目錄

第一章概況................................................3

第一節(jié)編寫依據(jù)及附圖......................................................3

第二節(jié)工作面位置及井上下關系.............................................3

第三節(jié)煤層.............................................................4

第四節(jié)地質構造...........................................................5

第五節(jié)水文地質及水害評價................................................5

第六節(jié)煤柱的計算與留設..................................................6

第七節(jié)放頂煤可行性分析..................................................7

第八節(jié)儲量及服務年限......................................................8

第二章采煤方法................................................10

第一節(jié)巷道布置............................................................10

第二節(jié)采煤工藝...........................................................10

第三節(jié)設備配備...........................................................17

第三章頂板控制..................................................24

第一節(jié)支護設計...........................................................24

第二節(jié)工作面頂板控制....................................................27

第三節(jié)礦壓防治...........................................................29

第四章生產系統(tǒng)...............................................37

第一節(jié)運輸............................................................37

第二節(jié)一通三防...........................................................38

第三節(jié)安全監(jiān)控系統(tǒng).......................................................63

第四節(jié)供水施救系統(tǒng)........................................................66

第五節(jié)壓風自救系統(tǒng)........................................................67

1

第六節(jié)人員定位系統(tǒng)........................................................68

第七節(jié)通訊聯(lián)絡系統(tǒng)........................................................68

第八節(jié)井下緊急避險系統(tǒng)....................................................69

第九節(jié)排水............................................................69

第十節(jié)供電............................................................70

第十一節(jié)照明系統(tǒng).........................................................88

第五章勞動組織及主要技術經濟指標.............................88

第一節(jié)勞動組織..........................................................88

第六章煤質管理...............................................90

第一節(jié)煤的性質..........................................................90

第二節(jié)煤質指標和管理....................................................91

第三節(jié)除鐵器的使用和管理................................................91

第四節(jié)提高煤質的技術措施................................................91

第七章安全技術措施...........................................97

第一節(jié)一般規(guī)定..........................................................97

第二節(jié)“一通三防”與安全監(jiān)控............................................98

第三節(jié)頂板...........................................................110

第四節(jié)超前預爆破........................................................157

第五節(jié)防治水............................................................178

第六節(jié)機電...........................................................179

第七節(jié)運輸...........................................................220

第八章災害應急措施及避災路線................................239

第一節(jié)避災方法..........................................................239

第九章補充措施.................................................241

2

第一章概況

第一節(jié)編寫依據(jù)及附圖

一.設計依據(jù)

1.《煤礦安全規(guī)程》（2012年）。

2.+600水平43#煤層東翼工作面回采地質說明書。

3.煤礦機械設備操作規(guī)程。

4.瓦斯等級鑒定報告（2012年）。

5.煤安監(jiān)函[2007]41號文件。

6.神新發(fā)[2011]262號文件。

7.《+600水平43#煤層綜采工作面恢復生產組織方案及安全技術措施》

二.附圖

1.工作面頂板管理示意圖

2.工作面設備布置圖

3.工作面運輸系統(tǒng)圖

4.工作面通風系統(tǒng)圖示意圖

5.工作面排水系統(tǒng)示意圖

6.工作面安全監(jiān)控示意圖

7.工作面供電系統(tǒng)圖

8.工作面壓風自救系統(tǒng)示意圖

9.工作面通信系統(tǒng)、人員定位示意圖

10.工作面避災路線示意圖

第二節(jié)工作面位置及井上下關系

一、工作面概況

+600水平43#煤層東翼綜采工作面位于副井以東，設計走向長度2927米，

回采走向長度為2740m,停采線位于243m,設計階段高度20米，實際平均段高

16米，工作面平均寬度40m。工作面配備液壓支架20架（其中本架18副，端

頭架1組（2架）、過渡架2副）。工作面上部采空區(qū)已進行處理，不存在懸

頂現(xiàn)象上部777m至2176m,對應地表大洪溝公路保護煤柱露天解壓坑，

3

2597m-2927m對應地表原鐵廠溝井筒保護煤柱解壓坑；東部為鐵廠溝河保護煤

柱，西部為+600水平43#煤層西翼采空區(qū)，南部為43#煤層頂板，北部為43#

煤層底板和+600水平45#煤層東翼采空區(qū)。地表為荒山丘陵，無公路、河流及

建筑設施。

+600水平43#煤層東翼綜采工作面推進49米時，發(fā)現(xiàn)6#液壓支架架頂出

現(xiàn)明火，于2013年10月25日封閉，密閉位置在2380m處(以副井東幫為基準)

工作面封閉后，礦采取了綜合防滅火措施，采用井下密閉內注氮、聯(lián)合地面向

井下打孔灌注黃土復合膠體、液氮及注水。通過連續(xù)采樣分析表明目前工作面

氣體成分及密閉內外壓差較穩(wěn)定。2015年3月4日進行探險，經偵察后，目前

工作面狀況良好，在工作面2852米位置實施壓縮密閉，目標各項指標條件滿足

恢復工作面生產。

二、工作面位置及井上下關系

工作面位置：工作面位于副井以東2927米

工作面東部：為鐵廠溝河。

工作面南部：為43#煤層頂板。

工作面西部：為+600水平43#煤層西翼采空區(qū)

