回采作业规程模板

BBAM/08-025

***公司

**工作面回采作业臃

工作面名称：**综采工作面

编制人：

区队长：

施工单位：**公司**队

批准人：

编制日期：年月日

执行日期：年月日

目录

审批栏3

作业规程学习和考试记录4

第一章概况.............................................1

第一节工作面位置及井上下关系........................1

第二节煤层.........................................1

第三节煤层顶底板...................................2

第四节地质构造.....................................3

第五节水文地质......................................3

第六节影响回采的其它因素............................4

第七节储量及服务年限................................4

第二章采煤方法.........................................5

第一节巷道布置.......................................5

第二节采煤工艺.....................................6

第三节设备配置.....................................7

第三章顶板管理.........................................9

第一节支护设计.....................................9

第二节工作面顶板管理.................................12

第三节顺槽及端头顶板管理.............................14

第四节矿压观测.......................................16

第四章生产系统..........................................18

第一节运输系统.......................................18

第二节通防与监控系统.................................18

第三节排水系统.....................................23

第四节供电系统.....................................24

第五节通讯照明系统.................................26

第五章劳动组织和主要经济技术指标.......................27

第一节劳动组织.....................................27

第二节主要经济技术指标表28

第六章灾害预防及避灾路线.................................29

第七章安全技术措施......................................30

第一节一般措施......................................30

第二节顶板管理......................................31

第三节上下端头管理...................................31

第四节防治水........................................31

第五节“一通三防”..................................32

第六节运输管理......................................33

第七节机电管理......................................35

第八节防飞研........................................38

第九节其它..........................................43

审批栏

单位审批意见

编制

综放队

生产技术部

通风队

机电动力部

安监部

副总工

副经理

总工

经理

作业规程学习和考试记录

培训人：培训日期:

序号姓名成绩签字序号姓名成绩签字

129

230

331

432

533

634

735

836

937

1038

1139

1240

1341

1442

1543

1644

1745

1846

1947

2048

2149

2250

2351

2452

2553

2654

2755

2856

第一章概况

第一节工作面位置及井上下关系

**工作面位于二采区4#煤层内，其上部为4#煤层采空区。具体位置及井上下关系如下

表。

工作面位置及井上下关系表表一

水平名称+1950水平采区名称二采区

地面标高+2130m井下标高+2047m—H2120IH

**综采工作面切眼位于15#沟西帮，停采线位于+2120水平回风

地面的相

石门已西20m处。两顺槽均在艾维尔沟河以南，并在河床保护

对位置

煤柱以外。

回采对地面设矿区地表为荒山，艾维尔沟河在地面沿工作面北部流过。回采

施的影响对地表设施无影响。

井下位置及与本工作面上水平为4#煤层采空区，下部为未采动煤层。

相邻关系

走向长度1000m倾斜长度116m面积116000m2

第二节煤层

本工作面设计开采4#煤层，通过地质资料分析和24n2工作面回采证实，该工作面范

围内，4#煤层赋存稳定，煤层的厚度在2.6〜4.5m之间。具体情况如表二所示。

煤层情况表表二

煤层煤层倾角/平

煤层厚度m2.6-4.5/3.5较简单36-43/40

结构均（度）

硬

开采煤层12.0~3.0煤种主焦煤稳定程度较稳定

度

煤层自14号勘探线和15号勘探线查得4#煤层厚度为2.6~4.5m,平均厚度3.5m,

情况是矿井主要开采煤层之一，煤层厚度由东向西逐渐变厚。4#煤层含夹砰1〜2层，

描述夹砰厚度在0.05〜0.5米。含伪顶0.5〜1.2m,随采随落，难支护。

第三节煤层顶底板

直接顶为0.28米的砂砾岩硅质胶结坚硬。老顶为8.4米厚粗砂岩和8.5米厚中砂岩组

成，老顶厚度16.9米，粗砂岩灰白色，坚硬，以石英为主，裂隙较发育，中砂岩灰白色以

石英为主，层理不明显。直接底为0.35米厚黑色炭质泥岩块状薄层状。老底为2.11米厚

粉砂岩，致密块状下部粗砂岩层理清晰，节理发育易碎。

煤层顶底板情况表表三

...................中砂岩，灰白色，以石英为主，

层理不明显。

8.5老顶

八粗砂岩，灰白色，坚硬，石

侏英为主，裂隙发育。

8.4老顶

道

罗

。O。OU

OOO0°砂砾岩硅质胶结，坚硬块状

湾OOOO00.28直接顶

°OOOOO流圆好，分选性差。

二：匚七二三0.5〜1.2煤肝混合

含层夹开

纪1〜2

组■2.6〜4.5煤

OOOO

OnoOO0.35直接底炭质泥岩块状薄层状。

°O°ccO

—粉砂岩，含岩层致密块状，

2.11老底下部粗砂岩层理清晰。

第四节地质构造

一、断层情况以及对回采的影响

工作面范围内为单斜构造，产状较稳定，走向近东西，向南倾斜，煤层倾角为36°〜

43°o在**运输巷和**回风巷掘进过程中已探明停采线以西600~1000m范围内顶板起伏

大，伪顶难支护，对回采影响很大。

第五节水文地质

一、含水层（顶部和底部）分析

**工作面水文地质条件比较简单，一般为顶板淋水，水量小于20m7h,与其它含水层

无直接补给关系，对回采的影响较小。

二、其它水源的分析

艾维尔沟河在地面沿工作面北部流过，**工作面位于河床保护煤柱以南，但可能直接

造成局部淋水、涌水。水量较小，对回采的影响不明显。

三、涌水量

预计该面正常涌水量为20m'/h,最大涌水量40m7h。

第六节影响回采的其它因素

响回采的其它地质情况表表四

本矿井为低瓦斯矿井，瓦斯相对涌出量绝对涌出量

瓦斯

0.5561m3/mino

CO2相对涌出量10.28m7t,绝对涌出量0.5566m3/min。

co2

工业分析MadO.39%,Adl2.25%,Vdaf22.38%,爆炸火焰长度100

煤尘爆炸指数

±50mm,爆炸指数△=30.2%,煤尘具有爆炸性。

煤的自燃倾向性自燃性指标公丁二2？。。，氧化程度78.26%,不易自燃

地温危害无

冲击地压危害无

第七节储量及服务年限

一、储量

工业储量：

Q；I；=S•L•H•R

=1000X116X3.5X1.35

=548100吨

式中：S为工作面走向长度，1000m；

L为倾向平均长度，n6m；

H为煤层平均厚度，3.5m；

R为容重,1.35t/m3o

可采储量：

Q采=。工xH

=548100X95%

=520695吨。

H一工作面回采率95虬

二、采煤工作面服务年限

工作面的服务年限=可采推进长度・月设计推进长度

=10004-(0.6X7X25)

