捡材沟煤矿1172采面作业规程(机采).doc

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1、水城县阿戛捡材沟煤矿1172采煤工作面回采作业规程施工单位：采煤队施工地点：1172采煤工作面编制单位：捡材沟煤矿技术科2012年5月20日审批记录会审主持人： 会审时间：2012年5月20日编 审 单 位签 名日期会审意见编 制单 位编制人负责人会审意见通风队机电运输队调 度 室安 全 科安全矿长生产矿长机电矿长总工程师矿 长批 准总工程师目 录第一章 工作面概况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2第五节 水文地质2第六节 影响回采的其他因素3第七节 储量及服务年限5第二章 采煤方法及回采工艺5第一节 巷道布置6第二节 采煤工艺6第三节 设备

2、配置14第三章 顶板管理15第一节 支护设计15第二节 工作面顶板管理18第三节 回采巷道及端头顶板控制22第四节 矿压观测23第四章 生产系统23第一节 运输系统23第二节 “一通三防”与监控系统24第三节 排水系统29第四节 供电系统30第五节 通信系统32第五章 劳动组织及主要技术经济指标33第一节 劳动组织33第二节 作业循环33第三节 主要技术经济指标34第六章 煤质管理35第七章 安全技术措施36第一节 一般规定36第二节 顶板管理37第三节 防治水47第四节 “一通三防”与安全监控48第五节 运输管理51第六节 机电管理53第七节 其 它54第八节 灾害应急措施及避灾路线59第八

3、章 其 它62附图清单63第一章 工作面概况第一节 工作面位置及井上下关系一、工作面的位置1172采煤工作面位于矿区中部，轨道上山北翼的K17煤层中，布置在+1303m+1375m标高，未发现断距大于5m的断层。工作面东翼为风氧化带保护煤柱，西临采区边界，南为1171接替工作面运输巷、回风巷掘进巷道。二、地面相对位置1172采煤工作面地面位置位于井田中北部方向，地面标高1400m+1650m。三、回采对地面的影响该工作面布置在一采区，采用全部垮落法管理顶板，回采后将造成地表移动变形，也可能会造成局部塌陷。第二节 煤层一、煤层厚度1172采煤工作面煤层厚度一般为2.2m，局部地段煤层厚度略有变动

4、。二、煤层产状1172采煤工作面煤层位于龙潭组四段下部K17煤层，地层产状变化较大，总体呈一走向近南北向，倾向近西的单斜构造；倾向250300，倾角为2025。K17煤层层位和厚度均较稳定，平均厚度为2.2m（实际揭露），平均倾角22。属较稳定煤层。煤层结构简单，一般为单一煤层，偶有一层泥岩夹石。煤层顶板一般为粉砂岩，有时夹细砂岩；直接顶板为粉砂质泥岩，有时为泥质灰岩。底板为泥岩。三、煤层性质煤层赋存较稳定，结构简单，倾角变化较平缓。四、煤质K17煤层为中灰、中硫、中热值焦煤，煤的工业用途主要为炼焦和动力用煤。物理性质为黑色及黑灰色、玻璃光泽、以半亮及半暗煤为主，有少量亮煤及暗淡型煤。第三节

5、煤层顶底板一、煤层顶底板顶板：一般为粉砂岩，有时夹细砂岩；直接顶板为粉砂质泥岩，有时为泥质灰岩，其抗压强度及抗剪强度均较低、易破碎，稳定性较差，故在开采过程中应加强支护。底板：泥岩。泥岩吸水后易膨胀发生底鼓现象，在开采过程中应引起注意。第四节 地质构造1172采面位于井田中部，轨道上山北翼的K17煤层中，煤层倾角2025，平均倾角22，工作面布置过程中未发现断距大于5m的断层，浅部受小煤窑开采破坏严重。一、褶皱 区内褶曲构造不明显，仅在矿区北部、北东部因受F8、F9号断层的影响，发育一小型背斜构造。小型褶曲对煤系浅部有一定的影响，对1172采面影响不是很明显。二、断层 区内未见大的断裂，小构造

6、较发育，地面可见断层有F8、F9、F10、F30、F59、F61、F66、F67、F69等。以上断层对1172采面无大的影响。三、其它1172采面无岩浆岩分布。剥蚀条带不发育。局部发育次级小褶皱。第五节 水文地质一、含水层的分析1、1172采面位于井田中部，轨道上山北翼的K17煤层中，煤层倾角2025，平均倾角22，工作面布置过程中未发现断距大于5m的断层，浅部受小煤窑开采破坏严重。在回采过程中，严格要采取“预测预报、有掘必探、先探后掘、先治后采”的探放水措施，防止突发透水事故。2、严格执行煤矿安全规程及煤矿防治水规定等有关规定，工作面或其他地点出现挂红、挂汗、空气变冷、出现水雾、水叫、顶板淋

