5101外面工作面回采作業(yè)規(guī)程定稿

目錄

第一章概況...............................................................................1

第一節(jié)工作面位置及井上下關系...............................................................1

第二節(jié)煤層..................................................................................1

第三節(jié)煤層頂低板............................................................................2

第四節(jié)地質構造..............................................................................2

第五節(jié)水文地質.............................................................................2

第六節(jié)影響回采的其他因素...................................................................3

第七節(jié)儲量及服務年限制.....................................................................4

第二章采煤方法..............................................................................5

第一節(jié)巷道布置..............................................................................5

第二節(jié)采煤工藝..............................................................................5

第三節(jié)工作面設備配置......................................................................10

第三章頂板控制.............................................................................13

第一節(jié)支護設計.............................................................................13

第二節(jié)工作面頂板控制......................................................................14

第二節(jié)端頭及順槽頂板控制.................................................................15

第四章生產系統(tǒng)..............................................................................18

第一節(jié)運煤系統(tǒng).............................................................................18

第二節(jié)“一通三防”與安全監(jiān)測系統(tǒng)..........................................................19

第三節(jié)供、排水系統(tǒng).........................................................................19

第四節(jié)供電系統(tǒng).............................................................................24

第五節(jié)六大系統(tǒng)及照明系統(tǒng)..................................................................33

第五章勞動組織及主要技術經濟指標............................................................39

第一節(jié)勞動組織.............................................................................39

第二節(jié)作業(yè)循環(huán).............................................................................40

第三節(jié)主要技術經濟指標....................................................................41

第六章主要安全技術措施......................................................................42

第一節(jié)一般規(guī)定.............................................................................42

第二節(jié)頂板管理.............................................................................42

第三節(jié)帶壓開采管理.........................................................................46

第四節(jié)“一通三防”與安全監(jiān)控...............................................................47

第五節(jié)運輸管理.............................................................................53

第六節(jié)機電管理.............................................................................55

第七節(jié)其他措施.............................................................................61

第七章災害應急措施及避災路線...............................................................67

第一章概況

第一節(jié)工作面位置及井上下關系

5101外面工作面地面位于郝家塔與工業(yè)廣場之間，東起郝家塔與瓦斯抽放泵站連線中點

賀龍溝，西至郝家塔保護煤柱線，地面無建筑物，多為黃土高坡、棗林及農田，賀龍溝與工作

面走向平行，且從工作面上方呈S狀蜿蜒延伸。

井下位于井田一采區(qū)西翼，北鄰5100工作面采空區(qū)，南側為設計的5103工作面，西側為

村莊保護煤柱，東側為一采區(qū)第二回風巷。工作面傾向長度357m,走向長度199m,面積為71043

2

m0工作面上下方地層均為未采區(qū)。

工作面位置及井上下關系（見表1-1）：

表1-1工作面位置及井上下關系表

水平名稱+485采區(qū)名稱一采區(qū)

