1、第一章 概況 工作面位置及井上下關系表1 工作面位置及井上下關系水平關系1050采區名稱4#層303盤區地面標高1360-1302米井下標高1065-1040米地面的相對位置懷仁縣云中鎮，高低起伏山地回采對地面設施影響地面無設施，地表下陷無影響。 井下位置及四鄰關系該面東為未采區，南為4#層盤曲巷道，西為23405面采空區，北為石井煤礦越界區。走向長度m316.0傾斜長度(m)142.0面積()44872.0第二節 煤層表表2 煤層情況表煤 層厚 度5.5-8.34M煤 層結 構簡 單煤層傾角2- 4煤層硬度27.8M3開 采煤 層33.3煤 種QM穩定程度穩定可采指數1煤 層情 況描 述半亮

2、型煤為主，輔以光亮型、半暗型煤，弱玻璃玻璃光澤，碎塊塊狀，參差階梯狀斷口，條帶狀結構。第三節 煤層頂底版表3 煤層頂底板情況表頂板名稱厚度(m)特 性老 頂20.0-25.0 22.5巖性以細粒砂巖為主，中粒砂巖、砂礫巖次之，厚層、巨厚層狀，巖石膠結致密、堅硬、屬穩定頂板。直 接 頂5.0-7.04.0炭質頁巖及高嶺土質頁巖，為復層結構，一般24層，在57m之間。偽 頂局部為0.43米的灰黑色炭質泥巖，不穩定直 接 底0.82高嶺質泥巖老 底27.0-38.032.5老底巖性以細砂巖、砂質泥巖為主，次為中砂巖、粗砂巖。附圖1地層綜合柱狀圖第四節 地質構造一.斷層情況以及對回采的影響 2301西

3、壁巷道頂部為一層30-35cm夾矸，中部夾矸為30-35cm，不連續。8301切眼南壁距切眼開口90m處有一處小型正斷層，落差0.5米，矸石厚度25-35cm。對回采影響不大 二、褶曲情況以及對回采的影響：該工作面煤層為南高北低的單斜構造，局部有小型向斜。傾角3左右，局部可達4。頂煤局部易碎，給回采和支護管理造成隱患，回采過程中有可能造成漏頂。應加強采煤時頂板管理。三、其它因素對回采的影響（陷落柱、火成巖、沖刷帶等）：從上下順槽和切眼實際揭露來看，無陷落柱等其它地質構造。附圖2 ：工作面運輸順槽、軌道順槽、采面切眼素描圖第五節 水文地質一、工作面涌水量：正常涌水量：0.3m3/ min 最大涌

4、水量：0.83m3 / min 二、含水層（頂部和底部）分析：水文地質條件簡單，在掘進2301、5301巷及尾切巷過程中，巷道頂板局部有淋水，日涌水量約為2040M3 現已枯竭。2301巷低洼處有積水1處，5301巷低洼處有積水1處，尾切巷無積水，應安泵及時排放。三、其它水源分析：其它無水源。第六節 影響回采的其它因素 一、影響回采的其它地質情況：表3 影響回采的其它地質情況瓦 斯相對瓦斯涌出量：4.64m3d.t瓦斯等級：低瓦斯 CO2絕對CO2涌出量：1.6 m3/min 相對CO2涌出量：1.09 m3/T 煤塵爆炸指數具有煤層爆炸危險性，爆炸指數為35%煤的自燃傾向性自燃煤層，自燃等級

5、為。地溫危害為常溫區，無異常地溫。二、沖擊地壓和應力集中區：該面在掘巷過程中未發生沖擊地壓及應力集中區。在采煤通過兩順槽巷道頂板斷層、破碎帶處加強支護，根據巷道和工作面實際情況及時移架或加大超前支護距離。來防止沖擊地壓及應力集中區所造成危害。 第七節 儲量及服務年限一、儲量：工作面工業儲量：Q工可采面積采高煤層容重=240142 7.81.4=37.2萬噸工作面可采儲量：Q可工業儲量回采率=37.275%=27.9萬噸 二、工作面服務年限： 工作面的服務年限=可采推進長度/月設計推進長度=240/723月第二章 采煤方法第一節 巷道布置一、采區設計、采區巷道布置概況:8301工作面采用走向長壁

6、布置，進、回風道及切眼皆跟底板掘進，巷道采用錨梁網索聯合支護。巷道斷面形狀為矩形，運輸道斷面為5.33m2，材料道斷面為4.33m2，切眼斷面為7.83m2。二、工作面巷道概括及用途：8301工作面為兩進一回三巷布置，三條順槽與4#層303盤區皮帶巷連接。其中2301皮帶順槽、5301軌道順槽沿4#煤層底板布置。2301巷靠下側穩設轉載機、皮帶機，吊掛2趟管路，分別為4寸排水管、灑水管各一趟管；另一側鋪設軌道，移動變電站、各部開關、自動控制站、乳化液泵站、噴霧泵站等穩設在該軌道上，組成移動串車。一趟6000伏電纜，一趟660伏及各種監測監控線吊掛在巷幫上。5301巷回風兼作材料、設備的運輸巷。

7、靠采煤側吊掛660伏電纜一趟及各種監測監控線及一趟4寸灑水管、一趟4寸排水管。三、巷道支護材料與支護形式：5301軌道順槽斷面：4.3m*3.0m矩形斷面,采用掘進機綜掘工藝。采用錨梁網索聯合支護，頂板掛金屬菱形網，規格4.5m*1.2m，幫掛塑網，規格30m*1.5m，網子搭接200mm。頂選用18mm、L2.5m的左旋無縱筋等強螺紋鋼錨桿，幫選用18mm、L1.5m的左旋無縱筋等強螺紋鋼錨桿，配合等強快速安裝螺母，螺母與托板之間加塑性減磨墊圈,樹脂錨固劑為k2370型樹脂藥卷，2卷/孔。頂錨桿間、排距為0.9m1.0m，幫錨桿間、排距為1.0m1.0m，錨桿間排距誤差100mm.局部頂板破

8、碎、超寬補打1根錨桿。錨桿角度誤差15,錨桿分中布打。錨索雙排分中布置，間排距1.5m*3m，錨索型號：17.8mm，長12.3m。使用樹脂錨固劑為K2370型，3卷/孔,錨索伸入砂巖5.5m。錨桿托板規格：140mm*140mm*8mm鐵托板，錨索托板使用A3鋼制成，規格：250mm*250mm*10mm。鋼帶梁采用特制“W”型鋼帶，鋼帶長4m、寬150mm，厚3mm。鋼帶根據支護參數打5個直徑30mm的圓孔。 2301皮帶順槽斷面：5.3m*3.0m矩形斷面。采用錨梁網索聯合支護，頂板掛金屬菱形網規格：5.5m*1.2m，幫掛塑網30m*1.5m，兩網搭接200mm。頂選用18mm、L2.

