煤矿采煤工作面作业规程1.doc

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1、编号：ZC/YKJE JS CM-113下03-01 塔拉迪煤矿采煤工作面作业规程 工作面名称 ：首采工作面 编 制 人 ：乔京森 施工负责人 ： 总 工 程 师 ： 主管矿(井)长： 批 准 日 期 ：2006年03月13日 执 行 日 期 ：2006年03月13日目 录矿审批意见4作业规程学习和考试记录4作业规程复查记录5第一章 概况5第一节 工作面位置及井上下关系5第二节 煤 层6第三节 煤层顶底板8第四节 地质构造8第五节 水文地质9第六节 影响回采的其它因素10第七节 储量及服务年限12第二章 采煤方法12第一节 巷道布置12第二节 采煤工艺16第三节 设备配置22第三章 顶板管理2

2、6第一节 支护设计26第二节 工作面顶板控制27第三节 顺槽及两端头顶板控制29第四节 矿压观测33第四章 生产系统34第一节 运输系统34第二节 通防与监控系统35第三节 供、排水系统45第四节 供电系统46第五节 通讯照明监测系统51第五章 劳动组织和主要经济技术指标56第一节 劳动组织56第二节 主要经济技术指标58第六章灾害预防及避灾路线58第七章 安全技术措施61第一节 一般措施61第二节 顶板控制63第三节 防治水68第四节 一通三防69第五节 起吊、辅助运输管理69第六节 机电设备管理80第七节 验收员、防尘工、清理工90第八节 拉移148架安全技术措施91第九节 煤质管理91第

3、十节 其 它93矿审批意见 会签单位及人员签字：作业规程学习和考试记录 作业规程学习和考试记录贯彻时间听传达人听传达人年月日姓名工种成绩签字姓名工种成绩签字作业规程复查记录作业规程名称施工单位旄施工单位复查时间参加复查人员签字一、存在主要问题：二、处理意见：第一章 概况第一节 工作面位置及井上下关系113下03综放工作面位于十一采区东部，为十一采区第一个3下煤层工作面。具体位置及井上下关系见表1-1。工作面位置及井上下关系表(表一)煤 层名 称煤3下水 平名 称-740 水平采 区名 称十一采区工 作 面名 称113下03工作面标高（m）-716.5-799.5-758地 面位 置位于矿井西南

4、部，光俯河东侧1050米，辽沟河东南侧690 米，地面为农田，有部分鱼塘井下位置及四邻采掘情况北距八里铺断层煤柱110 m，南到-740水平大巷保护煤柱，西部为设计的113下02工作面，东及北面距十一采边界巷68m。回采对地面设施的影响回采后将引起地面下沉，对地表的农田等有影响。走向长（m）216.5倾向长（m）795.55942.47面 积（m2）188237.80第二节 煤 层本工作面设计开采煤层为3下层煤，为十一采区第一个开采的3下煤层。具体情况如表1-2所示。 煤层情况表(表二)煤层厚度（m）3.55.24.55煤层结构复 杂煤层倾角（）2127开采煤层3下煤层普氏系数（f）1.91左

5、右稳定程度稳定其它情况煤3下，黑色，以亮煤为主，夹暗煤条带，玻璃光泽。工作面煤层产状变化大,煤层倾角212，平均7；煤层底板标高-716.5-799.5m，平均-758m。煤厚3.55.2m，平均4.55m；煤层结构复杂，局部含一层厚0.20.4 m的泥岩夹矸，煤层普氏系数(f)一般在1.91左右，为软中等硬度煤层。 附图1-1：113下03综放工作面地质综合柱状图第三节 煤层顶底板工作面顶板以灰白色中砂岩为主，局部有泥岩伪顶，易破碎冒落；煤层底板为泥岩，具膨胀性。煤层顶底板详细情况见表1-3。 煤层顶底板情况表(表三)顶、底板名称岩石名称厚度(m)岩性及物理力学性质老 顶中砂岩9.9516.