地面標高+700m?+860m工作面標高+520m?+540m

工作面地面位于郝家塔與工業(yè)廣場之間，東起郝家塔與瓦斯抽放泵站連線中點賀

地面相

龍溝，西至郝家塔保護煤柱線，地面無建筑物，多為黃土高坡、棗林及農田，賀龍

對位置

溝與工作面走向平行，且從工作面上方呈S狀蜿蜒延伸。

回采對地面對地表會有一定影響，將會引起地表裂隙和塌陷。

設施的影響

井下位置及井下位于井田一采區(qū)西翼，北鄰5100工作面采空區(qū)，南側為設計的5103工作面，

與四鄰關系西側為村莊保護煤柱，東側為一采區(qū)第二回風巷。

傾向長度（m）357走向長度（m）199面積（m2）71043

第二節(jié)煤層

工作面內煤層發(fā)育特征：根據掘進巷道揭露情況，該面為4號煤層與5號煤層合層區(qū)，4

號煤層厚度2.5m左右，5號煤層厚度1.5m左右，夾層0.2m左右，夾層巖性多為炭質頁巖，煤

層總層厚度在工作面內較穩(wěn)定，根據已揭露巷道情況分析，煤層最厚處4.6m,平均厚度4.2m,

傾角0°?-4°,平均-2°o

煤層物理特征；5（4+5）號煤為黑色，玻璃光澤?強玻璃光澤，有時可見弱絲絹光澤。斷口

參差狀、貝殼狀、鏡煤分層有眼球狀斷口。內生裂隙發(fā)育，外生裂隙不發(fā)育。煤的結構條帶狀

最發(fā)育，且以寬條帶狀結構為主，其次為線理狀結構，似均一狀結構較少見。煤的構造多呈層

狀，也有塊狀構造；煤的硬度小，脆度大。工作面煤層情況（見表1-2）：

表『2煤層情況表

煤層總厚（m）煤層結構煤層傾角（°）可采指數變異系數（勃穩(wěn)定程度

4.1?4.60?一4

2.5(0.2)1.512較穩(wěn)定

4.2-2

第三節(jié)煤層頂低板

頂底板情況（見表1-2）：

表『2頂底板情況

頂底板名稱巖石名稱厚度（U1）巖性特征

老頂中砂巖0.5?4.7灰白色，含暗色礦物及黑色有機質，下部較細，泥質膠結。

直接頂砂質泥巖0.5?1.5灰黑色砂質泥巖，有植物碎片化石。

偽頂頁巖0-0.8炭質頁巖或泥質頁巖，分布不穩(wěn)定，較破碎，隨頂板揭露而跨落。

直接底砂質泥巖1.8-2.5灰黑色，含砂不均勻，局部粉砂巖薄層，含少量植物碎片化石。

老底中砂巖5.7?6.9灰白色，泥質膠結，節(jié)理、裂隙發(fā)育，含暗色礦物。

第四節(jié)地質構造

工作面根據已揭露巷道和里面回采情況分析，工作面構造較為復雜，在皮帶順槽面揭露兩

條正斷層，產狀分別H=l.5mZ35°和H=l.8mZ35°,斷層附近頂板破碎，易掉頂，對回采

影響較大；工作面內可能存在陷落柱、小斷層等地質構造，對回采有一定影響。

工作面兩道傾角一般為0?-4°,平均-2°。

第五節(jié)水文地質

1、地表水

地表沒有大的河流流經本區(qū)，僅賀龍溝在工作面上方呈S形狀流出，主、副斜井井底車場

標高+485m,井口標高在+785m,歷史最高洪水位735.14m,井口高于賀龍溝最高洪水位49.86

m,工作面煤層最低埋深達到160m,地表水不會對工作面回采造成危害。

2、頂板砂巖水

根據工作面臨近356鉆孔資料顯示，該面上距K4砂巖約40m,K4砂巖在本區(qū)發(fā)育穩(wěn)定，

平均厚度1.4m,據343號鉆孔抽水試驗，為弱富水性含水層。工作面在回采過程中頂板遇構造

裂隙發(fā)育時會出現滴、淋水現象。

3、底板太原組灰?guī)r水

根據鄰近工作面356號鉆孔資料分析，工作面與下伏太原組L5層灰?guī)r含水層間距約

23.38m,L5石灰?guī)r發(fā)育穩(wěn)定，均厚7.1m,富水性不均一，為弱?中等富水含水層，工作面回

采前已進行疏水降壓，根據本礦近期水文孔觀測資料顯示，太灰水位值取567m,按照《煤礦防

治水規(guī)定》，結合工作面開采實際煤層底板最低標高+520m計算；

采用公式：T=P/M

其中：T。一突水系數，MPa/m

P一底板隔水層承受的水頭壓力，MPa；

M一底板隔水層厚度，m；

P={567m-(520m-23.38m)}X0.0098=0.69MPa

M取23.38m得出T=0.694-23.38=0.03MPa/m

計算結果表明，工作面底板最大突水系數為0.030MPa/m。根據《煤礦防治水規(guī)定》中規(guī)定

在有構造破壞的地區(qū)，T大于0.06MPa/m,則存在底板突水的可能性，在沒有構造破壞的完整

地區(qū)，T大于0.IMPa/m,則存在底板突水的可能性。因此在不存在大的導水構造情況下，工作

面回采期間不存在底板突水危險性。

4、奧灰水

奧灰含水層頂界面至5(4+5)號煤層底板距離平均約為115m,該面底板標高為+520m?

+540m,以奧灰峰峰組灰?guī)r含水層水位+805m計算，得出突水系數約為0.038MPa/m,小于

0.06MPa/m臨界突水系數值，且奧灰為間接充水含水層水，正常情況下工作面回采不會發(fā)生奧

灰水害，但也不能麻痹大意，謹防隱伏陷落柱或導水構造的存在，出現突水事故。

5、預計涌水量

最大涌水量40m7h,正常涌水量10m7h。

第六節(jié)影響回采的其他因素

影響回采的其他因素表(1-4)：

表『4影響回采的其他因素表

瓦斯5(4+5)煤層的瓦斯含量4.36?14.91m3/t,平均8.37n]3/t,高瓦斯。

煤塵5(4+5)煤塵火焰長度大于400mm,抑制爆炸最低巖粉量60%,煤塵具有爆炸性。

煤的自燃5(4+5)煤層煤的吸氧量為0.64m3/g,自燃等級為H類，屬自燃煤層。

井田恒溫帶深度50?60m,恒溫帶溫度14°C,地層溫度一般為2.0°C/100m

地溫

左右。

地壓地層壓力顯現不明顯。

第七節(jié)儲量及服務年限制

1、工作面儲量(見表1-5)

表1-5工作面儲量

傾向長走向長大巷煤柱煤厚容重工業(yè)回采率可采儲量

(m)(m)(m)(m)(t/m3)儲量(t)(%)(t)

357199534.21.3941500193385951

注：此表中的走向長度為設計止采線至切眼的長度。

2、工作面服務年限

5101外面工作面傾向長度357m,走向長度199m,煤層傾角平均2°,實際可采儲量為:

Q可=L走XL假XH采XI.39/cos2°X93%=199X357X4.2X1.394-cos2°X93%=385482t,

日產量：

①、循環(huán)產量?