9、5m的左旋無縱筋等強螺紋鋼錨桿，幫選用18mm、L1.5m的左旋無縱筋等強螺紋鋼錨桿，配合等強快速安裝螺母，螺母與托板之間加塑性減磨墊圈,樹脂錨固劑為k2370型樹脂藥卷，2卷/孔。頂錨桿間、排距為0.9m1.0m，幫錨桿間、排距為1.0m1.0m錨桿間排距誤差100mm.局部頂板破碎、超寬補打1根錨桿。錨桿角度誤差15,錨桿分中布打。錨索每排布打3根，間排距1.5m*3m，錨索型號：17.8mm，長12.3m。使用樹脂錨固劑為K2370型，3卷/孔,錨索伸入砂巖5.5m。錨桿托板規格：140mm*140mm*8mm鐵托板，錨索托板使用A3鋼制成，規格：250mm*250mm*10mm。鋼帶梁

10、采用特制“W”型鋼帶，鋼帶長5m、寬150mm，厚3mm。鋼帶根據支護參數打6個直徑30mm的圓孔。8301切眼斷面：7.8m*3.0m矩形斷面。采用錨梁網索聯合支護，頂板掛金屬菱形網截取使用，規格：8.5m*1.2m，幫掛塑網30m*1.3m，兩網搭接200mm。頂選用18mm、L2.5m的左旋無縱筋等強螺紋鋼錨桿，配合等強快速安裝螺母，螺母與托板之間加塑性減磨墊圈，幫選用22mm、L1.5m的玻璃鋼錨桿，使用配套螺母與托板。樹脂錨固劑為k2370型樹脂藥卷，2卷/孔。頂錨桿間、排距為0.9m1.0m，幫錨桿間、排距為1.0m1.0m錨桿間排距誤差100mm.局部頂板破碎、超寬補打1根錨桿。

11、錨索梁每排布打2根，梁長：3.7m與4.7m配合使用，每排打錨索4根，錨索梁排距2m，錨索型號：17.8mm，長12.3m,錨索伸入砂巖6m。使用樹脂錨固劑為K2370型，3卷/孔。錨桿托板規格：140mm*140mm*8mm鐵托板，錨索托板使用A3鋼制成，規格：250mm*250mm*10mm。鋼帶梁采用特制“W”型鋼帶，鋼帶長7.5m、寬150mm，厚3mm。鋼帶根據支護參數打9個直徑30mm的圓孔。四、峒室及其它巷道：1.工作面切眼絞車窩規格為：長寬高=5000 mm5000 mm3610 mm。2.工作面回風巷回風繞道規格為：寬高=3200 mm2800 mm。附圖3：工作面位置及巷道

12、布置圖第二節 采煤工藝一、采煤工藝：該面開采太原組4#層煤，根據煤層賦存條件，經采前預評估確定該面采用走向長壁綜合機械化放頂煤采煤法回采，全部垮落法管理頂板。工作面走向長度為316m，傾向長142m。根據本工作面地質條件，以及所用支架的技術性能，確定工作面的采高為3.3m，工作面煤層平均厚度7.8m，故放煤高度平均為4.5 m，采放比為1:1.36。生產工藝：采煤機斜切進刀割煤移架推前溜放頂煤拉后溜采煤機采用雙向割煤法，從頭到尾及從尾到頭，沿牽引方向前滾筒割頂煤，后滾筒割底煤。1.采煤機進刀方式：采煤機進刀采用在工作面端頭斜切進刀法，其進刀過程如下：（）采煤機開至頭或尾部、（）升起前滾筒，降下

13、后滾筒，推移運輸機于工作面端頭大約25米處。（）采煤機斜切進刀，直至滾筒完全切入煤壁。（）對調前后滾筒上下位置，推移端部25米處運輸機，采煤機開向端部，移架，推前溜，放頂煤，拉后部運輸機。（）對調采煤機前后滾筒上下位置，沿牽引方向，用后滾筒將三角煤段未割部分掃掉。（）將采煤機反向牽引，來回2-3次，將三角段浮煤掃清之后，采煤機正常割煤至尾部，尾部斜切進刀與頭部斜切進刀方式相同。2.割煤裝煤：機組前滾筒割頂煤，后滾筒割底煤，依靠后滾筒旋轉自動裝煤，剩余的煤在推溜過程中由鏟煤板自行裝入前部刮板輸送機。3.移架：工作面采用追機作業方式及時支護。拉移支架的操作方式為本架操作，拉架滯后采煤機后滾筒1架，

14、如頂煤破碎，拉架滯后采煤機前滾筒3架。移架程序：收回護壁板收回前伸梁降前探梁降主頂梁移支架升主頂梁升前探梁伸回前伸梁伸護壁板。同時要將支架移成一條直線，其偏差不得超過50mm。4.推前部刮板輸送機：工作面前部輸送機以支架為支點，由支架推移千斤頂整體推移，推移前部輸送機滯后采煤機后滾筒20米以上距離，溜槽在水平方向的彎曲度不得大于3度，彎曲段長度不小于20米，該段保持多個推移千斤頂同時工作，移過的輸送機必須達到平、穩、直要求，移溜過后，支架的操作手柄打到零位。5.放頂煤：按“一刀一放”正規循環作業。放煤時采用多輪順序放煤，放煤工前后分成兩組，每組一人，一組在工作面前半部放煤，一組在工作面后半部放