工作面北部：為+600水平45#煤層采空區(qū)。

工作面上部：為+620水平東冀43#煤層東翼采空區(qū)。

第三節(jié)煤層

工作面煤層情況見表1

表1煤層情況表

煤層傾角41?46

煤層厚度/m40煤層結構較復雜

/(°)

開采煤層43#煤種弱粘煤穩(wěn)定程度較穩(wěn)定

42-43#煤層復合煤層，含42#、43-1、43-2#、43-3#四層煤，走向大致為248°,

傾向158°,傾角41—46°,走向上在局部有0—5°的變化。煤層結構較復雜，

煤層情況描述含有3層水平厚度在2米以上的夾砰，夾砰厚度不穩(wěn)定，42#與43-1#煤層之間的

夾砰越往西越厚，而437#與43-2#煤層之間的夾砰往西逐漸變薄，夾砰巖性為

粉砂巖、泥質粉砂巖及炭質泥巖互層。

4

工作面煤層頂、底板情況見表2

表2煤層頂?shù)装迩闆r表

頂?shù)装迕Q巖石名稱厚度(m)巖性特征

老頂粉砂巖灰色，塊狀、節(jié)理較發(fā)育，泥鈣質膠結

直接頂粉砂巖10深灰色，塊狀，層理節(jié)理發(fā)育，泥鈣質膠結

偽頂炭質泥巖0.2-1黑色、灰黑色，薄層狀，易破碎

粉砂巖及泥質粉

直接底2.5-3灰色、灰白，層理節(jié)理發(fā)育，泥鈣質膠結

砂巖

第四節(jié)地質構造

根據(jù)揭露的煤層情況及現(xiàn)有地質勘探報告資料顯示：工作面地質構造較簡

單，無大的斷層及褶曲；煤層大致走向為247°,在局部有0—5°的波狀變化。

靠近煤層頂、底板的基巖層理、節(jié)理較發(fā)育，易破碎垮落，且煤層中局部有破

碎帶存在。

第五節(jié)水文地質及水害評價

+600水平43#煤層工作面順煤層走向布置，煤層及頂板基巖均為弱含水層,

巷道內涌水來自于基巖裂隙水，圍巖的裂隙發(fā)育程度及巷道深度影響涌水量大

小，預計工作面正常涌水量為3-8m3/h左右。

工作面由東向西回采，回采工作面上部為+620水平43#煤層采空區(qū)及原鐵

廠溝煤礦井底車場，以東為曙光村小煤窯45#、43#煤層采空區(qū)，小煤窯開采情

況不詳，為防止回采過程中發(fā)生突水、潰漿事故，必須對+620水平采空區(qū)、原

鐵廠溝煤礦井底車場、曙光村小煤窯采空區(qū)進行探放水，探放水設計已編制完

成，目前正在進行探放水；完成探放水工作并確保安全后，方可進行回采。

5

23勘探線42-43#煤層柱狀圖

層

柱狀層厚巖石名稱傾角巖性描述

m

????灰色..深灰色，塊狀，節(jié)理發(fā)

1????粉砂巖45°

■■■,育，泥鈣質膠結

黑色，暗煤夾平殼煤，線理狀結

25.1煤

42#45”構，貝殼狀斷口，夾有薄層泥巖

31.4泥巖45°深灰色，塊狀，含植物化石及煤封

4/1.Y粉砂巖45。暗灰色，決狀，節(jié)埋、裂隙較發(fā)肯

黑色，半克煤，上部塊狀、條帶

56.843-1#煤45°狀結構，參差狀、階梯狀斷口；

下部碎塊及粉末狀

落

尼灰黑色，塊狀，與炭質泥巖互

64.6巖

45°層，火煤

■■■■

????

7????2.5粉妙巖42)0深灰色，塊狀，

黑色，暗煤，條帶狀結構，夫半

煤。

85.243-2#45暗煤

9—1.8泥巖45?；疑?，灰褐色，夾薄煤

104.743-3#煤45°米色.塊狀.條帶狀結構

????

????

????灰色、深灰色，含踵層細粉巖，

11粉砂巖45°

9999節(jié)理發(fā)育，鈣質膠結

????

????