=9.5个月

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

1、运输巷沿4#煤层顶板+2047m水平布置，断面形状为斜梯形，断面积为9.1m：上帮采用

锚网支护，顶部采用金属锚杆支护，下帮采用锚杆支护，锚杆间排距为L0XL0m。沿中

线掘进，铺设皮带。

2、回风巷沿4#煤层顶板+2120m水平布置，断面形状为梯形，断面积8.86m：上帮采用锚

网支护，顶部采用金属锚杆支护，下帮采用锚杆支护，锚杆间排距为1.0X1.0m。铺设有

24Kg/m道轨，作为工作面运料等用。

3、开切眼沿4#煤层顶板布置，断面形状为矩形，6.5mX2.3m,断面为14.951^,锚网梁、

锚索联合支护。

巷道特征表表五

岩掘进净断工作

支护支护间

巷道名称性断面形状断面面量

形式距（米）

（米）（米）（米）

**运输巷煤直角梯形锚网9.110000.8

**回风巷煤直角梯形锚网8.8610000.8

人行上山煤矩形锚杆1250.8

开切眼煤矩形锚网梁1090.8

第二节采煤工艺

一、采煤方法、采煤工艺、采高、作业形式

1、采煤方法：单一走向长壁采煤法

2、采煤工艺：综合机械化采煤工艺。

3、采高确定：根据所选支架高度及煤层厚度等主要技术参数综合考虑，确定采高为2.4〜

2.6m,平均为2.5mo

4、作业形式：本工作面采用“三八工作制”、“两班半采煤半班准备”，即中班、夜班生产，

白班半个班检修和准备，半个班生产，每班工作八小时。白班一个循环，中班、夜班各三

个循环，循环进尺0.6m,日进度4.2m。

二、回采工艺

1、工艺流程：

班前准备一割煤一移架一上行清浮煤一推移输送机一下一个循环

2、工艺说明：

（1）、割煤：严格执行下行割煤。采用MG200/500-QWD型采煤机从端头（62架左右）斜

切进刀后上返割三角煤至机尾，然后下行割煤至机头，每次进刀0.6m。

（2）、装煤：采煤机自装。

（3）、工作面运煤：采用SGZ730/2X200中双链刮板输送机运煤，运输巷安装一台

SZZ730/110中双链刮板转载机，一台SSJ-800胶带输送机运煤。

(4)、移架：

一般要求在采煤机上反清浮煤时距采煤机后滚筒5m处，带压擦顶顺次移架。

(5)、推溜：

严格执行上行推溜。采煤机向上返刀清浮煤15m以后，打开推移千斤顶，把输送机推

向煤壁，弯曲段长度不得小于15m,其余部分要求平、直，推输送机时动作不要过猛，推

完输送机后及时将操作手把回复零位。

三、采煤工作面正规循环生产能力

采高按2.5m计算，煤的容重为1.35t/m3,正常采煤时回采率为95虬每一个循环为0.6m。

一个循环产量：Mx=0.6X116X2.5X1.35=235t

日循环产量：M,=235X7=1645t

月产量：M3=1645X25=41125t

年产量：M4=41125X12=493500t

月推进度：S=25X4,2=105mo

第三节设备配置

一、采煤机

采煤机选型主要考虑其截割功率和牵引力，参考24112工作面采煤机的工作状况，及

回采经验，仍选用MG200/500-QWD双滚筒采煤机，其主要技术参数如下：

采高：2.0〜3.5m

电机功率：2X200+2X40+1X18.5KW

截深：630mm

牵引速度：6〜10m/min

二、液压支架的主要技术特征：

1.基本支架型号为ZZ4400/17.5/28

支撑高度：1750〜2800mm

支撑宽度：1430〜1600mm

工作阻力：4400KN

支护强度：0.67~0.78MPa

2.基本支架型号ZZ5800/18/35

支撑高度：1800〜3500mm

支撑宽度：1430〜1600mm

工作阻力：5800KN

支护强度：0.67~0.78MPa

3.过渡支架型号为ZG5800/18/32

支撑高度：1800〜3200mm

支撑宽度：1430〜1600mm

工作阻力：5800KN

支护强度:0.67〜0.72MPa

4.过渡支架型号为ZG4800/17.5/28

支撑高度：1750〜2800mm

支撑宽度：1430~1600mm

工作阻力：4800KN

支护强度：0.67~0.72MPa

5.安装布置如下：工作面共安装83组支架，初期安装73组，回采400m后增加至83组。

支架配套明细如下：

1—3组：ZZG5800/18/32型过渡支架（3组）

4—60组：ZZ4400/17.5/28型支架（57组，其中13组新支架，44组旧支架）

61—73组:ZZ5800/18/35型支架（13组）

今后增加支架，即放置在**回风巷内，计10架。

74-77组:ZZ5800/18/35型支架（4组）

78-80组:ZG4800/17.5/28型过渡支架（3组）

81-83组:ZZG5800/18/32型过渡支架（3组）

ZZG5800/18/32ZZ4400/17.5/28型支架（13ZZ5800/18/35型支架

