倾斜特厚煤层水平分段短壁综放开采作业规程标准.wps

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1、倾斜特厚煤层水平分段短壁综放开采倾斜特厚煤层水平分段短壁综放开采作业规程标准作业规程标准（华亭煤业集团有限责任公司砚北矿）砚 北 矿 简 介砚 北 矿 简 介砚北矿是华亭煤业集团有限责任公司下属的生产能力 300万t/a特大型骨干矿井，位于华亭煤田复式走向斜的中部，井田面积 12km，地质储量 6.34 亿t，井田共含有5个（组）煤层，其中煤3 层、煤5层为可采煤层。华亭煤田地质构造独特，褶皱轴向和断层走向基本一致，为一复式向斜，基本形态似两头弯曲的纺锤形，煤层赋存稳定。矿井采用斜井单水平上下山开拓。现有一个采区，南北翼开采，有三个工作面，均布置在主采煤层 5 层中，因该煤层平均厚度 46.5

2、1m，平均倾角 38，工作面采用走向壁式、水平分段、综合机械化放顶煤采煤，随煤层厚度和煤层倾角的不同，工作面长度为 44-60m，走向长度一般为1 200m,分段高度15m，其中机采高度 2.5m，放顶煤高度 12.5m，综采工作面配套设备主要为：SGZ764-200 型前 后 部 刮 板 输 送 机 、 MG375-W 液 压 采 煤 机 （ MXG350 电 牵 引 采 煤 机 ） 、ZF/3600/17/28H 低位放顶煤液压支架、ZFG400/16/38 低位放顶煤过渡架 、SGZ764-160型转载机、 PCM110型破碎机、 SSJ1000/275型可伸缩带式输送机等，矿井日产量平

3、均稳定在13 500t以上。第一章 概 况第一章 概 况第一节 工作面位置及井上下关系工作面位置及井上下关系见表1：表 1 工 作 面 位 置 及井 上 下 关 系 表水平名称+1050 水平以上采区名称南一采区北翼 地面标高/ m+1596.1+1663.8井下标高(m)+1107+1111地 面 相 对 位置位于砚峡乡以北 812 勘探线之间、豹子湾梁一带，地面无村庄分布，但在 1112 勘探线之间,分布有东沟煤矿工业广场及其主副井筒。 回采对地面设施的影响在 1112 勘探线之间分布有东沟煤矿工业广场及其井筒，工作面的回采将对其产生一定的影响，不属于砚峡乡保护边界内的乔台部分住户也将受到

4、影响。工作面前 50 m 范围内放煤量应控制在 50左右，对井筒应采取相应的保护措施，对影响的居民应及早搬离。井下位置及其与四领关系工作面位于+1107m 水平，为南一采区北翼第六分段工作面，北部为南三采区，未开采区，南部为砚峡乡保护煤柱，上部为S1205工作面采空区和未采区,下部为正在掘进的工作面。 走向长度/m1395.6（其中可采长度1200m）倾斜长度/m59面积/m270 800第二节 煤 层工作面煤层情况见表2.2071S表 2 煤 层 情 况 表煤层厚度/m47.22（平均）煤层结构较复杂煤层倾角/3044（平均33） 开采煤层煤5 层煤种长焰煤稳定程度稳定煤层情况描述煤层为黑色

5、，沥青光泽，半暗半光亮，贝壳状断口，层理明显，属 CY 煤，是三高三低的优质化工用煤和动力用煤。煤层内生裂隙较发育。煤层结构较复杂，可采指数为 1，变异系数 11.3%，靠近煤层底板（运输巷侧）为暗淡型煤，煤质较硬且稳定性好。 根据工作面前五分段回采揭露，靠近煤层顶板（回风巷内侧）为亮煤，裂隙较为发育，煤质较软且夹矸较多（呈煤矸互层状），煤矸互层厚36m，其中夹矸0.050.8m。 另外根据前五分段工作面回采揭露，在工作面第一段靠近运输顺槽侧有一厚约 0.3m 的灰白色粗砂岩矸，工作面中前五分段出露的厚约 2001100mm 石英砂岩夹石体，预计在该分段局部仍存在，但大部分将被留在砚峡乡煤柱内

6、。第三节 煤 层 顶 底 板工作面煤层顶、底板情况见表3。表3： 煤 层 顶 底板 情 况 表顶、底板名称岩石名称厚度/m特 征基本顶细砂岩510基本顶胶结致密，层理发育，为级顶板，来压步距经验值为 2227m；直接顶为灰、 深灰色，层理明显；伪顶为深灰、 灰黑色，松软易碎。直接顶砂质泥岩2.5 左右 伪顶泥岩0.10.3 直接底泥岩0.050.2灰黑色，松软，富含炭质，遇水易膨胀老底粗砂岩6.519灰、灰白色含砾粗砂岩 附图1：工作面地层综合柱状图（略）第四节 地 质 构 造本工作面内地质条件简单，无断层和岩浆侵入体，无陷落柱、火成岩侵入体等。工作面中前五分段出露的厚约 2001100mm

