煤矿11416综采工作面作业规程

目录说明3第一章地质概况4第一节工作面位置及井上下关系4第二节煤层赋存4第三节煤层顶底板5第四节地质构造情况7第五节水文地质9第六节影响回采的其它因素10第七节储量及服务年限11第八节煤质情况11第九节问题及建议11第二章采煤方法12第一节巷道布置12第二节巷道支护15第三节设备配置17第四节采煤工艺23第三章顶板管理26第一节支护设计26第二节工作面顶板控制26第三节上、下顺槽及端头顶板管理30第四节矿压观测与分析34第四章生产系统37第一节运煤系统37第二节运料系统38第三节通风系统39第四节防突系统43第五节防尘系统46第六节灌浆防火系统47第七节安全监控系统53第八节抽采系统55第九节供压风、供水系统57第十节排水系统58第十一节通信、照明系统60第十二节供电系统61第五章劳动组织和主要技术经济指标64第一节劳动组织64第二节主要技术经济指标67第六章煤质管理68第一节毛煤灰分管理68第二节毛煤水分管理68第三节其他煤质管理措施69第七章安全技术措施70第一节一般规定70第二节采煤安全技术措施73第三节机电安全技术措施86第四节机电检修安全技术措施105第五节其它安全技术措施114第八章综采工作面职业病危害防治136第一节综采工作面职业危害因素136第二节职业病危害防治规定136第九章综采工作面质量标准化管理138第一节工程质量管理138第二节物资定置量化管理140第十章综采工作面安全管理制度143第一节工作面交接班制度143第二节巷道支护质量巡查安全管理规定143第三节综采工作面工程质量验收制度144第四节机电设备维修保养制度144第五节瓦斯、煤尘管理制度145第六节综采工作面文明生产制度146第十一章煤矿井下安全避险“六大系统”及灾害防治147第一节安全避险“六大系统”147第二节一般规定及自救、抢救方式149第三节避灾路线149附录1采煤方法与回采工艺的选择152附录2运输设备的选型153附件3乳化泵选型155附录4采煤工作面的风量核算159附录5采煤工作面供电设计161说明11416综采工作面作业规程主要编制依据一、淮南矿业集团XX煤矿11416工作面设计说明书二、淮南矿业集团XX煤矿11416工作面回采地质说明书及图纸资料三、淮南矿业集团XX煤矿11416工作面瓦斯综合治理设计说明书四、淮南矿业集团XX煤矿11416工作面上顺槽掘进作业规程五、淮南矿业集团XX煤矿11416工作面下顺槽掘进作业规程六、淮南矿业集团XX煤矿11416工作面供电设计七、煤矿安全规程、安全操作规程（XX矿）、煤矿安全生产标准化基本要求及评分办法（试行）八、XX矿井下物资定置、量化管理规定等相关资料第一章地质概况第一节工作面位置及井上下关系一、工作面概况表11工作面位置及井上下关系表煤层名称6水平名称一水平采区名称东一工作面名称11416地面标高（M）186239工作面标高（M）64477089地面位置工作面地面对应为农田、水塘、村庄（阎王店、高大圩、计庄、许庄、汤海子）、矿中央变电所至西风井35KV高压线路、矿中央变电所至东风井35KV高压线路、济河及堤坝。井下位置及四临采掘情况11416工作面为东一B组采区6煤层四阶段，西起东一B组采区下山，东至720东二轨道石门。上顺槽煤层底板标高为64476571M，下顺槽煤层底板标高为69807089M。本面为孤岛面，上阶段11316工作面已于2013年12月25日收作；下阶段21116工作面已于2014年9月30日收作；西边11426工作面已于2013年10月10日收作；东边13416工作面正在掘进。上覆8煤、下伏42煤均未采掘。本面上方布置有11416顶抽巷，内错上顺槽平面距离627647M，巷道底板与6煤层顶板间距107217M；工作面北边布置有720M东翼B4煤底板轨道巷，巷道外错上顺槽179398M，巷道顶板与6煤层底板间距614711M。回采对地面设施的影响工作面回采将影响耕地，水塘、阎王店、高大圩（最大下沉值02M）、计庄、许庄、汤海子（最大下沉值02M）、矿中央变电所至西风井35KV高压线路（最大下沉值1M）、矿中央变电所至东风井35KV高压线路（最大下沉值1M）、济河（最大下沉值2M）、堤坝（最大下沉值2M）。走向长（M）1654倾斜长（M）2326斜面积（M）384720第二节煤层赋存一、煤层情况表12煤层赋存情况表0180煤层结构113145煤层总厚（M）21复杂煤层倾角（）127可采指数909变异系数4239稳定程度不稳定煤本面6煤层不稳定，沿顺槽方向煤层底板起伏大。根据上、下顺槽、切眼实见煤厚点及钻孔煤厚，本面煤层厚度为0180M，平均煤厚21M，煤层结构07（03）11，煤厚变化大，有增厚、变薄、分层、合并等现象。上顺槽距切眼0115M煤厚0422M，160400M煤厚0221M，8401270M煤厚第三节煤层顶底板一、开采煤层顶底板情况表13煤层顶底板情况表顶板名称岩石名称厚度M岩性特征老顶细砂岩267050灰白色灰色，块状,致密，细粒结构，见少量裂隙，含较多暗色矿物，局部相变为砂质泥岩。局部直接覆盖在6煤之上。直接顶砂质泥岩、62煤和泥岩010652砂质泥岩灰色，含植物根部化石碎片，具水平层理；泥岩灰黑色，致密，性脆，含炭质成分，富含植物化石碎屑及镜煤线理，片状结构；62煤黑色，以亮煤为主，次为暗煤，金属暗淡光泽。