采煤作业规程全.doc

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1、第一章概况 第一节 工作面位置及井上下关系303工作面北邻301工作面采空区，南邻305工作面采空区。301工作面于1999年3月份回采完毕，305工作面于2006年4月份回采完毕。303工作面具体位置及井上下关系如表1所示。工作面位置及井上下关系表 表1水平名称 -273水平 采区名称 三煤采区 地面标高 +46.19+47.07m 井下标高 -180-276m 地面相对位置 工作面地面为农田，位于桲椤树村东北约500m，泗河东约260m。 回采对地面设施的影响 工作面回采后，将引起地表塌陷，预计影响地面范围约180m，达到级破坏，盆地中央最大下沉7.2 m。工作面内的2条乡村级公路将下沉，

2、靠近停采线附近的公路将产生裂缝、变形，地面两眼农业灌溉机井将下沉。 井下位置及相邻关系 工作面北临301工作面采空区，南临305工作面采空区，西到北总回风巷保护煤柱，东至301泄水巷。 工作面推进长度(m) 550 面长(m) 102 面积(m2) 56099 第二节 煤 层该面所采煤层为山西组三层煤，通过地质资料分析和临近工作面回采证实，该工作面范围内，三层煤结构简单，稳定可采，煤层的厚度在7.408.20m之间。具体情况如表2所示。303工作面煤层情况表 表2煤层厚度(m) 7.408.20/7.91 煤层结构 简单 煤层倾角（） 315/7 开采煤层 3 硬度 1.91 煤 种 气煤 稳

3、定程度 稳定 煤层描述 该面所采煤层为山西组三层煤，属半亮型、条带结构，含少量黄铁矿，具薄层不稳定夹矸。所采煤层低硫、低磷、低灰分、高发热量，为良好的动力用煤和炼焦配煤。煤层可采指数1.0，变异系数2.53%。 第三节 煤层顶底板三煤顶板为细砂岩和粉砂岩互层组成，平均厚度9.43m，顶板属级2类顶板，底板为类中硬底板。工作面煤层顶底板岩性表 表3煤层顶底板情况 顶底板名称 岩石名称 平均厚度（m） 岩性特征 老 顶 粉细砂岩互层 5.7315.189.43 灰色，含少量Feco3质条带，植物叶部化石，以微波状层理为主，偶见底栖动物通道。老顶致密坚硬，f7.013.0。 直接顶 粉砂岩 1.06

4、.332.89 致密，块状构造，局部具不清晰水平层理，含较多细线状、星散状黄铁矿。直接顶易破碎冒落，f4.06.0。 伪 顶 无 直接底 铝质泥岩 0.01.620.80 灰黑色，含根化石，团块构造，含较多镜煤化植物碎片，。直接底具膨胀性，f2.04.0。 老 底 粉砂岩 1.05.03.0 灰黑色，块状，含有杂乱分布的根茎部化石。老底硬度f6.010。 附图1：303工作面地层综合柱状图。第四节 地质构造一、断层情况以及对回采的影响工作面地质条件复杂，两顺槽在掘进过程中揭露桲椤树二号、五号两条正断层，其中桲椤树二号断层落差6.09.8m，在工作面延伸45m；桲椤树五号断层落差3.14.3m，

5、在工作面延伸120m。另外切眼在掘进过程中揭露303F1断层，落差为1.0m，预计该断层向工作面内延伸约50m。受桲椤树二号、五号断层影响，两断层附近可能发育隐伏小断层。由于断层附近煤层裂隙发育，煤层破碎，因此对回采有较大影响。二、褶曲情况以及对回采的影响工作面为单斜构造，西北高，东南低，地层走向NW，倾向NE。煤层倾角变化较大（最大15），对回采有一定影响。三、其他因素对回采的影响（陷落柱、火成岩等）根据临近工作面回采资料，303工作面范围内没有陷落柱和火成岩等侵入。工作面顺槽揭露断层表 表4本文来自: 中国煤矿安全网 () 详细出处参考：五、涌水量相邻305、301工作面已回采完毕，回采过

