普采工作面作业规程.doc

第一章 概 况

第一节 工作面位置及井上下关系

513高级工作面在5#煤层一盘区+781-+806 m标高段，井下在工业广场保安煤柱西侧， 514准备工作面以东，南以断层为界，北为五煤机轨合一巷。工作面范围内无建筑物、公路、河流分布，基础为荒山谷堑地带，平均覆盖厚度为260m，估计回采会造成地表裂缝塌陷，但影响不大。

工作面位置及井上下关系表 表1
工作面名
513回采工作面
地质储量
68310t
地面标高
+1070~1100m
井下标高
+781-+806 m
地面相对
位 置
工作面所处区域地面对照为荒山谷堑地带，平均覆盖厚度为260m左右。
回采对地面设施影响
工作面对应地面为荒山谷堑地带，无建筑物；本工作面开采对地面影响不大。
井下位置及和四邻关系
其东面为工业广场保安煤柱，西面为514准备工作面，南面以断层为界，北面为五煤机轨合一巷。
走向长度
平均100m
倾斜长度
230m
面积
23000㎡

第二节 煤 层
513工作面开采煤层，经过掘进时揭露分析，该工作面范围5#煤层、赋存较为稳定，煤层厚度1.8-2.3m，平均为2.2m左右。

工作面煤层情况表 表2
采高/m
2.2
煤层结构
简单
煤层倾角（°）
3—9
开采煤层
5#
煤种
长烟煤
稳定程度
稳定
煤层情况
描述
该地段煤层结构简单、层理分明，煤层坚硬，有玻璃光泽，夹1-2层矸石，厚0.02-0.3m，煤容重1.35t/m，煤层厚度1.8-2.3m，平均2.2m，倾角3—9°左右。

第三节 煤 层 顶 底 板
本回采工作面煤层顶板为灰色泥岩、砂质泥岩，并见炭质泥岩伪顶，厚度约0.4m；底板为含根土铝土质砂岩、泥岩及薄层炭质泥岩。
煤 层 顶 底 板 情 况 表 表3
岩石煤层名称
厚度/m
特征
灰色泥岩、砂质泥岩
2.5
浅灰～深灰色，含黄铁矿结核。
炭质泥岩
0.4
黑灰色，无层理、含丰富植物化石。
5#煤
2.2
呈黑色、内夹1-2层矸石
铝土质砂岩、泥岩
4.2
灰色，含丰富植物根部化石。

第四节 地 质 构 造
一、断层情况及其对回采影响
513工作面运输顺槽、回风顺槽掘进过程中碰到了两个正断层，断层走向NW75°，落差为2.2m，对工作面开采影响较大。（回采过断层破碎带时，另补充安全对应安全技术方法）
二、褶曲情况及其对回采影响
依据本工作面实际揭露资料分析，本工作面内未有褶曲现象。
第五节 水 文 地 质
一、水文情况
1、地表水
矿井地面有百子沟河，为常年流水。通常流量为0.2m3/s，最高洪水位高出河床7.14m，和井下没有水力联络。
2、含水层
矿区范围内关键含水层为新近系、第四系底部砾岩、砂砾石层孔隙潜水含水层及白垩系砂砾岩含水层，泉水关键来自新近系富水性地层中。其次为中侏罗统直罗组（J2z）和延安组（J2y）煤系地层裂隙弱含水层。上述含水层对煤层开采影响不大，而新近系富水层泉水为矿井关键生产、生活用水水源地。
3、老窑水
矿井据记载，在明清时期就有小窑采煤。东南边界百子沟河西侧曾有老窑分布，已采取了防护方法。
二、其它水源分析
工业广场东为百子沟河流由北向南流入泾河，百子沟河最高洪水位低于工业广场最低标高约15m，工业广场相当安全。
三、涌水量
矿井涌水关键来自煤层以上砂岩孔隙裂隙水。依据《彬县陈家坪煤炭有限责任企业三号矿井水文地质类型划分汇报》，5号煤层水文地质为简单型，8号煤层水文地质为中等型。矿井正常涌水量为88.75m3/h，最大涌水量为139.5 m3/h。现矿井实际正常涌水量为30m3/h,最大涌水量为50 m3/h。
经对该区域范围资料搜集情况来分析513工作面正常涌水量为2m3，最大涌水量为3 m3/h，工作面为仰采，大部分流入采空区，一部分在机尾底凹处打小水窝设置潜水泵排水，不会影响正常回采。