直接底泥岩205238灰色灰黑色，致密，性脆，富含植物炭化体，中部夹有菱铁矿体，团块状。顶底板情况老底砂泥岩互层124192149浅灰色砂岩与灰色泥岩组成互层，层理发育，含菱铁透镜体，偶呈菱铁状擦痕面明显。二、工作面综合柱状图层情况1420M，15001580M煤厚0918M；下顺槽距切眼230300M煤厚1221M，7401010M煤厚0821M，15001610M煤厚0120M；下顺槽距切眼30200M，336472M范围6煤增厚为3247M；上顺槽距切眼12541354M，下顺槽距切眼10941200M范围6煤分叉为61煤和62煤。6煤层呈黑色，块状，局部粉末状，属半暗型煤。62煤位于6煤顶板，黑色,粉末状为主,局部与61煤合并，厚022M，平均07M，与6煤层间距091M，平均29M。煤线1位于6煤顶板，黑色,粉末状，仅在工作面西部局部发育，厚005M，平均01M，与6煤层间距22135M，平均126M。煤线2位于6煤顶板，黑色,粉末状，厚003M，平均01M，与6煤层间距157249M，平均174M。煤线3位于6煤顶板，黑色,粉末状，厚003M，平均01M，与6煤层间距165303M，平均182M。5煤黑色，厚层状,碎块结构，质轻污手。厚020M，平均15M，与6煤层间距181M297M，平均201M。图1111416工作面综合柱状图第四节地质构造情况一、断层情况及对回采的影响表14地质构造情况表构造名称倾向（）倾角（）性质落差（M）对回采的影响程度FG95843正20较大平采FG515957正12较大仰采FG61501735073正1419大仰采FSJ126365正08较大俯采FG1013655正11较大仰采FG78446正10小仰采F12225575正13较小俯采F12354906067正1220较大仰采FZT128035正20较大俯采FG42604555正1315小俯采FG227446正12较小俯采FG310046正30大仰采FG17056正19较大仰采FG822653正17较小平采二、地质构造情况根据坑透资料，本面圈定4个异常区。1异常区实测场强图显示该区域相对低值异常，吸收系数图显示该区域相对高值异常，综合曲线图显示异常衰落，走向影响长300M，倾向影响整个工作面；2异常区实测场强图显示该区域相对低值异常，吸收系数图显示该区域相对高值异常，综合曲线图显示异常衰落，走向影响长65M，倾向影响200M；3异常区实测场强图显示该区域相对低值异常，吸收系数图显示该区域相对高值异常，综合曲线图显示异常衰落，走向影响长210M，倾向影响整个工作面；4异常区实测场强图显示该区域相对低值异常，吸收系数图显示该区域相对高值异常，综合曲线图显示异常衰落，走向影响长150M，倾向影响整个工作面。本面煤（岩）层产状为187203113145，平均倾角127。根据巷道揭露、三维地震资料、顺层孔、坑透资料综合分析，面内发育有14条断层，断层落差均不大于3M，圈定4个变薄区和2个增厚区，面内无岩浆岩体、陷落柱、冲刷带发育。变薄区、增厚区及断层情况如下1变薄区工作面上部距切眼060M，下部距切眼030M，变薄区内6煤起伏大，顶板破碎，煤厚为0125M，走向影响长60M，倾向影响80M。对回采影响较大。2变薄区工作面上部距切眼166213M，下部距切眼236306M，变薄区内6煤起伏大，顶板破碎，煤厚为0416M，走向影响120M，倾向影响整个工作面。对回采影响大。3变薄区工作面上部距切眼271410M，变薄区内6煤起伏大，顶板破碎，煤厚为0217M，走向影响长140M，倾向影响145M。对回采影响大。4变薄区工作面上部距切眼15261584M，下部距切眼14951610M，变薄区内6煤起伏大，煤厚变化大，顶板破碎，煤厚为0148M，走向影响长110M，倾向影响整个工作面。对回采影响大。1增厚区工作面下部距切眼30200M与切眼范围内，增厚区内6煤起伏大，煤厚变化大，煤厚为2580M，走向影响长200M，倾向影响170M。2增厚区工作面下部距切眼336471M，增厚区内煤厚为3247M，走向影响长190M，倾向影响160M。FG9断层切眼实揭，产状5843H20M,走向影响90M，倾向影响45M，平采通过，对回采影响较大。断层前后100M顶板向上10M范围内无煤线层发育，受断层影响顶板较破碎。预计过断层丢煤521T。FG5断层下顺槽实揭，产状15957H12M,走向影响160M，倾向影响120M，仰采通过，对回采影响较大。断层前后100M顶板向上10M范围内无煤线层发育，受断层影响顶板较破碎。预计过断层丢煤1725T。FG6断层上下顺槽实揭，产状1501735073H1419M,走向影响215M，倾向影响整个工作面，仰采通过，对回采影响大。断层前后100M顶板向上10M范围内均无煤线层发育，受断层影响顶板较破碎。预计过断层丢煤1817T。FSJ1断层上顺槽实揭，产状26365H08M,走向影响35M，倾向影响180M，俯采通过，对回采影响较小。断层前后100M顶板向上10M范围内均无煤线层发育，受断层影响顶板较破碎。预计过断层丢煤242T。FG10断层顶抽巷推延，产状13655H11M,走向影响长75M，倾向影响170M，仰采通过，对回采影响较大。