m,渗透系数0.0015m/d,山西组砂岩裂隙含

水层组富水性弱。

二、工作面涌水量

根据掘进过程中沿煤层瓦斯抽放钻孔出水资料，估计本面回采过程

中正常涌水量3m3/h,最大涌水量20m3/h。

防治水措施:在工作面开采时应配备不低于40m"h能力的排水设施,

以便及时排除工作面积水。

第六节影响回采的其他因素

（表5）

其他因素特征

瓦斯绝对瓦斯涌出量：58m3/min

煤尘不具有爆炸性

自燃不具有自燃发火倾向，生，不易自燃

抗压强度煤层夹砰直接顶老顶直接底

(MPa)38.1-70.163.8-127.438.1-70.1

地质部门对回采的建议:

1、钻孔D—390钻孔为1959-1960年原山西省煤管局阳泉矿务局119

队施工，其8/煤层底板标高与实测&#煤层底板标高误差较大，说明书编

制过程中未采取该钻孔资料，有待在实际开采过程中进一步核实8产煤层

底板标高。

2、81102工作面进回风巷共揭露八条断裂构造，断层邻近顶板破碎,

建议提早采取措施，加强顶板管理工作。

3、工作面开采时应配备不低于40m3/h能力的排水设施，确保工作面

低凹处积水及时排出。

4、工作面开采过程中，如遇煤层沉积变薄区、软煤带，估计瓦斯浓

度会增大，建议通风部门在沉积变薄区、软煤带及以外30米范围内向推

进方向设计补打瓦斯卸压孔。

第七节储量及服务年限

一、储量(表6)

走向长倾斜长面积煤厚容重工业储量回采率可采储量

(m)(m)(m2)(m)(t/m3)(t)(%)(t)

12071802172602.021.3760124595571183

二、服务年限

根据公式：工作面的服务年限=可采推进长度/月设计推进长度

=1207/129.6=9.3(月)

