《综放面作业规程》word版

1、第一章 概况 工作面位置及井上下关系表1 工作面位置及井上下关系水平关系1050采区名称4#层303盘区地面标高1360-1302米井下标高1065-1040米地面的相对位置怀仁县云中镇，高低起伏山地回采对地面设施影响地面无设施，地表下陷无影响。 井下位置及四邻关系该面东为未采区，南为4#层盘曲巷道，西为23405面采空区，北为石井煤矿越界区。走向长度m316.0倾斜长度(m)142.0面积()44872.0第二节 煤层表表2 煤层情况表煤 层厚 度5.5-8.34M煤 层结 构简 单煤层倾角2- 4煤层硬度27.8M3开 采煤 层33.3煤 种QM稳定程度稳定可采指数1煤 层情 况描 述半亮

2、型煤为主，辅以光亮型、半暗型煤，弱玻璃玻璃光泽，碎块块状，参差阶梯状断口，条带状结构。第三节 煤层顶底版表3 煤层顶底板情况表顶板名称厚度(m)特 性老 顶20.0-25.0 22.5岩性以细粒砂岩为主，中粒砂岩、砂砾岩次之，厚层、巨厚层状，岩石胶结致密、坚硬、属稳定顶板。直 接 顶5.0-7.04.0炭质页岩及高岭土质页岩，为复层结构，一般24层，在57m之间。伪 顶局部为0.43米的灰黑色炭质泥岩，不稳定直 接 底0.82高岭质泥岩老 底27.0-38.032.5老底岩性以细砂岩、砂质泥岩为主，次为中砂岩、粗砂岩。附图1地层综合柱状图第四节 地质构造一.断层情况以及对回采的影响 2301西

3、壁巷道顶部为一层30-35cm夹矸，中部夹矸为30-35cm，不连续。8301切眼南壁距切眼开口90m处有一处小型正断层，落差0.5米，矸石厚度25-35cm。对回采影响不大 二、褶曲情况以及对回采的影响：该工作面煤层为南高北低的单斜构造，局部有小型向斜。倾角3左右，局部可达4。顶煤局部易碎，给回采和支护管理造成隐患，回采过程中有可能造成漏顶。应加强采煤时顶板管理。三、其它因素对回采的影响（陷落柱、火成岩、冲刷带等）：从上下顺槽和切眼实际揭露来看，无陷落柱等其它地质构造。附图2 ：工作面运输顺槽、轨道顺槽、采面切眼素描图第五节 水文地质一、工作面涌水量：正常涌水量：0.3m3/ min 最大涌

4、水量：0.83m3 / min 二、含水层（顶部和底部）分析：水文地质条件简单，在掘进2301、5301巷及尾切巷过程中，巷道顶板局部有淋水，日涌水量约为2040M3 现已枯竭。2301巷低洼处有积水1处，5301巷低洼处有积水1处，尾切巷无积水，应安泵及时排放。三、其它水源分析：其它无水源。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3 影响回采的其它地质情况瓦 斯相对瓦斯涌出量：4.64m3d.t瓦斯等级：低瓦斯 CO2绝对CO2涌出量：1.6 m3/min 相对CO2涌出量：1.09 m3/T 煤尘爆炸指数具有煤层爆炸危险性，爆炸指数为35%煤的自燃倾向性自燃煤层，自燃等级

5、为。地温危害为常温区，无异常地温。二、冲击地压和应力集中区：该面在掘巷过程中未发生冲击地压及应力集中区。在采煤通过两顺槽巷道顶板断层、破碎带处加强支护，根据巷道和工作面实际情况及时移架或加大超前支护距离。来防止冲击地压及应力集中区所造成危害。 第七节 储量及服务年限一、储量：工作面工业储量：Q工可采面积采高煤层容重=240142 7.81.4=37.2万吨工作面可采储量：Q可工业储量回采率=37.275%=27.9万吨 二、工作面服务年限： 工作面的服务年限=可采推进长度/月设计推进长度=240/723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:8301工作面采用走向长壁

6、布置，进、回风道及切眼皆跟底板掘进，巷道采用锚梁网索联合支护。巷道断面形状为矩形，运输道断面为5.33m2，材料道断面为4.33m2，切眼断面为7.83m2。二、工作面巷道概括及用途：8301工作面为两进一回三巷布置，三条顺槽与4#层303盘区皮带巷连接。其中2301皮带顺槽、5301轨道顺槽沿4#煤层底板布置。2301巷靠下侧稳设转载机、皮带机，吊挂2趟管路，分别为4寸排水管、洒水管各一趟管；另一侧铺设轨道，移动变电站、各部开关、自动控制站、乳化液泵站、喷雾泵站等稳设在该轨道上，组成移动串车。一趟6000伏电缆，一趟660伏及各种监测监控线吊挂在巷帮上。5301巷回风兼作材料、设备的运输巷。

7、靠采煤侧吊挂660伏电缆一趟及各种监测监控线及一趟4寸洒水管、一趟4寸排水管。三、巷道支护材料与支护形式：5301轨道顺槽断面：4.3m*3.0m矩形断面,采用掘进机综掘工艺。采用锚梁网索联合支护，顶板挂金属菱形网，规格4.5m*1.2m，帮挂塑网，规格30m*1.5m，网子搭接200mm。顶选用18mm、L2.5m的左旋无纵筋等强螺纹钢锚杆，帮选用18mm、L1.5m的左旋无纵筋等强螺纹钢锚杆，配合等强快速安装螺母，螺母与托板之间加塑性减磨垫圈,树脂锚固剂为k2370型树脂药卷，2卷/孔。顶锚杆间、排距为0.9m1.0m，帮锚杆间、排距为1.0m1.0m，锚杆间排距误差100mm.局部顶板破

8、碎、超宽补打1根锚杆。锚杆角度误差15,锚杆分中布打。锚索双排分中布置，间排距1.5m*3m，锚索型号：17.8mm，长12.3m。使用树脂锚固剂为K2370型，3卷/孔,锚索伸入砂岩5.5m。锚杆托板规格：140mm*140mm*8mm铁托板，锚索托板使用A3钢制成，规格：250mm*250mm*10mm。钢带梁采用特制“W”型钢带，钢带长4m、宽150mm，厚3mm。钢带根据支护参数打5个直径30mm的圆孔。 2301皮带顺槽断面：5.3m*3.0m矩形断面。采用锚梁网索联合支护，顶板挂金属菱形网规格：5.5m*1.2m，帮挂塑网30m*1.5m，两网搭接200mm。顶选用18mm、L2.

