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1、目目录录第一章第一章 概概 况况.3 3第一节工作面位置及井上下关系.3第二节煤 层.3第三节煤层顶底板.4第四节地质构造.5第五节水文地质.7第六节 影响回采的其它因素.8第七节储量及服务年限.9第二章第二章采煤方法采煤方法.1111第一节巷道布置.11第二节采煤工艺.12第三节设备配置.15第三章第三章顶板管理顶板管理.2222第一节支护设计.22第二节工作面顶板管理.24第三节两巷及端头顶板管理.30第四节矿压观测.32第四章第四章生产系统生产系统.3434第一节运输系统.34第二节一通三防与监控系统.35第三节排水系统.51第四节供电系统.53第五节通讯照明系统.54第五章第五章劳动组
2、织和主要经济技术指标劳动组织和主要经济技术指标.6565第一节劳动组织.65第二节循环作业图表.66第三节主要经济技术指标.66第六章第六章 煤质管理煤质管理.6666第七章第七章压风自救系统压风自救系统.6868第八章第八章安全技术措施安全技术措施.6969第一节一般措施.69第二节顶板控制.70第三节防治水.73第四节一通三防.75第五节运输管理.75第六节机电管理.80第七节防飞矸.91第八节提高回采率的措施.92第九节其它措施.92第九章第九章灾害预防及避灾路线灾害预防及避灾路线.117117第一章第一章 概概 况况第一节第一节工作面位置及井上下关系工作面位置及井上下关系一、工作面位置
3、一、工作面位置W1151 综采放顶煤工作面位于+822m 水平一采区西翼北部。上下限标高分别为+899m、+822m，工作面由西向东回采，上为边界保护煤柱，下为尚未开采的实体煤，西至井田边界，东至副井。运输顺槽与+822m 水平车场相连接，并通过溜煤眼与主井相连接，回风顺槽与+899m 水平车场相连接。工作面开采煤层底板等高线标高为+899-+822m，自西向东逐渐增高再降低，形成向斜。二、地面相对位置及影响范围二、地面相对位置及影响范围工作面位置及井上下关系表表一煤层名称煤层名称A5 煤层水平名称水平名称+822m采区名称采区名称一采区工作面工作面名称名称W1151工作面地面标高地面标高（m
4、 m）+1060+1067+1063.5工作面标工作面标高（高（m m）+899+822+860地面位置地面位置工作面地表地形为山体、丘陵地形和洪积台地，总体地势东西高、中部低，东西由一系列圆形小山梁和小山包组成的低山丘陵地貌，中部则为南北向的干沟，海拔 9601080m，相对高差 150m。采区内无其它地面建筑物。井下位置井下位置及四邻采及四邻采掘情况掘情况W1151 工作面位于井田西翼，北部为废旧老窑，西部与井田边界相接，南部为保护煤柱（未回采），东部为副井井筒。回采对地回采对地面设施影面设施影响响工作面地表为山体丘陵，采区内工业不发达且无农业耕田，基本无人居住，仅有少量放牧者，回采对地面
5、设施无影响。回采回采走向长走向长（m m）689m倾倾 斜斜 长长（m m）150回采面积回采面积（）103350m2第二节第二节煤煤 层层煤层厚度、产状等见附表煤层及煤质情况表表二煤层情况煤(矿)层总厚（m）4.09煤 层结 构较简单煤层倾角2931可采指数100%变异系数(%)36稳定程度较稳定本工作面回采 A5 煤层，A5 煤层性质为：煤层呈条带状结构，水平层状构造。黑色、条痕黑褐黑棕色，多呈碎粒状，新鲜面呈沥青光泽，暴露地表很快变为油脂光泽，长期风化后为土状光泽。煤质轻，性脆，易破碎；断口、节理不明显，局部呈阶梯状参差状；内生节理不发育，不易熔融膨胀，含水量较少，煤层视相对密度均为 1
6、.3t/m3。A5 煤层属不易自燃或部分属不易自燃和易自燃煤层，地表露头大部已火烧，仅在东部线-线之间可见煤层露头，连续性较好，多形成杂色角砾火烧岩、灰黑焦块或砖红色烧变岩。煤层普氏硬度 f=23。含 1 层夹矸，煤层结构较简单。第三节第三节煤层顶底板煤层顶底板煤层顶底板情况表表三煤层顶底板情况顶底板名称岩石名称厚度（m）岩性及物理力学性质老顶泥岩、粉砂质泥岩4.62深瓦灰色，泥质粉砂岩结构，中厚层构造，节理发育，遇水易变软垮落，f=2.555.28。直接顶泥质粉砂岩2.21瓦灰色，泥质粉砂岩结构，中厚层构造，粉砂质含量不均，局部偏高，抗压强度较小，开采中及易垮落，f=1.817.12。伪顶炭