其中，月设计推进长度的计算为：

月设计推进长度=月生产天数X每天正刀循环总数X循环进尺X正规循

环系数=30x8x0.6x90%=129.6m

第二章采煤方法

本工作面使用倾向长壁一次采全高的采煤方法，使用全部垮落法管

理工作面顶板。

第一节巷道布置

一、采区设计、采区巷道布置概况

81102工作面开采一采区8产煤，此工作面为倾向长壁布置，工作面

进回风顺槽、尾巷、切巷均沿8产煤层顶板布置。

二、采煤工作面进风巷

81102进风巷为矩形断面，掘进时顶部使用锚杆+网+W钢带+锚索联

合支护，帮部使用锚杆+网+木托板支护，进风巷道净宽4.3m,净高2.6m,

断面积11.18m2,要紧用于该工作面的进风、运煤、运料。

进风巷内布置有规格：DN80型的压风管与静压水管各一路，DN50

型乳化液管与排水管各一路，布置在皮带机上方。靠采帮处敷设轨道，

并在靠近工作面的地点设有设备列车，安设移动变电站、乳化泵站等设

备；靠煤柱帮安设桥式转载机与胶带输送机；巷中吊挂电缆线。

三、采煤工作面回风巷

81102回风巷为矩形断面，掘进时顶部使用锚杆+网+W钢带+锚索联

合支护，帮部使用锚杆+网+木托板支护，进风巷道净宽4.3m,净高2.6m,

断面积11.180?,要紧用于该工作面的回风、运料。

巷内布置有：DN80型的压风管与排水管各一路，DN50型静压水管

一路，巷中敷设有轨道。

四、采煤工作面尾巷

81102尾巷为矩形断面，掘进时顶部使用锚杆+网+W钢带+锚索联合

支护，帮部使用锚杆+网+木托板支护，巷道净宽4.3m,净高2.6m,断面

积11.18m2,要紧用于该工作面的回风用。

五、采煤面切眼

81102切巷为矩形断面，掘进时使用钢带锚索锚杆塑钢网联合支护，

进风巷道净宽6.0m,净高2.4m,断面积14.40m2,其内安装有工作溜、

支架、采煤机。

六、81102工作面布置平面图及巷道断面图（见附图3）

第二节采煤工艺

一、采煤方法

81102工作面使用倾向长壁一次采全高的综合机械化采煤方法。

本工作面煤层厚度平均2.02m,采煤机可采高度1.60〜3.00m,支架

高度1.50〜3.20m,工作面有效采高操纵在2.4m；煤机滚筒截深为0.6m,

确定循环进尺为0.6m,采煤机割煤高度2.4m,一次采全高。

二、回采工艺：

双滚筒采煤机双向割煤，在工作面端部斜切进刀，往返一次进两刀，

螺旋滚筒配合刮板输送机铲煤板装煤，刮板输送机运煤；液压支架支护

顶板，全部垮落法处理采空区。

三、采煤工艺流程（见附图4）

使用端头斜切进刀方式进行割煤，即在两端头自开缺口斜切进刀，

进刀距离25m,采高操纵在2.4m左右，每刀进度0.6m,正常情况下采煤机

牵引速度操纵在3—5m/min。进刀顺序为：

（-）采煤机割透端头后，调换滚筒上下位置，改变采煤机牵引方

向，随工作溜弯曲段切入煤壁，随后追机移架、推溜、移机头或者机尾。

（二）当采煤机斜切进刀后，停止割煤，调换滚筒上下位置换向牵

引割三角煤。

（三）割透端头后，采煤机再次调换滚筒位置，换向牵引，拉空刀

至进刀处正常割煤，追机移架、推溜、移机头或者机尾。

四、割煤过程中应注意下列事项：

（一）假如遇到工作溜负荷大，采煤机要减速或者停止割煤，严禁

超速割煤。

（二）通常情况下，务必按煤层坡度沿顶底板割煤，不割顶底板。

在遇到小型构造，可适当调整坡度（最大不能超过15。）。构造过完后，尽

快找到顶底板沿顶底板割煤。

（三）采煤机运行过程中，正副司机要配合好，正司机要站在采煤

机操作按扭旁，掌握开停，用遥控器操纵速度与前滚筒位置，应注意支

架顶梁，严禁采煤机割顶梁。副司机站在采煤机后摇臂3米范围外用遥控

器操纵后滚筒情况。

（四）机组割两端头时，先停机检查端头煤壁处有无杂物，有杂物

先清除。工作人员站在5m以外有掩体的安全地点，机组司机站在机身落

山一侧掩体后操作，以防锚杆甩出伤人。牵引速度适中，锚杆松动后，

切断采煤机电源闭锁工作溜，专人监护站在可靠支护下取出松动的锚杆

后，方可开机割煤。

（五）机组割煤时，回风侧严禁有人，回风横贯至风门间安设栅栏

上锁，钥匙由工作面跑片瓦检工掌握，割煤期间禁止人员入内。

（六）在有突出危险的工作面，机组向机头方向割煤时，下风侧不

得有人；需要移架时，务必先停机组然后移架再割煤。

四、正规循环生产能力计算

W=LShyc

=180x0.6x2.4x1.37x0.95=337.3（t）

式中：W—工作面正规循环生产能力，t；

L—工作面平均长度，m；

S一工作面循环进尺，m；

h一工作面设计采高，m；

y—煤层密度，t/m\

c一工作面采出率，%o

第三章设备配置

一、采煤机

采煤机选用MG—250/600AWD型，功率600KW,采高1.6〜3.0m,额

定电压1140V,截深0.6m,牵引速度：0—12mzmin,滚筒直径：1600mm,

调速方式：交流变频调速，牵引力580KN,最大截高3023mm,下切深度

349mmo

二、液压支架的要紧技术特征：

1、液压支架

工作面安装有121架型号为ZZ-4200/L5/3.2的支撑掩护式液压支架

额定供液压力：31.5MPa

高度：最低1500mm；最高3200mm

宽度：最小1430mm；最大1600mm

额定初撑力：3770KN

额定工作阻力：4200KN

对底板比压（平均值）：1.9MPa

支护强度：0.7MPa

习惯角度W12°

2、单体液压支柱

型号：DZ—2.8DZ—3.15DZ—2.5

伸缩行程：800mm

额定工作载荷：250KN

额定工作液压：318Kg/cn）2

油缸直径：100mm

泵站压力：31.5MPa

初撑载荷：11.8~15.7T

底座面积：109cltf

三、运输设备

1、刮板运输机

运输机型号：SGZ-764/630（中双链）

1）电机功率：315KW

2）运输能力：900T/h

3）链速：1.12m/s

4）电压：1140/660V

5）长度：200m

6）冷却方式：水冷

7）中间槽尺寸:1500x764x305mm

2、桥式转载机一部，其型号：SZZ-764/132（中双链）

1）电机功率：132KW

2）运输能力：1000T/h

3）电压:1140V

4）链速：1.33m/S

5）转速：1480r/min

3、破碎机一部，型号为PCM—110,技术参数为

1）破碎能力：1000t/h

2）外型尺寸:3540x1785x1740mm

3）破碎锤头数：4个