6、程中工作面顶板有少量滴水，最大涌水量5 m3/h，水源为3煤顶板砂岩水。在303皮顺、轨顺、切眼施工期间，对301、305工作面采空区积水进行了探测：305、301工作面采空区无积水。根据303工作面回采地质说明书，工作面回采时预计正常涌水量10m3/h，最大涌水量46.5m3/h。 第六节 影响回采的其它因素一、影响回采的其它地质情况 影响回采的其它地质情况表 表5 瓦 斯 属低瓦斯矿井。 煤尘爆炸指数 具有爆炸危险性，爆炸指数40.63%。 煤的自燃倾向性 自然发火煤层，发火期36个月，有自然发火倾向性，自然发火等级为二级。 地温危害 地温21，无地温危害。 二、冲击地压和应力集中区山东科

7、技大学对303孤岛工作面安全开采进行了评估，报告认为紧邻较大采空面积的轨道顺槽和工作面端头出口附近，在生产过程中要提高对顶板的支护强度。由于孤岛工作面煤体具有较大的应力集中现象，存在高应力集中区，生产中预计两巷应力集中对巷道和工作面端头顶板管理会带来一定影响。 第七节 储量及服务年限一、储量工作面几何尺寸、储量计算表 表6储量计算 块段号 面积(m2) 煤 厚(m) 视密度(t/m3) 基础储量(万t) 资源量(万t) 回采率() 可采储量(万t) 111b-A-C001 24967 7.84 1.35 26.43 86 22.73 2S11-C-C002(断) 5375 7.93 1.35

8、5.75 111b-A-C003(防) 15282 7.91 1.35 16.32 80 13.06 111b-A-C004(防) 8754 7.85 1.35 9.25 80 7.40 2S11-C-C005(断) 1721 7.85 1.35 1.82 累计 56099 52.30 7.57 43.19 备 注 1、计算范围：西至设计停采线，南到303轨顺内帮，北到303皮顺内帮，东到切眼内帮。2、该面为提高开采上限工作面，其中50m80m防水煤柱内可采储量13.06万吨，36m50m防水煤柱内可采储量7.40万吨。由于提高开采上限，20.46万吨（2S11）升级为（111b）。3、正常生

9、产时，工作面割煤回收率97，放煤回收率80，工作面回收率86。4、工作面进入80m防水煤柱后，受部分限放影响，工作面回收率80 本文来自: 中国煤矿安全网 () 详细出处参考：二、工作面服务年限工作面服务年限 = 可采推进长度/月设计推进长度 =550/（1.2421.50.95）=5.6个月 第二章 采煤方法 第一节 巷道布置一、采区设计、工作面巷道布置概况（一）采区设计概况三煤采区是1995年10月经山东省煤管局批准，将原属于兴隆庄井田六采区的3煤划归杨村矿开采。该采区共分北翼（3煤北上山）、南翼（3煤南上山）和东翼开采，303工作面属于北翼开采。（二）工作面巷道布置概况工作面两顺槽均沿煤

10、层底板布置。南顺槽为轨道顺槽，沿305工作面采空区留煤柱（宽度4.0m）布置，靠工作面侧设置移动变电站。轨道顺槽通过联络巷与-190轨道巷相连。北顺槽为运输顺槽，沿301工作面采空区留煤柱（宽度4.0m）布置，靠工作面侧设置转载机和胶带输送机。运输顺槽与北总回风巷直接相连。二、工作面轨道顺槽轨道顺槽属于沿空巷道，为梯形断面，上净宽4m,下净宽4.5m，净高为3.2m，净断面积13.6m2，采用锚、网、梯、锚索、喷浆复合支护。支护设计：1、顶板锚杆222200mm，间距排距=740800mm，锚索沿巷中布置一排，间距为2400mm。2、两帮采用222200mm螺纹钢树脂锚杆、金属网配合钢筋梯进行

