工作面综采作业规程.doc

第一章 概况

第一节 工作面位置及井上下关系
一、地面相对位置及邻近采区开采状况：
工作面位于163采区中部， 16304工作面采空区下部。17304工作面西距163轨道平巷约56米，东侧为未开采实体，北部为井田边界保护煤柱，与金达公司相邻，我矿留有边界煤柱20米，金达公司在边界100米范畴内17煤层无采掘活动，南至163采区运送上山。地面标高为+46.5m。
地面相对位置及邻近采区开采状况 表一
水平名称
东翼二水平
采区名称
163采区
地面标高
+46.5m
井下标高
-236.9m～-263.1m
地面相对位置及建筑物
位于卓庄村东南，武所屯村西，小黑河以北，距小黑河近来距离为220米。
回采对地面设施影响
地表为农田,在回采过程中，地表会浮现缓慢下沉，最大下沉量约0.5m。
井下位置及邻近关系
工作面位于163采区中部， 16304工作面采空区下部。17304工作面西距163轨道平巷约56米，东侧为未开采实体，北部为井田边界保护煤柱，与金达公司相邻，我矿留有边界煤柱20米，金达公司在边界100米范畴内17煤层无采掘活动，南至163采区运送上山。
走向长度(m)
870
倾斜长度(m)
140
面积(㎡)
120606

第二节 煤层特性

煤层特性表 表二
煤层厚度
0.62～0.90 m
0.73 m
煤层构造
简朴
煤层倾角
1.0～9.0°
4.0°
开采煤层
17层煤
煤种
气肥煤
稳定限度
较稳定煤层
煤层状况描述
17层煤赋存较稳定，煤层厚度0.62～0.90m，平均厚度0.73m。该工作面范畴内煤层走向由SE～NW，倾向SW，倾角1°～9°，平均倾角4.0°左右。该煤层为气肥煤，黑色性脆，具玻璃光泽，以亮煤为主，夹暗煤条带，普氏硬度f=2。

第三节 煤层顶底板
顶底板岩性特性表 表三
顶、底板名称
岩石名称
厚度（m）
特性
基本顶
砂质泥岩
7.48
深灰色，其上部为砂泥岩，中部为厚层状细砂岩，下部为泥岩，构造致密；普氏硬度f=3。
直接顶
十一灰
0.69
深灰色隐晶质构造致密具缝合线构造，有时缺失，裂隙发育，充填方解石脉；普氏硬度f=5。
直接底
细砂岩
7.39
灰色，上部为砂泥岩,下部为厚层状粉砂岩，夹泥质条纹，近水平层理；普氏硬度 f=4。
附图一：工作面顶底板综合柱状图

第四节 地质构造
一、断层状况以及对回采影响：
在掘进过程中，共揭露落差不不大于等于煤层厚度断层有7条，落差不大于煤层厚度断层有39条。
落差不不大于等于煤层厚度断层有7条，编号为F-2、F-3、F-6、F-23、F-30、F-35、F-44。
落差不大于煤层厚度断层39条，编号为F-1 、F-4、F-5、F-7、F-8、F-9、F-10、F-11、F-12、F-13、F-14、F-15、F-16、F-17、F-18、F-19、F-20、F-21、F-22、F-24、F-25、F-26、F-27、F-28、F-29、F-31、F-32、F-33、F-34、F-36、F-37、F-38、F-39、F-40、F-41、F-42、F-43、F-45、F-46。断层产状及对回采影响见表四。