4）电机功率:110KW

5、可伸缩带式输送机两部，型号为SJJ—1000/160,技术参数为

1）电机功率：160KW

2）运输能力：800t/h

3）传动滚筒直径：630mm

4）带宽:1000mm

5）带速:2.5m/s

6、辅助运输设备选用1.0吨的矿车与叉车,牵引设备选用JD—25、JD-11.4

型调度绞车，JM—14型回柱机，JW75B型梭车，其要紧技术参数如下：

JD—25型调度绞车，其要紧技术参数如下：

1）型号:JD—25

2）静拉力：18KN

3）钢绳直径：15mm

4）转速：1470r/min

5）电机功率：25KW

6）钢绳速度：0.773—1.399m/s

7）绳容量:400m

8）滚简直径:550mm

JD—11.4型调度绞车，其要紧技术参数如下：

1）型号:JD-11.4

2）静拉力98KN

3）绳径:12.5mm

4）绳速:26—72m/min,平均44mzmin

5）绳容量:400m

6）滚简直径:550mm

7）外形尺寸:1100x765x730mm

JM—14型调度绞车，其要紧技术参数如下：

1）型号:JM—14

2）静拉力:140KN

3）绳径:22mm

4）平均绳速:8.7m/min

5）绳容量:150m

6）减速比：175

7）滚简直径:550mm

8）功率：18.5KW

JW75B型梭车，其要紧技术参数如下：

1）型号：JW75B

2）最大牵引力：80KN

3）电机功率：75KW

4）速度:双速，0.67/1.12m/s

5）绳径：22mm

6）滚简直径：1200mm

四、泵站

1、泵站及管路选型、数量

乳化泵选用WRB—200/31.5型两台，喷雾泵选用PWB—55/6.3型一

台，注水泵3ZSB—135—17型一台，瓦斯移动泵ZWY—110/132型一台,

要紧技术参数如下：

1）乳化泵：

型号：WRB200/31.5

公称流量:200L/min

公称压力:31.5MPa

电机功率：125KW

2）喷雾泵：

型号：BPW320/10M

公称流量：320L/min

公称压力:10MPa

电机功率：75kW

3）注水泵：

型号：3ZSB—135—17

额定流量：102L/min

额定压力:15MPa

电机功率：30kW

4）瓦斯移动泵：

型号：ZWY—110/132

最大抽速:110m3/min

极限真空:160hPa

电机功率:132kW

第四章顶板操纵

第一节支护设计

一、液压支架支护强度验算

1、估计工作面矿压参数参考表（表7）

序号项目单位同煤层实测本面选取或者估

、1

顶

底直接顶厚度m4.76-5.305.08

板

基本顶厚度2.84-5.103.58

条m

1

件

直接底厚度m1.10-1.451.20

2直接顶初次垮落步距m8-208-20

来压步距50-6050-60

初m

次最大平均支护强度kN/m2510510

3来最大平均顶底板移近量mm100-120100

压

来压显现程度明显明显

周来压步距m12-2515-25

4期最大平均支护强度kN/m2470470

来最大平均顶底板移近量mm100100

压来压显现程度明显明显

最大平均支护强度2451451

平kN/m

5

时最大平均顶底板移近量mm100100

直接顶悬顶情况

6m00

7底板容许比压MPa1818

8直接顶类型类11

9基本顶级别级II

10巷道超前影响范围m2020

2、经验计算支护强度

支架支护强度巳=9.81h由

式中：Pt一工作面合理的支护强度，kN/n?；

h一采高，m；

Y—顶板岩石容重，kg/m3,通常可取2.5xl03kg/m3；

k—工作面支架上覆岩层厚度与采高之比，通常为4〜8,根据具体

情况合理选取。取8倍采高计算。

经验计算支护强度：Pt=9.81x2.40x2.5x103x8=470.88KN/m2

3、现场实测工作面初次来压时最大平均支护强度Pt=510KN/m2

4、工作面条件与支架习惯条件参照表(表8)

项目工作面实际条件支架参数

采高/m2.41.5-3.2

倾角(°)2°-10°^12°

煤厚/m1.7-2.43.2

硬度f6W10

支护强度/(kN.m-2)510630-690

底板比压/(kN.1)18000320

顶板类(级)别I级一类支撑掩护式

5、支护设备选择

81102工作面支架共121架，型号为：ZZ—4200/1.5/3.2,从进风到回风

顺槽依次编号为1〜121号支架。

根据工作面条件与支架习惯条件参照表能够看出，该工作面选用ZZ

—4200/L5/3.2型支架，在满足顶板管理支护强度需要的同时，也能满足

底板比压值要求。

通过对比、验算，证明选用该类支架能满足要求。

二、两巷超前支护支护强度验算

超前段支护在静压状态下顶板载荷：

Q顶=7顶(勺-"/2)=2500x0.81=2.025(kN/m2)

其中

Rp=R。r页%项Zsine+CcosR=2/l(m)；

R0=T/2-\/a2+H~=2.5l(m)

进、回风超前段顶板载荷：(动压影响通常取静压时的2-4倍，这

里取3)

2

Q进、Q回=3xQ顶=3xy项(RP—H/2)=3x2025=6.075(kN/m)

顶板总压力：

F顼=LxaxQ进=20x4.3x6.075=522.45(kN)

进风锚网支护：

F锚网=n补xN破r)=10x230xl0%=230(kN)

单体柱承载的顶板压力：

F.r,=F顶-F锚网=522.45-230=292.45(kN)

PkF单/S=5单/^*1)=292.45/(4.3x20)=3.4(kN/m2)

式中：

Y顶一顶板岩石平均容重，kg/m3；

n—补强锚索的支护效率，%;

RP一塑性区半径，m；

Q顷一静压情况下顶板载荷，kN/m2；

Z—巷道埋藏深度，m；

Ro—矩形巷道外接圆半径，m；

夕一内摩擦角，取45°；

C一粘结系数，取4；

H—巷道高度，m；

a—巷道宽度，m；

L—超前保护距离，取20m；

Q进、QF,一进、回风超前段顶板载荷，kN/m2；

n补一补强锚索的根数，根

N破一补强锚索的破断力，kN；

F锚网一进、回补强锚索风承载力，kN；

F单一进、回风单体柱承载的顶板压力，kN；

Pt—进、回风顶板载荷，kN；

支柱实际支撑能力能够使用下列公式进行计算：

&==0.99x0.95x0.9x0.95x1.0x250=201.03(kN)