断层前后100M顶板向上10M范围内无煤线层发育，受断层影响顶板较破碎。预计过断层丢煤895T。FG7断层下顺槽实揭，产状8446H10M,走向影响25M，倾向影响60M，仰采通过，对回采影响较大。断层前后100M顶板向上10M范围内均无煤线层发育，受断层影响顶板较破碎。预计过断层丢煤67T。F122断层上顺槽实揭，产状25575H13M,走向影响20M，倾向影响70M，平采通过，对回采影响较小。断层前后100M顶板向上10M范围内均无煤线层发育，受断层影响顶板较破碎。预计过断层丢煤316T。F123断层上下顺槽实揭，产状54906067H1220M,走向影响75M，倾向影响整个工作面，仰采通过，对回采影响大。断层前后100M顶板向上10M范围内均无煤线层发育，受断层影响顶板较破碎。预计过断层丢煤1397T。FZT1断层顶抽巷推延，产状28035H20M,走向影响长150M，倾向影响35M，俯采通过，对回采影响较大。断层前后100M顶板向上10M范围内无煤线层发育，受断层影响顶板较破碎。预计过断层丢煤623T。FG4断层上下顺槽实揭，产状2604555H1315M,走向影响长160M，倾向影响整个工作面，俯采通过，对回采影响大。断层前后100M顶板向上10M范围内无煤线层发育，受断层影响顶板较破碎。预计过断层丢煤1322T。FG2断层顶抽巷推延，产状27446H12M,走向影响长35M，倾向影响120M，俯采通过，对回采影响较大。断层前后100M顶板向上10M范围内无煤线层发育，受断层影响顶板较破碎。预计过断层丢煤825T。FG3断层下顺槽实揭，产状10046H30M,走向影响长85M，倾向影响210M，仰采通过，对回采影响大。断层前后100M顶板向上10M范围内无煤线层发育，受断层影响顶板较破碎。预计过断层丢煤1815T。FG1断层上顺槽实揭，产状7056H19M,走向影响长120M，倾向影响205M，仰采通过，对回采影响大。断层前后100M顶板向上10M范围内无煤线层发育，受断层影响顶板较破碎。预计过断层丢煤1872T。FG8断层下顺槽实揭，产状22653H17M,走向影响长30M，倾向影响40M，平采通过，对回采影响较大。断层前后100M顶板向上10M范围内无煤线层发育，受断层影响顶板较破碎。预计过断层丢煤42T。第五节水文地质一、水文地质情况本面充水因素为砂岩裂隙水、老空水及地面勘探钻孔。（一）砂岩裂隙水本面6煤顶板赋存有砂岩，局部地段裂隙较发育，含砂岩裂隙水,属静储量消耗型,与其它含水层无直接水力联系。东一采区已采掘的11116、11316在采掘期间局部有滴淋水现象；东二采区一阶段13116工作面切眼曾发生大面积淋水现象，最大涌水量137M3/H。水源均为6煤层顶板砂岩裂隙水。（二）老塘水本面上阶段11316工作面已回采完毕，11416上顺槽平行11316下顺槽布置，净煤柱70M，受顶板砂岩裂隙水和灌浆水等充水因素的影响，采空区内有积水。11416上顺槽掘进前在720M东翼B4煤底板轨道巷提前对11316采空区积水进行了探放，对11316采空区低洼处施工了3组9个探水孔，累计放出老空水263759M，11416上顺槽掘进期间对低洼处探放水情况进行验证，施工了3轮6个验证孔，验证结果均无水。（三）地面勘探钻孔本面回采时将穿过1783孔、八东4孔，钻孔均已全孔封闭，且经上覆131煤回采验证不导水。二、涌水量预计根据上阶段11316工作面正常涌水量为10M3/H，最大涌水量25M3/H，按比拟法00SFQ式中，Q11416工作面预计涌水量；Q011316工作面涌水量M3/H；S11416工作面水位降深（M）,7342M；S011316工作面水位降深（M）,6813M；F11416工作面开采面积（KM2），0384KM2；F011316工作面开采面积（KM2）,0383KM2。经计算11416工作面正常涌水量108M3/H，最大涌水量270M3/H。三、防治水措施（一）坚持“预测预报、有疑必探，先探后采、先治后采”的原则，加强工作面水情观察，如有异常出水情况，及时汇报。（二）对上顺槽掘进期间保留的低洼处验证孔进行动态检查，如有动态水补给，须及时透孔放水，防止采空区重新积水。若孔内无水，及时关闭闸阀，防止通过放水孔向采空区供氧。（三）提前编制工作面防治水专项安全技术措施和过地面勘探钻孔专项安全技术措施。（四）正常回采期间工作面排水能力不小于预计最大涌水量的15倍，即405M3/H；考虑工作面回采过程中可能突水，须配备排水能力不小于100M3/H的排水设备。第六节影响回采的其它因素一、影响回采的其它地质情况表15影响回采的其它地质情况表瓦斯1、突出危险性区域划分情况根据集政函2011208号关于XX矿6煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定结论及区划的意见，F6断层以东标高760M以上为无突出危险区，本面煤层底板标高64477089M，处于无突出危险区。2、最大原始瓦斯含量45M/T、最大瓦斯压力050MPA。3、软分层发育情况6煤顶板发育有62煤及煤线；6煤底板发育有5煤和42煤。4、构造对瓦斯异常影响情况工作面内对回采有影响的断层有14条，受断层影响，断层附近裂隙发育，岩石破碎。