音西煤矿工作面综采放顶煤设计--本科毕业论文.doc

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音西煤业13104工作面

综
采
放
顶
煤
设
计

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总工程师:

时 间：2014年2月

目 录

1、 第一章 工作面概况 1
2、 第二章 回采工艺 4
3、 第三章 顶板控制 12
4、 第四章 生产系统 31
5、 第五章 劳动组织和主要经济指标 49
6、 第六章 煤质、设备及油脂管理 51
7、 第七章 安全技术措施 55
8、 第八章 灾害应急措施及避灾路线 83
9、 第九章 问题和建议 86

13104工作面综采放顶煤设计
第一章 工作面概况
1.1 概述
1.1.1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、采区
一采区
采面名称
13104采煤工作面
地面标高/m
+2720～2782
采面标高/m
+2550～+2636（掘进过程程中遇到断层）
地面相
对位置
地面为荒山。
回采对地面设施的影响
无。
井下位置及与四邻关系
该工作面西部为回采结束的13103工作面，东部为未采动的实体煤，南部为IV13煤层露头保护煤柱，北部为机道上山保护煤柱。
平均走向长度/m
562
倾斜长度/m
141
面积/㎡
73658.8
1.1.2设计工作面所采煤层及开采顺序
本工作面所采煤层为IV13煤，是一采区第三个采煤工作面，煤层厚度平均8.61米。
1.1.3 该工作面计划接替时间
该工作面为13103接替工作面，计划接替时间为2014年4月。
1.1.4采煤方法及采煤工艺
该工作面采用走向长壁采煤方法，综采放顶煤回采工艺，采用MG150/375-W型采煤机双向穿梭割煤，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，滚筒自旋使其截齿将煤破碎。采煤机端头斜切进刀，割三角煤采煤，割煤与移架、推刮板输送机顺序进行，采煤机上行清理浮煤，滞后15米推移刮板运输机，利用采煤机组滚筒叶片和输送机铲煤板将煤自行装入运输机。
13104工作面上下顺槽及切眼掘进工程预计于2014年3月完成，于2014年4月安装完成。
1.2工作面地质情况
1.2.1 工作面煤层厚度及变化规律见表2
表2 煤层情况表
煤层平均
厚度/m
8.61
煤层结构
简单
煤层平均
倾角/（°）
23°
开采煤层
IV13煤
煤 种
贫瘦煤
稳定程度
稳定
煤层情
况描述
煤层平均厚度8.61m，煤岩类型以暗煤为主，次为丝碳、暗亮煤，煤层底板向上0.8-1.5m有一层夹矸，夹矸厚度0.2-0.4m，岩性泥岩，煤层顶部为煤、泥岩互层，泥岩两层，厚度为1.0m（0.7m）0.7m（0.45m）。
1.2.2 煤层顶底板岩性
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
顶板
中粗粒砂岩
9.0
灰白色，块状，含少量细砾，分选中等，次圆状，主要成分石英、岩屑，中等稳定
底板
粉砂岩
16.25
泥质砂岩，灰黑色，块状，粒度均匀，微含碳屑，胶结致密，可见植物碎片，性脆。
附图1 13104工作面煤层顶底板综合柱状图
1.2.3工作面地质变化情况
一、断层情况及其对回采的影响
掘进期间揭露一断层，断层与工作面斜交，上顺槽揭露位置在巷道通尺598m处，下顺槽揭露位置在巷道通尺527m处,断层为正断层，走向124°，倾向34°，倾角78°，落差7.8m。
二、褶曲情况及其对回采的影响
工作面无褶曲，对回采无影响。
三、其他因素对回采的影响（该工作面范围内，没有陷落柱、火成岩等。）
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表
瓦 斯
本矿属于低瓦斯矿井，本区瓦斯含量较低
煤尘爆炸指数
煤尘有一定爆炸危险性
煤的自燃倾向性
不易自燃发火
地 温
8°-15°C
地压
地压显现不明显
1.2.5工作面水文地质情况
一、含水层（顶部和底部）分析
本区含水层均为弱含水层，在煤层露头接受大气降水和融雪补给，由于地表沟谷纵横，山势落差较大，不具备汇水条件，因此大气降水和融雪对含水层补给微弱，该工作面位于当地侵蚀基准面以上，不受河流水源影响，掘进期间无涌水，预计回采期间工作面无涌水。
二、涌水量
矿井目前正常涌水量为2m3/h，预计回采期间该工作面无涌水。
三、地质部门的建议
13104工作面回采过断层时，必须编制专项措施，加强煤质管 理。
1.3 储量及服务年限
一、储量
1、工作面工业储量
工作面工业储量84.2万t。
2、工作面可采储量
工作面可采储量为73.7万t，回采率87.5％。
二、工作面服务年限
工作面的服务年限＝可采储量/月产量=73.7Wt÷7.2 Wt/月＝10.2（月）。