11、联合支护，间距排距=700800mm。沿空侧锚杆托盘采用规格为长宽厚12012020mm的正方形碗状钢板托盘，工作面侧及顶板锚杆托盘采用规格为长宽厚12012010mm的正方形碗状钢板托盘。钢筋梯采用10mm钢筋加工，金属网为菱形网。轨道顺槽用于工作面进风和运料，巷道内布置有894.5mm防尘供水管和574mm风管各一路；1084.5mm注浆管和1084.5mm排水管各一路。三、工作面运输顺槽运输顺槽属于沿空巷道，为梯形断面，上净宽4.0m,下净宽4.5m，净高为3.2m，净断面积13.6m2，采用锚、网、梯、锚索、喷浆复合支护。支护设计：1、顶板锚杆222200mm，间距排距=740800m

12、m，锚索沿巷中布置一排，间距为2400mm。2、两帮采用202200mm螺纹钢树脂锚杆、金属网配合钢筋梯进行联合支护，间距排距=700800mm，锚杆托盘采用规格为长宽厚12012010mm的正方形碗状钢板托盘。钢筋梯采用10mm钢筋加工，金属网为菱形网。皮带顺槽用于工作面回风和运煤，巷道内布置有894.5mm防尘供水管和574mm风管各一路；1084.5mm注浆管和1084.5mm排水管各一路。四、工作面切眼切眼初掘为矩形断面，净宽4.5m，净高2.8m，净面积12.6m2，采用锚、网、梯、锚索联合支护（锚索沿初掘断面中线布置两排，间距1600mm）。切眼扩宽后为矩形断面，净宽7.2m，净高

13、2.8m，净断面20.16m2。切眼扩宽前，在靠近扩宽帮一侧先支设一排单体支柱，一梁三柱顺切眼方向支设，柱距为1.0m，顶梁采用200mm的半圆木。扩宽部分顶板在锚网梯支护基础上，增加两排锚索支护，间距排距=16001600mm。另外，对工作面一侧煤帮采用木锚杆、菱形网支护。五、联络巷（1）303轨顺联络巷轨顺联络巷为拱形断面，巷道净宽3.6m，墙高1.4m，采用锚、网、喷联合支护，锚杆间距排距=700700mm。（2）303皮顺联络巷本文来自: 中国煤矿安全网 () 详细出处参考：支护方式、巷道断面同轨顺联络巷。六、溜煤眼工作面无直接溜煤眼。附图3：303工作面平面布置图（比例1：2000）

14、。 第二节 采煤工艺一、采煤方法工作面采用倾斜长壁全部垮落法综采放顶煤一次采全高采煤法。二、采煤工艺工作面采用两刀一放采煤工艺。工艺过程：割煤移架推前溜、拉后溜割煤移架推前溜放煤拉后溜。其中：1、割煤采用双滚筒采煤机割煤，采高2.80.1m，截深0.6m。2、移架（1）采煤机向下（上）端正常割煤时，超前采煤机前滚筒12组支架将支架护帮板和前插板收回。（2）割煤后，支架工滞后煤机后滚筒35组支架开始移架。移架后，及时将支架前插板和护帮板伸出护顶。3、推前溜（1）支架工自上（下）而下（上）推移前部刮板运输机，推移步距0.6m，溜子弯曲段长度15m。（2）在采煤机向上（下）斜切进刀切入煤壁规定截深后

15、，将前部刮板运输机按自下（上）而上（下）的顺序推向煤壁，成一条直线。4、放煤采用液压支架尾梁摆动、插板伸缩放顶煤，放煤步距为1.2m，放煤高度5.11m，采放比：1：1.82。5、拉后溜工作面放煤结束，经当班质量验收员验收合格后，安排放煤工自上（下）而下（上）拉移后部刮板运输机。三、落煤方法1、采煤机进刀采煤机进刀采用端部自开缺口、斜切进刀的方式，斜切进刀长度30m，进刀深度0.6m。具体操作如下：（1）采煤机向下（上）割透端头煤壁后，由上（下）向下（上）推移前部刮板运输机，使得前部刮板运输机弯曲段大于15m后，将两个滚筒的上下位置调换，向上斜切（下）进刀，使得采煤机达到正常截割深度（即0.6