型支架（3组）组新，44组旧）（13组）

注：ZG5800/18/32,ZZ5800/18/35支架底座比ZZ4400/17.5/28的高10cm。

三、运输设备

1.刮板运输机一部，其型号为SGZ730/2X200（中双链）

电机功率：2X200KW

运输能力：700t/h

圆环链规格：2-626X92毫米

链条中心距：120毫米

2.桥式转载机一部，型号为SZZ730/110,其技术参数如下：

电机功率：110KW

运输能力：700t/h

圆环链规格：2-626X92毫米

链条中心距：120毫米

与皮带搭接长度：0〜14米

自移系统：MY800转载机迈步自移系统，并与SSJ-800皮带机配套

3.可伸缩带式输送机一部，型号为SJ80。技术参数对应为：

电机功率对应为80KW

运输能力均为300t/h

带宽为800nlm

带速均为2.Om/s

4.无极绳连续牵引车一部，型号SQ-80,其技术参数如下：

型号：SQ-80

绞车功率：75KW

滚筒直径：1200mm

最大牵引力：80KN

钢丝绳规格：6X19,022—24

公称绳速：双速0.67m/s,1.12m/s

对应坡度下牵引能力：15°,20t

运输距离：W2000m

绞车体积：2790X1668X1635mm

第三章顶板管理

第一节支护设计

一、液压支架的选型和支护强度的验算

1、影响支架选择因素

顶板条件、底板条件、煤层倾角及煤层厚度变化、地质构造和瓦斯涌出量等因素对支

架的选型影响较大。**工作面直接顶中等稳定、老顶来压较明显，煤层倾角大等因素影响,

**工作面支架选用支撑掩护式液压支架。

2、液压支架规格的选择

液压支架的规格的选择依照下式进行计算：

H大=m大-Ahi

=4.5-0.2

=4.3m

H小二m小一Ah2-a

=2.6-0.2-0.05

=2.35m

式中：H大为支架最大高度，nun；

H小为支架最小高度，mm；

m大为煤层最大厚度，mm；

m小为煤层最小厚度，nun；

△hi为支架在最大采高时前柱处顶板下沉量，mm；

△h?为支架在最小采高时后柱处顶板最大下沉量，mm；

a为卸载高度，50mmo

3、液压支架初撑力的确定

液压支架初撑力是由泵站压力决定。为了防止直接顶与老顶之间的离层，初撑力设计

为额定工作面阻力的70%〜80虬

4、液压支架工作面阻力的确定

液压支架的额定工作阻力QH必须与支护强度/相适应。支护强度可用估算法或实测法

确定。本设计采用估算法进行计算支护强度。（参考《矿山压力测控技术》，耿献文，中国

矿业大学出版社,2002.1）即:

qT=8•M,Yz

=8X2.5X27

=540KN/m2

=0.54Mp<0.67Mp

支架工作阻力PT是指支架对顶板的支撑力：

PT=S,QT

=6.76X540

=3601.8KN<4400KN

式中：S为支架支撑顶板的面积，m2；

%为顶板单位面积所需的支撑力，又称支护强度，kN/m%

M为米图，m；

VZ为直接顶质量密度与当地自由落体加速度之积，kN/m）

5、液压支架架型选择和额定支护强度的确定

根据生产实践经验和煤层顶板条件，4#煤层直接顶为IV类坚硬顶板，老顶为HI级强烈

顶板。参考《矿山压力测控技术》，耿献文主编，中国矿业大学等资料，选择支撑掩护式液

压支架。并结合深孔爆破处理采空区顶板。

6^结论

根据以上参数及24112综采工作面支架的改进，选用郑州煤矿机械集团有限责任公司制

造的ZZ4400/17.5/28型、ZZ5800/18/35型支撑掩护式液压支架（基本支架）和

ZZG4800/17.5/28型、ZG5800/18/32型支撑掩护式液压支架（过渡支架）。并满足**工作面

各项参数要求。

预计工作面矿压参数参考表表六

序号项目单位同煤层实测本面选取或预计

顶直接顶厚度m冒落带0.28

底

老顶厚度m冒落带8.4

1板

条直接底厚度m0.350.35

件

2直接顶初次垮落步距m1010

初来压步距m2121

3次最大平均支护强度kN/m2200300

来最大平均顶底移近量mm

压来压程度极强烈极强烈

来压步距m1212

周

期最大平均支护强度kN/m2392.4392.4

4

来最大平均顶底移近量mm

压来压程度极强烈极强烈

平最大平均支护强度kN/m2294.3294.3

5

时最大平均顶底移近量mm

6直接顶悬顶情况m<1<1

7底板允许比压MPa2.2

8直接顶类型类四类四级四类四级

9老顶级别级IVIV

10巷道超前影范围m2020

工作面条件与支架适应条件对照表表七

工作面条件支架适应条件

采高2.5m1.75〜2.8m

倾角36°〜43°<45°

煤厚2.6〜4.5m1.75〜2.8m

煤硬度2.0~3.0

底板比压2.2Mpa

支护强度540(KN/m2)720(KN/m2)