第二章 回采工艺
第一节 巷 道 布 置
一、采区设计、采区巷道布置概况
该工作面下顺槽与机道上山相通，并经过下顺车场与轨道上山相通，顺槽长度675m；上顺槽与机道上山相通，并经过上顺车场与轨道上山相通，顺槽长度687m。
二、工作面下顺槽
位置：开口位置为机道上山636m处，井下标高为+2550m，地面标高为2720m。
巷道断面：为直墙半圆拱巷道，设计巷道净宽为2.8mm，巷道净高为2.4m（生产中将其逐步扩刷为3.4×2.4m的矩形巷道），沿煤层底板施工，上帮见底。
支护形式：巷道顶、帮都采用普通钢筋锚杆+菱形金属网+木托盘支护。
三、工作面上顺槽
位置： 开口位置为机道上山744m处，井下标高为+2585m，地面标高为+2782m。
断面情况：为直墙半圆拱巷道，设计巷道净宽为2.8mm，巷道净高为2.4m，沿煤层底板施工，上帮见底。
支护形式：巷道顶、帮都采用普通钢筋锚杆+菱形金属网+木托盘支护。
四、工作面切眼
工作面切眼：切眼长度141m,切眼坡度23°。
断面情况：为矩形巷道，设计巷道净宽为6.5m，巷道净高为2.4m，沿煤层底板施工。
支护形式：巷道顶、帮都采用普通钢筋锚杆+菱形金属网+木托盘支护+锚索梁支护。
附图2 13104巷道布置图
第二节 回采工艺
13104工作面采用综合机械化放顶煤采煤工艺，一次采全高。整套回采工艺流程为MG160/375—WD1型采煤机破煤、装煤，工作面采用SGZ630/220和SGZ630/264型刮板输送机运煤，采用ZF3200/16/26和ZFG3400/17.5/28型液压支架支护顶板以及放顶煤，辅以DW28-250/100单体液压支柱配合HDJA1000型铰接顶梁支护工作面两巷超前段，采用全部垮落法管理采空区顶板。
（一）落煤
1、割煤方式
采煤机单向割煤，往返一次进一刀，即采煤机下行割煤，在采煤机后3～5架支架的位置随机移架直至下端头。采煤机上行清理浮煤，滞后15m（10架支架）推移刮板输送机。采煤机往返一次工作面推进一个截深。
2、采煤机进刀方式
采煤机的进刀采用端部自开缺口，斜切进刀的方式，斜切进刀段长度25-30m，进刀深度0.6m，其工艺过程为：
（1）采煤机向下（上）割透端头煤壁后，按上（下）推移刮板运输机，使得刮板运输机弯曲段为20m后，将两个滚筒的上下位置调换，向上（下）进刀，通过弯曲段后，使得采煤机达到正常截割深度（即0.6m）。按要求推移刮板运输机至平直状态。
（2）将两个滚筒的上下位置调换，向下（上）割三角煤至割透端头煤壁。
（3）调换滚筒位置，采煤机上行清理进刀浮煤，并开始正常割煤。
（二）装煤、运煤方式
1、采煤机螺旋滚筒配合刮板输送机铲煤板装煤，人工清理上下端头和架间的浮煤，刮板输送机配合胶带输送机运煤。
2、机组割过后，要将工作面前溜至支架之间的浮煤人工攉入溜内，清理干净，为下次拉架作好准备，放过顶煤后，架间的浮煤必须清理干净。
（三）放顶煤
放煤采用本架操作，由顶板压力、支架反复支撑、尾梁上下摆动等综合方式放煤。
①放顶步距的确定
根据经验公式，放煤步距d=（0.15～0.2）h，h为放煤高度，则放顶煤步距L=0.93～1.24m取L=1.2m即两刀一放。
②放煤口数目确定：
qf = 1.5×1.2×6.21×1.4×80% = 12.5t/架
式中 1.5——单组支架宽度
1.2——放煤步距
6.21——顶煤厚度
1.4——顶煤容重
80%——顶煤回采率
单口纯放煤时间：根据其它矿类似工作面放煤经验数据，单口放煤周期tf取4min。每分钟放煤量：
Q = 12.5÷4= 3.1t
同时放煤口数目：考虑1.2不平衡系数，同时应满足后部刮板机500t/h能力要求。同时放煤口数目最大值：
Nf = 500÷（3.1×60×1.2）= 2.24个
现放煤口取2个。
综上所述，放煤时同时可以开启放煤口2个，放煤工3人，放煤与移架安全距离不得少于3组支架，并严格执行放煤工艺要求。
③正常放煤
采用分段多轮循环放顶煤方法进行，每轮间隔等量放煤，使顶煤均匀下降，减少矸石混入量。放煤时，先放奇数架，每架放出1/3，然后放偶数架如此反复，直到顶煤放净，见矸石为止。在尾巷到机尾过渡架之间的顶煤必须放干净，以防尾巷堵塞造成上隅角瓦斯超限。工作面采放比为1:2.6。