15、煤，兩組放煤工分別從頭、尾開始向工作面中部放煤，然后再從工作面中部向工作面頭、尾放煤，放煤工根據后刮板運輸機煤量多少，控制好放煤量。放煤工嚴格執行“見矸關窗”的原則。6.拉后部刮板輸送機：放煤結束后，順序將后部刮板輸送機拉前，要求和推前部刮板輸送機相同。附圖4：采煤機進刀方式示意圖二、工作面正規循環生產能力：1循環產量：=1420.83.31.40.95（1427）0.84.51.40.75498510=1008.3 (T)式中工作面長度m 采煤機截深 m煤層厚度m 煤的容重T /m3 工作面回采率工作面正規循環生產能力2.日循環數：依據采煤機割煤、移架、推前刮板輸送機、放頂煤、拉后刮板輸送機

16、等工序確定。A.按割煤時間確定循環時間：機組割一刀煤約需142m/8.5m/min=17min，頭、尾斜切進刀各需30min，合計一個循環需47min。B.按放煤時間確定循環時間：按每架支架放煤2min計算，92架2/2=92min，由于放煤時間大于割煤時間，故取循環時間為92min。則日循環數為（24-6）60920.910（個）式中:0.9為事故影響系數。3正規循環（見正規循環作業圖表）附圖5：正規循環作業圖表第三節 設備配置一.工作面主要機電設備配置表4工作面主要機電設備配置序 號名 稱型 號功率（kw）能力（t/h）電壓(v)數 量1采煤機MWG300/710-WDW710150011

17、4012前刮板運輸機SGZ-764/50022501000114013后刮板運輸機SGZ-764/50022501000114014轉載機SZZ830/2002001500114015破碎機PLM1500160114016皮帶機SSJ-1200/3200200150017乳化液泵BRW400/31.525028噴霧泵BPW320/162 表5 液壓支架技術參數名 稱型 號初撐力（KN）工作阻力（KN）高 度（MM）長寬（MM）數量（架）普通支架ZF8000/19/3661858000190036004933160092過渡支架ZFT10000/23/3577601000023003500165

18、04端頭支架ZFT22400/23/3520276224002300350025202二、主要機電設備技術特征參數：采煤機：規格型號 MWG300/710-WDW制造廠商： 三一重型裝備有限公司總裝機功率 710 Kw截深 830 mm滾筒直徑 1800 mm滾筒轉速 33.2 r/min最大截割硬度 f4（局部矸石f6）過煤口高度 637 mm最大牽引力 504 kN臥底量 390 mm機身高度 1387 mm截割電機功率 2300 Kw牽引電機功率 245 Kw牽引速度 8. 5mmin 電 壓 1140V 2、工作面前、后刮板輸送機：(1)前部刮板輸送機：規格型號 SGZ-764/500

19、制造廠商： 兗礦集團大陸機械有限公司運輸能力 1000 th設計長度 147 m鋪設長度 147 m刮板鏈型式 雙中鏈總裝機功率 2250 Kw中部槽長度： 724 mm中部槽結構特點 鑄焊封底結構 圓環鏈規格 30X108中部槽連接方式 啞鈴銷鏈速 1.2/S卸載方式 端卸驅動裝置布置方式 平行布置 電壓等級 660/1140V(2)后部刮板輸送機：規格型號 SGZ-764/500制造廠商： 兗礦集團大陸機械有限公司運輸能力 1000 th設計長度 147 m鋪設長度 147 m刮板鏈型式 雙中鏈總裝機功率 2250 Kw中部槽長度： 724 mm中部槽結構特點 鑄焊封底結構 圓環鏈規格 3

20、0X108中部槽連接方式 啞鈴銷鏈速 1.2/S卸載方式 端卸驅動裝置布置方式 平行布置 電壓等級 660/1140V3、液壓支架：（1）中部支架：架型： 支撐掩護式正四連桿低位放頂煤液壓支架 型號 ZF8000/19/36 支架結構高度 19003600 mm支架寬度 14301600 mm支架中心距 1500 mm初撐力 6185 KN工作阻力 8000 KN底板平均比壓：3.01Mpa支護強度 1.116 Mpa泵站壓力：31.5Mpa操作方式 本架操作（2）過渡支架：型號 ZFT10000/23/35型反四連桿過渡支架支架高度 23003500 mm支架寬度 16501850 mm支架

21、中心距 1500 mm初撐力 7760 KN工作阻力 10000 KN支護強度 1.01 Mpa底座前端比壓： 02.64泵站壓力 315 Mpa操作方式 本架操作（3）端頭支架：型號 ZFT22400/23/35型放頂煤端頭支架支架高度 2.33.5 m支架寬度 2.52 m中心距 1.5 m初撐力 20276 KN工作阻力 22400 KN支護強度 0.65 Mpa對底板比壓（平均）： 1.72 Mpa泵站壓力： 31.5 Mpa重量： 62000 K4、轉載機和破碎機： (1)、轉載機：（與皮帶尾搭接） 規格型號 SZZ830/200型制造廠商： 兗礦集團大陸機械有限公司設計長度 50米

22、轉載能力 1500t/h總裝機功率 200Kw 圓環鏈規格 34126mm 鏈速 1.33 m/s驅動裝置布置方式 平行布置中部槽結構特點 鋼板焊接箱式中部槽聯接方式 螺栓、啞鈴銷連接刮板間距 1080 mm電壓等級 660/1140V(2)、破碎機： 規格型號 PLM1500 制造廠商： 兗礦集團大陸機械有限公司破碎能力 1500t/h供電電壓 660/1140V 總裝機功率 160 kW 5、帶式輸送機型號： DSJ120/150/3X200制造廠商： 兗礦集團大陸機械有限公司輸送量（t/h）: 1500輸送長度（m）: 1500帶寬（mm）: 1200帶速（m/s）: 3.15電機電壓等

