E3201面作业规程.pdf

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1、第一章第一章 概况概况第一节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工作面位置及井上下关系表（表一）工作面位置及井上下关系表（表一）煤(矿)层3 煤名称工作面E3201名称地面概况井下位置及四邻采掘情况位置E3201 工作面地面位于副井井口东南 1045m2425m 范围内，驻跸村以东930m1055m 范围内,驻跸新村以东 310m395m 范围内，工作面开采范围内或其附近有三个家禽养殖场。该面井下位于东二采区南翼，E3105 工作面以东，F60、DF38 断层之间，其范围西至 F60 断层煤柱线，东至 DF38 断层煤柱线，南至 3930743.5 纬线，北至-870 东翼轨道大

2、巷或下山煤柱线。四邻采掘情况：该面东部尚无采掘工程，西部约 240m320m 外为 E3105 工作面采空区（中面和外面）或 440m510m 外为 3101 东面采空区（里面和中面），北部有-870 东翼开拓大巷或开拓下山，南部无采掘工程。回采对地面设施的影响该工作面的回采对地面上的驻跸村、驻跸新村的民房及地面的高压线基本无影响。平距走向长(m)斜距561545倾向长(m)斜距150平距129.4斜面积(m2)55775地面标高(m)工作面标高(m)水平名称-870m 水平采区名称东二采区+54.5+57.9-835.5-1019.3E3201 工作面煤层底板等高线平面图（1:2000）1第

3、二节第二节煤煤层层煤煤层层情情况况表表（表二）（表二）煤层倾角()煤煤层总厚(m)3.34（0.19）2.43层可采指数1.0变异系数（）15.72稳定程度较稳定情该面 3 煤为气煤，总厚度 2.77.5m，平均 5.23m，煤层中有一层较稳定的夹矸，位于煤层中下部，距煤层上界面约 3.34m，厚度为 0.00.3m，岩性为炭质泥岩或泥岩。煤况层结构复杂，煤层倾角 1535，平均 26，煤层普氏硬度系数 f=1.8。煤M()A()粘结性V()FC()S()Y(mm)P()Q(mj/kg)质情况3 煤为低灰至中灰、特低硫、特低磷、高挥发份的气煤，富油、粘结性中等。2.6814.05中等37.48

4、53.690.4010.90.03228.30工业牌号QM432.77.55.23煤(矿)层结构153526附图一：E3201 工作面综合地层柱状图(1:200)第三节第三节煤层顶底板煤层顶底板煤层顶底板情况表（表三）煤层顶底板情况表（表三）顶底板情况岩石名称厚度(m)岩石特性煤层顶底板情况老顶灰白色，深灰色,薄层状，斜层理,见黑色13.4523.8条纹,顶部见透镜状层理,含长石,绿泥石,中、细砂岩17.89白云母片,硬度较大,具裂隙、充填深灰色矿物,f=56.5。粉砂岩1.623.051.90灰色，深灰色,中厚层状,含黄铁矿及植物茎叶化石,局部已炭化,硬度较小,具裂隙，f=34。灰色，薄层状

5、，波状层理,透镜状层理，偶见水平层理，含植物根化石及黄铁矿，夹细砂岩薄层或细砂岩集合体，f=4.5。直接顶直接底粉砂岩0.42.921.64老底灰-深灰色，薄层状，变形层理,含少量黄8.6114.15细、粉砂岩铁矿,夹带粉砂质及褐灰色透镜体,硬度较11.66大,具裂隙,f=6.0。附图一：E3201 工作面综合地层柱状图(1:200)2第四节第四节地质构造地质构造一、断层情况以及对回采的影响一、断层情况以及对回采的影响E3201 工作面位于 F60、DF38 断层之间，工作面范围内的煤层的基本构造形态为一单斜构造，煤层走向约 20325，倾向约 11055，倾角约 1535，平均 26。根据巷

6、道实际揭露，工作面范围内近倾向断裂构造发育，掘进过程中实际揭露断层 49 条，落差 0.535m，均为近正断层。由于该面靠近 DF38、F60 大断层，受其影响，回采过程中预计还会揭露个别小断层，对工作面的正常回采产生不同程度的影响。该面范围及其周围未发现陷落柱、火成岩等特殊地质构造体。巷道揭露及物探探明的断层情况详见下表：断断 层层 情情 况况 表表（表四）（表四）构造名称走向()倾向()倾角()F60DF38DF38-1DF102DF93F14-1F157pg1pg2g1g2g3g4g5g6g7g8g9g10g11p1p2p3p4p5p6p7p8qw1qw2t1t2t3qz1qz23401

7、51358083222201057810888978989879347472125111694101101869187345003486625010545170173522901516819817818735935935718313713711111528110618411111761811773049527027025896968355575807050456068804080745550505045455860504580704065204550454560306075753性 质正断层正断层正断层正断层正断层正断层正断层正断层正断层正断层正断层正断层正断层正断层正断层正断层正断层正断层正