式中：Rt—支柱实际支撑力，kN；

R—支柱额定工作阻力，kN；

k—支柱阻力影响系数，能够参考表9。

支柱阻力影响系数表(表9)

项目液压支柱微增阻支柱急增阻支柱

工作系数kg0.990.910.5

增阻系数kz0.950.850.7

不均匀系数kb0.90.80.7

<1.4m1.5~2.2m1.5〜2.2m

采图系数

kh1.00.950.95

<1011-2526-45

倾角系数

ka1.00.950.9

注：表中系数根据矿压观测成果统计，习惯通常工作面条件。

合理的支柱密度，能够使用下列公式进行计算：

/4=3.4/201.03=0.02

式中:n—支柱密度，根/n?；

Pt—进、回风巷顶板载荷，kN；

Rt—支柱实际支撑能力，kN/根。

实际支柱密度：

〃实=〃%="%xq=(50+50)/[(20+20)X4.2]=0.60

式中：n实一实际支柱密度，根/n?；

n总一超前实际支柱总数，根；

S—超前支护面积，m2；

根据计算结果，知n实＞n,满足支护要求。

三、选择合理的控顶距

在满足安全生产的前提下，控顶距不得大于0.34m。

四、计算柱鞋直径

柱鞋通常选用圆形铁鞋。根据支柱对底板的压强应小于底板同

意比压的原则，使用下列公式计算铁鞋的直径。

0）＞200=200X1.24=247（mm）

V碘

式中：①一铁鞋的直径，mm；

Q—底板比压MPa。

五、乳化液泵站的选择

1、泵站及管路选型、数量

乳化泵选用WRB200/31.5型两台；高压输液管路选用高压胶管。

2、泵站设置位置

泵站安设在进风顺槽距离工作面80〜150m的位置，并随工作面的推

进跟设备列车前移。

3、泵站使用规定

要保证泵站压力大于30MPa,乳化液浓度3%〜5%,要加强支架与乳

化液泵站的维修，杜绝液压系统的窜漏液。

第二节工作面顶板操纵

工作面安装支架总数121架，支架型号为：ZZT200/1.5/3.2型支撑

掩护式支架，支护宽度为：1.43—1.60m,支护面积为:4.995m2,支架中心距为

1.50m,工作面最大控顶距为4530m,最小控顶距为3930m，放顶步距为

0.6m。

一、正常工作时期顶板支护方式

液压支架使用邻架操作，及时支护的移架方式，移架步距0.6m。推

溜滞后采煤机后滚筒很多于15m,并确保弯曲段长度不小于15m。

（一）移架顺序为：

1、正常情况下，移架滞后采煤机下滚筒3—5架进行，降架幅度操纵

在0.2m以内，移架时，应观察好周围环境，操作时缓慢送液，移出支架

后，端面距不大于0.34m。当顶板破碎、煤帮松软或者滚帮大时，停止

采煤机与工作溜运行，使用提早移架、支顺巷板梁等方式保护顶板，移

架使用带压移架的方式进行。

2、端头移架时，利用顺槽的回柱机先拉住工作溜的机头（机尾）或

者用单体柱顶住机头（机尾），再将与端头架相邻的两架支架推移千斤伸

出，然后移架；移架时回柱机钢丝绳牵引区内及后5米严禁有人，移架人

员要站在邻架立柱间的安全地点，其他人员务必全部撤至距移架处5m以

外的安全地点，且务必停止工作溜运行，机头移端头架还务必停止桥转

机运行。

3、移架时，严禁人员站在推拉板上与从支架下面通过，且观察人员

要站在有掩体的安全地点，防止架间掉肝伤人。

4、支架移出后务必成一直线，如遇移架千斤发生故障，须停止割煤，

处理好后方可移架。

5、支架升起后，顶梁要平且严密接顶，不得出现仰头或者低头现象，

立柱要给足初撑力。操作完毕后，手把打回零位。

6、移架操作执行《回采操作规程》第161—179条中有关规定。

（二）工作面支护要求：

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90KN。

3、采煤机割煤后，要及时移架，移出的支架与采煤机后滚筒的距离

通常不超过8m,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

（一）来压及停采前的顶板管理：

1、工作面初采，老顶初次来压前务必编制专项安全技术措施。

2、工作面老顶初次来压与周期来压期间，应加强顶板来压的预测预

报工作。

3、工作面支架与进、回风顺槽所有单体支柱务必达到初撑力，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,

防止出现端头冒顶。

5、工作面末采时要编制专项末采安全技术措施，加强顶板管理。

（二）过断层及顶板破碎时的顶板管理：

加强回采期间过断层及顶板破碎时的顶板管理工作。当工作面局部

地段片帮较严重时，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、操纵煤壁片帮，应采取及时移架的方法保护顶