顶板种类四级四类

二、乳化液泵站

C-）泵站及管路选型、数量

乳化泵选用WRB-200/31.5型两台。输液管路选用高压胶管，耐压45MPa以上。

（二）泵站设置位置

泵站安设在轨道顺槽距离采煤面50m〜80m的位置。

（三）泵站使用规定

要保证泵站压力大于30MPa,乳化液浓度3%〜5虬要加强支架与泵站的维修，杜绝系统

的窜漏液。

三、其它配套设备

名称型号单位数量功率电压

喷雾泵站WPZ2320/63台145660/380

深孔钻机SKZ-120A台111660

SKZ-120B台111660

无极绳绞车JDHB-30台175660/380

轻型单体液压支柱根160

煤层注水钻机

第二节工作面顶板管理

一、顶板管理

1、工作面采用深孔超前预爆破全部垮落法管理顶板。

2、工作面由支撑掩护式液压支架支护顶板，采用及时打开前探梁进行支护，上行追机移架

方式，支架端面距控制在拉架到位后梁端距在420mm范围内。采煤机上返清浮煤时距采煤

机后滚筒5m拉架，滞后采煤机15m推溜。

3、端头支护切顶线滞后工作面支架切顶线不得大于1.0m。

4、工作面支架必须保证良好，有完善的防倒、防滑装置，随时调整支架，保证支架伸缩梁

和顶梁与顶板面接触。

5^工作面最大控顶距为4.51m,最小控顶距3.88m。

6、支护强度的计算

按实测统计法计算工作面顶板压力

P=325M021

=325X2.50-21

=394KN/m2

式中：P-顶板压力:KN/m2；

M-工作面平均采高：2.5m；

需要的支架工作阻力：

394X(3.4X1.45)=1942.42KN

支架间距1.5m：

394X(3.4X1.5)=2009.4KN<4400KN

支架支护阻力：

P=P^XK=2009.4X1.3=2612.22<4400KN

式中：K—安全系数，取1.3。

支撑高度：1.75~2.8m；

工作阻力：4400KN；

支撑强度：0.75MPa；

支架重量：17t；

支架规格：长3400X宽1450nlm。

经计算所选液压支架的支护强度满足工作面顶板支护的要求。乳化液泵站：

WRB200/31.5型，泵站工作压力：30MPao

二、支护要求

1、工作面应达到动态的质量标准化要求，确保“三直一平、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24MPa。

3、采煤机割煤后，要及时伸出前梁，移架与采煤机后滚筒的距离一般不超过5m,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。

5、工作面生产以前要编制初次放顶的专项措施。

6、所有支架必须架设牢固，并有防倒柱措施。严禁在浮煤或浮阡上架设支架。

7、综采支架要垂直顶底板，歪斜＜±50；采高大于2.2米、倾角＞15°的工作面支柱，必

须有防倒措施；

三、特殊时期的顶板管理

(-)来压及停采前的顶板管理

1、工作面基本顶初次来压前必须编制专门安全技术措施。

2、工作面基本顶初次来压和周期来压期间，应加强来压的预测预报工作，由矿压部门在轨

道、运输顺槽挂牌标明来压位置。

3、工作面支架以及轨道、运输顺槽所有单体支柱必须达到初撑力，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、工作面停采时要编制停采措施，加强顶板管理。

(二)过断层及顶板破碎时的顶板管理

当工作面揭露断层时，在回采时必须加强过断层回采时的顶板管理工作，并编制过断

层专项技术措施。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、控制煤壁片帮，应采取及时打开前梁、护

帮板支护顶板、煤帮。

第三节顺槽及端头顶板管理

一、工作面轨道、运输顺槽的超前支护

1、支护要求：

①上下顺槽超前工作面煤壁20m范围内使用单体支柱配合绞接梁进行超前支护，靠上

帮一排20m,靠下帮一排10m。超前支护柱距1.2m,相邻两柱之间用66nun钢丝绳联锁，防

倒柱伤人。顶板破碎地段，梁上铺设金属网支护。超前支护以外的巷道出现工字钢棚梁变

形时应及时打点柱支护，棚腿损坏时要及时更换。

②单体液压支柱的初撑力，柱径为100mm的不得小于90kN,柱径为80mm的不得小于

60kNo对于软岩条件下初撑力确实达不到要求的，在制定措施、满足安全的条件下，必须

经企业技术负责人审批。严禁在控顶区域内提前摘柱。碰倒或损坏、失效的支柱，必须立

即恢复或更换。移动输送机机头、机尾需要拆除附近的支架时，必须先架好临时支架。

③单体液压支柱的选型满足工作面支护需要，支柱打在硬底上，单体液压支柱有防倒

措施；工作面倾角超过15。时，液压支架有防倒、防滑措施。

④支柱迎山有力，不出现连续3根以上支柱迎山角或退山角过大；

⑤所有单体的卸液口必须朝向采空区或非行人帮一侧.

⑥在用支柱完好、不漏液、不自动卸载，无外观缺损，达不到要求的支柱不超过3根。

液压支架不漏液、不串液、不卸载.