16、m），再按要求将前部刮板运输机推移至平、直状态。（2）采煤机达到正常截割深度（进完刀）后，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）割完三角煤以后，将两个滚筒的上下位置调换，采煤机空机返回，进入正常割煤状态。附图4：采煤机斜切进刀示意图。2、采煤机正常割煤采煤机正常割煤采用前滚筒割上部煤，后滚筒割下部煤并装煤的方式，正常割煤速度控制在2.04.0m/min。采煤机正常割煤要求煤壁直，无伞檐，顶、底板平，不留底煤。3、放煤（1）工作面多轮顺序放煤 第一轮放煤：打开放煤口，放出数量大约为1/2的顶煤厚度后，关闭放煤口，再进行下一架的放煤，直至第一轮结束，第一轮放煤不见矸石；

17、第二轮放煤：按照第一轮放煤顺序进行第二轮放煤。打开放煤口，等到放出的煤中有明显矸石时，关闭放煤口，再进行下一架的放煤，直至第二轮结束；第三轮放煤：按照前两轮放煤顺序进行最后一轮放煤。打开放煤口，等到放出的煤中矸石急剧增加时（矸石量约占煤量1/3），关闭放煤口，再进行下一架的放煤，直至放煤结束。最后一轮放煤主要通过控制插板减小放煤口和尾梁上下摆动实现找煤，要避免大块矸石放出。工作面后部刮板运输机处于放煤位置时放煤，前后两轮放煤间距5组支架长度。（2）端头放煤工作面两端头使用端头支架后插板插破金属网的方法将顶煤放出。四、工作面正规循环生产能力工作面每日按4个循环组织生产，循环进尺1.2m，采高2.

18、8m，放煤高度5.11m，按月工作日21.5天，正规循环率95%计算。工作面实际生产为：日割煤量LH1SPrC11022.81.241.350.97 1795(t)日放煤量LH2SPrC21025.111.241.350.802702 (t)日产量1795 + 2702 4497 (t)月产量449721.50.9591851 (t)式中： 本文来自: 中国煤矿安全网 () 详细出处参考：L工作面面长； S工作面循环进尺；H1工作面采高；H2放煤厚度； r煤容重； C1工作面割煤回收率；C2工作面放煤回收率。五、工作面末采工作面结束前，距离停采线15m时停止放煤。 第三节 工作面设备配置一、采

19、煤机型 号： MG300/700-QWD采 高： 2.23.5m截 深： 630mm功 率： 300KW2滚 筒： 1800mm牵引速度： 07.2m/min二、液压支架1、基本支架型 号： ZFPa5400-17/35支撑高度： 17003200mm支撑宽度： 14201590mm初 撑 力： 4410kN工作阻力： 5400kN支护强度： 0.87MPa插板伸缩量： 600mm尾梁摆动量： 上摆10，下摆30最低外形尺寸： 长宽高=7.251.51.7m过煤高度： 600mm2、过渡支架型 号： ZFP540017/32支撑高度： 17003200mm工作阻力： 5400kN宽 度： 14

20、201590mm支护强度： 0.7MPa尾梁摆动量： 上摆10，下摆303、端头支架型 号： ZTF540019/32支撑高度： 19003200mm工作阻力： 5400kN支护强度： 0.7MPa三、刮板运输机1、前部刮板运输机型 号： SGZ-800/630电机功率： 315KW2运输能力： 1200t/h链 速： 1.1m/s中间槽尺寸： 长宽高=1500800275mm本文来自: 中国煤矿安全网 () 详细出处参考：2、后部刮板运输机型 号： SGZ-830/630H电机功率： 315KW2运输能力： 1200t/h链 速： 1.1m/s中间槽尺寸： 长宽高=1500830270mm四