④初次放顶煤
采取在回采开始直接进行初次放顶煤，但初次放顶煤后，必须对沿工作面切顶线进行深孔爆破，以破坏顶板完整性，减小工作面初次来压步距，接近周期来压步距，深孔爆破前必须编制安全技术措施。
⑤特殊条件下的放煤
遇煤壁严重片帮或冒顶区，可根据情况报生产科，研究是否放煤。
（四）推溜
1、正常情况下，采煤机空刀清理浮煤时，距采煤机后滚筒15m左右开始顶溜,溜子弯曲度不能大于3°，弯曲段长度不得小于12m，顶溜时分三次顶至煤壁,杜绝一次顶到位，严禁把溜子顶成急弯。
2、顶煤放净后，由移架工负责移后溜，移后溜必须滞后放顶煤15-20m。
（五）顶板控制方式
采用全部垮落法控制顶板，用ZF3200/16/26型液压支架支护顶板，采用采煤机割煤之后，及时移架的支护方式；工作面端头采用ZFG3400/17.5/28型液压支架支护、两巷超前20m范围内用DW28-250/100单体液压支柱配合铰接顶梁支护。
（六）移架方式
1、采煤机后滚筒割煤后，滞后3-5架开始移架，顶板破碎时，前滚筒割过2-3架时即伸出支架前探梁或提前移架。
2、采煤机割煤并移架后，及时将支架的伸缩梁伸出护顶。在顶板破碎或采高超过2.4m移架时，一人移架，一人监护安全。移架时要带压擦顶移架，液压支架要一次拉到位，不准反复升降、频繁调架。
3、机头机尾处过渡架的移架方式为分次移架不得整体移架，即操作1#、2#、3#架：先移2#架，然后移1#架，最后移3#架。移架时要适当调节液压支架，防止出现倒架、歪架等现象；若有发生，要及时使用支架自身或附单体柱进行调架，确保支护质量。
（七）循环进度
按照设备配套设计以及工作面放煤步距，确定该工作面一个完整循环进度为1.2m。
（八）采高的确定
1、煤层厚度：本工作面范围内煤层厚度7.84-10.31m，平均8.61m。
2、支护设备：本工作面选用的ZF3200/16/26型支架,支撑范围为1.6～2.6m。
3、采煤机截割高度：本工作面选用的MG150/375-W型采煤机，采高范围为：1.5～3.0m。
综合以上各项因素考虑，确定本工作面采高为2.4m。
（九）作业程序
综合13104工作面煤层赋存条件、设备配套尺寸和经济效益等考虑，确定该工作面采用留三角煤端部斜切进刀单向割煤方式，即采煤机由机尾向机头行进时，重刀割煤，后滚筒过后3～5架，及时移架护顶，采煤机斜切入煤体后，停止采煤机牵引，调换采煤机滚筒上、下位置，推移滞后溜至煤壁，然后反机将机尾段进刀所留的三角煤割掉；切割完成三角煤体后，停止采煤机牵引，调换上下滚筒位置，正向牵引采煤机空转至开切口处正常割煤。重刀割煤时,前滚筒割顶煤,后滚筒割底煤；空刀返回时,前后滚筒均落至底板清煤。
工作面采煤工艺顺序为：采煤机割煤→移液压支架支护顶板→采煤机返回装煤→推移前部刮板输送机→拉后部刮板输送机→采煤机割煤→移液压支架支护顶板→采煤机返回装煤→推移前部刮板输送机→放顶煤→拉后部刮板输送机为一个循环全过程。
采煤工作面正规循环生产能力：
1、循环方式：采用多循环作业，一个完整循环进度1.2m，割煤→移架→返回装煤→推前部溜子→拉后部溜子→割煤→移架→返回装煤→推前部溜子→放顶煤→拉后部溜子为一个循环全过程。
2、工作面正规循环生产能力
（1）循环产量W
W帮=L×S×h×γ×Z＝141×1.2×2.4×1.4×0.95＝540（t）
式中：W帮——循环产量
L——工作面长，141m；
S——循环进尺，1.2m；
h——采高，2.4m；
r——容重，取1.4t/m3；
W顶=L×S×h×γ＝141×1.2×6.21×1.4×80%＝1176（t）
式中：W顶——循环产量
L——工作面长，141m；
S——循环进尺，1.2m；
h——采高，2.4m；
r——容重，取1.4t/m3；
W = W帮+ W顶 = 540t +1176 t =1716 t
（2）日产量
工作面每天4刀，进尺2.4m
Q日= 2×（W帮 + W顶 ）=3432（t）
（3）月产量
Q月=30 Q日×90%=92664（t）
附图3 13104采煤工作面采煤机斜切进刀方式示意图
第三节 设 备 配 置
一、工作面机械设备配备表，见表5
表5 13104综采工作面机械设备配备表
使用地点