7、质粉砂岩0.71深瓦灰色，泥质粉砂岩结构，中厚层构造，节理发育，底部含炭质，f=1.817.12。直接底泥质粉砂岩2.53深瓦灰色-灰褐色，泥质粉砂岩结构，中厚层构造，含少量炭质成份，有 1-2层夹矸。附图 1：工作面煤层综合柱状图含煤层泥质粉砂岩、泥岩，3.57米，深灰至灰褐色，中厚层构造。0.95-3.98米，A4煤层，半亮煤，中部见1-2层泥质夹矸，厚度分别为0.05-0.33米。A5煤层，1.09-6.03米，亮型煤，黑色，可见1-3层0.29-0.56m厚的含炭泥岩夹矸。W1151工作面综合柱状图 1：200A5底板，2.53米，泥质粉砂岩，灰褐色，泥质粉砂状结构，中部夹有一层灰白色
8、细砂岩。A5直接顶，泥质粉砂岩，3.5-17米，灰褐色-深瓦灰色,层状 局部夹薄煤层A6煤层，厚度0.71.59m，平均厚度1.14m，煤层结构较简单第四节第四节地质构造地质构造一、断层情况以及对回采的影响一、断层情况以及对回采的影响地质构造该工作面的构造类型为：，地层沿倾向有微弱的波状起伏，延北西向倾角逐渐减缓。现将工作面内的主要地质构造分述如下：1、褶皱：（1）水溪沟向斜：轴向约 120300，轴部向西北翘起，向南东倾伏。两翼倾角较陡，北翼倾角 3545，南翼倾角 5070，向斜核部倾角较缓，一般 1025。核部由八道湾组上段（J1b2）构成，翼部由八道湾组下段（J1b1）构成。（2）北翼
9、背斜：轴向 128308左右，向南东倾伏，为对称直立背斜。北翼地层产状：42503543,南翼地层产状：1802302033,对全区所有煤层均有影响。（3）北翼向斜：轴向 125305左右，向南东倾伏，向斜轴部出露岩性为泥岩夹泥质粉砂岩，该向斜南翼即为上述背斜的北翼，产状：42503543，北翼地层产状：1952203337，枢纽近直立。该向斜在线东消失，地层产状全部南倾，影响到全区所有煤层。2、断 层：采区内未见较大的断层，仅在生产井中见一些小断裂，这些断裂有两组：一组北东倾，产状7075；另一组北西倾，产状30070。具“X”型共轭断裂特征，属压扭性断裂，运动方向为：北东倾者右旋，北西倾者
10、左旋。断距 6m 左右，将北翼 A4、A5 号煤层错断。小断裂对其他煤层的影响不清。名称走向倾向倾角性质落差（m）对回采的影响程度F2NEWS70正断层6较 大二、褶曲情况以及回采的影响：二、褶曲情况以及回采的影响：根据 W1151 工作面轨道、运输顺槽的实际揭露，工作面内无褶曲存在。三、其他因素对回采的影响（陷落柱、火烧岩等）：三、其他因素对回采的影响（陷落柱、火烧岩等）：根据 W1151 工作面轨道、运输顺槽的实际揭露，工作面内无无古河流冲刷、岩浆岩侵入、陷落柱。四、存在问题：四、存在问题：（1）井田浅部有停产的老窑，因时间过久，需在开采过程中加强勘探，注意收集有关资料，并利用设计配备的探
11、水钻，做好探放水工作，坚持“有疑必探，先探后掘”的防治水原则。（2）地质报告提及井田内露头处大部分火烧，但火烧底界未能明确给出，仅以风氧化带的方式说明氧化带底界为 30m，该数据存在一定的不准确性，建议建设方在开采上部煤时，应先探后掘，探明上部火烧情况方可进行回采。第五节第五节水文地质水文地质一、水文地质条件一、水文地质条件W1151 工作面上覆含水层主要有下侏罗统八道湾组下段孔隙裂隙弱含水层、烧变岩裂隙含水层。据地质报告，下侏罗统八道湾组下段孔隙裂隙弱含水层分布于勘查区中部，呈东西向宽带状，岩层厚度 110282m，构造上地层处于向斜两翼及背斜的南翼，地下水的水力性质，近地表为潜水，向下转变
12、为承压水；烧变岩裂隙含水层：A5煤层部分火烧及顶、底板形成烧变岩。主要分布于北部及西部，地表出露宽度 5140m，夹于 III 含水层之中。烧变岩收缩裂隙极为发育，是地下水贮存的良好空间和运移通道，该含水层的水力性质近地表为潜水，向深部渐变为承压水。由于地表为丘陵沟壑，因此富水性较为贫乏。工作面上部含水岩性主要为泥砂岩，受大气降水和地表水入渗补给，水量中等。井田东部边界外 1.2km 的地表有水溪沟河，因距离较远，对 W1151 工作面开采不产生影响二、含水性分析二、含水性分析（1）含水层岩性：W1151 工作面含水层主要为侏罗系下统八道湾组下段，岩性由细粒岩类（泥质岩及粉砂岩）和粗粒岩类（中
