152106回采作业规程

目录

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

第一节编制依据..............................................................1

第二节工作面位置及井上下关系................................................1

第三节煤层情况..............................................................1

第四节煤层顶、底板情况......................................................2

第五节地质构造.............................................................2

第六节水文地质.............................................................3

第七节瓦斯情况抽放效果预期..................................................3

第八节影响回采的其它因素....................................................4

第九节储量及服务年限.......................................................5

第二章采煤方法.................................................................6

第一节采煤系统.............................................................6

第二节回采工艺.............................................................7

第三节设备配置.............................................................10

第三章顶板管理..................................................................13

第一节支护设计.............................................................13

第二节工作面顶板控制......................................................15

第三节端头支护.............................................................16

第四节上、下两巷超前支护管理...............................................17

第五节矿压观测.............................................................17

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

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

第二节通风系统.............................................................18

第三节瓦斯治理............................................................20

第四节防灭火..............................................................22

第五节综合防尘............................................................23

第六节监测监控系统........................................................24

第七节人员定位系统........................................................26

第七节供水施救、压风自救系统..............................................26

第九节排水系统............................................................28

第十节供电系统............................................................28

第十一节照明、通讯........................................................29

第十二节安全生产标准化动态达标管理........................................30

第五章劳动组织及主要技术经济指标..............................................31

第一节劳动组织............................................................31

第二节循环作业............................................................31

第三节主要技术经济指标.....................................................32

笫六章煤质管理................................................................32

第七章安全技术措施............................................................33

第一节一般规定............................................................33

第二节“一通三防”及监测监控.............................................34

第三节防治水..............................................................35