设备名称
规格型号
数量
单位
备注
工作面
采煤机
MG150/375-W
1
台

中部液压支架
ZF3200/16/26
70
架

过渡液压支架
ZFG3400/17.5/28
5
架

刮板（前部）输送机
SGZ630/220
1
部

刮板（后部）输送机
SGZ630/264
1
部

下顺
带式输送机
DSJ80/40/2×40
1
部

转载机
SZZ630/141
1
部

破碎机
PLM800
1
部

回柱绞车
JH-14
1
部

上顺
双速绞车
JSDB-13
1
部

调度绞车
JD-1
1
部

调度绞车
JD-2.5
2
部

乳化泵
BRW315/31.5
1
套
两泵一箱
喷雾泵
BPW250/5.5
1
套
两泵一箱
二、工作面主要机械设备技术参数
1、采煤机：
（1）设备型号MG160/375—WD1型液压无链牵引采煤机；
（2）截深：600mm；
（3）采高：1.5～3.0m(配1.25m滚筒)；
（4）适应煤层倾角：≤35°；
（5）卧底量：140mm；
（6）总功率：375kw；电压等级：1140V
截割功率：2×150kw，电压：1140V；
牵引功率：75kw，电压：1140V；
（7）牵引速度：0～6m/min；
（8）牵引力：325KN。
2、液压支架：
该工作面液压支架自机头至机尾排列顺序为1#～74#，具体技术参数如下：
（1）型号：ZF3200/16/26支撑掩护式液压支架，整体顶梁，带内伸缩梁结构，伸缩梁行程：600mm；
（2）支撑高度：最低1600mm，最高2600mm；
（3）宽度：最小1430mm，最大1600mm；
（4）中心距：1500mm；
（5）初撑力：2532KN（P=31.5MPa）；
（6）工作阻力：3200KN（P=39.8MPa）；
（7）推移行程：700mm(有效步距630mm)。
3、运输设备
13104采煤工作面运输设备见表6
表6 运输设备表
设备名称
型号
电机功率
速度(m/s)
运输能力(t/h)
长度
(m)
数量
备 注
前部刮板运输机
SGZ630/220
2×141kw
0.9
450
141
1部
中双链
后部刮板运输机
SGZ630/264
2×132kw
0.91
500
141
1部
中双链
转载机
SZZ630/141
141kw
1.44
600
40
1部
中双链
破碎机
PLM800
141kw
466r/min
800
2
1部