断 层 情 况 表 表四
断层名称
倾向
倾角
走向
性质
落差(m)
对回采影响
F-2
325°
36°
235°
逆断层
14.0
很大
F-3
12°
57°
102°
正断层
1.6
很大
F-6
344°
62°
254°
正断层
2.9
很大
F-23
195°
50°
285°
正断层
1.3
很大
F-30
179°
59°
269°
正断层
1.2
很大
F-35
158°
48°
248°
正断层
0.8
很大
F-44
358°
27°
268°
逆断层
1.1
很大
F-1
197°
36°
287°
正断层
0.5
较小
F-4
186°
72°
96°
正断层
0.5
较小
F-5
327°
48°
237°
正断层
0.4
较小
F-7
197°
28°
287°
正断层
0.3
较小
F-8
12°
38°
102°
正断层
0.2
较小
F-9
329°
36°
239°
正断层
0.7
较小
F-10
348°
60°
258°
正断层
0.5
较小
F-11
150°
68°
60°
正断层
0.3
较小
F-12
149°
65°
239°
正断层
0.15
较小
F-13
219°
63°
129°
正断层
0.2
较小
F-14
132°
41°
222°
正断层
0.4
较小
F-15
335°
68°
245°
正断层
0.2
较小
F-16
343°
61°
253°
正断层
0.1
较小
F-17
145°
50°
235°
正断层
0.3
较小
F-18
310°
64°
220°
正断层
0.3
较小
F-19
173°
65°
83°
正断层
0.4
较小
F-20
145°
82°
235°
正断层
0.2
较小
F-21
158°
65°
248°
正断层
0.2
较小
F-22
156°
66°
246°
正断层
0.1
较小
F-24
158°
57°
248°
正断层
0.5
较小
F-25
174°
46°
264°
正断层
0.4
较小
F-26
173°
53°
263°
正断层
0.7
较小
F-27
1°
59°
91°
正断层
0.3
较小
F-28
163°
54°
253°
正断层
0.3
较小
F-29
352°
48°
262°
正断层
0.5
较小
F-31
161°
53°
251°
正断层
0.3
较小
F-32
167°
50°
257°
正断层
0.15
较小
F-33
165°
57°
255°
正断层
0.2
较小
F-34
160°
66°
250°
正断层
0.4
较小
F-36
160°
73°
250°
正断层
0.3
较小
F-37
155°
63°
245°
逆断层
0.7
较小
F-38
330°
40°
240°
正断层
0.33
较小
F-39
325°
40°
235°
正断层
0.3
较小
F-40
101°
54°
191°
正断层
0.2
较小
F-41
142°
69°
232°
正断层
0.6
较小
F-42
318°
72°
228°
正断层
0.3
较小
F-43
177°
83°
267°
逆断层
0.3
较小
F-45
310°
30°
220°
逆断层
0.2
较小
F-46
340°
65°
250°
正断层
0.3
较小
二、 褶曲状况以及对回采影响
工作面有一背斜，在背斜轴部对回采有一定影响。
三、其他因素对回采影响（陷落柱、火成岩等）
在掘进过程中没有发现陷落柱及火成岩影响。通过对煤层做地质CT分析以及上部16煤16304工作面回采实际状况，推断无陷落柱、火成岩影响。
附图二：工作面位置和巷道布置示意图
第五节 水文地质
一、涌水量
预测正常涌水量：3.0m3/h
预测最大涌水量：20m3/h
二、水文状况
1、煤层顶、底板状况分析：
17煤自身、顶板十一灰和底板细砂岩不含水，充水水源重要为上部16煤采空区局部低洼处积水。17304工作面回采时，在工作面推采至16煤采空区低洼处遇导水断层和裂隙时顶板会有滴、淋水现象，预测正常涌水量3.0m3/h，最大涌水量20m3/h。同步在工作面俯采段时要谨防采空区冒落后会导致上部采空区低洼处积水溃入工作面。
2、下部含水层（十二、十四及奥灰水）状况分析：
依照16301材料道与163运送石门联结通道3个钻孔实际观测成果，十二灰、十四灰及奥灰水位分别为-189.7m、-172.5m、-169.5m，17304工作面最低标高-263.1m，则隔水层底板所承受最大水压分别为0.73×106Pa、0.91×106Pa、0.94×106Pa。

据安全隔水层厚度计算公式公式 t=
计算得：t1=12.7m、t2=14.1m、t3=14.4m
式中：t--安全底板隔水层厚度 m ；
L--工作面最大控顶距 4.623m；
r--隔水层底板岩石平均重度 2500kg/m3；
kp--隔水层底板岩石得抗压强度 4.61×104 Pa；
P--隔水层底板承受水头压力0.73×106Pa、0.91×106Pa、0.94×106Pa。
采矿对煤层底板破坏深度取7m，则临界安全隔水层厚度应为19.7m、21.1m、21.4m。十二、十四及奥灰水到17层煤间距分别为24.2米、32米、58.8米，由此可见，正常状况下，该工作面不受十二、十四及奥灰水威胁。
依照矿井所做《17煤层承压水上开采可行性及方案设计研究报告》得出17煤层断层附近奥灰最大突水系数为0.053MPa/m，17煤层底板断层附近十二灰最大突水系数为0.23MPa/m。故以为17煤层开采不会受到奥灰水、十二灰水威胁。
3、上部采空区积水区状况分析：
（1）123采区积水区积水量为71001 m3 ，最高水位为-250.0m， 17304工作面最低标高-263.1m。据公式：
Hf= （1）
式中：Hf―导水裂隙带,m
M―合计采厚（1.88m）
n―煤分层层数（2） 代入公式（1） 则：Hf=23.2m
12下、14煤回采时，采矿对煤层底板破坏深度取7m，保护层取10m，则防水安全煤岩柱厚度40.2m，14煤到16煤层间距为47.2米，上部12下煤、14煤采空区近来距该工作面618米且回采导致两带高度不大于14、16煤层间距。可见，本工作面回采不受上部12、14煤采空区积水影响。
（2）163积水区积水最高水位-270m，17304工作面最低标高-263.1m,可见，本工作面回采不受163采空区积水影响。