第四节机电设备管理........................................................36

第五节割煤安全技术措施.....................................................36

第六节顶板管理安全技术措施.................................................37

第七节移架安全技术措施.....................................................39

第八节推移工作面刮板输送机及转载机安全措施................................39

第九节运煤安全技术措施.....................................................40

第十节预防工作面刮板输送机上窜下滑安全措施................................41

第十一节过断层安全技术措施................................................42

第十二节处理冒顶的安全技术措施............................................43

笫十三节设备起吊、运输安全措施............................................43

第十四节压死刮板输送机时的处理措施........................................44

第十五节回风巷、运输巷金属棚腿回撤安全措施................................45

第十六节设备检修安全措施...................................................46

第十七节工作面初次放顶安全技术措施........................................48

第十八节初次来压和周期来压的安全技术措施..................................50

第八章灾害应急措施及避灾路线...................................................51

第一节灾害预防的原则......................................................51

第二节灾害预防措施........................................................51

第三节井下发生灾害时自救、互救措施........................................53

名词解释.........................................................................55

附图目录

附图1:152106工作面地层综合柱状图

附图2：152106运输巷支护断面图

附图3：152106回风巷支护断面图

附图4：采煤机进刀方式示意图

附图5：152106工作面布置示意图

附图6：152106工作面设备布置示意图

附图7：152106工作面支护示意图

附图8：乳化液泵站供液系统图

附图9：152106工作面运输系统示意图

附图10：152106工作面通风系统示意图

附图11：152106工作面瓦斯抽放系统示意图

附图12：152106工作面防尘系统、消防、隔爆管路示意图

附图13：152106工作面通讯、监测监控、人员定位系统示意图

附图14：152106工作面压风、供水施救系统布置示意图

附图15：152106工作面排水系统示意图

附图16：152106工作面供电系统示意图

附图17：152106工作面照明、声光信号系统示意图

附图表18：152106工作面循环作业图表

附图表19：152106工作面避灾路线图

第一章概况

第一节编制依据

一、《中华人民共和国安全生产法》

二、《煤矿安全规程》（2016版）

三、《东源煤业集团镇雄朱家湾矿井初设报告》。

四、《152106工作面回采地质说明书》

五、《152106工作面供电设计》

六、《152106采煤工作面瓦斯治理“一面一策”技术方案及安全技术措施》

七、《煤矿安全生产标准化管理体系基本要求及评分办法（试行）》

八、《152106工作面回采安全风险辨识评估报告/会议纪要》

第二节工作面位置及井上下关系

表1-2-1（工作面位置及并上下关系表）

水平名称一水平采区名称101采区

回风巷：+1683m—+1694m

地表标高+1975m-+2000m井下标高

运输巷：+1668m〜+1689m

工作面南部位于金家大山，北部距离团窑135米，东部距离戴家

地面位置

坪127米，西部距离老山470米。

该工作面距地表垂深193米以上，工作面相对地面为山体，森林

回采对地面设

和植被较好，地表无水库、河流、村庄。回采后对地面无直接影

施的影响

响。

152106工作面以北为101采区轨道上山，以停采线为界；以南为

井下位置及四

F26断层，以切眼为界；西边为采空区，以15210G回风巷（152105

邻采掘情况

轨道巷）为界；东边为201采区，以201采区水平回风大巷为界。

倾斜长

走向长度（m）725198(208)斜面积（/）145590

（in）

第三节煤层情况

煤层情况表

煤层平均厚煤层煤层平均倾

2.8简单6

度(m)结构角(°)

开采3号无

C?煤种稳定程度稳定煤层

煤层烟煤

炭层可采指数1.55煤层变异系数22%煤层硬度(f)3〜4

煤层情况

C/煤层为半暗型无烟煤，煤中有粉砂岩夹阡，质地坚硬。

措述

水分灰分全硫发热量工业

(%)(%)(%)大卡/牌号

煤质情况千克

描述31.1

0.9732.53.665262WY03

8

该煤层为中灰富硫煤层

第四节煤层顶、底板情况

煤层顶底板情况表

顶底板名称岩石名称厚度(m)岩性特征

灰白色细砂岩，节理发育，含丰富贝类

老顶细砂岩4.7m

化石.取春类化石C

灰白色，细砂岩，中间含方解石脉，硬

直接顶细砂岩2.2m

灰黑色炭质泥岩，厚度在0.l-o.2m之

伪顶泥岩0.15m

间C

直接底泥岩2.9m浅灰色砂质泥岩，硬度低，遇水易膨胀。

老底细砂岩3.8m灰白色，细砂岩，节理发育，硬度较高。

附图1(152106综采工作面地层综合柱状图)