6、5 13.225灰白色，成份以长石石英为主，层理发育，泥质胶结，含少量云母碎片，f=613直接顶伪顶泥岩01.00.5灰黑色, 含植物叶部化石碎片，质软易破碎冒落，f=1.53直接底泥岩0.53.01.75灰黑色,含植物根部化石碎片，岩性松软，具膨胀性，f=24老底粉砂岩1.95.53.7灰黑色, 块状，裂隙发育，裂隙面多充填菱铁矿结核，性脆易破碎，f=36老顶以灰白色中砂岩为主，局部有泥岩伪顶，易破碎冒落；煤层底板为泥岩，具膨胀性第四节 地质构造 一、断层情况以及对回采的影响该面地质条件复杂，在回采范围内两顺槽及切眼在掘进过程中预计共揭露落差0.55.0m的正断层11条，对回采都有一定的影响

7、。根据断层发育规律，预计运输顺槽揭露的F9207和轨道顺槽揭露的F9212正断层及运输顺槽揭露的F9205和轨道顺槽揭露的F9210正断层为一条断层。断层情况详见表1-4。 断层情况表(表四)断层名称走 向()倾 向()倾角()落 差(m)性 质断层预计延展长度（m）F9201103193700.5正14F920213545652.1正40F920513242872.8正整个工作面F920612535750.6正34F9207345255502.6正整个工作面F920823113651.3正62F925615105651.8正58F920910515702.5正68F921012535805.

8、0正整个工作面F921111929853.3正124F9212350260603.5正整个工作面 二、褶曲情况以及对回采的影响受八里铺断层断层及褶曲的影响，预计该面NW向隐伏正断层较发育，地质条件较复杂。该面煤层起伏变化较大，煤层倾角212，平均7，宽缓褶曲发育。煤层走向基本上为NWW向，倾向NNE，总体趋势为南部高、北部低。第五节 水文地质 一、含水层分析对该面回采有影响的含水层为3下煤层顶底板砂岩，是直接充水含水层，顶板砂岩平均厚43.57m，底板砂岩平均厚6.5m，其富水性弱，涌水形式为煤层顶底板渗水、淋水，对正常回采影响较小。 二、其它水源分析1、由于煤层埋藏深，不受地表水的影响；2、

9、3下煤层上距侏罗系砂岩含水层143180m，侏罗系砂岩水不会对工作面回采造成充水威胁；3、工作面西部外侧325m处157号钻孔封闭不良；4、工作面两顺槽及切眼掘进过程中揭露的地质构造都不含水；5、工作面与八里铺断层上盘距离均大于断层防水煤柱，满足安全需要。因此，没有影响该面正常回采的水源。 三、涌水量 预计该面正常涌水量为25m3/h，最大涌水量50m3/h。 四、防治水措施1、工作面回采前须打钻对煤层顶板砂岩水进行探放。2、加强顶板初次垮落期间的水文地质观测工作。3、启封157号封闭不良钻孔。4、已对八里铺断层上盘防水煤柱进行了探测，满足安全要求。5、加强两顺槽各低洼点的排水工作。在工作面两

10、顺槽均安设108mm排水管路，在两顺槽低洼点设4寸三通截止阀及排水池，安设排水能力不小于75m3/h的排砂泵，采用并联方式排水，两顺槽各有两台备用排砂泵。第六节 影响回采的其它因素影响回采的其它地质情况表 表1-5瓦 斯低瓦斯矿井煤 尘爆炸指数39.51%左右,有煤尘爆炸危险煤的自燃有自燃发火倾向,自燃发火期一般为36个月，最短为33天煤层底板温度36左右地 压12.5Mpa普氏硬度(f)煤 层伪顶老 顶直接底1.91左右1.536.013.024附图1-2：113下03综放工作面运输顺槽、轨道顺槽、采面切眼剖面示意图 图1-2：113下03综放工作面运输顺槽、轨道顺槽、采面切眼剖面示意图第七