21、、转载机型 号： SZZ-830/250铺设长度： 50m电机功率： 250KW1运输能力： 1500t/h中间槽尺寸： 长宽高=1500830270mm五、破碎机型 号： LPS-1500电机功率： 160KW1破碎能力： 1500t/h破碎后煤的最大尺寸: 300mm外廓尺寸： 长宽高=430021701630mm六、胶带输送机型 号： SSJ-1000/275 （皮带数量三部） 电机功率： 75KW2运输能力： 630t/h带 速： 2.0m/s带 宽： 1000mm七、辅助运输设备1、SQ-1200系列连续牵引车（轨顺）电机功率： 75KW牵 引 力： 58KN绳 径： 21.5mm绳

22、 速： 1.0 m/s最大牵引重量： 24.53 t2、JD25绞车 （轨顺联络巷）电机功率： 25KW静 拉 力： 17.6KN绳 径： 15.5mm绳 容 量： 400m滚筒直径： 310mm外形尺寸： 143812171255mm3、JD25绞车 （皮顺联络巷4上山）皮顺联络巷4上山上车场JD25绞车技术参数同上。本文来自: 中国煤矿安全网 () 详细出处参考：4、JD2.5A绞车 （皮顺）电机功率： 40KW静 拉 力： 22.4KN绳 径： 18.5mm绳 容 量： 600m外形尺寸： 190023501370mm附图5：303工作面设备布置示意图。 第四节 电牵引采煤机电气系统操作

23、、检修规程一、采煤机电气系统操作（一）、采煤机主机操作1、启动操作：（1）将左、右截割电机隔离开关手把合上，并将电控箱上停止按钮解锁；（2）按启动按钮，左、右截割电机所对应的磁力启动器联接成顺序起动方式起动。 2、停止操作：采煤机主机停止有五处可以操作，电控箱(兼闭锁)，左、右端头站(不兼闭锁)，左、右遥控发射机(不闭锁)。需要停止采煤机主机时，按以上五个按钮的其中之一即可。注意事项：在采煤机的停车过程中，正常情况下先停止牵引，再按“主停”，否则将损坏制动器，并对设备有冲击。3、运输机停止操作：按下采煤机电控箱上SBY运闭按钮(兼闭锁) ，即将运输机停止。若要重新开运输机，应将此按钮解锁。4、

24、摇臂调节：（1）左摇臂升降操作：在左端头站或左遥控发射机上操作。按“左升”则左摇臂升，按“左降”则左摇臂降。（2）右摇臂升降操作：在右端头站或右遥控发射机上操作。按“右升”则右摇臂升，按“右降”则右摇臂降。（二）采煤机牵引操作1、正常状态操作：正常状态操作可以在五处进行：电控箱、左、右端头站 、左、右遥控发射机，但其中牵引启动操作只能在电控箱进行。（1）牵引启动：按下电控箱上的牵启按钮，牵引启动。（2）速度给定：初始状态给定速度为零，由加、减速按钮设置给定速度指令。（3）选择牵引方向：按下向左或向右按钮。牵引过程中的换向，可直接按下相应的方向按钮，采煤机可自动完成换向。（4）方式选择：按下方式

25、按钮，采煤机运行于调动状态，采煤机速度可在010m间调节。（调动速度只能用于空车调车用，严禁用于割煤）。（5）牵引停止操作：可以在电控箱、左右端头站或遥控发射机处操作，执行此操作后牵引速度自动为零。（6）显示操作：按下显示按钮可循环显示存储的工作参数，放开后可自动回到正常屏幕。注意事项：牵引操作必须在采煤机启动后、并确认有“牵电”信号才能进行，且必须按牵启、速度给定、选择方向的顺序进行，停止牵引时按“牵停”。2、检修（近控）操作：（1）打开变频调速箱的中间盖板，将拨钮开关B1、B2、B3拨向近控状态，然后盖好盖板；（2）用速度旋钮G1，选择速度。（3）用方向旋钮G2选择方向。（4）牵引停止：将