23、級（V）: 660/1140裝機功率（KW）: 3X200儲帶長度（m）： 100阻燃膠帶PVG1250S 3120米 傳動滾筒直徑（mm）：830托輥直徑（mm）： 1336、噴霧泵型號：BPM320/16M公稱壓力：16MPa公稱流量：320L/min電機功率：110KW7、清水箱型號：QX320/20H公稱流量：320L/min公稱容量：2000L工作介質：潔凈中性清水8、乳化液泵型號：BRW400/31.5公稱壓力：31.5MPa電機功率：250KW公稱流量：400L/min電機轉速：1490r/min質量：4500kg外形尺寸：3380*1235*13609、乳化液箱型號：RX400

24、/25公稱壓力：31.5MPa公稱流量：400L/min公稱容量：2500L過濾精度：80m質量：1910kg外形尺寸：3735*1275*1500 附圖6：機采工作面設備布置圖第三章 頂板管理第一節 支護設計一、工作面的支護設計1、支護設備的選擇根據地質資料得知直接頂隨采隨落，所以初次來壓時直接頂產生的壓力也就是支架的承載壓力。通過計算支架的承載壓力(直接頂的作用力)為：P1=MzRzLz/（2Lk）g（kN/m2)其中：Lk控頂距Mz直接頂厚度Lz直接頂初次垮落步距Rz直接頂容重即：P1=71.715/（24.93）9.8=177.4KN/m2老頂初次來壓時產生的壓力：Pt=A+MeReC

25、0/(2LkKt)g(kN/m2)其中： A 表示直接頂作用力Me,Re 表示老頂厚度及容重C0 表示初次來壓步距Kt 表示巖重分配系數，受直接頂厚度和采高之比N的控制，其取法為：N小于和等于1.5時取2，大于1.5小于等于2.3時取3，大于2.3時取4。通過計算N=7/3.3=2.122.3，所以Kt取3。即Pt=177.4+252.546.1/（24.933）9.8=1087kN/m2=1.132 MPa支架的承載壓力為:1.05-1.182 MPa 根據本工作面的地質條件和設計采高及ZF8000-19/36型放頂煤液壓支架的技術參數，此架型符合設計要求。2、頂板控制設計參數 表6 直接頂

26、地質參數表厚度（m）初次跨落步距（m）懸頂距離（m）完整性指數分類巖層層數備注57815580.24類4 表7 老頂地質參數表厚度（m）結構形式初次來壓步距（m）周期來壓步距（m）老頂級別備注2025拱梁30461015I二、工作面合理支護強度的選擇：1合理控頂距的選擇：根據現有支架及配套設備，本工作面合理的最大控頂距為: 端面距+一刀煤截深+支架頂梁長度 =340+800+4933=6073mm ，最小控頂距4933mm ，架中心距1500mm，端面距340mm。2工作面所選支架與工作面現有條件的比較，見表8。表8 工作面地質條件與支架適應條件對照表工作面條件支架適應條件機組采高(m)3.3

27、1.93.6煤層傾角()2315煤層厚度(m)7.83.3m以上放頂煤三、乳化液泵站；（一）泵站型號、數量：泵站由1臺BRW400/31.5型三柱塞乳化液泵、1臺RX400/25型乳化液箱，2臺BPW320/16型三柱塞噴霧泵一臺QX320/20H清水箱組成。（二）泵站設備位置：泵站隨開關列車組組成串車，放置在開關列車組尾部,穩放在2301巷軌道上，根據每天進度由檢修班使用回柱絞車拉移串車。（三）泵站使用規定：(1)開啟液泵時，應首先檢查各部件有無損傷，各聯接螺栓是否緊固，潤滑油油位要適當，各種保護是否齊全可靠。(2)泵啟動后，要注意監聽泵的運轉狀況，如有異常要立即停泵處理，嚴禁帶病運轉，嚴禁

28、反向運轉。(3)開泵時，必須得到呼叫停泵人的命令后方可開泵。開泵時，必須向工作面發出開泵信號再等5秒后再啟動。(4)檢修泵時，必須把泵的開關打到零位并閉鎖。(5)適當調整泵的傾角，使泵處于水平狀態。(6)加強液壓系統的清潔衛生，泵箱過濾器定期清洗。 (7)乳化液泵站壓力調定為31.5MPa，乳化液采用自動配比方式，配比濃度為3%5%，班班由泵站工現場用糖量計進行檢查，同時要做好泵站的日常維護及清理工作，使泵站安全、穩定運行。第二節 頂板管理本工作面采用ZF8000/23/36型正四連桿低位放頂煤支架92架，ZFT10000/23/35型過渡支架2架、ZFT22400/23/35型端頭支架2架支

29、護頂板，采用自然垮落法管理頂板。架中心距1500mm,最大控頂距6073mm，最小控頂距4933mm，端面距控制在340mm以內。一、正常工作時期頂板支護方式：采用及時移架支護方式，采煤機割煤后,支架滯后采煤機后滾筒1架以外前移，移過后，支架接頂嚴實并達到初撐力。 1.初次放頂：根據工作面驗證，工作面頂板能夠自行跨落，跨落高度滿足要求，不需進行初次人工強制爆破放頂。為了保證頂煤的垮落，開采初期移支架時，要反復升架來破壞切眼內的支護和頂煤的完整。如不能自行跨落，停產采取人工強制放頂煤,具體措施見附件(8301放頂煤工作面初次、步距放頂安全技術措施)。2.步距放頂：根據工作面頂板巖性，及來壓情況分

30、析，頂板分層垮落，垮落步距為1015米。結合本工作面頂板巖性及采放煤高度，工作面無法采用人工強制放頂，因此工作面步距放頂采用自行跨落法。3.局部放頂煤：根據工作面的開采狀況，在開采過程中，工作面頂煤疏松、易垮落，未見古塘懸板。只有兩巷出現過工作面局部古塘懸板超過210m2或跨落高度不充分，并有一部分被端頭架跨落的頂煤充填。本工作面如出現古塘懸板超過210m2或跨落高度不充分時，反復升支架，用支架的升力來破碎頂煤。二、正常工作時期特殊的支護方式：工作面在正常回采過程中，遇兩巷錯車硐室，應加強對硐室支護，在硐室內支護3排木柱，每排3根，排、間距1.2米。工作面正常回采中，如遇特殊情況需支設特殊支護