9、5m的左旋无纵筋等强螺纹钢锚杆，帮选用18mm、L1.5m的左旋无纵筋等强螺纹钢锚杆，配合等强快速安装螺母，螺母与托板之间加塑性减磨垫圈,树脂锚固剂为k2370型树脂药卷，2卷/孔。顶锚杆间、排距为0.9m1.0m，帮锚杆间、排距为1.0m1.0m锚杆间排距误差100mm.局部顶板破碎、超宽补打1根锚杆。锚杆角度误差15,锚杆分中布打。锚索每排布打3根，间排距1.5m*3m，锚索型号：17.8mm，长12.3m。使用树脂锚固剂为K2370型，3卷/孔,锚索伸入砂岩5.5m。锚杆托板规格：140mm*140mm*8mm铁托板，锚索托板使用A3钢制成，规格：250mm*250mm*10mm。钢带梁

10、采用特制“W”型钢带，钢带长5m、宽150mm，厚3mm。钢带根据支护参数打6个直径30mm的圆孔。8301切眼断面：7.8m*3.0m矩形断面。采用锚梁网索联合支护，顶板挂金属菱形网截取使用，规格：8.5m*1.2m，帮挂塑网30m*1.3m，两网搭接200mm。顶选用18mm、L2.5m的左旋无纵筋等强螺纹钢锚杆，配合等强快速安装螺母，螺母与托板之间加塑性减磨垫圈，帮选用22mm、L1.5m的玻璃钢锚杆，使用配套螺母与托板。树脂锚固剂为k2370型树脂药卷，2卷/孔。顶锚杆间、排距为0.9m1.0m，帮锚杆间、排距为1.0m1.0m锚杆间排距误差100mm.局部顶板破碎、超宽补打1根锚杆。

11、锚索梁每排布打2根，梁长：3.7m与4.7m配合使用，每排打锚索4根，锚索梁排距2m，锚索型号：17.8mm，长12.3m,锚索伸入砂岩6m。使用树脂锚固剂为K2370型，3卷/孔。锚杆托板规格：140mm*140mm*8mm铁托板，锚索托板使用A3钢制成，规格：250mm*250mm*10mm。钢带梁采用特制“W”型钢带，钢带长7.5m、宽150mm，厚3mm。钢带根据支护参数打9个直径30mm的圆孔。四、峒室及其它巷道：1.工作面切眼绞车窝规格为：长宽高=5000 mm5000 mm3610 mm。2.工作面回风巷回风绕道规格为：宽高=3200 mm2800 mm。附图3：工作面位置及巷道

12、布置图第二节 采煤工艺一、采煤工艺：该面开采太原组4#层煤，根据煤层赋存条件，经采前预评估确定该面采用走向长壁综合机械化放顶煤采煤法回采，全部垮落法管理顶板。工作面走向长度为316m，倾向长142m。根据本工作面地质条件，以及所用支架的技术性能，确定工作面的采高为3.3m，工作面煤层平均厚度7.8m，故放煤高度平均为4.5 m，采放比为1:1.36。生产工艺：采煤机斜切进刀割煤移架推前溜放顶煤拉后溜采煤机采用双向割煤法，从头到尾及从尾到头，沿牵引方向前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤。1.采煤机进刀方式：采煤机进刀采用在工作面端头斜切进刀法，其进刀过程如下：（）采煤机开至头或尾部、（）升起前滚筒，降下

13、后滚筒，推移运输机于工作面端头大约25米处。（）采煤机斜切进刀，直至滚筒完全切入煤壁。（）对调前后滚筒上下位置，推移端部25米处运输机，采煤机开向端部，移架，推前溜，放顶煤，拉后部运输机。（）对调采煤机前后滚筒上下位置，沿牵引方向，用后滚筒将三角煤段未割部分扫掉。（）将采煤机反向牵引，来回2-3次，将三角段浮煤扫清之后，采煤机正常割煤至尾部，尾部斜切进刀与头部斜切进刀方式相同。2.割煤装煤：机组前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，依靠后滚筒旋转自动装煤，剩余的煤在推溜过程中由铲煤板自行装入前部刮板输送机。3.移架：工作面采用追机作业方式及时支护。拉移支架的操作方式为本架操作，拉架滞后采煤机后滚筒1架，

14、如顶煤破碎，拉架滞后采煤机前滚筒3架。移架程序：收回护壁板收回前伸梁降前探梁降主顶梁移支架升主顶梁升前探梁伸回前伸梁伸护壁板。同时要将支架移成一条直线，其偏差不得超过50mm。4.推前部刮板输送机：工作面前部输送机以支架为支点，由支架推移千斤顶整体推移，推移前部输送机滞后采煤机后滚筒20米以上距离，溜槽在水平方向的弯曲度不得大于3度，弯曲段长度不小于20米，该段保持多个推移千斤顶同时工作，移过的输送机必须达到平、稳、直要求，移溜过后，支架的操作手柄打到零位。5.放顶煤：按“一刀一放”正规循环作业。放煤时采用多轮顺序放煤，放煤工前后分成两组，每组一人，一组在工作面前半部放煤，一组在工作面后半部放