7、石英砂岩夹石体，预计在该分段局部仍存在，但大部分将被留在砚峡乡煤柱内，工作面开采时，需对该段夹石体制定专项措施，随工作面推进逐班放炮崩落。因煤层沿走向有一定的宽缓褶曲构造，工作面分三段布置，两巷有不同程度的丢煤，在回采时应制定专项措施，加大三角顶煤回收量，减少资源丢失率。工作面回采到 120200的拐点时，预计该拐点前后各 60m 范围内压力大，应抓好工作面超前深孔爆破工作及工作面和两道的超前支护工作。附图2：工作面运输巷、回风巷、开切眼素描图（略）。第五节 水 文 地 质一、涌水量本工作面内水文地质情况简单，工作面第二段运输顺槽侧淋水大，不影响工作面正常生产，但应加强机电设备防淋水工作；工作

8、面集中运输巷内有一处流水，其涌水量约为 25 L/min，其流水量会逐渐减少，水流经石（煤）门流入北翼轨道上山，不影响生产。经测定工作面正常涌水量为 0.035m3/min,最大涌水量为0.045m3/min。二、含水层分析本工作面第二段运输顺槽侧淋水大，其水源主要为底板侧直接底第二含水层，含水层厚度 8.2130.71m，平均 17.42m。钻孔单位涌水量为 0.002 20.003 67 L/s.m，渗透系数为 0.001 40.002 6m/昼夜，为一承压的极弱含水层，其补水方式为地表露头雨季补水。 工作面集中运输巷内有一处流水，其水源为煤层夹石体内含水，随工作面生产，在生产过程中会逐渐

9、疏干。三、其它水源的分析工作面其他水源为工作面两道喷雾用水、工作面设备冷却、喷雾用水等，无老空水、 地表水、 注浆水以及钻孔和构造等水源。 工作面所有水均经工作面运输巷（回风巷）水沟排至北翼轨道上山（北翼回风上山）。第六节 影响回采的其它因素一、影响回采的其它地质情况影响回采的其它地质情况见表4。表4 影 响 回 采 的 其它 地 质 情 况瓦斯煤 5层为低瓦斯煤层，相对瓦斯涌出量为0.66 m3/t CO2CO2涌出量小，其绝对涌出量为0.63 m3/min 煤尘爆炸指数煤尘有爆炸性，爆炸指数 34.68 煤的自燃倾向性煤层易自然发火，自然发火期36个月，最短28天地温危害无高温热害区 二、

10、冲击地压和应力集中区本工作面经测定无冲击地压，据前四分段工作面来压经验知：当周期来压前后，工作面及两巷前方约 50m 范围内有煤爆声；工作面采至 120200拐点时，预计其前后各60m范围内压力大。三、地质部门的建议工作面周期来压前后，工作面及两巷前方约 50m 范围内应做好加强支护工作，并跟据工作面实际来压情况，做好个人防护工作，并应做好此时的工作面超前预爆破工作。工作面采至 120200拐点时，应加强工作面及两巷超前 60m 范围内支护工作，并制定专项工作面过拐点方案及安全措施。 当工作面及两巷超前压力大时，对行人安全有影响时，应及时制定专门的行人路线，以保证行人安全。第七节 储量及服务年

11、限一、储量（一）工业储量：本工作面可采走向长度 1 200 m，工作面倾斜宽 59 m，采放高度 15 m，工作面煤炭容重为1.32 t/m3，其工业储量为140万 t。（二）可采储量：依据工作面工业储量 1401840 t，规定工作面采出率 85，则其可采储量为 1191564 t 。二、工作面服务年限由工作面服务年限可采推进长度/月设计推进长度1200/119.5=10.04（月）第二章 采 煤 方 法第二章 采 煤 方 法第一节 巷 道 布 置一、采区设计、采区巷道布置概况（一）采区设计情况砚北矿井采用斜井单水平上下山开拓，水平标高为1050m，有四个井筒，三个进风，一个回风，1 1 1

12、87m 布置回风大巷，矿井通风方式为中央并列抽出式。本采区为矿井首采区，高低位于1 187（1 150）1 090m 水平之间，上部以 100m煤柱与乡镇煤矿为界，下部为未开采的1502、1503采区；走向南北位于 312 号勘探线之间，长约 3 320m，以砚峡乡保安煤柱为界，对称后退式南北翼综采放顶煤开采，北翼为1504采区，南部以煤柱与华亭煤矿相邻。（二）采区巷道布置情况北翼在11871050m水平间分别布置轨道上山、 回风上山、 溜煤上山，回风巷经回风联络巷与回风上山相通，经 1号联络巷与运输巷相通；运输巷经1联络巷、石（煤）门与北翼轨道上山相通，运输巷经集中运输巷、溜煤眼与北翼溜煤上