11、节 储量及服务年限 一、储量工业储量：115.6万吨；可采储量：设计回采率为80.1%，可采储量92.6万吨。 二、采煤工作面服务年限工作面服务年限=可采推进长度/月设计推进长度=942.47/250.56=3.76个月第二章 采煤方法第一节 巷道布置 一、采区巷道布置十一采区位于井田南部中区，东部为八里铺断层保护煤柱，西至30464550经线，北到高压线煤柱，南至3910000纬线与济宁三号煤矿为界，在采区周围布置有采区边界巷，南部布置有-740水平轨道大巷-740水平回风大巷-740水平胶带输送机大巷，工作面采用走向长壁式布置。 二、工作面巷道布置方式113下03工作面布置在-740水平大

12、巷以北，两顺槽均与-740水平大巷成7437夹角；其中轨道顺槽通过轨顺联络巷与-740水平轨道大巷相连，构成工作面的进风、辅助运输系统；运输顺槽通过溜煤眼与-740水平胶带输送机大巷沟通，构成煤炭的运输系统，同时通过十一采边界巷联络巷与-740水平轨道大巷相通，完成行人、老料回收、备件供应等任务，又通过回风道与-740水平回风大巷形成回风系统。 三、巷道的几何参数及支护形式1、轨道顺槽：轨道顺槽通过113下03工作面轨顺联络巷与-740水平轨道大巷相连，沿煤层底板布置。顺槽断面为矩形，规格：净宽净高=4.03.0m，断面积： 12.0m2。采用锚网梁支护，锚杆规格：顶板锚杆采用规格为20250

13、0mm，帮部锚杆采用规格为201800mm，均为树脂锚杆，间排距为800800mm。轨道顺槽用于材料运输和进风。2、运输顺槽：运输顺槽通过溜煤眼与-740水平胶带输送机大巷沟通，沿煤层底板布置，通过回风道和-740水平回风大巷相连，通过十一采边界巷联络巷与-740水平轨道大巷相连。顺槽断面为矩形，规格：净宽净高=4.03.0m，断面积：12.0m2。采用锚网梁支护，锚杆规格：顶板锚杆采用202500mm树脂锚杆,间排距为800800mm，帮部锚杆采用201800mm树脂锚杆，间排距为700800mm；用于煤炭运输和回风。3、轨顺联络巷采用锚网喷支护，断面为拱形断面，顶部和两帮均采用202200

14、mm的树脂锚杆，间排距800800mm，墙高为1600mm，净宽为4300mm，净面积为16.24m2。4运顺联络巷采用锚网喷支护，断面为拱形断面，顶部和两帮均采用202200mm的树脂锚杆，间排距800800mm，墙高为1500mm，净宽为3500mm，净面积为9.78m25、切眼：切眼距740水平胶带输送机大巷874.635m，(根据十一采边界巷保护煤柱确定具体位置)；断面为矩形断面，净宽净高74003000mm，断面积：22.2 m2。支护形式为锚网梁加两排液压单体支柱加两排锚索支护。北帮采用201800mm锚杆支护,顶板锚杆采用222400mm树脂锚杆，间排距均为800800mm；东帮

15、采用381800木锚杆，间排距800800mm；锚索规格为186000mm，间排距16001600mm；单体支柱采用一梁三柱，排距800mm，间距1m，梁为半圆木。6、煤机机窝：净深净长净高=1500160003000mm，支护形式为锚网梁加一排锚索，锚杆和锚索规格同切眼。 四、设计停采线设计停采线位于-740水平大巷保护煤柱。巷道参数表 表2-1巷道名称进、回风断面形状净面积支护形式备注113下03轨顺进风矩形12.0m2锚网梁煤巷113下03运顺回风矩形12.0m2锚网梁煤巷运顺联络巷进风拱形9.78m2锚网喷岩巷轨顺联络巷进风拱形16.24m2锚网喷岩巷切 眼进风矩形22.2m2锚网梁+