Q1=LHSRC=199X4.2X0,8X1.39X0.93=864t

公式中：L-工作面走向長度，199米；

H-工作面平均采高，4.2米；

S-循環(huán)進度，0.8米；

R-煤的容重，1.39t/m3；

C-工作面回采率，取93%

②、日產量Q2

Q2=7XQ1=6050t

可采期：T=385951/6050=64(天),64+28=2.3(個月)；

即：5101外面工作面的服務年限為2.3個月。

附圖1：5101外面工作面井上下對照圖

附圖2：5101外面工作面綜合柱狀圖

附圖3：5101外面工作面煤層底板等高線圖及資源/儲量估算圖

附圖4：5101外面工作面實測地質剖面圖

第二章采煤方法

第一節(jié)巷道布置

5101外面工作面巷道為雙“U”型布置，皮帶順槽寬5.1m,高度為4.2m,凈斷面為21.42m2,

兩幫使用鐵錨桿、鋼帶和塑料網聯合支護，頂板使用鐵錨桿、鋼帶和金屬網聯合支護，錨桿間

排距均為0.8m；皮帶順槽為進風巷、運輸出煤巷，其布置一部膠帶輸送機、轉載機、移變、乳

化泵站、噴霧泵站、設備列車等。軌道順槽寬4.7m,高4.2m,凈斷面為19.74m；上幫使用鐵

錨桿、鋼帶和塑料網聯合支護，下幫使用玻璃鋼錨桿、鋼帶和塑料網聯合支護，頂板使用鐵錨

桿、鋼帶和金屬網聯合支護，錨桿間排距均為0.8m；軌道順槽為第一回風巷，承擔行車進、回

料任務。切眼高度3.5m,寬7m,凈斷面積24.5m2；切眼布置液壓支架、刮板輸送機、采煤

機。第二回風巷為專用回風巷，兩回風巷由調節(jié)風門控制風量，由通風部負責。

第二節(jié)采煤工藝

一、采煤方法

根據地質條件，5101外面工作面傾角為。?-4°,平均-2°,煤層厚度為4.1?4.6m,平

均4.2m,工作面走向長度為199m,傾向長度為357m,適合機械化采煤，故本工作面采用傾向

長壁一次采全高綜合機械化采煤法。

二、回采工藝

5101外面工作面選用ZZ6000-21/45型支撐掩護式液壓支架和MG400/930-WD型電牽引采煤

機。工作面煤層厚度平均為4.2m,根據支架的支撐高度及煤機滾筒直徑規(guī)定工作面采高。工作

面一次采全高，故采高取4.1?4.6m,平均為4.2m,跟頂跟底回采。

工作面采用雙滾筒采煤機機械落煤，采煤機與刮板輸送機聯合裝煤，刮板輸送機、轉載機、

可伸縮膠帶輸送機聯合運煤，四柱支撐掩護式液壓支架支護頂板，采空區(qū)采用全部跨落法管理

頂板。

三、工藝流程

工藝流程：采煤機下行割煤一移架一移刮板輸送機一采煤機割通下端頭煤壁一采煤機空轉

上行至刮板輸送機直線段一移架一移刮板輸送機一采煤機下行進刀割三角煤一采煤下行割通下

端頭煤壁一采煤機空轉上行至刮板輸送機直線段割煤一移架一移刮板輸送機一煤機割到上端頭

進行下一循環(huán)。

四、工序操作

（-）進刀方式

采用上下端頭斜切進刀，其進刀斜長不小于25m,其中直線段長18m。

1、正向牽引采煤從機頭（尾）向機尾（頭）18m處斜切進刀。

2、采煤機斜切進刀25-30m切入煤體后，停止采煤機牽引，調換采煤機滾筒上、下位置，

推移滯后溜至煤壁。

3、反向牽引采煤機截割三角煤體，至機頭（尾）煤壁。

4、切割完成三角煤體后，停止采煤機牽引，調換上下滾筒位置。

5、正向牽引采煤機空轉至開切口處正常割煤，以正常工序推移運輸機至煤壁，完成進刀。

附圖5：5101外面工作面進刀方式示意圖

（-）割煤方式

采用MG400/930-WD交流變頻電牽引采煤機割煤，依靠采煤機導向滑靴在工作面刮板輸送機

上行走；雙向割煤，前滾筒在上割頂煤，后滾筒在下割底煤。由于采區(qū)內煤層賦存穩(wěn)定，傾角

較小，所以采用采煤機雙向割煤，追機作業(yè)；前滾筒割頂煤，后滾筒割底煤；在工作面端部斜

切進刀，上行下行均割煤，往返一次為兩個循環(huán)，每刀截深為0.8m；采煤機過后先移架后推移

刮板輸送機。

（三）裝煤、運煤

1、裝煤方式：利用采煤機的滾筒螺旋葉片，配合運輸機鏟煤板裝煤，即通過采煤機滾筒

螺旋葉片將煤裝入工作面可彎曲刮板輸送機內。

2、運煤方式：下采煤割煤時刮板輸送機運采煤機截割的煤。推移刮板輸送機時，通過鏟煤

板將底板浮煤裝入刮板輸送機；刮板輸送機將煤運到轉載機，由轉載機運至皮帶順槽膠帶輸送

機，再由膠帶輸送機運出。

（四）割煤及運煤要求

1、割機頭、機尾三角煤時，必須將三角煤割透，保證巷道底板到工作面底板平緩過渡，防

止三角煤割不透時，機頭、機尾過渡槽發(fā)生翹起，引起倒架，啞鈴銷折斷，刮板輸送機機頭、

機尾推不動等情形。

2、頂底板要割平，不得忽高忽低或留有臺階。

3、必須保證采煤機滾筒截齒完好無缺，割煤時如發(fā)現截齒丟失、磨損嚴重等現象時，應及

時停機更換截齒。

4、刮板輸送機機頭必須有看通訊閉鎖人員，能及時閉鎖“三機”，防止大塊煤在機頭堆煤

或卡死破碎機。

5、控制采煤機割煤速度，防止負荷過大壓死刮板輸送機或上隅角瓦斯超限。

6、煤壁平直，與頂底板垂直。傘檐：傘檐長度超過1m時，其最大突出部分不超過200mm,

傘檐長度在1m以下時，其最大突出部分不超過250mm。

（五）移架

1、工作面支架采用人工本架操作。

2、根據工作面地質條件，在初采初放、頂板破碎或周期來壓期間，采用鄰架操作、帶壓擦

頂移架作業(yè)，刮板輸送機推移到位后，立即移架，且移架后必須立即打出護幫板，接實頂板和

護實煤壁。

3、采用本架操作時，被操作支架上、下3架支架范圍內，除操作本支架的支架工外，嚴禁

有其它人員穿行和逗留。

