[工程科技]采煤技术讲义.doc

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1、 1 井田概况及井田地质特征1.1 矿区概况1.1.1地理位置及交通条件司马井田位于山西省长治市西南部，沁水煤田陡治勘探区的东部边缘地段，其地理位置为北纬360407361023，东经11300331130530。选定的矿井工业场地位于长治县苏店镇西申家庄村西北侧350m处、经坊煤矿铁路专用线以东的平地上，场地距长治市约8.5km，南距长治县约4km，矿井隶属于山西潞安矿业集团。区内交通极为方便。太(原)焦(作)铁路从井田西缘通过，接轨于太焦铁路小朱车站的经坊煤矿铁路争用线从矿井工业场地西缘通过。207国道和长(治)晋(城)高速公路分别从矿井工业场地西侧1.02km处和1.2km处通过；长(治

2、市)长(治县)县级公路(三级)从矿井工业场地西侧500m处通过，长(治市)陵(川县)公路(三级)从矿井工业场地东侧2.3km处通过，进两条公路均与207国道相接。1.1.2自然环境本区地处太行山西侧，属长治断陷堆积盆地。井口内地形总的趋势为南高北低，北部地势较为平坦，最高点位于鲍村西山附近，标高+993.6m，最低点位于安城村西，标高+932.4m，地形最大相对高差61.2m。本区属海河水系。区内无大的地表水体，井田中部有一黑水河，为受季节控制的间歇性小溪，向北流入浊漳河，最终汇入海河。本区属大陆性气候，昼夜温差较大。据长治市气象站观测统计，气温为-29.037.6，平均9.1。年降水量340

3、.19832.9mm，平均595mm；年平均蒸发量为1558mm。夏季多东南风，冬季多西北风，最大风力10级。无霜期160180d，冻土深度5075cm，属半湿润地区。根据中国地震局GBl8306-2001图A1中国地震动峰值加速度区划图，本区地震动峰值加速度为0.lO，对应地震烈度为度区。1.1.3矿区工农业生产建设概况长治县位于长治盆地东南部边缘，面积484km2。，人口约30.3万人，人口密度625人km2。，全县经济以煤炭工业为支柱产业。县域工业主要有采矿、冶铁、建材、食品、纺织等，其次有化肥、陶瓷、电石、玻璃器皿等地方工业。主要农作物有小麦、谷子、玉米、薯类和豆类等；经济作物有潞麻、

4、油菜等。1.1.4水源、电源及建材来源(一)水源情况本区浅层水和地表水均无利用价值，矿井供水水源考虑取用水量丰富、水质优良的奥灰水。另外，矿井捅水排至地面经净化处理达到复用水标准后，可用于选煤厂生产和井下消防洒水，矿井水源比较司靠。(二)电源情况司马矿井设35kV双回路供电电源，一回电源引自城南110kV变电站35kV母线，另一回电源引自韩店ll0kV变电站35kV母线，矿井工业场地设35kV变电所，矿井供电电源可靠。(三)建材情况矿井建设所需的建材，如：砖、石料、水泥、砂子等当地可满足供应；钢材、术材需由外地调进。1.2 井田地质特征 矿井地质基本知识1.2.1地层司马井田位于沁水盆地的东南

5、部，井田地层除西部零星出露二迭系上统上石盒子组(P2s)地层外，其余全部为第四系所覆盖。1.2.2构造井田位于晋(城)获(鹿)褶断带南段的主要构造形迹长治大断裂的西侧，西接武阳凹褶带。构造形迹呈“多”字型排列规律。井口总体呈一走向NNE，倾向NW，倾角4左右的单斜构造，并伴有宽缓褶曲和少量断裂构造，无岩浆岩侵入。区内第四系覆盖较厚，很少基岩出露。综观井田地质构造应属简单(偏中等构造A)类(一类)。根据钻孔揭露和地震剖面控制的主要构造分述如下：1. 褶曲构造井田内有3条长短不一的褶曲。(1)信义村背斜：位于司马、信义村一线，区内长约5.5km，走向南段N75，北段N55E，两翼地层倾角4。(2)

6、原家庄向斜：位于冯村东、原家庄一线，区内长约3.5km，走向N5565E，两翼地层倾角4。(3)苏店背斜：位于西申家庄、林移村西南一线，区内长约1.5km，走向NE，两翼地层倾角34。2. 断裂构造井口内发现有落差不一的断裂构造2条。(1) 安城正断层：位于岭上村、安城村一线，区内长约5.5km。与宋家庄正断层走向一致，走向NE55，倾向SE35，倾角70，落差北段65m，南段30m。(2) 苏店正断层：位于苏店镇、柳林村西北一线，区内长5.2km，走向NE，倾向NW，倾角70，落差1520rn。1.2.3煤层及其顶底板岩性特征本井田主要含煤地层为二迭系下统山西组，共含煤6-14层，含煤地层平