第六節(jié)煤柱的計算與留設

根據(jù)井筒保護煤柱寬度來確定停采線位置，井筒保護煤柱寬度187米，回

撤通道、吊裝碉室和工作面回采完畢砌筑密閉都施工在井筒保護柱內。停采線

煤柱長度為187米。（啟封后根據(jù)《+600水平43#煤層東翼綜采工作面恢復生

產方案及安全技術措施》要求我綜采三隊在啟封后進行快速推進。在快速推進

6

189米區(qū)域期間嚴禁架后放煤，加快推進度每天不小于9刀/日，在工作面推進

2878-2689米（注：2689米處正上方為+620水平43#煤層東翼開切巷）范圍內

不得放煤，有條件情況下直接拉后溜前進，按照計劃快速推進189米。

第七節(jié)放頂煤可行性分析

1.煤層賦存狀態(tài)與構造：

43#煤層總的走向為N67。，在局部呈波浪狀變化，變化在0—5°之間，傾

向158°,傾角42-46°；煤層厚度較穩(wěn)定；煤層結構較簡單，夾肝厚度不穩(wěn)

定，砰石厚度多在1米以下，夾肝巖性為粉砂巖、泥質粉砂巖及炭質泥巖。

2.煤層厚度、煤層傾角：

煤層厚度變化較大，呈東厚西薄趨勢，在東部水平厚度達46米，向西逐漸

變薄，最薄處水平厚度為30米；煤層傾角43°-47°o

3.直接頂?shù)膸r性和厚度：

直接頂主要為粉砂巖，厚度3?5米。巖性特征：灰色，深灰色，含薄層細

砂巖，層理節(jié)理發(fā)育，泥鈣質膠結。

4.煤層的物理機械性質和結構：

43#煤層顏色為黑色，有瀝青、油脂及弱玻璃光澤，煤易碎，破碎后呈粉末

狀；煤巖類型以光亮型、半光亮型為主，半暗型次之；煤巖特征方面一般凝膠

化組分含量為1.2,無機質含量為7.0o

5.煤層底板的巖性：

煤層底板主要為炭質泥巖。巖性特征：灰黑、灰褐色，薄層狀，泥質膠結。

6.瓦斯、自燃發(fā)火、煤塵爆炸指數(shù)等對放頂煤的影響：

通過2012年瓦斯等級鑒定得出礦井北采區(qū)最大相對瓦斯涌出量為4.96m3

/t,最大絕對瓦斯涌出量為19.32n?/min；最大相對二氧化碳涌出量為7.40m

3/t,最大絕對二氧化碳涌出量為28.84mVmin0依據(jù)煤層自燃傾性鑒定報告

43#煤層易發(fā)火，自燃傾向為二級，發(fā)火期為3—6個月，屬易自燃煤層；根據(jù)

煤塵爆炸危險性測定，煤塵具有爆炸危險性，爆炸指數(shù)為38.4虬

通過以上數(shù)據(jù)顯示，工作面必須加強綜采工作面安全管理，杜絕各類事故

的發(fā)生。

7

第八節(jié)儲量及服務年限

一.工作面參數(shù)：

工作面走向長度：工作面走向長度2927米。工作面平均寬度40米。該工

作面為第三分層開采，實際平均階段高度為16米，停采線位置距離副井東幫為

243米，工作面設計回采長度為2740米。由于啟封時進行快速推進留煤柱189

米

二.開采技術條件及煤層賦存特征：

根據(jù)國家關于煤炭安全生產的方針政策和對礦井采煤機械化程度的要求，

集團公司整體裝備水平，各礦采煤實踐經驗，結合我礦43#煤層賦存條件，+600

水平43#煤層東翼綜采工作面適合采用水平分層綜采放頂煤采煤方法進行原煤

回米。

三.地質儲量情況：

工作面處于+600水平，上部為+620水平43#煤層東翼采空區(qū)，地質儲量按

平均段高16米，走向長度2927米計算。

四.地質儲量計算：

地質儲量:工作面走向長度X平均煤層水平厚度X采高X容重

地質儲量計算詳細見下表。

+600水平43#煤層東翼綜采工作面儲量計算表

起點寬

區(qū)段長末端寬平均寬地質儲量

序號區(qū)段度

度/m度/m度/m/萬t

/m

10一1951953637.736.8518.11

2195—10748793739.538.2579.14

31074—2241116739.54039.7591.28

42241—292768540444246.92

小計2927235.54

五.開采損失量計算

保護煤柱損失：保護煤柱長度X煤層水平厚度X采高X容重X100%

=(187+189)X40X16X1.26X100%=30.32萬噸

機采損失：工作面走向長度X工作面煤層傾向寬度X工作面采高X容重義

機割丟失率

8

機采損失計算詳細見下表。其中：機割丟失率，取5虬

+600水平43#煤層東翼綜采工作面機采損失計算表

起點寬

區(qū)段長末端寬平均寬度機采損失

序號區(qū)段度

度/m度/m/m/萬t

/m

10—187187363736.5

2187一10748873739.538.250.64

31074—2241116739.54039.750.88

42241一29276854044420.55

6小計29272.06

放頂煤損失：煤層傾向寬度X巷道走向長度X放頂高度X容重X放頂煤損

失率

放頂煤損失計算詳細見下表。其中，放頂損失率取20%

+600水平43#煤層東翼綜采工作面放頂煤損失計算表

起點寬

區(qū)段長末端寬平均寬放頂煤損失

序號區(qū)段度

度/m度/m度/m/萬t

/m

10—187187363736.5

2187—10748873739.538.2514.75

31074—2241116739.54039.7516.22

4224129276854044427.91

5小計292738.89

開切巷損失：煤層水平厚度X開切巷走向長度X放頂高度X容重

=40X9X13X1.26X0.0001=0.590萬噸

六.工作面可采出量:

工作面可采出量=工作面儲量一機采損失一開切巷損失一放頂煤損失一保

護煤柱

工作面可采儲量計算詳細見下表。

+600水平43#煤層東翼綜采口匚作面可采儲量t-卜算表

地質儲機采損

放頂煤損失開切巷損失保護煤柱損失

量失可采儲量/萬t

/萬t/萬t/萬t

/萬t/萬t

238.262.1038.890.59030.32162.31

七.瓦斯、自燃發(fā)火、煤塵爆炸指數(shù)等對放頂煤的影響：

根據(jù)2014年對礦井、采區(qū)、工作面瓦斯涌出量結果，礦井為高瓦斯礦井。

其中，礦井瓦斯相對涌出量為4.瓦斯絕對涌出量為34.17m：7min,二氧

化碳相對涌出量為6.55n?/t,二氧化碳絕對涌出量為54.32m7min；采煤工作面

9

最大瓦斯絕對涌出量為5.05m7mino

根據(jù)煤塵爆炸危險性測定，煤塵具有爆炸危險性，爆炸指數(shù)為38.4吼（通

風計算所用數(shù)據(jù)為抽放后）

通過以上數(shù)據(jù)顯示，工作面必須加強綜采工作面安全管理，杜絕各類事故

的發(fā)生。

第二章采煤方法

第一節(jié)巷道布置

南巷：巷道為拱形巷道，巷道規(guī)格：凈寬*凈高：4.8*3.2m；巷道采用錨網(wǎng)、

鋼帶和錨索聯(lián)合支護。

北巷：巷道斷面為拱形巷道，巷道規(guī)格：凈寬*凈高：4.4*3.2m；巷道采用

錨網(wǎng)、鋼帶和錨索聯(lián)合支護。

開切巷：巷道斷面為矩形，巷道規(guī)格：凈寬9米，凈高3米；巷道采用錨

網(wǎng)、鋼帶、錨索和單體點柱聯(lián)合支護。

吊裝洞室：巷道斷面為梯形，巷道規(guī)格：上凈寬3.03米，下凈寬4.3米，

凈高3.5米；采用錨網(wǎng)、錨桿、金屬棚子聯(lián)合支護。

聯(lián)絡巷：巷道斷面為拱形，巷道規(guī)格：凈寬4.5米，凈高3米；采用錨網(wǎng)