15、煤，两组放煤工分别从头、尾开始向工作面中部放煤，然后再从工作面中部向工作面头、尾放煤，放煤工根据后刮板运输机煤量多少，控制好放煤量。放煤工严格执行“见矸关窗”的原则。6.拉后部刮板输送机：放煤结束后，顺序将后部刮板输送机拉前，要求和推前部刮板输送机相同。附图4：采煤机进刀方式示意图二、工作面正规循环生产能力：1循环产量：=1420.83.31.40.95（1427）0.84.51.40.75498510=1008.3 (T)式中工作面长度m 采煤机截深 m煤层厚度m 煤的容重T /m3 工作面回采率工作面正规循环生产能力2.日循环数：依据采煤机割煤、移架、推前刮板输送机、放顶煤、拉后刮板输送机

16、等工序确定。A.按割煤时间确定循环时间：机组割一刀煤约需142m/8.5m/min=17min，头、尾斜切进刀各需30min，合计一个循环需47min。B.按放煤时间确定循环时间：按每架支架放煤2min计算，92架2/2=92min，由于放煤时间大于割煤时间，故取循环时间为92min。则日循环数为（24-6）60920.910（个）式中:0.9为事故影响系数。3正规循环（见正规循环作业图表）附图5：正规循环作业图表第三节 设备配置一.工作面主要机电设备配置表4工作面主要机电设备配置序 号名 称型 号功率（kw）能力（t/h）电压(v)数 量1采煤机MWG300/710-WDW710150011

17、4012前刮板运输机SGZ-764/50022501000114013后刮板运输机SGZ-764/50022501000114014转载机SZZ830/2002001500114015破碎机PLM1500160114016皮带机SSJ-1200/3200200150017乳化液泵BRW400/31.525028喷雾泵BPW320/162 表5 液压支架技术参数名 称型 号初撑力（KN）工作阻力（KN）高 度（MM）长宽（MM）数量（架）普通支架ZF8000/19/3661858000190036004933160092过渡支架ZFT10000/23/3577601000023003500165

18、04端头支架ZFT22400/23/3520276224002300350025202二、主要机电设备技术特征参数：采煤机：规格型号 MWG300/710-WDW制造厂商： 三一重型装备有限公司总装机功率 710 Kw截深 830 mm滚筒直径 1800 mm滚筒转速 33.2 r/min最大截割硬度 f4（局部矸石f6）过煤口高度 637 mm最大牵引力 504 kN卧底量 390 mm机身高度 1387 mm截割电机功率 2300 Kw牵引电机功率 245 Kw牵引速度 8. 5mmin 电 压 1140V 2、工作面前、后刮板输送机：(1)前部刮板输送机：规格型号 SGZ-764/500

19、制造厂商： 兖矿集团大陆机械有限公司运输能力 1000 th设计长度 147 m铺设长度 147 m刮板链型式 双中链总装机功率 2250 Kw中部槽长度： 724 mm中部槽结构特点 铸焊封底结构 圆环链规格 30X108中部槽连接方式 哑铃销链速 1.2/S卸载方式 端卸驱动装置布置方式 平行布置 电压等级 660/1140V(2)后部刮板输送机：规格型号 SGZ-764/500制造厂商： 兖矿集团大陆机械有限公司运输能力 1000 th设计长度 147 m铺设长度 147 m刮板链型式 双中链总装机功率 2250 Kw中部槽长度： 724 mm中部槽结构特点 铸焊封底结构 圆环链规格 3

20、0X108中部槽连接方式 哑铃销链速 1.2/S卸载方式 端卸驱动装置布置方式 平行布置 电压等级 660/1140V3、液压支架：（1）中部支架：架型： 支撑掩护式正四连杆低位放顶煤液压支架 型号 ZF8000/19/36 支架结构高度 19003600 mm支架宽度 14301600 mm支架中心距 1500 mm初撑力 6185 KN工作阻力 8000 KN底板平均比压：3.01Mpa支护强度 1.116 Mpa泵站压力：31.5Mpa操作方式 本架操作（2）过渡支架：型号 ZFT10000/23/35型反四连杆过渡支架支架高度 23003500 mm支架宽度 16501850 mm支架

21、中心距 1500 mm初撑力 7760 KN工作阻力 10000 KN支护强度 1.01 Mpa底座前端比压： 02.64泵站压力 315 Mpa操作方式 本架操作（3）端头支架：型号 ZFT22400/23/35型放顶煤端头支架支架高度 2.33.5 m支架宽度 2.52 m中心距 1.5 m初撑力 20276 KN工作阻力 22400 KN支护强度 0.65 Mpa对底板比压（平均）： 1.72 Mpa泵站压力： 31.5 Mpa重量： 62000 K4、转载机和破碎机： (1)、转载机：（与皮带尾搭接） 规格型号 SZZ830/200型制造厂商： 兖矿集团大陆机械有限公司设计长度 50米

22、转载能力 1500t/h总装机功率 200Kw 圆环链规格 34126mm 链速 1.33 m/s驱动装置布置方式 平行布置中部槽结构特点 钢板焊接箱式中部槽联接方式 螺栓、哑铃销连接刮板间距 1080 mm电压等级 660/1140V(2)、破碎机： 规格型号 PLM1500 制造厂商： 兖矿集团大陆机械有限公司破碎能力 1500t/h供电电压 660/1140V 总装机功率 160 kW 5、带式输送机型号： DSJ120/150/3X200制造厂商： 兖矿集团大陆机械有限公司输送量（t/h）: 1500输送长度（m）: 1500带宽（mm）: 1200带速（m/s）: 3.15电机电压等

23、级（V）: 660/1140装机功率（KW）: 3X200储带长度（m）： 100阻燃胶带PVG1250S 3120米 传动滚筒直径（mm）：830托辊直径（mm）： 1336、喷雾泵型号：BPM320/16M公称压力：16MPa公称流量：320L/min电机功率：110KW7、清水箱型号：QX320/20H公称流量：320L/min公称容量：2000L工作介质：洁净中性清水8、乳化液泵型号：BRW400/31.5公称压力：31.5MPa电机功率：250KW公称流量：400L/min电机转速：1490r/min质量：4500kg外形尺寸：3380*1235*13609、乳化液箱型号：RX400