7、均总厚162.l0m，煤层平均总厚15.96m，含煤系数平均10.15。山西组一般含煤13层，即l、2、3号煤层，主要可采煤层为3号层，其余均为极不稳定的薄煤层，不具工业开采价值。煤层平均总厚度为6.60m,含煤系数1l.5。3号煤层位于山西组中下部，上距K8砂岩平均29.60m，下距K7，砂岩平均10.77m，距太原组8-2号煤层平均7m。煤层厚5.977.33m，平均6.60m，变异系数为6.5，属全区稳定可采的厚煤层。煤层结构简单，距顶662m左右有一层较稳定的泥岩、炭泥夹矸(厚0.24m)，纯煤厚5.977.33m，平均6.22m。顶板一般为泥岩、砂质泥岩，局部为粉砂岩或细粒砂岩；底板

8、为泥岩、砂质泥岩，局部为砂岩或粉砂岩。1.2.4水文地质特征 井田内主要可采煤层为3号煤层，其直接充水含水层为山西组砂岩裂隙含水层，含水性较弱，对煤层开采影响不大；3号煤层在井田西部最低标高+520m，奥灰水水位标高约为+660m，开采该区域煤层时最大带压13个大气压，但其间有130m以上的地层阻隔，且井田地质构造简单，一般不会造成矿井突水。但在开采奥灰水静水位标高以下的3号煤层时，不排除在有断裂构造或陷落柱沟通的情况下，奥灰水向矿井突水，从而使矿井局部地段水文地质条件复杂化。另外，在井田东部，3号煤层埋藏较浅，开采该区域煤层时产生的裂隙塌陷，有可能沟通上覆各含水层，从而使矿井涌水量增大。由于

9、上覆各含水层一般富水性都较弱，对矿井生产威胁不大。1.2.5沼气、煤尘自燃、煤尘及地温1瓦斯本矿井属低瓦斯矿井。井田内3号煤层甲烷含量的分布具东低西高的特点，东部存在大片瓦斯风化区，往西随煤层埋操的增加，甲烷含量也明显增加。2.煤尘井田内各可采煤层煤尘均具有爆炸危险性。3.煤的自燃性3号煤层属不自燃煤层，82、9号煤层属很易自燃煤层，15号煤层属不自燃不易自燃煤层。4地温井田恒温带深度为2040m，温度14.7，地温梯度变化在1 151 45hm之间，井田属地温正常区。1.2.6煤质、煤的牌号与用途现开采的3号煤层，位于山西组中下部，上距K8砂岩平均29.60m，下距K7，砂岩平均10.77m

10、，距太原组8-2号煤层平均7m。煤层厚5.977.33m，平均6.60m，变异系数为6.5，属全区稳定可采的厚煤层。煤层结构简单，距顶662m左右有一层较稳定的泥岩、炭泥夹矸(厚0.24m)，纯煤厚5.977.33m，平均6.22m。顶板一般为泥岩、砂质泥岩，局部为粉砂岩或细粒砂岩；底板为泥岩、砂质泥岩，局部为砂岩或粉砂岩。3号煤层:为低灰富灰、特低硫、高发热量、高熔灰分、中等结渣、反应性中等、易选的瘦煤、贫瘦煤，以贫瘦煤为主，洗选后是良好的炼焦配煤，也是优质的电厂用煤和民州煤。井田各可采煤层煤质稳定，均是由高等植物生成的高变质程度、中等灰分之单一工业牌号的无烟煤，低磷、低硫。所有可采煤层的煤

11、质指标均达到了工业要求。二、井田开拓 井田开拓基本知识矿井境界与储量2.1 井田境界井田境界根据地质构造、储量、水文、煤层赋存情况、开采技术条件、开拓方式及地貌、地物等因素进行技术分析后确定。一般以下列情况为界：1以大断层、褶曲和煤层露头、老窑采空区为界；2以山谷、河流、铁路、较大的城镇或建筑物的保护煤柱为界；3以相邻的矿井井田境界煤柱为界；4人为划分井田境界。司马煤矿1号井田境界，北以太焦线铁路东侧保安煤柱线为界(与南寨煤矿相望)，南与经坊煤矿为邻，东为3号煤层露头线，西侧人为划分。井田南北长3.105.95km，东西宽0.953.32km，面积13.4km。2.2 井田储量矿井可采储量汇总

12、表开采水平煤层名称工业储量(A+B+C)(万吨)矿井设计储量（万吨）矿井可采储量（万吨）永久性煤柱损失设计储量设计煤柱损失可采储量断层境界工业广场井下巷 道其他311991100.3286.311604.4108.5324无11171.950年4 井田开拓井田开拓井田开拓方式由于本井田地势平坦，表土层厚且有流沙层，采用立井开拓方式。一对提升井筒和一个风井即可。主、副井筒均落底于十690，回风立井落底于3号煤层，十690道大巷与+690底车场巷道直接相连，+690胶带大巷通过16斜巷爬坡至井底煤仓上口，+690回风大巷与中央回风立井直接相接。采取上下山开采。主井主要用于提煤兼做进风井。井筒直径5