和鋼帶聯(lián)合支護。

第二節(jié)采煤工藝

一、確定采放高度

工作面采煤方法的確定：根據(jù)國家關于煤炭安全生產的方針政策和對礦井

采煤機械化程度的要求；以及集團公司整體裝備水平，各礦采煤實踐經驗，結

合我礦的實際情況確定，+600水平43#煤層東翼采煤工作面采用水平分層綜采

放頂煤采煤方法。為嚴格貫徹煤礦安全規(guī)程第六十八條規(guī)定,在初放完成后,工

作面采取超前預爆破工藝對頂煤進行松動預裂。（工作面啟封后2878-2689米

段只進刀不放煤，說明詳見《+600水平43#煤層綜采工作面恢復生產組織方案

及安全技術措施》）

1.采放高度

10

本工作面分層平均高度為16米，機采3.0米，放頂煤13米，采放比1：

4.3o

2.放煤步距：1.6米

采煤機截深0.8米，放煤步距1.6米，工作面日推進8米。

二、落煤方式

1.采用MG300/355NWD型短臂銷軌式電牽引采煤機割煤，采高3.0米。

2.頂煤采用超前預爆破松動自然垮落法落煤。

三、裝運方式

采煤機割下的煤利用采煤機滾筒螺旋葉片自行裝煤，兩端頭人工輔助裝煤,

并由前部刮板輸送機運至轉載機上；放頂煤通過操作支架尾梁和尾插板的擺動、

伸縮、低位放煤至后部刮板輸送機，并由后部刮板輸送機運至轉載機上運出。

四、回采工藝

1.工作面工藝流程：

1.1確定回采工藝

根據(jù)工作面實際情況，回采工藝流程如下：

工作面回采工藝順序為：推移前部輸送機機尾或機頭一斜切進刀一推前溜

一割煤、裝煤、運煤一拉后溜一移架一放頂煤（在滿5刀即4米后）一在距工

作面煤壁30米起爆一排超前松動爆破孔。

1.2工藝說明

（1）推移前部刮板機：進刀前將采煤機行到前部刮板輸送機機尾或機頭處,

然后以先機頭后機尾或以先機尾后機頭的順序向前推移前部刮板運輸機，推移

步距0.8米，推移刮板機后將前溜與支架間的浮煤和雜物清理干凈。

1）技術要求：

①必須依次順序推刮板輸送機，不準任意分段或相向推刮板輸送機，推刮

板輸送機水平彎曲度不大于1°,垂直彎曲度不大于3\

②嚴禁將刮板輸送機推成急彎，推刮板輸送機要求刮板輸送機平、直、穩(wěn)。

③推刮板輸送機應在前部刮板輸送機運轉時進行，應有兩人以上協(xié)同作業(yè),

確保推刮板輸送機工作順利進行。

（2）斜切進刀：采用機頭斜切進刀，雙向割煤往返一次進一刀（如有特殊

情況可根據(jù)現(xiàn)場實際情況調整進刀方式）。操作過程為：

11

①進刀前先將預割段(0.8m)處的進回風巷道支護錨網(wǎng)提前進行剪網(wǎng)并回

收至進風巷指定位置；對預割段的錨桿進行回收、拉直碼放到進風巷回收點。

②推移前溜機頭和中部，創(chuàng)造采煤機從南部斜切進刀的線路。

③采煤機從南部沿輸送機彎曲段斜切進刀，直至采煤機滾筒全部切入煤壁。

④推移前溜機尾和中部，移直輸送機；采煤機反向割煤至前溜機尾，搖臂

上升至頂?shù)段恢?，向機頭方向推進割頂?shù)?割到機頭位置停。

⑤將采煤機滾筒反向搖至底刀位置，開動采煤機，從刮板機頭向機尾割底

刀；恢復到初始狀態(tài)。

/〃〃〃〃〃///,V///////////AV////////////,V///////////A

進刀示意圖

⑥采煤機在前部刮板機尾進入割頂?shù)?，向機頭方向推進，割到機頭位置停，

將采煤機滾筒反向搖至底刀位置,開動采煤機,從刮板機頭向機尾割底刀，工作

面裝煤主要靠采煤機滾筒上的螺旋葉片，把大部分碎落的煤裝入刮板輸送機，

并利用刮板輸送機鏟煤板，將余留的浮煤推擠到溜槽中，工作面兩端頭的煤采

取人工裝煤。

(3)割煤、裝煤、運煤

工作面采用斜切進刀的方式，利用采煤機滾筒螺旋葉自行裝煤。機頭機尾

由人工輔助裝煤。每次進刀都要求割滿刀0.8米。采煤機截割下來的松散煤體

及人工放頂煤利用工作面前后部刮板輸送機運至橋式轉載機，再由橋式轉載機

經破碎機破碎后運至順槽內可伸縮膠帶運輸機運出工作面。

技術要求：

①工作面采高必須嚴格控制在3000±100mm,頂?shù)装灞仨毱秸?，煤壁齊直，

頂?shù)装宀坏贸霈F(xiàn)弧頂弧底臺階。

②工作面每次割刀必須割滿刀，確保產量、工作面刮板輸送機與橋式轉載

12

機搭接及煤質符合要求。

③煤機運行過程中，必須有一人操作，一人監(jiān)護，司機要密切注意煤機工

作情況，如發(fā)現(xiàn)前方發(fā)生片幫、冒頂、電纜憋勁、出槽或其他事故時，應緊急

停機，采取措施處理。

(4)移架

液壓支架在采煤機割頂?shù)稌r，滯后采煤機3米，按順序移架，步距0.8米,

移架操作由兩名工人配合進行，前架移架工操作推刮板輸送機千斤頂住前部刮

板輸送機，本架操作前后立柱操作手把，使支架下降10-15cm,然后操作推移

千斤，拉架前移，達到移架步距后，升起前后立柱達到初撐力要求，若遇到破

碎頂板時，必須停機移架，以控制頂板，頂?shù)陡钔旰?，開始反向割底刀，移架

工作即告完成。完成推前部刮板輸送機工作后，即可拉后部刮板輸送機。推移

前后刮板輸送機時要把底部浮煤和雜物徹底清理干凈。

技術要求：

①移架操作時，移架工應站在支架前后立柱間的安全地點(踏板)面向煤

壁操作，禁止腳蹬在立柱之間移架，以免擠傷，移架時，禁止人員通過移架區(qū)。

②移架前，必須全面檢查支架的液壓系統(tǒng)，嚴禁帶病運行。

③移架前及時整理好架間液壓管路、電纜、以防擠壞。移架后及時清理架

間浮煤，在清理機頭機尾浮煤時，應先進行敲幫問頂，并有人監(jiān)護進行。

④移架中如發(fā)生嚴重的片幫、冒頂時，必須及時支護，避免再次片幫和冒

頂及以外事故發(fā)生，在控頂后再進行移架。

⑤移架過程中，認真觀察推移千斤運行狀態(tài)，防止損傷千斤十字頭，發(fā)現(xiàn)