2、支护材料及支护密度：

较接梁长1.2米，柱距0.6米，排距1.2米，相邻两柱之间用防倒绳连接。端头支护

支柱如出现钻底N100mm,则必须穿鞋（200X200X10mm钢板焊接）。靠采空区侧的一排支

柱打破柱加强支护。遇顶板破碎，梁上铺设金属网支护。遇顶板悬顶面积大（悬顶XOm?）

时，架木垛进行加强支护。

3、支护质量控制标准

①支柱纵横成线，偏差小于±100mm。

②支柱应支到实底，并做到迎山有力（支柱迎山角6°,侧偏角3°）。单体液压支柱初撑力不

小于60kN。

③绞接顶梁之间要用圆柱销联好，并保持平直。

④所有单体液压支柱三用阀方向一致，朝向老塘。

⑤两巷的支撑高度不得低于1.8m,行人道宽度不得小于0.7m,单体支柱活柱行程不得小于

150mm。

二、工作面端头的管理

1、端头支护的选择

端头支护的支柱型号及支撑强度不改变，仅支柱密度发生变换，引进参数N表示单位

顶板面积上支柱数量来衡量端头支护的强度。

(1)采用“四对八梁”配合单体支柱支护顶板时，以一组箱型梁为对象。单体支柱数量

6=8棵，梁长3.6m,立柱组内间距为0.3m,相邻两组之间排距为0.6m,柱距为1m。其单

位顶板面积上支柱数量为：

Ni=rii/Si

=84-[(3.6+1.0)X(0.3+0.6)]

=1.93棵/m?

其中：N为单位顶板面积上支柱数量；

m为一组箱型梁的支柱数量；

Si为一组箱型梁支柱顶板的面积。

(2)采用较接顶梁配合单体支柱支护顶板时，支柱间排距均匀分布，以一棵支柱为对象计

算较简单。单体支柱数量棵，单体支柱间排距为0.6X1.2m。此时单位顶板面积上支

柱数量为：

岫=龟/52

=14-(0.6X1.2)

=1.39棵/in?

其中：M为单位顶板面积上支柱数量；

n?为支柱数量；

S,为一棵支柱支护顶板的面积。

由(1)、(2)可知，使用较接顶梁配合单体支柱支护顶板的强度小于使用“四对八梁”