第六节 影响回采其它原因
一、 影响回采其它地质情况
依据陕西省煤炭生产安全监督管理局相关-第二批矿井瓦斯等级判定结果通知“陕煤局发[]48号”文；陕西煤矿安全装备检测中心1月17日出具《煤尘爆炸性、煤层自燃倾向性判定检验汇报》，瓦斯、二氧化碳、煤尘爆炸指数、自燃倾向性见表4。
影响回采其它地质情况表 表 4
瓦斯
瓦斯绝对涌出量：0.54m3/min；相对涌出量：0.3.97m3/min
CO2
二氧化碳绝对涌出量：1.19m3/min；绝对涌出量：8.743/min
煤尘爆炸指数
75%
煤自燃倾向性
轻易自燃
地温危害
无
冲击地压危害
无
二、冲击地压和应力集中区
无冲击地压危险和应力集中区。
三、地质部门提议
1、本工作面煤层倾角不大，未发觉岩浆岩、陷落柱等地质结构。
2、加强水文情况观察，严格实施防治水方法。

第七节 储量及服务年限
一、储量
（一）工作面工业储量
工作面平均走向长度为100m，倾斜长度230m，煤层厚度2.2m，密度1.35t/m3，则工业储量为68310t。
（二）工作面可采储量
工作面可采倾向长度为190m，工作面切眼长度100m，煤层厚度2.2m，密度1.35t/m3，则可采储量为54737t。
Q =（190×100×2.2×1.35×97%）=54737t
二、工作面服务时间
服务时间=可采长度/月设计推进长度=190/（2.4×25）=3.2（月）。
三、停采线位置
停采线距五煤机轨合一巷留设40m保安煤柱。

第二章 采 煤 方 法
依据采改设计工作面选择DFG-2600型π梁配DY-25-30/100单体液压支柱控制顶板，上下端头采取DFG-4000型π梁“四对八梁”支护，采取倾向长壁后退式机械化高级普采采煤方法，采空区自然垮落管理顶板。

第一节 巷 道 布 置
一、工作面设计、巷道部署概况
该工作面在5煤一盘区，沿倾向部署。方位角180°，和主、副井、风井组成简单生产系统。北部为五煤机轨合一巷和五煤专用回风巷，西部为514准备工作面，南至断层，工作面由南向北推进。
附图一、513工作面巷道部署图
二、工作面运输顺槽
在工作面西侧，梯形支护，上宽2.8m，下宽高4.0m，净高2.2m，断面积7.5m2；采取12#矿用工字钢支护，棚距0.5 m，用于进风、运煤。
三、工作面回风顺槽
在工作面东侧，梯形支护，上宽2.0m，下宽高3.0m，净高2.2m，断面积5.5m2；采取12#矿用工字钢支护，棚距0.5 m，用于回风及运料。
四、工作面切眼
净断面规格为2.6m×2.2 m，采取DFG-2600型π梁配DY-25-30/100单体液压支柱，柱距（对梁中心距）0.6m，用于安装采煤机设备连接两顺槽，形成通风、生产系统。

