陈四楼21207采煤作业规程

1、21207采煤工作面作业规程 第124页 第一章 概况第一节 工作面位置及井上下关系工作面位置及井上下关系详细情况见表1-1。表1-1 工作面位置及井上下关系表水平名称-470水平采区名称十二采区地面标高+35.41m工作面标高-432m-455m地面相对位置工作面对应地表有韩沟，北部邻近地表有高井、徐庄两个村庄，其它均为农田。回采对地面设施的影响工作面回采会造成地表一定程度的塌陷。井下位置及四邻采掘情况工作面东邻21206采煤工作面（外段）采空区；西为未开采的实体煤；南邻北部西翼辅助皮带巷、北部西翼集中皮带巷、北部西翼-470轨道巷及其保护煤柱；北为DNF11正断层及21206里段工作面采空

2、区。推进长度（m）932工作面斜长（m）171181面积（m2）161420172第二节 煤层工作面开采煤层详细情况见表1-2。表1-2 工作面开采煤层情况表煤层厚度0.5m3.2m2.5m煤层结构简单煤层倾角2°10°6°开采煤层二2煤层煤种无烟煤稳定程度稳定煤层情况描述工作面二2煤层位稳定，煤层最厚3.2m，最薄0.5m，平均2.5m；煤岩类型为灰钢灰色，半光亮光亮型，似金属光泽，以亮煤为主，块状及片状构造，内生裂隙发育。第三节 煤层顶底板一、开采煤层顶底板情况工作面开采煤层顶底板详细情况见表1-3。二、工作面煤层综合柱状图附图1：工作面煤层综合柱状图。表1-

3、3 工作面开采煤层顶底板情况表顶、底板名称岩石类别厚度（m）岩性特征平均厚度（m）基本顶中粒砂岩2.003.52灰白色，碎屑成分为长石、石英，硅质呈孔隙式胶结，底部有泥岩透镜体。2.76直接顶泥岩9.1711.57灰黑色，底部含砂质，岩层中含大量植物化石碎片及煤屑，另有少量黄铁矿薄膜。 10.37直接底泥岩0.911.37深灰色，含大量植物化石碎片及煤屑，底部含砂质。1.14基本底细粒砂岩20.74灰色，碎屑成分主要为石英、长石。夹泥质条带，层面分布有白云母。20.74第四节 地质构造一、断层情况及其对回采的影响据三维勘探资料和工作面实际揭露，21207工作面共发育17条断层；其中1207Fg

4、6、1207Fg8、DNF19、DNF20断层落差分别为2.3m、2.8m、4.0m、4.0m，对回采有较大影响。二、断层情况断层详细情况见表1-4。表1-4 断层情况表构造名称走向（°）倾向（°）倾角（°）性质落差（m）对回采的影响程度1207Fg1170804552正断层0.5对回采影响较小1207Fg2701605563正断层1.2对回采有一定影响1207Fg37816866正断层1.2对回采有一定影响1207Fg47216860正断层1.0对回采有一定影响1207Fg513322332正断层0.7对回采影响较小1207Fg61682583848正断层2.3

5、对回采影响较大1207Fg71732634正断层0.6对回采影响较小1207Fg8327344正断层2.8对回采影响较大1207Fg98015027正断层0.6对回采影响较小1207Fg10683283559正断层1.7对回采有一定影响续表1-4DNF191023060正断层4.0对回采影响较大1207Fg117534551正断层1.0对回采有一定影响DNF2018027060正断层4.0对回采影响非常大1207Fg1215024945正断层1.4对回采有一定影响1206Fg67334347正断层0.8对回采影响较小1206Fg713022045正断层0.6对回采影响较小1206Fg81314

6、150正断层1.2对回采影响较小三、褶曲情况及其对回采的影响 工作面整体较为宽缓，里部发育一向斜构造，该向斜北部工作面倾角210°，平均6°，向斜南部工作面倾角25°，平均3°。四、其他因素对回采的影响（陷落柱、火成岩等）工作面内有7107地质钻孔，该钻孔终孔位于二2煤下10.58m的细砂岩，封孔质量不详；无陷落柱、火成岩等存在。第五节 水文地质一、含水层（顶部和底部）分析 工作面直接充水水源为煤层顶、底板砂岩裂隙水，顶板砂岩裂隙发育，富水性好，在掘进过程中已疏放一部分，顶板淋水对回采有一定影响。太原组灰岩含水层距煤层底板46.5m，受底板太原组上段灰岩

7、承压水影响，在断层及底板裂隙发育处有可能发生底板突水。工作面底板注浆加固工程已结束，工作面回采将不受底板灰岩水威胁。二、其他水源的分析 无其他水源影响。三、涌水量根据相邻21206工作面回采时涌水量，用比拟法计算该工作面涌水量，预计21207轨道顺槽正常涌水量30m3 /h，最大涌水量60m3 /h，21207皮带顺槽正常涌水量50m 3/h，最大涌水量100m 3/h。第六节 影响回采的其它因素一、影响回采的其他地质情况影响回采的其他地质情况见表1-5。表1-5 影响回采的其它地质情况表瓦斯相对瓦斯涌出量为0.0115m3/t，绝对瓦斯涌出量为0.1853m3/min，属低瓦斯地区煤尘爆炸指