工作面煤层局部起伏较大，有变薄、增厚现象时，也易引起瓦斯异常。5、瓦斯及煤的自燃资料以通防部门提供为准。煤尘爆炸性强煤的自燃级地温3237地压工作面过断层及异常区期间，构造应力集中。煤层夹矸直接底直接顶影响回采的其它地质情况普氏硬度（F）/21605099第七节储量及服务年限一、储量表16储量计算表块段号走向长（M）倾向长（M）斜面积M2煤厚M容重T/M3工业储量T回采率可采储量T储量计算11654232638472018138955645952909774预计资源储量利用情况根据工作面上下顺槽实揭地质资料综合预计，因断层造成顶底板损失煤量13479T，异常增厚造成顶底板损失煤量24698T，浮煤损失7694T，合计面内损失量为45871T。预计工作面采出量909774T，预计工作面回采率952。二、工作面服务年限工作面服务年限开采推进度/设计月推进度T165421677月第八节煤质情况一、开采煤层煤质情况表17煤质情况表MTAD（）V（）Q（KCAL）FCST（）Y（）工业版号148278141055884045140QM煤质情况摘自精查地质报告，煤质情况应以煤炭管理科提供为准。第九节问题及建议一、问题及建议（一）工作面回采前应编制初次放顶期间专项安全技术措施，并严格执行。（二）工作面过断层、煤层变薄区、增厚区时，施工单位编制专项安全技术措施及煤质管理措施。（三）610M新东二B组回风石门、轨道石门位于本面上方，距6煤顶板垂距分别为637989M、5421028M，11416工作面开采将对610M新东二B组回风石门、轨道石门造成破坏。（四）工作面局部地段顶板砂岩直接覆盖在煤层之上，在此区域内回采时，要有针对性措施，防止顶板突然跨落而造成顶板和瓦斯事故。（五）本面上下阶段均已回采，为孤岛面，上下顺槽压力大，回采时应加强上下顺槽超前支护管理。（六）煤层顶板发育62煤及煤线，6煤层局部较厚，回采时老塘留有遗煤，回采期间应加强防火管理，防止老塘遗煤自燃。（七）6煤为突出煤层，本面处于无突出危险区内，面内6煤赋存不稳定，煤厚变化大，有突然增厚变薄现象，回采过程中加强顶板、煤帮、瓦斯、防突管理，防止瓦斯异常涌出。（八）下伏5煤、42煤距本面6煤较近，受6煤层采动影响，5煤和42煤煤层瓦斯涌入工作面，回采时应加强工作面内瓦斯检测。（九）6煤为一次性采全高，两巷掘进期间部分区段破顶施工，造成6煤层处于巷道底板，回采期间应适当调整层位，跟顶底板回采，并及时清理浮煤，提高资源回收率。第二章采煤方法第一节巷道布置一、工作面巷道布置概况本面为一水平东一B组采区6煤层四阶段，西起东一B组采区下山，东至720M东二轨道石门。采用一面四巷方式布置，分别为上顺槽、下顺槽、底板抽采巷（720M东翼B4煤底板轨道巷）、顶板抽采巷。采用上顺槽与下顺槽平行布置方式。二、下顺槽下顺槽为沿空巷道，平行于21116上顺槽布置，跟煤层顶板施工。阶段煤柱为平距72M。该巷道作为工作面的出煤及回采期间的进风巷道，采取机轨合一布置，皮带在上帮，轨道在下帮。三、下顺槽运输联巷延伸21116上顺槽出煤联巷与11416下顺槽贯通，形成工作面回采期间的出煤系统。四、开切眼工作面开切眼倾斜长2326M，布置在东二采区保护煤柱线西侧，与下顺槽夹角93，切眼跟煤层顶板施工。五、上顺槽上顺槽为沿空巷道，平行于11316下顺槽布置，阶段煤柱为平距70M。为满足回采期间通风、运输需要，轨道在中间。上顺槽跟煤层顶板施工，方位角10130。六、顶抽巷工作面上方布置有11416顶抽巷，该巷内错上顺槽65M，跟71煤层施工，用于回采时抽采采空区的瓦斯及上覆8煤层的泄压瓦斯。巷道底板与6煤层顶板间距107183M。七、底抽巷利用720M东翼B4煤层底板轨道巷兼作底抽巷。该巷外错上顺槽179398M，巷道顶板与6煤层底板间距614711M。图2111416工作面巷道布置示意图第二节巷道支护一、上、下顺槽支护（一）上、下顺槽均为沿空巷道，采用锚网支护，局部帮部受力异常段采用U型棚腿对巷帮进行加强支护。（二）锚网支护巷道断面为直墙斜顶梯形，上顺槽断面尺寸净宽中高5530M，下顺槽断面尺寸净宽中高5730M。上、下顺槽支护参数，见表21，22。表2111416上顺槽锚网支护参数表（单位MM）材料名称规格型号锚杆/锚索间排距锚固剂锚固方式顶锚杆7根222400MM900（700）1000MM2卷Z2360加长锚固帮锚杆高帮5根222400MM锚杆。低帮4根222400MM锚杆。高帮8501000MM低帮8001000MM锚杆1卷Z2360端头锚固锚索顶板按“5555”型式布置锚索，间排距10001000MM，锚索规格为226200MM,每孔3卷Z2360型锚固剂。高帮在1、2锚杆间和3、4锚杆间各施工一排走向锚索配锚索梁加强支护，锚索间距1000MM，锚索规格为224300MM，每孔2卷Z2360型锚固剂。低帮在2、3锚杆间施工一排走向锚索配锚索梁加强支护，锚索间距1000MM，锚索规格为224300MM，每孔2卷Z2360型锚固剂。锚索托梁1、顶板440018012MM锚索梁（配20010016MM钢垫片或240120MMU型棚垫片）。