8、断层正断层正断层正断层正断层正断层正断层正断层正断层正断层正断层正断层正断层正断层正断层正断层正断层落差（m）511514885105.08.02.510.00705.03.010.02.55.02.02.01.50.53.01.01.01.52.02.42.53.06.02.51.52.00.61.51.51.01.51.22.51.30.5对回采影响程度影响较大有一定影响无影响影响较大影响较大影响较大影响较小无影响影响较大影响较大影响较大影响较小影响较小影响较小影响较小影响较大影响较小影响较小影响较小影响较小影响较小影响较大影响较大影响较小影响较小影响较小影响较小影响较小影响较小影响较小影

9、响较小影响较小影响较小影响较小影响较小qz3qz4fp1pL1PL2pL341114615013092311204966040182454565407060正断层正断层正断层正断层正断层正断层1.51.04.53.02.01.5影响较小影响较小影响较大无影响无影响无影响附图一:E3201 工作面轨道顺槽、运输顺槽、切眼、探巷和运煤巷实测剖面图(1:1000)第五节第五节水文地质水文地质一、水文地质情况一、水文地质情况该面位于 F60、DF38 断层的下盘，根据 E3201 工作面轨顺、皮顺、切眼、探巷、运煤巷及附近采掘工程实际揭露情况和附近块段的水文地质条件，经综合分析认为，该面范围内的水文地

10、质条件比较简单。影响 E3201 工作面回采的含水层主要有 3 煤顶、底板砂岩裂隙含水层、三灰岩溶裂隙含水层及断层水和钻孔水。1 1、3 3 煤顶、底板砂岩裂隙含水层煤顶、底板砂岩裂隙含水层根据星 03 钻孔资料，3 煤顶板砂岩含水层厚 17.89m，3 煤底板砂岩含水层厚 9.46m，主要由细砂岩、中砂岩组成。根据精查地质报告和已回采工作面及该面上、下两巷采掘工程实际揭露，3煤顶、底板砂岩含水层富水性较弱，但不均一，透水性差，属开采 3 煤的直接充水含水层，主要以淋水、渗水形式出现，对该面的安全回采影响不大。据星04 钻孔抽水试验资料，3 煤顶底板的静水位标高+37.32m，单位涌水量 0.

11、001334 L/s.m。2 2、三灰含水层、三灰含水层根据星 03 钻孔资料，三灰含水层厚度 6.00m，岩溶、裂隙比较发育，多被方解石充填，富水性较弱，但岩溶、裂隙发育程度、富水性不均一，三灰上距 3 煤平均 43.5m，为开采 3 煤的直接充水含水层。据星 04 钻孔抽水试验资料，三灰的静水位标高+31.51m，单位涌水量 q=0.0006261L/sm（西翼星 34 号抽水资料），据东翼-870 水平轨道巷实际揭露和井下打钻资料，本井田东翼内的三灰富水性较弱，仅局部含少量水，对该面的安全回采影响较小。3 3、断层水、断层水该面西部为 F60 断层，落差为 5115m，根据井田东翼开拓巷

12、道及 E3202 工作面采掘工程实际揭露，F60 断层不含水，不导水，属阻水断层，同时又按矿井水文地质规程的规定在落差大于 30m 的地段又留设了足够的保安煤柱，因此 F60 断层对该面的正常回采构不成威胁；东部为DF38 断层，落差为 1488m，根据打钻资料和探巷验证，DF38 断层不含水，不导水，属阻水断层，同时又按矿井水文地质规程的规定留设了足够的保安煤柱，因此 DF38 断层对该面的正常回采构不成威胁。面中部的pg1、DF93、DF102 倾向断层经实际揭露，不含水，也不导水，均属阻水断层，且该面推至 pg1、DF102 断层附近时，跳采过断层，不直接推至（揭露）断层，因此 pg1、

13、DF93、4DF102 断层对该面回采影响较小。4 4、钻孔水、钻孔水该面轨顺中部外侧有一地面勘探孔（星 03），终孔层位为三灰以下 16.39m 的泥岩，封孔质量合格，根据轨顺掘进期间打钻探测，星 03 孔不导水，钻孔附近没水；该面皮顺中部外侧有一地面勘探孔 50-2，终孔层位为 3 煤上界面以上 61.04m 的泥岩，封孔质量合格，且终孔位置处于冒落带、裂隙带以上。因此该两钻孔对本面的安全回采基本上没有影响。二、涌水量预计二、涌水量预计据井下巷道和已采工作面揭露资料，3 煤顶、底板砂岩的最大涌水量为 10m3/h，该面上、下两侧靠近 F60、DF38 大断层，使回采范围内的 3 煤与下石盒