13、砂岩、粗砂岩及砾岩）互层构成，且部分构成煤层的直接顶、底板，在补给来源充分的条件下成为采区涌水量的直接来源。（2）构造：构造形态以褶皱(向斜，背斜)构造为主，单斜地层次之，W1151工作面地下水的富水程度除与含水层的孔裂隙发育程度相关外，仍受褶皱构造的制约，在向斜轴部岩石裂隙发育，含水层的产出上利于地下水的赋存，富水性较好，压力水头高，而单斜及背斜则稍差。（3）地表洪水：对于水溪沟河而言，可能加剧了洪水向地下水补给的强度。而对于干沟季节性河而言，此时洪水可能反补给地下水，若在该河床下采煤或已经采空，则水的压力会增加采空区塌陷的可能性，是采区涌水量的间接来源。（4）火烧区积水：A5 煤层地表多有
14、露头，火烧区域较大，裂隙极为发育，易于接受大气降水的渗入补给形成地下水，由于该类地下水排泄不畅，长期的蓄集对采区构成重要威胁，尤其烧变岩下部煤层顶板不稳定部位，是充（突）水发生的重要地段。（5）采空区积水：据地质报告，W1151 工作面上顺槽北帮存在采空区，所有探进老空的钻孔基本无水流出，有害气体涌出量较低，采空区积水和有害气体对 A5 煤层回采的影响较小且老空区无发火现象。第六节第六节 影响回采的其它因素影响回采的其它因素影响回采的其它地质情况表表五影响回采其它地质情况最大涌水量350m/h正常涌水量120.8m/h瓦斯工作面最大绝对瓦斯涌出量（2012 年瓦斯签定成果）为1.31 m/mi
15、n，为瓦斯矿井。煤尘煤层自身具有爆炸危险。煤的自燃属不自燃，少部分为不易自燃及很易自燃煤层地温正常地压大地静力场型。普氏硬度（f）煤层夹矸直接顶直接底2313.5174.518储量计算计算方法计算方法采用地质块段法：Q=SMd，其中 Q 为块段储量；S 为块段水平面积（煤层倾角较小）；M 为块段煤层平均厚度；d 为煤的视密度。第七节第七节储量及服务年限储量及服务年限一、地质储量地：一、地质储量地：Q 地=LBHP=6891504.091.354.95 万吨式中：L-工作面平均走向长度为 689m。B煤层倾斜长 150 米H煤层平均厚度 4.09 米P煤体容重 1.3t/m3二、损失量计算：二、
16、损失量计算：1、石门煤柱损失量 Q 石损:Q 石损L 石BHP301504.091.32.4 万吨式中：L 石石门煤柱走向长 30 米。2、工作面机采损失量机损:Q 机损(LL 石)B 工MP(1C1)(689-30)1502.51.3(1-95)1.6 万吨式中:M机采高度 2.5m,B 工工作面煤壁长度 150 米C1工作面机采回采率 953、工作面顶煤损失量放损:Q 放损=(L-L 石)(H-M)BP(1-C2)=(689-30)(4.09-2.5)1501.3(1-85)3.1 万吨式中:C2-顶煤回收率 85三、可采储量计算三、可采储量计算 Q Q 可：可：Q 可=Q 地-Q 石=5
17、4.95-2.4=55.52.55 万吨1、采区回采率 C：C=地-石-机-顶煤/地100=54.95-2.4-1.63.1/54.9510087.072、工作面回采率 P：P=可-机-放损/可100=52.55-1.6-3.1/52.5510091.06四、工作面日产、月产：四、工作面日产、月产：1、工作面日产 Q 日：Q 日=QzBx=1502.50.61.30.952+1501.591.20.851.3=872.1（吨)，Bx日循环进刀数（两刀一放）2、工作面月产 Q 月：Q 月=Q 日tk872.13085=2.2(万吨)式中：t月生产天数 30k正规循环率 85%五、工作面服务年限：
18、五、工作面服务年限：1、采区生产能力 A：A=Q 月12=2.212=26.4（万吨)2、服务年限 T：T=Q 可机-顶煤Q 月=52.55-1.6-3.12.221.75(月)第二章第二章采煤方法采煤方法第一节第一节巷道布置巷道布置一、采区设计、采区巷道布置概况一、采区设计、采区巷道布置概况W1151 综放工作面位于+899 水平第一区段一采区由西向东开采，开切眼位置布置在西边界。二、工作面轨道顺槽二、工作面轨道顺槽W11501综放工作面上顺槽,沿煤层底板布置。巷道断面规格：矩形断面，净宽高=3.42.8 m2，用于材料运输与进风及行人。轨道顺槽采用锚索、锚网联合支护，部分巷道为锚网支护。轨
19、道顺槽内沿下帮（工作面侧）安装三趟管路，至上而下分别是：压风管路（黄色、89mmPVC 管）；防尘管路（绿色、108mm 钢管）；排水管路（黑色、159mmPVC 管）；防尘管路每 100m 设置三通阀门一个，压风管路每 100m 设置三通阀门一个，供电电缆及通讯管线沿上帮（非工作面侧）铺设，轨道铺设在巷中。三、工作面运输顺槽三、工作面运输顺槽W1151综放工作面运输顺槽,沿煤层底板布置。巷道断面规格：矩形断面，净宽高=4.02.8 m2，运输顺槽主要布置工作面转载机、破碎机和胶带输送机，用于煤炭运输、回风，采用锚索锚网联合支护。运输顺槽内沿下帮（非工作面侧）布置四趟管路，至上而下分别是：压风