13、.0m，净断面19.63，装备一对12t四绳立井提煤箕斗进行煤炭提升。副井主要用于升降人员、设备、材料及提升矸石等，是矿井的主要进风井筒，兼做安全出口。为防止断绳事故，设有防坠器。井筒净直径7.0m。风井风井主要用于回风兼作矿井的安全出口。配备有梯子间及管路、电缆等。井底车场井底车场是连接矿井主要提升井筒和井下主要运输巷道的一组巷道和硐室的总称。它联系着井筒提升和井下运输两大生产环节，为提煤、提矸、下料、供电和升降人员等各项工作服务。车场形式为立式环形，东西两翼来车均由主石门进入井底车场。车线长度80m。副井进车线受主井重车线的影响，出车线受人车线的影响比较长达150m。主、副井中心线间距离，

14、南北10m，东西75m。设计采用24Kg/m的钢轨。主井系统采用5号道岔，副井采用4号道岔。曲线半径为20m。井底车场硐室1、主井系统硐室1）井底煤仓：井下煤仓上接胶带输送机，下连箕斗装载硐室。通常为一条较宽的倾斜巷道，其中分成两个隔间，一个用以存煤，另一个为人行通道。近年来，也有些矿井采用了垂直式煤仓。容量按两小时输送机的运送量取值，500t。2）箕斗装载硐室：其内安设箕斗装载设备，将煤仓之煤按定量装入箕斗。本硐室上接煤仓，并与立井井简直接相连，一般情况下位于井底车场水平之下。3）主井清理撤煤硐室及斜巷：箕斗装裁时，部分煤炭撤落到井底。为了清理需设置清理撤煤硐室，其中安设提升绞车，并经清理斜

15、巷将矿车或小箕斗送入井底。清出的煤炭提升至运输水平，然后由矿车运至副井送到地面。4）主井井底小水泵房：为了清理撤煤和防止箕斗装载设备被水淹没，必须及时排除井底积水。通常在清底设备之下或其附近，于井筒一侧开一小泵房，安设两台水泵，一台工作，一台备用。井底积水排入井底车场巷道的水沟中，再流入水仓。2、副井系统硐室1）马头门：它是副井井简与车场巷道相连接的部分。材料、设备和人员都要通过它进出罐笼。在马头门附近为便于矿车进出罐笼，要安设推车机、阻车器等设备。2）中央变电所：中央变电所硐室是全矿井下电力总配电站，为了节约输入，输出电缆线，配电均衡，安装维护方便和便于提供新鲜风流等目的，宜将变电所置于副井

16、与井底车场连接的附近。3）中央水泵房：水泵房硐室是井下主要硐室之一，能否正常安全运行关系重大，故水泵房硐室位置的选择应考虑以下因素：管线敷设最短，不仅节约管线电缆，而且管道阻力和电压降最小。一旦井下发生水患，人员，设备便于撤出，或便于下放排水设备，增加排水能力，迅速排除事故，恢复生产。要求具有良好的通风条件。4）井底水仓：井底水仓水仓容积6800立方米5）等候室:在副井井筒附近应设置等候室，作为工人候跟休息的场所。其他硐室其他硐室主要有：调度室、电机车库及电机车修理间、防火门硐室、火药库等。各硐室的具体位置见井底车场平面布置图所示。6 采煤方法采煤方法的选择选择合理的采煤方法，必须详细研究煤层

17、的赋存条件和地质特征，司马矿区煤层赋存比较稳定，可采煤层主要为三号煤层，三号煤层属于近水平煤层，平均倾角36。煤层平均厚度为6.60m。煤层无自燃发火性；煤块硬度较大，煤层直接顶为灰白色细砂岩厚度变化在3.5m18m之间，中等稳定，容易冒落。老顶为不稳定且含有植物化石的泥岩。厚度在3.5m18m之间，平均厚度8m左右。地质构造简单，结合现有的生产技术条件，采用综合机械化回采工艺，倾斜长壁采煤法，用全部跨落法处理采空区。缓倾斜长壁综采系统的类型和特点缓倾斜长壁综采系统类型较多，根据开采煤层厚度可分为厚煤层长壁综采工艺、薄及中厚煤层长壁综采工艺两种。按开采方法划分，厚煤层长壁综采工艺又可分为倾斜分