第五节地质构造

该工作面地质构造相对简单，根据目前巷道揭露的情况，工作面运输巷、叵风

巷遇几组断层，落差在0.7T0I1之间，局部地段顶板不平整，对支护有一定的影响,

需要针对顶板不平整进行顶板管理。

2

地质构造表

构造名称走向倾向倾角性质落差对回采影响程度

F26.925015927逆3.5对回采有一定影响

F26.81788845正3.2对回采有一定影响

F26.111768650正3.2已补掘卷道让过

F266015079逆15边界断层

F26.925015927逆3.5对回采有一定影响

卜26.81788845正3.2对回采有一定影响

第六节水文地质

一、含水层分析

该工作面水文地质类型为简单，该系地层直接接受大气降雨补给，水源由顶、

底板弱含水层补充及采空区渗水，无区域强含水层和外来地表水的补给，构造断裂

对矿坑充水影响甚微，从巷道揭露情况看，工作面过断层变化带时，存在少量顶板

淋水C

二、其他水源分析

经调查地面周围无水库，采区顶部无老窑水，地形比较陡，地面的雨水对工作

面没有较大影响，涌水量较小，152106工作面处于152105采空区下侧，水害威胁

主要为采空区渗水，采空区垮落渗水量较大，采空水从152105轨道巷开口位置以里

320m(原152105机轨3#联络)巷流出。

三、涌水量

工作面涌水量参照152105工作面回采期间涌水情况，预计152106作面正常涌

水量21n?/h,最大涌水量56m，/h,在雨季节工作面涌水量将增大。

第七节瓦斯情况抽放效果预期

一、瓦斯抽放量

矿井相对瓦斯涌出量为21.12m3/t、绝对瓦斯涌出量为19.()lm3/min,采煤工作

面最大绝对瓦斯涌出量为5.28m3/min。经取样测定，C5b煤层原始瓦斯含量

7.2255m3/to根据矿井的瓦斯抽采情况、风排瓦斯情况、综合瓦斯涌出情况，预计

3

152106工作面的绝对瓦斯涌出量在5.28m3/min,抽采瓦斯量在3.5m3/min左右,

工作面风量777.31n?/min以上，平均瓦斯浓度0.2%左右。

二、预期效果

1.工作面瓦斯抽采率在50%以上。

2.工作面残余瓦斯量降到4nl3/t以下。

3.工作面瓦斯浓度降低到0.5%以下。

第八节影响回采的其它因素

一、影响回采的其它因素

表1-8-1（影响回采的其它因素）

绝对瓦斯涌出量相对瓦斯涌出量矿井瓦斯等级

瓦斯

5.28m3/min高瓦斯矿井

3

co2正常CO2涌出量0.02—0.4m

煤尘爆炸指数无煤尘爆炸性危险

煤自燃倾向性煤层自燃倾向性为III类，不易自燃

地温危害地温无异常，对回采无危害

地压无冲击地压

二、地质部门建议

1.根据152105皮带巷煤层和轨道巷揭露情况来看，工作面在152105皮带巷

P4测点以里4米遇F26.7断层（停采线位置），预计对152106工作面回采有一定

影响，工作面在152105皮带卷P8测点以里40米处遇F26.8断层，掘进20米后见

全煤；P8测点以里61米后，巷道右帮出现砰石（巷道影响35米），砰石厚度最厚

1.7米；P14测点以里8米位置遇F26.9断层，断层影响巷道28米，其中10米全岩;

以上断层及变化，对回采煤质影响较大。

2.根据152106切眼揭露煤层情况来看，152106切眼开口以里182米位置遇

F26.ll断层，该断层已另掘152106补断层探巷和152106补断层切眼让过，对叵采

无影响。

3.152106工作面推进至F缭8断层时，根据在101采区排水巷打钻的情况来看，

F选8断层对回采影响较大，建议施工断层探巷。

4.在回采通过断层段时，根据断层岩石硬度对断层进行处理，硬度较小时，割

煤机可以正常通过，硬度较大时，建议采用震动炮，对岩石进行破碎后再进行正常

割煤c（需要进行爆破时另拟措施）

5.为防止涌水影响设备正常运行及巷道变形，影响工作面回采，必须配备排水

设备、设施，在巷道低洼地段，加强积水排放工作，确保巷道无积水。

6.保持排水系统畅通。在152106回风巷3#联络巷以里40m设置水仓，加强排

水管理和水仓的清理，

7.回采至断层构造、裂隙发育、顶板破碎等区域或淋水增加时，要求加强探放

4

水工作、加强顶板及煤壁支护，防止顶板及煤壁垮冒，防止水患事故的发生。

8.在回采期间遇地质变化时，要及时拟定相关的安全技术措施，确保施工安全,

同时提高回采率。

第九节储量及服务年限

一、工作面储量

工作面工业储量为631860万t,可采储量为600267万to

表1-9-1(152106综采工作面煤层储量表)

倾斜平均煤工业储可采储

走向斜面积密度回采率

储工作面长厚量量

长(m)(一)(%)

量(m)(m)(t)(t)

计152106综

7252031455902.81.5563186095600267

算采工作面

600267

二、工作面服务年限

根据我矿现有的开采设备和生产能力，计划每月平均产量为5万t；预计152106

综采工作面的服务时间为13个月。

工作面服务年限=以(1XSXKX25)；

N一—工作面服务年限；

L——可采长度，725m；

1——日进度，4刀；

S---正规循环推进长度，0.6m；

K——月正规循环率，90%；

25——每月天数，取25；

N=725/(4X0.6X90%X25)

~13(月)