局部锚索梁施工困难时采用单个锚索配16300300MM钢板托盘或240350MMU型棚垫片，锁具与托盘之间配16150150MM钢垫板或120240MMU型棚垫片，钢垫板正中留设25圆孔。2、高帮两根240018012MM锚索梁。3、低帮一根240018012MM锚索梁。钢带顶板采用48M长的M5型钢带和10M长的M5型钢带搭接施工。高帮采用两根20M长的M5型钢带压茬使用。低帮采用26M长的M5型钢带。金属网顶板使用58001200MM的10金属网，高、低帮分别使用37001100MM、28001200MM的10金属网。说明金属网与金属网之间搭接不小于100MM，搭接处每隔200MM用双股14铁丝按菱形“三花”形式布置并绑扎牢固。表2211416下顺槽锚网支护参数表（单位MM）材料名称规格型号锚杆/锚索间排距锚固剂锚固方式顶锚杆7根222400MM940（700）1000MM2卷Z2360加长锚固帮锚杆高帮5根202400MM锚杆低帮2根202400MM高帮8501000MM低帮8001000MM锚杆1卷Z2360端头锚固配2根锚索联合支护锚索顶板按“5555”型式布置锚索，间排距10001000MM，锚索规格为226200,每孔3卷Z2360型锚固剂。高帮在1、2锚杆之间及3、4锚杆之间各施工一排走向锚索配锚索梁加强支护，锚索间排距为10001300MM，锚索规格224300MM，每孔2卷Z2360型锚固剂。低帮2根224300MM锚索配2根锚杆联合支护，每根锚索配2支Z2360型锚固剂，锚杆（索）间排距为8001000MM。锚索托梁1、顶板440018012MM锚索梁（配10020016MM钢垫片或240120MMU型钢加工的锚索托盘）。局部锚索梁施工困难时采用单个锚索配16300300MM钢板托盘或240350MMU型棚垫片，锁具与托盘之间配16150150MM钢垫板或120240MMU型棚垫片，钢垫板正中留设25圆孔。2、高帮两根240018012MM锚索梁3、低帮26M长的锚索梁钢带顶板采用50M长的M5型钢带与10M长的M5型钢带搭接使用。高帮采用两根20M长的M5型钢带压茬使用。低帮采用26M长的锚索梁。金属网顶板使用60001200MM的10金属网，高帮采用两片22001200MM长的10菱形金属网搭接，低帮使用28001200MM的10金属网。说明金属网与金属网之间搭接不小于100MM，搭接处每隔200MM用双股14铁丝按菱形“三花”形式布置并绑扎牢固。2、巷道支护平、断面图50锚索梁4MM5钢带48M2620M锚索说明锚索配合锚索梁使用时加240M120MU型棚垫片101010101010101010铁丝编制的菱形金属网1010M5钢带10M240M锚杆30240M锚杆85085085010808080240M锚杆230101851010850240246M5钢带2430M锚索12345123453走向锚索2430M走向锚索1470909090909059152430M走向锚索M5钢带1234图2211416上顺槽锚网支护图570锚索梁4MM5钢带0M2620M锚索说明锚索配合锚索梁使用时加240M120MU型棚垫片101010101010101010铁丝编制的菱形金属网1010M5钢带10M240M锚杆配锚索梁30240M锚杆85085085010808080240M锚杆207102071010850240246M5钢带2430M走向锚索12345123452430M走向锚索1470909409409409405952430M锚索图2311416下顺槽锚网支护图第三节设备配置一、工作面机电设备序号设备名称型号数量单位使用地点1液压支架ZZ10800/18/38157架11416工作面2采煤机7LS2A1台11416工作面3刮板机SGZ900/10501台11416工作面4转载机SZZ1000/4001台11416下顺槽5破碎机PCM2501台11416下顺槽6皮带机DSJ120/200/23551台11416下顺槽7乳化泵BRW400/3153台11416下顺槽（3泵2箱）8乳化泵BRW80/352台11416下顺槽（2泵1箱）9喷雾泵BPW315/102台11416下顺槽（2泵1箱）10水处理装置PAS61套11416下顺槽SQ120/132P1部11416上顺槽11无极绳绞车SQ80/1101部11416下顺槽KBSGZY630KVA6/0691台11416下顺槽车场KBSGZY1250KVA6/121台11416下顺槽车场KBSGZY1250KVA6/121台11416下顺槽KBSGZY3150KVA6/332台11416下顺槽KBSGZY630KVA6/0691台11416上顺槽车场12移动变电站KBSGZY630KVA6/121台11416上顺槽车场13组合开关QJZ/600/3300/25台11416下顺槽14控制系统KJ501套11416下顺槽二、工作面主要设备布置示意图SQ120/132SQ80/10图2411416工作面设备布置示意图三、工作面主要设备部分技术参数（一）ZZ10800/18/38型液压支架。