胶带运输机
DSJ80/40/2×40
55kw
2
400
640
1部
带宽：800mm

第三章 顶 板 控 制
第一节 支护设计
一、顶板支护设计
1、支护形式
工作面顶板支护选用ZF3200/16/26型液压支架。上下端头顶板支护采用ZFG3400/17.5/28型液压支架支护配合5.0mπ型梁支护，π型梁错距0.8m，构成走向对棚，一梁五柱，交错迈步前移，对棚间距不小于0.7m，上下两巷超前支护采用DW28-250/100单体液压支柱配合HDJA1000金属铰接顶梁架设走向双抬棚，均为一梁一柱（单体液压支柱），每棚梁下必须有支柱，并保证行人宽度不小于0.7m。
2、支护阻力验算
根据容重计算公式：
P1=（q+1）×9.8×S×[γ×(h-H)+r×H]
式中：P1——工作面顶板支护需要支架的工作阻力，kN；
q——动载系数1.5～2.0，根据13104工作面顶板情况取1.7；
r ——顶板原煤容重，取1.4×103kg/m3
γ——顶板岩石容重，取2.5×103kg/m3；
S——支架支护面积，（支架宽度）1.5m×（支架最大支护长度）4.1m =6.15m2 ； H——顶煤厚度，6.21m
h——采空区顶板垮落高度，h=[M-H（K1-1）]÷（K-1）+H=8.96m；其中M为采高，K为岩石碎胀系数，取1.42；K1为原煤碎胀系数，取1.2。
代入数据得：P1=（1.7+1）×9.8×6.15×(2500×2.75+1400×6.21)≈2533（kN）
ZF3200/16/26型液压支架工作阻力为3200kN>2533kN，因此ZF3200/16/26型液压支架能够满足本工作面工作阻力的要求。
 二、乳化液泵站设计
1、泵站型号、数量
13104工作面乳化液泵使用BRW315/31.5型乳化液泵站（两泵一箱），能满足二台泵并联交替使用的功能。
2、泵站设置位置
乳化液泵站放置在13104工作面上顺槽，同设备列车放置在一起，距工作面的距离不小于30m。
3、设备列车防滑措施
（1）平板车采用临时阻车器进行阻挡，使用临时阻车器时，必须把临时阻
车器的销子穿好，并且使用不得少于3组（每组2个），如有坡度还应增设挡车杠，并在临时阻车器和平板车之间采用木楔子垫实。
（2）设备列车每辆平板车之间采用硬联接进行连接，连接时，必须把销子插到位。
（3）为保证乳化液泵的正常油位，当上顺槽坡度较大时，采用木料将乳化液泵和泵箱的一头垫起保持水平，同时采用螺栓将泵和泵箱固定牢固。
4、泵站使用规定
（1）乳化泵司机必须经过专门培训，持证上岗。
（2）乳化泵在使用前，应首先检查润滑油油位是否符合规定。
（3）检查各部位的机件情况：各连接管路是否有渗漏现象,吸液管是否折叠，各部位的螺钉是否松动，泵箱是否带电，当所有问题排除后方可开泵。
（4）乳化液泵在使用时必须保证乳化液浓度保持在3～5％，泵站压力不低于30MPa。
（5）乳化液泵必须每天安排专人进行检修、检查，并填写检修记录，发现问题及时进行处理，以保证乳化液泵始终在良好的状态下运行。
第二节 工作面顶板管理
二、顶板管理技术
（一）掘进期间顶板管理
在工作面顺槽施工前，首先进行了开采区附近的地应力测量，了解原岩应力分布情况，通过对沿空巷道围岩变形破坏规律研究，结合计算机数值模拟，得到了两顺槽和切眼的巷道支护参数，通过回采，效果明显。
1、 两顺槽顶板管理
轨道顺槽和运输顺槽均布置在IV13煤层中，断面为矩形，规格：净宽×净高＝3.6×2.8m，断面积：10.08㎡。采用锚网梁加锚索联合支护，锚杆规格：顶板、帮部锚杆均采用φ16×180mm，每个锚杆孔内安装2卷型号为MSCK2335的树脂锚固剂，间排距700×800mm；锚索为φ15.24×8000mm，每排2根；顶、帮锚网使用的是12＃铁丝编成的菱形网，搭接不少于1000mm，不大于200mm。
2、切眼顶板管理
切眼成微倾斜布置，下顺槽超前上顺槽12.7m；断面为矩形，规格：净宽×净高＝6000×2200mm，断面积：13.2㎡。支护形式为锚网梁加两根单体液压支柱配合两排锚索联合支护。南帮采用φ16×1800mm锚杆支护；顶板采用φ16×1800mm树脂锚杆，间排距为700×800mm；北帮采用φ38×1800mm木锚杆，间排距700×800mm，托盘为200×300×30mm；锚索为φ15.24×8000mm，每排3根，间排距为2100×2400mm；单体液压支柱采用一梁三柱，间距0.8m，梁为半圆木。采煤机机窝：净深×净宽×净高＝5000×3000×2800mm，支护形式为锚网梁加一排锚索，帮锚杆为树酯锚杆，顶锚杆和锚索同切眼。（见图3）