16、单体支柱+锚索煤巷附图2-1：113下03综放工作面位置及巷道布置示意图第二节 采煤工艺 一、采煤工艺113下03综放工作面采用综采放顶煤一次采全高采煤法，工作面自北向南、后退式开采。双滚筒采煤机割煤，采高2.8O.lm，截深为0.8m。、采放比煤机沿下煤底板割煤，上部顶煤由支架收回插板摆动尾梁进行放煤。煤机割煤高度2.8m，放煤高度1.75m，采放比为1：0.625。生产过程中应依据煤厚变化及时调整采放比和放煤方式，减少后部放煤损失，提高煤质。、初始放煤步距当工作面推过切眼后，应随采随放。根据我矿综放工作面顶煤初垮步距，预测113下03综放工作面顶煤初垮步距为710m左右。、循环放煤步距根据

17、我矿综放工作面的经验，循环放煤步距定为：采用一采一放，即割一刀煤放一次顶煤。循环放煤步距为0.8m。、工序(1)工作面中部正常割煤工序：割煤移架推前溜放煤拉后溜。（2）上端头正规循环作业工序：采煤机向上割第一个三角煤拉后溜移正常架放煤煤机进刀推移前部运输机拉移端头支架拉端头处后溜拉移转载机停机联网采煤机向上割第二个三角煤拉后溜移正常架放煤煤机进刀推移前部运输机拉移端头支架拉端头处后溜拉移转载机停机联网、回撤密集、支改柱梁向机尾方向正常割煤。（3）下端头正规循环作业工序：采煤机向下割第一个三角煤拉后溜移正常架放煤煤机进刀推移前部运输机拉移端头支架拉端头处后溜停机联网采煤机向下割第二个三角煤拉后溜

18、移正常架煤机进刀推移前部运输机拉移端头支架拉端头处后溜停机联网向机头方向正常割煤。、放煤方式采用单轮顺序式放煤法，对于顶煤垮落不充分的采用单轮顺序折返补放放煤法 二、落煤方法1、采煤机的进刀采煤机的进刀采用端部自开缺口、斜切进刀的方式，斜切进刀段长度为35m，进刀深度0.8m。双向割煤，往返一次割两刀。具体操作如下：（1）采煤机向下（上）割透端头煤壁后，从上（下）推移刮板运输机，使得刮板运输机弯曲段为20m后，将两个滚筒的上下位置调换，向上（下）进刀，通过20m的弯曲段至35m处（23#支架或114#支架处），使得采煤机达到正常截割深度（即0.8m）。按要求推移刮板运输机至平直状态。（2）将两

19、个滚筒的上下位置调换，向下（上）割三角煤至割透端头煤壁。（3）割完三角煤以后，将两个滚筒的上下位置调换，采煤机空机返回，进入正常割煤状态。 附图四：采煤机进刀方式示意图（炮眼布置图（正、俯、侧视图）2、采煤机正常切割正常割煤长度为216.5m，采煤机以35m/min左右的速度向上（下）割煤，直至割透上（下）端头煤壁。采煤机正常割煤采用前滚筒在上部、后滚筒在下部的方式。3、放煤采用单轮顺序放煤，割、放煤平行作业。放煤从下（上）往上（下）依次进行，首先打开放煤口，放煤，当有矸石放出，关闭放煤口；再进入下一架的放煤，直至每一刀结束。对于顶煤跨落不充分的采用单轮顺序折返补放放煤法。4、放煤工艺要求放煤

20、工序是各工序的关键，要按下列要求进行：（1）在工作面初采阶段，煤机从机尾上行割煤一刀，下行割煤时放顶煤。（2）正规循环阶段：在煤机割煤的同时进行单轮顺序放煤，实行采放并行作业，采放点间距不小于15m。（3）放煤步距严格执行一刀一放。（4）放煤结束后应关闭放煤口，并确保过煤高度不小于500mm。（5）严格执行见矸关门的原则。6、初次放煤和回采结束时的注意事项（1）初次放煤时，两端头切顶线处需加强密集支柱支护，且所有支柱和支架都要达到初撑力。（2）为便于撤面，距工作面停采线15m左右停止放煤，在支架顶部铺设双网并加钢丝绳，为撤面创造条件。 三、运输机上窜下滑管理（一）、调面依据：1、工作面煤层底板