24、/25公称压力：31.5MPa公称流量：400L/min公称容量：2500L过滤精度：80m质量：1910kg外形尺寸：3735*1275*1500 附图6：机采工作面设备布置图第三章 顶板管理第一节 支护设计一、工作面的支护设计1、支护设备的选择根据地质资料得知直接顶随采随落，所以初次来压时直接顶产生的压力也就是支架的承载压力。通过计算支架的承载压力(直接顶的作用力)为：P1=MzRzLz/（2Lk）g（kN/m2)其中：Lk控顶距Mz直接顶厚度Lz直接顶初次垮落步距Rz直接顶容重即：P1=71.715/（24.93）9.8=177.4KN/m2老顶初次来压时产生的压力：Pt=A+MeReC

25、0/(2LkKt)g(kN/m2)其中： A 表示直接顶作用力Me,Re 表示老顶厚度及容重C0 表示初次来压步距Kt 表示岩重分配系数，受直接顶厚度和采高之比N的控制，其取法为：N小于和等于1.5时取2，大于1.5小于等于2.3时取3，大于2.3时取4。通过计算N=7/3.3=2.122.3，所以Kt取3。即Pt=177.4+252.546.1/（24.933）9.8=1087kN/m2=1.132 MPa支架的承载压力为:1.05-1.182 MPa 根据本工作面的地质条件和设计采高及ZF8000-19/36型放顶煤液压支架的技术参数，此架型符合设计要求。2、顶板控制设计参数 表6 直接顶

26、地质参数表厚度（m）初次跨落步距（m）悬顶距离（m）完整性指数分类岩层层数备注57815580.24类4 表7 老顶地质参数表厚度（m）结构形式初次来压步距（m）周期来压步距（m）老顶级别备注2025拱梁30461015I二、工作面合理支护强度的选择：1合理控顶距的选择：根据现有支架及配套设备，本工作面合理的最大控顶距为: 端面距+一刀煤截深+支架顶梁长度 =340+800+4933=6073mm ，最小控顶距4933mm ，架中心距1500mm，端面距340mm。2工作面所选支架与工作面现有条件的比较，见表8。表8 工作面地质条件与支架适应条件对照表工作面条件支架适应条件机组采高(m)3.3

27、1.93.6煤层倾角()2315煤层厚度(m)7.83.3m以上放顶煤三、乳化液泵站；（一）泵站型号、数量：泵站由1台BRW400/31.5型三柱塞乳化液泵、1台RX400/25型乳化液箱，2台BPW320/16型三柱塞喷雾泵一台QX320/20H清水箱组成。（二）泵站设备位置：泵站随开关列车组组成串车，放置在开关列车组尾部,稳放在2301巷轨道上，根据每天进度由检修班使用回柱绞车拉移串车。（三）泵站使用规定：(1)开启液泵时，应首先检查各部件有无损伤，各联接螺栓是否紧固，润滑油油位要适当，各种保护是否齐全可靠。(2)泵启动后，要注意监听泵的运转状况，如有异常要立即停泵处理，严禁带病运转，严禁

28、反向运转。(3)开泵时，必须得到呼叫停泵人的命令后方可开泵。开泵时，必须向工作面发出开泵信号再等5秒后再启动。(4)检修泵时，必须把泵的开关打到零位并闭锁。(5)适当调整泵的倾角，使泵处于水平状态。(6)加强液压系统的清洁卫生，泵箱过滤器定期清洗。 (7)乳化液泵站压力调定为31.5MPa，乳化液采用自动配比方式，配比浓度为3%5%，班班由泵站工现场用糖量计进行检查，同时要做好泵站的日常维护及清理工作，使泵站安全、稳定运行。第二节 顶板管理本工作面采用ZF8000/23/36型正四连杆低位放顶煤支架92架，ZFT10000/23/35型过渡支架2架、ZFT22400/23/35型端头支架2架支

29、护顶板，采用自然垮落法管理顶板。架中心距1500mm,最大控顶距6073mm，最小控顶距4933mm，端面距控制在340mm以内。一、正常工作时期顶板支护方式：采用及时移架支护方式，采煤机割煤后,支架滞后采煤机后滚筒1架以外前移，移过后，支架接顶严实并达到初撑力。 1.初次放顶：根据工作面验证，工作面顶板能够自行跨落，跨落高度满足要求，不需进行初次人工强制爆破放顶。为了保证顶煤的垮落，开采初期移支架时，要反复升架来破坏切眼内的支护和顶煤的完整。如不能自行跨落，停产采取人工强制放顶煤,具体措施见附件(8301放顶煤工作面初次、步距放顶安全技术措施)。2.步距放顶：根据工作面顶板岩性，及来压情况分

30、析，顶板分层垮落，垮落步距为1015米。结合本工作面顶板岩性及采放煤高度，工作面无法采用人工强制放顶，因此工作面步距放顶采用自行跨落法。3.局部放顶煤：根据工作面的开采状况，在开采过程中，工作面顶煤疏松、易垮落，未见古塘悬板。只有两巷出现过工作面局部古塘悬板超过210m2或跨落高度不充分，并有一部分被端头架跨落的顶煤充填。本工作面如出现古塘悬板超过210m2或跨落高度不充分时，反复升支架，用支架的升力来破碎顶煤。二、正常工作时期特殊的支护方式：工作面在正常回采过程中，遇两巷错车硐室，应加强对硐室支护，在硐室内支护3排木柱，每排3根，排、间距1.2米。工作面正常回采中，如遇特殊情况需支设特殊支护