8、数煤尘无爆炸危险性煤层自燃倾向性类不易自燃地温25°C地压当巷道回采至断层构造处时地应力较大，应加强支护。二、冲击地压和应力集中区该工作面无冲击地压的影响，断层构造处时地应力较大。三、地质部门的建议1、工作面在回采过断层处，加强顶板及煤质管理。2、回采时裂隙发育或遇到断层时淋水会有所增加，应建立完善的排水系统并加强排水。3、工作面回采过程中需对7107地质钻孔的导水性进行超前探测。第七节 储量及工作面可采期一、储量工作面工业储量58.9万t，其中保护煤柱7.9万t，回采率95%，其可采储量48.5万t。二、工作面服务年限 工作面生产期间每天10刀，进尺6m；工作面延长前可采储量为42

9、.0万t，延长后可采储量为6.5万t。延长前工作面服务年限=可采储量÷（设计月采量×12）=42.0÷（90720.2×12）年0.39年延长后工作面服务年限=可采储量÷（设计月采量×12）=6.5÷（96025.5×12）年0.06年工作面服务年限=延长前工作面服务年限+延长后工作面服务年限 =0.39年+0.06年=0.45年第二章 采煤方法该面采用单一煤层一次采全高、走向长壁后退式综合机械化采煤法，顶板控制采用全部垮落法。第一节 巷道布置一、采区设计、采区巷道布置概况该工作面位于陈四楼煤矿十二采区。工作面两巷

10、沿煤层掘进，21207轨道顺槽为进风巷，通过21207轨道顺槽车场与北部西翼-470轨道巷相通，21207皮带顺槽为回风巷，与北部西翼辅助皮带巷相通，形成生产系统。二、工作面两巷 21207轨道顺槽巷道用于运料、行人及通风。该巷道自1207G4点至切眼巷道断面规格为4000mm×2600mm，顶板支护形式为高强锚杆+金属网+M钢带，两帮支护形式为高强锚杆+金属网+M钢带；自1207G4点至停采线巷道设计断面为3600mm ×2600mm，顶板支护形式为高强锚杆+金属网+M钢带，两帮采用高强锚杆+金属网+木托盘。21207皮带顺槽用于运煤、行人及回风。该巷道设计断面均为360

11、0mm ×2600mm顶板采用高强锚杆+金属网+M钢带，两帮支护形式为高强锚杆+金属网+木托盘。三、工作面切眼21207切眼巷道设计净断面为5200×2600mm矩形断面，沿二2煤层掘进，掘进时见顶见底。顶板支护：20×2200mm高强锚杆+金属网+M钢带，两帮支护：16×1800mm普通锚杆+双抗网+木托盘。四、钻场、泵坑其它硐室（一）皮带顺槽该巷道内布置6组钻场、泵窝、沉淀池，钻场、泵坑和硐室采用高强锚杆+金属网+M型钢带+锚索梁支护，并在巷道顶板布置双排锚索梁加固。（二）轨道顺槽该巷道内布置5组钻场、泵窝、沉淀池，钻场、泵坑和硐室采用高强锚杆+金属

12、网+ M型钢带支护，并在巷道顶板布置双排锚索梁加固。五、21207采煤工作面巷道布置图附图2：21207采煤工作面巷道布置图六、21207采煤工作面巷道断面图附图3：21207采煤工作面巷道断面图第二节 采煤工艺采煤工艺为综合机械化采煤工艺，工艺流程为：采煤机破煤、落煤、装煤，工作面刮板输送机运煤，液压支架支护顶板，辅以单体柱配合型梁支护工作面两端头及超前段。一、落煤、装煤及运煤方式利用MG200/500-QWD电牵引采煤机左右两个带有截齿的滚筒旋转截割煤壁落煤，利用采煤机滚筒上的螺旋叶片旋转装煤，同时利用溜槽铲煤板在工作面推溜时进一步将落下的煤铲入溜槽，然后通过工作面刮板输送机、转载机、胶带

13、输送机，经北部西翼辅助皮带巷1#、2#胶带输送机、电滚筒胶带输送机、北部西翼集中皮带巷强力胶带输送机、北翼集中煤仓、北翼皮带运输大巷强力胶带输送机至主井煤仓，经过主井箕斗提升至地面，即可实现煤炭的落、装、运的连续机械化作业。二、循环进度，进刀方式综合工作面煤层赋存条件、设备配套尺寸和经济效益等考虑，确定该工作面进刀方式为割三角煤端头斜切进刀，循环进度为600mm，距离机头（机尾）15架处斜切进刀，双向割煤。进刀方式见下图：1、采煤机由机尾向机头行进时，正向重刀割煤，采煤机割透机头后返刀在15#支架处斜切进刀行至32#支架处完成斜切进刀，13#支架至机头的支架前移，待煤机机尾滚筒行至32#架时，

14、停采煤机后依次将21#架机头对应的溜槽推至紧贴煤壁；21#架机头对应的溜槽推到位后，启动采煤机并向机头行进，割三角煤，割透机头后空刀返回至32#架，然后从33#支架到机尾重刀割煤，距采煤机机头滚筒35架移架，滞后移架810架推溜，推溜时弯曲段不小于15m。作业顺序为：割煤移架推溜返刀(至32#架)移架(13#支架机头)推溜(21#支架机头)割机头三角煤往机尾返刀割煤。采煤机从机尾往机头割煤时，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，机头返刀时，前后滚筒均落至底板清煤。2、采煤机由机头向机尾行进时，逆向重刀割煤，采煤机割透机尾后返刀在102#支架处斜切进刀行至85#支架处完成斜切进刀，104#支架至机尾的支