14、子组底界的中、细砂岩对口接触或间距较小，导致 3 煤或其顶、底板含水层可能接受下石盒子组底界中、细砂岩含水层的侧向补给，使其涌水量相应变大，因此3 煤顶、底板砂岩的最大涌水量按20m3/h 考虑，正常涌水量按10m3/h考虑；三灰含水较弱，生产过程中基本上无水，可以忽略，防灭火注浆及生产用水预计为 10m3/h，以此计算该面最大涌水量为 30m3/h。正常涌水量为防灭火注浆水、生产用水和 3 煤顶、底板砂岩的正常涌水量 10m3/h，以此计算该面的正常涌水量为 20m3/h。第六节第六节影响回采的其它因素影响回采的其它因素影响回采的其它地质情况表（表五）影响回采的其它地质情况表（表五）瓦斯影响

15、回采的其它地质情况普氏硬度(f)地压地温煤(矿)尘煤的自燃CH4：绝对涌出量：0.0m3/min，相对涌出量：0.0m3/t，属低瓦斯煤层。CO2：绝对涌出量：5.12m3/min，相对涌出量：5.86m3/t。具有爆炸危险性，爆炸指数为 38.90%。自燃煤层，实验发火期从 27.7起为 52 天，统计自然发火期为 31 天。恒温带深为 50m，温度为 17.5，3 煤至恒温带地温梯度为 1.9/100m。据此计算该面煤（岩）层的最高气温为 38。3 煤具有煤岩冲击倾向，3 煤老顶为弱冲击倾向。回采过程中，受主应力（垂直应力）和构造应力影响，顶板常在割煤、放煤、移架、初次来压、周期来压时压力

16、重新分布过程中出现震动（深处弱冲击），震动事件多集中在工作面煤壁前后 4060m 范围内。煤层1.8夹矸1.52.0直接顶3.04.0直接底5.06.55第七节第七节储量及服务年限储量及服务年限一、储量一、储量工作面E3201走向长（m）561倾斜长（m）里段 150外段 160斜面积（m2）55775煤厚容重工 业 储 量(t)405467回采率可 采 储 量(%)86(t)348701（m）(t/m3)5.231.39二、工作面服务年限二、工作面服务年限工作面的服务年限=545/（0.63525）6.9（个月）第二章第二章采煤方法采煤方法第一节第一节巷道布置巷道布置一、采区设计、采区巷道布

17、置概况一、采区设计、采区巷道布置概况东二采区是星村煤矿建井投产的第二个采区，该采区位于工业场的东北，采区内构造较复杂。根据采区煤层赋存特点及构造特征，采区巷道布置采用走向长壁采煤法的采区巷道系统布置。采区布置一组（三条）水平大巷，分别为东翼-870m 水平轨道巷、东翼-870m 水平运输巷及东翼-870m水平回风巷。为采区主要服务巷道。E3201 工作面三顺槽沿走向布置，局部沿伪倾斜布置，分别通过 E3201 工作面轨道顺槽联络巷和 E3201 工作面运输顺槽联络巷与东翼-870m 水平轨道巷、东翼-870m 水平运输巷联通。E3201 工作面煤质较为松软具有可放性。相邻工作面煤层顶板均随采随

18、冒，直接顶有一定厚度，采空区不悬顶，冒落的松散岩石基本上充满采空区。本着安全可靠、高产高效、经济合理的原则，E3201 工作面选用综采放顶煤开采方法。二、工作面轨道顺槽二、工作面轨道顺槽E3201 轨道顺槽沿走向布置；沿煤层底板掘进，局部受地质构造影响沿煤层顶板掘进，采用锚网带+锚索支护方式。锚杆型号顶板为 KMG500-22-2400，锚杆间排距均为 0.80.1m，配合菱形金属网及钢带并增加锚索支护。顺槽净宽3.8m，净高3.0m,巷道净断面积 11.4 m。轨道顺槽内布置有 108 注浆、89 防尘、压风管路各一趟，该巷用于工作面进风和运料。并在轨道顺槽合适位置设置移动变电站、泵站列车等

19、设备。三、工作面运输顺槽三、工作面运输顺槽E3201 工作面运输顺槽沿走向布置；局部沿煤层底板掘进，局部受地质构造影响沿煤层顶板掘进，采用锚网带+锚索支护方式。锚杆型号顶板为 KMG500-22-2400，锚杆间排距均为 0.80.1m，配合菱形金属网及钢带并增加锚索支护。顺槽净宽 4.1m，净高 3.0m，净断面积 12.3m2。运输顺槽62内布置有 89 防尘、压风管路及束管监测系统等管线，巷道用于工作面回风和运煤，装备有转载机、皮带运输机等。四、工作面中顺槽四、工作面中顺槽E3201 工作面运输顺槽沿走向布置；局部沿煤层底板掘进，局部受地质构造影响沿煤层顶板掘进，采用锚网带+锚索支护方式