21、等高线、两巷地质剖面图、面内地质构造分布情况。2、前后部运输机头与转载机搭接情况，确保搭接、卸载合理，底链不拉回头煤。3、确保机头人行路畅通，同时兼顾机尾出口畅通。4、调面以前部运输机机头位置为准，同时兼顾后部机头位置。（二）、调面方法：1、经验调面法：在生产过程中应根据工作面上下两巷底板高差的变化不断调整工作面。工作面俯采，且面内无背斜、向斜构造，调面原则是下头超前上头的距离等于两头高差；工作面仰采，且面内有背斜、向斜构造，调面原则是下头超前上头的距离约等于两头高差的一半。2、调面根据运输机上窜下滑的快慢分别采取：（1）设拐点法。（2）撇三角煤法配合单向推溜。（3）撇三角煤法。（4）设拐点和

22、撇三角煤相结合。（三）、调面注意事项：1、回采前，矿测量部门应在两顺槽标好点，每10m一个点，第一个点要与两顺槽垂直。生产过程中每班验收员把运输机头、尾的进尺和运输机与转载机的搭接情况分别填写在质量验收单上，以便于值班人员参考，由工程技术人员定期填图，根据现场实际测量数据确定调整数据。2、拉架时利用侧护板及时调整好支架，确保架间均匀，不挤架、不咬架。3、在调面过程中应保证工作面的工程质量，保证工作面运输机齐直，确保卸载合理，及时靠转载机，严禁出现运输机拖后的现象。4、如果工作面斜长增大，出现两头都短的情况时，以运输机搭接卸载合理为主；机尾割不通时，采取开帮或延长一节溜槽；（届时补充相关措施）。

23、5、如果工作面斜长变小，运输机两头都长或者由于运输机上窜下滑导致机头、机尾无人行空间时，挂停机行人牌，坚持停机行人。6、调面采取撇三角煤方法时，由当班质量验收员，确定支架定线位置，并顺好支架确保齐直。7、运输机上窜时，及时倒煤机电缆，以防电缆过紧出现机电事故。8、调面过程中，注意控制好顶板，避免端面距过大，造成顶板事故。9、工作面初始旋转段的调面方法另行制定安全技术措施。 四、工序质量及要求工序质量及要求 表2-2工艺名称质量特征技 术 要 求割煤端头进刀斜切进刀长度不低于35m，每刀截深0.8m。煤壁平直煤壁平直,与顶底板垂直；无伞檐。采高均匀采高控制在2.8+0.1m。顶底板平无台阶；不留

24、底煤；支架前梁端至煤壁顶板冒落高度不大于300mm。移架支架直支架排成一条线，偏差不得超过+50mm。支架正支架与顶底板垂直；歪斜+5。顶梁平支架顶梁与顶板平行支设，最大仰俯角7。架间距支架中心距为1500mm，偏差不超过+100mm；架间距200mm；相邻支架不能有明显错茬（不超过顶梁侧护板高的2/3；支架不挤、不咬，正常使用好护帮板。支架初撑力初撑力24MPa或活柱再升量10mm。移架步距步距：800mm；梁端距340mm。推前溜拉后溜运输机直溜子直15m，弯曲角度500mm。 五、采煤工作面正规循环生产能力工作面每日按12个循环组织生产，每个循环为一采一放，每个循环进尺0.8m，设计割煤

25、高度2.8m，放煤高度1.75m，日进尺9.6m，月工作日29天，正规循环率90%，则：循环产量：216.54.550.81.3580%=851.10 (t)日产量：851.101290%=9191.88（t）月产量：9191.8829=26.656(万吨)月进尺：9.62990%=250.56（m）可采期：942.47250.56=3.76(个月) 在实际生产中，根据现场条件和加强技术管理可增加正规循环个数，提高工作面单产。 六、提高回采率措施1、加强对回采率的管理与考核，实行专人管理，严格按矿回采率的有关规定进行奖罚。2、地测中心要加强对工作面断层等构造的预测预报工作，工作面过断层前要制定