15、架前移，待煤机机尾滚筒行至85#架时，依次将94#架机尾对应溜槽推至紧贴煤壁；采煤机向机尾行进，割三角煤，割透机尾后空刀返回至85#架，然后85#支架到机头重刀割煤，距采煤机机尾滚筒35架移架，滞后移架810架推溜，推溜时弯曲段不小于15m。作业顺序为：割煤移架推溜返刀(至85#架)移架(104#支架机尾)推溜(94#支架机尾)割机尾三角煤往机头返刀割煤。采煤机从机头往机尾割煤时，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，机尾返刀时，前后滚筒均落至底板清煤。三、最大、最小采高的确定及控制（一）采高的确定考虑以下因素：1、煤层厚度：本工作面范围内煤层厚度0.5m3.2m，平均2.5m。2、支护设备：本工作面选

16、用的ZY3800-16/35型支架，支撑范围为1.6m3.5m。根据本架型确定支架合理采高范围为1.8m3.3m。3、采煤机截割高度：本工作面选用的MG200/500-QWD型电牵引采煤机，选用滚筒直径为1.6m，采高范围为：2.0m4.0m。4、工作面设备配套要求：本工作面要求支架最小支撑高度在2.0m。综合以上各项因素考虑，确定本工作面采高为2.0m3.3m。（二）采高的控制根据两巷实测剖面图预见工作面煤厚变化，同时根据工作面动态，适时控制采高。1、当煤厚小于2.0m时，根据现场情况采取挑顶或卧底，采高不低于2.0m，保证采煤机通过。2、当煤厚大于3.3m时，根据煤墙硬度和顶板破碎情况，采

17、取沿顶留底的方法控制采高在3.3m以内，以保证工作面的工程质量，做到“三直两平”。四、工作面生产能力循环方式：采用多循环作业方式，循环进度600mm。（一）工作面延长前工作面生产期间，每天10刀，进尺6m。1、循环产量W=LShc=171×0.6×2. 5×1.46×95%=355.77（t）式中：W循环产量 L工作面长度，171 m S每循环进尺，0.6m h采高，2.5m 煤的容重，1.46t/m3 c回采率，取95%2、日产量的计算 Q日=L×h××d×c=171×2.5×1.46

18、5;6×95%=3557.7（t）式中：Q日工作面日产量 L工作面长度，171mh平均采高，2.5m煤的容重，1.46t/m3d日进尺，6m c回采率，取95%3、月产量（正规循环率85%）Q月=30Q日×85%=90720.2（t）（二）工作面延长后工作面生产期间，每天10刀，进尺6m。1、循环产量W=LShc=181×0.6×2.5×1.46×95%=376.57（t）式中：W循环产量 L工作面长度，181m S每循环进尺，0.6m h采高，2.5m 煤的容重，1.46t/m3 c回采率，取95%2、日产量的计算 Q日=L

19、5;h××d×c=181×2.5×1.46×6×95%=3765.7（t）式中：Q日工作面日产量L工作面长度，181mh平均采高，2.5m煤的容重，1.46t/m3d日进尺，6mc回采率，取95%3、月产量（正规循环率85%）Q月=30Q日×85%=96025.5（t）第三节 设备配置一、工作面机械设备配备工作面机械设备配备情况见表2-1。表2-1 工作面主要机械设备配备表序号名称型号及规格单位数量备注1刮板输送机SGZ730/2×200部12胶带输送机SSJ1000/2×90部13绞车SDJ-

20、28台14转载机SZZ730/160部15破碎机PLM1000台16液压支架ZY3800-16/35架117（122）工作面延长前为117架，延长后122架7采煤机MG200/500-QWD部18设备列车列1电缆车1.4×3.2m平板车辆3列车前1辆、列车后2辆移变KBSGZY-630/1140台3组合开关QBZ-1260/1140(660)-4台3乳化液泵站WRB200/31.5A套1两泵一箱喷雾泵站BPW250/10套1两泵一箱控制台KTC101套2设备列车和皮带顺槽各一套9绞车SDJ-14台110绞车SDJ-28台111无极绳绞车SQ80/75WY台1二、采面机械设备的主要技术

21、参数1、液压支架该工作面选用ZY3800-16/35型液压支架，自机头至机尾进行编号为1#117#（延长后增加的支架编号为118#122#），编号为白底红字，位于大立柱前方顶梁平整处，另可在顶梁下悬挂红底白字圆形编号牌，支架具体技术参数见表2-2。表2-2 液压支架技术参数表型号项目 参数ZY3800-16/35支撑高度1.6m3.5m支护宽度1430mm1600mm初撑力3077kN工作阻力3800kN(P=38.5MPa)移架步距600mm伸缩梁行程800mm2、运输设备21207采煤工作面共使用1部SGZ730/2×200刮板输送机，1部SZZ730/160转载机，1部PLM1

22、000破碎机，1部SSJ1000/2×90胶带输送机，具体参数见表2-3。表2-3 运输设备明细表设备名称型号电机功率(kW)速度（m/s）运输能力（t/h）数量备注刮板输送机SGZ730/2×2002×2000.957001部中双链转载机SZZ730/1601601.459001部中双链破碎机PLM1000110-1部破碎能力为1000t/h胶带输送机SSJ1000/2×902×902.510001部3、采煤机选用MG200/500-QWD型采煤机一部，天地科技上海分公司生产。其主要技术参数：截深：630mm采高：2000mm3500mm机面