图3 1304孤岛综放面工作面切眼支护布置图

（二）回采时的顶板管理技术
回采过程中工作面配备KJ377型综合监测系统，能够对液压支架初撑力、在线监测支架压力、顶板离层位移量、锚杆锚索拉紧力及钻孔的应力、顶板倾角等，可以准确预测矿井的来压及周期来压，提供合理的支护方案，确保工作面的支护质量；只要工作面采用双回路供液，保证支架初撑力，顶板破碎处及时拉超前架，使用好前插梁，就能管理好端面顶板。孤岛工作面回采顶板管理的最大难点是工作面两顺槽超前支护与两端头支护，根据工作面实际和以往矿压观测资料，两顺槽超前与两端头的支护方式和管理办法如下：
两顺槽超前支护方案：两顺槽超前支护距离不小于40m。轨道顺槽超前支护采用三路规格均为DW315-250/100型单体液压支柱配合1m绞接梁支护，支护宽度为3600mm，每架绞接梁下支设1根单体液压支柱；运输顺槽超前支护采用三路π型梁配合单体液压支柱支护，靠转载机人行道侧采用了规格为DW315-250/100型单体液压支柱配合π型梁采用双梁支护，靠工作面侧采用了规格为DW315-250/100型单体液压支柱配合π型梁采用单梁支护，支护宽度为3600mm。
上端头顶板管理方案：工作面推进时，采用“四对八梁”加强对工作面下端头的支护，若1#架不压顺槽支设的5.0mπ型梁时，1#架前梁前不再回撤π型梁，π型梁向后延至转载机尾密集处，在前后部机头之间π型梁用规格为DW315-250/100型单体支柱。若1#架压顺槽支设的π型梁时，在1#架前梁前回撤靠工作面侧的π型梁。运顺密集支柱位于转载机尾后，单体液压支柱间距400mm，生产过程中，密集支柱不得拖后两排或两排以上。若顶板破碎易冒落时，必须提前在密集与转载机之间支设点柱后，停机集中回撤。
轨顺端头顶板管理：当工作面推进时，原则上5.0mπ型梁要向后顺延至密集处回撤，但当112#架压π型梁时，π型梁要在128#架压π型梁之前提前回撤。如果受运输机上窜影响，112#架与轨顺下帮距离加大，同时顶板出现下沉或网兜现象，则增设一排单体，配合5.0mπ型梁平行于端头支架外侧200mm处支设。轨顺密集支柱与后部机尾架盲轴平齐，间距400mm。
两端头三组支架的顶板管理：煤机司机割平端头处顶底板，避免端头架出现错茬。端头架架间距不得超过200mm，否则必须及时调架。顶板完整时，两端头三组支架各铺设一片5m的单层金属菱形网；顶板破碎时，两端头三组支架各铺设一片5m的双层金属菱形网。这样能使段头顶板形成一个整体，便于顶板管理。
（三） 设备配套方案
设备配套方案见表1
表1 1304工作面设备配套表
序号
设 备 名 称
型 号
备 注
1
过渡液压支架
ZF—3400/17.5/28 型
机尾安装3组，机头安装3组，作为端头支架
2
正常液压支架
ZF—3200/16/26型
工作面安装了106组，带提架千斤顶，前探梁带插梁，利于端面顶板管理
3
采煤机
MG160/375—WD1型
可调高双滚筒电牵引采煤机
4
前部刮板运输机
SGZ―630/220型
与采煤机配套，带链道
5
后部刮板运输机
SGZ―630/264型
不封底板
6
转载机
SZZ—630/200型
长度不小于40m，破碎机到面口的长度不小于30m，便于超前支护
7
破碎机
PLM800型