4、工作面移架順序及方法

（1）當采煤機返機清煤時，將刮板輸送機自下而上推向煤壁；待輸送機機頭推向煤壁后，

順序將機頭處二架特殊支架向前拉移一個步距，移架的順序為：先移1號支架，后移2號、3

號支架。采煤機割透下端頭煤壁后，將機頭處支架的伸縮梁伸出、護幫板挑起，及時支護頂幫。

采煤機斜切進刀段時，停止移架。

（2）機尾推移完成后，將工作面機尾處3架特殊支架拉移一個步距，移架的順序為：先移

下部支架，后移中部支架，再移上部支架。

（3）待采煤機斜切進刀后，推移剩余段刮板輸送機，自下向上將所有剩余支架依次順序移

架。

（4）特殊支架的移設是按上述順序在特定時間內完成的，而基本支架的移設是由刮板輸送

機推移位置控制的，即在正常情況下，刮板輸送機推移到位后立即移架。

（5）移架動作如下：收回護幫板及側護板一降支架立柱一移架一用側護板和底調千斤頂調

架一升起支架立柱一打開護幫板及側護板。

（6）移巷道下端頭第1#支架時，在推移轉載機后進行，由班長現場指揮。

5、端頭支架移架后滯后工作面其它支架300mm。

（六）移架質量要求

1、移架時必須使支架保持一條直線，直線誤差在±50mm以內。仰俯角不得超過7°,歪斜

不得超過±5。。相鄰支架間不得有明顯高低錯差，不超過側護板高度的2/3。

2、移架時，要保證支架移到位，步距為800mm。

3、移架過程中要及時調整支架狀況，如發(fā)生倒架、咬架和歪架現象，需在移架過程中及時

調整。

4、移架時支架降架距離頂板不大于200mm,在頂板破碎段必須帶壓擦頂移架。

5、必須嚴格按照移架動作順序按移架操作要求進行移架。

6、為保證移架時不致將刮板輸送機后拉，在移架時，應將鄰架閥組推移運輸機的閥把打到

推移刮板輸送機位置，使鄰架推移千斤頂處在推移刮板輸送機位置。

7、支架中心距控制在1500+100mm；端面距最大值W340mm；支架初撐力不低于設計值的

80%。

（七）推移刮板輸送機方式：

本工作面可實現三種推移

1、手動本架推移2、雙向成組推移3、雙向鄰架推移

工作面采用雙向成組推移刮板輸送機，使用雙向鄰架或手動本架對調整個別刮板輸送機

推移步距，從而保證刮板輸送機直線。移推移輸送機時，應滯后采煤機后滾筒5一15架，并且

推移千斤頂同時逐次推出，推移后的彎曲段不得小于18m,最大水平彎曲1—2度，垂直彎曲

不超過3度，嚴禁從兩頭向中間推溜，以免造成溜子中間鼓起搭橋，使支架發(fā)生咬架事故。

（A）推移輸送機質量要求

1、推移過程分兩個階段進行：

（1）在采煤機完成割煤進入上行返空轉時，滯后采煤機左滾筒10T5m推移刮板輸送機。

（2）采煤機下行割煤，刮板輸送機推至24*支架停止，待采煤機割通下端頭煤壁后空轉返過

24#支架后，將24"支架向下段刮板輸送機推到位，采煤機調整滾筒后下行割三角煤進刀，割通

下端頭煤壁后空轉返回，采煤機上行割煤，刮板輸送機移到位，刮板輸送機移至90#支架停止,

待采煤機割通煤壁空轉返過90#支架后，將90#支架向上段刮板輸送機推到位，采煤機調整滾筒

后上行進刀，煤機割通上端頭煤壁后空轉返回，刮板輸送機推到位，采煤機下行割煤。

2、推移質量要求：

（1）每次推進應保證800mm的推進度，并與煤壁保持平行成一直線，其直線誤差在±30mm

以內。

（2）在推移輸送機時，必須保持采煤機之后的彎曲段長度不得小于18m（滯后采煤機后滾筒

12架）。

（3）推移輸送機必須單向順序進行，不準出現彎曲，嚴禁從兩頭向中間進行或從中間向兩

頭進行推移。

（4）刮板輸送機停機時嚴禁推移，以防卡死輸送機。

（5）為保證在推移時操作順利，不致發(fā)生飄底、啃底現象，應采用成組推溜。

（6）在完成推移輸送機后，必須及時清掃散落在電纜槽、輸送機與支架間等處的浮煤，一

起裝入輸送機內。

（九）推移轉載機

1、轉載機在推移刮板輸送機機頭時一起移動。

2、轉載機前移前，必須清理機道上的浮煤、肝石、雜物，使機道通暢。

3、保護好電纜、油管、水管，防止移動轉載機時損壞。

4、轉載機前移后，保持“平、正、穩(wěn)、直”。

（十）膠帶輸送機機尾移動方式

1、工作面選用的膠帶輸送機使用MZ1200自移式機尾，當采煤機割3刀煤（2.4m）后，開始

移動膠帶輸送機自移機尾。

2、自移機尾小車與轉載機機頭聯成一體，構成膠帶輸送機機尾自移的支撐點，自移機尾小

車通過銷軸與推移缸活塞桿相聯接，推移缸缸體與基架通過銷軸相聯接，構成以轉載機為支撐

的自移系統(tǒng)。在推移轉載機時，自移機尾小車及推移缸活塞桿隨之一起前移，活塞桿被拉出缸

筒，在完成一定截深后，即可回縮推移缸進行基架的拉移工作。

（十一）組合基架自行拉移操作程序

1、隨著工作面刮板輸送機的推移前進，轉載機隨之向前移動，與其相連的自移機尾小車一

起在組合基架軌道上前移。

2、當采煤機完成三個截深后，自移機尾小車隨轉載機前移2.4m,與自移機尾小車聯結在

一起的推移缸的活塞桿被逐漸壓入缸體（行程W3m）,當自移機尾小車在軌道上運行到與組合基

架相聯時，即可拉動整體基架前移。

3、操縱調高缸的控制手柄，使立缸收縮，提起滑架，使組合基架完全落于巷道底板，完成

自移機尾的推移準備工作。

4、操縱推移缸控制手柄，使高壓工作液進入缸體，使活動塞桿回縮，由于推移缸活塞桿和

缸體分別與小車和組合基架相聯，即可拉動整體基架前移。

5、當推移活塞桿完全縮回后，即完成組合基架拉移工作。此時可進行調高及調偏等操作。

（十二）各工序影響范圍和安全距離

1、割煤：采煤機工作期間滾筒上下方5m范圍內，任何人員不得在架前作業(yè)或逗留。采煤