23、高度：1445mm牵引速度：0 m/min6m/min 截割电机功率：2×200kW牵引电机功率：2×40kW调高泵电机功率：18.5kW牵引力：535kN机械重量：42t三、21207采煤工作面设备布置示意图附图4：21207采煤工作面设备布置示意图。四、21207采煤工作面绞车及安全设施布置（一）绞车安装标准1、使用时间三个月以上及25kW以上绞车，必须打水泥基础固定，基础设计要符合绞车生产厂家图纸设计要求；使用时间三个月内及25kW以下的小绞车，可使用地锚加四压两戗固定。用压戗柱固定时，戗柱角度为65°75°，柱顶应打在柱窝内，要牢固可靠。2、打水

24、泥基础固定的绞车，其基础按绞车说明书要求进行。绞车地脚螺栓的螺母要紧固，螺栓的外露长度应能满足垫圈和双螺母紧固的要求。3、绞车使用地锚固定时，必须使用矿用标准高强度螺纹钢金属锚杆（打入深度不少于1.8m，直径不小于18mm）。锚固长度采用全长锚固，锚固剂类型选择根据现场实际情况而定。四压两戗所用圆木直径不得小于180mm；四根压柱要打在绞车基座上，两根前戗柱（按顶板法线前倾30°角），打在顶板柱窝内，牢固可靠，角度一致，但压柱不得妨碍司机操作和影响司机的视线。严禁使用金属支柱固定。绞车除压、戗柱外，必须有生根绳及钢丝绳防护网，生根绳要用直径为15.5mm以上的钢丝绳。接头处用不少于3

25、副绳卡子卡牢，用不少于两根锚杆固定，锚杆有效深度不少于1.8m，生根绳严禁固定在棚腿上或其它地方。4、绞车安装地点必须满足设备摆放、方便检修和便于安全操作的要求。安装后的绞车最突出部位与最近轨道的间距不得小于600mm，绞车最突出部位与巷道帮之间应留有不小于300mm的检修空间，绞车司机操作侧应有不小于1m2 安全操作空间，绞车硐室高度不得小于2m。5、绞车钢丝绳的钩头，必须使用鸡心环，连接绳卡数量根据钢丝绳直径选择，最低不少于3副，绳卡紧固螺母应在主钢丝绳一侧，绳卡间距等于钢丝绳直径的67倍。6、斜巷绞车的每个钩头，都必须配有符合要求的保险绳，保险绳长度和提升车数相适应，不宜过长。连接绳卡最

26、低不少于3副，绳卡间距等于钢丝绳直径的67倍，绳头余长不大于100mm。当钢丝绳直径小于21.5mm时，保险绳应同主绳直径相同；当钢丝绳直径大于21.5mm时，可采用21.5mm的钢丝绳作为保险绳。 （二）无极绳绞车安装标准1、绞车安装的条件与技术要求（1）根据使用的巷道条件、运输对象、使用要求，完成无极绳牵引绞车布置设计。（2）牵引绞车安装位置需要扩巷时，设备安装前先按设计扩巷。绞车、张紧装置、主副压绳轮必须处于同一水平面。绞车前方及尾轮处必须预先设计车场，以保证摘挂钩作业安全。车场长度必须满足作业规程规定的一列车长度+梭车+过卷距离的最小长度要求。（3）根据基础图进行基础施工，牵引绞车及主

27、副压绳轮必须打混凝土地基固定，基础上表面应水平。基础要与巷道底板连接牢固，如巷道底部煤层较厚时，应在基础中加打地锚。（4）牵引绞车安装于混凝土基础上，使工作时减少震动，以保证稳定。混凝土基础尺寸可参照绞车基础布置图施工，基础应独立，不可与其它基础相连以确保安全。（5）地脚螺栓孔可在浇灌基础时留出，等设备稳好后再用二次灌浆将10条M30×1200mm地脚螺栓灌入。但须注意：在浇灌基础时要预先留出准备二次灌浆的槽子。基础浇灌须待35天混凝土凝固后方可安装绞车，一周后方可重载运行。（6）主副压绳轮安装在绞车前方，其中心与主机轴线间距为3m，打混凝土基础通过4条M30×1200mm

28、地脚螺栓固定，混凝土基础凝固期不少于4天。主副压绳轮与主副绳中心线必须一致，防止钢丝绳在绞车驱动滚筒处咬绳。（7）若绞车安装位置底板完整，且岩性较好时，绞车主机可通过打地锚固定，但必须全长锚固。2、压绳轮及托辊安装技术要求（1）主压绳轮与尾轮之间不大于30m安装一组托辊，托辊必须保证能够托住主副钢丝绳，不得磨道木。巷道低凹处应安设压绳轮,压绳轮的数量应根据巷道低凹程度和最大载重量确定；压绳轮安设要牢固可靠，必须采用地锚(或制做混凝土底座)固定。（2）每一组压绳轮或托辊与对应主副绳中心线一致，防止钢丝绳脱离托辊摩擦固定架。（3）压绳轮或托辊使用专用扣件与轨道固定牢固。变坡点及转弯区段的压绳轮安设