31、，另行制定措施。三、各工序之間的平行作業安全距離：采煤機割煤時，滯后采煤機后滾筒1架距離拉移支架，距離采煤機20米以上，推移工作面前部運輸機，放煤后，拉移后部運輸機，采煤機每割一次工作面頭部移一次轉載機。四、特殊時期的頂板管理：（一）來壓及停采前的頂板管理：加強頂板來壓的預測預報工作，準確判斷來壓的時間和位置。工作面要提前做好來壓預防支護工作。提高支架檢修質量，杜絕“跑、冒、滴、漏、竄”，嚴格支架工操作，確保泵站壓力及支架初撐力合格，定期更換安全閥，以達到支架工作阻力的穩定，同時必須保證超前支護的數量和質量，提高設備開機率，保證工作面正常推進速度。在此期間、機道內嚴禁人員進入，若必須進入作業時

32、，必須嚴格按機道內作業措施執行。停采前要編制收尾專項措施，并按本作業規程嚴格管理頂板，以確保工作面實現安全順利停產。（二）過斷層及頂板破碎時的頂板管理：1過斷層前，應根據工作面與斷層走向的交角，調整開采工藝，使斷層調至與工作面斜交或正交，以減少斷層在工作面的揭露面積。2頂板破碎時，采用擦頂帶壓移架或追機移架。移架滯后采煤機前滾筒不得超過3架，仍不好管理時，提前靠架采用割底，不割頂來預留頂煤的措施管理頂板；條件容許在破碎處預注瑪麗散，來過頂板破碎帶。操作支架時，支架工要進入支架座箱里操作，以防后滾筒甩出煤塊傷人。3若發生漏頂，要采取提前靠架或棚頂法：a. 提前靠法就是提前移架，縮小控頂距。具體工

33、藝為移架 割煤 推前溜拉后溜。b棚頂法用棚頂桿、木料做成假頂，擦頂移架通過方式。具體工藝為：將漏頂區域及漏頂區域外5m范圍支架前伸梁伸出，垂直于煤壁距頂0.4m，每間隔1.5m打一個棚頂桿眼，用規格為35mm， L=2.5m的棚頂桿（圓鋼）插入眼內，外露0.3m，將直徑不低于200mm的圓木平行于煤壁架在棚頂桿上，并用8#鉛絲雙股將棚頂桿與圓木捆綁牢固。掃底后，及時移架，鉆入煤壁內。（三）應力集中區的頂板管理：對于應力集中區必須保證支架初撐力及泵站壓力合格。提高設備開機率，加快應力集中區的推進速度。并嚴禁進入機道作業，若必須進入作業時，必須嚴格按機道內作業措施執行。第三節 運輸巷、回風巷及超前

34、支護管理一、工作面運輸巷、回風巷的頂板管理：（一）運輸巷、回風巷的超前支護：從兩道端頭（尾）支架前梁向外使用DZ35單體液壓支柱配合600mm型梁，扶設30m雙排走向架棚，支柱三用閥注液口一律向工作面老塘方向，支柱墊好鐵鞋，支柱初撐力不低于50KN，并拴牢防倒繩。工作面2301運輸道（進風道）30m超前支護兩趟架棚間排距1000*1250 mm，偏巷道上幫布置（因順槽轉載機機礙事），距上幫1250 mm；5301材料道兩排30m超前支護架棚居巷中布置，間排距1000*1800mm。若巷道斷面大、壓力大或頂板高低不平時，可增扶一排30m超前架棚支護頂板。（二）運輸巷、回風巷的加強支護：當工作面超

35、前壓力、應力顯現異常和頂板破碎時，根據實際情況及時增加超前支護的距離和數量；同時編制專項安全技術措施。二、工作面安全出口的管理；（一）支護形式：工作面端頭支架距煤幫小于0.8m時，端頭將不采取其它支護措施；端頭支架距煤幫0.81.5m時，平行支架支設一排單體支柱共12根；端頭支架距煤幫1.52.5m時，平行支架支設兩排單體支柱共24根。（二）質量要求：每班設專人進行清理維護，確保巷道高度不低于1.8m，行人道寬度0.7m以上。液管、電纜吊掛整齊，兩順槽回出的棚子、剎頂木、錨桿要及時運至超前支護之外，擺放整齊，當班或下班運走。（三）與其它工序之間的銜接關系：正常情況下，每班將影響采煤機在頭、尾斜

36、切進刀的單體柱和型金屬頂梁提前進行回撤。如兩巷頂煤破碎，應在破碎段加強支護，每班將影響采煤機在頭、尾斜切進刀的單體柱和型金屬頂梁回撤，嚴禁提前回撤單體柱和型金屬頂梁。撤出單體柱和型金屬抬出超前支護之外，碼放整齊。1.支回柱及回棚工藝：(1)支設單體柱時，至少三人配合完成，把要支設的單體柱與已支好單體柱用聯接桿聯接在一起，將單體柱三用閥嘴指向古塘方向。一人扶單體柱，一人扶凳子(或梯子)，一人放型金屬頂梁，等型金屬頂梁放好后，用卡子把型金屬頂梁與單體柱固定在一起，在操作液槍緩慢升柱。待柱接實頂板后，其他人員撤到3m以外安全地點，操作液槍人員繼續將柱升緊升牢。支柱時，嚴禁將單體柱快速升起，以防支柱滑

37、倒傷人。 (2)回撤所有單體柱均采用遠距離回柱法，具體為：用長柄回柱鉤一端插入支柱的三用閥，人員站在距支柱2m以外的安全地點遠方操作，緩慢泄液，待柱降下后，迅速拆掉型金屬頂梁（或棚梁），然后一人扶柱，一人拆除聯接裝置，人工將其抬出。 (3)正常情況下，回撤兩巷棚梁時、先將防倒繩拆下，然后把剎頂木用錘磕松取下，棚梁兩頭一邊兩人，一邊護住棚梁，一邊把棚梁抬出棚腿槽護住，再把另一邊棚梁抬出棚腿槽，兩邊同時緩慢放到凳子上，再放到地上堆放整齊。再拆除棚腿。頂煤破碎段，要提前用木料在鋼梁兩側架設木棚，只有過渡架前伸梁挑住一側木棚后，方可拆除棚梁、棚腿，若木棚難以維護破碎頂板時，過渡架前伸梁挑住棚梁，方可拆