20、。锚杆型号顶板为 KMG500-22-2400，锚杆间排距均为 0.80.1m，配合菱形金属网及钢带并增加锚索支护。顺槽净宽 4.1m，净高 3.0m，净断面积 12.3m2。巷道用于工作面回风和运料。五、采煤面切眼五、采煤面切眼切眼为矩形断面，为沿煤层顶板掘进。巷道净宽7.0m，净高2.8m，断面积19.6m2，采用锚网带+锚索支护，锚杆型号、金属网规格与顺槽相同，锚杆间排距均为 0.80.1m；锚索型号SK18/101700Q，间排距为 1.2m1.6m；沿切眼中线向两帮各偏 1.2m 支两排单体戴帽点柱，柱距为 1.00.1m，排距为 2.40.1m，柱帽为铰接顶梁。六、硐室及其它巷道六

21、、硐室及其它巷道在该面切眼中部布置采煤机组装硐室，深1m,长12.5m,高2.8m,采用锚网带锚索支护顶板。附图一：工作面位置及巷道布置图第二节第二节采煤工艺采煤工艺一、采煤工艺一、采煤工艺本工作面开采的煤层为 3 煤，平均煤厚 5.23m，采用走向长壁后退式采煤法，根据煤层厚度和煤层赋存条件以及我矿的设备状况，E3201 工作面采用综采放顶煤工艺，自然垮落法管理顶板，采高 2.30.1 m。其主要工序：破煤：采用 MG250/601-QWD 型采煤机割煤,正常割煤时采用前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，速度不大于 7.0m/min，顶煤通过支架尾梁插板摆动使顶煤破碎；装煤：采煤机自行装煤为主，余煤

22、在移溜时由铲煤板或人工装煤，顶煤通过支架插板的伸收和尾梁的下落使顶煤落至后溜；运煤：工作面的煤由刮板运输机运至运输顺槽转载机和胶带输送机，经回风巷胶带运输机运到煤仓。支护：工作面采用 ZF6200/17/30 型液压支架支护，下端头采用 ZFG6500/19/32 过渡支架和ZF6200/17/32 中间支架支护。采空区处理：采用自然垮落法处理。二、破煤方法二、破煤方法71、采煤机的进刀采煤机的进刀采用端部斜切进刀方式，斜切进刀段长度不小于30m。具体操作如下：采煤机自溜尾斜切进刀后向溜头割煤，自下而上至溜尾将弯曲段运输机移直。采煤机向下割透溜头后，反向向上牵机，跟机自下而上向溜尾顺移运输机。

23、上牵机至溜尾，跟机自下而上移运输机至采煤机后滚筒，弯曲段距离不小于20m。采煤机自溜尾沿弯曲段斜切进刀后，将弯曲段运输机按自下而上的顺序移直，恢复初始状态。采煤机进刀原则上由上而下进刀，大部分下行割煤，如遇加刀调采或顶板破碎地段可改变进刀方向。2、割煤方式：双向割煤，往返一次进一刀，截深 0.63m。3、放煤方式：液压支架尾梁插板伸缩、摆动放顶煤，采用双轮顺序放煤，放煤顺序自下向上。每推进一刀的放煤工作分两轮完成。前后两轮的放煤口相距57架。第一轮放出煤量的1/22/3，第二轮以放出矸石不超过当时放出煤量的1/3为宜，待放煤结束后升起支架尾梁，伸出插板。4、采放比：工作面煤厚5.23m，采高2

24、.3m，放煤高度2.93m，则采放比：1：1.27。5、初采、末采及端头顶煤的处理：1）工作面初次放煤步距预计510m，生产时以顶煤能够放下时的推进距离作为初次放煤步距；停采前9m工作面不放煤。2）由于工作面倾角较大，为确保过渡支架处顶板的稳定，下端头3组支架不放顶煤，上端头2组支架不放顶煤（具体不放顶煤位置可根据现场顶板以及工作面坡度调整）。6、工序过程：具体正规循环作业顺序：割煤移架移溜，放顶煤只要在下一刀割煤前完成即可。附图二：采煤机斜切进刀方式示意图附图三：E3201 面正规循环作业图表工艺流程：割煤移架推前溜放顶煤拉后溜三、工作面正规循环生产能力三、工作面正规循环生产能力工作面里段斜

25、长 150m，推进长度 130m；外段斜长 160m；推进长度 431m，煤厚 5.23m，循环进尺 0.63m，每日按 5 循环组织生产，设计割煤高度 2.3m，放煤高度 2.93m。(说明：工作面割煤回采率为 99%，除去两端头及初采、停采不能放顶煤的影响，工作面综合回采率为里段 85%，外段 86%。)则：8里段：综合回采率1301502.399%+（130-6）（150-3）（5.23-2.3）/（1301505.23）100%=85%;循环产量1500.632.399%+2.93（150-3）/1501.39676.3t；日产量676.353381.5t；月产量3381.52590%