7、水加大、顶板来压、底板鼓起或产生裂隙出现渗水、水色发浑、有臭味等突水预兆时，必须停止作业，采取措施，立即报告矿调度室，发出警报，撤出所有受水威胁地点的人员。二、工作面涌水量 经水文地质调查报告预测， +1300m标高正常涌水量为39.98m/h，最大涌水量为63.37m/h。K17煤层由于小窑开采，已形成部分采空区，冒落带会造成地表开裂、塌陷，致使地表水及降雨由裂隙渗入老窑蓄积。第六节 影响回采的其他因素一、煤层顶底板情况K17煤层：顶板为粉砂质泥岩，有时为泥质灰岩，其抗压强度及抗剪强度均较低、易破碎，稳定性较差，故在开采过程中应加强支护。底板为泥岩。泥岩吸水后易膨胀发生底鼓现象，在开采过程中

8、应引起注意。矿井在生产过程中，应根据实际情况，根据顶板矿压显现特征和采高变化调整支护密度，以确保工作面的生产安全。二、瓦斯、煤与瓦斯突出危险性本矿2008、2010年度瓦斯等级鉴定结果（2009年度未鉴定）详见下表：序号年度瓦斯涌出量月产量瓦斯等级鉴定结果相对（m3/t）绝对（m3/min）（t）12008年度49.165.694000突出矿井22010年度5.873000突出矿井根据贵州省能源局黔能源煤炭201131号文件的批复，矿井在标高+1300m以上的K17、K22煤层无突出危险性；根据贵州省能源局黔能源煤炭2011740号文件的批复，矿井在标高+1300m以上的K23煤层无突出危险性

9、；K33煤层在鉴定范围内（+1300m以上）有突出危险。本矿位于黔安监管办字2007345号文件所划定的煤与瓦斯突出矿区和突出危险区之内，本矿属具有突出危险性矿井。其中+1300m标高以上K17、K22、K23煤层按突出矿井中的非突出区域进行设计和管理。三、煤尘爆炸性根据贵州省六枝工矿（集团）恒达勘察设计有限公司实验室提交的水城县捡材沟煤矿煤尘爆炸性鉴定报告，我矿K17煤层煤尘有爆炸性危险。故1172采面按煤尘有爆炸性危险管理。四、煤的自燃发火倾向性根据贵州省六枝工矿（集团）恒达勘察设计有限公司实验室提交的水城县捡材沟煤矿煤炭自燃倾向性鉴定报告，我矿煤层K17煤层自燃倾向性均为级，属不易自燃煤

10、层。故1172采面K17煤层按不易自燃煤层管理。五、地温1172采面地温正常。六、地压1172采面没有冲击地压危险。七、环境地质条件（1）矿区环境地质条件现状评价1）地震据贵州省城乡建设环境保护厅1993年12月编制的贵州省地震烈度区划图，井田范围内地震烈度为6度区。2）地质灾害现状井田范围内目前尚未发现崩塌、滑坡、泥石流、地面塌陷及地裂缝等地质灾害，工业广场及其周边也未发现潜在的地质灾害。但是随着深部煤层开采的不断扩大，井田内可能会出现地表的不均匀沉降和地裂缝等地质灾害现象，应加以重视。3）地表水、地下水污染现状井田内由于地表水不发育，地下水埋深较浅，矿区无大中型工矿企业，水质没有受到大的污

11、染。4）大气污染现状矿区目前主要的大气污染源为矿井废气及当地民用燃煤，区域内主要的污染物是粉尘，SO2、CH4、CO2等次之。（2）矿区环境地质条件预测评价当煤层浅埋区或节理裂隙带附近的采煤冒落裂隙扩展到地表时，会出现地面沉降、开裂、塌陷，还可能引起滑坡、崩塌的发生，从而造成耕地破坏等环境地质问题，给农业生产、采矿活动造成影响。矿井大规模疏排水，会将矿井中氯、磷、氟、砷、硫等有害物质及开采中产生的有害物质带入地表水、地下水中，对地表水、地下水产生不同程度的污染。本矿废水正常排放时对地表水环境的影响不大，大部分废水作为矿井生产防尘用水，排放较少。在以后的生产过程中，由于扩建、生活饮用水和矿井废水