板。

1、当工作面顶板出现悬顶、掉肝、空顶、片帮、压力大等严重情况,

务必加强临时超前支护，工作人员进入工作溜进行构顶与进行临时支护

前，工作面的采煤机、刮板输送机等设备，务必停电锁开关挂停电牌，

并严格执行“敲帮问顶”制度，确认安全后方可工作，否则，严禁人员进

入工作溜。

2、处理顶板条件差时，务必从顶板条件好的区域逐步向条件差的区

域进行保护，严禁空顶作业。

3、进行顶板保护时，首先用长柄工具找掉危岩悬砰，进行好临时支

护，护好顶帮，严防冒顶、片帮，确认安全后方可进行保护工作。

4、进行顶板保护时，首先要清理好安全退路，保证安全出口通畅，

并设专人监护顶板，前后5架不得动作，严禁空顶作业与多架同时作业。

5、确保顶板保护区域液压支架、单体液压支柱设备完好，液压支架

支撑状态良好，不挤、不咬、不歪，并达到初撑力；顶板保护后，接顶

要严密。

6、采煤机在顶板条件差的区域割煤时，务必放慢割煤速度，当出现

顶板冒顶时，要及时返机，必要时务必停机移架或者超前移架，且割一

架，移一架，人员在安全区域下操作。

三、支护强度校核

(-)根据南翼采区工作面的矿压观测结果，估计本工作面最大顶

板载荷强度P=0.51MPa,而Ps=0.63〜0.69MPa,可见P<Ps,则支架满足支

护强度要求

(二)底板比压校核

根据工作面最大顶板载荷强度计算支架对底板的最大比压：

D=Px支架支护面积/支架底座面积=1.5MPa

工作面地质说明书提供的煤层底板抗压强度S=38.1〜70.1MPa,与计

算结果D比较，可见S>D,则支架对底板比压符合要求。

第三节进、回风巷及端头顶板操纵

一、进、回风巷超前支护方式

进、回风巷使用超前保护形式管理顶板，进回风顺槽超前保护距离

很多于20m。保护形式为：

(-)进风超前保护

1、超前工作面20m范围内，在进风巷的巷中离桥转0.3m处支设两

趟单体帽柱，巷中帽柱成对支设，巷中两趟帽柱之间的中心距为0.3m,

帽柱打在顺槽钢带下，每排钢带一根，柱帽规格：l/2$20cmx0.5m的两

开木，单体柱穿鞋，拴防倒绳。

2、超前工作面10m范围内，在进风巷距采帮0.5米处支设一排单体

帽柱，帽柱打在顺槽钢带下，每排钢带一根，柱帽规格：l/2$20cmx0.5m

的两开木，单体柱穿鞋，拴防倒绳。

（二）回风超前保护

1、超前工作面20m范围内，在回风巷巷中支设两趟单体帽柱，帽柱

排距1.0m,巷中帽柱成对支设，间距0.3m,柱帽规格：l/2420cmx0.5m

的两开木，单体柱穿鞋，拴防倒绳。

2、超前工作面10m范围内，在回风巷距采帮0.5米处支设一排单体

帽柱，帽柱打在顺槽钢带下，每排钢带一根，柱帽规格：l/2e20cmx0.5m

的两开木，单体柱穿鞋，拴防倒绳。

（三）其他

1、如遇顶板压力大时，可根据实际情况将进回风巷中单体帽柱改为

两趟顺巷抬棚，两趟顺巷抬棚相互交错一半支设，中心距为0.3m,其中

顺巷抬棚选用$220x4200mm的一面平优质圆木，大梁与顶板金属网用很

多于2道铅丝捆绑牢固，一梁四柱，单体柱务必穿鞋，拴防倒绳。

2、遇顶板破碎，下沉量大的地方支进度棚，排距0.9m,一梁很多

于三柱（进度棚梁选用4220x4200mm的一面平优质圆木），单体柱穿鞋,

拴防倒绳。

3、两顺槽超前保护随落山放顶及时向外移，移超前保护时务必坚持

“先支后回”的原则，在所移抬棚一侧支设相应的临时帽柱再回柱移梁。

二、工作面端头顶板管理

（一）工作面端头顶板管理

使用顺巷交错抬棚保护端头，抬棚交错一半支设，双趟交错抬棚中

心距为0.3m,棚梁选用4220x4200mm的一面平优质圆木。抬棚深入落

山不超过0.2m,并随落山放顶及时向外移。移端头保护时务必坚持“先

支后回”的原则，在所移抬棚一侧支设相应的临时帽柱再回柱移梁。

假如端头压力较大，除正常支护外可根据压力大小情况增加很多于

一趟顺巷抬棚，每加一趟棚务必与其相邻的顺巷棚相互交错一半支设，

相邻两趟棚的间距为0.3m,单体柱初撑力很多于90KNo

（二）两巷落山侧的顶板管理

进回风顺槽在支架掩护梁末端最近的钢带下支设切顶密柱，切顶密

柱每米很多于3根，均匀布置，木帽规格：l/2$20cmx0.5m的两开木，

密柱外紧跟一组仓戈棚。

进回风落山使用退锚机退锚放顶。退锚时，务必有专人监视顶板，

退锚人员站在切顶密帽柱外侧安全地点操作，正常情况下从支架前两排

钢带开始退锚。

随工作面的推移，要及时在支架切顶线与密柱切顶线之间靠支架侧

顺支架打一排单体帽柱保护顶板，柱距不大于0.5m,同时支架切顶线距

切顶密柱的距离最大不能超过2m,超过距离务必及时回撤，桥转机尾落

山侧务必保持两排柱（含切顶密柱）。

（三）进回风顺槽采帮侧的管理