配合单体支柱支护顶板的强度，是“四对八梁”配合单体支柱支护顶板强度的73.2%o但

根据4#煤层顶板坚硬，悬顶现象严重，根据长期的回采经验，靠采空区侧一排支柱增加了

一棵俄柱，不仅在采空区侧顶板处形成了一条切顶线，而且增加了局部顶板的支护强度，

即此处单位顶板面积上支柱数量约为2X1.39棵/HiZ,强度大于“四对八梁”配合单体支

柱支护顶板的强度。故**工作面上下端头采用较接顶梁配合单体支柱支护顶板。

工作面端头支护采用单体支柱配合较接梁支护，较接梁长L2米，柱距0.6米，排距

1.2米，梁端距为0.4米，相邻两柱之间用防倒绳连接。支柱迎山角6°,侧偏角3°o当工

作面伪斜时，端头支护的每一排支柱必须与工作面伪斜角度相一致，即与工作面支架成一

条直线。支柱如出现钻底N100mm,则必须穿鞋（200X200XI0mm钢板焊接）。靠采空区侧

的一排支柱打俄柱加强支护。遇顶板破碎，梁上铺设金属网支护。遇顶板悬顶面积大架木

垛进行加强支护。

二、支护材料使用数量、备用数量

轨道顺槽超前支护20m,需要28棵单体支柱，28条较接顶梁;端头支护需要30棵单体

支柱，30条较接顶梁;合计需要58棵单体支柱，58条较接顶梁。

运输顺槽超前支护前支护20m,需要28棵单体支柱，28条较接顶梁;端头支护需要30

棵单体支柱，30条较接顶梁;运输顺槽上帮较高，需要10棵单体支柱作为贴帮柱；合计需

要68棵单体支柱，58条较接顶梁；。

工作面正常需要单体液压支柱126棵，铁鞋126个，较接顶梁116条。计算其备用量

=126X10%=13棵。

**综采工作面备用单体液压支柱13棵，较接顶梁12条，铁鞋13个，坑木5m）小板

材料5m3o

备用材料的存放地点，应保持距工作面50〜100m之间，在轨道顺槽下帮处。材料分

类摆放整齐，实行挂牌管理，标明材料名称、型号、数量等内容，并由专人负责。材料存

放地点必须保证有0.7m以上宽度的人行道和必需的运输通道。

第四节矿压观测

一、矿压观测内容

**综采工作面的矿压观测研究内容主要有：支架阻力观测、支架活柱缩量观测、巷道

围岩变形观测、顺槽超前支护范围内单体液压支柱阻力观测以及支护质量动态监测。

根据观测结果对工作面顶板及顶煤活动规律、来压特征，工作面支架受力特点，支架

对顶煤的适应性和控制效果，超前支承压力影响范围和分布特点，顶板、煤层稳定性，工

作面支护质量等进行定期分析，并进一步了解煤、岩体力学参数等基础数据。

二、观测方法

1、工作面的矿压观测

⑴支架阻力观测

利用综采工作面支架压力监测系统对工作面压力进行监测。沿工作面倾斜布置4个矿压

观测点，第一个矿压观测点设置在5号支架上，第二个矿压观测点设置在25号支架上，第三

个矿压观测点设置在45号支架上，第四个矿压观测点布置在65号支架上。由矿压部门负责

采集数据、分析数据、管理设备等工作，并连续观测支架的初撑力、工作阻力。

（2）支架活柱缩量观测

用标记法在工作面上、中、下部布置3条观测线，在移架后、移架前测量活柱下缩量，

根据循环的次数，可算出循环下缩量和下缩速度。其测线与支架阻力测线对应布置，即分

别布置在5#、25#、45#和65#支架上。

2、顺槽的矿压观测

⑵巷道围岩表面位移观测

利用顺槽成巷期间设置的观测基点，并视情况补设部分基点，在轨道、运输顺槽分别

距切眼60m、80m、100m、120m、140m处布置五个测区，用测尺和测枪量测量巷道受采动影

响过程中的顶底板及两帮移近量，每天观测一次，根据观测时间可算出移近速度。

⑶顺槽超前支护范围内单体液压支柱阻力观测

回采过程中，每天随机抽取轨道、运输顺槽超前支护范围外的单体支柱，观测单体支

柱支护阻力的变化情况。

三、支护质量监测

每旬由生产技术部不定期对工作面和顺槽支护质量动态检查两次，对存在的问题，由

**队立即整改。

监测内容要包括支架初撑力、煤壁片帮情况、梁端距、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。

第四章生产系统

第一节运输系统

一、运输设备及运输方式

（一）运煤设备及装、转载方式

采煤机组割煤和刮板输送机配合装运切割下来的煤；刮板输送机平行运煤，集中到桥

式转载机和胶带输送机上通过各条皮带运输至煤仓。

（二）辅助运输设备及运输方式

工作面需用的材料、设备等物资，采用SQ-80型无极绳绞车，通过轨道顺槽运进工作

面。

二、移溜方式

采用推移运输机的方式进行移溜，推溜步距0.6m,弯曲段长度不小于15m,推溜方向

为自下而上。

三、煤炭的运输

**综采工作面一**运输巷一+2047水平运输石门-6#皮带运输下山一+1953水平6#-5#

运输石门一25112运输巷一+1950水平运输石门一煤仓-*集中运输上山-*地面煤仓。

四、辅助运输系统路线

路线一：地面一2130大巷一+2130水平回风石门一+2130水平4#材料道一**回风巷一**

综采工作面。

路线二：地面一2130大巷一+2130水平回风石门一+2130水平4#材料道一+2120水平4#轨

道下山一**运输巷―**综采工作面。

第二节通风、防尘与监控系统

一、**综采工作面风量计算

1、按工作面进风流温度：