13、山相通，通入采区煤仓，形成各个系统。同理，南翼11871050m 水平间分别布置回风上山和溜煤上山，回风巷经回风联络巷与回风上山相通，经 1 号联络巷与运输巷相通；运输巷经 1 号联络巷、石（煤）门南排矸进风井相通，运输巷经集中运输巷、溜煤眼与南翼溜煤上山相通，通入采区煤仓，形成各个系统。南翼从1150m 开始布置工作面，现开采的为本翼最后一个工作面，位于1075m；北翼从1187m开始布置工作面，现开采的工作面为第6分段工作面。二、工作面运输巷工作面运输巷为梯形，上宽 3.2m，下宽 4.2m,巷高 2.8m，断面10.36m2，支护方式为锚网索联合支护。 锚杆间排距为700mm800mm，

14、顶、 帮所用菱形金属网规格分别为900mm3 400mm、 900mm2 800mm，顶帮金属托梁分别用 16、 14圆钢焊接而成，长度分别为4m、 2.8m，宽度均为100mm，顶部布置 5根D22-M24-L2400 螺纹钢锚杆，两角锚杆均于铅垂线成 30角，两帮分别布置 4 根 D20-M22-L2000 螺纹钢根锚杆，两上角锚杆均与水平面成 18角，两下角锚杆均与水平面成10角，其余锚杆均垂直顶帮。 D15.24L7300钢绞线锚索垂直巷顶打在巷道正中部，间距为2.4m。 锚杆、 锚索均用K2335、 Z2360型树脂锚固剂固部加强锚固。运输巷布置于底板侧煤层中，总长 1395.6m(

15、包括集中运输巷），有两个拐点，拐角分别为 4200、120200，120200拐点至开切眼长度为 511.6m。运输顺槽用途主要为：布置胶带等设备运输工作面生产煤炭到溜煤眼、布置设备列车、运料、行人及工作面进风等。三、工作面回风巷1061S2061S回风巷为梯形，上宽 2.6m，下宽 3.8m,巷高 2.8m，断面 8.96m2，支护方式为锚网索联合支护。 锚杆间排距为700mm700mm，顶、 帮所用菱形金属网规格分别为 800mm2 800mm、 800mm2 800mm，顶帮金属托梁分别用16、 14圆钢焊接而成，长度分别为 2.4m、2.8m，宽度均为 100mm，顶部布置 4 根 D

16、22-M24-L2400 螺纹钢锚杆，两角锚杆均于铅垂线成 30角，两帮分别布置 4 根 D20-M22-L2000 螺纹钢根锚杆，两上角锚杆均与水平面成 18角，两下角锚杆均与水平面成10角，其余锚杆均垂直顶帮。 D15.24L7300钢绞线锚索垂直巷顶打在巷道正中部，间距为1.4m。 锚杆、 锚索均用K2335、 Z2360型树脂锚固剂固部加强锚固。回风巷布置于顶板侧煤层中，对应运输巷，有两个拐点。其主要用途主要为回风、运料、行人等。四、开切眼开切眼中对中长度 58.9m，断面为矩形，宽 6.3m，高 2.8m，净断面积为17.64m2，锚网索联合支护。 （1） 顶板支护采用 D22-M2

17、4-L2400 左旋无纵筋螺纹钢筋锚杆，方形布置，锚杆间排距为 700mm800mm，每排10 根，用CK2335、Z2360型树脂锚固剂端部加长锚固，锚固长度 1 680mm。所用顶钢筋托梁：用 16圆钢焊接而成，长度 3m，宽度100mm，5 孔，每排用两根托梁。所用金属网规格为 900mm3400mm，菱形。D15.24L7300 钢绞 线锚索每 4 排打 3 根锚索 ，间 排距 为 3150mm1600mm，用CK2335、Z2360型树脂药卷加长锚固，锚长1485mm。（2） 巷帮支护全断面分两次成巷，先施工 A 区，后施工 B 区，巷帮支护方式同运输巷，施工 B区时边施工边取出近

18、A区帮的锚杆等。 随大断面形成，及时用摩擦柱“一梁三柱”打双排柱加强支护。五、联络巷工作面1号联络巷、回风联络巷断面、支护形式均同回风巷，用途分别为进风、运料、行人和回风、行人等。六、溜煤眼溜煤眼垂高为 10.2m，倾角 75，净尺寸为 1m1m,用砼 C20 浇注，浇注厚度 200mm，其作用为将工作面生产的煤炭经溜煤上山流入采区煤仓。七、其它巷道刮板巷为上宽2.6m、 下宽2.8m、 高 2.8m的梯形巷道，其支护叁数同回风巷，无锚索补强支护。其作用为回风巷掘进时，煤流进入主煤流，以加快掘进速度。附图3：工作面位置及巷道布置图（略）。第二节 采 煤 工 艺一、采煤工艺（一）采煤方法工作面采