26、专项措施，提高回采率，保证煤质。3、生产过程中，煤机割煤沿煤层底板推进，放煤时加强管理，严禁丢顶煤，对两端头尽量加大采高，减少丢煤。第三节 设备配置 一、综采设备选型根据113下03综放工作面顶底板岩性、煤层赋存状况和矿压参数，该面选用以下设备：1、支架端头支架选用ZTF-6500型液压支架，正常支架选用ZFS-6200型液压支架(带提架千斤顶)，其主要技术参数如下：（1）端头支架型号：ZTF-6500/19/32 支撑高度：1.9-3.2m宽度：1490-1660mm 中心距：1570mm 额定工作阻力：6577kN 额定初撑力：6157kN支护强度：0.75MPa 操作方式：本架操作对底板

27、比压：2.05Mpa（2）中间支架型号：ZFS-6200/18/35 中心距：1500mm支撑高度：1.8-3.5m 宽度：1410-1580mm额定工作阻力： 6000-6250kN 额定初撑力：5063-5274kN操作方式：本架操作 支护强度：0.8-0.86MPa对底板比压：1.9MPa2、采煤机选用MGTY400/920-3.3D型电牵引采煤机，其主要技术参数如下：(1)采高：2.23.5m (2)滚筒截深：0.8m (3)牵引速度：0915m/min (4)装机总功率：920kW(5)电压：3300V (6)卧底量：460mm(7)滚筒直径：1.8m3、工作面刮板运输机前部运输机选

28、用SGZ1000/1050型中双链刮板运输机，其主要技术参数如下：(1)输送量：2000t/h (2)链速：1.20m/s(3)电机功率：2525kW (4)电压：3300V 后部输送机选用SGZ900/1050H型中双链刮板输送机，其主要技术参数如下：(1)输送量：1500t/h (2)链速：1.31m/s(3)电机功率：2525kW (4)电压：3300V 4、转载机 选用SZZ-1000/400型转载机，其主要技术参数如下：(1)输送能力：2500t/h (2)电机功率：400 kW (3)电压：3300V (4)链速：1.8m/s(5)转载机与皮带机有效搭接长度：13m5、顺槽皮带运输

29、顺槽选用SSJ-1200/4315型皮带机一部，其主要技术参数如下：运顺皮带机技术参数：（1）带宽：1200mm （2）运输能力：1800 t/h（3）带速：3.55m/s （4）电机功率：4315kW（5）电压：1140V6、破碎机选用PCM200型破碎机一台，其主要技术参数如下：(1)破碎能力：2200t/h (2)电压：1140V(3)最大输入块度：1000800mm (4)出口粒度：150300mm(5)电机功率：200kW 二、综采设备布置1、液压支架布置该工作面切眼两顺槽巷中-皮中平距为221.5m，净煤柱宽216.5m，从两顺槽实测地质剖面图可知，两顺槽最大高差15m，工作面最大

30、面长斜长为216.86m，另外考虑到调面最大超前7m时工作面最大斜长为216.94m。工作面切眼布置148组支架，其中，第1#、2#、3#、和145#、146#、147#、148#架为端头支架。安装时按4mm的安装间隙考虑，其支护长度为：1481.5040.004=222.588。1#支架中心线至转载机中心线的距离为1467mm。根据工作面实际安装经验、切眼内的起伏情况，安装有必要时相应增加一组中间液压支架和中部槽。安装支架时在支架与前部运输机连接范围内支架尽可能调斜。2、工作面运输机根据支架与运输机的配合尺寸，确定：（1）工作面前部运输机机头链轮中心线距转载机中心线663mm。自机头依次为：