31、，另行制定措施。三、各工序之间的平行作业安全距离：采煤机割煤时，滞后采煤机后滚筒1架距离拉移支架，距离采煤机20米以上，推移工作面前部运输机，放煤后，拉移后部运输机，采煤机每割一次工作面头部移一次转载机。四、特殊时期的顶板管理：（一）来压及停采前的顶板管理：加强顶板来压的预测预报工作，准确判断来压的时间和位置。工作面要提前做好来压预防支护工作。提高支架检修质量，杜绝“跑、冒、滴、漏、窜”，严格支架工操作，确保泵站压力及支架初撑力合格，定期更换安全阀，以达到支架工作阻力的稳定，同时必须保证超前支护的数量和质量，提高设备开机率，保证工作面正常推进速度。在此期间、机道内严禁人员进入，若必须进入作业时

32、，必须严格按机道内作业措施执行。停采前要编制收尾专项措施，并按本作业规程严格管理顶板，以确保工作面实现安全顺利停产。（二）过断层及顶板破碎时的顶板管理：1过断层前，应根据工作面与断层走向的交角，调整开采工艺，使断层调至与工作面斜交或正交，以减少断层在工作面的揭露面积。2顶板破碎时，采用擦顶带压移架或追机移架。移架滞后采煤机前滚筒不得超过3架，仍不好管理时，提前靠架采用割底，不割顶来预留顶煤的措施管理顶板；条件容许在破碎处预注玛丽散，来过顶板破碎带。操作支架时，支架工要进入支架座箱里操作，以防后滚筒甩出煤块伤人。3若发生漏顶，要采取提前靠架或棚顶法：a. 提前靠法就是提前移架，缩小控顶距。具体工

33、艺为移架 割煤 推前溜拉后溜。b棚顶法用棚顶杆、木料做成假顶，擦顶移架通过方式。具体工艺为：将漏顶区域及漏顶区域外5m范围支架前伸梁伸出，垂直于煤壁距顶0.4m，每间隔1.5m打一个棚顶杆眼，用规格为35mm， L=2.5m的棚顶杆（圆钢）插入眼内，外露0.3m，将直径不低于200mm的圆木平行于煤壁架在棚顶杆上，并用8#铅丝双股将棚顶杆与圆木捆绑牢固。扫底后，及时移架，钻入煤壁内。（三）应力集中区的顶板管理：对于应力集中区必须保证支架初撑力及泵站压力合格。提高设备开机率，加快应力集中区的推进速度。并严禁进入机道作业，若必须进入作业时，必须严格按机道内作业措施执行。第三节 运输巷、回风巷及超前

34、支护管理一、工作面运输巷、回风巷的顶板管理：（一）运输巷、回风巷的超前支护：从两道端头（尾）支架前梁向外使用DZ35单体液压支柱配合600mm型梁，扶设30m双排走向架棚，支柱三用阀注液口一律向工作面老塘方向，支柱垫好铁鞋，支柱初撑力不低于50KN，并拴牢防倒绳。工作面2301运输道（进风道）30m超前支护两趟架棚间排距1000*1250 mm，偏巷道上帮布置（因顺槽转载机机碍事），距上帮1250 mm；5301材料道两排30m超前支护架棚居巷中布置，间排距1000*1800mm。若巷道断面大、压力大或顶板高低不平时，可增扶一排30m超前架棚支护顶板。（二）运输巷、回风巷的加强支护：当工作面超

35、前压力、应力显现异常和顶板破碎时，根据实际情况及时增加超前支护的距离和数量；同时编制专项安全技术措施。二、工作面安全出口的管理；（一）支护形式：工作面端头支架距煤帮小于0.8m时，端头将不采取其它支护措施；端头支架距煤帮0.81.5m时，平行支架支设一排单体支柱共12根；端头支架距煤帮1.52.5m时，平行支架支设两排单体支柱共24根。（二）质量要求：每班设专人进行清理维护，确保巷道高度不低于1.8m，行人道宽度0.7m以上。液管、电缆吊挂整齐，两顺槽回出的棚子、刹顶木、锚杆要及时运至超前支护之外，摆放整齐，当班或下班运走。（三）与其它工序之间的衔接关系：正常情况下，每班将影响采煤机在头、尾斜

36、切进刀的单体柱和型金属顶梁提前进行回撤。如两巷顶煤破碎，应在破碎段加强支护，每班将影响采煤机在头、尾斜切进刀的单体柱和型金属顶梁回撤，严禁提前回撤单体柱和型金属顶梁。撤出单体柱和型金属抬出超前支护之外，码放整齐。1.支回柱及回棚工艺：(1)支设单体柱时，至少三人配合完成，把要支设的单体柱与已支好单体柱用联接杆联接在一起，将单体柱三用阀嘴指向古塘方向。一人扶单体柱，一人扶凳子(或梯子)，一人放型金属顶梁，等型金属顶梁放好后，用卡子把型金属顶梁与单体柱固定在一起，在操作液枪缓慢升柱。待柱接实顶板后，其他人员撤到3m以外安全地点，操作液枪人员继续将柱升紧升牢。支柱时，严禁将单体柱快速升起，以防支柱滑

37、倒伤人。 (2)回撤所有单体柱均采用远距离回柱法，具体为：用长柄回柱钩一端插入支柱的三用阀，人员站在距支柱2m以外的安全地点远方操作，缓慢泄液，待柱降下后，迅速拆掉型金属顶梁（或棚梁），然后一人扶柱，一人拆除联接装置，人工将其抬出。 (3)正常情况下，回撤两巷棚梁时、先将防倒绳拆下，然后把刹顶木用锤磕松取下，棚梁两头一边两人，一边护住棚梁，一边把棚梁抬出棚腿槽护住，再把另一边棚梁抬出棚腿槽，两边同时缓慢放到凳子上，再放到地上堆放整齐。再拆除棚腿。顶煤破碎段，要提前用木料在钢梁两侧架设木棚，只有过渡架前伸梁挑住一侧木棚后，方可拆除棚梁、棚腿，若木棚难以维护破碎顶板时，过渡架前伸梁挑住棚梁，方可拆