支架前進困難時，嚴禁強行操作，必須及時找出原因，用合理有效辦法處理完

畢后，方可繼續(xù)操作。

(5)推前部刮板輸送機

采煤機割底刀時，進行工作面推移前部刮板輸送機，推移順序是從機頭向

機尾推前部刮板輸送機，推刮板輸送機步距控制在0.8米，推前部刮板輸送機

工作滯后采煤機5-6米。

技術要求：

①必須依次順序推刮板輸送機，不準任意分段或相向推刮板輸送機，推刮

板輸送機水平彎曲度不大于1°，垂直彎曲度不大于3°。

②嚴禁將刮板輸送機推成急彎，推刮板輸送機要求刮板輸送機平、直、穩(wěn)。

13

③推刮板輸送機應在前部刮板輸送機運轉時進行，應有兩人以上協(xié)同作業(yè),

確保推刮板輸送機工作順利進行。

（6）拉后部刮板輸送機

采煤機割完第一刀后，進行拉后部刮板輸送機作業(yè)，割第二刀時，拉后部

刮板輸送機工作應在放完頂煤后進行，拉移步距0.8米。

技術要求：

①拉后部刮板輸送機必須按順序進行，其彎曲長度不小于15米。

②拉后部刮板輸送機前必須將架間浮煤清理干凈，確保拉移到位，減少拉

移阻力，保證刮板輸送機平直。

（7）放頂煤

采煤機進兩刀，方可開始放頂煤工作，放煤方法采用由底板向頂板方向多

輪間隔式順序放煤，即先放……8、6、4號支架，后放……7、5、3號支架頂煤

（后期工作面支架并完后調整放煤順序）。反復多次放煤，每次放煤量不宜過

大，時間不宜超過5分鐘，見肝停止放煤。工作面支架后方不得放空，必須留

有5米墊層，以防頂板突然冒落，采空區(qū)內大量有毒有害氣體被壓入工作面。

技術要求：

①嚴格執(zhí)行放煤十六字方針：均勻放煤，由底至頂，大塊破碎，見肝關門。

②嚴格控制放煤時間，嚴禁超量放煤，班前應預估放煤量。

③北端頭頂煤必須放炮松動，端頭旁的支架盡量不放煤，在周期來壓時，

禁止在端頭放煤。

④放煤結束后，插板必須及時伸出，操作把手必須返回零位。

五、頂煤超前松動預爆破

根據(jù)《煤礦安全規(guī)程》規(guī)定：嚴禁在工作面內采用炸藥爆破方法處理頂煤、

頂板及卡在放煤口的大塊煤（砰）。為了保證綜采工作面爆破作業(yè)符合《煤礦

安全規(guī)程》規(guī)定，根據(jù)43#煤層賦存條件、爆破參數(shù)的研究和從炮孔四周等同

抵抗線考慮，綜采工作面需要實施超前預爆破工作，以保證工作面頂煤能隨著

綜采工作面的推進及時垮落。

1.頂煤超前預爆破爆破工藝：

對現(xiàn)場施工預裂眼進行測設~加強預裂眼段支護（同時對施工預裂眼設備

進行檢查）一施工超前預裂眼（同時地面下放乳膠基質至工作面）一檢查裝藥

機一驗孔f準備輸藥管路f制作起爆藥包一準備炮泥一固定逆止器一注藥一封

14

孔f清洗輸藥管f標準化工作f回收乳劑基質箱f炮眼參數(shù)寫實f爆破。

2.實施方案：

超前預爆破炮孔采用扇形布孔，采用ZDY-1000型液壓鉆和KHYD40型巖石

電鉆在軌道巷向煤層頂板方向布孔。炮孔施工在工作面軌道巷實施，每排布置

7個炮孔，孔徑D=ll0nlm，眼排距4m。（快速推進期間超前預爆破設計及安全技

術措施詳見《+600水平43#煤層東翼綜采工作面恢復生產方案及安全技術措

施》）

+620講

工作面爆破孔參數(shù)表

裝藥深度

炮孔深度裝藥重封孔深度

炮孔媼號炮孔角度度雷管消耗

（米）（）（米）

（米）kg

1#向南20°25.816.1169.17.72

2#向南28°21.214.1148.16.42

3#向南36°16.611115.55.02

4#向南51°12.78.488.23.82

5#向南75°10.16.770.43.02

6#向北74°10.26.871.43.12

7#向北50°12.88.589.33.82

稔計751.814

3.炸藥選用：炮眼采用乳膠基質炸藥，雷管選用：1段毫秒延時雷管

乳膠基質材料性能

名稱單位數(shù)量

密度g/cm50.95^1.2

爆速（650mm）m/s3800^4500

猛度mm215

15

傳爆長度由25mm三1.5m

630mmN3m

640mm26nl

650mmN10m

4.裝藥方式和結構：采用BCJ-5型裝藥機正向裝藥，每個炮孔裝4