8
皮带输送机
DSJ—800/40/2×40型
机头安装了三台驱动装置
9
乳化液泵
BRW―315/31.5A型
配备了三台泵和两泵箱
10
喷雾泵
HPB―315/10型
配备了三台泵和两泵箱
（五）13104孤岛工作面矿压显现规律研究
13104综放工作面支架的工作状态主要为初撑力,一次增阻,二次增阻,多次增阻和降阻4种形式。初撑力状态时,顶板来压主要由煤体支撑,由于支架主动支撑故保持在初撑状态;一次增阻时,在工作面来压之前,工作面顶板下沉速度慢,随着顶板下沉支架载荷逐渐增大;经过一次下沉后形成一个暂时的平衡,减少了支架的载荷增加速度,经过一段时间后顶板再次快速下沉,使支架载荷增大速度加快,形成多次增阻。降阻状态,工作面周期来压后,顶板压力较小,随着支架的前移,顶板冒落的矸石进一步充填采空区,减少了顶板传给支架的载荷,形成降阻。从顶板来压监测结果看,孤岛工作面顶板压力较大,两端头和工作面中部顶板来压时,均有接近支架额定工作阻力的载荷出现,甚至有超过支架工作阻力的冲击载荷出现。
初采20 m内两巷没有变化,再往外推进,两巷巷道开始变形。净煤柱较小(机巷9.2m；风巷16.8米),随着工作面的推进,13104工作面采空区与13103和13105采空区顶板悬臂梁不断增加,下沉,引起巷道顶煤与顶板离层且急剧下沉,造成巷道顶帮产生强烈位移;一般超前工作面煤墙35～45 m巷道变形就很明显,超前10～30 m范围内变形加剧,两帮水平收敛量达到0.6～1.2 m;顶底板移进量达到0.6～1.4 m。
当工作面回采约250 m时 ,两巷矿压显现比前期较剧烈 ,鼓底鼓帮、顶板下沉,有效断面缩小,影响了工作面的回采;超前压力剧烈影响距离约 50m,影响距离大于100 m。
该工作面老顶断裂产生的周期来压具有持续时间长、强度大的特点 ,从机巷沿工作面到风巷 ,煤壁片帮逐渐增大 ,煤炮声响越来越强、越来越密。经分析认为 ,这是开采引起的支承压力和老顶来压共同作用的结果。
在剧烈超前压力作用下, 上、下巷发生两帮挤出、顶煤下沉 ,导致断面收缩加快 ,有效断面减少很多;使通风和行人受阻。13104工作面是音西煤业第一个“孤岛”工作面，两巷压力显现明显，巷道收敛严重，对工作面生产不利。为加强“孤岛”工作面和两巷的矿压显现规律的观测，为安全生产提供科学依据，在工作面进行矿压观测，将会取得大量数据 ，得出“孤岛”面矿压显现规律。
（六）沿采面推进方向的规律( 周期来压)
在观测期间，采面连续推进时，每隔一段时间支护阻力升高一次， 显然是顶板来压显现特征。经过实测数据整理分析，“孤岛”工作面周期来压步距及影响范围：预计来压步距平均7m。 持续循环为2.1个，持续天数0.25天。影响范围1.2m 。
三、KJ377矿压观测系统简介
(一)矿压观测内容
为加强我矿矿压监测工作，准确掌握井下矿压显现规律，适时有效监测我矿井下作业现场压力，确保巷道支护质量，保证安全生产，结合我矿实际现状13103矿压观测系统简介如下：
在KJ377矿压观测系统平台下运行的，可在线监测支架压力、顶板离层位移量、锚杆锚索拉紧力及钻孔的应力、顶板倾角等，可以准确预测矿井的来压及周期来压，提供合理的支护方案。同时本系统综合了矿压理论数学模型，支持综合专业化数据分析具有：
巷道顶板及围岩运动分析
巷道支护应力变化分析
监测段顶板冒落预警
工作面周期来压分析
适时有效监测我矿井下作业现场压力，确保巷道支护质量，保证安全生产。
13103综放工作面回采过程中进行矿压观测对音西煤业后续工作面的支护设计和顶板管理有重要意义。主要的观测内容有：工作面支架阻力观测；两巷超前支护范围内单体液压支柱阻力观测；以及支护质量动态观测。根据观测结果对工作面顶板活动规律、来压特征、工作面支架受力特点、超前支承压力影响范围和分布特点，顶板、煤层稳定性，工作面支护质量等进行定期分析，并进一步了解煤、岩体力学参数等基础数据。
(二)矿压观测系统说明
1、我矿在2013年4月份在13103综放工作面上、下顺槽安装KJ377矿压在线观测顶板离层仪、每组检测系统主要检测内容如下：1个顶板离层仪、2个锚杆锚索传感器、2个钻孔应力计工作面共安装7组、共投入43.7万元，13102工作面服务年限4个月，在此期间工作面26次周期来压，工作面未出现一次因顶板事故，适时有效监测我矿井下作业现场压力，确保巷道支护质量，保证安全生产。
2、所在位置如下：
（1）13103上顺槽共安装锚杆锚索传感器4组系统数据传感器、上顺槽每隔100米安装一组系统数据传感器。