38、除棚腿，用棚梁與支架維護破碎頂板。(4)回撤順序：由里向外逐架回撤。2.支回柱及撤棚安全措施:(1)每班支柱、回柱之前，必須先進行“敲幫問頂”檢查，并認真清理好退路，確認安全可靠后，方可進行作業。(2)支柱時，必須支于硬底上，嚴禁支在浮煤上。支回柱要嚴格執行“先支后回”的原則。(3)每班工長要認真檢查兩巷支柱情況，如有不合格支柱，立即組織派人更換。(4)回頭（或尾）超前支護單體柱只能將影響采煤機在頭、尾斜切進刀的超前支護進行回撤,其它不能提前回撤。回撤時，停止采煤機,停止前部刮板輸送機并閉鎖，停止轉載機并閉鎖,把采煤機范圍內的支架縮到最小控頂距，并將護壁板打開，停止操作兩端頭范圍內10架支架后

39、，方可開始回撤。兩端頭范圍內支柱、回柱作業嚴禁與對應的運輸機頭、尾的移動、對應的頭、尾10架支架的移動及機組在對應頭、尾斜切進刀等工序平行作業。 (5)不論何種原因碰倒的支柱都要及時補支，否則嚴禁繼續作業。三.支護材料的使用數量和存放管理：兩巷超前支護及端頭支護單體柱用量為120根，為DZ35型，型金屬頂梁120根。按20%的備用量計算，場上料場備有：單體柱DZ35型24根，金屬頂梁24根。物料要碼放整齊，標志牌齊全。附圖7：工作面運輸巷、回風巷超前支護及端頭支護示意圖第四節 礦壓觀測一、順槽頂板離層監測順槽頂板離層監測采用頂板離層報警儀，頂板離層報警儀測得的頂板離層數據由生產技術部礦壓組人員

40、進行人工采集。5301巷：在30米、52米、75米、96米、112米、136米、160米、184米、209米、310米布置報警儀測點10個。2301巷：在16米、30米、52米、75米、96米、112米、136米、160米、184米、209米、310米布置報警儀測點11個。二、超前支護（單體液壓支柱）壓力監測工作面兩巷超前支護采用單體液壓支柱進行支護，因單體液壓支柱隨著工作面的采動頻繁的支設和回撤，不適合在線監測，故采用數顯壓力計，人工采集數據,對超前支護進行礦壓顯現分析和總結。三、工作面支架工作阻力監測工作面液壓支架工作阻力監測采用液壓支架壓力表進行監測。1.初撐力的合格率，并畫出直方圖(初

41、撐力頻率分布)。2.支架壓力曲線圖(單柱及整架)。3.頂板來壓強度和來壓步距分析。4.直接頂、老頂厚度計算。5.頂板運動狀態分析6.支架運行狀態分析 以此確定綜采工作面頂板的運動規律，預測頂板的周期來壓的規律和強度，以便采取合理的推進速度和方式，以保證工作面內設備和人員的安全，提高生產效率；從管理上提高工作面支架的工作阻力，充分發揮綜采支架的支護效率；評價工作面支架選型對頂板條件開采的適應性。第四章 生產系統第一節 運輸一、運輸設備及運輸方式：（一）運煤設備及裝、轉載方式： 采煤機(落煤) 前部刮板輸送機 順槽轉載機（經破碎機 支 架(放煤) 后部刮板輸送機 破碎） 順槽皮帶機 4#層303盤

42、區皮帶巷（二）輔助運輸設備及運輸方式： 日常運材料、設備使用車皮運輸，運大型設備用平板車。二、移前、后刮板運輸機（轉載機、破碎機等）方式：工作面支架與前部運輸機采用拉條與千斤頂聯接，與后部運輸機采用鏈條與千斤頂聯接。支架、前、后刮板運輸機前移互為支點，推移前部運輸機工作滯后機組后滾筒20m外進行，拉后部運輸機工作在放完煤后分段拉回。工作面頭部割通后，機組反向牽引，距工作面頭部25m之外停機，移過前部運輸機機頭后，通過端頭支架推移千斤將轉載機（破碎機）前移。三、運煤路線：8301工作面2301皮帶巷4#層303盤區皮帶巷小井煤倉 三采區集中皮帶巷小井煤倉主暗斜井小井煤倉9#巖巷主平硐地面四、輔助

43、運輸路線： 地面料場主平硐9#巖巷副暗斜井2#副暗斜井1025軌道大巷10254#暗斜井4#層軌道巷5301軌道巷5301軌道巷料場。五、工作面及兩順槽行人路線:皮帶頭皮帶巷行人側跨越前部刮板輸送機 (注:機組在工作面頭部斜切進刀或機組向頭割煤距頭部30m以及在此位置移架時,嚴禁人員跨越，需跨越時， 必須停前部刮板輸送機、轉載機、停采煤機、停止移架)支架內前后柱之間5301軌道巷 風門附圖8：工作面運輸系統圖第二節 一通三防與安全監測一、通風系統（一）風量計算采煤面按氣象條件計算風量：、采煤面按氣象條件計算風量Q采Q基本K采高K采面長K溫。（m3/min）式中：Q采采煤工作面需要風量（m3/m

44、in） Q基本不同采煤方式工作面所需要的基本風量 （m3/min）Q基本60工作面平均控頂距工作面實際采高70%適宜風速（不小于1.0m/s）對于綜采面，平均控頂距實際采高綜采支架斷面積平均控頂距為7米，實際采高為3.3米。K采高回采面采高調整系數 K=1.5K采面長回采面長度調整系數 K=1.0K溫回采面溫度與對應風速調整系數 K=1Q基本綜采60綜采支架斷面積70%1m/s =60平均控頂距實際采高70%1m/s 60（73.3）70%1 970m3/minQ綜采97011.51=1455 m3/min（2）、按回采面同時作業人數計算需要風量每人供風4 m3/minQ采4N 式中：N工作面