發(fā)雷管，使用BQF-100封孔器封孔，封孔材料選用馬麗散和黃土。引藥雷管線

采用并聯(lián)方式連接。

裝藥結構圖

裝藥及殿結構圖

裝藥段引藥及逆止器眄觥封泥段z

雷管

5.爆破方式：爆破網(wǎng)絡采用串并聯(lián)方式，引藥雷管線采用并聯(lián)方式連接,

母線采用串聯(lián)方式連接。一次性起爆。起爆范圍距工作面不小于30米。

6.頂煤超前預爆破主要設備配備：放炮器、炮線。

序號名稱型號單位數(shù)量備注

1裝藥機BCJ-5臺1

2液壓鉆機ZDY-1000臺1

3逆止器個3單孔

4活動扳手把2

5封孔器BQF-100臺1單孔

6馬麗散封孔袋個2單孔

7鉆桿<550*1000mm根100

8鉆頭①110mm個2

六、生產檢修

每班必須進行設備巡檢,每天早班必須保證4個小時的設備強制檢修時間,

檢修班必須對設備進行全面檢查、維護保養(yǎng),保證綜采設備完好。

16

第三節(jié)設備配備

一、支護設計與頂板管理：

工作面現(xiàn)在安裝18副ZFY10000/22/40D型液壓支架、2副ZFG10000/25/38D

型過渡支架和1組（2架）ZCH18000/23/38D端頭架支護頂板，（工作面初始共

23副基本架，由于工作面自東向西逐漸變短在2603米，及2433米處共減架5

副）采用全部垮落法管理頂板。工作面南巷超前支護由端頭支架和20米單排單

體聯(lián)合支護。北巷采用20米雙排DW31.5型單體支柱和“一”字錢接梁順巷道

走向支護，柱距1m,排距北、南巷1m。單體工作阻力不得小于90KN。南北巷

采用錨網(wǎng)、鋼帶和錨索聯(lián)合支護的方式進行頂板管理。

（附圖：+600水平43#煤層綜采東翼綜采放頂煤工作面頂板管理示意圖1）

二、工作面設備總體配套：

1.概述：

綜放成套設備主要由采煤機、液壓支架、刮板輸送機、轉載機、破碎機及

帶式輸送機等組成，這些設備不是孤立的“單機”，而是結構上需要相互配合、

功能上需要相互協(xié)調的有機整體，具有較強的配套要求和較高的可靠性要求。

組成綜放成套設備的每一種機械設備，都有嚴格限定的適用條件，選型不當會

導致設備不配套、生產效率低、經濟效益差。因此，設備的正確選型設計是充

分發(fā)揮其效能，實現(xiàn)綜放工作面高產高效、經濟安全運行的前提。

2.選型設計的原則：

綜放工作面設備選型必須遵循一定的原則，以作為設計和決策的準繩，保

證實現(xiàn)工作面的高產高效及安全經濟運行。

這些原則是：

⑴能適應工作面的地質條件。

⑵能滿足工作面生產能力的需要。

⑶設備的主要技術參數(shù)相互匹配。

⑷設備結構性能相互匹配。

⑸綜放設備的選型設計應與礦井原有運輸、通風等系統(tǒng)相適應。

⑹前后部刮板輸送機的能力應相互匹配。

3.工作面生產能力：

綜放工作面的生產能力，不僅受綜放設備的約束，而且受煤層賦存條件、

17

生產管理水平的影響，因而工作面生產能力必須考慮生產過程中諸多影響因素,

才是工作面可靠的生產能力。

(1)每天割煤刀數(shù)的計算

每天割煤刀數(shù)N

N=T/T1

式中T--每天生產時間,T=1200分鐘

Tl--每割一刀煤所用的總時間

T1=Tg+Tf+Tk+Ts+Td+Th+Tz

Tg-—每割一刀煤純割煤一般取時間8分鐘

Tf-—放頂時間，一般取Tf=25分鐘

Tk-—空刀清煤時間，一般取Tk=5分鐘

Ts--采煤機間歇時間，一般取Ts=8分鐘

Td—一端頭支護時間及處理煤層夾肝時間根據(jù)礦井實際取Td=14分鐘

Th-一拉移后溜時間，一般Th=15分鐘

Tz--故障影響時間，每刀按Tz=5分鐘計

則Tl=120分鐘/刀

經計算10刀

(2)工作面的日產量

工作面的日產量Qd=煤層水平長度X日推進X采高X容重X工作面X

回采率=40X8X16X1.26義75%=4838.4噸

(3)工作面年產量

工作面年產量Qa=Qd*12*26=124.868萬t

工作面月產量=124.868-12%10.4萬t

工作面務年限=179.46+10.4=17.2(月)