12、的不断加大排放，煤矿必须加强生产废水治理，严格控制S、Fe、Mn、油类等污染物排放。以上为矿区已存在或将来采矿中可能出现的常见灾害地质、环境地质问题，今后矿山建设中应加强环境地质调查，建立、建全环保机构及环保设施，以预防为主，治理为辅，探采结合，综合治理，尽量避免因采矿活动诱发或加剧上述灾害的发生。八、问题含煤地层浅部分布有废弃老窑，老窑采空区内应有积水，在矿井开采中应留设保护煤柱，在接近采空区应进行超前探水或先疏干采空区积水，以防采空区积水涌入矿井，造成突水事故。矿井生产中应加强对老窑水的探放工作，坚持“预测预报、有掘必探、先探后掘、先治后采” 的探放水原则，同时做到“有疑必停”，并编制探放

13、水措施，防止老窑、采空积水对矿井开采的影响。必须对采空区积水进行疏放，并对可能的突水区域采取相应的预防措施，防止突水，保证矿井安全生产。第七节 储量及服务年限一、工业储量及可采储量工业储量：K工业=SH=469162.21.45=149662tS煤层倾斜面积，46916m2H煤层高度，2.2m煤质密度，1.45t/m可采储量：K可采=K工业c=1496620.95=142179tc-回采率，95二、服务年限计划月生产能力为142179t，可采储量除以月生产能力结果为5.7月。第二章 采煤方法及回采工艺该面采用走向长壁后退式机采采煤法，全部垮落法管理顶板的高档普采工作面，采用双滚筒采煤机割煤。采

14、高一般为2.2m，截深0.6m。局部出现地质变化构造时，应及时制定相应的安全技术措施。第一节 巷道布置1172运输巷、1172回风巷沿煤层走向布置，沿煤层顶板掘进，断面为不规则梯形断面，金属棚支护；切眼长度为148m，金属棚支护。详见附图1：1172采煤工作面巷道平面布置示意图第二节 采煤工艺一、采煤工艺（一）采煤工艺顺序双滚筒采煤机割煤刮板输送机运煤移梁打临时柱清煤推移刮板输送机打正规柱回切顶排支柱放顶（回密集柱、移端头木垛）。（二）循环工艺1、本工作面采煤机的进刀采用工作面端部斜切进刀的方式。2、斜切进刀段长度为15m，进刀深度600mm。3、正常割煤时，采煤机以3.0m/min的速度向上

15、（下）割煤，直至割透上（下）端头煤壁。4、采煤机正常割煤采用前滚筒割顶煤、后滚筒割底煤装余煤的方式进行。5、割煤后及时移型钢梁管理顶板。 6、推溜方式采用TY120C液压千斤顶进行顶溜，正常推进时顶溜滞后割煤1015m进行。7、推溜后，按柱距、排距及时打设正规柱。8、回掉切顶排单体支柱放顶。（三）端部斜切进刀方式1、采煤机割煤至工作面端头，其后输送机移近煤壁。2、调换滚筒位置，前滚筒降下、后滚筒升起并沿输送机弯曲段方向割入煤壁，直至输送机直线段为止，然后将输送机移直。3、再调换两个滚筒上下位置，重新返回割煤至运输机机头处。4、将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换上下滚筒，返程正常割煤。（四）回采

16、工艺1、割煤准备在割煤前，首先对工作面的支架、顶板、煤帮、通风、瓦斯、安全出口和采煤机进行安全检查，发现问题及时处理。2、割煤、装煤1）正常割煤时，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤。在采煤过程中，采煤机滚筒旋转方向10米范围严禁无关人员进入，严防滚筒扬起煤矸伤人。2）采煤机割煤过程中，司机必须紧跟采煤机进行操作，并随时注意滚筒的工作情况，严防滚筒甩出大块煤矸伤人。3）采煤机割煤过程中，采煤机前后10米范围内严禁有人与采煤机割煤无关的作业。4）采煤机上行过程中落下的特大煤块、掉顶落下的大矸石等情况下要停机、封锁开关，摘开滚筒离合器。对隐患进行处理完毕后，方可开机正常进行作业。5）采煤机割机头机尾三角煤