第六节 影响回采其他因素
一、影响回采其他地质状况
影响回采其他地质状况表 表五
瓦 斯
瓦斯矿井，相对涌出量为1.06m3/t，绝对涌出量为0.13m3/min。
CO2
低CO2矿井，相对涌出量为2.35m3/t，绝对涌出量为0.29m3/min。
煤尘爆炸指数
煤尘具备爆炸危险性，指数为48.60%。
煤自燃倾向性
自燃煤层。
地温危害
矿区恒温层底界面埋藏在31m左右，历年地表平均温度16.16℃，区域平均地热梯度为每百米2.37℃，工作面开采最深点为300米（-263.1米）为23.27℃，为地温正常区，工作面不受地温危害。
二、冲击地压和应力集中区
依照我矿及周边矿井采掘经验，工作面无冲击地压影响。在工作面揭露断层F2附近及背斜轴部存在应力集中区。
三、钻孔对回采影响
在工作面回采范畴内有103号封闭基本合格钻孔。16304工作面已推采过该钻孔，没有发现钻孔水。由此推断，该钻孔对工作面无影响。

第七节 储量及服务年限
一、储量
工业储量：111814t。
可采储量：108459t，本工作面回采率参照值为97％。
二、采煤工作面服务年限
工作面服务年限=可采推动长度÷（设计月推动长度×正规循环率）
=870÷（108×90%）=9.0月

第二章 采煤办法

第一节 巷道布置
一、采区设计、采区巷道布置概况
163采区是赵坡煤矿5月25日设计，枣庄煤炭工业局于12月20日以枣煤字[]128号文批复，并投入生产。
采区设采区运送上山、采区轨道上山、采区专用回风巷各一条，沿煤层掘进，起伏激烈时破顶以保证轨道及输送机合理坡度。其中采区轨道上山沿16煤层顶板布置，作为进风巷；采区专用回风巷沿17煤层顶板布置，作为回风巷。
二、工作面材料道
17304工作面布置有材料道1条，总长度852m，矩形断面,净宽2.8m，净高2.1m( S净 = 5.88m2)。当巷道顶板为十一层石灰岩，厚度不不大于0.8m且完整时，巷道顶板裸体支护；当巷道顶板为十一层石灰岩，厚度不大于0.8m且完整时，巷道顶板采用锚杆支护作为永久支护，巷道顶板锚杆间、排距1000mm×1000mm；当巷道顶板破碎时，采用挂钢筋梯子梁锚网支护作为永久支护，锚杆间、排距800mm×1000mm。巷道两帮采用挂钢带锚网支护作为永久支护，巷道两帮锚杆间、排距1200mm×1000mm。
该巷道重要用于该工作面进风、运料、行人。
该巷道内“三线”布置状况：巷道内布置有φ50mm防尘兼消防管路、通信电缆和压风管路各一路。此外巷道内还布置有供电电缆、通讯电缆、高压供液管路、喷雾泵站、液压泵站和调度绞车等。该巷道内防尘兼消防管路每100m安设一种支管和阀门,压风管路采用φ75mm钢管。
三、工作面运送巷
17304工作面布置有运送巷1条，总长度917.8m，采用矩形断面，净宽2.8m，净高2.1m(S净 = 5.88m2)。当巷道顶板为十一层石灰岩，厚度不不大于0.8m且完整时，巷道顶板裸体支护；当巷道顶板为十一层石灰岩，厚度不大于0.8m且完整时，巷道顶板采用锚杆支护作为永久支护，巷道顶板锚杆间、排距1000mm×1000mm；当巷道顶板破碎时，采用挂钢筋梯子梁锚网支护作为永久支护，锚杆间、排距800mm×1000mm。巷道两帮采用挂钢带锚网支护作为永久支护，巷道两帮锚杆间、排距1200mm×1000mm。
该巷道重要用于该工作面回风、运煤、行人。
巷道内“三线”布置状况：巷道内布置有φ50mm防尘兼消防管路、通信电缆和压风管路各一路。此外巷道内还布置有供电电缆、通讯电缆、胶带输送机和刮板输送机等。该巷道内防尘兼消防管路每隔50m安设一种支管和阀门，压风管路采用φ75mm钢管。
四、采煤工作面切眼
17304工作面切眼位于17304材料道与17304运送巷之间，沿煤层顶板掘进。采用带帽点柱支护。切眼长140m，矩形断面，净宽6m，净高1.2m。
五、17304配电点
在17304材料道中车场处设立17304配电点，采用锚喷支护形式。