29、要牢固可靠，必须采用地锚(或制做混凝土底座)固定。（4）压绳轮或托辊必须挂牌编号管理。3、尾轮安装技术要求（1）尾轮支座首次安装必须打混凝土基础，通过4条20×1800mm高强锚杆打地锚或M30×1200mm地脚螺栓固定，混凝土基础的尺寸根据说明书的要求执行，其凝固期不少于4天；尾轮频繁移动时可以采用四根20×1800mm高强锚杆固定。（2）尾轮与支座之间使用26×92mm链条通过10t卸扣连接，并用直径不小于18.5mm钢丝绳缠绕生根梁至少6圈生根，紧固绳卡不得少于6副，并经常检查松动状况。（3）尾轮必须安装可靠的安全防护装置，尾轮护罩用3的钢板加工制

30、作，加工时预留好固定地脚通过轨道压板螺栓固定。4、张紧装置安装技术要求（1）张紧装置支座必须打混凝土基础通过4条M30×1200mm地脚螺栓固定，混凝土基础的尺寸根据说明书的要求执行，其凝固期不少于4天。（2）张紧装置导向轮的方向，必须与滚筒钢丝绳的走向保持一致。（3）张紧油缸与支座连接时，必须是缸体与支座进行连接，缸体下方使用方木支垫稳妥。（4）张紧装置与绞车主机之间应采用1200mm高护栏全长防护，护栏框架应采用3/4镀锌钢管，中间应采用1/2镀锌钢管制作，间隔不大于150mm，护栏与底板可靠固定（具体要求见附图）。护栏要求统一刷红白相间的防锈漆，间距为300mm。5、梭车安装技

31、术要求（1）主绳一端穿过跑车防护装置固定孔后在楔形块处锁紧，绳头用四个与绳径匹配的绳卡上紧；另一端穿过跑车防护装置固定孔后在储绳轮上固定，绕过楔形块后将多余的钢丝绳在储绳轮上排齐收紧，用四个与绳径匹配的绳卡将钢丝绳卡紧。（2）收放钢丝绳后,应将定位销插入储绳筒固定孔内，防止储绳筒在运行中转动，使钢丝绳脱出。（3）运输液压支架等大型设备时，梭车要增加配重，防止掉道，配重块在梭车上必须固定可靠。（4）钢丝绳运行环境必须保持底板无积水，顶板无淋水。6、无极绳绞车调试（1）试运行前的检查：设备各机件安装齐全紧固。减速箱(变速箱)按规定型号加油，油量高度超过视窗口高度的2/3。绞车开式齿轮、配重导杆等应

32、加注黄油。电气部分连接完好，电机转向正确，操作按钮灵敏可靠。安全闸开启动作灵活，闸瓦间隙符合规定。快慢速离合器手闸处于松闸状态。滚筒上的钢丝绳排绳整齐。钢丝绳在梭车上固定牢固，跑车防护装置正常投用。红灯、语音报警及信号系统设置完善，工作正常。车辆之间的连接牢固可靠。轨道运输沿线无影响车辆运行的杂物及人员。（2）试运行及注意事项：首先接通电源，按启动按钮，点动绞车，判断运行方向，然后根据操作台标志方向调整接线顺序，通讯各功能试验一切正常后，方可进行下一步操作。开始先试验空载慢速运行，行驶一段距离，在没有问题的情况下，继续沿线路运行到尾部，然后返回，在试运行时发现异常情况要及时停车处理。空载运行一

33、个循环，确认绞车及各部件正常后，再空载快速运行一个循环。快慢速空载运行正常后，方可加载运行，直至达到最大载荷为止。加载运行期间注意观察泵站压力表读数。运行时绞车司机应时刻注意张紧油缸是否伸缩自如，不得有卡滞现象。张紧装置导向轮的方向应与钢丝绳的走向保持一致。绞车在运转过程中不准使用安全闸，必须是在关闭电机电源后方可进行；不准在绞车运转过程中同时拉紧快慢速离合手把，以免损坏绞车机件和电机。新钢丝绳运行一段时间后，有一定的伸长量，若发现张紧力变小、钢丝绳在滚筒上打滑，则应及时使用液压缸紧绳或通过储绳轮收绳。安全设施及声光信号安装完毕，绞车安装调试结束，配齐各种说明牌板和检修记录后，方可进行正常运输

34、作业。7、安全设施安装要求：（1）挡车杠及阻车器无极绳绞车主副压绳轮前方不大于2m处安装固定的阻车器；坡度大于10°时，阻车器前方500mm处应安装一道常闭式挡车杠，防止撞坏主副压绳轮。常闭式挡车杠与主道道岔岔尖之间间距不小于8m。尾轮处前方不大于2m处安装固定的阻车器，坡度大于10°时应安设安装一道常闭式挡车杠，挡车杠设置位置以能够防止车辆误入车场和通过尾轮为准。所有挡车杠不得与无极绳绞车钢丝绳摩擦，确因巷道变坡无法避免时，应在挡车杠下部安装滚轮。运输区段中间临时摘挂钩地点必须备有临时阻车器。（2）无极绳绞车及尾轮向外15m处分别设置警戒绳，绞车运输期间必须设置到位，防止