18、层综采工艺、大采高综采工艺、放顶煤综采工艺三种；薄及中厚煤层长壁综采工艺又可分为薄煤层综采工艺和中厚煤层综采工艺两种。根据工作面推进方向可分为走向长壁综采工艺和倾斜长壁综采工艺等。倾斜分层长壁综采工艺与薄及中厚煤层综采工艺相比，倾斜分层长壁综采工艺增加了铺金属网或再生顶板工序，由于铺设假顶工作量大、材料消耗量大、巷道布置复杂和维护困难、生产组织管理复杂，在有自然发火煤层开采时自燃问题比较严重，分层厚度不易控制，造成煤炭采出率低，工作单产和工效提高潜力小等方面的问题，已逐渐被大采高综采和放顶煤综采所替代。大采高综采是指对 以上的厚煤层一次采全高的综采工艺。大采高综采工艺与薄及中厚煤层综采工艺相比

19、，工作面内的工艺过程基本相同，其主要特点是：矿压显现强烈，支架高度大，稳定性差，工作面及顶板管理难度大；采煤机稳定性差；煤壁片帮的可能性增加，片帮块度大、片帮煤量不均匀，易造成输送机事故；设备吨位重、外形尺寸大，综采工作面的安装、拆卸及综采设备的运输等较困难；在条件适宜的煤层，配套合适的综采设备，采用合理的工艺方式，可取得很好的技术经济效果。（3）放顶煤综采是在开采煤层的底部（沿底板或在煤层中某一高度范围的底部）布置一个综采工作面，用常规的综采方法进行回采，工作面上方的顶煤利用矿山压力的作用或辅以人工松动方法使其破碎，并随工作面推进在后方放出的工艺方式。放顶煤综采工艺与薄及中厚煤层综采工艺相比

20、，具有生产系统简单、巷道掘进和维护工程量少、出煤点多、单产和效率高、动力和材料消耗少、生产成 本 低 等 优点。 第一章 工作面概况第一节 工作面概况1、地面位置：1105工作面西北为冯村，西南部距王董190m，东南距郝店337m，南部和北部均为未采区。2、地面标高：937.73m940.38m。3、工作面标高：682m723m。第二节 工作面四邻情况，采掘情况及影响范围1、1105工作面西为采区大巷，东部为风氧化带，南部和北部为未采区。2、回采对地面设施的影响：回采将造成地面开裂、下陷，高压线电线杆歪斜甚至倾倒，水井水位下降甚至枯竭。第三节 工作面参数及储量1、工作面走向长度200.0m，倾

21、斜长703.3705.8m，平均704.6m；总面积140920m2。2、工作面储量计算：110万吨第二章 地质情况第一节 煤层赋存特征 1、工作面开采煤层属下二叠统山西组下部的三号煤层，该煤层赋存稳定，煤厚变异系数较小，煤层结构较简单。煤层厚度稳定，为7.0m；煤层倾角015，平均7.5；可采指数为1；变异系数为5.36；煤层结构为0.54（0.2）6.26。2、煤质情况：本煤层煤体以黑色、块状为主，粒状次之，亮煤为主，夹镜煤条带，煤质为贫瘦煤。 煤层普氏硬度表煤质状况表第二节 地质构造情况 本工作面总体地势呈一西倾的单斜构造，倾向270290，倾角015，东部地势较为平缓，西部较陡，最大坡

22、度15。陷落柱7位于工作面西南部，西距胶带大巷110m,工作面风巷从南端通过。陷落柱基本为一椭圆形，其长轴56.6m，短轴31.4m，长轴方向147左右。正断层F13位于工作面西南部，落差H1m，倾向80，倾角50。第三节 围岩及其特征（附图1：工作面煤（岩）层顶底板综合柱状图） 围岩及其特征围岩名称岩石名称厚度（m）岩石特征老顶细粒砂岩3.79灰-深灰色，中厚层状，含白云母碎片及煤屑，下部具薄层煤线，钙质胶结，裂隙发育，具斜层理。直接顶砂质泥岩4.71深灰色，中厚层状，含白云母碎屑，含大量植物化石。直接底砂质泥岩1.63深灰色，中厚层状，含云母碎片，顶部含粘土质及煤线，含星散状黄铁矿结核，含

23、大量植物化石。老底细粒砂岩1.89灰色，中厚层状，矿物成分以石英为主，含白云母碎片及煤屑，斜裂隙发育，被方解石脉填充，斜层理。第四节 瓦斯、火、煤层情况1、瓦斯：0.022、煤尘：具有爆炸性。3、煤的自燃：无自燃发火现象。4、地温：地温正常：1517C5、地压：顶压、侧压均不明显。煤层情况煤（矿）层总厚（m）7.0煤层结构（m）面积（m2）1409200.54（0.2）6.26煤层倾角（度） 015可采指数1变异系数5.36%稳定程度稳定 工作面开采煤层属下二叠统山西组下部的三号煤层，该煤层赋存稳定，煤厚变异较小，煤层结构简单。煤体以黑色、块状为主，粒状次之，亮煤为主，夹镜煤条带，煤质为贫瘦煤