38、除棚腿，用棚梁与支架维护破碎顶板。(4)回撤顺序：由里向外逐架回撤。2.支回柱及撤棚安全措施:(1)每班支柱、回柱之前，必须先进行“敲帮问顶”检查，并认真清理好退路，确认安全可靠后，方可进行作业。(2)支柱时，必须支于硬底上，严禁支在浮煤上。支回柱要严格执行“先支后回”的原则。(3)每班工长要认真检查两巷支柱情况，如有不合格支柱，立即组织派人更换。(4)回头（或尾）超前支护单体柱只能将影响采煤机在头、尾斜切进刀的超前支护进行回撤,其它不能提前回撤。回撤时，停止采煤机,停止前部刮板输送机并闭锁，停止转载机并闭锁,把采煤机范围内的支架缩到最小控顶距，并将护壁板打开，停止操作两端头范围内10架支架后

39、，方可开始回撤。两端头范围内支柱、回柱作业严禁与对应的运输机头、尾的移动、对应的头、尾10架支架的移动及机组在对应头、尾斜切进刀等工序平行作业。 (5)不论何种原因碰倒的支柱都要及时补支，否则严禁继续作业。三.支护材料的使用数量和存放管理：两巷超前支护及端头支护单体柱用量为120根，为DZ35型，型金属顶梁120根。按20%的备用量计算，场上料场备有：单体柱DZ35型24根，金属顶梁24根。物料要码放整齐，标志牌齐全。附图7：工作面运输巷、回风巷超前支护及端头支护示意图第四节 矿压观测一、顺槽顶板离层监测顺槽顶板离层监测采用顶板离层报警仪，顶板离层报警仪测得的顶板离层数据由生产技术部矿压组人员

40、进行人工采集。5301巷：在30米、52米、75米、96米、112米、136米、160米、184米、209米、310米布置报警仪测点10个。2301巷：在16米、30米、52米、75米、96米、112米、136米、160米、184米、209米、310米布置报警仪测点11个。二、超前支护（单体液压支柱）压力监测工作面两巷超前支护采用单体液压支柱进行支护，因单体液压支柱随着工作面的采动频繁的支设和回撤，不适合在线监测，故采用数显压力计，人工采集数据,对超前支护进行矿压显现分析和总结。三、工作面支架工作阻力监测工作面液压支架工作阻力监测采用液压支架压力表进行监测。1.初撑力的合格率，并画出直方图(初

41、撑力频率分布)。2.支架压力曲线图(单柱及整架)。3.顶板来压强度和来压步距分析。4.直接顶、老顶厚度计算。5.顶板运动状态分析6.支架运行状态分析 以此确定综采工作面顶板的运动规律，预测顶板的周期来压的规律和强度，以便采取合理的推进速度和方式，以保证工作面内设备和人员的安全，提高生产效率；从管理上提高工作面支架的工作阻力，充分发挥综采支架的支护效率；评价工作面支架选型对顶板条件开采的适应性。第四章 生产系统第一节 运输一、运输设备及运输方式：（一）运煤设备及装、转载方式： 采煤机(落煤) 前部刮板输送机 顺槽转载机（经破碎机 支 架(放煤) 后部刮板输送机 破碎） 顺槽皮带机 4#层303盘

42、区皮带巷（二）辅助运输设备及运输方式： 日常运材料、设备使用车皮运输，运大型设备用平板车。二、移前、后刮板运输机（转载机、破碎机等）方式：工作面支架与前部运输机采用拉条与千斤顶联接，与后部运输机采用链条与千斤顶联接。支架、前、后刮板运输机前移互为支点，推移前部运输机工作滞后机组后滚筒20m外进行，拉后部运输机工作在放完煤后分段拉回。工作面头部割通后，机组反向牵引，距工作面头部25m之外停机，移过前部运输机机头后，通过端头支架推移千斤将转载机（破碎机）前移。三、运煤路线：8301工作面2301皮带巷4#层303盘区皮带巷小井煤仓 三采区集中皮带巷小井煤仓主暗斜井小井煤仓9#岩巷主平硐地面四、辅助

43、运输路线： 地面料场主平硐9#岩巷副暗斜井2#副暗斜井1025轨道大巷10254#暗斜井4#层轨道巷5301轨道巷5301轨道巷料场。五、工作面及两顺槽行人路线:皮带头皮带巷行人侧跨越前部刮板输送机 (注:机组在工作面头部斜切进刀或机组向头割煤距头部30m以及在此位置移架时,严禁人员跨越，需跨越时， 必须停前部刮板输送机、转载机、停采煤机、停止移架)支架内前后柱之间5301轨道巷 风门附图8：工作面运输系统图第二节 一通三防与安全监测一、通风系统（一）风量计算采煤面按气象条件计算风量：、采煤面按气象条件计算风量Q采Q基本K采高K采面长K温。（m3/min）式中：Q采采煤工作面需要风量（m3/m

44、in） Q基本不同采煤方式工作面所需要的基本风量 （m3/min）Q基本60工作面平均控顶距工作面实际采高70%适宜风速（不小于1.0m/s）对于综采面，平均控顶距实际采高综采支架断面积平均控顶距为7米，实际采高为3.3米。K采高回采面采高调整系数 K=1.5K采面长回采面长度调整系数 K=1.0K温回采面温度与对应风速调整系数 K=1Q基本综采60综采支架断面积70%1m/s =60平均控顶距实际采高70%1m/s 60（73.3）70%1 970m3/minQ综采97011.51=1455 m3/min（2）、按回采面同时作业人数计算需要风量每人供风4 m3/minQ采4N 式中：N工作面