三、工作面生产能力

152106综采工作面平均长度为203m,可采走向长725m；根据采煤机截深，循

环进度为0.6m；工作面设计采高为2.8m；C5b煤层容重1.55t/m3；工作面回采率为

95%o

(1)循环生产能力

gLShrc

203X0.6X2.8X1.55X0.95=502.18t

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一一工作面循环进尺，m；

h---工作面设计采高，m；

r---煤的容重，1.55t/m3；

5

c——工作面回采率，95%o

(2)月生产能力

W产WX4X25=50218t

式中：W——工作面正规循环生产能力，t；

4----每日4个循环；

25一—每月生产25天；

月生产能力为50218t

(3)年生产能力

“WX4X25X12=602617t

式中：W一一工作面正规循环生产能力，t；

4——每日4个循环；

25——每月生产25天；

12——每年生产12个月；

第二章采煤方法

第一节采煤系统

一、采区巷道

1.101采区主要巷道：101采区皮带运输上山、201皮带斜巷、101采区轨道运

输上山、总回风上山。101采区皮带运输上山在152105工作面回采结束后，将拆

除皮带运输机，只用作通风行人；152106工作面产出的煤炭经201皮带斜巷转运至

煤仓；101采区轨道运输上山用于运输材料和运输设备；总回风上山用于101采区

和201采区回风。

二、工作面巷道

1.152106运输巷

(1)152106运输巷从101采区轨道斜巷与煤仓联络巷开口，沿C/煤层顶板以

160°方位掘进，全长954m,可采长度725m。巷道内一侧铺设轨道，用于无极绳绞

车运输；一侧铺设皮带运输机，用于工作面运煤；同时还铺设有瓦斯抽放管路、电

缆以及风水管。

(2)巷道用途：152106运输巷主要用于工作面回采期间运煤、工作面安装和

回撤期间设备运输及回采期间材料运输、通风行人、排水等。

(3)巷道断面及支护方式：巷道开口以里OTOm段巷道断面为矩形，净宽2.5m、

净高2.95m,净断面为7.38nf；巷道开口以里10-20ni段设计为无极绳绞车碉室，

巷道断面为矩形，净宽4.9m、净高3m,净断面为140.开口以里20-87ni段巷

道，巷道断面为直墙半圆拱，净宽3.6m、净高3.2m,直墙高1.4m,净断面为10.13

2

mo87-102m段设计为皮带机头碉室，该段巷道为机轨合一巷，巷道断面为三心洪,

6

净宽6.3叽净高3.59m,直墙高L4m,净断面为19.14m，102m以里段巷道断面设

计为三心拱，净宽4.7川、净高2.97%直墙高1.4m,净断面为12.32of；皮带机头

碉室以里巷道断面为矩形，净宽4.7爪净高2.95m,净断面为13.87行。

附图2：152106运输巷图支护断面图

2.152106回风巷

(1)152106回风巷总长890m,可划分为三段，从152105轨道巷开口位置到以

里417m(原4#联络巷)，检修原152105轨道运输巷复用；从152105轨道巷开口位

置到以里417nl至843m,与原152105轨道运输巷之间留设7m煤柱，与152105轨道

运输巷平行，长426m；由于受断层f26.11影响，又从152106切眼开口，另掘了补

回风巷47m,补断层切眼32mo

(2)巷道用途：152106回风巷用于工作面回风、材料运输等。

(3)巷道断面及支护方式：原1#联络巷以里30m至原2#联络巷段、原3#联络

巷至原4#联络巷以里至段为梯形巷道，采用11#矿工钢金属棚支护，高3m,上宽2.8m,

下宽3.89m,均使用锚网联合18:螺纹钢筋背帮背顶进行支护，其余的为矩形巷道,

采用锚杆联合锚网支护,宽3.6m,高3.0m；净断面10.8疔。

附图3：152106回风巷图支护断面图

3.152106切眼

(1)152106切眼从152106运输巷开口，沿C:煤层顶板以2500方位掘进，全

长203m。因后期另掘进补回风巷和补断层切眼，其中补回风巷47m,补断层切眼32m,