24、。第五节 水文情况井田内的主采3#煤层，其直接充水含水层为山西组砂岩裂隙含水层，该含水层赋水性一般较弱。本工作面范围内地质构造较为简单，主要以宽缓褶皱为主，工作面涌水量一般不会很大，最大30m3/h。F13正断层和陷落柱7均在冯村保护煤柱内，不在回采范围内，因此，其破碎带不会对回采造成影响。在褶皱构造转折段，煤层及顶板裂隙发育，形成一定的导水通道，造成工作面涌水量增大。工作面回采至向斜中心部分还会形成积水区，所以回采过程中一定要完善排水系统，以免因工作面涌水影响回采工作。最大涌水量0.5m3/min，正常涌水量0.25 m3/min。第三章 采煤方法及其工艺流程第一节 工作面巷道及设备布置1、

25、工作面巷道布置：工作面由东向西，沿倾向方向推进。西为采区大巷,东部为风氧化带，南部和北部为未采区。工作面走向长度200.0m，可采长度704.6m，煤层总厚7.0m。（附图2：工作面巷道布置示意图）2、工作面巷道支护特征：风、运两巷均为全锚网支护，均为实体煤掘进。两帮每排布置四根20M222000螺纹钢锚杆，顶板布置五根20M222400螺纹钢锚杆，巷道两帮及顶板均布置有钢筋托梁。（附图3：巷道断面图）。巷道支护状况表巷道名称支护形式支护规格净断面锚杆排距用途安装设备运巷全锚网矩形4.53.0m13.5m20.9m进风、运煤电气列车、胶带机风巷全锚网矩形4.03.0m12.0m20.9m进料、

26、回风运输绞车等3、工作面设备布置及技术特征：（工作面主要设备性能及主要技术特征见附表1）。（附图4：工作面主要设备布置图）。第二节 采煤方法1105工作面采用倾斜长壁后退式综合机械化低位放顶煤一次采全高全部垮落采煤法。工作面采用MXG-300/700DA采煤机，工作面切眼长200.0m，底分层采高3.00.1m，循环进度0.8m，放煤高度4.0m，放顶煤区段平均192.5m，底分层回收率为98，顶煤回收率为89，“一采一放”为一循环。1105工作面煤量计算如下：循环割煤量：Q1=200.03.00.81.3798=644.45t循环放煤量：Q2=192.54.00.81.3789=751.09

27、t循环产量：Q=Q1+Q2=644.45+751.091395.54t 每班完成3个循环，每日完成6个循环，日产量8373.24吨，年产量276.3万吨（以年生产330天计算）。第三节 采煤工艺1、循环工艺（1）、进刀方式：1）、本工作面采用端部割三角煤斜切进刀，进刀距离45m。2）、移架滞后采煤机后滚筒5m进行，实行追机作业，顺序移架。3）、推前部输送机在移架后，滞后采煤机15m进行，拉后部输送机滞后放顶煤20m进行。4）、放煤方式：采用双人双轮顺序放煤法5）、放煤步距：0.8m，即一采一放2、采煤工艺详细说明及要求：1）、采煤机割煤、装煤 移架 推前溜 放煤 拉后溜 后方顶板自行垮落 进入

28、下一个循环2）、回采工艺说明、割煤、装煤、运煤工作面采用MG-300/700DA型双滚筒电牵引采煤机（滚筒截深0.8m，直径1.8m，牵引速度08m/min）。正常割煤时，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤。采煤机滚筒旋转时，煤被滚筒上的截齿破碎，并由螺旋叶片装入前刮板输送机，少量煤在推前刮板输送机时被铲煤板装入前刮板输送机内，极少量散落在支架与前刮板输送机间的浮煤，由人工装入前刮板输送机。工作面采煤机割下的底煤和支架放下的顶煤分别由前后两部刮板输送机运至端头卸载，经转载机由胶带机运出。割煤工序质量要求：工作面采高控制在3.00.1m，煤壁采平、采直。控制机组牵引速度，防止压溜、涌煤事故。（附图5：端

29、部斜切进刀程序）、移架工作面采用ZFS6000-17/33型低位放顶煤液压支架管理顶板，操作方式为手动，本架操作，实行追机作业，顺序移架。移架滞后采煤机后滚筒5m进行，当局部煤墙片帮较深或顶煤较破碎时，可跟采煤机前滚筒移架，及时移架控制顶板。移架步距0.8m。操作顺序为：收防片帮板、侧护板 落后柱 落前柱 落前梁，然后以前部输送机为支点，向前移架。移架后，立即升紧前、后立柱、前梁，最后打出防片帮板、侧护板。工作面移架期间，后部输送机应保持常开状态。移架工序质量要求：支架成直线、仰角不得大于7o，支架错差不超过侧护板2/3，接顶良好，初撑力达规定要求。、推前部输送机、拉后部输送机推前部输送机在移