19、用走向壁式水平分段综采放顶煤采煤法，分段高度 15m ，其中机采高度 2.5m，放顶煤高度12.5m。一采一放，截深0.8m，循环进度 0.8m。（二）回采工艺1、进刀方式。进刀方式为工作面中部斜切进刀法，进刀点距上下口1520m左右，进刀距离不得小于20m，进刀时牵引速度不得大于2m/min，单向割煤。2、作业流程：交接班（质量验收）准备割煤移架推移前部刮板输送机进刀端头作业放顶煤拉后部刮板输送机文明生产。 每班完成三个循环，详见附图4：工作面作业流程图（略。）。3、工艺说明割煤。采煤机前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤并清煤，割煤最大不得超过2.6m，最小不得低于2.2m，割平顶、 底，不留伞檐；

20、割顶时及时收回前滚筒侧13 架前探梁，严防割支架前探梁和千斤顶，割煤后及时伸出前探梁护顶，采煤机行至上下口时不得割煤体中锚杆或锚索。移架。采煤机割煤后，距后滚筒 3-5m 单架依次顺序随机移架，追机作业；架前来压冒顶时，绞顶插花移架，赶不上割煤时，停止割煤。移架做到快(移架速度快)、 够(推移步距够)、 正（操作正确无误）、 匀（平衡操作）、 平（推移溜移架确保三直两平）、 紧（及时支护，紧跟采煤机）、 净（及时清除架前架内浮煤矸）。推前部输送机。滞后采煤机推移输送机，最小弯曲段不小于 15m，按照从机头到机尾和从机尾到机头或从工作面中部向两头的顺序交替推溜，多点操作，推移后保证输送机平直，机

21、头、机尾不滞后，不任意分段推溜。放顶煤。 工作面初采时，待架顶爆破、 顶煤破落时，开始放顶煤,顶煤放出量控制在 2560之间，25m 范围内顶煤采出率达到 50，待初次来压后进行正常放煤。 工作面终采时，最后 15m不放顶煤，只进行割煤，同时开始铺双层金属网、打高强度锚杆，为工作面回撤做准备。放煤遵守“由底到顶，双轮间隔，等量顺序均匀，大块破碎，见矸关门”的原则，大块煤矸堵住放煤口时，摆动尾梁，升降插板破碎。 顶煤较硬和巷道压力大时，辅以超前预爆破，转移工作面超前压力和架顶松动爆破强制放顶煤，放完顶煤后升起尾梁，降下插板，以免矸石窜入煤流。拉后部输送机。放煤后按从机头到机尾或从机尾到机头的顺序

22、交替拉后部输送机。拉后部输送机前清净架间、架后大炭，以减少拉后部输送机阻力，严防夹破管路，同时多点操作，严防拉成急弯。端头支架移设。前部刮板输送机推直后，及时移设端头架。移设端头支架前打好超前支护，清净浮煤、 杂物，保持转载机平直，防止机头推掉道压坏胶带输送机机尾等。 端头架分 2-3次移到位，严禁伸完缸心而损坏缸体等。 移架时专人监护，严防夹破电缆及接线盒和冷却水嘴等；移架后及时升紧支架，支架顶梁平行顶板，端头后架不起拱。（三）循环工艺工作面采用“一采一放”的生产工艺，一个循环 0.8m，每天两班生产，一班检修，同时进行端头支护作业。二、工作面超前爆破及架顶爆破工作面部分煤质硬，f=23，两

23、顺槽顶板压力大，进行超前预爆破和架顶松动爆破弱化顶煤以转移压力、减小巷道变形和提高顶煤采出率。（一）超前预爆破弱化顶煤，转移回采巷道超前支护段压力超前预爆破在工作面35m以外进行，以松动、破碎顶煤，使超前压力向煤体深部转移，防止发生冲击地压及减少巷道变形。1、 炮眼布置及参数。 炮眼超前工作面3040m布置，一组两个炮眼，角度一大一小，垂直走向，与水平面夹角 4951，两孔间距 35m，斜长 1718m，方向指向顶板。用KHYD4CdI(A)型岩石电钻湿式打眼。2、 装药封孔。 正向装药，串联起爆，每孔分段装67个引药，毫秒煤矿许用电雷管引爆和煤矿许用二级硝铵炸药当班爆破，每孔药量为 12kg

24、，用黄泥土封孔，封泥长度不小于5m，孔口段为空段。3、雷管炸药消耗。平均日产取4 700t，则：万吨雷管消耗量：710 000/4 70014.9发，取14发。N1万吨炸药消耗量为1210 000/4 70025.5kg，取26kg。（二）、架顶松动爆破在顶煤坚硬区段局部进行架顶深孔松动爆破。1、炮眼布置及参数。炮眼沿工作面布置，排距4.8m，间距34.5m，前后排错距 1.5m，炮孔沿工作面单排线型布置，朝采空区方向，水平夹角 80，眼深 810m，用MZ12（A）型煤电钻打眼。炮眼数按经验取 8个。过渡架处扇形布Q1置炮孔，以利三角顶煤回收。2、装药封孔。采用 2 号煤矿许用销铵炸药正向爆