26、7.6 万 t外段：综合回采率4311602.399%+（431-9）（160-3）（5.23-2.3）/（4311605.23）100%=86%;循环产量1600.632.399%+2.93（160-3）/1601.39721.9t；日产量721.953609.5t；月产量3609.52590%8.1 万 t由上述计算可知，每天 5 个循环可满足设计要求：第三节第三节设备配置设备配置一、设备配备情况一、设备配备情况（一）液压支架：（一）液压支架：主要技术特征如下：（1）基本液压支架：型号：ZF62001730 型支架支撑高度：17003000mm伸缩前梁伸缩量：700mm工作阻力：6200K

27、N(37.5Mpa)支护强度：0.850.87MPa移架步距：630mm（2）过渡支架：型号：ZFG65001932 型支架支撑高度：19003200mm伸缩前梁伸缩量：700mm工作阻力：6500KN支护强度：0.850.87MPa移架步距：630mm（二）采煤机：（二）采煤机：选用 MG250601QWD 双滚筒无链电牵引采煤机，主要技术参数如下：采高：1.6m3.0 m装机功率：601kW适应 最大 坡度：35o牵引速度：07m/min9截深：630 mm（三）运输设备：（三）运输设备：1、刮板输送机型号：SGZ730/400 型中双链刮板输送机；中 部 槽 规 格：（长宽高）15007

28、30260mm；链速：0.94m/s；运输能力：700t/h；电机功率：2200 kW；2、转载机：型号：SZZ764/160 型中双链刮板转载机；中 部 槽 规 格：（长宽高）1500764222mm;链速：1.4m/s；运输能力：900t/h；与皮带有效搭接长度：13m；3、破碎机型号：PLM1000破碎能力：1000t/h最大 入口 尺寸：700700mm电机功率：110kW电压：1140V4、顺槽可缩胶带输送机（1 部）型号：SSJ1000-2250带宽：1000mm；电机功率：250kW（单电机）；运输能力：800t/h；辅助运输设备选用 1.0T 的矿车和平板车及其它材料车,牵引设

29、备选用稳车。附图四：E3201 面设备布置示意图第三章第三章顶板管理顶板管理第一节第一节支护设计支护设计一、一、液压支架支护强度验算：液压支架支护强度验算：101 1、顶板载荷的计算（按经验公式计算）：、顶板载荷的计算（按经验公式计算）：Q 9.8NhFr/10009.882.37.42.7103/10003602.8KN6200KN式中：Q支架载荷，KN；N支架载荷相当采高岩重的倍数，根据计算及实测分析，一般认为对中等稳定顶板以下时可取 N=68，取 8；h煤层的采高，m，取 2.3；F支架的支护面积，m2，取 7.4；r顶板岩石的密度 kg/m3，取 2.7103。2 2、用估算法计算支架

30、支护强度为：、用估算法计算支架支护强度为：P Mr9.8=82.32.79.8=487KN/m2式中：顶板岩柱相当于采高的倍数，取 8 倍；M 采高 2.3m；r岩石容重 2.7T/m3；3 3、矿压观测实测的四个综采工作面支护强度：、矿压观测实测的四个综采工作面支护强度：初次来压时平均：518.6 KN/m2，一般 487 KN/m2。周期来压时平均：532.96KN/m2，一般 487 KN/m2。平时最大 600 KN/m2，一般 445 KN/m2；故平均最大支护强度为 532.96 KN/m2。4 4、选择工作面支护强度：、选择工作面支护强度：根据以上计算，结合E3105 面、E32

31、02 面、E3101 东面经验，表六：同煤层矿压观测选择或预计本工作面矿压参数参考表，考虑本井田煤层赋存深度大，断层构造发育等特点，工作面选用 ZF6200/17/30 型支撑掩护式液压支架，支护强度 0.850.87Mpa，端头选用 ZFG6500/19/32 型端头液压支架，支护强度 0.850.87MPa。工作面支护强度大于 0.533Mpa，满足要求。5 5、支护设备选择、支护设备选择E3201 工作面选用基本支架 ZF6200/17/30 型支架 97 组，下端头配置 3 组 ZFG6500/19/32 型过渡支架。全面共计 100 组支架，从下端头至上端头依次编号 1100 号支架

32、。6 6、支护强度校验：、支护强度校验：E3201 工作面液压支架型号为 ZF6200/17/30，额定支护强度 850 KN/m2。E3101 东面在老顶初次来压时，工作面支架工作阻力在线监测周期来压时支护强度平均最大值是 685.33 KN/m2，与经11验公式计算数相比稍大，但其值只占支架额定支护强度的 685.3385080.63%。故所选架型（支撑掩护式）能够满足顶板管理和安全生产需要。同煤层矿压观测选择或预计本工作面矿压参数参考表（表六）同煤层矿压观测选择或预计本工作面矿压参数参考表（表六）序号项目单位mmmmmKN/m2mmmKN/m2mmKN/m2mmmMPa类级mE31052