30、架后，滞后采煤机15m进行，拉后部输送机滞后放顶煤20m进行。推前部输送机、拉后部输送机必须单方向进行，严禁从两端头同时向中间拉。推前部输送机、拉后部输送机时，要求相邻五组支架推（拉）千斤顶顺序逐步动作，运输机不能出现急弯，必须保证运输机平、直、稳，弯曲长度不小于30m。推拉完毕，手把回零，必须保证前、后部输送机成直线。严禁停机时进行推（拉）工作，防止卡、漂链事故的发生。推移机头、机尾时必须停机作业。、放顶煤移过支架，工作面后部输送机正常运转后，方可进行放顶煤作业。一旦输送机停止运转，立即停止放煤。、初次放顶煤：工作面回采初期，顶煤比较完整，放煤较困难。为提高放煤回收率和尽快达到放煤标准，可采

31、取以下措施：放慢割煤速度，增加顶煤空顶时间；反复升降支架，迫使顶煤与直接顶离层；两端头附近的煤可同时升降支架，使顶煤破碎跨落。、正常放煤：a、放煤工艺：采用双人双轮顺序放煤法b、放煤步距：0.8m，即一采一放c、放煤操作：收回插板，操作尾梁千斤顶，使尾梁收到适当位置（保证放出的顶煤落入后部输送机中）。可多次反复伸收尾梁和插板，使大炭破碎。放煤结束后收起尾梁，伸出插板，对后部输送机进行遮掩，防止大块矸石落入后部输送机。支架反复支撑等综合作用松动顶煤，通过摆动尾梁和伸缩插板机构实现控制放煤块度和挡矸作用。第一放煤工首轮放出的煤量不少于顶煤的1/31/2；相隔1020架，（每名放煤工要逐架顺序放煤）

32、第二名放煤工进行第二轮放煤，见矸停放。一般情况下，两轮放完，特殊情况下放第三轮。放煤工序质量要求：放煤时，必须两个专职放煤工操作。放煤时，时刻掌握后部输送机煤量大小，防止压溜事故产生。随时注意煤流中矸石涌出情况，见矸停止放煤，确保煤炭回收率，严格控制含矸率。放煤完毕，及时伸出插板控制矸石。、清煤：清煤滞后推溜1015m进行，要将前溜溜槽至支架底座周围及支架内的浮煤全部清净，装入前部输送机。工作面放完煤后，要将支架间的浮煤清入输送机。、外移转载机：工作面割煤一刀，转载机外移一次。转载机外移采用MY800型转载机快速推移装置，利用摩擦力、互为支点，迈步推移。、缩短胶带输送机作业：缩胶带输送机作业采

33、用运巷SDJ-20绞车牵引机尾架进行胶带缩短作业。缩短胶带输送机作业程序及要求： 1）、将胶带输送机开空后，闭锁胶带输送机开关。松开张紧绞车，取出胶带输送机H架，连接槽钢、上下托辊等。 2）、液压千斤顶支撑转载机机头部分。 3）、使用运巷缩皮带SDJ20绞车拖移胶带输送机机尾架至合适位置。 4）、张紧绞车张紧胶带，试运转。、切皮带作业： 1)、概述： 在采煤过程中，随着工作面的不断推进，胶带输送机不断缩短，储带仓皮带不断增加，当超过其储存容量时，就需进行切皮带作业。 2)、作业程序： 、接班后，皮带司机和外围联系好，打开机信号后，迅速将皮带开空。 、点动皮带输送机找一底皮带接口，使接口离运巷J

34、H8绞车出绳方向约50m处停止点动。 、利用自制卡皮带装置将底皮带卡好。 、皮带检修工启动液压泵，将皮带张紧装置缓缓松开。 、将皮带连接处拆开，利用JH8绞车配合15.5mm钢丝绳套将皮带拉出50m，并封锁皮带机开关。 、作业人员用刀将皮带切下50m，并用专用钉口机钉口。 、将两节皮带用小绳连接，启动皮带输送机并张紧皮带。 2、回采工作面禁区的规定： 、工作面机头、尾两三角区。 、采煤机滚筒前后5m。 、切眼煤壁。第四章 顶板控制管理与支架说明书第一节 工作面支架及支护说明 1、支架选型排头支架 FG6500/19/33 6组（排头三组、排尾三组）中间支架 ZFS6000/17/33 130组

35、根据相似工作面的矿压数据，直接顶初次垮落步距为814m，老顶初次垮落步距为2530m，周期来压步距为716m。回采期间采场最大压强547KN/m2。工作面支架最大控顶距和最小控顶距最大控顶距315614908003235769mm最小控顶距315614903234969mm5、工作面端头管理：工作面端头布置三组ZFG6500/19/33型支架，排头支架外帮采用DW35/31.5型单体液压支柱配合4300mm大板棚管理，并紧靠转载机里帮连续架设2.0m铰接顶梁顺巷抬棚加强支护。6、工作面端尾管理：工作面端尾布置三组ZFG6500/19/33型支架，排尾支架至巷帮出现宽约1.02.0m，长为7.5