45、人数 Q综采440160 m3/min、按工作面温度选择适量的风速进行风量计算Q采60V采S采式中：V采采煤面风速m/s S采采煤面的平均断面积m2Q综采6013.371386 m3/min按以上计算取其最大值：即：Q综采1455m3/min、按风速进行验算：600.25SQ采 50Ppm ) ，或者工作面CO 浓度超限，或出现高温、异味等自燃征兆，都应加大注氮强度。（2）合理设置监测传感器，加强对采空区、工作面和回风槽中02 、N2和CO 的监测；同时，由瓦斯检查员随时对工作面及其回风顺槽的02 、CO 和CH4 浓度进行检查，要保证工作面风流中的氧气浓度。发现工作面氧气浓度降低，应暂停注氮

46、或减少注氮强度。（3）注入氮气的纯度不得低于97。（4）注意检查工作面及回风顺槽风流中的瓦斯涌出情况，若发现采空区大量涌出瓦斯，风流瓦斯超限时，可适当降低注氮强度或采用采空区抽放瓦斯的方法进行处理。（5）第一次向采空区注氮，或停止注氮后再次注氮时，应先排出注氮管内的空气，避免将空气注入采空区中。（6）在注氮过程中，工作场所的氧浓度不得低于18.5 % ，否则停止作业并撤除人员，同时降低注氮流量或停止注氮，或增大工作场所的通风量。（7） 防止采空区氮气泄漏的措施采空区漏风状态决定了氮气在采空区内的滞留时间，同时也决定着间歇式注氮时的注氮周期。采空区的漏风强度越小，两次注氮的间歇时间就越长，此时的

47、注氮效果好且比较经济。因此，采取措施减少采空区氮气泄漏也是提高采空区注氮效果的有效途径。1) 直接堵漏措施。常见的采空区直接堵漏措施是每隔一定距离在采空区上隅角垒砂袋、注河砂或喷涂聚氨脂等。2) 均压措施。均压措施则是利用开区均压的原理，降低工作面两端（即进、回风侧）压差，从而减少漏风，起到防止或减少采空区氮气泄漏的作用。7、注氮防灭火的效果考察1）、 为保证注氮防灭火的效果，宜对注氮的区域采取严格的堵漏措施以及有效的火灾监测，使防灭火区域的漏风量降到最低限度。2 ）、 考察内容： 注氮前、后采空区三带的变化； 注氮量、注氮扩散半径、注氮口移动步距等。八、 安全技术措施与管理1）、 注氮过程中

48、，工作场所的氧气浓度不得低于185，否则应立即停止作业撤除人员，同时降低注氮流量或停止注氮。 2）、制氮设备的管理人员和操作人员，必须经培训，考试合格，并取得结业证和上岗证后，方可上岗。3）、 必须建立制氮设备的操作规程、工种岗位责任制、机电设备维护检修规程、注氮防灭火管理暂行规定等规章制度。4）、 建立注氮防灭火台帐。5）、注氮过程中，发现问题，必须采取措施临时处理，并向矿、通风调度室汇报6）、现场特种作业人员必须严格执行手拉手交接班制度、请示汇报制度。7）、现场盯班人员必须佩带隔绝氧自救器，严格执行煤矿救护规程规定的要求。8）、注氮前，注氮管路系统必须进行压力试验，确保密封不漏气；正式注氮

49、前，地面必须与井下联系通知救护队员。注氮开机前，必须进行安全检查：检查制氮机各零部件是否完好，各保护装置仪表阀门管路及接头是否有损或松动。检查油气桶内油位是否在油位计二条刻度线之间，不足时必须补充。确认系统内无压力，打开排气阀门。开起冷凝器水泵，使冷凝器能正常工作。9）、 制氮机启动后，观察制氮罐压力表，待PN20.5Mpa后检测N2气体纯度，如纯度 39.8V,符合要求。同理校验660V系统其它线路电压损失均符合要求。计算略。1140V系统：以供电距离最远、负荷最大的采煤机线路校验： MCPTJ-3150+170+32.5-350m 710kW煤机 MCPTJ-3150+170+32.5-3

50、50m MCPTJ-395+150+32.5-200m 2#移变 2*250kW刮板输送机KBSGZY-2500/10 MCPTJ-395+150+32.5-200m MCPTJ-395+150+32.5-200m MCPTJ-395+150+32.5-200m 2*250kW刮板输送机 MCPTJ-395+150+32.5-150m 200kW转载机 信号照明综保 备用1、KBSGZY-2500/10（6）变压器电压损失：=6.5 =0.28 =6.49 = 0.57=0.52 =0.53 =7000w 2、采煤机线路电压损失：电缆导体电导率=42.5 m /.mm2 整个线路的电压损失为：

51、（干线电缆长度较短不足20米，电压损失忽略不计）=+=32.9+16.2=49.1V变压器分接开关放在一档，允许电压损失为57V49.1V,符合要求。同理校验1140V系统其它线路电压损失均符合要求。计算略。按起动条件校核：采煤机是重负荷起动，也是采区中容量较大、供电距离最远的用电设备，需校验起动条件下的电压损失：电动机的最小起动电压为：起动时工作支路电压损失：起动时变压器电压损失：起动时整个电网的电压损失： = + =223.6+135.7=359.3V =1200359.3=840.7V =756V 故满足起动要求。五、系统短路电流计算和保护装置的整定：1、 皮带顺槽、轨道顺槽及回风巷66

52、0V系统以皮带顺槽线路校验：（1）用查表法计算各短路点两相短路电流：KBSGZY-315/6变压器低压侧出口短路电流Id0(2)为：5032A短路点d10点的电缆换算长度为： LCt=KctL=1500=500m查表得d1点的两相短路电流：1326ALCt电缆的换算长度，mL电缆的实际长度，mKct换算系数（其它各点的两相短路电流见附表1-2）（2）馈电开关的保护整定：以皮带顺槽KBZ-400型馈电开关为例，采用智能型电子保护器。其过流整定原则按： 取 IZ=195AIQe+IN.re=1.15690+0.731.15130.5=730.6求得N=IQe/=3.7实取N=4则IZ=NIZ3=7