17、时，除司机外其他作业人员都要站在安全地点。6）经常注意顶底板、煤层、煤质变化和刮板输送机载荷情况，随时调整牵引速度和截割高度。7）工作面要保证“三直两平一净两畅通”，保证工作面的支护效果和工程质量。8）采煤机滚筒旋转时，煤被滚筒上的截齿破碎下来，并由螺旋叶片装入刮板输送机，少量在推溜时用铲煤板装入溜内。9）极少量散落在人行道的浮煤，由工人装入刮板输送机内。3、移梁、推溜1）采煤机割煤后，要及时移梁，移梁与采煤机后滚筒的距离一般为10m15 m。如因顶板较差、空顶面积大、支护不到位，防止长时间空顶等情况，在煤壁侧及时打设戴帽贴帮柱，防止冒顶和片帮。2）移梁前必须对移梁安全情况进行全面检查，清理好

18、退路。必须指定有经验的人员观察顶板。3）移梁后要及时打临时支柱。每个立柱都必须打足初撑力。因局部底软不能打足初撑力时，要穿好木鞋，但柱下只准穿一个木鞋。4）工作面利用TY120C型液压推溜器进行移溜，移溜时要滞后采煤机后滚筒15m，推移要在输送机运转中进行，溜子移过后，水平弯曲不超过3。推溜时由班长指挥，煤帮侧机头和机尾附近的人员必须撤离，可弯曲刮板输送机与TY120C型液压推溜器，二者必须固定好，严禁脱节移溜。5）移溜前应首先检查支护情况，特别是机头、机尾的支护是否完好整齐，如不符合规定，应先处理后移溜。6）确定支护良好后，将溜子机头至机尾浮煤清理干净开始推溜。7）移溜应按顺序移溜，配备至少

19、三组推溜器同时作业，推移过程中，要保持最小弯曲段长度不小于15m，严禁出现急弯，严防倒柱伤人。4、打正规柱1）在靠近刮板输送机100mm侧打柱，排距600mm。柱距800mm，每根柱必须达到初撑力，柱距偏差不超过100mm。2）有局部底软不能打足初撑力时，单体液压支柱必须穿好柱鞋，严格控制支柱底量。4）注液时，必须将注液口的赃物冲净，避免将赃物带到阀内（赃物进入千斤顶、立柱和阀内是造成泄漏的主要原因之一）。要保持液压柱三用阀垂直与煤壁，液压枪使用后挂在第二排控顶单体支柱手把上。5、回柱放顶1）特殊情况，如两道顶板不好采用木垛加强支护时，回柱放顶前，先将工作面上（下）端头的木垛回撤，重新在新的切

20、顶排靠工作面上（下）端头顺槽内侧打一个木垛，木垛规格：长宽=2m1.2m，木垛要打在实底上，四角成线，接实顶板并用木楔打足劲，压茬外出露100mm，并在木垛侧打设单体液压支柱，保持初撑力。2）回切顶柱放顶时，回柱人员要站在完好的支柱下，使用卸载手把，不准用其它工具代替，将单体柱卸压后回出。3）回切顶排的切顶柱放顶，所回出的支柱重新打在工作面下一排切顶排对梁与对梁（短梁）之间，打设的二颗戴帽切顶点柱与老塘侧正规柱对齐平均分配，柱帽规格：长宽=0.40.10.15m. 4)工作面支护剩余的单体支柱全部打设在切顶排全承载。6、运煤方式工作面落煤工作面刮板输送机1172运输顺槽刮板输送机1172运输顺

21、槽胶带输送机运煤道刮板输送机主平硐皮带输送机地面。五、进刀方式(图2-2-1 表2-2-1)图2-2-1 采煤机进刀方式图表2-2-1 进刀方式说明序号说明A下滚筒下降到底板，上滚筒上升B上行进入直线段停机、下滚筒上升上滚筒下降，移溜子C煤机下行割三角煤至顺槽D前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤六）落煤方式工作面采用煤机落煤，特殊情况下两端头割煤机缺口采用爆破落煤，落煤工具：（1）工作面采用一台MG160/380-WDK双滚筒采煤机。（2）ZQS-30/2.5型风煤钻2台。表2-2-2 MG160/380-WDK采煤机技术特征采煤机型号MG160/380-WDK采高m1.4-3.2截深 mm630适应