第二节 采煤工艺
一、采煤工艺
1、采煤办法：
走向长壁后退式采煤法，缓慢下沉法管理顶板。
2、循环进尺
煤层厚度平均0.73 m，煤机采高范畴0.85～1.68m，支架高度0.65～1.3m，煤机滚筒截深为 0.63m，拟定循环进尺为0.6m，采高1.00m，卧底量平均为0.27m。
3、回采工艺
双滚筒采煤机双向割煤，螺旋滚筒配合刮板输送机铲煤板装煤，刮板输送机运煤；液压支架支护顶板，缓慢下沉法管理顶板，为综采采煤工艺。　
4、工序安排
采煤机割第一刀煤 →移架 →推溜 →采煤机割第二刀煤 →移架→推溜 →采煤机割第三刀煤 →移架→煤层注水→推溜
二、落煤办法
1、采煤机进刀方式
采煤机进刀采用端头斜切进刀方式，斜切进刀段长度为25～30m，进刀深度为0.6m。详细操作如下：
①采煤机向下（上）割透端头煤壁后，紧随采煤机后滚筒推移刮板运送机，使得刮板运送机弯曲段为15m以上，然后将两个滚筒上下位置调换，向上（下）进刀，通过弯曲段至30m处，使得采煤机达到正常截割深度（即0.6m）后，推移刮板运送机至平直状态。
②将两个滚筒上下位置调换向下（上）割三角煤至割透端头煤壁。
③割完三角煤后来，将两个滚筒上下位置调换，采煤机空机返回。
④采煤机进刀完毕后，进入正常割煤状态。采煤机割透另一端头煤壁后，重复上
述循环。
附图三：工作面采煤机进刀示意图
2、采煤机正常切割。
采煤机以平均牵引速度为3.8m/min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下部、后滚筒在上部。
3、移架
移架操作顺序为：降顶梁（150mm以内）→移支架→升顶梁。
移架时，以能使支架前移为宜，主顶梁下降150mm以内，防止咬架或漏顶。移架步距为0.6m。移架后，支架要呈始终线，升架时，支架必要接实顶，要所有升紧，初撑力达到规定，移架滞后采煤机后滚筒不得超过15m，否则必要停机移架。
液压支架操作采用邻架操作：即站在上一架支架内操作下一架支架；邻架操作时，被操作液压支架顶梁下方禁止有人。
4、推移刮板输送机
每次推移刮板输送机步距为0.6m，刮板输送机弯曲段长度不不大于15m，推移刮板输送机后刮板输送机应保持一条直线。移架后要及时推移刮板输送机，但割煤之前禁止提前推移刮板输送机。
三、煤层注水
1、本工作面煤层厚度平均0.73m，煤机采高范畴0.85～1.68m，支架高度0.65～1.3m，煤机滚筒截深为 0.63m，拟定循环进尺为0.6m，采高1.00m，采煤机卧底量平均为0.27m。每班采煤机割完第三刀煤、移液压支架后，未推移刮板输送机之前，在工作面煤壁侧煤层与底板矸石结合处打眼注水，注水工作完毕后，推移刮板输送机，结束一种循环作业。
附图四：工作面注水眼布置示意图
注水眼参数表 表六
项目
单位
底眼
共计
眼距
mm
5000