31、机头6.2m，中部槽为142节，每节1.5m，机尾5m，考虑4mm安装间隙，故前部运输机铺设长度为：6.2+1421.504+0.004+5=224.772m（2）工作面后部运输机机头链轮中心线距转载机中心线331mm，自机头依次为:机头4.5m，中部槽141节，每节1.5m，安装间隙4mm，机尾4.5m，故后部运输机铺设长度为:4.5+1411.504+0.004+4.5=221.0683、顺槽转载机、破碎机、皮带运输机布置运输顺槽布置一部SSJ1200/4315型皮带运输机并配一台转载机和破碎机，皮带中心线内错巷道中心线500mm布置，转载机中心线与皮带机中心线成4.1度夹角。另外根据现场

32、安装情况决定是否卧转载机。4、移动变电站布置移动变电站布置在轨道顺槽，距工作面约100m，随工作面开采移动。5、辅助运输设备轨顺辅助运输系统：在轨道顺槽采用无级绳牵引绞车，轨顺联络巷用JD-40调度绞车负责老料的回收和备件供应。运顺在皮带储带仓后面安设一部JD-25回柱机协助抽皮带，运顺联络巷采用JD-40调度绞车负责老料的回收和备件供应。大巷采用电机车运输。附图2-3：113下03综放工作面设备布置图第三章 顶板管理第一节 支护设计 1、经验计算支架工作阻力（容重法计算）：据公式式中:N -支架荷载相当采高岩重的倍数一般为6-8，取0；H -采煤高度0m；F -支护面积0m2；r -顶板岩石

33、容重0t/m3；P =0经计算得：P=3976.12kN，即工作面支架合理工作阻力应不小于3976.12 kN，该面选用的支架额定工作阻力为60006250kN(端头支架为6577kN)，均满足要求。 支架支护强度：Pt=P/F=3976.12/7.547=526.8KN/ m22、参考同煤层矿压观测资料最大平均支护强度=610kNm2。3、选择工作面支护强度526.8kNm2610kNm2因此工作面支护强度应大于610kNm2。4、支护设备选择113下03综放工作面选用液压支架ZFS-6200/18/35型低位放顶煤支架,上下两端头选用ZTF-6500/19/32型放顶煤排头支架。工作面切眼

34、共布置148组支架，从运输顺槽到轨道顺槽依次编号为1148号支架。其中，基本液压支架148组,第1#、2#、3#、和145#、146#、147#、148#架为端头支架。根据工作面条件与支架适应条件对照表可以看出，选用ZFS-6200/18/35型支架，在满足顶板控制支护强度需要的同时，也能满足底板比压值要求。通过对比、验算，证明选用ZFS-6200/18/35型支架能满足要求。工作面条件与支架适应条件对照表 表3-1工作面条件支架适应条件采高2.8O.l m1.8-3.5m倾角21200-120煤厚3.55.2m2.2-8.0m底板比压12.5MPa1.9MPa支护强度610（KNm2）800

35、（KNm2）顶板种类级2类 二、乳化液泵站（一）泵站及管路选型、数量乳化液泵选用型号GRB-315/31.5三台，三泵两箱；喷雾泵选用型号HPB-315/10两台，两泵一箱；输液管路选用高压胶管，耐压45MPa以上。主要技术参数如下:(1)乳化液泵：型号：GRB-315/31.5公称流量：315 L/min公称压力:31.5MPa电机功率：200kW(2)喷雾泵：型号：HPB-315/16A公称流量：315L/min公称压力：16MPa电机功率：75kW（二）泵站设置位置泵站安设在轨道顺槽移动变电站上随变电站移动。（三）泵站使用规定要保证泵站压力不小于30MPa，乳化液浓度35%。要加强支架与