22、倾角 （）35滚筒直径 mm1250；1400；1600滚筒转速 r/min39.65；45.75；52.46摇臂长度 mm1798摇臂摆动中心距 mm6760牵引力 kN360牵引速度 m/min0-7.5/10牵引型式齿轮销排式电牵引机面高度 mm1180最小卧底量 mm145灭尘方式内外喷雾装机功率 kw2*160+2*22+7.5电压 V1140最大不可拆卸件尺寸 mm3010*920*610机重 t31 （七）采煤机司机操作规程MG160/380-WDK双滚筒采煤机为电牵引采煤机，采煤机司机必须严格执行本矿电牵引采煤机司机操作规程。A.工作面的检查： 司机开车前须对工作面进行全面检查

23、，如顶板状况、硫磺包、夹矸、断层等是否已提前处理完毕；工作轨道是否平直；工作信号装置是否畅通；停止输送机的按钮是否可靠等。B.操作前的检查： 1、各操作按钮、旋钮、手把是否灵活可靠，并置于“零位”和“停止”位置。 2、截割部离合手把是否打到“断开”位置，并插上闭锁插销。 3、检查截割齿是否齐全、锐利和牢固。 4、各部联接螺栓是否齐全牢固。 5、牵引链或链条无扭结现象或裂纹，齿条联接是否牢固，紧链装置及其安全阀是否可靠。 6、电缆及电缆拖移装置是否完好无损。 7、水管完好无损，水冷却及喷雾防尘装置是否齐全完好，喷嘴畅通，水压和流量是否符合规定。 8、各部分油量适宜。C.启动采煤机顺序： 1、解除

24、各紧急停止按钮。 2、打开供采煤机冷却用水的截止阀。 3、合上断路器控制手把至“接通”位置。 4、点动一下截割电机，等电动机即将停止转动时，合上截割部离合器。 5、空转试车前，必须发出警告信号或喊话。当确认机组周围无人妨碍采煤机正常工作时，方可启动电动机。空转试车时，检查滚筒旋转方向是否正确，各部动作和声响是否正常。 6、当初开车或停车时间较长的采煤机再开车时，应在不给水的情况下（电动机断水）打开截割部离合器空转1015min，使油温升至40并按要求排净混入液压系统的空气。 7、正式开动时，先给输送机发出讯号，等输送机启动后，再打开给水截止阀。 8、采煤机开动时，应先将滚筒转起来，再给牵引速度

25、，牵引速度应由小逐渐加大到速写值。 D.停止采煤机顺序： 1、按下反方向牵引方向按钮，使牵引速度至“零”值，按下“牵停”按钮。 2、待截割滚筒将浮煤排净时，即可按下“主停”按钮，停止采煤机。 3、关闭喷雾截止阀。 E.紧急情况停车： 遇有下列情况之一者应紧急停车：采煤机在工作中负荷太大，电动机发生闷车现象时附近严重片帮、冒顶时；采煤机内部发生特别异常声音时；电缆拖移装置卡住时；出现人身或其他重大事故时。 F.操作注意事项： 1、没有经过培训取得上岗证的人员不得开车。 2、采煤机禁止带负荷启动和频繁启动。 3、无冷却水或冷却水的压力、流量达不到要求不准开机，无喷雾不准割煤。 4、截割滚筒上的截齿

26、应无缺损。 5、采煤机运行时，随时注意电缆的拖移状况，防止损坏电缆。 6、检查滚筒、更换截齿或在滚筒附近工作时，必须打开截割部离合器。 7、开机前，应注意查看采煤机附近有无人员及可能危害人身安全的隐患，然后发出信号或大声喊话。 8、注意防止输送机上的异物带动采煤机强行运转。 9、认真填写运转记录和班检记录。G.装煤采用MG160/380-WDK型采煤机螺旋滚筒自动装煤，由于煤机滚筒安装截齿太长，在顶板条件允许的条件下可上下煤机跑空刀攉煤，如条件不允许，则必须及时打好护帮柱，打好护帮柱后方可进行。H.运煤工作面使用一台SGB-630/110型边双链可弯曲刮板机，工作面运输巷选用一台SGB-630

27、/40T刮板转载机和一台DSJ650/200型胶带输送机运输煤炭。二、工作面支护1、普通支护（1）支护材料：主要为外注式单体液压支柱和2.6m的型钢梁。（2）支护形式：工作面选用单体液压支柱和型钢梁支护顶板，支护形式为对梁交错迈步前移布置。采用一梁三柱，四五排控顶，支柱打在型梁下靠老塘侧梁尾200mm处。最小控顶距3400mm，最大控顶距4000mm，支柱排距600mm，柱距800mm，对梁间距200mm，放顶步距600mm，移梁步距600mm。工作面两端头均采用“四对八梁”支护方式，即液压单体支柱与3.2m的型梁，保证一梁三柱支护。特殊情况，如两道顶板不好时采用木垛加强支护时在两端头巷道内帮