33、.07.52.413.2540.85581158.7不明显20.2964795.55不明显600.161116.59二类二类15.9-82E32022.07.52.46.3548.3487.0369.4不明显26.3480.590.2不明显441.967.5116.59二类二类16.1-56E3101 东面7.913.052.86.5543.1487.7148不明显28.2463.590.1不明显431.281116.59二类二类0-70最大值/平均值7.9/3.97=1.9913.05/9.35=1.402.8/2.53=1.1013.25/9.548.3/45.38581/518.6158

34、.7/126不明显28.2/24.8647/532.96100/95.2不明显600/496.780/69.5116.59二类二类16-691顶底板条件直接顶厚度老顶厚度直接底厚度2直接顶初次跨落步距来压步距3初次来压最大平均支护强度最大平均顶底移近量来压程度来压步距4周期来压最大平均支护强度最大平均顶底移近量来压程度最大平均支护强度最大平均顶底移近量5平时678910直接顶悬顶情况底板容许比压直接顶类型老顶级别巷道超前影响范围二、乳化液泵站二、乳化液泵站（一）泵站选型、数量（一）泵站选型、数量型号：BRW-31531.5公称流量：315 Lmin公称压力：31.5 Mpa12电机功率：200

35、 KW数量：1 套（二泵一箱）；（二）泵站设置位置（二）泵站设置位置泵站设置在 E3201 工作面轨道顺槽合适位置。（三）泵站使用规定（三）泵站使用规定（1）乳化泵压力不低于 30Mpa，不大于 31.5Mpa。乳化液浓度 3%5%。（2）加强支架与泵站等液压系统维修，杜绝系统的窜漏液。第二节第二节工作面顶板管理工作面顶板管理一、正常工作时期顶板支护方式一、正常工作时期顶板支护方式1、采用追机移架的方式对顶板进行及时支护，采煤机割煤后，先移支架，再移运输机，即：割煤移架上牵机移运输机，采用带压擦顶移架方式移架。正常移架滞后采煤机一般不超过35 个支架，最多不超过 6 架，端面距不大于 340m

36、m；为防止因空顶时间过长而出现冒顶，顶板破碎时，要紧跟前滚筒移架或超前移架，即当发现片帮严重时，不等采煤机割煤，就进行移架，再进行其它操作，即：移架割煤移运输机。移架步距 0.63m。基本支架移架操作顺序：伸后溜千斤顶收伸缩梁少降前梁降后立柱降前立柱移架升前立柱升后立柱伸伸缩梁。2、过渡支架的移架顺序为：先移2架（99架），再移3架（100架），最后移1架（98架）。二、特殊时期的顶板管理二、特殊时期的顶板管理（一）来压及停采前的顶板管理（一）来压及停采前的顶板管理根据 E3105 面、E3202 面、E3101 东面经验数据预计该面初次来压步距 3040m，周期来压步距为 2030m，为此应

37、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（不低于24Mpa），泵站系统压力不得低于30 Mpa，乳化液浓度在 35范围内，超前支护支柱初撑力不低于 90KN。3、支架支护状态良好，系统不渗不漏，安全阀满足要求。4、按正规循环作业，尽量加快推进速度，尽可能的减小来压对回采的影响，面前出现地质构造要配合板棚背顶控制顶板，机组司机严格控制采高沿底板推采，工作面运输机及时调整顺坡，避免支架超高或压死。5、来压时要带压操作及时超前移架，正确使用好伸缩梁，对顶板及时支护。136、若出现

38、片帮必须及时伸出支架伸缩梁，缩小面前空顶。7、拉架时要做到少降快拉擦顶移架。8、加强工作面来压期间的矿压观测、预报，发现工作面两巷顶板破碎压力大时，提前采取措施配合倾向板梁加强支护，超前支护段增加支护长度及密度。9、加强上、下端头处的顶板管理,要提高支护质量,适当加大支护密度,确保过渡支架联网与巷道顶网搭接不少于 200mm，过渡支架联网对搭，网扣不小于 200mm，保证网扣质量，防止出现端头冒顶、漏煤漏矸，若端头破碎严重，必须及时改用双层网。（二）过断层及顶板破碎时的顶板管理（二）过断层及顶板破碎时的顶板管理1、为了减少断层在工作面内的暴露范围，遇断层时应适当调整工作面方向，工作面调采使工作

39、面与断层成一定夹角，逐步揭露断层。2、应按断层性质、落差及顶底板岩层硬度等因素确定采用挑顶及下切，做到既有利于维护顶板又减少破岩量。3、工作面过断层期间，要上下盘顺坡并及时超移前架伸出伸缩梁护顶，移架时配合木料或钢管控制顶板。4、过断层时要预先逐步减小采高，以减小破岩量和增加支架的稳定性，但是立柱要留有足够的伸缩余量，以防压死支架。5、为了防止顶板冒落、控制煤壁片帮,在满足采高要求的情况下，必须及时超前移架维护顶板。6、移架时尽可能采取带压擦顶移架。7、支架必须达到初撑力，特别注意工作面断层上、下盘支架的初撑力及支架状态，预防冒顶。第三节第三节顺槽及端头顶板管理顺槽及端头顶板管理一、工作面轨道