补回风巷以下切眼166m。

(2)巷道断面及支护方式：宽6.0m,高3.0m,净断面18nf,两帮采用锚杆联

合锚网支护，顶板采用锚杆+锚网+锚索+钢梁支护。

三、停采位置

根据工作面设计要求，152106工作面回采至152106回风联络巷以外5m时停

采。

四、运输、通风等系统见后面章节

附图4：J52106综采工作面布置示意图

第二节回采工艺

一、回采工艺

152106工作面采用走向长壁后退式采煤，一次采全高，平均采高2.8m,循环进

度为0.6mo用MG300/720-AWD无链牵引型双滚筒采煤机割煤，工作面用SGZ73O/32O

型刮板输送机运煤，运输巷用SZZ-730/160型桥式转载机和USJ100-2XH0皮带运输机运

煤。ZY5200/18/38型液压支架支护，全部垮落法管理顶板。

7

二、回采工艺

1.作业流程

割煤f移架f推移刮板输送机一进刀f割机头三角煤f移架f推移刮板输送机

f推机头f往机尾割煤。从机尾往机头割煤时，下滚筒割顶煤，上滚筒割底煤。

2.进刀与割煤

(1)采煤机自端部斜切进刀双向割煤，双向移溜的方式割煤(调整工作面时采

用单向割煤，单向顶溜)。采煤机依靠滑靴、行走轮与工作面刮板输送机上的齿轨

配合，骑在刮板输送机上行走，

(2)采煤机割煤时，移架滞后采煤机后滚筒3〜5架(顶板破碎时前滚筒割煤

后立即移架)，滞后采煤机前滚筒10m〜15m推移刮板输送机，采煤机割通机头后斜

切进刀至30m以上距离并使采煤机两滚筒均达到截深后，然后将机头弯曲段刮板输

送机移至煤壁，割机头三角煤，割三角煤后空刀返回进刀位置继续向机尾割煤，进

入下一个循环。

附图5：采煤机进刀方式示意图

3.临时支护

(1)滚筒割顶煤后，支架及时伸前探梁和护帮板进行临时支护。如按顶不实可

用木背板接顶。

4.装、运煤

由MG300/720-AWD无链牵引采煤机螺旋滚筒将落煤装入工作面SGZ-730/320型

刮板运输机，转运至152106运输巷内SZZ-730/160型转载机、PLM1000型破碎机、

USJ1Q0—2X110型可伸缩胶带输送机，然后进入煤仓，再从煤仓经新增主平碉皮带

运输机转运至地面。

5.移架

移架采用本架操作，先降后移。移架时先收前探梁和护帮板，降架幅度不宜过大,

能够满足移架即可；当顶板破碎时，应采用带压移架方式，可滞后前滚筒1〜2架追

机移架，及时支护顶板。移架必须做到降一架，移一架，移过后及时升起并打开前探

梁护帮板，支架升起后必须接顶严实，达到设计初撑力，同时将支架调整移成一条

直线c支架移架步距，中心距偏差不得超过100nm!,支架间的间隙不超过50mm,立

柱前后偏差不超过±50nim。

6.移刮板输送机

工作面刮板输送机的推移是以支架为支撑推移千斤顶使刮板输送机推移。刮板

输送机的推移在移架后依次进行，推移刮板输送机必须滞后移架10〜15m,推移弯

曲段不小于15nl(10节溜槽)，推移步距0.6m,推移刮板输送机由一端向另一端逐

节推移，移到位的刮板输送机必须达到平、直、稳。

8

7.采空区处理

采用全部垮落法管理顶板。

三、各工序影响范围和安全距离

1.割煤：在运行的截割滚筒151n范围内，除采煤机司机外任何人不得在架前作

业、逗留。

2.移架：在上下相邻支架及本架范围内，不得有人穿行或从事与移架工序无关

的工作。

3.推溜：推刮板输送机必须在采煤机的后滚筒方向进行，刮板输送机弯曲段长

度不得小于10节中部槽，约15m。在推刮板输送机弯曲段范围内，禁止与推刮板输

送机无关的人员通过或停留。

4.采煤机割通机头、机尾时，当班带班队长或班组长至少有1人在现场指挥。

五、各工序的质量要求

1.采煤机割煤的要求

（1）靠近工作面两端的底煤，即采煤机在工作面端部时位于两个滚筒中心线之

间的底煤，利用采煤机反向运行时，用后滚简清扫。

（2）严格控制割煤高度，最高不超过3.6m,最低不低于2.最低采高应满

足采煤机运行和保证人员通行，

（3）割煤过后，要保证工作面煤壁平直，无伞檐，顶底板平直，无台阶。保持

工作面“三直、一平、两畅通”。