20、管路（黑色、159mmPVC管）；防尘管路（绿色、89mm钢管）；注氮管路（黑色、160mm高分子聚乙烯管）；排水管路（黑色、159mm高分子聚乙烯管），防尘管路每100m设置三通阀门一个，压风管路每100m设置三通阀门一个。四、工作面切眼四、工作面切眼切眼为矩形断面，采用钢筋树脂加长锚杆锚固，锚网锚索联合支护，切眼采用锚带网+锚索+双排单体支柱支护，沿煤层顶板布置。切眼断面为：净宽7.5m，净高2.8m，断面积为21m2。五、硐室及其它巷道布置五、硐室及其它巷道布置W11501 运输顺槽在距开切眼 400m 处，在下帮设有水窝子和配电硐室，轨道顺槽在 300m，470m、600m 处分别设有
21、探放水硐室。第二节第二节采煤工艺采煤工艺一、采煤工艺一、采煤工艺1、采用 MG300/700-QWDMG300/700-QWD 型型双滚筒电牵引采采煤机落煤。2、采煤机割、装煤和前部运输机铲煤板前移配合装运底板煤；顶煤直接放入后部运输机内。3、工作面采用 SGZ764/400SGZ764/400 中双链刮板输送机运煤，运输顺槽采用SZZ764/200SZZ764/200 中双链转载机运煤和 DSJ-100/80/2x100DSJ-100/80/2x100 皮带运输机一部。4、工作面支护采用 ZF6000/17/35ZF6000/17/35 型放顶煤支架与 ZFG7200/20/37ZFG720
22、0/20/37 型过渡液压支架支护，上下出口采用“四对八梁”迈步支护；目前工作面已安装ZF6000/17/28ZF6000/17/28 型基本架 97 架，ZFG7200/20/37ZFG7200/20/37 过渡支架 3 架（下端头），后续因工作面长度变化，工作面上端头还需过渡架安装 2 架、普通支架 4 架。5、本工作面采用走向长壁综采放顶煤后退式采煤法，设计采煤机截割高度2.5m，截深 0.6m，放煤步距 1.2m，采放比：1:1.57，全部垮落法管理顶板，注氮及黄泥灌浆处理采空区。6、工作面初采，推过开切眼后，根据现场实际情况确定放顶方案或采用深孔爆破辅助松动顶煤放顶。7、工作面末采，
23、推进至距停采线 15m 时，留顶煤维护回撤通道。二、落煤方法二、落煤方法1、采煤机进刀方式附图 2：采煤机进刀示意图采煤机采取上端部斜切进刀的方式；斜切进刀段长度不少于 30m，进刀深度0.6m。1）采煤机位于上端头进刀处上行割三角煤。2）采煤机下行割煤至下出口，返空刀后，自下向上推移刮板输送机。2、采煤机割煤方式1）采取单向割煤；即采煤机从上部进刀处上行割三角煤，再返刀由上向下割煤；割煤至下出口后返空刀至上端头，自下向上推移前溜；完成两个循环后，开始放煤，放煤完毕再进行下一循环。2）采煤机下行割煤时采用前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤的方式；3）采煤机割煤时，安全防护网以里严禁有人作业。3、牵引方
24、式：采用齿轨无链牵引。4、采煤机上行割上端头三角煤，在试生产时，如采煤机不能实现上行割煤，需要考虑采用放炮方式割三角煤，到时根据实际情况编制放炮的专项安全措施。三、放煤工艺三、放煤工艺1、放煤方式及步距：放煤方式采取两采一放，放煤步距为 1.2m。2、放煤顺序：采取多轮间隔自上而下顺序放煤。第一轮间隔顺序放煤时，放煤量约为顶煤的 50%，第二轮间隔顺序放煤的放煤量约为顶煤的 30%，第三轮顺序放煤时，见矸关门。放煤在工作面移完支架后，由上向下依次进行放煤。放煤时安排二人进行放煤，一人操作，一人监护，先从 93#支架开始放煤，然后依次放 93#、91#、89#等单号支架，单号支架放煤量约为顶煤的
25、 50%，放至 1#支架后，再从上向下放双号支架上部的顶煤，双号支架放煤起始支架为 94#支架，然后依次放 94#、92#、90#等双号支架，双号支架放煤量约为顶煤的 50%，放至 2#支架后，采用同样的方法开始第二轮、第三轮间隔顺序放煤直至见矸关门。放煤时，先收缩插板，降低尾梁，使放煤口摆到合适位置，反复摆动尾梁，使煤流入后部运输机，为防止矸石进入后部运输机，放煤后将尾梁调整一致，严禁出现错茬。3、采放比：采高 2.5m,放煤高度 1.59m,采放比为 1:1.57。4、放煤工艺要求1）工作面连续两刀割完，支架全部移完后，开始自上而下/自下而上放煤。2）放煤时，先收回尾梁插板，并操作尾梁千斤