28、侧各打一个木垛管理顶板，每个木垛的下方必须打两根单体支柱，确保初撑有力。三用阀的注液口朝向采空区，木垛规格：长宽=21.2m，道木规格：长宽厚=1.20.20.15m，木垛严禁出现重料重楔现象。工作面内每间隔10m布置一把注液戗、每间隔4.5m安装一个移溜千斤顶。（3）支护工具：由两台BRW80/20型乳化液泵，供给压力不低于18Mpa高压乳化液，通过主管路（内径不小于20mm的钢管）和软管路经DL-Q型注液枪注入柱腔内，使支柱获得不小于90KN的初撑力。表2-2-3 外注式单体液压支柱技术特征表名称型号最大阻力最小高度最大高度规格DW25-300/10030T1.43m2.8m工作行程支柱重

29、量泵站压力1.37m58.618-20Mpa（4）支护顺序及要求：支护顺序：割煤挂梁移溜支设支护移设支护回料（打切顶柱、全承载）支护要求：工作面挂线认柱，柱排距均匀，其偏差不超过100mm，支柱迎山有力，迎山角3-5度。型梁接实顶板，其他严格按煤矿安全规程有关规定执行。2、工作面特殊支护：（1）工作面运输（回风）顺槽端头均采用“四对八梁”DW25-300/100型单体液压支柱配3.2米长型钢梁对梁对柱布置，交错迈步前移。排距0.6米，柱距0.8米，对梁间距0.2米。型钢梁垂直与巷道布置，液压单体支柱支设在距型钢梁端头200mm处，型钢梁接实巷道顶板，单体支柱工作阻力不低于90KN，底板松软处支

30、设柱鞋。切顶柱要打在两长梁之间与老塘侧正规柱对齐平均分配，支柱迎山有力，迎山角3-5度。柱帽平行于工作面，禁止无帽支护，支柱初撑力不小于90KN。工作面煤帮如出现因片帮处理松帮煤而形成空顶长度大于0.4m时必须及时支设带帽贴帮柱用来护帮、护顶，确保安全。柱帽的方向垂直于工作面。工作面上、下两端头安全出口的宽度不得小于0.8m，高度不得低于1.8m，自巷道煤壁向工作面内长度不少于5m，紧贴煤壁打设贴帮戴帽点柱，柱帽规格：600200150m，顶板破碎时，使用3.2米长型钢梁平行工作面推进方向布置，一梁两柱跨过刮板输送机打设，煤壁破碎时，在点柱与煤壁之间穿半圆木和板皮临时支护。初次放顶工作面两端头

31、三角区各打设一个木垛加强支护顶板稳定性，木垛规格：长宽=21.2m，道木规格：长宽厚=1.20.20.15m，木垛严禁出现重料重楔现象。（2）全承载支护：老塘第四排回出的支柱要打在所回柱子上一棚的第三排支柱煤帮侧梁下，紧靠第三排支柱，面内严禁有倒放支柱。（3）超前支护：超前支护自煤壁起要保持超前20m，采用单体液压支柱配合工字钢梁支护，梁距为800mm，双排柱加强支护，人行道宽度0.8m，支柱初撑力90KN。上下帮单体规格DW25-30/100。具体详见图2-2-2 工作面上下端头超前支护图。图2-2-2 工作面上下端头超前支护图（4）工作面中部切眼工字钢梁在回采时用单体液压支柱配合2.6m型

32、钢梁支护替换，运输、回风两顺槽均在采煤工作面回采前进行超前支护时，在打设好正规柱后，先进行敲帮问顶，对工作面顶帮活煤（矸）找掉，确保支柱良好后，采用YCD180预应力张拉千斤顶，在正规支柱的保护下将锚索托盘及索具卸下；用TG型预置试扭力扳手将锚杆螺丝拧松，拆掉螺丝、垫片及托盘。回风顺槽在退锚前在切顶线要加强特殊支护，柱距为0.4m。以确保出口行人安全，所拆下的索具、螺丝、托盘要分类回收至井上。详见附图2：1172采煤工作面支护平、剖面图三、金属梁、柱、楔管理1、设专职铁管员负责对梁、柱、楔编号进行管理，各现场组对本班组的梁、柱、楔的缺失和对号负责；2、下井的数值、柱、楔必须经过验收，单体必须根