注水眼总长度
mm
1800

注水眼直径
mm
42

煤层倾角

1～9°，平均4°

注水眼角度
水平角度
垂直煤壁

竖直角度
沿煤层
注水压力
MPa
10

打眼工具

W-80型手持式乳化液钻机

W-80型手持式乳化液钻机技术参数 表七
项目
单位
规定值
工作介质
介质类型

乳化液3—5％
马达排量
cm3/r
50
过滤精度
µm
100
工作压力范畴
MPa
15—35
额定工作压力
MPa
31.5
额定转矩
N·m
80
额定转度
r/min
370
额定流量
L/min
18.5
空载转速
r/min
550
最大工作压力
MPa
35
最大转矩
N·m
160
最大转矩安全因素

200
噪声（声功率级）
dBA
≤90
外
形
尺
寸
手柄宽度
mm
523
操作手柄间距
mm
500
整机厚度
mm
185
整机高度
mm
299
机重
Kg
9.8
适应钻头直径
mm
42—89
最大钻孔深度
m
>20（钻头直径φ42mm）
>10（钻头直径φ89mm）
2、打眼时安全技术办法：
⑴打眼时，如工作面顶板破碎，则必要在煤帮侧用单体液压支柱架设带帽点柱进行支护，点柱柱距为1.3±0.1m，单体液压支柱初撑力不不大于90KN。
注水工作结束后，应将单体液压支柱从煤帮侧撤除。撤除单体液压支柱时，操作人员要站在支护完整安全地点，远距离操作，并且有专人观顶。撤除单体液压支柱期间，工作面刮板输送机必要停电闭锁。
⑵人员在煤帮侧打眼、煤层注水时，禁止推移刮板输送机。打眼、注水过程中必要将工作面刮板输送机、采煤机停电闭锁。
⑶W-80型手持式乳化液钻机以乳化液液压为动力，使用时最高工作压力不得超过35MPa，本机装有压力限制装置，在使用过程中不得随意调节工作压力值。
⑷钻机使用时，应在距液压钻机回转机构进液管路3m以内加装截止阀，并保证钻机工作压力不超过钻机最大工作压力。
⑸钻机停机时，应可靠地关闭进液阀门，防止回转机构自动启动而发生意外。
⑹钻机长时间停用时，应放空马达与其他液压元件内乳化液并涂满矿物质油后放置保存。
⑺高压胶管应具备产品合格证，矿用产品安全标志证书。液压胶管与钻机连接应牢固、可靠，严防接头突然松脱或爆裂而发生意外。
⑻钻机在钻进作业过程中，操作人员应时刻注意观测顶板及煤帮安全状况，敲帮问顶，将刮板输送机及采煤机停电闭锁。
⑼操作人员在工作中应精力集中，钻进过程中禁止手扶钻杆。
⑽对钻机进行拆卸维修时，应在油泵停机并使液压元件泄压后进行。
⑾结束钻进作业后，应关闭钻机进液侧截止阀，并再次启动钻机以释放钻机及接头中压力，然后将高压胶管从钻机上拆下。
⑿要时刻保持钻机与高压胶管连接处清洁，防止粉尘和脏物进入钻机内部。
⒀定期对钻机进行维修，钻机在工作200小时后，应将钻机交由专业维修机构进行维修。
⒁供应液压钻机高压液体运动路线：乳化液泵站→φ25高压胶管→φ25变10异径三通→φ10高压胶管→液压钻机→φ10高压胶管→φ35变10异径三通→φ35高压胶管→乳化液泵站
⒂进液和回液管路与钻机连接必要对的：φ10高压胶管进液与钻机“P”接口连接，φ10高压胶管回液与钻机“T”接口连接。
⒃钻机供液管路必要悬挂整洁，不得随意乱放，供液管路横跨刮板输送机时，在距其上方0.5m以上悬挂牢固。
⒄打眼时至少2人1组进行操作，1人在钻机一侧领钎定眼，1人在另一侧紧握钻机手把。
⒅检修钻机、高压供液管路 和更换供液管路时，必要可靠关闭截止阀，禁止带压作业。
四、采煤工作面正规循环生产能力
工作面每天割6刀煤，每刀进尺0.6m，回采率97%，由于平均煤厚为0.73m，正规循环率90%,17煤容重为1.27 t/m3，工作面平均长度140m； 则日割煤量140×0.73×0.6×6×1.27×0.97=453t
月产量=453×30×90%=12231t