26、方向旋钮G2回到“停”。注意事项：操作时，必须先选择速度，再选择方向。3、变频器的其他操作：（1）漏电试验操作：在变频器未启动前，按下“试验1”或“试验2”按钮不放，应使变频器主回路真空接触器跳闸，同时相应变频器的显示器上“漏电”灯亮。松开试验按钮，再按下复位按钮，即可恢复原来状态。（2）变频器复位操作：当变频器发生故障保护动作及漏电、电压异常等故障，待故障排除、关断牵引操作后，按下“复位”按钮，消除故障记忆。注意事项：当变频器故障保护动作，必须确信排除故障、关断牵引操作（包括近控）后，再复位，重新启动变频器。本文来自: 中国煤矿安全网 () 详细出处参考：（3）牵引急停和牵引复电操作：在运行

27、过程中，遇到特殊紧急情况，如操作开关和按钮失灵等，则可按下“牵引急停”按钮，切断真空接触器，停止变频器和牵引部。牵引急停之后，如已无故障，变频器需要重新送电时，可按“牵引复电”按钮，使主电路得电。主油路失压，变频器急停后，需按“牵引复电”，使变频器重新得电。注意事项：正常情况下，请千万不要用“牵引急停”按钮，以免损坏设备；“牵引复电”之前，必须关断牵引操作。（三）其它操作安全警示1、停机后，必须按照警告牌警示，再开防爆盖，然后才能维护、维修。 “复位”按钮不能随意按下。2、当变频器等故障保护动作，必须确信排除故障，关断牵引操作（包括近控）后，才能复位。随意按下“复位”按钮，将会使事故扩大。3、

28、禁止在瓦斯超标的情况下，开启电控箱。二、采煤机电气系统检修（一）、日检1、检查主电缆损耗情况，确保无明显破损；2、检查牵引电缆损耗情况，确保无明显破损；3、检查分线盒部位引出电缆，确保无明显破损；4、检查压力继电器引出电缆，确保无明显破损；5、检查压力继电器上刻度，并作记录，确保没有松动变化；6、检查电控箱盖板上按钮，确保可靠通断；7、检查端头站引线，确保无明显破损；8、检查遥控器、端头操作站、机身按钮，确保各个指令可靠执行；9、观察机组上GP显示屏上显示数据，并作5组数据记录，记录各个显示参数的最大值与最小值，观察数据变化规律；10、观察变频箱内，变频器数字操作键盘显示数据，并作5组数据记录

29、，记录显示参数的最大值与最小值，观察数据变化规律；11、观察变频箱内，发光二极管显示灯工作情况。（二）、周检1、检查电控箱内湿度情况，保持干燥；2、检查电控箱内各个接线、插头、器件固定牢靠；3、检查电控箱内各个保险丝、保险管接触牢靠；4、检查变频箱内湿度情况，保持干燥；5、检查变频箱内插件板安装牢靠；6、检查变频箱内接线、插头、器件固定牢靠；7、检查分线盒湿度情况，保持干燥；8、检查分线盒接线牢靠；9、检查电控箱接线腔湿度情况，保持干燥；10、检查电控箱接线腔接线牢靠，确保控制线与高压线之间的间隙；11、检查左右截割电机接线腔湿度情况，保持干燥；12、检查左右截割电机接线腔接线情况，确保温度检

30、测线与高压线之间的间隙；13、观察机组上GP显示屏上显示数据，并作10组数据记录，记录各个显示参数的最大值与最小值；14、观察变频箱内，变频器数字操作键盘显示数据，并作10组数据记录，记录显示参数的最大值与最小值；15、检查各个冷却水道，保持畅通。（三）、月检1、检查牵引电机接线腔湿度情况，保持干燥；2、检查牵引电机接线腔接线情况，确保可靠接线。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、支护强度验算（1）经验公式计算支护强度QHF 82.87.326 4252（kN）5400（kN）故所选支架能够满足工作面顶板管理的要求。式中：Q：支架工作阻力N：采高的倍数，一般取68，这