33、根进行试压，确保合格后，方可下井，工作面发现坏梁坏柱要及时更换；3、在同一工作面严禁使用不同类型或不同性能的支柱；4、对使用时间超过八个月的支柱必须上井检修；5、新用支柱在使用前必须连续升降几次，排放完原缸内气体，井下严禁拆卸单体液压支柱。四、采高、循环进度工作面根据煤层顶底板高度回采，一次采全高；局部见构造地段煤层高度较小时，挑顶或破底进行回采，保证采面最低高度不低于1.4m。每个循环进度为0.6m。第三节 设备配置一、采煤工作面设备回采工作面配备ZQS-30/2.5型风煤钻2台，采用一台MG160/380-WDK双滚筒电牵引采煤机，工作面采用一台SGB-630/110型边双链可弯曲刮板机，

34、工作面运输巷选用一台SGB-630/40T刮板转载机和一台DSJ650/200型胶带输送机，采用BRW80/20乳化泵两台，XPB250/55喷雾泵1台，单体液压支柱采用回柱器卸载回柱。回采工作面主要设备配备详见表2-3-1。表2-3-1 回采工作面主要设备配备表序号设备名称型号主要技术参数单数量位使用备用合计1风煤钻ZQS-30/2.50.45MPa， 55L/s台2132采煤机MG160/380-WDK380kW，1140V台113刮板运输机SGB630/110110kW，1140V台1014单体液压支柱DW25-30/100支撑高度14302800mm根106315411905型钢梁DF

35、B型2.6m根330203506型钢梁DFB型3.2根1614307喷雾泵XPB250/5530kW，5.5Mpa，250L/min台118乳化液泵BRW80/20660V，N=37kw台1129乳化液箱XRTA640L个1110皮带运输机DSJ650/20040kW（双电机一备一用）部2211转载刮板机SGB620/40T40kW，660V部1112钻机ZDY-650150m，5.5kw，开孔89mm台112 二、设备布置情况详见附图3：工作面机电设备布置示意图第三章 顶板管理第一节 支护设计一、 工作面支护设计1、估算顶板下沉量S的计算S=NMR=0.012.24=0.088m式中：N顶板

36、下沉系数，本采面取0.01M平均采高，mR最大控顶距，m2、工作面顶板压力的计算初次来压前阶段顶板压力PT的计算PTmin=A=mii=11.12.5=27.75t/m2式中：A直接顶压力，t/m2mi，i直接顶各分层厚度（m）及容重（t/m）PTmax=A+MC/(48)LK=27.75+202.215/（83.7）=50.05t/m2式中：M老顶厚度，m老顶容重，t/mC初压步距，取15mLK平均控顶距，m3、周期来压顶板压力PT的计算PTmin=A=27.75 t/m2PTmax=A+MC/(48)LK=27.75+202.210/（83.7）=42.61t/m2式中：PTmin，PTm

37、ax周压期间最小，最大顶板压力，t/m2C周压步距，取10m二、工作面支护密度的确定1、支柱实际支撑力RT的计算RT=KBKZRBKG=0.920.9300.9=22.36 t/棵式中：RT单体液压实际支撑能力，t/棵KB支柱受力不均衡系数KZ支柱的增阻特性系数RB支柱的理论支撑能力，t/棵KG支柱的工作系数2、工作面支护密度的计算：、初压期间：Nmax=PTmax/RT=50.05/22.36=2.24棵/m2、周压期间：Nmax= PTmax /RT=42.61/22.36=1.91棵/m2式中：Nmax，Nmax初、周压期间工作面允许最大密度，棵/m2三、支柱的型号选择计算第一步确定顶板

38、下沉量：SL=ML=0.012.240.088m，式中：SL顶板下沉量，m；下沉系数，取0.01；M采高，m；L最大控顶距，m。第二步确定支柱规格：选用DW型柱塞悬浮式单体液压支柱Hmax=Mmaxb =23001382162mmHmin=MminSLba210088138401834mm式中：SL顶板在最大控顶距处的平均最大下沉量；Mmin工作面最小采高；Mmax工作面最大采高；b顶梁厚度；a支柱的卸载高度，取40mm。工作面选取DW25-300/100型单体液压支柱，支撑高度为17002500mm，额定工作阻力300kN，额定工作液压31.8MPa，初撑力118157kN。第三步支护密度验