Qw=Q基本XK采高XK采面长XK温

=(0.25X60X10.1)XI.1X1.0X1.1

=183m3/min

式中：Q采一采煤工作面实际需要的风量，m3/min；

3

Q基本一不同采煤方式工作面所需的基本风量，m/min；

K采高一回采工作面采高调整系数，mVmin,取1.1；

3

K采面长一回采工作面长度调整系数，m/min,取1.0；

3

K温一回采工作面温度调整系数，m/min,取1.1；

2、适宜风速进行计算

Q采=60XV采XS采

=60X1.0X10.1

=606m3/min

2

式中：S采一工作面的平均断面，取10.1m；

V采一工作面的风速，取1.0m/s。

3、按工作面同时作业人数计算

Q采=4XN

=4X60

=24(W/min

式中：4-每人每分钟应供给的最低风量，mVmin；

N-工作面同时工作最多人数，60人。

4、按瓦斯涌出量计算

3

工作面瓦斯绝对涌出量为0.5561m/min0

Qw=100XQgXK

=100X0.5561X1.6

=89m3/min

式中：Qw—工作面需要风量，m7min；

Qg—工作面绝对涌出量，mVmin；

K—工作面瓦斯涌出不均衡系数，通常机采工作面取取1.2~1.6。

5、按风速进行验算：

1）、按最低风速验算工作面的最小风量：

Qw^60X0.25XS

=60X0.25X10.1

=152m3/min

2）、按最高风速验算工作面的最大风量：

QwW60X4XS

=60X4X10.1

=2424m3/min

按上述计算，取工作面需要风量最大值Qw=606m'/min,且152WQwW2424m3/min,故

33

工作面供风量为606m/mino上山供风50n?/min。故**工作面总风量为656m/mino

二、通风路线

地面-*集中运输上山一+1950水平石门绕道一+1950水平石门一6#西大巷一6#皮带运输

下山一+2047水平运输石门―**运输巷―**综采工作面一**回风巷—+2120水平回风石门

一6#专用回风巷一6#通风下山一+2050m水平回风石门一一采区总回一地面

三、通风设施

1、回采前要调整通风系统，保证工作达到设计风量。

2、回风巷和运输巷安装隔爆水袋。

3、回风巷设一个测风站，运输巷设置一个临时测风站。

四、防治瓦斯

1、瓦斯检查

工作面设瓦斯检查员巡回检查，每隔3〜5小时检查一次，每班至少检查两次。

瓦斯检查点分别设在工作面回风出口以外10m处、回风上隅角。

瓦斯检查牌板应设置在回风顺槽中距工作面50m附近，检查结果要及时填写，并及时向

有关人员汇报。

2、瓦斯监测

加强对工作面瓦斯的监测，在距回风出口5〜10m处安装安全监测系统的瓦斯传感器，

甲烷传感器布置在巷道的上方，垂直悬挂，距顶板不得大于300mm,距巷帮不得小于200mm。

瓦斯报警浓度斑、断电浓度1%,断电范围为工作面及其回风巷内的全部非本质安全型电气

设备。传感器每隔7天调校一次。

监测系统必须由专人进行维护，确保系统的灵敏可靠。

当瓦斯超限或监控系统报警时，要按规定安排撤人，并及时查明原因，进行处理。

五、综合防尘系统

1、防尘水源

采区防尘用水源由地面高位水仓供给，水仓容量MOm',标高+2208m,主管路采用①

159mm钢管供水，运输巷采用①50nlm钢管供水，回风巷采用两根①50mm钢管供水。

2、供水路线

地面高位水仓一2130大巷一2130水平回风石门一2130水平4#材料道一**回风巷一工

作面

地面高位水仓一2130大巷一2130水平回风石门一2130水平4#材料道一+2120水平4#

轨道下山一**运输巷一**综采工作面。

3、防尘方式

(1)在工作面进风流中设风流净化水幕两个，第一道设在运输巷距+2047运输石门50m处，

第二道设在距工作面煤壁40m处。

(2)在运输巷输送机各转载点设喷雾洒水。

(3)在工作面回风巷设两道净化水幕，距工作面煤壁40m处一道，距**人行上山以西50m

处一道。

(4)运输巷和回风巷供水管路上每50m安装一个三通，供巷道洒水灭尘用。

(5)采煤机必须有内外喷雾系统，并工作可靠。

4、用水量预算

工作面及巷道洒水、喷雾灭尘用水量10m7h,**综采工作面用水20m7h,其它用水量

10m7ho但考虑到泵站用水及洒水等工作的不连续性，共用水系数按0.5计算，用水量为

3

20m/ho

5、供水管径计算

1/2

dp=(4Qn/3600nV)

=(4X40/3600X3.14X1.0)1/2

=0.119m

=119mm

因此，一采区目前供水管路直径6159nun的无缝钢管能满足一采区供水。

回风巷供水管径计算：

1/2

dp=(4Qn/3600nV)

=(4X25/3600X3.14X1.0)1/2

=0.094m

=94mm

运输巷供水管径计算：

1/2

dP=(4Qn/3600nV)

=(4X5/3600X3.14X1.0)1/2

=0.042m

二42mm

运输巷采用①50mm钢管供水，回风巷采用两根①50mm钢管供水，水管供水能满足两巷

和工作面用水，供水管路长2100m。

根据水仓标高+