機割煤距上、下口30m時，上、下端頭維護人員必須在兩巷距工作面20m處設置警戒，嚴禁人

員通過。

2、移架：被操作支架上下3架支架范圍內不得有非操作人員穿行、作業(yè)。

3、推移刮板輸送機：滯后采煤機后滾筒18m以上。

五、特殊時期的頂板管理

過地質條件變化及停采前的頂板管理另行編制專項措施。

六、煤質及煤炭回收

（-）煤質要求

嚴格控制煤炭質量，使得煤炭發(fā)熱量達到最佳指標。提高煤炭回收率，不浪費資源。

（二）提高煤質的措施

1、加強頂板控制，加強支架檢修，保證支護強度，防止頂板冒落。

2、有偽頂和頂板破碎時工作面應帶壓移架，以減少冒落肝石進入原煤系統(tǒng)。

3、工作面正常生產過程中，嚴禁破頂破底。

4、過斷層時，嚴格控制采高，盡可能減少破肝范圍，嚴禁大肝石進入原煤系統(tǒng)。

5、爆破或割煤后要及時支護頂板，防止頂板冒落。

6、工作面發(fā)生漏、冒頂事故，應采取分裝分運，避免肝石進入原煤系統(tǒng)。

7、工作面兩道要建立完善排水系統(tǒng)，嚴禁工作面積水進入原煤系統(tǒng)。

（三）提高煤炭資源回收率的措施

1、根據煤層賦存厚度合理選擇采高，回采時，嚴格控制采高，不得隨意留底煤、頂煤,

嚴禁浪費煤炭資源。

2、工作面煤壁應采直、采平、不留傘檐；工作面架間、架前浮煤必須刀刀清理干凈。

3、未盡事宜，按礦、井各項煤炭質量管理的規(guī)定執(zhí)行。

第三節(jié)工作面設備配置

一、采煤機

5101工作面選用MG400/930-WD型電牽引雙滾筒采煤機落煤。

其主要技術特征：

截割電機功率：400kWX2牽引電機功率：55kWX2

調高電機功率：20kW額定電壓：3300V

滾筒直徑：2.2m截深：800mm

牽引速度：0?8.3/min采高：2.2?4.5m

牽引力:680?410kN機身長度：14400mm

機身高度：1535mm重量：60t

最大生產能力：2500t/h適應工作面傾角：W40°

牽引方式：交流電牽引。

二、液壓支架

1、5101外面工作面選用ZZ6000/21/45型支撐掩護式液壓支架，其主要技術特征:

支架支撐高度：2.1~4.5m支架寬度：L41?1.61m

中心距:1.5m初撐力：5232kN

工作阻力：6000kN支架重量：23t

推溜力:272kN移架力：431kN

供液壓力：31.5MPa移架步距:0.8m

適應傾角:0?18°護幫板長度:0.9m

支架支護強度0.85~0.9MPa操作方式：本架操作

三、工作面運輸機

5101外面工作面選用SGZ-880/2X400型可彎曲刮板輸送機。

其主要技術特征：

輸送能力：1500t/h出廠長度：200m

刮板鏈速度：V：1.37m/s速比：33

刮板鏈規(guī)格：34X126mm電機功率：2X400kW

四、轉載機

跟面移動轉載機使用SZZ-800/250型橋式轉載機。

其主要技術特征：

輸送能力：1500t/h出廠長度：50m

鏈速：1.545m/s電機功率：250kW

額定電壓：1140V速比：24.225

五、破碎機

破肝采用PLM1000型破碎機

其主要技術特征：

主軸轉速：370r/min電機功率：110KW

錘頭數：8破碎主軸轉速：370r/min

破碎能力：1000t/h

六、膠帶輸送機

1、5101外面工作面皮帶順槽運輸采用DSJ120/120/2X315型可伸縮式膠帶輸送機一部,

長840mo

其主要技術特征：

帶寬：1200mm速度：3.15m/s功率：2X315kW

七、5101外面工作面其他設備

1、泵站

（1）根據液壓支架的要求，選用BRW400/31.5型乳化液泵，兩泵一箱，一臺工作，一臺備

用；主要技術特征：

Q=400L/minP=31.5MPa

N=250kWU=1140V

(2)噴霧泵選用BPW320/6.3L噴霧泵兩臺，兩泵一箱。

Q=320L/minP=6.3MPa

N=45kWU=1140V

2、移動變電站位置

設備列車使用KBSGZY-1250/10型移動變電站三臺，QJZ-2000/1140-6組合開關1臺，

QJGZ-1300/3300-4組合開關1臺，QJZT260/n40(660)-l組合開關1臺，QJZ-4X

315/1140(660)-1組合開關1臺，位置放在工作面皮帶順槽向外70m處。

3、輔助設備

(1)通訊與照明

5101外面工作面通迅設備使用KTC-2.3型閉鎖式擴音電話，工作面每8架必須安裝一組完

好的通訊設備，應安裝18組；照明使用DGST8/127LC礦用隔爆型LED燈，工作面每8架必須

安裝一盞完好的節(jié)能燈，應安裝18盞。另外，轉載機頭、尾各安裝一組通訊設備和一盞節(jié)能燈。

(2)運輸小絞車及回絞

5101外面工作面運料系統(tǒng)共安裝了4部絞車，JD-4型調度絞車1部，JYB—25型調度絞

車1部，JH—30型回柱絞車2部。

附圖6：5101外面工作面設備布置示意圖

第三章頂板控制

第一節(jié)支護設計

一、頂板管理方式

根據本工作面頂板特征，工作面頂板采用液壓支架支護，兩道順槽采用錨桿、錨索支護，

皮帶順槽及軌道順槽超前支護采用單體液壓支柱配合較接梁進行支護，采空區(qū)采用全部跨落法

管理頂板。

二、工作面支架選型計算

1、工作面主要參數（見表3-1）

表3T工作面主要參數

煤層厚（m）采高（m）傾角面長（m）傾向（m）煤層號

4.1?4.64.20°?-4°1993595(4+5)