40、顺槽、中顺槽、运输顺槽的顶板管理一、工作面轨道顺槽、中顺槽、运输顺槽的顶板管理1 1、支护要求：、支护要求：（1）运输顺槽超前：横巷棚支护，钢梁可用型钢梁或 11#工字钢，长钢梁沿巷道断面方向布置，一梁三柱。超前支护长度不少于 80m（运顺超前横巷棚跨转载机电机及向前段按一梁两柱形式支设），间距:700100mm,排距:2200100mm、900100mm。（2）中顺槽超前：从煤壁向外依次沿巷道中放置 11 架液压支架支护，靠煤壁为一架过渡支架，向外依次为十架中间支架，超前支护长度不少于 60m，支架距下帮 0.70.2m，支架与上帮之间打设戴帽（柱帽为铰接顶梁或道木）点柱，横巷支设，柱距为

41、1.00.1m，支柱距支架侧护板距离为 0.80.2m，中间支架因尾梁无法撅起可以将尾梁拆下。支架初撑力不低于 24Mpa，支柱初14撑力不低于 90KN（110mm 缸径支柱液压 10Mpa，100mm 缸径支柱液压 12Mpa），支架伸缩梁前端距上一架支架顶梁后端距离不大于 1.0m，过渡支架靠煤壁放置，尾梁末端距煤壁不大于 1.0m，影响割煤的点柱向外改支或去掉，若巷道帮鼓变形严重时，以顺齐支架和支柱为准。（3）轨道顺槽超前：横巷棚支护，钢梁可用型钢梁或 11#工字钢，长钢梁沿巷道断面方向布置，一梁三柱。超前支护长度不少于 60m，间距:1000100mm,排距:1300100mm、13

42、00100mm。（4）当运输顺槽巷道压力大时，根据现场情况在两侧增加对柱；转载机头前超前一梁两柱支护增加中间支柱变为一梁三柱，增加超前支护强度，拉转载机前提前回撤影响转载机前移的中间柱；为减小跨度和不影响转载机移设，转载机段人行道侧支柱可根据井下现场实际情况靠电机或破碎机支设，靠上帮一排支柱以戴帽（柱帽为铰接顶梁）点柱的形式与对侧支柱错开布置以利行人畅通。（5）轨顺和皮顺拐弯处，此处支护根据现场实际情况无法架棚时采取打设戴帽（柱帽为铰接顶梁）点柱支护，间距不大于 1.0m；受设备影响的在设备两侧打设点柱或架设一梁两柱棚。（6）由于煤机下行割煤，中顺槽下帮网子和锚杆托盘影响煤机滚筒割煤，中顺槽下

43、帮网子和锚杆托盘提前处理，网子提前剪出煤机截深的宽度；锚杆托盘提前卸下或锯下。附图五：E3201 工作面、端头及三巷超前支护平剖面图。2 2、支护材料、支护材料:单体液压支柱为 DW1.0、DW1.4、DW1.6、DW2.5、DW3.15、DW3.5、DW3.8、DW4.0。3 3、支护质量标准：、支护质量标准：（1）单体支柱（以支柱根部向上 1.01.6m 为准）须成一直线，偏差小于100mm。（2）所有单体支柱初撑力不得小于 90KN，支柱迎山角度为巷道顶板倾角的 1/41/5 左右。（3）三巷道支护高度不得低于 1.8m，人行道宽度不得小于 0.7m，单体支柱活柱最小高度比设计最小高度大

44、 200mm，最大支撑高度比设计最大高度小 100mm。（4）所有支柱要挂设防倒绳（用 8mm 钢丝绳做的防倒绳），防倒绳一头套在支柱活柱或手把上，另一头用钩子牢固的挂在巷道顶、帮锚网或钢带上，余绳不宜过大，支一棵，拴一棵。（5）铰接顶梁销紧，顶板不平处顶梁之上配合木料垫平，挂顶梁要尽量避开顶板锚杆盘位置，防止出现顶梁失稳、打滑。（6）所有单体支柱的三用阀方向要一致，注液口方向朝向老空一侧。（7）架棚支护时，长钢梁沿巷道断面方向布置，一梁三柱，单体支柱柱爪必须卡在梁牙上，两侧支柱柱爪距长钢梁两端不得小于 50mm,根据现场实际情况，可在钢梁上方均匀布置道木（1.2m左右）或板梁接顶，保证钢梁整