26、顶，使尾梁摆到适当位置，以便能使顶煤直接流入后部输送机。3）放煤过程中，可多次反复摆动尾梁和伸缩插板便于放煤；当放煤见矸时，及时伸出插板封住放煤口，使矸石不能滑入后部输送机内，即完成一架放煤工作，再依次进行其它支架放煤。4）每组由 12 人进行放煤，放煤时控制煤量和放煤时间，掌握后部输送机的运煤量，防止输送机过载输送。5）工作面推进 30m 后初次放顶（考虑到切眼支护方式及矿领导的研讨而决定），距停采线 15m 时停止放顶煤。6）在试生产过程中，应积极主动试验其它放煤步距，通过试验找出最优的放煤步距，保证煤炭的回收。另外，该工作面倾角自上向下逐渐变大，采取自上而下放煤顺序和自下而上的放煤顺序哪
27、种更有利于顶煤放落，还需要在生产过程中进行对比试验，找出最优的放煤顺序。5、放顶煤时，针对顶煤硬，不易放煤，在工作面中部靠近顶板处施工有一条放煤工艺巷，在工艺巷内对顶煤进行预裂，提高顶煤的回收率。四、采煤工作面正规循环生产能力四、采煤工作面正规循环生产能力工作面每天组织 1 个循环，循环进尺 1.2m，割煤高度 2.5m，放煤高度 1.59m，回采率 95。日割煤量=1502.50.621.30.95=555.8 吨日放煤量=1501.591.20.851.3=316.3 吨日产量=555.8+316.3=872.1 吨月产量=872.13085=22238.6 吨（每月生产天数按 30 天，
28、正规循环率85）。第三节第三节设备配置设备配置一、工作面设备配置：一、工作面设备配置：W1151 工作面设备配置祥见下表：表六序号设备名称型号单 位数量1基本支架ZF6000/17/35ZF6000/17/35组972过渡支架ZFG7200/20/37ZFG7200/20/37组33采煤机MG300/720-QWDMG300/720-QWD台14前部运输机SGZ764/400SGZ764/400部15后部运输机SGZ764/400SGZ764/400部16转载机SZZ764/200SZZ764/200部17破碎机PLM1000PLM1000部18乳化液泵站BRW-315/31.5BRW-315
29、/31.5 型型台29清水泵BPW-315/6.3BPW-315/6.3 型型台210顺槽内胶带机DSJ-100/80/2x100DSJ-100/80/2x100部1二、设备参数：1、采煤机根据煤层倾角及工作面生产能力，选用上海天地煤矿机械有限公司生产的MG300/720-AWD 型电牵引采采煤机，主要技术参数如下：采高范围：2.03.3 m工作面倾角：45仰俯采角度：16煤质硬度：f5装机功率：728.5 KW电机功率：2300 KW（截割）255 KW（牵引）18.5KW（泵站）电压等级：1140V机面高度：1449mm摇臂回转中心距：7330mm摇臂长度：2221 mm卧 底 量：400
30、 mm（中部）滚筒外形尺寸：1800mm630mm有效截深：600 mm滚筒转速：32.4 rpm牵引方式：齿轮销轨式调速方式：机载“一拖一”四象限交流变频调速牵引速度：07.813 m/min牵 引 力：731/438 KN控制方式：PLC 控制冷却方式：各电机与摇臂等分别水冷防尘方式：内、外喷雾冷却水压力：1.5 Mpa冷却水流量：25 L/min整机重量：约 45 T2、液压支架基本支架型号：ZF6000/17/35 型放顶煤支架支撑高度：1.7 m3.5 m支架中心距：1500 mm支护强度：0.850.91 MPa工作面阻力：6000 KN底板比压：2.5 MPa操作方式：本架控制支
31、架重量:20.51.5T过渡支架型号：ZFG7200/20/37 过渡液压支架支撑高度：2.0 m-3.7 m;支架中心距:1750 mm支护强度：0.82-0.87MPa;工作面阻力：7200 KN;底板比压：2.7-2.87MPa;操作方式：本架控制支架总重量:301.5T。3、运输设备前部刮板输送机型号：SGZ764/400 中双链刮板输送机设计长度:150 m出厂长度:180 m输 送 量:800 t/h中部槽规格:1500724（内宽）300 mm垂直方向弯曲:3水平方向弯曲:1刮板链速度:1.32 m/s刮板间距:1.08 m圆环链规格:30108 mm电动机功率:200/100