支架型号ZZ10800/18/38支撑高度（M）1838支架宽度（M）14316支架中心距（M）15支护强度（MPA）13915对地比压（MPA）2628工作阻力（KN/架）10800初撑力（KN/架）9008推移行程（MM）800系统压力（MPA）28适应角度15（二）7LS2A型采煤机型号7LS2A最大采高3800MM装机功率1462KW截深08M电压等级3300V灭尘方式内、外喷雾滚筒转数34转/分滚筒直径1600MM最大倾角17卧底量417MM机面高度1442MM滚筒截深865MM摇臂摆角369162操作方式中部牵引、两端牵引调高牵引与调速型式交流变频调速、电机驱动齿轮销轨式无链牵引（三）SGZ900/1050型刮板机型号SGZ900/1050输送能力2000T/H链速135M/S双速电机电压等级3300V电机型号YBSD525/2634/8G型中部槽规格1500900303MM电机功率2525KW中部槽结构整体铸焊式封底溜槽刮板链型式中双链链条规格34126MMD型刮板链链距200MM链条破断负荷1810KN卸载方式端卸牵引方式齿轮销轨式无链牵引减速器型号43JS525型槽间连接形式哑铃销减速器传动比13222最大件重量168T（四）SZZ1000/400型转载机型号SZZ1000/400装机功率400KW（双速）输送能力3000T/H电压等级3300V刮板链型式中双链链速183M/S链条规格34126MM刮板链中心距200MM减速器型号53JD375型链条破断负荷1850KN中部槽型式整体组焊箱式结构槽宽1000MM内槽宽800MM爬坡角度10与皮带机的有效搭接长度12M（五）PCM250型破碎机型号PCM250电机额定功率250KW破碎能力3000T/H电压等级3300V电动机型号YBSS2250G皮带传动比397破碎锤头数量8个破碎锤头冲击速度20M/S传动型式电动机窄V带皮带轮（大、小）锤轴大/小皮带轮节圆直径1250/315MM窄V带规格GB1154489窄V带（SPC）560010（配组）电动机转速1470R/MIN破碎主轴转速370R/MIN破碎板厚度60MM适用槽宽（内宽）1000MM最大入料粒度（长宽高）长度不限10001180（MM）最大出料粒度（宽高）300（250、200、150）MM外形尺寸（长宽高）400022451839MM（六）下顺槽DSJ120/200/2355型皮带输送机胶带宽度12M输送能力2000T/H运输长度1700M带速40M/S电压等级1140V/660V电机功率2355KW（八）BRW400/315型乳化泵额定压力315MPA公称流量400L/MIN柱塞直径56MM柱塞行程64（80）MM柱塞数目5整机重量5600KG电机转速1480RMIN曲轴转速425R/MIN电机功率250KW额定电压660V/1140V蓄能器充气压力19MPA工作介质含35乳化油中性水溶液卸载阀调定压力315MPA安全阀出厂调定347362MPA卸载阀恢复工作卸载阀调定压力的7585。（八）BRW80/35型乳化泵额定流量80L/MIN额定压力35MPA柱塞行程70MM柱塞直径32MM曲轴转速517R/MIN柱塞数目3额定电压660V电机功率55KW重量1040KG配套液箱容积640L（九）BPW315/10型喷雾泵额定压力10MPA公称流量315L/MIN柱塞数目3重量2150KG电机功率75KW额定电压1140V/660V配套液箱容积2500L（十）PAS6型水处理器产水流量60T/H排放流量40T/H进水压力4060MPA反渗透阻垢剂PKDC220气源压力0608MPA组成2路各3吨系统系统外接标准KJR（十一）移动变电站1、KBSGZY630/6/069型矿用隔爆移动变电站2、KBSGZY3150/6/33型矿用隔爆移动变电站额定容量3150VA相数3相短路阻抗528变电站总重量14855KG高压开关PBG6低压开关XBD8003、KBSGZY1250/6/12型矿用隔爆移动变电站额定容量1250KVA相数3相短路阻抗6变电站总重量5800KG高压开关PBG16低压开关XBD1额定容量630KVA相数3相短路阻抗422额定频率50HZ高压开关KBG6低压开关BXB8004、KBSGZY630/6/12型矿用隔爆移动变电站（十一）绞车JDHS8010气动绞车绳径18MM；功率18KW；绳速017M/S；牵引力80KN；工作压力0508MPA。JD1绳径155MM；功率114KW；绳速0733M/S；牵引力98KN。JH14绳径215MM；功率22KW；绳速0113M/S；牵引力140KN。JSDB16绳径26MM；功率37KW；绳速01230206M/S（慢速档）牵引力160KN（慢速档）。SQ120/132P绳径26MM；功率132KW；绳速01172M/S；牵引力120KN。SQ80/110绳径26MM；功率110KW；绳速06717M/S；牵引力80KN。第四节采煤工艺一、采煤方法（一）采煤方法本面采用走向长壁一次采全高综合机械化采煤法，区内后退式回采，全部垮落法处理采空区。（二）采高确定根据地质资料提供的数据，工作面煤层厚0180M，平均煤厚21M，综合考虑煤层厚度、煤机最小通过高度及支架最大支撑高度，确定工作面最低采高不小于20M，煤层增厚处最大采高不得大于36M。初放期间采高控制在2230M。（三）回采层位原则上工作面跟煤层顶板回采，根据地质、煤层及顶底板变化情况，可调整回采层位。