45、人數 Q綜采440160 m3/min、按工作面溫度選擇適量的風速進行風量計算Q采60V采S采式中：V采采煤面風速m/s S采采煤面的平均斷面積m2Q綜采6013.371386 m3/min按以上計算取其最大值：即：Q綜采1455m3/min、按風速進行驗算：600.25SQ采 50Ppm ) ，或者工作面CO 濃度超限，或出現高溫、異味等自燃征兆，都應加大注氮強度。（2）合理設置監測傳感器，加強對采空區、工作面和回風槽中02 、N2和CO 的監測；同時，由瓦斯檢查員隨時對工作面及其回風順槽的02 、CO 和CH4 濃度進行檢查，要保證工作面風流中的氧氣濃度。發現工作面氧氣濃度降低，應暫停注氮

46、或減少注氮強度。（3）注入氮氣的純度不得低于97。（4）注意檢查工作面及回風順槽風流中的瓦斯涌出情況，若發現采空區大量涌出瓦斯，風流瓦斯超限時，可適當降低注氮強度或采用采空區抽放瓦斯的方法進行處理。（5）第一次向采空區注氮，或停止注氮后再次注氮時，應先排出注氮管內的空氣，避免將空氣注入采空區中。（6）在注氮過程中，工作場所的氧濃度不得低于18.5 % ，否則停止作業并撤除人員，同時降低注氮流量或停止注氮，或增大工作場所的通風量。（7） 防止采空區氮氣泄漏的措施采空區漏風狀態決定了氮氣在采空區內的滯留時間，同時也決定著間歇式注氮時的注氮周期。采空區的漏風強度越小，兩次注氮的間歇時間就越長，此時的

47、注氮效果好且比較經濟。因此，采取措施減少采空區氮氣泄漏也是提高采空區注氮效果的有效途徑。1) 直接堵漏措施。常見的采空區直接堵漏措施是每隔一定距離在采空區上隅角壘砂袋、注河砂或噴涂聚氨脂等。2) 均壓措施。均壓措施則是利用開區均壓的原理，降低工作面兩端（即進、回風側）壓差，從而減少漏風，起到防止或減少采空區氮氣泄漏的作用。7、注氮防滅火的效果考察1）、 為保證注氮防滅火的效果，宜對注氮的區域采取嚴格的堵漏措施以及有效的火災監測，使防滅火區域的漏風量降到最低限度。2 ）、 考察內容： 注氮前、后采空區三帶的變化； 注氮量、注氮擴散半徑、注氮口移動步距等。八、 安全技術措施與管理1）、 注氮過程中

48、，工作場所的氧氣濃度不得低于185，否則應立即停止作業撤除人員，同時降低注氮流量或停止注氮。 2）、制氮設備的管理人員和操作人員，必須經培訓，考試合格，并取得結業證和上崗證后，方可上崗。3）、 必須建立制氮設備的操作規程、工種崗位責任制、機電設備維護檢修規程、注氮防滅火管理暫行規定等規章制度。4）、 建立注氮防滅火臺帳。5）、注氮過程中，發現問題，必須采取措施臨時處理，并向礦、通風調度室匯報6）、現場特種作業人員必須嚴格執行手拉手交接班制度、請示匯報制度。7）、現場盯班人員必須佩帶隔絕氧自救器，嚴格執行煤礦救護規程規定的要求。8）、注氮前，注氮管路系統必須進行壓力試驗，確保密封不漏氣；正式注氮

49、前，地面必須與井下聯系通知救護隊員。注氮開機前，必須進行安全檢查：檢查制氮機各零部件是否完好，各保護裝置儀表閥門管路及接頭是否有損或松動。檢查油氣桶內油位是否在油位計二條刻度線之間，不足時必須補充。確認系統內無壓力，打開排氣閥門。開起冷凝器水泵，使冷凝器能正常工作。9）、 制氮機啟動后，觀察制氮罐壓力表，待PN20.5Mpa后檢測N2氣體純度，如純度 39.8V,符合要求。同理校驗660V系統其它線路電壓損失均符合要求。計算略。1140V系統：以供電距離最遠、負荷最大的采煤機線路校驗： MCPTJ-3150+170+32.5-350m 710kW煤機 MCPTJ-3150+170+32.5-3

50、50m MCPTJ-395+150+32.5-200m 2#移變 2*250kW刮板輸送機KBSGZY-2500/10 MCPTJ-395+150+32.5-200m MCPTJ-395+150+32.5-200m MCPTJ-395+150+32.5-200m 2*250kW刮板輸送機 MCPTJ-395+150+32.5-150m 200kW轉載機 信號照明綜保 備用1、KBSGZY-2500/10（6）變壓器電壓損失：=6.5 =0.28 =6.49 = 0.57=0.52 =0.53 =7000w 2、采煤機線路電壓損失：電纜導體電導率=42.5 m /.mm2 整個線路的電壓損失為：

51、（干線電纜長度較短不足20米，電壓損失忽略不計）=+=32.9+16.2=49.1V變壓器分接開關放在一檔，允許電壓損失為57V49.1V,符合要求。同理校驗1140V系統其它線路電壓損失均符合要求。計算略。按起動條件校核：采煤機是重負荷起動，也是采區中容量較大、供電距離最遠的用電設備，需校驗起動條件下的電壓損失：電動機的最小起動電壓為：起動時工作支路電壓損失：起動時變壓器電壓損失：起動時整個電網的電壓損失： = + =223.6+135.7=359.3V =1200359.3=840.7V =756V 故滿足起動要求。五、系統短路電流計算和保護裝置的整定：1、 皮帶順槽、軌道順槽及回風巷66

52、0V系統以皮帶順槽線路校驗：（1）用查表法計算各短路點兩相短路電流：KBSGZY-315/6變壓器低壓側出口短路電流Id0(2)為：5032A短路點d10點的電纜換算長度為： LCt=KctL=1500=500m查表得d1點的兩相短路電流：1326ALCt電纜的換算長度，mL電纜的實際長度，mKct換算系數（其它各點的兩相短路電流見附表1-2）（2）饋電開關的保護整定：以皮帶順槽KBZ-400型饋電開關為例，采用智能型電子保護器。其過流整定原則按： 取 IZ=195AIQe+IN.re=1.15690+0.731.15130.5=730.6求得N=IQe/=3.7實取N=4則IZ=NIZ3=7