（2）13103下顺槽共安装锚杆锚索传感器3组系统数据传感器、上顺槽每隔100米安装一组系统数据传感器。
（3）顶板离层仪主要监测两巷顶板离层的移近量情况、依据我矿顶板岩性设定报警界限为100mm移近量。
（4）锚杆锚索传感器主要监测两巷煤壁对巷道的挤压膨胀、锚杆受力的情况、依据我矿顶板岩性设定报警界限为50吨。
（5）钻孔应力计主要监测两巷顶板对煤壁巷道的作用力及挤压力、依据我矿顶板岩性设定报警界限为100KN。
3、并在2013年5月份在13103综放工作面安装KJ377矿压观测设备、工作面安装位置支架每隔15架安装矿压在线观测系统、每组传送2个数据、一个是接收的前立柱压力数据、另一个是接收的后立柱数据、工作面每天进行统计分析汇总、监测支架工作阻力情况（单体支柱用手持式测压表测初撑力及工作阻力）。
音西煤业综采工作面周期来压分析主要依据如下：
1、根据我矿综采工作面的推进速度计推进距离长度进行分析。
2、根据工作面煤层顶板岩性及硬度、厚度和岩石的密度粘结性的垮落规律和工作面老顶垮落情况。
3、主要结合我矿矿压观测支架压力显现、结合支架初撑力和顶板施加给予支架的应力、及工作面压力变化起伏波动情况结合工作面超前情况、推进情况、及工作面来压前的征兆及规律得出总结如下：13103工作面周期来压步距为：8~12米、初次来压步距为：15~20米。
4、至2013年3月底期间4个月内的观察及使用期间、由于我矿于12份~一月份刚安装矿压在线系统、观察周期来压需要工作面的推进距离长度及一定时间进行观测分析、刚分析时需要根据工作面老塘顶板垮落情况进行对比、随着时间的推移我矿在2013年1月初已基本了解了我矿综采工作面的顶板垮落情况并及时进行矿压分析、我矿13102综采工作面从2012年12月23号~2013年3月30号平均推进了136.3米、共出现17次来压、其中直接顶周期来压12次、老顶二次来压共5次、平均直接顶周期来压步距为：11米、二次老顶来压步距为：16米、由于2013年末2月份处于春节放假期间工作面处于静止状态、工作面支架压力比较平稳未出现来压现象、工作面主要压力显现是在3月份、工作面主要受力支架在28架~38架与58架~68架、在此期间工作面推进速度加快、周期来压也较为频繁、顶板压力波动起伏较大，适时有效监测我矿井下作业现场压力，确保巷道支护质量，为加强我矿矿压监测工作，准确掌握井下矿压显现规律，适时有效监测我矿井下作业现场压力，确保巷道支护质量，保证安全生产。
据工作面的推进速度及周期来压时的情况进行预测工作面顶板状态、随着工作面的推进速度及推进距离加大预算处13102工作面的周期来压步距大概在9米~12米之内由此得出。
我矿于2013年2月25号开始复工生产、13102综采工作面开始推进生产、至3月底工作面共出现老顶二次来压出现5次、工作面平均推进长度78米、平均每推进16米左右将出现一次老顶周期来压。
根据已回采结束的13102工作面的矿压显现情况，我矿顶板来压周期比较稳定，回采期间未出现顶板事故，根据13102工作面周期来压总结的经验依据，我矿在开采前对13104工作面上、下顺槽安装顶板离层仪、锚杆锚索传感器、钻孔应力计传感器，并且在13104工作面回采前对工作面支架每个10架安装一组支架压力传感器、根据以上传感器，适时有效监测我矿井下作业现场压力，确保了巷道支护质量，保证了安全生产。

工作面周期来压阶段及推进距离示意图

2012年12月27号支架压力变化曲线图

音西煤业煤层顶板岩性及周期来压参数表
序号
项目
单位
13103工作面实测
本面选取
1
顶底板条件
直接顶厚度
m
0.30~0.37
0.3
基本顶厚度
m
8.64～8.95
9
直接底厚度
m
16.2～17.1
16.5
2
直接顶初次垮落步距
m
14~18
16
3
初次
来压
来压步距
m
14~18
16
最大平均支护强度
KN/m2
400
400
最大顶板移近量
mm
150
100
来压显现程度
m
中等
中等
4
周期
来压
来压步距
m
7-12
9
最大平均支护强度度
KN/m2
400
400
最大顶板移近量
mm
150
100
来压显现程度
m
中等
中等
5
日常
最大平均支护强度
KN/m2
300
300
最大顶板移近量
mm
<100
<100
6
直接顶悬顶情况
m
2×10
2×10
7
底板容许比压
Mpa
42
30
8
直接顶类型