2、工作面液壓支架基本參數（表3—2）

表3—2液壓支架基本參數

型號最大高度最小高度工作阻力初撐力支護強度

液壓支架

ZZ6000-21/454.5m2.1m6000kN5232kN0.85-0.90MPa

3、按6?8（取8）倍最大采高的上覆巖層所需支護強度計算，根據支護強度計算公式計算

如下：P=8HRgX10-6=8X4.3X2.5X103X9.8X10-6

=0.78（MPa）

式中：Q——按8倍最大采高計算上覆巖層所需要的支護強度，單位MPa；

H——最大采高取4.3m；

R—頂板巖石容重2.5t/m3；

g—取重力常數為9.8。

液壓支護支護強度為0.85?0.90MPa,大于P,符合要求；根據5101外面工作面的主要

參數和ZZ6000-21/45型支撐掩護式液壓支架技術參數的對比，條件均符合要求，故5101外面

工作面選用ZZ6000-21/45型支撐掩護式液壓支架。

第二節(jié)工作面頂板控制

一、支護方式

1、工作面選用ZZ6000-21/45支撐掩護式液壓支架支護頂板，ZZG6000-21/45支撐掩護式

液壓支架為端頭支架。共布置137架支架，其中131架基本支架，6架端頭支架。

2、移架步距：與采煤機的實際截深相同，800mm。

3、端面距：由設備的配套情況決定，340mm。

4、控頂距：由液壓支架的頂梁長度(LJ、端面距(LJ及采煤機的實際截深(S)決定。

5101綜采工作面液壓支架的頂梁長度為4300mm,端面距按340mm計算，采煤機實際截深

為800mm,由此可計算：

最大控頂距：Lx=L+L2+S=4300+340+800=5440(mm)

最小控頂距：Ln=L+L2=4300+340=4640(mm)