（4）合理控制采煤机速度，保持煤量均匀，严禁发生堵塞现象。

2、推移刮板输送机的质量要求

（1）每次推溜后应保证刮板输送机成直线并与煤壁平行，其直线误差在±501nm

以内,推移刮板输送机后还要保证刮板输送机平整，不得出现局部起伏过大等现象。

（2）刮板输送机的机头、机尾推进度应保持一致，且必须保持推移步距为

600mm,以确保截深、循环产量和工程质量。

（3）在推移输送机时，必须在距采煤机后滚筒10m以外进行，不得出现急弯，

并保持弯曲段长度不小于10个中部槽，约15m。

（4）必须单向推移输送机，严禁从两头向中间推移输送机。

（5）正常情况下停机时不得推刮板输送机，以防Y死输送机。

（6）在工作面正常生产期间，除进刀所需的弯曲段之外，其它地段不得出现弯

曲段「若推刮板输送机过程中出现推移困难，不应强推硬过，必须先查明原因，并

经处理后再继续推溜。

（7）工作面刮板输送机与转载机机尾的搭接高度不低于300mmo

3、移架的质量要求

（1）必须严格按移架工序的要求进行移架；

9

（2）为保证拉架时刮板输送机保持平直，在移架时，应将邻架的推移千斤顶处

于推溜状态；

（3）移架时要保证支架推移到位，移架过程中要及时调整支架，如有挤架、咬

架等现象，在移架过程中必须及时利用侧护板进行调整。

（4）支架拉过后必须成一直线，其偏差不得超过±50mm。架间距要均匀，中

心距偏差不超过±100mm。

（5）支架顶梁与顶板平行支设，其最大仰俯角＜7。，相邻支架间不能有明显

错茬（不超过顶梁高度的2/3）,支架不挤架、不咬架，支架顶梁间无空隙。

第三节设备配置

一、工作面设备配置

工作面设备配备为：MG300/720—AWD型采煤机1台、SGZ-730/320型中双链可

弯曲刮板输送机1部、ZY5200/18/38型中部液压支架，初期切眼安装110架，补断

层切眼安装21架，下出口安装2架ZYG5200/18/38型过渡架；后期152106回风巷

与152105轨道运输巷之间的联络巷内安装4架，共计136架、ZYG5200/18/38型过

渡液压支架2架。

二、工作面上、下两巷设备：

（1）运输巷：①SZZ-730/160型桥式转载机,PLM1000型破碎机;②SJ100—2

X110型皮带运输机1台；③1台JHT4型回柱绞车；④泵站：2套BRW200/31.5乳

化液泵（1套使用、1台备用）、2套BPW250/6.3喷雾泵（1套使用、1台备用）。

⑤ZT9600/22/35型端头液压支架。

（2）回风巷：设JH-14型回柱绞车1台。

三、152106综采工作面主要设备的型号和数量

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152106综采工作面主要设备列表

设备名称设备型号数量

液压支架ZY5200/18/38136

过渡架ZYG5200/18/382

端头支架ZT9600/22/352

采煤机MG300/720—AWD1台

刮板输送机SGZ-730/3201部

桥式转载机SZZ-730/1601部

破碎机PLM1OOO1部

乳化液泵BRW200/31.52套

喷雾泵站BPW250/6.32套

胶带输送机USJ100—2X1101部

回柱绞车JH-142台

组合开关QJZ-1600A/1140/61台

变压器KBSGZY-1000/10/1.22台

四、工作面机械设备主要技术特征

1.ZY5200/18/38型液压支架

内容参量内容参量

支撑高度1800〜3800mm支护强度0.85MPa

初撑力3877kN移架步距600mm

工作阻力5200kX伸缩梁行程700inm

高度1800^3800推移千斤顶行程600nim

中心距1500宽度1430^1600

2.MG300/7200-AWD3型交流电牵引采煤机

内容参量内容参量

牵引速度0-14.5m/min两滚筒水平中心距10.8m

滚筒直径中1800mm适用煤层倾角W45°,煤质中硬

采高范围1.6〜3.3m截割电机功率2X300kW(1140V)