32、kW电动机电压:1140 V电动机型号:YBSD-200/100-4/8后部刮板输送机型号：SGZ764/400 中双链刮板输送机设计长度:150 m出厂长度:180 m输 送 量:800 t/h中部槽规格:1500724（内宽）300 mm垂直方向弯曲:3水平方向弯曲:1刮板链速度:1.31 m/s刮板间距:1.08 m圆环链规格:30108 mm电动机功率:200/100 kW电动机电压:1140 V电动机型号:YBSD-200/100-4/8转载机型号：SZZ764/200 中双链刮板转载机，安装长度:55 m输 送 量:1000 t/h刮板链型式:中双链刮板链速度:1.46 m/s刮板
33、间距:864 mm圆环链规格:30108mm电动机功率:200/100 KW电动机电压:1140 V电动机型号:YBSD-200/100-4/8破碎机型号：PLM1000 轮式破碎机破碎能力:1000 t/h最大入口粒度（宽高）:700724 mm出口粒度300 mm 以下电动机功率132 kW电动机电压660/1140 V电动机型号YBS-132-4 型电动机转速:1500r/min破碎主轴转速:370 r/min驱动装置两侧安装（破碎锤轴两侧安装锥套和大皮带轮）锤头冲击速度：20m/s破碎锤头:4 个大小皮带轮节圆直径：1250/315mm三角带规格：SPC-5600(8 根)整机高度17
34、00 mmDSJ-100/80/2x100 可伸缩带式输送机（顺槽皮带）1)型号：DSJ-100/80/2x100（一部）2)原始技术参数：（1）运送物料：原煤（2）松散密度：0.9t/m（3）运 输 量：1000t/h（4）机长：1400m（5）带宽：B=1200mm（6）带速：V=3.15m/s（7）送料、卸料方式：尾部给料，头部卸料3)主要技术参数输送量（t/h）1000输送长度（m）600带宽（mm）1000带速(m/s)3.15电机电压等级（V）660/1140装机功率（KW）2315 KW卷带长度:100m储带长度:100m胶带PVG1400S4)顺槽皮带机头抛煤距离顺槽皮带机头卸
35、载高度 1.7m，H=1.7顺槽皮带带速 3.15 m/s，v=3.15 m/sH=1/2gt2S=vt计算出皮带机头抛煤距离 S=1.86 m从皮带机头卸载滚筒中心先算起跑出水平距离为 1.86m。4、乳化液泵站型号：BRW-315/31.5二泵一箱额定压力：31.5 MPa公称流量：315 L/min柱塞直径：50 mm柱塞数目：5 个柱塞行程：64 mm曲轴转速：552 r/min电机功率：200 KW电压：1140 V/660 V电机型号：YBK2-355M-4泵外形尺寸：1100 mm1450mm700 mm（含电机）泵 重 量：约 1800 kg工作介质：含 35乳化油中性水溶液液
36、箱容量：2500 L5、喷雾泵站型号：BPW315/6.3二泵一箱额定压力：6.3 MPa流量：315 L/min电机功率：45 KW电压：660 V/1140 V液箱容量：2500 L附图 3：工作面设备布置平面图第三章第三章顶板管理顶板管理第一节第一节支护设计支护设计一、工作面支护设计一、工作面支护设计（一）顶板控制设计专家系统咨询参数1、工作面基本情况工作面主要参数表七煤层厚（m）采高（m）倾角（度）面长（m）走向（m）煤层号5.192.529311506895二、液压支架支护强度验算二、液压支架支护强度验算1、经验计算支护强度：顶板对支架的压强（8倍于工作面的采高）：采高的倍数（支架上
37、方顶板的岩石厚度），一般取68，这里取8：工作面采高，2.5m：顶煤与顶板岩石容重，最大取2.65t/m382.52.6553t/0.52MPa0.85 MPa 0.91MPa即支架能够满足支护强度的要求。2、支护设备选择W1151 综放工作面选用基本液压支架 ZF6000/17/35 型放顶煤支架 97 架,上下两端头选用 5 架 ZFG7200/20/37 型过渡放顶煤支架，其中工作面上端头布置 2架、下端头布置 3 架过渡支架。三、乳化液泵站三、乳化液泵站（一）泵站及管路选型、数量选用 BRW-315/31.5 型乳化泵；喷雾泵选用 BPW-315/6.3 清水泵,装备二泵一箱;选用32