36、8.3m的空顶无支护区。采用单体柱配合十字铰接顶梁管理。第二节 工作面顶板管理一、工作面风、运巷超前支护管理（一）、两巷超前支护：两巷超前支护采用DW35/31.5型单体液压支柱配合型钢(十字铰接顶梁)架棚形式，支护长度不少于20m。（二）、工作面两巷超前支护管理理论依据：运巷和风巷所采取的支护方式，一方面其支护强度加上原巷道支护形式在回采期间对巷道的残余强度必须大于巷道回采期间围岩对巷道的顶压，另一方面其可伸缩量必须满足巷道的预计变形量，才能确保巷道顶板的稳定。1、超前支护参数确定风、运巷皆为全锚网支护，棚距0.9m。巷道顶板每排打有5根高强度螺纹锚杆，同时巷道顶板中部每2.7m打设一根15

37、.247300mm钢绞线锚索。运巷支护强度和支护密度确定考虑超前510m范围内为应力叠加区，确定支护强度和密度为：超前距离切眼煤墙10m范围内单体柱棚距内（0.9m）打设三棵单体柱与一架型钢棚支护顶板；在超前距离切眼煤墙1020m范围内单位棚距内（0.9m）打设两颗单体柱液压支柱与一架型钢棚支护顶板。根据以往矿压实测巷道变形影响范围在1520m之间，超前支护长度至少动态保持20m。巷道超高地段应在单体柱下方下垫道木或300300300的方木墩，以保证型钢棚接顶效果。风巷支护强度和支护密度确定根据现场条件及支护经验，采用单体柱十字梁加铰接梁支护可满足支护要求。在单位棚距内（0.9m）打设三颗单体

38、柱与三根十字梁、一根铰接梁支护顶板，其长度根据以往类似地质条件矿压实测巷道变形影响范围在1520m之间，确定超前支护距离动态下保持20m。巷道超高地段应在单体柱下方下垫道木或300300300的方木墩，以保证十字梁和铰接梁接顶效果。二、工作面两巷超前支护管理（一）、超前棚架设作业：1、工作面运巷的超前加强支护采用锚栓梯子梁中间加套型钢棚支护，型钢棚为“一梁两柱”,棚梁规格为4.3m型钢，棚腿为DW35/31.5型单体液压支柱 ,棚腿靠巷道外帮,套棚范围为自煤壁起不少于20m的巷道长度。运巷超前煤壁6.0m回撤型钢棚进行架设4.3m大板棚作业。工作面风巷的超前加强支护采用十字铰接顶梁（两轴分别为

39、1.0m、0.8m）组成网状结构进行支护。铰接顶梁头头铰接。垂直巷道（短轴）布置三排，其中自煤墙帮数第二排为1m单梁。顺巷布置以1m为间距架设。单体柱棚腿打设在十字铰接顶梁十字处。2、两巷超前支护作业：由专职巷道超前维护工在检修时间完成，为生产做好准备工作。（1）、运巷套棚（型钢棚或大板棚）时，由三人协同作业。作业时，首先将棚梁两端用铁丝拴挂在顶网，并尽可能在巷中打单体柱将棚梁升起放正，然后分别打两帮的贴帮柱，最后将中间临时柱回掉。作业时，可借助转载机机身，作业时必须封锁转载机开关。（2）、风巷架设十字铰接顶梁时，由三人协同作业。架设十字铰接顶梁工艺：打十字铰接顶梁连十字铰接顶梁（连1m单梁）

40、打板销打设单体支柱A、选好十字铰接顶梁的位置，作业人员站在操作平台上，人工抬起十字铰接顶梁，与前面已架好十字梁连接，在十字铰接顶梁的十字处垂直顶底板打设单体液压支柱；B、连十字铰接顶梁（连1m单梁）、打板销：抬起十字铰接顶梁（1m单梁），将十字铰接顶梁（1m单梁）与已架好的十字铰接顶梁一端铰接好，并且贯好锥形销，然后在铰接处打一板销；C、打设液压单体支柱：平台下作业人员将单体支柱移至十字铰接顶梁下，将单体支柱升起，垂直顶底板打设支设牢固。D、按照超前支护需要，十字铰接顶梁连续铰接架设。E、最后形成垂直巷道两帮煤墙方向架设三节十字铰接顶梁和一节1m单梁，顺巷架设20m的网状支护。3、套棚要求：单