25、破，每孔装药量为孔深的1/2，每孔用 23 个煤矿许用毫秒电雷管串联引爆，采用黄土封孔，保证爆破效果，封孔长度不小于1m。3、雷管炸药消耗量万吨雷管消耗量：（8310 000）/4 70051.06 发 ， 取51发。N2万吨炸药消耗量：(8410 000)/4 70068.09kg ，取68kg。（ 三）三角顶煤的回收根据超前压力大小、巷道变形大小及三角顶煤垮落难易程度，在端头后架后柱与尾梁之间或在过渡架与端头架架间前部成扇形布置 36 个炮眼，眼深 618m，顶眼角度为 4250，煤壁侧炮眼与煤壁成 20夹角，端头后柱后架炮眼平行煤壁向前成 10，底眼垂直走向，俯角 1015，装药量为孔深

26、的Q22/3，黄土封孔，毫秒电雷管串联正向一次起爆，以连续爆落三角顶煤为宜，最大限度回收三角顶煤。当煤质硬、三角顶煤厚时，可适当增加架顶和三角顶煤爆破眼数，以取得最好的爆破效果，提高顶煤及三角煤的冒放性，从而进一步提高资源采出率。回收三角顶煤时，岩帮侧托梁、网子可提前不回收，待三角顶煤爆破放煤时，从后到前逐次回收托梁、 网子，保证有一定大小的放煤口，使三角顶煤顺利流出当放煤口较大时，可采取在端头后架侧面和煤帮间插放一定数量的圆木等方法，以控制三角顶煤放出量，防止三角顶煤放出过多而压死转载机。三、工作面正规循环生产能力因工作面分段高度 15m，工作面宽度 59m，一个循环 0.8 m，工作面日推

27、进度 4.8m，煤炭容重1.32t/m3，按采出率85计算，则工作面循环产量和日产量分别为： W1cLSh（590.8151.320.85）t794.376 t(594.8151.320.85)4766.256 t第三节 设 备 配 置工作面主要配备：MXG150/350D 型电牵引采煤机一台，截深 0.8m；ZF3600/17/28H 型支撑掩护式低位放顶煤普通支架 37 副；ZFG4000/16/30 型支撑掩护式低位放顶煤过渡支架两副；ZFDT4700/23/32型及ZFDT5760/23/32型端头前后架一组两副；SGZ764/200型前后部刮板输送机各一台，长度均为 59米；SZZ7

28、64/160 型转载机一台，长度 40 米；PLC110 型破碎机一台；DRB200/31.5A型乳化泵两台，一台工作，一台备用；SSJ-1000/275A型胶带输送机两台。w2cLSh工作面不设喷雾泵，工作面冷却、喷雾用水引自南风井地面200m3的静压水池，设备列车所用高低压电缆车为MC-1.5/6A型材料车，列车开关、 泵站等放置于 MP-1.5/6型平板车上。因两巷为锚网支护，超前支护段不配置回柱绞车，可在设备列车前布置一台JM-14绞车，可供拉移列车用。第三章 顶 板 管 理第三章 顶 板 管 理第一节 支 护 设 计一、工作面支护设计（一）工作面支护设计及支护工作面顶板采用北京开采所

29、设计的 37 副 ZF3600/17/28H 型低位放顶煤液压支 架 、 两 副 ZFG4000/16/30 型 放 顶 煤 过 渡 支 架 及 ZFDT4700/23/32 型 及ZFDT5760/23/32 型端头前后架一组两副,用全部垮落法管理，最大控顶距 5.56米，最小控顶距4.76米，端面距不大于320mm。ZF3600/17/28H型支架是针对华亭矿区煤炭赋存条件及特殊地质条件设计的，支架不但具有普通放顶煤液压支架的特点，而且采用了反四连杆机构，增大了放 煤 空 间 ， 增 强 了 支 架 的 整 体 稳 定 性 ， 其 特 征 为 ： 初 撑 力2525KN（P=31.4MPa

30、）；工作阻力 3 200KN；支护强度 0.46MPa；对底板比压（前端/平均）0-0.53/0.96MPa。ZFG4000/16/30 型放顶煤过渡支架是配合 ZF3600/17/28H 型低位放顶煤液压支架使用的，结构特点二者基本相同，其主要特征如下：初撑力 3200KN；工作阻力4000KN；支护强度0.63-0.65MPa；前端对底比压(f=0.2)1.9MPa。经前几个工作面实际使用证明，只要支架检修完好，使用正确，完全能满足工作面管理顶板的要求。其支护强度大于经验值：8（89.81152.5）kPa2943 kPa根据同煤层相似工作面经验值，预计本工作面矿压参数表5。表5 预计本工

31、作面矿压参数序号项目单位本面预计 1顶底板条件直接顶厚度m2.5m左右 基本顶厚度m510 直接底厚度m0.050.2pth81. 92直接顶初次垮落步距m56 3初次来压来压步距m2030 最大平均支护强度KN/m239004000最大平均顶底板移近量mm400来压显现程度较强烈 4周期来压来压步距m2227 最大平均支护强度KN/m24000最大平均顶底板移近量mm350来压显现程度较明显或强烈 5平时最大平均支护强度KN/m237003800最大平均顶底板移近量mm1002006巷道超前影响范围m正常生产时 30m 范围内较显著，周期来压时可达60m（二）工作面两顺槽支护设计工作面在回采