38、mm 高压管为进液管路，38mm 高压管为回液管路，19mm、16mm和10mm 作为支架管路。主要技术参数如下:1、乳化泵站型号：BRW-315/31.5二泵一箱额定压力：31.5 MPa公称流量：315 L/min柱塞直径：50 mm柱塞数目：5 个柱塞行程：64 mm曲轴转速：552 r/min电机功率：200 KW电压：1140 V/660 V电机型号：YBK2-315L2-4泵外形尺寸：1100 mm1450 mm700 mm（含电机）泵 重 量：1800 kg工作介质：含 35乳化油中性水溶液液箱容量：2500 L（二）泵站设置位置泵站安设在设备列车后方。（三）泵站使用规定保证泵站
39、压力不低于 31.5MPa，乳化液浓度 3%-5%。要加强支架与泵站的维修,杜绝液压系统的窜漏液。第二节第二节工作面顶板管理工作面顶板管理一、顶板管理方式一、顶板管理方式工作面顶板管理方式采取全部垮落法管理顶板。工作面配置 100 组低位放顶煤液压支架,上端头配置 3 组过渡支架、下端头配置 3 组过渡支架，对工作面顶板采取全断面支护管理。二、顶板支护方式二、顶板支护方式1、工作面正常期间顶板支护方式采采煤机割煤后，及时移支架，再移运输机；即采采煤机位于上端头下行割煤分段自上而下移架采采煤机下行割煤至机头采采煤机自下而上返空刀推前溜拉后溜采采煤机上端头斜切进刀上行割三角煤至机尾采采煤机下行割煤
40、分段自上而下移架采采煤机自下而上返空刀推前溜放煤拉后溜2、工作面煤壁片帮、冒顶时期的顶板管理（1）采取追机、带压擦顶移架的方式对顶板进行及时支护，冒顶区域不放顶煤。在采采煤机割煤前，先移超前支架，再割煤。（2）采面周期来压期间要加强顶板管理，严格控制采高不超过 2.6m，加强支架初撑力的管理，保证支架支护稳定可靠，出现片帮及时超前移架，杜绝大面积片帮漏顶。（3）煤壁片帮或掉顶时，必须及时拉移超前架维护顶板，及时伸出支架的伸缩梁和护帮板挤住煤壁，防止片帮范围进一步扩大。（4）维护好顶板后，再进行割煤。割煤时及时回收伸缩梁和护帮板，割煤后及时伸出伸缩梁和护帮板。煤壁侧漏顶见矸时，始终推矸石前移，使
41、其挤住煤壁，待煤壁不片帮时，再将其松下运走。（5）工作面煤壁片帮、冒顶区域，支架伸缩梁、护帮板始终保持伸出状态，增加支护面积。冒顶区采取循环处理，铺设顶网护顶，避免顶煤冒漏，直到采面推进正常为止。（6）铺设顶网措施：铺网采取由上而下施工，施工前将采采煤机、运输机停电闭锁，并将开关打到断电位置，挂停电牌安排专人看管。进入机道前先进行敲帮问顶,人员站在安全地点用长把工具处理悬矸、危岩,处理时要有专人监护,所有支架的伸缩梁、护帮板要全部打开，挤住煤壁，将支架片阀打到“零”位。确定无掉顶危险后方可作业，严禁空顶、空帮作业。铺网时，要一架一架的铺网，严禁将几架支架同时下降，铺本架的网时，要将相邻两支架升
42、紧，伸缩梁伸出，防片帮打好，挤住煤壁，然后开始铺网。铺网用 1.2m6.0m 的菱形网，顺倾斜铺设。第一个循环铺设时，先将网在煤壁展开，人员躲到人行道内。收回最上方一架护帮板，在支架护帮板上用铁丝固定板皮，再将铁丝网用铁丝固定到板皮和护帮板上，将护帮板打开挤住煤壁，由上而下逐架铺设。3、移架顺序为：升支架尾梁伸尾梁插板收支架伸缩梁（和护帮板）降架移架调架升架打开支架护帮板（片帮处及时伸出伸缩梁维护顶板）。4、移架方式采取邻架移架，当采煤机割煤后，在采煤机后方及时由上向下分组分段依次顺序“带压擦顶”移架；移架时人员站在所移支架人行道内面向煤壁操作支架。5、移架工艺（1）移架时，采取自上向下的方式
43、分段追机移架（移架推溜时要根据前后溜的上窜下滑情况进行选择）。（2）超前采煤机前滚筒 3.0m 提前收回护帮板（和伸缩梁），防止采煤机割护帮板（或伸缩梁）。（3）采煤机正常割煤时，滞后割顶煤滚筒 3.0m 及时打开支架伸缩梁维护顶板，滞后后滚筒 3.0m 打开护帮板，当出现片帮时要及时停机移超前架。（4）支架被升起后保持 3 秒钟，使支架达到额定的初撑力（31.5MPa）后方可将操作手把打回零位。（5）严格按煤矿安全技术操作规程“液压支架工”中的规定进行操作。6、移架质量要求（1）严格按“采煤工作面工程质量标准及检查评分办法”中的规定进行施工。（2）移架时，应将邻架的推移千斤顶手把打到推移运输
44、机位置，防止将前部运输机拉回。（3）移架后要及时将护帮板打开，挤住煤帮，防止煤壁片帮。（4）移架后，工作面支架质量应达到动态质量标准化，确保“三直、二平、一净、二畅通”的质量要求。即：“三直”：煤壁直、运输机直、支架直；“二平”：顶、底板平；“一净”：人行道浮煤清理净；“二畅通”：人行道畅通、上下出口畅通。（5）支架初撑力不得小于 31.5MPa，并执行二次注液制度。三、工序影响范围及平行作业工序间距：三、工序影响范围及平行作业工序间距：收支架伸缩梁、护帮板超前采煤机前滚筒的距离不大于 3.0m；伸支架伸缩梁与采煤机前滚筒的距离不大于 3.0m；伸支架护帮板与采煤机后滚筒的距离不大于 3.0m