4.主要設備的選型設計：

(1)采煤機的選型：

采煤機平均割煤速度是反映工作面生產狀況的主要參數(shù)，因此，可以將采

煤機平均割煤速度作為工作面設備能力選型計算的基本參數(shù)。采煤機的平均割

煤能力可根據(jù)工作面生產能力要求確定。

18

我礦擬采用MG300/355NWD型電牽引采煤機。

采煤機生產率：

采煤機理論生產率

Q=60BHVY=60*0.8*3*8.7*1.26=1578.528t/h

式中B--采煤機截深，取B=0.8m

H—工作面采高，取H=3m

v—-采煤機最大牽引速度，v=17米/分，但截割速度一般不超過6米

/分

T--煤體容量，T=1.26t/m3

采煤機技術生產率

考慮循環(huán)圖表而進行的輔助工作，如更換截齒、開口銷、檢查設備和排除

故障所花的時間后的生產率。

Q=Qtkl=1578.528*0.7=1108.96t/h

其中:kl=0.5-0.7

采煤機實際生產率：

Qm=Qk/2=1578.528*0.7/2=552.48t/h

滾筒直徑：

D>1/2H=1.5

采煤機滾筒直徑選取2m,滿足要求。

采煤機臥底量700mm。保證與前部輸送機頭、機尾過度抬高段匹配。

由于該采煤機截割煤壁時分兩次采完，因此前溜運輸量為543.7t/h?

采煤機參數(shù)如下：

適應工作面傾角：小于16°

滾筒直徑：2000mm

機身高度：1696mm

截深：800mm

截割高度：2.5?3.2m

最大牽引力：300KN

牽引速度:0-10m-17m/s

電機功率：355KW

適應電壓：660/1140V

19

調速方式：交流變頻調速

牽引方式：齒輪銷軌式

(2)液壓支架的選型

目前，放頂煤支架一般為雙輸送機、低位放頂煤支架。支架選型應考慮：

支護強度與工作面礦壓相適應；支架結構與煤層賦存條件相適應；支護斷面與

通風要求相適應；與采煤機、輸送機等設備相匹配。

+600水平43東翼綜放工作面寬度為：40米，共20副ZFY10000/22/40D

中間支架，支架前端設置反轉梁，并設有后噴霧裝置。2副ZFG10000/25/38D

過渡支架的設備選型方案：為更加有效的支護兩端頭，該工作面南端頭安裝一

組端頭支架(1組2架)ZFT18000/23/38D,北巷采用20米雙排、20-30米單排

DW3L5型單體支柱和“一”字較接梁順巷道走向支護，柱距1m,排距北、南

巷1m。單體工作阻力不得小于90KN。南北巷采用錨網(wǎng)、鋼帶和錨索聯(lián)合支護的

方式進行頂板管理。以上為液壓支架設備選型方案。

頂板所需的支護強度取決于頂板的等級和煤層厚度，可按經驗公式確定，

即：

q=10RHy=l()r*8*278*2.5*1。3=0.556Mp(支架的支護強度)

式中q---支護強度，MPa；

K「一作用于支架上的頂板巖石厚度系數(shù)，一般為5-8；

Y1-—巖石容重，丫產2.3*10%g/n?

支架工作阻力實際上是反映支架在工作過程中所需承受的頂板載荷，計算

式為

qF10'q(b+c)(bi+k)

p=n=n=IOOOOKN

式中p——支架工作阻力，

b---頂梁長度，3.610m；

c---梁端距，0.6m；

bl——頂梁寬度，1.525m；

k---架間距，0.2m；

n----支撐效率。

初撐力大小對支架的支護性能和成本都有很大影響，較大的初撐力能使支

架較快達到工作阻力，減慢頂板的早期下沉速度，提高支架頂板的穩(wěn)定性。但

20

對乳化液泵站和液壓元件的耐壓要求也將提高。初撐力一般可按下式確定：

Po=(0.6?0.8)P=8000KN

選用ZFY10000/20/40D型低位放頂煤液壓支架可以滿足我礦生產要求，且

過渡支架使用型ZFG10000/25/38D低位放頂煤液壓支架和端頭支架

ZFT18000/23/38可滿足要求。

(附圖：+600水平43#東翼工作面支架最大、最小控頂距示意圖2)

(3)泵站的選型：

1)乳化液泵的壓力決定于選定的液壓支架立柱初撐力，即：

4P3

Ph=-^?10-=30.0305Mpa

式中：Pb——乳化液泵的壓力，Mpa；

月——立柱的初撐力，1473KN；

2——立柱缸體內徑，0.25m。

2)乳化液泵的流量：

支架的移架速度要與采煤機的牽引速度相匹配，其與支架的液壓系統(tǒng)、乳

化液泵站供液量、頂板穩(wěn)定性和移架方式有關。則滿足移架速度要求的系統(tǒng)供

液量為：

Qb^10(巴+/2'+”3]=122.11(L/min)

(-.—)

V2〃3

式中Qb---系統(tǒng)供液量，L/min；

Kb——考慮系統(tǒng)漏液和其他千斤頂同時動作時的修正系數(shù)，Kb=2.0;

n,——移架時升、降的立柱數(shù)；

s——移架時立柱的升降高度，cm；

b2---移架步距，cm；

&、F?、F3一立柱有桿腔、無桿腔及千斤頂移架時腔內的有效作用面

積，cm2；

1一一支架寬度，1.5m；

21

t.——輔助操作時間，2min;