35、人员误入。（3）信号、红灯及语音报警装置无极绳绞车主机、尾轮处及沿线变坡点、硐室口、巷道交叉点、巷道转弯处分别设置信号、红灯及语音报警装置，其余运输区段每40m设置一个信号、红灯及语音报警装置。绞车与前方摘挂钩地点采用二级信号传递。除按上述要求安装齐全声光信号装置外，还应配备可靠的泄露通讯系统。信号、红灯及语音报警装置电缆吊挂在最大运输设备的轮廓线300mm以外。（二）安全设施安装1、斜巷水平上车场，必须装有灵活有效的气动阻车器，严禁安装手动复位阻车器。阻车器安装坑应保持干净，不得有杂物、积水。2、变坡点以下略大于一列车长度处装设一道常闭挡车杠。3、各斜巷中部车场及上部车场入口处要设置防止车辆

36、误入的挡车装置。4、斜巷安全设施要实行编号、挂牌管理，明确维修人员，每班检查一遍，确保灵活可靠，并做好记录。5、各种挡车杠、阻车器必须经常处于关闭状态，行车时方可打开，斜巷提升应使用标准三环链和连接销子。6、挡车杠制作及安装标准（1）挡车杠的安装挡车杠框架及中间横撑采用11#矿用工字钢焊接制作，外宽420mm、横撑不少于5道均匀布置。挡车杠长度应满足在斜巷中安装与巷道底板的夹角（锐角）在45°60°之间；挡车杠从下端开始，每间隔300mm刷红白相间的防锈漆。挡车杠安装位置(底端)分别在距离斜巷上平台变坡点下方略大于一列车长度的位置、下平台变坡点上方略大于（增加2.5m）一列

37、车长度的位置（每辆矿车长度2.5m，最多允许下放矿车数量为一列车）。挡车杠中心线应与轨道中心线重合，其偏差不得大于50mm，挡车杠常闭时(底端)应能落到底，距离轨面的高度最大不得超过200mm，两底端高差不大于20mm；打开时高度不得低于1.6m（通过矿车、花车等较低车辆）、2.1m（运输支架等较高设备）、或运输特殊设备要求。斜巷长度不超过30m的巷道，将上下车场挡车杠联锁；超过30m时应分开安装上、下车场挡车杠。斜巷长度超过100m的巷道，上车场应安装联锁挡车杠。其中，上平台挡车杠在常闭状态下底端距离变坡点0.5m1m，下挡车杠安装位置在变坡点下方略大于一列车的位置。当巷道长度超过300m时

38、，要求每300m必须安设一套跑车防护装置。（2）挡车杠底座固定方主要运输斜巷应在挡车杠的位置装设横梁（横梁的材料应用不小于11#的矿用工字钢），挡车栏固定在横梁上。当顶板岩石稳定不破碎时，可在巷道顶板打2根20×1800mm的高强度锚杆，将底座固定在巷道顶板上。当顶板岩石破碎时，可在巷道顶板打2根锚索，将底座固定在巷道顶板上，将挡车杠用销轴铰接在底座上。底座与巷道顶板应贴实，挡车杠与底座连接必须用30mm销轴铰接，销轴必须有防脱性能。当架棚巷道顶板无法打锚索时，可采用20圆钢、10mm厚钢板加工2个梁卡，分别把底座两端与棚梁卡紧，同时用15.5以上的钢丝绳将该梁与其上、下方相邻的2根

39、棚梁穿在一起，并用绳卡连接、卡牢，形成三棚联锁。当底座固定处巷道顶板不平时，可用加垫铁或垫木的方式垫平（垫铁或垫木中间钻孔，锚杆穿入中间钻孔），保证挡车杠安装后中心线与轨道中心线重合，偏差不大于50mm。（3）气（电）动推杆安装安装气（电）动推杆前，须先仔细阅读说明书，掌握推杆安装的工作条件、安装工序、固定方法、接线方式、调整方法、气（电）压等级等主要参数。根据安装地点巷道高度及挡车杠提升高度确定推杆底座的安装位置，然后确定导向滑轮的安装位置，再根据气（电）动推杆的行程确定挡车杠的起吊点位置和起吊滑轮的安装位置。先用四根1.8m锚杆把专用底座固定在顶板上，用两根1.8m锚杆把导向滑轮固定在顶板

40、上。用两根1.8m锚杆把起吊滑轮固定在顶板上。把推杆的底座与专用底座用螺栓连接、紧固。保证气（液）缸中心线、推杆中心线、导向滑轮中心线在同一条直线上。按照接线（管）要求连接固定线（管），在提升挡车杠前先做伸缩试验，看伸缩各部螺栓、连接口是否紧固、线（管）是否完好，伸缩是否灵活自如等。用不小于6.2mm钢丝绳依次绕过推杆动滑轮、导向滑轮、起吊滑轮和挡车杠的起吊环，绳头的一端固定在挡车杠的中心线、第一个绳夹距离起吊环不大于300mm；另一端固定在挡车杠底座上。 经对整套挡车装置仔细检查无误后，接通气（电）源进行提升试验，发现有异常或不符合安装标准的，进行调整，直至达到安装标准。7、绞车牌板和其它安