45、移架距采煤机后滚筒39.0m。推移运输机与移架的距离不少于 5.0m，不超过 15.0m；推移运输机弯曲段长度不小于 15.0m；放煤与移架的距离不少于 15.0m；分段放煤的距离不少于 30.0m；四、特殊时期的顶板管理四、特殊时期的顶板管理1、工作面顶板初次来压前必须编制专门安全技术措施。2、工作面顶板初次来压和周期来压期间,应加强来压的预测预报工作,由生产技术科在运输、轨道顺槽挂牌标明来压位置。3、工作面支架以及运输、轨道顺槽所有单体液压支柱必须达到初撑力,及时采取措施预防冒顶。4、加强上、下端头顶板管理,要提高支护质量,适当加大支护密度,确保过渡支架上方联网与巷道搭接 0.5m 以上,
46、防止出现端头冒顶。5、工作面停采时要编制停采措施,加强顶板管理。6、过断层时要割平顶底板，必要时根据断层产状采取留底、挑顶措施，保证底板平缓过渡，严禁出现台阶，保证支架状态合理，移架时必须采用侧护和底调千斤顶调整支架，严禁出现错茬、歪架、倒架和咬架，要及时前移支架维护顶板，严禁出现片帮冒顶，当落差超过 1.5m 的断层时另行补充措施。7、当工作面遇到底鼓要视底板硬度采取割底或留底的方法施工，当底鼓高度超过 1.5m（或硬度大），需要放松动炮时，必须另行编制补充措施。五、支架稳定性、防止倒架方法五、支架稳定性、防止倒架方法（一）施工方法：（一）施工方法：1、及时调整工作面长度。2、及时调整支架的
47、支架的支护状态,强化支架的管理与正规操作，抓好工程质量。3、使用好液压支架的侧护板千斤顶和支架底调千斤顶及时调整支架。（二）施工措施：（二）施工措施：1、预防措施加强工作面支架工程质量管理，严格按标准施工，杜绝不合格工程质量。严格控制采高，杜绝超高采煤。加强工作面顶板管理，禁止发生顶煤掉落现象，防止顶梁上方空顶。工作面支架间的架间隙不超过 200mm，防止发生挤架、咬架现象。工作面支架必须垂直煤壁。相邻两架支架顶梁错茬不得超过顶梁侧护板高度的 2/3。移架时，应由两人配合操作，观察相邻两支架的顶梁、尾梁和侧护板，防止出现咬架、挤架、歪架现象。调整工作面时，每调整一个大循环后必须推进 24 个正
48、规循环，及时调整支架方向，保证支架状态合理，支架垂直运输机。2、处理挤架、歪架、咬架、倒架的方法首先观察清楚挤架、歪架、咬架、倒架的现场情况，根据现场情况采取可行性措施进行处理。处理时不少于 3 人，一人操作，一人配合调架，另一人监护并观察支架顶梁和尾梁，防止操作时出现咬架，发现操作失误立即停止，待重新观察作出正确判断后再进行施工。处理前，应停止前后部运输机，并停电闭锁，安排专人看管开关；应当将上下相邻支架的片阀打到“零”位，防止发生误操作；必须对上下支架进行二次补液，保证初撑力满足要求。处理时，由经验丰富的职工进行操作，且跟班队长或班组长专盯在现场负责安全操作。处理时，使用相邻两架支架的顶侧
49、和尾侧，通过摆动尾梁、升降支架调整支架状态。当支架出现挤架时，选取间隙较大的支架开始施工，移架时使用好每个支架的顶侧、尾侧和底调，调整每个支架的架间距，保证架间隙符合规定。当支架出现咬架时，在咬架的支架上方先选取架间隙较大的支架开始移架，调整支架的架间隙。施工到咬架的支架时，要使咬架的上下两组支架架间隙足够大，采用液压单体支柱配合上方的支架，收两组支架的侧护板千斤顶，当拉开支架间隙后及时升架，使支架顶梁接顶。当支架出现倒架，采取自上而下施工，要先从倒架上方选择支架间隙大的支架开始，移架时使用底调千斤顶和顶梁侧护板千斤顶，相互配合调整所倒支架；降架、移架的同时，给前后侧护千斤顶供液，同时收上一支
50、架的侧护板，使支架顶梁、尾梁上移，升架前给上一支架底调千斤顶供液，向下顶推其底座，使支架底座下移调整支架。向上歪斜施工方法相反。当歪架严重时需要使用液压单体支柱配合调架，必须另行编制补充措施。3、其它措施：加强工作面质量管理，保证支架初撑力达到规定要求。调面期间和调面结束后，及时调整工作面支架状态，保证支架与运输机垂直。移架时严格使用液压支架的侧护板、底调装置。移支架时要自下而上/自上而下的顺序带压擦顶移架；并正确使用好侧推和底调装置，严格正规操作和强化支架的管理。调面期间要严格控制好支架与运输机之间的关系，防止运输机下滑。处理支架咬架、歪架、挤架和倒架时，必须保证液压管路完好。泵站压力符合要