31、里取8H：工作面采高，2.8mF：支架的支护面积，7.3m2：顶煤与顶板岩石容重，最大取2.65 t/m3（26kN/m3）（2）选择支架支护强度Pt= QF = 42527.3 = 582.5（KN/m2）式中：Pt：支架支护强度（KN/m2）2、结论基本支架支护强度870 KN/m2、端头及过渡支架支护强度700 KN/m2，均大于以上计算所要求的支护强度，因此，所选支架能够满足工作面支护强度要求。3、支护设备选择本文来自: 中国煤矿安全网 () 详细出处参考：工作面选用ZFPa5400-17/35型基本支架58架；溜尾选用ZTF5400-19/32型端头支架4架，ZFP5400-17/3

32、2型过渡支架2架；溜头选用ZTF5400-19/32型端头支架3架，ZFP5400-17/32型过渡支架2架。从皮带顺槽到轨道顺槽依次编号为169#支架。根据工作面条件与支架适应条件对照表7、表8可以看出，选择ZFPa5400-17/35型支架，在满足顶板管理支护强度需要的同时，也能满足底板比压值要求。二、乳化液泵站（一）泵站及管路选型、数量乳化泵选用GRB-315/31.5型三台，装备三泵两箱。工作面支架和采煤机喷雾降尘选用KPB-315/16A清水泵两台，装备两泵一箱。泵站使用ME15-5微乳型乳化油，主供液管路选用耐压45MPa 以上高压胶管（4层钢丝编织）。主要技术参数如下：1、乳化液

33、泵型 号： GRB-315/31.5 （三台）公称流量： 315L/min公称压力： 31.5 MPa 电机功率： 200KW2、清水泵型 号： KPB-315/16A （两台）流 量： 315L/min公称压力： 16MPa电机功率： 110KW（二）泵站设置位置泵站安设在轨道顺槽距离采煤面80200m位置。（三）泵站使用规定泵站压力30 MPa，乳化液浓度1.5%2.5%。必须加强泵站的维修，保证乳化液泵站和液压系统完好，不漏液。 参考山东科技大学对303面矿压评估资料，选择本面矿压参数 表7 本文来自: 中国煤矿安全网 () 详细出处参考：工作面条件与支架适应条件对照表 表8 工作面条件

34、 支架适应条件 采 高 2.8m（平均） 1.73.5m 倾 角 7（平均） 底板容许比压 16.3 MPa 1.7MPa 第二节 工作面顶板管理一、正常工作时期顶板支护方式（一）支护工艺1、正常生产时，采用追机移架的方式对顶板进行及时支护。工艺为：割煤移架推移前部刮板运输机。移架采用带压移架的方式，移架步距0.6m。2、顶板破碎时，采用紧跟煤机前滚筒移架或提前拉移超前支架，即当发现片帮、掉顶严重时，不等采煤机割煤，就进行移架。工艺为：移架割煤推移前部刮板运输机。（二）支护质量要求1、工作面做到工程质量动态达标，确保“三直、两平、一净、二畅通”的质量要求。2、加强对支架的维修，保证支架不窜液、

35、不漏液、不卸载。3、支架前梁接顶严实，端面距340mm，初撑力24MPa。4、支架两棵前立柱离开工作面工程线距离差值50mm。5、支架垂直顶、底板，当支架歪斜度超过5时，验收员及时安排支架工随移架随调架。6、支架顶梁与顶板平行支设，其最大仰俯角7。7、相邻支架间不能有明显错差，其值不超过顶梁侧护板高的2/3。8、相邻支架前梁（指前梁中间部位）间空隙200 mm。二、特殊时期的顶板管理（一）工作面初次放顶工作面初次放顶必须编制专门安全技术措施。（二）来压及停采前的顶板管理1、来压期间，工作面支架以及两顺槽所有单体支柱必须达到初撑力，支架使用好伸缩前插板和护帮板，防止端面冒顶。2、加强工作面煤帮管