41、全设施牌板吊挂要平直，距离底板高度不小于1.5m，吊挂平直，不准吊挂在电缆或管路上，版面要保持清洁。8、警冲标的安装位置：单开道岔辙岔尾部向后2m处安装，牌板式警冲标固定于副道侧巷壁上，安装高度为牌板下端距巷道底板1m。9、在绞车戗柱的前面安装绞车防护网，防护网由金属网和角铁焊接而成，防护网与戗柱通过卡箍进行连接，每根戗柱上不少于2道卡箍，防护网不得晃动、变形，防护网的下侧高于绞车滚筒上沿的水平面约300mm。10、绞车运输线必须每隔40m安装一盏红灯，变坡点、车场口要加装红灯，红灯信号要保证灵敏可靠。11、巷道入口处悬挂“行人不行车，行车不行人”警示牌。12、21207轨道顺槽设备列车后略大

42、于一列车长度处各安装一道风动挡车杠， 21207轨道顺槽无极绳绞车前20m处安装一道风动挡车杠，在无极绳尾轮前方300mm处各安装一套固定式阻车器；在21207皮带顺槽车场斜巷段安装一套联动挡车杠；并根据巷道起伏状况，在21207轨道顺槽适当位置安装托绳轮、压绳轮。（三）运输绞车布置根据工作面设备运输路线及巷道坡度的实际情况，安装5部绞车，21207采煤工作面绞车布置如附图4所示，绞车布置明细表见表2-6。表2-6 21207采煤工作面安装小绞车明细表编号绞车型号最大牵引力（kN）钢丝绳直径（mm）运距（m）最大坡度(°)稳固方式缠绳量（m）备注1#SQ80/75WY8021.591

43、010水泥基础及地锚20002#SDJ-2828024.510518地锚四压两戗14021207轨道顺槽车场上平台3#SDJ-1414021.51805地锚四压两戗210轨道顺槽设备列车后方4#SDJ-2828024.510518地锚四压两戗14021207皮带顺槽车场上平台（四）SQ80/75WY无极绳绞车钢丝绳验算1、校核公式：Qj=Q0×g× (sin+f1×cos)+P×L×g×(sin+f2×cos)式中：Qj切点处最大静张力，kNQ0绳端载荷（ZY3800-16/35型液压支架和平板车质量，共计14.5t）轨道倾

44、角，°f1滚动摩擦系数，取0.015f2钢丝绳与底板和托辊间的摩擦系数，取0.2P钢丝绳每米质量，kg/mL钢丝绳的有效运输长度，mg重力加速度，取9.8m/s2钢丝绳安全系数校核：M=/ QjM钢丝绳安全系数（安全系数不得小于6.5）钢丝绳最大破断力，kN表2-7 小绞车牵引力及钢丝绳安全系数验算编号绞车型号最大牵引力kN钢丝绳直径mm钢丝绳质量kg/m破断力总和kN运距m最大坡度°最大重量t矿车阻力kN钢丝绳阻力kN总阻力kN钢丝绳安全系数结论1#SQ80/75WY8021.51.83308.49101014.550.259.5931.959.7合格2#SDJ-2828

45、024.52.1653551051814.545.581.0546.637.6合格3#SDJ-1414021.51.658271.51801014.526.38127.389.9合格4#SDJ-2828024.52.1653551051814.545.581.0546.637.6合格第三章 顶板控制第一节 支护设计一、矿压参数参考临近工作面本煤层矿压观测资料，详细情况见表3-1。表3-1 同煤层21206采煤工作面（外段）矿压参数参考表序号项目单位同煤层实例本工作面选取或预计1顶底板条件直接顶厚度m8.4610.37基本顶厚度m4.42.78直接底厚度m0.81.142直接顶初次垮落步距m15

46、153初次来压来压步距m2020最大平均支护强度kN/m2490490来压显现程度来压明显来压明显4周期来压来压步距m810810最大平均支护强度kN/m2600600来压显现程度来压不明显来压不明显5平时最大平均支护强度kN/m25005006直接顶悬顶情况m15157底板容许比压MPa338直接顶类型类229 基 本 顶 级 别级10巷道超前影响范围m4040二、顶板支护设计1、支护形式工作面布置液压支架支护工作面顶板。2、工作面支架支护阻力计算根据容重计算：P=（q+1）×10××F×H式中：P支架所需支护阻力 q动载系数，取1.2 顶板岩石容重，

47、取2.5t/m3 F支架支护面积，支架宽度1.50m×支架最大控顶距（顶梁长度+端面距+0.6m=3.154m+0.34m+0.6m=4.094m）=6.141m2 H采空区顶板垮落高度，35倍的采高，本工作面取4倍采高10m代入上式得：P=3378kN，即工作面合理支护阻力为3378kNZY3800-16/35型支架，工作阻力为3800kN(P=38.5MPa)，满足要求。3、支护强度验算根据8倍采高计算得：P=8h式中 P支护强度 顶板岩石容重取2.5t/m3 h煤层采高，取2.5m代入上式有P=8×2.5t/m3×2.5m×9.8N/kg×

48、;1000kg/t=490kN/m2=0.49MPa即工作面合理支护强度为0.49MPa，ZY3800-16/35型支架支护强度为0.67MPa，满足要求。三、乳化液泵压力要求1、工作面使用WRB200/31.5A型乳化液泵，数量为两台，乳化液箱一台，泵站压力不能小于30MPa，进液管路选用32mm高压胶管，回液管路选用38mm高压胶管。2、乳化液浓度应在3%5%之间，有现场检查手段。3、液压管路、控制阀件不能有漏液、窜液现象，对损坏的密封件和配件等要及时更换。4、为保证乳化液泵的正常油位，当轨道顺槽坡度较大时，采用垫件将乳化液泵和泵箱垫起，同时采用螺栓将泵和泵箱固定牢固。5、两台乳化液泵在交