机面高度1220mm牵引电机功率2X550kW(380V)

滚筒截深630nun调高泵功率7.5kW

最大截割高度3387mm整机重量45t

最大下切深度467mm供电电压1140V

II

3.SGZ-730/320中双链刮板输送机

内容参量

功率2X160kW运输能刀700t/h

链速1.14m/s刮板间距920mm

链环26X9电压1140V

长度200m中部槽1500X690X275

4.SZZ730/160型中双链桥式转载机

内容参量内容参量

功率160kW运输能力700t/h

铸球1.45m/s刮板间距920mm

解环26X92机身长唐50m

搭悸9m电压_______________U40/660V

5.PLM1000/110型破碎机

内容参量内容参量

功率110kW破碎能力1000t/h

破碎轴转速370r/min电压1140V

最大输入块度690X700mm最大排出块300mm

破碎锤头4个外形尺寸3540X1874X1713

电压1140/660V重量14.147t

6.USJ100—2X110型伸缩式胶带输送机

内容参量内容参量

功率2X110kW运输能力630t/h

带宽1000mm带速2.5m/s

电压660V/1140V

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7.WRB200/31.5型乳化泵

内容参量内容参量

公称流量200L/min工作介质乳化液(3%〜5%)

公称压力31.5W〉a安全阀调定压力38.5MPa

电动机功125kW(1140V)清水箱容积1600L

电机转速1480r/min清水箱容积供水2MPa-3MPa

8.BPW250/6.3型喷雾泵

内容参量内容参量

公称流量250L/min工作介质清洁中性水

公称压力6.3MPa安全阀调定压力7.6MPa

电动机功率55kW(H40V)清水箱容积1600L

电机转速1480r/min清水箱容积供水2MPa〜3MPa

附图6：工作面设备布置示意图

第三章顶板管理

第一节支护设计

一、支架选型

152106综采工作面C5b煤层平均厚度2.8m,平均侦角4°,属近水平煤层。工

作面中间间选用ZY5200/18/38型支架。端头架选用ZT9600/22/35支架，过渡架选

用ZYG5200/18/38型支架。

二、选型依据

(1)根据支护强度公式计算如下：

根据朱家湾煤矿初设说明书，按8倍最大采高的上覆岩层所需支护强度计算。

Pt=8X9.81XhXrX10-6(Mpa)

式中:

Pt---工作面合理的支护强度(Mpa)；

h----采高(m),取2.8叱

r——顶板岩石容重(t/m3),一般可取2.5。

即：Pt=8X9.81X2.8X2,5X103X10-6=0.54Mpa

ZY5200/18/38型支架的支护强度0.82Mpa,大于Pt=0.54Mpa,支护强度能满

足

要求C

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(2)工作面支架工作阻力计算

设计采用估算法计算支架的工作阻力，每平方米Y支架承受的荷载按8倍采高

的岩石柱重量估算。

P=8X9.8VSMcosa

式中：

P——每个支架承受的阻力，KN；

Y一一顶板岩石的密度，t/m\<2.5；

S——支架支撑面积，S=dX(L+B)=1.43X(4.382)=6.27m2；

d一—支架宽度，1.43m；

L——支架顶梁长度，3.782m；

B---循环进度，0.6叫

M米高，2.8m；

a——煤层倾角，(4°)