附圖7：5101外面工作面支護平、剖面示意圖

二、支護要求

1、支架中心距保持L5m±0.1m之間,支架接頂嚴實，支架垂直頂板，支架狀態(tài)良好，歪斜

不得超過±5。。

2、支架初撐力不小于泵站壓力的80%,泵站出口壓力不小于30Mpao

3、移架后及時打出伸縮梁和護幫板，護住煤壁。

4、工作面控頂范圍內，頂底板移近量按采高為W100mm/m。

5、工作面頂板不得出現臺階狀下沉。工作面支架前梁接頂嚴實，支架受力狀態(tài)良好。

6、機道梁端至煤壁頂板冒落高度不大于0.3m,當支架上頂板冒落高度超過0.3m時，應用

木板梁絞實頂板，處理時嚴格遵守防冒頂安全技術措施。

7、5101外面工作面在過斷層、頂板破碎、片幫、掉頂等情況下，均應采取移超前液壓支

架方式控制頂板，保證液壓支架接實頂板，其操作程序：移架一割煤一推溜。

三、工作面初次來壓和周期來壓的頂板控制

根據5101老面數據，預計老頂初次來壓步距為42?45m左右，周期來壓步距為23?30m,

來壓時必須加強頂板管理。

1、初采初放前，必須編制專項措施。

2、礦及施工單位必須成立初采小組，落實好初采初放期間的頂板控制。

3、必須加強工作面及兩順槽的支護質量，確保出口安全暢通。

4、來壓期間，必須嚴格控制采高，控制在3.8?4.2m,并加強工作面的礦壓觀測，發(fā)現問

題必須及時處理。

5、來壓期間，應積極組織生產，加快工作面推進度，盡快擺脫壓力影響。

第三節(jié)端頭及順槽頂板控制

一、上、下端頭支護

1、5101外面工作面端頭支護使用3架ZZG6000-21/45支撐掩護式液壓支架配合液壓單體

支柱進行支護。

2、距第一架端頭支架0.2m處沿工作面走向（從切頂線至支架梁端）打一排戴帽點柱，戴

帽點柱至外幫方向每超過0.8m增加一排戴帽點柱，柱距為1.2m。

3、工作面上下端頭沿切頂線各扶一排密集支柱進行擋阡，柱距不大于300mm,并在支柱的

采空區(qū)側安置鋼筋網聯合擋阡。

二、兩巷超前支護

1、5101外面工作面兩道順槽采用單體液壓支柱配合較接梁進行超前支護，工作面回采期

間，超前工作面出口20m用4.5m液壓單體配合1.2m的較接梁支護，單體支柱沿巷道中線兩邊

各1.2m處支設，柱距1.2m,排距2.4m；單體液壓支柱穿好鐵鞋，拴齊安全繩，初撐力不小于

90kN；頂板不平時，必須使用木料墊實，確保有效支護。工作面上、下出口處，采用4.5m液

壓單體配合1.2m的較接梁，沿傾向布置三排支護，間排距1000mm*1200mm；單體支柱沿巷道中

線打一棵，沿中線兩邊各L2m處各打一棵單體，柱距1.2m,排距1.2m。單體結實頂板后要及

時系上安全防倒繩，頂板超高處采用半圓木接頂，當遇地質構造時再另行補充措施修改支護方

式。

2、生產期間，必須對兩順槽的頂板進行日常檢查與維護，當工作面兩順槽壓力大，巷道

變形嚴重時，必須加長超前支護長度，并及時補充施工措施。

三、支護要求

1、嚴格按照上、下端頭和兩巷超前支護設計進行支護,支柱初撐力不得小于90KN,單體戴

帽點柱支柱迎山角3?5°,端頭支架初撐力不小于24Mpa。

2、支架與頂板以接頂不實時，必須用半圓木墊實，以保證支架初撐力不低于規(guī)定值。

3、支柱要支設在實底上，單體液壓支柱鉆底量超過100mm時，必須使用柱鞋，以保證鉆

底量不得超過規(guī)定值。

4、戴帽點柱支護柱帽采用松木，所有單體液壓支柱柱頭必須使用安全繩扣與頂板鋼筋網

或鋼帶聯接固定。若頂板破碎必須鋪設鋼筋網及塑鋼網先護頂，再支設戴帽點柱維護頂板。

5、不少柱，發(fā)現失效、損壞支柱及柱帽必須及時更換。

6、支柱沿走向支設成一條直線，支柱手把全部朝向工作面的推進方向，支柱的卸載孔全

部朝向巷道的上幫。其直線偏差不超過±100所，柱距偏差不大于±100mm,排距偏差不超過土

lOOmmo

7、兩巷超前支護的不可提前移動，超前支護距支架梁端的距離不得大于500mm。

8、當兩巷頂板壓力大或頂板破碎時，必須保證超前支架的初撐力。

9、在兩巷各備一個“人”字梯子，以便作業(yè)時用；若巷道兩幫片幫嚴重時，在超前支護

范圍內打貼幫單體點柱處理，超前以外要求補打錨桿進行加強支護，處理片幫前必須先敲幫問

頂，一人監(jiān)護，一人工作。

10、安全繩扣采用2，鋼絲繩制作，長400nlm,安全繩扣一端聯接用65mm圓鋼制作的掛鉤。

柱帽采用300X200XI00mm松木替代。

11、工作面上、下出口的行人寬度不得小于0.8m,凈高不低于1.8m。

12、工作面上下端頭處支架必須接頂嚴密，不能接頂嚴實時，必須在支架上方使用枕木背

頂嚴實。

13、工作面下隅角懸頂超過2X5n?時，施工單位必須及時拆除下出口頂板錨桿、錨索，

剪掉金屬網，使老塘頂板及時跨落；同時必須加大上下出口支柱密度加強頂板支護。

四、上、下端頭回柱

（-）上端頭回柱方法

1、上端頭切頂線支柱在拉移機尾支架前回收，即先回收切頂線單體液壓支柱，后拉移機

尾支架。

2、切頂線支柱每循環(huán)回收一次。單體液壓支柱在切頂線（即支架頂梁和掩護梁較接處）處

回收，回柱由每班的出口工負責，與支架工協(xié)助進行，回收時應堅持“先支后回”的原則。即

在新切頂線處（原切頂線向外0.8m）先支設戴帽點柱后方可進行回收?；厥諘r當班班組長必須

指定一名有經驗的工人負責觀察頂板，兩人進行回收，三人共同作業(yè)。

3、回收順序為：自下而上，即先回收靠機尾支架側，后回收軌道順槽上幫側，并堅持先

回收普通支柱，后回收俄柱的原則。

（二）下端頭回柱方法

1、下端頭切頂線支柱在拉移端頭支架前回收，即先回收切頂線單體液壓支柱，后拉移端

頭支架。

2、切頂線戴帽點柱支柱每循環(huán)回收一次，回收由每班的出口工負責，回收時應堅持“先

支后回”的原則，即在新切頂線處(原切頂線向外0.8m)先支設戴帽點柱后方可進行回收?；?/p>

收時當班班組長必須指定一名有經驗的工人負責觀察頂板，兩人進行回收，三人共同作業(yè)。

3、回收順序為：先回收靠機頭架側，后回收靠皮帶順槽下幫側。

六、礦壓觀測表

5101外面工作面礦壓觀測采取以下措施：

1、本工作面每臺支架安裝兩個壓力表，對工作面支架和超前支架的工作阻力、初撐力數

據顯示。施工單位每天每班安排專人進行數據采集分析處理，及時掌握工作面初次來壓步距、

周期來壓步距及最大來壓強度等礦壓參數。

2、在工作面風、機兩巷每50m安裝一個頂板離層儀，進行頂板觀測，設專人定期收集數據,

進行數據分析處理，觀測在超前壓力影響下的巷道變形規(guī)律。

3、由綜采隊配合生產部共同完成5101外面工作面以及兩順槽的礦壓觀測工作，設專人定

期收集數據，進行分析處理，通過對支架工作阻力變化規(guī)律的觀測，較為準確的掌握頂板來壓

規(guī)律。

七、支護材料(設備)的管理及消耗

1、工作面所需的單體液壓支柱、較接梁等分別碼放在距工作面100m以外的軌道順槽和皮

帶順槽內，并掛牌管理，支護材料備用率不低于10虹

2、工作面支架編號管理，支柱、較接梁、柱帽實行定位管理。

3、備用的各種液壓軟管、閥組、管接頭等必須用專用堵頭堵塞，更換前用乳化液清洗干

凈。

4、每班安排一名工作人員對工作面所有支柱、較接梁、柱帽認真清點，發(fā)現支柱失效、

頂梁損壞，必須立即更換并排出工作面，碼放到規(guī)定地點碼放整齊，檢修班及時回收。

支護材料用量及消耗表(見表3-3)

表3-3支護材料用量及消耗

用量回收率復用率消耗率

材料名稱規(guī)格

在用量備用量(%)(%)(%)

單體液壓支柱DWB25-30/100021001000

單體液壓支柱DWB28-30/100021001000

單體液壓支柱DW45-250/110XL120101001000

錢接梁HDJA-1200100101001000

松木柱帽200X150X1502010

半圓木2000X150X150050

半圓木3000X150X150050

第四章生產系統(tǒng)

第一節(jié)運輸系統(tǒng)