45、体受力均匀,以防钢梁弯曲损坏。（8）进入超前内硐室按间排距不大于 1.1m 支设戴帽点柱，推采范围内躲避硐内的戴帽点柱15待影响煤机割煤时再去除，钢梁必须用双股 10铁丝固定到顶板锚网上。（9）由于工作面受地质条件变化，工作面切眼至探巷段长度逐渐变长，采取在轨道顺槽内60m、90m 左右处提前各安设一架支架和前后溜中间节，溜板和链子放置在支架前梁下方，支架靠回采帮放置以代替回采侧超前支护的支柱托住钢梁，随工作面推至支架位置随对接支架和延接前后溜；工作面探巷以外段长度逐渐变短，工作面变短处撤出一架支架和掐前后溜各一节，支架外运或在超前内代替支柱支护。二、工作面安全出口的管理二、工作面安全出口的管

46、理（一）支护形式（一）支护形式1、上、下端头支护采用单体液压支柱配合双楔铰接顶梁或铰接顶梁进行支护。顶梁铰接率不小于 90%，圆柱销到位,并保持平直，正确使用防飞水平销。每一个铰接顶梁下支设一棵单体液压支柱（设备影响除外），支柱初撑力不得小于90KN，支柱钻底严重支撑力达不到要求时必须穿铁鞋，支柱必须拴好防倒绳，顶梁必须铰接使用。当两端头顶板破碎时在顶梁上方使用硬质材料配合厚木板沿工作面方向进行加强支护。2、为加强端头顶板管理，工作面上下端头（主要指顺槽与工作面搭接处向工作面方向）各包网不少于 2 架，采煤机割煤后，及时挂菱形金属网（网孔5050mm）（煤体破碎时可加打管缝锚杆）,菱形金属网和

47、顺槽金属网搭接不得小于 200mm,工作面联网搭接 200mm 左右,联网用 14#或 16#扎丝,扣距不小于 200mm，扣要联紧联牢。若顶板破碎时及时变为双层网或在过渡支架前梁上方架设挑棚支护，挑棚采用型钢梁、轨道、钢管或木板，挑棚外露支架顶梁边缘 500mm 左右。3、上、下端头切顶线支设关门支柱，支柱间距不大于 0.5m，支柱初撑力不得小于 90KN，并使之挡矸有效。随着工作面的推进，关门柱及时回撤前移。关门柱回撤标准：皮带顺槽以支架尾梁末端为准，拖后不得超过2.1m，拖后段按端头支护支设；轨道顺槽以工作面最外侧支架尾梁末端为准，超前最大 1.0m 或拖后不得超过 1.0m。4、端头用

48、短钢梁替长钢梁，可超前煤壁 3m 进行，即提前在木垛下方打设临时支柱，维护好接顶木垛，再替下长钢梁。5、工作面支架上窜下滑影响端头支护：上端头最外侧支架侧护板到端头支护钢梁末端大于500mm 即增加一排顺巷（顺槽）铰接顶梁或双楔梁支护，排距不大于 800mm，支柱间距 1000100mm，支架顶梁后的铰接顶梁或双楔梁可略低于掩护梁，靠老塘侧根据实际情况增加戗柱。若支架上窜，上端头最外侧支架到轨顺上帮最突出部位间距小于 2m 时，中间打设两排支柱（一梁两柱），间距小于 1.5m 时，中间支设一排顺巷铰接顶梁或戴帽（柱帽为铰接顶梁或道木）点柱，间距小于 800mm中间不在支设支柱。下端头1架侧护板

49、到端头钢梁末端大于 500mm 即增加一排顺巷（顺槽）铰接顶梁或双楔梁支护，排距不大于 500mm，支柱间距 1000100mm，支架顶梁后的铰接顶梁或双楔梁16可略低于掩护梁，靠老塘侧根据实际情况增加戗柱。（二）质量要求（二）质量要求E3201E3201 综放工作面工序质量及要求一览表（表七）综放工作面工序质量及要求一览表（表七）工序名称质量特性技术要求割煤方式单向割煤，端部斜切进刀，进刀长度不小于 30m，截深 0.63m采高均匀采高 2.3 m（0.1m）割煤煤壁直顶底板平支架直支架正顶梁平间距匀升架紧成一条直线 无台阶无伞檐顶板冒落高度 300mm严格沿底板割煤，不留底煤成一条直线，偏

50、差50mm支架与顶底板垂直，歪斜度5最大仰俯角 7端面距 340mm相邻支架高低差不超过主顶梁侧护板的 2/3支架中心距 1.5 m（0.1m）支架不挤不咬，架间隙200mm初撑力24Mpa移架移架步距630mm输送机平直直线偏差50mm弯曲段20m上下弯曲角度3推拉移刮板输送机刮板输送机与转载机移溜顺序搭接合理，底链不拉回头煤自下而上（或自上而下）单向顺序推移放煤步距630mm放煤放煤方式双轮顺序放煤由下向上顺序放煤放煤与拉架的间距不小于 5 架三、支护材料的使用数量和存放管理三、支护材料的使用数量和存放管理1、轨道顺槽超前支护（60m）：需要 型钢梁 60 根，单体支柱180 棵；端头支护