顺槽采帮侧超前工作面3—5m回收托板与金属网。顶板破碎地段，

只回收最下面一排托板，剩余的托板与金属网由生产班过机头（机尾）

时回收。假如顶板破碎假如顶板破碎务必加支一趟顺巷抬棚挤死煤帮，

假如成对加设顺巷抬棚务必交错一半支设，单体柱务必穿鞋，拴防倒绳,

一梁不小于四柱，初撑力很多于90KN。保护好后清理干净巷中浮煤。

（四）进回风三角处管理

进回风顺槽向工作面拐弯处，采帮侧顶、帮塌落，形成三角地带，

空顶面积大，存在安全隐患，需使用支棚进行保护。

1、棚梁使用1/2$220mmx3.0m两开木或者0220mmx3.0m一面平圆

木，顺槽一侧棚梁梁头带单体柱，靠工作面一侧梁头搭在液压支架前梁

上，靠采帮支设，空顶超过1米时支设两架，并在两开木或者圆木上用

1.2米两开木或者破板构顶，顶板冒落高度在0.5米下列时务必接顶，超

过0.5米时务必蓬顶，蓬顶时顶部铺设金属网。

2、梁头不能搭在液压支架前梁上时，使用倒挑棚形式进行保护，顺

槽一侧棚梁靠梁端支设两根单体柱升紧将两开木板梁支牢，并按第一条

规定构顶或者蓬顶；顺槽超前保护防碍支设棚梁时，不平处要进行支垫,

保证倒挑棚不能成射箭状态；倒挑棚排距0.5-0.6米。

3、人员进入工作地点支棚前与构顶前严格执行敲帮问顶制度,处理危

岩活肝时使用两人配套，一人观察顶板，一人用长柄工具处理。在溜子

道作业人员务必站在支架掩护梁下作业，严禁空顶作业。

4、人员进入溜子道在倒挑棚下加支单体柱前务必进行第二次敲帮问

顶，处理危岩活砰，支设单体柱时人员务必站在支架掩护梁下作业，所

支单体柱以不影响第一次推移机头为宜。

5、支设棚梁时务必三人协作进行，两人扶梁，一人使用单体柱将其

升紧撑牢。

6、保护时要闭锁工作溜及机组同时锁开关挂停电牌.，作业地点前后

3架支架不得动作（保护机尾时为作业地点前3架），机组与作业地点的

距离不得小于10mo

7、拉架后务必及时将倒挑棚靠工作面一端挑起，同时回收工作面内

的单体柱。

8、机头、机尾清煤人员处理大块过程中，务必有专人监护顶板及采

帮情况，工作溜开动期间机头禁止人员进出工作面。

（五）支护质量操纵

1、单体柱拴防倒绳，并纵横成线，偏差小于±50mm,。

2、单体柱务必支到实底，并做到迎山有力。单体液压支柱初撑力不小

于90KN,并有现场检测手段。

3、两巷单体支柱均穿铁鞋或者木鞋支护，铁鞋规格:250x250x14mm。

木鞋规格：，220mmx4.2m的两面平圆木，铁鞋小链要顺时针盘在柱体上,

挂钩挂住单体手把。

4、所有单体液压支柱三用阀方向一致，出液口朝向落山。

5、进风巷及端头所支设的$20cmx4.2m一面平圆木，假如出现压烂、

压断的情况，务必及时更换新的棚梁。

6、进回风巷及端头处的安全出口高度不得低于1.8m,人行道宽度不

得小于0.7m。

三、支护材料使用数量、备用数量

（一）工作面正常需要单体液压支柱150根，铁鞋150个或者木鞋

$220mmx4.2m的两面平圆木20根，大梁4220mmx4.2m的一面平圆木

6根，1/2§220mmx3.0m的两开木4根，1/2$220mmx0.5m的两开木柱

帽130块。

（二）为保证超前支护的数量与质量，在进回风顺槽保证存有6根

$220mmx4.2m一面平优质圆木、30块木托板与50根单体柱作为备用，

便于及时更换坏柱与坏梁。

（三）备用材料的存放地点，应保持距工作面50〜100m之间，材料

分类摆放整齐，实行挂牌管理，标明材料名称、规格、负责人等内容，

并由专人负责，材料存放地点务必保证有0.7m以上宽度的人行道。

四、退锚要求

81102进回风顺槽顶板为锚网、钢带联合支护，务必对进回风落山进

行退锚索放顶；退锚使用液力退锚机进行，退锚器型号为TM-50。如压力

大，顶板在密柱切顶线后2m能冒落，可不退锚。回风贯眼前后5米内不

退锚以保证贯眼的形状，正常通风。

五、工作面支架布置图（见附图5）

第四节矿压观测

一、矿压观测内容

81102工作面的矿压观测研究内容要紧有：工作面综采液压支架工作

阻力观测、进、回风超前支护范围内单体液压支柱阻力观测与支护质量

动态监测。

通过对81102工作面进行现场矿压观测，掌握工作面推进过程中的

支架工作状况与两顺槽超前顶板压力情况，分析工作面围岩（煤层）超

前支承压力影响范围与分布特点，与顶板、煤层稳固性，对工作面支护

质量等进行定期分析，并进一步熟悉煤、岩体力学参数等基础数据。

并为我矿开采8由煤层的事故预测与动力信息基础研究提供必要数据，最

终实现安全高效开采。

二、观测方法

（一）支架阻力的观测

工作面支架工作阻力实时观测。使用山东科技大学中天电子有限公

司生产的YHY—60型矿用液压支架测力仪，安装在所需观测的支架上，