过异常区或断层时依相应措施为依据。额定容量630KVA相数3相短路阻抗422额定频率50HZ高压开关KBG6低压开关BXB800二、采煤工艺流程割煤移架推移刮板输送机。三、割煤（一）采用7LS2A型双滚筒电牵引采煤机跟顶板双向割煤，往返一次进两刀，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，滚筒自旋使其截齿将煤破碎。采煤机端头斜切进刀，割三角煤采煤。（二）端头斜切进刀具体方法（以下端头为例），见下图。第一步当采煤机割至下端头时，前滚筒降下割底煤，后滚筒升起割顶煤，采煤机反向沿输送机弯曲段斜切入煤壁（图25A）。图25A下端头斜切进刀第一步第二步采煤机机身全部进入直线段且两滚筒的截深都达到08M后停机（图25B）。图25B下端头斜切进刀第二步第三步将刮板输送机移直，调换前后滚筒位置，反向割煤（图25C）。图25C下端头斜切进刀第三步第四步割三角煤，待煤壁割直后，再次调换前后滚筒位置，开始下一个循环（图25D）。图25D下端头斜切进刀第四步（三）装煤方法利用采煤机滚筒叶片和刮板输送机铲煤板，联合将煤自行装入刮板输送机，人工清理架档、架脚浮煤。（四）运煤方法采用机械运煤，工作面布置一部SGZ900/1050型刮板输送机，下顺槽由里向外分别布置一部SZZ1000/400型转载机、一部PCM250型破碎机、一部DSJ120/200/2355型可伸缩皮带输送机。四、工作面支护方式及移架（一）本面采用157架ZZ10800/18/38型液压支架对工作面进行支护。（二）支护方式为及时移架。采煤机割煤后，及时伸出支架的伸缩梁、打开护帮板控顶护帮；移架采用带压擦顶移架，少降快拉，移够步距后立即升架，升架接顶后，继续供液35S，确保支架达到初撑力；支护方式为及时支护；支架操作方式为本架操作、分段追机顺序移架；片帮严重段，须拉移超前支护。五、推移刮板输送机利用液压支架推移千斤顶和导向杆推移刮板输送机。六、转载机移动方式利用转载机自身行走装置进行自移。七、各工序正常作业间距（一）斜切进刀间距225M（15架）；（二）割煤与移架间距75M（5架）；（三）割煤与推溜间距15M（10架），且刮板机弯曲段15M（10架）；（四）割煤与端头作业间距225M（15架）。第三章顶板管理第一节支护设计一、支架支护强度验算QMKR式中Q预计工作面顶板载荷（MPA）；M工作面最大采高，取36M；K增载系数，取80；R顶板岩石容重，取25T/M。则QMKR3680259810307086MPA二、支护设备选择根据工作面顶板岩性、采高、煤层倾角等地质条件，并结合6煤层开采经验，选用ZZ10800/18/38型液压支架支护顶板，由三台BRW400/315型乳化泵及2个XRWS2000配套液箱（二台使用,一台备用）,采用“双进双回”的供液方式提供动力。为确保顺槽使用超前支护单体需要，在下顺槽泵站处安装二台BRW80/35型乳化液泵及XRWS640配套液箱。泵站随工作面推进向外拉移。表31工作面条件与液压支架适应条件对照表液压支架适应条件项目工作面条件ZZ10800/18/38煤层倾角（）11314515支护强度（MPA）0708613915底板比压（MPA）2628煤层厚度（M）01481838三、验算结论所选支架支护强度P13915MPA，而工作面顶板载荷Q07086MPA，由于QP，所以支架支护强度满足工作面顶板载荷的要求，本面选用ZZ10800/18/38型液压支架控制顶板符合要求。第二节工作面顶板控制一、正常工作时期顶板支护方式（一）工作面支架布置工作面支架布置为157架ZZ10800/18/38型液压支架进行支护顶板。（二）使用ZZ10800/18/38型液压支架时最小控顶距、最大控顶距、放顶步距最大控顶距6355MM；最小控顶距5555MM；放顶步距800MM。最大控顶距底板采空区煤壁顶板煤壁采空区底板最小控顶距顶板图31控顶距示意图（单位MM）（三）工作面顶板管理1、采用全部垮落法控制顶板，采空区顶板随支架前移自行垮落充填采空区，支护方式为及时支护，即煤机割煤后，须及时伸出伸缩梁、打开护帮板进行控顶护帮，采用带压擦顶移架，少降快拉。2、正常回采期间，采煤机割煤前，超前不超过5架收伸缩梁、收护帮板；采煤机割煤过后，滞后不超过2架伸出伸缩梁、打开护帮板控顶护帮。3、若工作面顶板破碎、煤壁片帮深度超过800MM时，伸缩梁、护帮板使用后无法有效控制片帮时，在确保不影响煤机通行的情况下，必须拉超前支护，即移架在割煤之前进行。4、若超前支护顶板不能有效控制片帮掉顶时，须根据现场实际采用“联网托料”、“挂网背帮”、打木锚杆或注防火型化学材料（措施另行编制）管理顶、帮，若上述方法仍不能有效控制片帮掉顶时，则须采取使走向棚管理顶板。5、正常回采期间，上下端头采取超前卸顶、帮锚杆螺帽（锚索锁具）后老塘悬顶超过30M，必须在上下端头预留双层编织袋充填墙。工作面架后局部悬顶和冒落不充分的，悬顶面积小于10M时，必须加强该段支架压力观测；悬顶面积超过10M时，须采取人工强制放顶或其他措施进行处理（具体措施另编）。二、特殊时期的顶板控制（一）初次放顶及周期来压期间安全技术管理1、工作面初放期间，矿成立初放领导小组，加强现场管理及矿压观测工作，由生产技术科牵头成立矿压观测小组，收集观测数据，技术部门应及时掌握矿压显现及变化规律，指导初放工作。