第三节 设备配备
一、采煤机（型号：MG180/420-BWD电牵引薄煤层采煤机）
1、采高：0.85—1.68m
2、机面高度:664mm
3、适应倾角：≤35°
4、适应煤矸硬度：f≤4
5、过煤高度：311mm
6、卧底量：69mm
7、滚筒直径：800mm
8、滚筒宽度：730mm
9、滚筒截深：630mm
10、滚筒转速：57.7r/min
11、摇臂摆角(°)：上摆14°、下摆8.3°
12、摇臂回转中心距(mm)：3940
13、摇臂水平时滚筒中心最大中心距(mm)：8216.8
14、供电电压：1140V
15、供电方式：单电缆供电
16、牵引方式：机载式交流变频调速、摆线轮销排式无链牵引，牵引力不不大于400KN
17、最大牵引力(KN)：405.46
18、牵引速度：0-7.6m/min
19、除尘办法：内、外喷雾
20、装机功率（KW）：2×180+2×30
21、生产能力：560t/h
22、调高泵额定排量 (ml/r)：12.6
23、最大不可拆卸部件重量(Kg)：5943
24、最大不可拆卸部件尺寸（mm）：4180×1127×500(长×宽×高)
25、配套输送机：SGZ630/264
26、配套液压支架： ZY2800/6.5/13
27、整机重量（t）：24
二、液压支架（型号：ZY2800/6.5/13两柱掩护式）
1、额定供液压力：31.5MPa
2、高度：最低650mm；最高1300mm
3、宽度：最小1430mm；最大1600mm
4、额定初撑力： 2182KN（P=31.5MPa）
5、额定工作阻力：2800 KN（P=40.4MPa）
6、底板前端最大比压：≤2MPa
7、支护强度：0.37-0.41MPa
8、泵站压力：31.5MPa
9、合用煤层倾角：≤15°
10、操纵方式：手动先导阀控制
11、液压支架重量：约7.2t
12、液压支架最大件尺寸不不不大于（mm）：4000×2500×1100。
13、立柱型式：双伸缩（2根）
14、立柱缸径：Φ210/ Φ160mm
15、立柱柱径：Φ200/ Φ130mm
16、立柱初撑力： 2182KN
17、立柱工作阻力：2800 KN
18、推移千斤顶缸径：Φ140mm
19、推移千斤顶柱径：Φ85mm
20、推移千斤顶行程：700mm
21、推溜力/拉架力：178/306 KN
22、平衡千斤顶缸径/柱径：Φ125/70mm
23、平衡千斤推力/拉力：386/265 KN
24、平衡千斤工作阻力：495/339 KN
25、侧推千斤顶型式：普通双作用
26、侧推千斤顶缸径/柱径：Φ63/ Φ45mm
27、侧推千斤顶行程：170mm
28、侧推千斤顶推力/拉力：98/48KN
三、运送设备
1、刮板运送机一部，其型号为：SGZ--630/264(双中链)，其他技术参数为：
1)电机功率：2×132KW
2)运送能力:400t/h
3)链速：1.07 m/s
4）中部槽规格（mm）：1500×630×205
5）刮板链速（m/s）：1.04
6）刮板间距（mm）：1104
7）减速器型号：JX 132减速器
8）减速器速比：29.647
9）减速器冷却形式：水冷
10）减速器冷却水压：≤3MPa
11）减速器冷却水量：≥1m3/h
12)电动机型号:YBSD-65/132-8/4双速电机（西北骏马）
13)电压（V）:1140
2、转载刮板输送机一部，其型号：SGB-630/55S，设计长度120m，其他技术参数为：
1)电机功率:2×55KW
2)运送能力:150 t/h
3)链速:0.86m/S
4)中间槽尺寸:1500×630×190 mm
3、可伸缩带式输送机一部，型号为SPJ-800，技术参数为：
1)电机功率:2×40KW
2)运送能力:400t/h
3)带宽:800mm
4)带速:2m/s
附图五：17304采煤工作面设备布置图、运送系统图