获取支架立柱及平衡千斤工作阻力变化的数据。该测力仪采样频率可调，

通常设定采样周期为10min/次。采集数据寄存在存储器内，由便携式数

据采集器，每2天采集1次，使用红外线传输方式采集数据，在地面输

入计算机，通过有关软件进行数据分析，通过观测支架的工作阻力变化

情况，用以研究工作面顶板（上覆岩层）的运动状态与支架的工作状况,

测定支架有关工作参数，分析支架与围岩的相互关系，评价支架对工作

面顶板条件的习惯性，为以后工作面支架选型提供根据。

81102工作面采长180米，安装支架120架，根据集团公司有关测站布

置的要求，设置上、中、下三个测站，观测支架8架，共安装测力仪8台，

每个测力仪分别记录支架立柱、平衡千斤压力，具体位置与编号如下

（表10）

测站上测站中测站下测站

测力仪编号33#34#35#36#37#38#39#40#

安装支架号3号20号37号54号71号88号105号118号

距进风顺槽距离3米30米55.5米81米106.5米132米157.5米177米

（二）单体柱阻力观测

单体液压支柱阻力的观测使用SY-40B型单体支柱测压仪，测压方

法为：

①单体柱测压点的选取一一超前支护范围自工作面起两端头起

均匀布置，测点数量很多于10个，切顶密柱区域每次分左、中、右

来检测3根。

②新设门00mm的单体液压支柱初撑力应250KN,即6.4Mpa

（lKN=0.128Mpa）

三、支护质量监测

每周由技术人员不定期对工作面与顺槽支护状况质量动态检查两次,

并做好记录，发现读数超出正常范围及时汇报。

监测内容要包含支架初撑力、煤壁片帮情况、端面距、采高及端面

顶板冒落情况、两顺槽单体支柱初撑力、超前支护质量等。对存在的问

题，由施工队组立即整改。

第五章生产系统

第一节运输系统

一、运输设备及运输方式

1、运煤设备及装、转载方式

采煤机割煤，刮板输送机平行运煤，集中到桥式转载机、二部皮带、

头部皮带上通过东胶带运出

2、辅助运输设备及运输方式

工作面需用的材料、设备等物资，使用LOt矿车或者叉车、JM-14、

JD-25绞车与JW75B的梭车，从进回风顺槽运进工作面。

二、移溜方式

使用支架的推拉千斤顶推移运输机，推移方式为：

1、推移工作溜滞后拉架不小于1—3架，弯曲段不小于15m。

2、推移工作溜渐近操作3—5台千斤顶，每次推移0.2m左右，每节

溜分三次推完，推移步距0.6m。工作溜停止运行时，不得推移工作溜。

如遇推移不动，不得强行推移，应通知采煤机司机停止割煤，检查处理好

后方可开机割煤。

3、推移工作溜机头（机尾）时，正常情况下直接用支架的顶溜千斤

将工作溜机头（机尾）推移到位，假如用顶溜千斤推移困难时，可用单

体柱或者顺槽回柱机配合支架顶溜千斤推移，使用回柱机时，牵引区内

严禁有人，且务必有双向声光语音对打信号。

4、移溜时，严禁人员将身体的任何部位探入电缆槽上面。

5、推溜操作执行《回采操作规程》180—183条规定。

三、煤的运输

81102工作面一工作溜一桥转机一破碎机一二部皮带机一头部皮带

机一东胶带皮带一中心煤仓一主斜井强力皮带一地面选煤厂

四、辅助运输系统路线：

1、回风进料

地面厂房一副斜井一副井井底车场一东轨道巷一81102回风巷

781102工作面

2、进风进料

地面厂房一副斜井一副井井底车场―东轨道巷-81109下料巷

->81102进风巷一81102工作面

五、运输系统示意图（见附图6）

第二节通风系统

一、通风系统

（一）风量计算

1、按照瓦斯涌出量进行计算：

由于本工作面通风系统布置使用“U+L”型，布置有专用排瓦斯巷，故:

。采=。回+。尾

。何=100xq也回xK叫=1498m3/min

3

Q尾=£》叫尾ixKCH.x100/2.5=796m/min

Q栗=100x10.7x1.4+14.2x1.4x100/2.5=2294m3/min

式中：

Q果一采煤工作面按瓦斯涌出量核定的需要风量，m3/min；

Q回—米煤工作面回风巷风量，m3/min；

Q用一采煤工作面尾巷风量，m3/min；

qcH4回一采煤工作面回风巷平均风排瓦斯量，m3/min；

qcH4尾i—采煤工作面第i条尾巷平均风排瓦斯量，m3/min；n取1

或者2；

KCH4——采面瓦斯涌出不均衡通风系数。KCH4的取值：取地质赋存

条件相近的邻近工作面或者邻近采区工作面，全采长连续统计正常生产

条件下所有工作日，月平均瓦斯涌出量最大值与平均瓦斯涌出时的比值。

KCH4Vl.4时，取1.4；KCH4>1.4时，取实际计算值。

2、按综采工作面温度选择适宜的风速计算：

。采=60uS（综米工作面）（nrVmin）

=60x1.0x4.034x2.4

=580.90(m3/min)