2、加强工作面矿压观测，水文预测、预报及瓦斯涌出量的检测工作，发现问题及时向矿调度汇报，并采取针对性措施进行处理，同时确保排水系统正常运转。3、严格进行工作面支护质量班后评估和顶板动态监测，并认真分析处理，及时将结果反馈到生产现场，以便采取针对性措施进行处理。4、初放期间，工作面跟直接顶回采，采高控制在2230M。5、严把工作面规格质量，做到“三直、一平、一净、两畅通”，架间浮煤、杂物及时清理干净。6、加强机电设备日常检修和维护，确保设备完好、系统通畅；坚持正规循环作业。7、加强上、下出口的安全管理，若采空区顶板不能及时冒落，须采取超前卸锚杆（索）螺帽（锁具）措施。8、通过调整工作面推进速度，控制周期来压时间及步距，降低周期来压对安全生产的危害。9、加强周期来压期间的工作面及两巷矿压观测，根据矿压变化情况，工作面采取降低采高、加快推进度、加强支护质量管理，两巷可采取增加支护强度及密度的方式加强周期来压时的顶板管理。（二）煤壁、顶板事故预防及处理措施1、定期进行顶板动态监测，调查顶板活动规律，进行顶板来压预测，防止片帮掉顶事故的发生。2、加强工作面支护质量管理，支架保持“平、直、正、畅、够”的良好支护状态，即（平支架顶梁平；直煤壁直，刮板机直，支架直；正支架架型正，垂直刮板机不吊斜；畅架前无浮煤，上下出口畅通；够推移步距够，初撑力够）。3、人员操作煤机、支架时需在支架架内进行，清理架脚时必须伸出伸缩梁、打开护帮板进行控顶护帮，并注意观察煤帮和架档情况，防止片帮、掉矸伤人。4、追机移架支护顶板，确保端面距不超过规定，采取带压擦顶移架，煤机过后及时伸出伸缩梁、打开护帮板进行控顶护帮；若煤机割过后煤壁发生严重片帮或移架速度跟不上采煤机时，必须将采煤机停止牵引，待工作面刮板机开空后，方可进行移架。6、若工作面顶板破碎不能有效控制时，须采取“联网托料”、“挂网背帮”、单体辅助背帮或注防火型化学材料（措施另行编制）管理顶帮，若上述方法仍不能有效控制片帮掉顶时，则须采取使走向棚管理顶板。（1）工作面“联网托料”管理将金属网绑在圆木（016024M）、半圆木或废旧的无缝钢管上，用单体配合将金属网吃进架头。具体方法首先将圆木或无缝钢管一端吊至支架顶梁上，另一端用适长单体生根，挂网后，再用单体将纫好网的圆木或无缝钢管升至架头，然后稍降单体上方的支架顶梁，伸出伸缩梁托住圆木或无缝钢管，升架撤出单体，此项工作可分茬作业，但茬间距不少于10架；若上茬撤单体，下茬作业人员必须及时撤至安全地点，防止单体等物料沿工作面刮板机下滑伤人。联网采用10金属网，金属网搭接02M，网扣距02M，用16铁丝扎系。移架后，所余金属网距护帮板下边沿不少于04M。（2）工作面“挂网背帮”管理“挂网背帮”须沿片帮掉顶段支架架头由上向下拉钢丝绳（绳径不小于155MM），挂双层10金属网，钢丝绳须用与之相符的三副配套绳卡固定在片帮掉顶段上、下支架架头上，用双股10铁丝将背帮料（工字钢或木料）固定在金属网上，再用适长单体将背帮料抵牢在煤帮上进行背帮，单体一端打在背帮料上，另一端打在支架顶梁等不影响刮板机运行的牢靠地点，单体生根要牢固，两端用双股10铁丝或防倒绳拴系牢固。（3）单体辅助背帮使用适长单体将背帮料或护帮板抵牢在煤帮上进行背帮，单体一端打在背帮料（护帮板）上，另一端打在支架顶梁、大立柱、刮板机电缆槽等不影响刮板机运行的牢靠地点，单体生根要牢固，背帮单体用不少于三道的双股10铁丝吊挂。片帮深度较小，使用单体辅助背帮时，要采用棕绳配合滑轮或将棕绳穿过支架顶梁吊环进行起吊吊挂。背帮后拉架时要采取远距离卸液，防止单体损坏或抵弯变形。（4）工作面使走向棚管理片帮掉顶区域上部选择顶板较好的地点开茬（茬口尺寸宽高（1535）（2528）M使倾向棚，倾向棚梁用不小于I11（1535）M工字钢或0160224M双面扒皮料，以DW28（25、32、35）或DW45150/110L型单体为棚腿，一梁三柱，棚梁要与顶板充分接劲，上帮及煤壁要背实；若顶板破碎，则采用木撞楔或超前锚杆（锚杆规格202000MM）超前管理顶板。开茬第一棚倾向棚在距支架顶梁02M处，棚距06M；若顶板破碎、压力增大时，应适当缩小棚距。开好茬后，沿开茬口下帮向下使用0160224M双面扒皮料或I115M工字钢为棚梁使走向棚，棚梁一端搭接在支架顶梁上，搭接02M，另一端靠煤壁侧栽适长单体。走向棚棚距075M，即每架架设两棚走向棚；若顶板较破碎时，可适当缩小棚距。走向棚梁应水平架设，高度保持一致，不得出现台阶或吊斜等现象。走向棚下用0160224M双面扒皮料配合DW28（25、32、35）型单体挑临时倾向棚，一梁三柱，以24M双面扒皮料为梁时，临时挑棚距煤壁04M、12M架设；以40M圆木为梁时，临时挑棚距煤壁04M、16M、28M架设，临时挑棚要紧跟迎头，沿倾向连续架设走向棚距离达50M时，要及时将临时倾向挑棚改为正规倾向挑棚,正规倾向挑棚以矿用I1150M工字钢为梁，以DW28（25、32、35）或DW45200/110L型单体为腿，一梁四柱。若须分茬施工，则相邻两茬之间的倾向间距不得小于10架；若上下两茬迎头间距小于5M，必须停止下一茬作业，并撤出人员，严禁两茬同时施