P=8X9.8YSMcosa

=8X9.8X2.5X6.27X2.8Xcos4°=3432.59.15KN

2Y5200/18/38型支架的额定工作阻力为5200KN,大于3432.59KN。工作阻力能

满足要求。

(3)支架结构高度

根据经验，空顶范围内顶板的最大下沉量为0.25m,支架卸载前移时的可缩量

为0.05m。因此，支架最小结构高度1.8m,最小采高不得低于2.1m,否则将造成立

柱无法伸缩；当采高大于或等于支架最大结构高度，支架支撑力不足将造成顶板离

层，因此，支架最大结构高度3.8m,最大采高不得大于3.6m。综上所述，152106

工作面采高在2.1m—3.6m之间。

为满足支架的最大结构高度与最小结构高度的要求，当采高低于2.1m时，破底

割煤，当采高大于3.6m时，保底割煤。

三、其他支护材料选型

(1)下口端头支护

选用ZT9600/22/35型支撑掩护式液压端头支架支护，共2架，其余空顶部分采

用DW35-300/100单体液压支柱配合冗型梁进行支护。每一根n型梁下支设3根单体

液压支柱，梁头成对布置，每对形成“二梁六柱”。共12棵单体液压支柱和4根

2m长的n型梁。配备不小于支护数量10%的备用单体柱。

(2)上口端头支护

上口端头支护采用脚35-300/100单体液压支柱配合兀型梁进行支护。每一根n

型梁下支设3根单体液压支柱，梁头成对布置，每对形成“二梁六柱”。共12棵单

体液压支柱和4根冗型梁。配备不小于支护数量10%的备用单体柱。

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(3)上、下口切顶线密柱

上、下口切顶线密柱采用DW35-300/100单体液压支柱配合n型梁进行支护，支

柱初撑力不得小于11.5MPao共16棵单体液压支柱和2根n型梁。

(3)回风巷超前支护

回风巷支护采用DW25-300/100单体液压支柱配合31型梁进行支护。每一根n型

梁下支设四根单体液压支柱，沿两侧煤壁侧支设，支柱初撑力不得小于11.5MPa。

共48棵单体液压支柱和12根冗型梁。配备不小于支护数量10%的备用单体柱。

(4)运输巷超前支护

回风巷支护采用DW35-300/100单体液压支柱配合1型梁进行支护。每一根n型

梁下支设四根单体液压支柱，共支设3排，一排支设巷中，另外两排沿两侧煤壁侧

支设，支柱初撑力不得小于H.5MPa。共48棵单体液压支柱和12根Ji型梁。配备

不小于支护数量10%的备用单体柱。

附图7：工作面支护示意图

四、泵站

(1)乳化液泵

152106工作面选用BRW200/31.5型系列乳化液泵站，一台正常工作，一台备用，

泵站的供液压力设定为31.5MPao乳化泵泵箱规格为：2.656X0.902XL215m。乳

化液浓度配比3%-5%。工作面在开采过程中，泵站压力不得小于30MPa,支架初撑力

不得小于泵站压力的80%,即支架初撑力为24MPao

(2)泵站位置

初期泵站的位置设置在152106运输巷移动变电站内，二期泵站位置计划设置

101排水巷或者刷扩移动变电站内。工作面收尾阶段计划设置101采区轨道运输上

山。

附图8：乳化液泵站供液系统图

第二节工作面顶板控制

一、顶板管理方法

采用ZY5000/18/38型液压支架进行支护，全部垮落法管理顶板。

二、控顶方式

最大控顶距为4795mm,最小控顶距为4195mm,断面距次340mm。

三、移架方式

采用依次顺序式及时支护顶板，即采煤机割煤后滞后于机组后滚筒2〜3

架逐架进行移架。

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四、采空区处理

采用全部垮落法处理采空区顶板。

五、特殊时期的顶板管理

（一）来压及停采前的顶板管理

根据回采经验，预计该面初次来压步距20〜40m,周期来压步距为5〜8m,为此

应做好以下工作：

1.初次来压和周期来压期间，必须坚持支护质量检测和来压的预测预报工作，

来压前注意观察现场顶帮变化，及时加强支护。

2、工作面支架液压系统要有足够的压力（不