53、80A靈敏度校驗為：Id(2)/IZ=1326/780=1.7 1.5 合格（其它各饋電開關的保護整定見附表1-2）（3）起動開關的保護整定：以皮帶順槽帶空壓機的QBZ-200型開關為例，采用JDB電子綜合保護器。其過載整定值按實際負載電流值整定IZ=Ie=103.5A其短路整定原則按IZ=8Ie=828A靈敏度校驗為： Id/IZ=4189/828=5.1 1.5 合格。因工作面660V供電系統均采用干線式供電，各起動開關的負荷線較短，計算時忽略不記。同理整定和校驗其它各開關整定值均合格，見附表1-3。（4）皮帶順槽2#變壓器低壓側饋電開關的保護整定：變壓器低壓側選用BXBD-800/114

54、0型礦用隔爆型低壓保護箱，采用PLC綜合保護器。其過載整定值按實際負載電流值整定: PN=220.5KWIZ= KdePN1.15= 0.5220.51.15=126.8A 取IZ=130A其短路整定原則按IZ= 8IZ整定:取 IZ= 8IZ=1040A靈敏度校驗為：ID1(2)/ IZ2=5032/1040=4.8 4.3 合格。（5）皮帶順槽2#變壓器高壓側配電裝置的保護整定：高壓側開關為PBG-250/6000B高防開關，采用PLC綜合保護器取IZ=IBe=30.3A其短路整定原則IZ=6IBe=181.8A靈敏度校驗為：Is.min(2)/ KTIZ2=5032/8.7181.8=1

55、.8 1.5 合格。（6）高壓配電裝置的保護整定：303西盤區變電所帶皮帶順槽2#變壓器的6#高防開關為例，CT變比為50/5，采用GZB-ARM-9110型綜合保護器其過載整定值按變壓器額定電流值整定 ： IZ= IB1e =30.3A 實取其過流倍數n=Iz1/Ige =30.3/50=0.606 實取其過流倍數0.61倍其短路整定原則按n(IQeKXIe)/KbIge =(621130.51.15)/8.750=1.77取n=2（保護器短路保護整定為110之間的整數倍數）n-電流互感器二次額定電流（5A）的倍數Ige-高壓配電裝置額定電流A靈敏度校驗為：ID0(2)/KbIZ=5032/

56、8.750=11.6 1.5 合格。ID0(2)-變壓器低壓側出口兩相短路電流2、工作面1140V系統：（1）用查表法計算各短路點兩相短路電流：變壓器低壓側出口短路電流D0為：6407A短路點D1點的電纜換算長度為：LCt=KctL=0.53350=185.5m查表得d1點的兩相短路電流：4054ALCt電纜的換算長度，mL電纜的實際長度，mKct換算系數（其它各點的兩相短路電流見附表1-4）（2）起動開關的保護整定：選用KJZ-1500/1140-9型礦用隔爆兼本質安全型多功能真空組合開關，采用ABD電子綜合保護器。以1#2#代采煤機開關為例，其過流整定值按實際負載電流值整定P=300211

57、0=710KW IZ1=Ie=475.7A其短路整定原則按IZ2=8Ie=3805.6A靈敏度校驗為：ID1(2) / IZ2=40542/3805.6=2.11.2 合格。（3）2#移變低壓側饋電開關的保護整定：變壓器低壓側選用BBD-500/1140(660)Y型礦用隔爆型低壓保護箱，采用PLC綜合保護器。其過載整定值按實際負載電流值整定: P=710+2504200=1910kWIZ=Ie=19100.67=1279.7A其短路整定原則按IZ2IQeKXIe = 3805.60.5212000.67=4223.7A取 IZ2=4610A靈敏度校驗為： ID0(2)/ IZ2=6407/4

58、223.7=1.511.5 合格。同理求的1#移變低壓側滿足保護，合格。（4）2#移變高壓側配電裝置的保護整定：以帶采煤機線路的2#移變為例，高壓側開關為KBG-100/6Y高防開關，采用PLC綜合保護器其過流整定值按變壓器額定電流值整定：取IZ=IBe=96.2A其短路整定原則IZ=6IBe=577.2A靈敏度校驗為：ID0(2)/KbIZ2=6407/5577.2=2.21.5 合格ID0(2)-變壓器低壓側出口兩相短路電流同理求的1#移變低壓側滿足保護，合格。（5）高壓配電裝置的保護整定：303西盤區變電所帶工作面兩臺移變的11#高防開關，CT變比為200/5，采用GZB-ARM-911

59、0型綜合保護器，其過載整定值按變壓器額定電流值整定 ： IZ= IB1e IB2e =96.2A + 96.2A =192.4A 其過流倍數按：n=Iz/Ige =192.4/200=0.96 實取其過流倍數1倍其短路整定原則按：n(IQeKXIe)/KbIge =(2854.223380.67)/8.7200=2.5 實取其短路倍數3倍靈敏度校驗為：ID0(2)/KbIZ=6407/8.7200=3.7 1.5 合格。表10 饋電開關選擇及檢驗：660V系統編號型號短路點短路電流過流整定值靈敏度校驗15#KBZ-400d532213309.8合格16#KBZ-400d1113267801.7

60、合格17#KBZ-400d1513267201.8合格表11 真空起動開關校驗：660V系統開關編號所控設備整 定開關型號過流A短路A9、10MLGF-16/90103.58IeQBZ-2008、122DA856.38IeQBZ-807、11JH-3051.88IeQBZ83-80N1、2、3、5、6JD-40468IeQBZ83-120N13、14ZBZ-4.06ZBZ-4.0/660表12 真空起動開關選擇及校驗：1140V系統開關型號所控設備整 定短路點短路電流靈敏度校驗過載A短路AKJZ-1500/1140-9組合開關MG300/710-WD475.78IeD140542.1合格SGZ