式中：

v—工作面平均风速，可选取空气温度与风速对应表中(表11)的有

关数值，m/s；

S一工作面的平均断面面积，可按最大与最小控顶断面积的平均值计

算，m2；

(表11)采煤工作面空气温度与风速对应表

工作面工作面风速v/(m.s")

空气温度煤层厚度VL5煤层厚度煤层厚度>3.5m

/1m1.5—3.5m

<150.3〜0.40.3〜0.5

15-180.5-0.70.5~0.80.8

18—200.8~0.90.8~1.00.8—1.0

20—231.0—1.21.0~1.31.0—1.5

23-261.5—1.71.5—1.81.5—2.0

26—282.0~2.22.0~2.52.0—2.5

注：有降温措施的工作面按降温后的温度计算。

3、按工作面每班工作最多人数计算：

。采=4〃

=4x60=240(m3/min)

式中：n一工作面同时工作的最多人数，60人。

4、按风速进行验算：

1)按最低风速验算，工作面的最小风量

Q采>15S=139.17(m3/min)

式中：S—采煤工作面平均有效断面面积，n?。

2)按最高风速验算，工作面的最大风量

Q采V240S=2447.57(m3/min)

式中：S—采煤工作面平均有效断面面积，n?。

即139.17<2294<2447.57符合要求

5、经计算，该工作面的需风量最终确定为2294m3/min,但由于我矿

为突出矿井，根据集团公司的有关要求，确定工作面开采期间的实际配

3

风量应22500m/min0

（二）通风路线

地面新鲜风流一主副斜井一东轨道巷-81109下料巷-81102进风巷

一81102工作面一81102回风巷、尾巷一东回风巷一回风立井

地面新鲜风流-＞主副斜井—东胶带巷一81102进风巷一81102工作面

―81102回风巷、尾巷一东回风巷一回风立井

二、瓦斯防治

（一）瓦斯检查

（1）瓦斯检查地点设置在距工作面煤壁线10—50m处的回风巷内、

工作面回风隅角。记录工作面回风流中瓦斯的检查牌板设在距工作面煤

壁线10—50m处的回风巷内，记录工作面回风隅角内瓦斯的检查牌板设

在距工作面煤壁线0-20m处的回风巷内。

（2）瓦检员每班对瓦斯、二氧化碳浓度检查3次，每次检查取其最

大值，间隔时间3—5h；本班未进行工作时，每班可检查1次。每次检查

结果务必记入瓦斯检查员手册、现场记录牌板、瓦斯班报上，并按时向

总调度汇报。

（3）瓦斯员务必执行瓦斯巡回检查制度、汇报总调制度，并持有效

瓦斯检查证件上岗。瓦斯检查员要及时检查可能瓦斯涌出的地点，消灭

瓦斯积聚，并做到无瓦斯超限作业。瓦斯超限时瓦检查员、安监员立即

责令现场人员停止工作并撤到安全地点。

（二）瓦斯监测（见附图7）

1、工作面进回风、机尾、尾巷内及采煤机按规定安设瓦斯监测探头,

实行瓦斯自动监控。假如瓦斯超限，立即自动切断监控范围内（桥转机机

头以里工作面及回风）所有非本安电源。假如瓦斯超限时，监控系统未自动

切断电源，地面瓦斯监控站实行二次断电。

2、瓦斯探头由瓦检工或者遥测工按规定悬挂，非岗位人员严禁移动

探头。探头位置：回风通常设三个探头，距回风横贯以里10-15m,距切

巷机尾10m处及回风巷落山侧上隅角；回风巷超过500m时，中部增加

一个探头，尾巷探头位于距东回风巷以里的尾巷内10-15m处，尾巷与东

回风混合探头设在东回风里距尾巷口以西的10-15m处，进风巷在距工作

面5-10m处设一个探头。

3、采煤机甲烷报警断电仪甲烷传感器，安装位置：采煤机，报警浓

度21.0%CH八断电浓度21.5%CH,、复电浓度V1.0%CH”断电范围：采

煤机电源及工作面刮板输送机电源。

4、遥测工负责对工作面瓦斯监测系统每七天检查标校一次，瓦检工

班班校对，检查瓦斯监测系统是否正常，发现问题立即组织处理，否则

不准生产。

5、甲烷传感器应垂直悬挂，距顶板不得大于300mm,距巷道侧壁不

得小于200mm,并应安装保护方便，不影响行人与行车。

6、甲烷传感器的报警浓度、断电浓度、复电浓度与断电范围及便携

式甲烷检测报警仪的报警浓度务必符合下表的规定。（表⑵

甲烷传感器或者便携式甲烷传断电浓复电浓

报警浓

甲烷检测报警仪设置地感器编度％c度％C断电范围

度％CH4

点号

H4H4

工作面及其回风巷内全部

采煤工作面上隅角To>1.0>1.5<1,0

非本质安全型电器设备

煤与瓦斯突出矿井的采