41、体柱要靠巷帮（或垂直打设在十字铰接顶梁十字处），打正打直，初撑力符合要求，三用阀方向和巷道方向一致，并用16铅丝将柱栓好，棚梁上方要平整，吃劲均匀，不得出现空顶，不吃劲现象，必要时使用道木、板皮、鞋板等将棚梁上方垫实。（二）、原始支护和型钢棚、十字铰接顶梁的回撤作业：1、两巷巷道里帮取网、锚杆作业：（1）、待采煤机割至机头、尾30m左右时，端头维护工用网剪将1m范围内巷道里帮金属网之间的铅丝提前绞断。（2）、采煤机距机尾10m时，必须缓慢牵引，速度控制在1mmin以内，用滚筒逐渐切割煤体至机尾3m处，停机，摘开滚筒离合器。（3）、采煤机后退5m，停机，闭锁前部输送机。将排头、尾架的防片帮打出逼

42、住煤墙。（4）、由于煤体受采煤机割煤振动，煤体变松软。端头维护工用长柄工具将网与铁锚杆、钢带拉出，并运至安全地点。若拽不出锚杆，则启动采煤机平拱锚杆，直至取出为止。待作业人员撤至安全地点后，方可再行割透机尾。（5）、作业人员取网及锚杆时，必须站在支护可靠的地点。取网必须用长柄工具拖网，严禁空顶作业。2、型钢棚（大板棚）的回撤作业：（1）、运巷的型钢棚回撤在排头架前回撤，超前煤壁56m进行，大板棚超前煤壁1m进行回撤。回棚作业：回棚时,由端头维护工4人协同作业。回撤时，两人站在转载机封顶板上抬住型钢棚梁（大板棚），一人扶住单体柱，一人用长柄工具使两端单体柱分别卸载，然后将单体柱、型钢棚梁回撤抬放

43、到指定地点。（2）、风巷的十字铰接顶梁（1m单梁）回撤在排尾架前回撤，超前煤壁1m进行。回棚作业：回铰接顶梁，由端尾维护工4人协同进行。回撤时，两人站在操作平台上抬住十字梁未铰接一端，一人扶住单体柱，一人用长柄工具使梁下单体柱卸载、回撤；操作平台上两人一人肩抗十字梁，一人打开锥形销，两人配合将十字铰接顶梁抬放到指定地点。第三节 上、下端头及安全出口顶板管理1、排头、尾支架外帮空档的管理：工作面排头、尾支架外帮留有约2.03.0m的空档，排头支架外帮空档采用4300mm大板棚管理，并紧靠转载机里帮架设2.0m铰接顶梁顺巷抬棚加强支护。（运巷超前支护超前煤壁6.0m套架大板棚）。排尾支架外帮空档采

44、用十字铰接顶梁管理，十字铰接顶梁梁端距离支架顶梁和巷道外帮距离不得超过0.8m。当排尾支架外帮空档超过1.6m、低于2.0m时，采用两排十字梁支护顶板；当排尾支架外帮超过2.4m时，采用三排十字梁支护顶板。空档支护管理在推进到超过后部输送机机头、尾1.0m时回撤（排头、尾支架外帮空档的支护回撤以能够满足后部输送机、转载机机尾轴检修为准），空档支护管理由端头维护工进行作业，保证巷道支护的连续性。2、 端头管理及安全出口要求：1）、为维护后部刮板输送机电机、减速机，要求在机头、尾三组排头支架上铺金属网，金属网规格为1.0m8.0m，顺长沿工作面上网，要求金属网对缝搭接，扣扣相联。随着工作面的推进，

45、连续铺设。2）、排头支架外帮支护与巷道超前支护之间不得出现空顶现象。3）、排头(尾)安全出口高度不低于1.8m，宽度不少于0.7m。4）、排头、尾支架外帮空档的支护回撤以能够满足后部输送机、转载机机尾轴检修为准。5）、工作面两端头及三角区支护必须保证足够的支护密度，确保支护齐全、有效。（附图6：工作面两巷超前支护平面示意图）第四节 工作面特殊情况下的顶板管理（一）、工作面初次来压和周期来压期间顶板管理：根据公司生产技术部提供的资料预计：本工作面老顶初次来压步距在3045m范围内，周期来压步距在1520m范围内。1、初次来压和周期来压期间的顶板管理：A、在初次来压和周期来压期间，工作面采直采平；B、支架必须达到初撑力要求，确保接顶严密，及时移架减少空顶时间和空顶距离；C、加强工作面两巷超前维护及安全出口20m范围内的顶板管理，特别是距工作面10m范围内的顶板管理，必要时增加支护密度。D、泵站压力达到30MPa，环保节能型乳化液浓度达到2%2.5%，乳化液实现自动配比，并现场检测。E、严格执行顶板管理要求中的有关规定。2、当工作面推进至7.5m后，顶板仍未垮落，则必须及时采取措施，进行人工放顶。3、初采期间成立顶板管理领导组。公司领导组：组 长：生产副总