32、时，不破坏运输、回风巷原有的锚网索联合支护，只是在工作面超前动压影响区范内进行加强支护，以控制顶、帮，保证工作面正常生产。该支护参数是北京天地科技股份有限公司根据砚北矿井矿压实际参数，采用顶底板设计专家系统设计的，在实际应用支护过程中，总结动态监测结果，对局部巷道压力大、 顶煤破碎段支护已做了合理加强，完全能满足矿井安全生产的需要考虑综采放顶煤工作面开采强度大的特性，超前支护距离设计为30m。工作面两巷超前支护在此仅按巷道高度，按经验值进行验算即可：运输巷超前工作面 30m 范围内进行超前支护，20m 外在原有锚网索支护的基础上，在两巷帮分别用 DZ3.15(DZ2.8)型单体柱，“一梁三柱”

33、在7号形钢梁下打走向抬棚加强支护；20-5m，在原有锚网索支护的基础上，用 HDJA-1200、 HDJA-800（均为一字梁）、 HDJA-600铰接顶梁及DZ2.8（DZ2.5）型单体柱全断面加强支护，排距 1 400mm,柱距 1 800mm；5m 范围内用 ZFDT4700/23/32型端头前置架支护。回风巷超前工作面30米范围内进行超前支护。 20m外在原有锚网索支护的基础上，在两巷帮分别用 DZ2.8(DZ2.5)型单体柱，“一梁三柱”在 7 号形钢梁下打走向抬棚加强支护；20m 以内在原有锚网索支护的基础上，用 HDJA-800 、 HDJA-600 绞接顶梁及DZ2.8(DZ2

34、.5)型单体柱全断面支护，排距1400mm,柱距 1400mm。支柱实际支撑能力计算： （0.990.950.90.91.0300）229 KNRtKgKzKbKhKaR式中：-工作系数；Kg-增阻系数；Kz-不均匀系数；Kb-采高系数；Kh-倾角系数；Ka-支柱额定工作阻力，KNR依经验值，则两顺槽所需最大支护密度为：/(29432.8/15)/2292.4 根/m2，即 720 KN/m2，而实际支护为在原有锚网索支护的基础上加强了支护，运输支护密度为 1.6 根/m2，回风巷支护密度为 2.0 根/m2，可完全满足工作面生产控制顶板的需要。当煤质硬、巷道无变形时，随工作面生产推进，在检修

35、、端头作业时，在转载机可靠闭锁的条件下，沿工作面煤壁处回收运输巷上岩帮金属网和托梁，两nptRtpt煤帮处网子、托梁等则随工作面推进，逐步距回收。（三）端头支护设计为满足工作面前后部刮板机与转载机搭接及运料、行人等要求和安全通道需要 ， 工 作 面 上 端 头 采 用 两 副 ZFG4000/16/30 型 放 顶 煤 过 渡 支 架 及ZFDT4700/23/32型、ZFDT5760/23/32型端头前后架一组管理该三角区顶板。两副过渡架实现端头后架向工作面普通支架过渡，ZFDT5760/23/32 型端头后架，有机 实现了 工作面前后部刮板机 与转载机 搭接，其工作 阻力5760KN，ZF

36、DT5760/23/32型端头前架，能超前工作面煤壁 5m进行有效支护，其工作阻力为5 760KN。端头前后架行走时，一前一后，后架推前架，前架拉后架移架速度快，移端头架时工作面可平行作业。因顶板侧煤质较软，来压时，显现较缓慢，该处端头支护由普通ZF3600/17/28H 架替代端头架，随工作面推采，逐次拆掉绞接梁，前移支架即可。二、乳化液泵站（一）泵站的选型、数量由工作面支架工作原理知，其达到初撑力所需泵站压力为 31.4MPa，工作面移架方式为单架依次顺序式，立架柱径为 150mm，由此，工作面乳化液泵站可选用 DRB200/31.5A 型乳化泵两台，一台工作，一台备用，便可满足生产的需要

37、，其额定流量为200L/min,额定工作压力为31.5MPa。（二）泵站设置位置工作面泵站放置于运输巷设备列车上，且靠近工作面侧，即放置在列车尾部。（三）泵站的使用规定工作面每班设一名乳化液泵站司机管理，乳化液泵站司机必须熟悉乳化液泵的性能和构造原理，具备保养、处理故障的基本技能，经过培训、考试合格，取得操作资格证后，方可上岗操作。泵站司机必须遵守下列规定：1、 发现泵站开关、 电动机、 按钮、 接线盒等电气设备无法避开淋水时，必须妥善遮盖。2、电动机及开关地点附近 20m 以内风流中瓦斯浓度达到 1.5%时，必须停止运转，切断电源，撤出人员，进行处理。3、用专用容器配置乳化液，必须保证乳化液