第三章 顶板管理

第一节 支护设计
一、液压支架支护强度验算
1、估算法拟定顶板荷载
据公式

式中：
M - 开采高度，取1.0 m；
γ - 顶板岩石容重，取2.5 t/m3；
n - 考虑周期来压不均衡安全系数，取2.4；
K - 顶板岩石破碎系数，取1.3；
α - 煤层倾角4°
P -支架单位面积上工作阻力，
P =0.193MPa
2、经验计算支护强度：
经验计算支护强度：
Pj＝K×h×r＝8×1.0×2.5×1000×9.8＝196000Pa＝0.196MPa
式中：
h-----采高，取1. 0m
r------岩石容重，取2.5t/ m3
K：工作面支柱应支护上覆岩层厚度与采高之比，普通为4～8，该处取8。
本工作面选用ZY2800/6.5/13掩护式液压支架,支架支护强度Pmin= 0.37MPa
由计算成果知：支架支护强度Pmin>Pj，因而工作面支护强度满足规定。
3、支护设备选取：
17304综采工作面选用ZY2800/6.5/13掩护式液压支架,共89架。
依照工作面条件与支架适应条件对照表可以看出，选用ZY2800/6.5/13型支架，在满足顶板管理支护强度需要同步，也能满足底板比压值规定。
通过对比、验算，证明选用ZY2800/6.5/13型支架能满足规定。
4、溜头4m、溜尾2m范畴内支护强度验算
溜头4m、溜尾2m范畴内采用HDJT-1200型金属铰接顶梁配合单体液压支柱错梁齐柱式进行支护，柱距0.65m，排距1.2m，支护强度验算：
①经验计算工作面支护强度
P＝K×h×r＝8×1.0×2.5×1000×9.8＝196000Pa＝0.196MPa
h：采高1.0m
r：顶板岩石容重（t/m3）,取2.5
K：工作面支柱应支护上覆岩层厚度与采高之比，普通为4～8，该处取8。
②估算法拟定顶板荷载
据公式

式中：
M - 开采高度，取1.0 m；
γ - 顶板岩石容重，取2.5 t/m3；
n - 考虑周期来压不均衡安全系数，取2.4；
K - 顶板岩石破碎系数，取1.3；
α - 煤层倾角4°
P -支架单位面积上工作阻力，
P =0.193MPa
③拟定工作面支护强度：
P＝0.196 MPa
5、支柱实际支撑能力计算
Rt=Kg×Kz×Kb×Kh×Ka×R
＝0.99×0.95×0.9×1.0×1.0×300
=254KN
Kg、Kz、Kb、Kh、Ka见支柱阻力影响系数表，R支柱额定工作阻力，300kN。
支柱阻力影响系数表 表八
项目
液压支柱
微增阻支柱
急增阻支柱
木支柱
工作系数kg
0.99
0.91
0.5
0.5
增阻系数kz
0.95
0.85
0.7
0.7
不均匀系数kb
0.9
0.8
0.7
0.7
采高系数kh
＜1.4m
1.5-2.2m
1.5-2.2m
＞2.2m
1.0
0.95
0.95
0.9
倾角系数ka
＜10°
11°-25°
26°-45°
＞45°
1.0
0.95
0.9
0.85
6、溜头、溜尾合理支护强度验算：
P= Rt/ab=254KN/1.2×0.65=0.326 MPa＞0.197 MPa
通过计算，溜头、溜尾支护强度可以满足规定。

工作面条件与支架适应条件 表九
参 数
工作面条件
支架适应条件
采 高
1.00
0.65-1.30m
倾 角
1-9°
0-15°
煤 厚
0.73m
0.65-1.30m
煤硬度
2.0
最大4.0
底板比压
39.2MPa
1.05MPa
支护强度
0.20（MPa）
0.32（MPa）
二、乳化液泵站、喷雾泵站
（一）泵站及管路选型、数量
乳化泵选用BRW125/31.5型2台，1台工作，1台备用，乳化液箱1台；高压输液管路选用Φ25mm高压胶管进液，Φ32mm高压胶管回液，高压管路额定压力为35MPa。
重要技术参数如下:
乳化泵：BRW125/31.5
公称流量 :125L/min
工作压力 :31.5MPa
柱塞直径：40mm
柱塞数：3个
往复次数：560次/min
电机功率 :75KW
水箱容积：1000L
（二）泵站设立位置
泵站安设在17304材料道中车场处。
（三）泵站使用规定
要保证泵站输出压力31.5MPa，乳化液浓度3%～5%。要加强液压支架、泵站、管路维修,杜绝漏液现象。
（三）喷雾泵站设立及使用规定
1、喷雾泵站配备PB-320／6.3型喷雾泵1台，SX-2500型水箱1台，喷雾泵公称流量为320L／min，公称压力为6.3 Mpa，电机功率为37KW，水箱额定容积为2500L，水箱工作介质为中性清水。
2、喷雾泵用途之一是给采煤机提供符合压力、流量规定防尘水；用途之二是在采煤机工作时给截割电机、牵引电机和泵箱通入冷却水。其中防尘水总流量不得低于200L／min，冷却水总流量不得低于50 L／min。喷雾泵安设在乳化液泵站，以便集中管理。
3、来自喷雾泵压力水通过Φ19mm型高压胶管与采煤机进水阀门相连接。
4、要经常检查输水管各连接口与否密合，不得有渗漏水现象。
5、要定期清洗水阀内过滤器，定期检查每个喷嘴运营状况，如有堵塞，及时疏通。
6、采煤机开机前必要先通水，当喷雾泵站停止供水时，应及时停止采煤机运营。
附图六：工作面支护平面示意图及剖面图
附图七：工作面两巷及超前支护示意图