53、80A灵敏度校验为：Id(2)/IZ=1326/780=1.7 1.5 合格（其它各馈电开关的保护整定见附表1-2）（3）起动开关的保护整定：以皮带顺槽带空压机的QBZ-200型开关为例，采用JDB电子综合保护器。其过载整定值按实际负载电流值整定IZ=Ie=103.5A其短路整定原则按IZ=8Ie=828A灵敏度校验为： Id/IZ=4189/828=5.1 1.5 合格。因工作面660V供电系统均采用干线式供电，各起动开关的负荷线较短，计算时忽略不记。同理整定和校验其它各开关整定值均合格，见附表1-3。（4）皮带顺槽2#变压器低压侧馈电开关的保护整定：变压器低压侧选用BXBD-800/114

54、0型矿用隔爆型低压保护箱，采用PLC综合保护器。其过载整定值按实际负载电流值整定: PN=220.5KWIZ= KdePN1.15= 0.5220.51.15=126.8A 取IZ=130A其短路整定原则按IZ= 8IZ整定:取 IZ= 8IZ=1040A灵敏度校验为：ID1(2)/ IZ2=5032/1040=4.8 4.3 合格。（5）皮带顺槽2#变压器高压侧配电装置的保护整定：高压侧开关为PBG-250/6000B高防开关，采用PLC综合保护器取IZ=IBe=30.3A其短路整定原则IZ=6IBe=181.8A灵敏度校验为：Is.min(2)/ KTIZ2=5032/8.7181.8=1

55、.8 1.5 合格。（6）高压配电装置的保护整定：303西盘区变电所带皮带顺槽2#变压器的6#高防开关为例，CT变比为50/5，采用GZB-ARM-9110型综合保护器其过载整定值按变压器额定电流值整定 ： IZ= IB1e =30.3A 实取其过流倍数n=Iz1/Ige =30.3/50=0.606 实取其过流倍数0.61倍其短路整定原则按n(IQeKXIe)/KbIge =(621130.51.15)/8.750=1.77取n=2（保护器短路保护整定为110之间的整数倍数）n-电流互感器二次额定电流（5A）的倍数Ige-高压配电装置额定电流A灵敏度校验为：ID0(2)/KbIZ=5032/

56、8.750=11.6 1.5 合格。ID0(2)-变压器低压侧出口两相短路电流2、工作面1140V系统：（1）用查表法计算各短路点两相短路电流：变压器低压侧出口短路电流D0为：6407A短路点D1点的电缆换算长度为：LCt=KctL=0.53350=185.5m查表得d1点的两相短路电流：4054ALCt电缆的换算长度，mL电缆的实际长度，mKct换算系数（其它各点的两相短路电流见附表1-4）（2）起动开关的保护整定：选用KJZ-1500/1140-9型矿用隔爆兼本质安全型多功能真空组合开关，采用ABD电子综合保护器。以1#2#代采煤机开关为例，其过流整定值按实际负载电流值整定P=300211

57、0=710KW IZ1=Ie=475.7A其短路整定原则按IZ2=8Ie=3805.6A灵敏度校验为：ID1(2) / IZ2=40542/3805.6=2.11.2 合格。（3）2#移变低压侧馈电开关的保护整定：变压器低压侧选用BBD-500/1140(660)Y型矿用隔爆型低压保护箱，采用PLC综合保护器。其过载整定值按实际负载电流值整定: P=710+2504200=1910kWIZ=Ie=19100.67=1279.7A其短路整定原则按IZ2IQeKXIe = 3805.60.5212000.67=4223.7A取 IZ2=4610A灵敏度校验为： ID0(2)/ IZ2=6407/4

58、223.7=1.511.5 合格。同理求的1#移变低压侧满足保护，合格。（4）2#移变高压侧配电装置的保护整定：以带采煤机线路的2#移变为例，高压侧开关为KBG-100/6Y高防开关，采用PLC综合保护器其过流整定值按变压器额定电流值整定：取IZ=IBe=96.2A其短路整定原则IZ=6IBe=577.2A灵敏度校验为：ID0(2)/KbIZ2=6407/5577.2=2.21.5 合格ID0(2)-变压器低压侧出口两相短路电流同理求的1#移变低压侧满足保护，合格。（5）高压配电装置的保护整定：303西盘区变电所带工作面两台移变的11#高防开关，CT变比为200/5，采用GZB-ARM-911

59、0型综合保护器，其过载整定值按变压器额定电流值整定 ： IZ= IB1e IB2e =96.2A + 96.2A =192.4A 其过流倍数按：n=Iz/Ige =192.4/200=0.96 实取其过流倍数1倍其短路整定原则按：n(IQeKXIe)/KbIge =(2854.223380.67)/8.7200=2.5 实取其短路倍数3倍灵敏度校验为：ID0(2)/KbIZ=6407/8.7200=3.7 1.5 合格。表10 馈电开关选择及检验：660V系统编号型号短路点短路电流过流整定值灵敏度校验15#KBZ-400d532213309.8合格16#KBZ-400d1113267801.7

60、合格17#KBZ-400d1513267201.8合格表11 真空起动开关校验：660V系统开关编号所控设备整 定开关型号过流A短路A9、10MLGF-16/90103.58IeQBZ-2008、122DA856.38IeQBZ-807、11JH-3051.88IeQBZ83-80N1、2、3、5、6JD-40468IeQBZ83-120N13、14ZBZ-4.06ZBZ-4.0/660表12 真空起动开关选择及校验：1140V系统开关型号所控设备整 定短路点短路电流灵敏度校验过载A短路AKJZ-1500/1140-9组合开关MG300/710-WD475.78IeD140542.1合格SGZ