36、泵站的维修,杜绝系统的窜漏液。 第二节 工作面顶板控制工作面切眼共安装148组支架，其中141组低位放顶煤液压支架,运顺端头配置3组端头支架，轨顺端头配置4组端头支架，对工作面顶板实行全支护法控制。 一、正常工作时期顶板支护方式采用追机移架的方式对顶板进行及时支护。在采煤机割煤后，先移支架，再推（拉）移运输机，即割煤-移架-移运输机；采用带压移架的方式移架。正常移架要滞后采煤机后滚筒距离不超过6-10架。顶板破碎时要紧跟前滚筒移架或人工操作超前移架，即：当发现片帮严重时，在采煤机割煤前，就进行移架。再进行其它操作，工艺为移架-割煤-移运输机。移架步距0.8m。移架顺序为：1、采煤机向下（上）端

37、正常割煤时,滞后煤机后滚筒6-10架移架(顶板破碎时可紧跟前滚筒移架)。2、采煤机割煤并移架后，及时将支架的前插梁、护帮板伸出护好顶和帮。3、采煤机进刀，向上（下）正常割煤时，自下（上）而上（下）滞后煤机后滚筒6-10架移架(顶板破碎时可紧跟前滚筒移架)。4、端头处三架排头架的移架的顺序为:先移2#架（147#架），后移1#架（148#架）,再移3#架（146#架）。5、在采煤机割煤时，超前采煤机前滚筒3架将前插板和护帮板收回。管理要求：1、工作面拉移支架要严格达到本规程制定的工序质量技术要求。2、加强工程质量是控制工作面顶板的根本途径，工作面应动态达标，确保“三直、两平、一净、两畅通”的质量

38、要求。3、支架与泵站系统的完好是确保支护质量的关键，要加强支架与泵站的维修，严禁带病作业，杜绝系统的窜漏液，乳化液配比达到35%。4、加强支架初撑力的管理和监督，确保支护质量，支架初撑力不得小于24MPa。5、煤机过后要及时跟机护帮，拉架要及时，移架与煤机后滚筒距离一般不超过6-10架；顶板完整时为确保工作面齐直，可以加大距离；若顶板破碎，必须紧跟煤机前滚筒伸出前插板和护帮板并及时拉超前架。6、当出现泵站压力不足时，要及时停机，查明原因后方可开机移架。7、工作面一旦受地质构造影响而发生顶板破碎时，必须采取超前移架措施。 二、特殊时期的顶板控制(一)来压及停采前的顶板控制 :1、工作面老顶初次来

39、压前必须编制初次放顶安全技术措施。2、工作面老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、工作面支架以及轨顺、运顺所有单体支柱必须达到初撑力。4、加强上、下端头顶板控制,要提高支护质量,适当加大支护密度,确保排头支架联网与巷道搭接0.5m以上,防止出现端头冒顶。5、工作面停采时要编制停采措施,加强顶板控制。(二)过断层及顶板破碎时的顶板控制：本面揭露断层时，必须编制过断层安全技术措施并严格按照措施加强过断层回采时的顶板控制工作。当工作面顶板破碎和片帮较严重时,可超前采煤机移架,及时维护顶板和煤帮。 第三节 顺槽及两端头顶板控制 一、工作面

40、轨道、运输顺槽的顶板管理1、轨道顺槽超前支护：（1）轨道顺槽超前支护距离不小于30m，采用三路十字梁铰接配合液压单体支柱支护，两侧十字梁规格为：DJB1000600Z，中间一路十字梁规格为：DJB1200600Z。在每个十字梁十字花下各支设一棵单体支柱。（2）若巷道压力显现明显增大，适当增加支护距离和支护密度，提高支护强度。（3）轨道顺槽超前支护段内单体支柱必须穿铁鞋，在生产过程中铁鞋可超前工作面四排回撤。（4）在超前支护范围内，对于鼓邦变形严重、受水平方向作用力造成单体支柱歪斜或行程小于200mm的单体必须提前支改。（5）当支护方式不适应现场要求时，必须及时编制补充措施。2、运输顺槽超前支护：（1）运输顺槽0-4#点超前支护方式：运输顺槽0-4#点内揭露断层，现场已采用架棚支护方式。超前支护距离不小于20m，采用单体液压支柱配合工字钢棚支护，在每架工字钢棚下支设3棵单体支柱,中间一路单体支柱在工字钢下