38、浓度始终符合 3%5%规定，保证配液用水清洁。4、必须保证乳化液泵的输出压力应不小于30MPa；检修泵站时必须停泵。5、 修理、 更换主要供液管路时必须关闭主管路截止阀，不得在井下拆检各种压力控制元件，严禁带压更换液压件。6、严禁擅自打开卸载阀、安全阀、蓄能器等部位的铅封和调整部件的动作压力。7、在正常情况下，严禁关闭泵站的回液截止阀。8、 供液管路要吊挂整齐，保证供液、 回液畅通。 要按以下要求进行定期检查、检修，并做好记录： （1）每班擦洗一次油污、脏物；按一定方向旋转过滤器 12 次；检测两次乳化液浓度。 （2）每天检查一次过滤器网芯。（3）每10 天清洗一次过滤器。 （4）至少每月清洗

39、一次乳化液箱。9、 操作时发现有异声异味、 温度(泵、 液)超过规定、 压力表指示压力不正常，乳化液浓度、液面高度不符合规定，控制阀失效、失控，过滤器损坏或被堵不能过滤及供液管路破裂、脱开时，应立即停泵。10、开泵前必须发出开泵信号；停泵时，必须发出信号，切断电源，断开隔离开关。11、无论是停泵还是开泵的工作期间，泵站司机均不得脱离岗位。12、 停泵后要把各控制阀打到非工作位置，清擦开关、 电动机、 泵体和乳化液箱上的粉尘。13、按规定程序开、停泵，停泵后要卸载，不得重载起动泵站。14、随时用折射仪检查乳化液浓度，不符合要求时再进行配制，直止合格。15、 在现场向接班司机详细交待本班设备运转情

40、况、 出现的故障、 存在的问题。按规定填写乳化液泵站工作日志。第二节 工作面顶板管理一、正常工作时期的顶板管理采煤机割煤后，必须及时距后滚筒 3-5米单架依次顺序随机移架，追机作业；当支架与采煤机之间的悬顶距离超过此规定或发生冒顶、 片帮时，应当要求停止采煤机；支架高度不得大于 2.6m，不得小于 2.2m，当工作面实际采高不符合上述规定时，应报告工长采取措施；严禁随意拆除和调整支架上的安全阀；必须按从上口到下口、 从下口到上口或从中间到两头的顺序交替移架，不得擅自调整和多头操作；移架受阻时，必须查明原因，不得强行操作；必须保证支架紧密接顶，初撑力达到规定要求，工作面顶底平直；顶板破碎时，必须

41、在架顶铺网或架木梁、打撞楔等进行超前支护，严防架前冒顶；移架后支架高低、前后不错茬，端面距不大于320mm，支架垂直煤壁。放煤不得在最大端面距下进行，不得在采煤机割煤处放煤，前部刮板机移直后必须及时移设端头支架。二、特殊时期的顶板管理（一）周期来压及工作面过拐点时的顶板管理工作面周期来压时，采取以下方法加强工作面顶板管理：割煤后及时带压擦顶移架，及时伸出前探梁支护顶板。移架时少降快拉、步距够，支架升起后有足够的初撑力。片帮严重地段，在保证有足够采高的情况下，及时超前移架，严防架前冒顶。上下出口及时支护、移端头，尽量减少空顶面积，严防冒落、片帮及破坏原支护。工作面上下出支护质量好；绞接梁不缺防飞

42、板销。超前支柱必须达到额定初撑力，对卸载柱必须及时更换或补打。顶煤裂隙发育、压力大，易片帮、冒顶时，加快推进度，减少空顶距。发生冒顶时，在有经验的老工人监护下，确认稳定后，架设小木垛或用撞楔法等及时绞顶，严防进一步扩大。严禁空顶作业，处理冒落区时，人员站在支架完整的安全地点，并有安全出口。冒顶区，顶板破碎区尽可能减少支架反复升降次数。工作面冒顶时必须及时停止刮板输送机处理，不得使其进一步扩大。巷道冒顶抽条处加强超前支护，并加快推进度。及时检修处理支架漏窜液，保证支架高度，严防支架压低放不出顶煤或被压死。支架降低或压低时，及时适量挑顶或卧底，升高支架，严防压成死架。安全阀漏液或失效时及时更换检修

43、。及时补打推移转载机时拆卸的单体支柱。架顶爆破时装药量适中，并封好孔，不得超前工作面煤壁打眼爆破。工作面超前压力大时，必须放好超前深孔炮，使工作面超前压力向煤体深部转移。工作面过拐点期间，必须按过拐点方案认真组织生产，不得盲目转向，以防止前后部刮板机上下窜而影响正常生产。（二）停采前的顶板管理工作面停采时，顶板支护方法如下：(1)当工作面回采至距停采线 15 米，停止工作面超前预爆破作业及架顶松动爆破作业，停止工作面两道岩帮侧网子及金属托梁的回收，工作面其它生产正常进行。(2)工作面煤壁采至距停采线 15 米时，工作面停止放顶煤，开始铺双层金属网，金属网为上下错层铺设，错距为 500mm，金属