49、接班时必须做完好检查，每班班中应交替使用一次。6、乳化液泵每天必须安排专人进行检查、检修，发现问题及时进行处理，以保证乳化液泵处于良好的运行状态。7、乳化液泵站布置在轨道顺槽设备列车处，设备列车布置在距工作面50m150m处，随着工作面的推进向外迁移。第二节 工作面顶板控制一、正常工作时期顶板支护方式根据陈四楼矿煤层顶板为2类级，确定采用全部垮落法管理顶板，采空区顶板随支架前移自行垮落充填。ZY3800-16/35型支架的最大控顶距4094mm，最小控顶距为3494mm，移架步距为600mm。工作面内采用及时移架支护顶板，移架落后采煤机后滚筒35架进行，超过此距离或发生冒顶时必须停止割煤。1、

50、移架方法工作面移架采用本架操作，追机依次顺序移架。采煤机向机头重刀割煤时由机尾至机头顺序移架，采煤机向机尾重刀割煤时由机头往机尾顺序移架。2、支护质量标准（1）支架初撑力不低于规定值的80%（24MPa）。（2）工作面支架要排成一条直线，其偏差不超过±50mm。（3）工作面支架中心距保持1500mm±100mm，架间空隙小于200mm。（4）支架顶梁与顶板平行支设，最大仰、俯角小于7°。（5）支架与刮板输送机垂直偏斜小于±5°。（6）支架垂直顶底板，歪斜小于±5°。（7）相邻支架间不能有明显错差（不超过顶梁侧护板高的2/3）

51、，支架不挤、不咬。（8）保持支架顶梁接顶严密，受力状态良好，杜绝与顶、底板线性接触。3、保证支架初撑力措施（1）移架前要将底座箱前浮煤、浮矸及杂物清理干净，顶梁上有大量浮煤、浮矸时，要及时降架人工进行处理。（2）升架时，在支架顶梁接顶后，要至少停留23个泵站卸载过程，再把升架手把打至中位。4、最大、最小控顶距，端面距最大尺寸支架最小控顶距为3494mm，最大控顶距为4094mm，端面距最大尺寸不超过340mm。二、特殊情况下顶板控制（一）工作面来压的顶板控制1、初采期间必须保证泵站压力不小于30MPa，工作面液压支架必须达到初撑力要求，所有支架顶梁或伸缩梁必须挤住煤壁，保证支架完好、平直，防止

52、架前漏矸和人为事故的发生。2、加强两巷超前支护工作，单体柱的初撑力、支护棚的密度及超前支护的长度达到规定要求。3、支架顶梁接顶必须严密，端面距不超过340mm。4、初次来压期间工作面及安全出口应保持畅通无阻，机头（尾）安全出口高度不低于1800mm，宽度不小于700mm。5、工作面如果出现大面积来压时，应立即停止工作，加强支护，情况紧急时立即向调度室和值班人员汇报。6、工作面推进一段距离后，老塘顶板大面积不垮落应结合矿生产科、安检科、调度室采取相应的安全措施。7、根据已回采21206采煤工作面（外段）的矿压观测资料得知，采面的初次来压步距为20m，周期来压步距为8m10m。顶板初次来压及周期来

53、压期间，顶板压力明显增加，煤壁片帮严重，故在工作面周期来压期间，要加强顶板维护，防止工作面发生冒顶事故。8、周期来压期间，尽量拉超前架支护，伸出伸缩梁挤紧煤壁，并打开护帮板支护好煤壁，加快工作面推进速度。（二）停采前的顶板控制工作面临近上网线时，及时编制、审批收尾措施；距离停采线12m时开始铺网、上绳、扩通道，工作面进入停采前的收尾阶段，加强对顶板的管理，为设备拆除做好准备。（三）过断层及顶板破碎地段的顶板控制1、工作面在过断层时编制专项措施，以加强工作面的顶板控制。（1）工作面过断层时应加强支架、采煤机、刮板输送机、破碎机、胶带输送机的检修，严禁“带病”运转。（2）断层上、下两盘以不留顶、底

54、煤、少破顶、底板为原则，将断层面附近平整过渡，防止支架错差。工作面高度严格控制，断层影响段采高要控制在2.0m2.4m之间，保证采煤机顺利通过。2、工作面顶板破碎发生冒顶时的顶板控制。（1）检修人员加强日常检修，保证急停闭锁和通讯装置能够正常使用。（2）处理冒顶时必须停止采煤机和刮板输送机运转，并停电闭锁。（3）工作面在处理冒顶时，冒顶区域内停止其它一切与处理冒顶无关的工作，并撤出无关人员。（4）处理冒顶时，坚持执行“敲帮问顶”制度，及时挑掉顶板活矸，严禁空顶作业。（5）对冒顶区两侧顶板进行加固，从上方一侧开始架棚绞架，顶板必须背实背牢。（6）处理冒顶至少5人一组，且都是经验丰富的熟练工，一人监护，四人操作，必须有跟班队长或班长在现场指挥。（7）所有人员必须始终在支护良好的顶板下工作，严禁空顶作业，处理冒顶前一定要保证退路畅通。（8）处理冒顶时，严禁动冒顶区域范围内的其它液压支架，该范围内的液