39、算：支护强度:P（48）M 62.02.5=30t/m2式中：P支护强度，t/m2；M为平均采高，2.0m；为顶板容重，取2.5t/m；6按6倍取值。1172采煤面最长时150m，最大控顶距4m，因此采场最大面积S=1504=600m2，所设支柱数nNmaxS2.24棵/ m2600m2=1344棵，则支护密度为1344/600=2.24棵/m2，DW25-300/100单体液压支柱每柱的额定承载能力为30t，考虑相关因素的影响，使支撑能力减小，承载能力考虑0.8的系数，则每根支柱的承载能力为RT=KBKZRBKG=0.920.9300.9=22.36 t/棵。支柱实际提供的支护强度为2.24

40、22.36=50.08t/m2，而支护所需要的支护最大强度为PTmax=50.05t/m2，因此，设计工作面的支护密度能满足支护采场顶板的要求。根据以上计算，工作面选取DW25-300/100型单体液压支柱，支撑高度为17002500mm，额定工作阻力300kN，额定工作液压31.8MPa，初撑力118157kN，最大控顶距4m、最小控顶3.4m，放顶步距0.6m，移梁步距0.6m，满足支护采场顶板的要求。五、合理控顶距的选择工作面选用单体液压支柱和型钢梁支护顶板，支护形式为对梁交错迈步前移布置。采用一梁三柱，四五排控顶，最大控顶距4m、最小控顶3.4m，放顶步距0.6m，移梁步距0.6m。六

41、、顶梁选型采面顶板支护采用型钢梁，该型顶梁长2.6m，支护强度大，使用方便。七、乳化液泵站设计1、乳化液泵及管路选型采用BRW80/20型液压泵，二寸钢质水管沿1172运输巷敷设，工作面内采用10#高压管进行供液。2、泵站使用规定坚持每天两个小时的检修时间，主要设备每天检修一次，其它设备定期检查、加油、紧固及更换零配件，确保各台设备良好运转，并作好检查检修记录。要保持各台设备清洁卫生。严格执行包机制度，并执行挂牌管理。泵站压力不得低于18Mpa，两台液压泵每班换开一次；及时添加乳化油，乳化液浓度控制在23，并且现场要备有检测乳化液浓度的工具。3、泵站位置见设备布置图第二节 工作面顶板管理一、回

42、采时顶板控制方式1、根据本采区顶底板岩性的具体情况，确定本工作面采用全部跨落法管理顶板。2、由1172工作面回采地质说明书知，K17煤层顶板为粉砂质泥岩，有时为泥质灰岩，其抗压强度及抗剪强度均较低、易破碎，稳定性较差，故在开采过程中应加强支护。底板为泥岩，泥岩吸水后易膨胀发生底鼓现象，在开采过程中应引起注意。预计工作面直接顶板初次跨落步距为1025m，周压步距为815m。3、工作面选用单体液压支柱和型钢梁支护顶板，支护形式为对梁交错迈步前移布置。采用一梁三柱，四五排控顶，最大控顶距4m、最小控顶3.4m，放顶步距0.6m，移梁步距0.6m。4、工作面上下安全出口处采用四对八根型钢梁支护。5、每

43、梁至少用35块小板背顶。如果顶板破碎要增加背板数量，以防漏顶。6、工作面必须执行拉线认柱，柱距均匀，迎山有力，按规定掌握好支柱的迎山角，严禁出现退过山现象。6、柱窝要见硬底，底板软或有底煤的地段，支柱必须穿铁柱鞋或尼龙钢柱鞋，严禁把支柱支设在浮煤或浮矸上。7、柱爪必须卡在梁子的牙内，其后留45个牙，形成正悬臂的形式支护顶板。8、工作面严禁使用折损、漏液、失效或没经试压合格以及掉柱爪的单体支柱。9、工作面的每排支柱均要成直线，其偏差不大于100mm，柱距偏差不大于100mm，排距偏差不大于100mm。局部地质变化地段可增加支护密度。10、班班坚持二次注液，确保基本柱初撑力不低于11.4Mpa。11、工作面内的单体柱必须栓防倒绳。12、工作面伞檐长度超过1m时，其最大突出部分不超过200mm，伞檐长度在1m以下时，其最大突出部分不超过250mm。二、特殊支护及要求1、端头支护：端头支护采用四对八梁走向大抬棚支护， 3.2m钢梁交替迈步前进，随采面推进及时移设，并保证一梁四柱。端头支护要有足够的支护强度，即保证工作面端部出口的安全又不能影响运输机机头机尾正常运转，并要