一、運輸路線

運煤路線:5101外面工作面刮板輸送機（全長203m）-5101皮帶順槽轉載機、破碎機（全

長36.5m）—5101皮帶順槽膠帶輸送機（全長460m）-—采區(qū)上倉膠帶輸送機一一采區(qū)儲煤井

一主斜井膠帶輸送機一地面。

二、運料系統(tǒng)

1、5101軌道順槽運料路線:地面一副斜井一集中軌道巷一中部車場一一采區(qū)軌道巷一5101

軌道順槽一5101外面工作面。

2、5101皮帶順槽運料路線：地面一副斜井一集中軌道巷一中部車場一一采區(qū)軌道巷一5101

皮帶順槽。

3、根據巷道的長度和傾角，提運重量以及現場實際情況，對沿途的調度絞車及鋼絲繩進

行分段計算，在安裝5101外面工作面時已進行校驗，見5101外面工作面運輸系統(tǒng)示意圖及

《5101外面工作面安裝組織施工設計》。

四、回收材料、設備系統(tǒng)：

回料系統(tǒng)與進料系統(tǒng)的路線相反。

附圖8：5101外面工作面運輸系統(tǒng)示意圖

第二節(jié)“一通三防”與安全監(jiān)測系統(tǒng)

一、通風系統(tǒng)

(-)相關參數：

5101外面工作面北鄰5100工作面采空區(qū)，南側為設計的5103工作面，西側為5101工作

面采空區(qū)，東側為一采區(qū)第二回風巷，煤層為5(4+5)號煤，瓦斯含量3.1~6.8m3/t,平均

4.95m7to煤塵具有爆炸性、自燃等級為H類、屬自燃煤層，切眼走向長度199m。

(二)通風方式及風量的確定：

工作面生產期間采用“雙U”通風方式(一采區(qū)專用進風巷、皮帶順槽進風，軌道順槽、

第二回風巷回風)。工作面的需要風量計算取值如下：

采煤工作面實際需要風量，應按工作面氣象條件、瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量(以歷年

礦井瓦斯等級鑒定結論和現場測定得知C0,涌出量較低，因此不作為計算依據)、作業(yè)人員等規(guī)

定分別進行計算，然后取其中最大值，5101外面工作面需風量計算如下：

1、按氣象條件計算

Qcf=60X70%XvcfXScfXkchXkc

式中：

v°f一采煤工作面的風速，按采煤工作面進風流的溫度，按表1選??；工作面溫度均〈20C,

故v0f取1.Om/so

表1采煤工作面空氣溫度與風速對應表

采煤工作面溫度℃采煤工作面風速m/s

<201.0

20?231.0?1.5

23?261.5?1.8

Sof一采煤工作面的平均有效斷面積，按最大和最小控頂有效斷面的平均值計算；Scf

=(5.7+4.9)/2X4.4=23.32m%

k°h一采煤工作面采高調整系數，具體取值見表2；取1.2。

表2采煤工作面采高調整系數

采高m<2.02.0-2.5>2.5及放頂煤工作面

系數kch1.01.11.2

k0一采煤工作面長度調整系數，具體取值見表3；工作面長度199m,故kc=1.4。

表3采煤工作面長度風量系數

采煤工作面長度m長度風量系數kcl

<150.8

15?800.8-0.9

80-1201.0

120—1501.1

150—1801.2

>1801.3?1.4

70%—有效通風斷面系數；

60—為單位換算產生的系數。

3

Qcf=60X0.7X1.0X23.32X1.2X1.4=1645.5m/min

（二）按照瓦斯涌出量計算

按采煤工作面回風流中瓦斯?jié)舛炔怀^0.8%的要求計算：

Q采=125Xq采XKOM（m3/min）

式中：Q采---采煤工作面實際需要風量，m3/min；

q采一采煤工作面回風巷風流中日平均瓦斯絕對涌出量，in?/min；

KC?4——采煤工作面瓦斯涌出不均衡系數。（正常生產條件下，連續(xù)觀測1個月，日最大

瓦斯絕對涌出量與月平均日瓦斯絕對涌出量的比值）。

125—采煤工作面回風流中瓦斯?jié)舛炔怀^0.8%所換算的常數。

綜采工作面需要風量計算：

Q采=125Xq采XKOM=125X6.2X2.6=2015（m3/min）

（工作面軌道順槽平均絕對瓦斯涌出量取6.2m3/min,瓦斯涌出不均衡系數為2.6）

（三）按照二氧化碳涌出量計算

Qcf=67XqccXkcc

qCe——采煤工作面回風巷風流中平均絕對二氧化碳涌出量，1.64m3/min；

kcc——采煤工作面二氧化碳涌出不均衡的備用風量系數，正常生產時連續(xù)觀測1個月，日

最大絕對二氧化碳涌出量和月平均日絕對二氧化碳涌出量的比值，kcc=l.72/1.64=1.05；

67=按采煤工作面回風流中二氧化碳的濃度不應超過1.5羔的換算系數。

Qcf=67XqccXkcc=67X1.64X1.05=115.37m'/min

（四）按工作人員數量計算

Qcr，4N”式中：

Ncf——采煤工作面同時工作的最多人數，50人；

4---每人需風量，m3/min

3

Qcf^4Ncf=4X50=200m/min

根據以上計算取最大值Q采=2015m3/min

按采煤工作面風速進行驗算

15S米平均<Q采<240S來平均（nrVmin）

式中：S一工作面平均斷面積，m2；

綜采工作面風量驗算：

15s采平均=15X5.7X4.4X0.7=263（mVmin）

240s采平均=240X5.7X4.4X0.7=4213（m7min）

263（m3/min）<2015（m3/min）<4213（m3/min）

根據以上驗算結果，按回采工作面絕對瓦斯涌出量進行配風，符合風速驗算要求。故工

作面生產期間配風量為2015m'/min。