36、理，当煤壁片帮深度超过0.6m时，班长必须根据现场实际安排支架工拉移超前支架或在面前支设单体支柱支护顶板，防止出现冒顶。3、工作面停采前要编制停采措施（撤面造条件措施）。（三）过断层及煤层破碎带时的顶板管理1、工作面过落差2.0m以上的断层必须编制专门安全技术措施。2、工作面隐伏小断层分布见杨村煤矿303工作面巷道无线电磁波透视成像探测报告。生产过程中，当遇到隐伏小断层或煤层破碎带而出现工作面局部地段煤壁片帮和顶板破碎时，必须采取拉移超前支架方法管理顶板。3、工作面过断层及煤层破碎带时其它顶板管理措施见第七章安全技术措施部分。 第三节 两顺槽及端头顶板管理一、轨顺超前支护1、支护材料一字顶梁（

37、规格为DJB1000单楔梁）、单体液压支柱。2、超前支护距离轨道顺槽超前支护距离50m。3、超前支护方法采用三排铰接一字顶梁与单体液压支柱配合进行超前支护。（1）支护方法偏巷道中线0.1m支一排一字顶梁，距离巷道两侧煤帮（上顶）0.5m各支设一排一字顶梁。本文来自: 中国煤矿安全网 () 详细出处参考：（2）单体支柱支设要求a、每条一字顶梁下采用对柱方式（即每条一字顶梁下支设2棵单体支柱）支护，柱距0.5m。b、当受到鼓帮和鼓底影响，靠两帮侧的单体支柱支设时允许柱头往巷道中间方向迎510。二、皮顺超前支护1、支护材料十字顶梁（规格：0.80.6m）、一字顶梁（规格：DJB1600单楔梁）和单体

38、液压支柱。2、超前支护距离皮带顺槽铰接顶梁超前支护距离30m。3、超前支护方法采用铰接十字顶梁、一字顶梁与单体液压支柱配合进行超前支护。（1）支护方法跨转载机两侧（横向）使用十字顶梁和中间一条一字顶梁相互铰接（形成网状梁）支护巷道顶板，棚距0.6m。 （2）单体支柱支设要求a、单体支柱在十字顶梁（中）下支设，柱距0.6m。为防止拉移转载机时出现挤、挂单体支柱，十字顶梁下支设的单体支柱允许柱头往巷道中间方向迎58。b、当受到破碎机飞轮护罩或转载机拉移千斤顶影响时，单体支柱可以在十字顶梁的长臂下支设。4、前溜头外区域巷道顶板管理超前工作面煤帮外5m，在转载机人行道侧的每条一字顶梁下垂直支设一棵单体

39、支柱。5、单体支柱（点柱）超前支护方法在皮顺超前支护范围内，靠人行道侧巷帮支设单体支柱（点柱）。单体支柱采用旧皮子（规格：长宽 = 0.250.2m）接顶，柱距0.6m。当受到鼓帮和鼓底影响，单体支柱支设时允许柱头往巷道中间方向迎510。 三、端头顶板管理（一）支护形式1、轨顺端头支护形式（1）端头采用69#端头支架支护巷道顶板。（2）当69#架边空顶间隙500mm宽时，应在69#架边（指前梁、主顶梁架边）再支设一架2.0m木棚或挂一排一字顶梁支护。2、皮顺端头支护形式（1）皮顺端头采用1#端头支架和铰接顶梁支护巷道顶板。（2）当1#架边空顶间隙500mm宽时，应在1#架边（指前梁、主顶梁架边）再支设一架2.0m木棚或挂一排一字顶梁支护。（3）前、后部刮板运输机溜头距离范围内，在转载机人行道侧挡板边支设单体支柱，柱距0.6m，顶棚为一字顶梁。（4）密集支柱与转载机机尾护罩后沿齐，柱距0.4m。3、工作面端头支护形式 （1）上、下端头各2