第二节 工作面顶板管理
本工作面顶板管理采用缓慢下沉法管理顶板。工作面中配备89架ZY2800/6.5/13掩护式液压支架,对工作面顶板进行支护。
一、正常工作时期顶板支护方式
采用追机移架方式对顶板进行及时支护。在采煤机割煤后，先移支架，再移运送机，即割煤→移架→移运送机。
移架顺序为：
1、采煤机正常割煤时,滞后煤机后滚筒3～5架开始移架，但移架滞后采煤机后滚筒距离不得超过15m，防止空顶时间过长。
2、工作面应达到动态质量原则化规定,保证“三直、一平、一净、二畅通”质量规定。即支架直、煤壁直、刮板输送机直、刮板输送机平、浮煤净、上、下出口畅通。
3、加强支架支护强度,保证支护质量,液压支架初撑力不低于1745.6KN（液压支架压力表显示压力不低于25.2MPa）。
4、工作面浮现冒顶时，要及时用木料接顶，并支好支架。
二、特殊时期顶板管理
(一)来压及停采前顶板管理 :
1、工作面顶板初次来压前必要编制专门安全技术办法。
2、工作面顶板初次来压和周期来压期间,应加强来压预测预报工作。
3、工作面所有液压支架以及材料道、运送巷所有单体支柱必要达到初撑力,特别注意工作面中部支架初撑力及支架状态,及时采用办法防止冒顶。
4、加强上、下端头顶板管理,要提高支护质量,恰当加大支护密度,由于本工作面在掘进时，两巷顶板破碎较多，防止浮现端头冒顶。
5、工作面停采时要编制停采办法,加强顶板管理。
(二)过断层及顶板破碎时顶板管理：
1、当工作面顶板浮现悬顶、掉矸、空顶、片帮、破碎、压力大等严重状况，必要加强支护，工作人员进入机道进行接顶和支护时，工作面采煤机、刮板输送机要停电闭锁，且工作地点上、下10架范畴内关闭截止阀，并设专人观测顶板和煤壁状况，执行好敲帮问顶制度，确认安全后方可工作，否则，禁止进入。
2、工作面顶板条件差时，必要从顶板好区域逐渐向顶板差区域进行维护，禁止空顶作业。进行顶板维护时，一方面用长把工具找掉危岩悬矸，进行好暂时支护，确认安全后方可进行维护工作。进行顶板维护时，现场要有专人指挥，运料、递料、维护人员分工明确，坚持“有人作业，有专人观测顶板”原则，维护顶板时，应先清理出维护人员在特殊应急状况下，可以及时撤离通道。
3、进行维护工作时，工作地点15m范畴内不得有与维护工作无关工作，统一标语，递料、接顶维护等动作，要协调一致，需要动作液压支架时，必要安排专人进行操作，且工作人员要闪开被动作液压支架，躲入安全地点后，才可进行操作。
4、保证顶板维护区域液压支架、单体液压支柱设备完好，液压支架支撑状态良好，不挤、不咬、不歪，达到初撑力；顶板维护时，接顶要严密。
5、采煤机在顶板条件差区域割煤时，必要放慢割煤速度，当浮现顶板漏顶时，必要停机移架，及时支护顶板；移架时，人员必要在安全地点进行操作。
三、几种特殊支护形式
1、贴帮柱
l 人员进入煤帮接顶、清理浮煤、维修采煤机、刮板输送机时，必要在煤帮侧用木帽配合单体液压支柱架设贴帮柱，木帽长边应平行于煤壁或垂直于裂隙走向方向，贴帮柱必要架设牢固可靠，迎山有力，初撑力不得不大于90KN，贴帮柱柱距为1.3±0.1m。
l 在煤帮侧进行煤壁注水时，如工作面顶板破碎，要在打眼、注水地点煤帮侧用木帽配合单体液压支柱架设贴帮柱，木帽长边应平行于煤壁或垂直于裂隙走向方向，