44、网沿工作面走向搭接长度为 100mm，沿煤层倾向方向搭接长度为 200mm，两片网间用 12#铅丝双股环环相连，并开始在煤层顶板上打注 222400mm左旋无纵筋高强度螺纹锚杆，锚杆间排距为 700800mm，顶板较破碎时，打锚杆时可加 2.6 米长的钢筋托梁，以保证锚杆支护质量，每个锚杆钻孔注两支树脂药卷：一支为 CK2335，另一支为ZK2360。利用锚杆机拧紧螺母，螺母预紧力矩应达到100N.m。工作面铺网期间采高不得小于2.5米，割平工作面顶底板，并和运输、回风巷在同一水平，便于支架运输。 对工作面顶部易冒顶处，要及时采取打超前锚杆及在网顶沿工作面走向架长圆木等方式及时进行支护，以防工

45、作面在回撤支架时顶部冒落，难以回撤。(3)当工作面距停采线 2.5m时，前部刮板输送机和支架开始脱离，利用单体柱辅助前移刮板输送机至停采线处，形成支架回撤通道。 回撤通道顶部及煤帮支护同架顶支护。当顶板较破碎时，可在支架上部垂直煤壁每 1500mm 架设一2003000mm 优质圆木，并与液压支架接触紧密，不滚动，煤帮侧用DZ3.15（DZ2.8）单体支柱支撑，工作面上下出口煤帮处适量爆破并用锚网支护好，且架设 11#矿工钢或形钢梁支护完好，以利工作面支架等设备回撤，所有柱头必须用10#铁丝绑扎好。(4)工作面运输、回风巷中，超前工作面煤壁不小于 30米段范围，“一梁三柱”在原锚网支护下打走向

46、抬棚加强支护，以保证工作面撤架时的安全。第三节 运输巷、回风巷及端头顶板管理一、工作面运输巷、回风巷的顶板管理（一）运输巷、回风巷的超前支护运输巷超前工作面 30m范围内进行超前支护，即在原有锚网索支护的基础上，在两巷帮分别用DZ3.15(DZ2.8)型单体柱，“一梁三柱”在7号形钢梁下打走向抬棚加强支护。回风巷超前工作面 30 米范围内进行超前支护，即在原有锚网索支护的基础上，在两巷帮分别用 DZ2.8(DZ2.5)型单体柱，“一梁三柱”在 7 号形钢梁下打走向抬棚加强支护。（二）运输巷、回风巷的加强支护根据前 5 分段工作面矿压显示结果知，当工作面回采时，超前工作面 510m 范围内超前动

47、压显现突出、 明显，本工作面要求对超前20m范围内运输、 回风巷内均进行加强支护。运输巷超前工作面 20-5m范围内，随超前支护抬棚的拆除，立即在原有锚网索支护的基础上，用HDJA-1200、HDJA-800、HDJA-600绞接顶梁及DZ2.8型单体柱全断面加强支护，排距 1 400mm,柱距 1 800mm；5m 范围内用 ZFDT4700/23/32型端头前置架支护。回风巷超前工作面 20 米以内，随超前支护抬棚的拆除，立即在原有锚网索支护的基础上，用 HDJA-800、HDJA-600绞接顶梁及DZ2.8(DZ2.5)型单体柱全断面加强支护，排距1400mm,柱距1400mm。二、工作

48、面安全出口的管理（一）支护形式采用两副 ZFG4000/16/30 型过渡支架、一组两副 ZFDT4700/23/32 型及ZFDT5760/23/32型端头前后架对工作面上出口及超前工作面煤壁前 5m进行支护管理。工作面下出口采用ZF3600/17/28H型支架配合 HDJA-800、 HDJA-600铰接顶梁及 DZ2.8(DZ2.5)型单体柱管理工作面下出口。（二）质量要求要求前部刮板机推直后，及时移设端头架，移设端头支架前打好超前支护，移架后及时升紧支架，支架顶梁平行顶板，端头后架不起拱，支架高度符合要求。随工作面支架前移而渐续拆掉一字和十字铰接梁，不提前拆卸铰接梁，工作面下出口地架不滞后。所有支架升紧升平，达到初撑力，顶梁平行顶板。所用单体支柱必须完好，柱头必须用10铁丝可靠绑扎，铰接梁平，接顶良好；柱腿正，不迈步。（三）与其他工序之间的衔接关系工作面上出口端头架移设，在前部刮板输送机推直后可平行工作面生产及时进行，上出口支护由端头班在工作面设备检修时进行，生产班只进行拆卸铰接梁和适当补打支护距离即可。 工作时人员不得站在运转的转载机槽帮上，转载机必须可靠停止、闭锁转载机。工作面下出口支护，在采煤机割透下口煤体，返刀后及时移架，移架前适时拆除架前一定距离的铰接梁。三、支护材料的使用数