第二节 采 煤 工 艺
工作面采取DFG-2600型π梁配DY-25-30/100单体液压支柱控制顶板，采取倾向长壁后退式机械化开采采煤方法，采高2.2m。
一、采煤方法
1、采高、循环进度
本工作面采取长壁后退式高级普采机械化采煤，采空区自然垮落法管理顶板，确定采高为2.2m，循环进度为0.6m。
2、本工作面采取倾向长壁后退式全部垮落法机械化采煤方法，由MG150/375-W（W1）型采煤机落煤，SGZ630/220型刮板运输机（工作面）、SGB620/40T型刮板运输机（顺槽）运煤；DZ25-30/100型单体液压支柱配合DFG-2600型∏型梁支护顶板，自然垮落管理顶板。
3、落煤、装煤
落煤：MG150/375-W（W1）型采煤机落煤。
装煤：采煤机落煤直接装入刮板输送机，浮煤由人工清理到刮板输送机输出。
4、顶板控制
依据煤层厚度和顶板情况，工作面采取DZ25-30/100单体液压支柱配合DFB2600π型钢梁，交错迈步支护，人工放顶，3、4排控顶，采空区采取自然垮落法管理。（如工作面大面积不来压，可沿工作面切顶线部署一排炮眼，孔深3m，孔距2m，炮眼仰角65~75°，每孔装药量为1000克，进行强制放顶）。
二、回采工艺
回采工艺步骤：采煤机端部进刀→采煤机割煤、装煤→铺顶网→移主梁→移工作面溜子→移副梁→放顶（整理工作面）。
1、采煤机端部进刀
采煤机割煤前，首先对工作面支架、顶板、煤帮、通风、瓦斯、安全出口和采煤机、刮板输送机进行全方面安全检验，发觉问题立即处理。
回采工作面采取双向割煤方法，平均采高2.2m，截深0.6m。
（1）右端头斜切进刀
机组割透右端头煤壁后，对调上、下滚筒，割掉该处煤台阶；然后沿溜子弯曲段，机组逐步斜切进入煤壁。当机组两个滚筒截深全部达成0.6m，推移工作面溜子、伸出翻转梁临时护顶，停机。
对调上、下滚筒，返刀割三角煤；机组割透煤壁后，对调上、下滚筒，割掉该处煤台阶，然后返空刀，顺次移溜、移架，停机。至此进刀完成。
（2）左端头斜切进刀
机组割透左端头煤壁后，对调上、下滚筒，割掉该处煤台阶；然后沿溜子弯曲段，机组逐步斜切进入煤壁。当机组两个滚筒截深全部达成0.6m，推移工作面溜子、伸出翻转梁临时护顶，停机。
附图二：回采工作面采煤机进刀方法示意图
2、采煤机割煤、装煤
在采煤机正常行进过程中，由前滚筒沿顶板割顶煤、后滚筒割底煤，前后滚筒割煤高度之和为控制采高。
采煤机割下煤大部分顺滚筒螺旋叶片装入刮板输送机，严禁任何人在采煤机割煤过程进入前部溜作业。
3、铺顶网
割煤过后立即铺顶网。顶网采取12号铁丝编制菱形金属网，网宽1.3m，6m长1卷。联网时将金属网长边缘工作面纵方向展开，网片之间搭接宽度0.1m，采取细铁丝连接，扣扣相连，一扣三扭。联好后将金属网回卷，用挂钩临时固定到翻转梁上。顶板破碎是，先连接一片，先勾盯，在铺网
4、移溜
①机组割煤10—15m后，即可移溜。移溜用移溜器进行，沿工作面每隔4—5m安设一台移溜器，移溜时需从机头（机尾）或机尾（机头）次序移溜，移溜步距为0.6m,推移溜时要平稳，并随时调整，使溜则处于平、直、稳状态，溜则弯曲段大于15m，移完溜则后移溜器。
②推移刮板运输机机头、机尾：推移运输机机头、机尾必需在运输机停机闭锁情况下进行。首先检验作业地段周围顶板、煤壁及端头维护情况，处理一切不安全隐患，并清理洁净煤帮侧浮煤。推移时要有专员指挥，作业人员必需站在安全地段。严禁硬推、硬顶、硬拉，预防损坏过渡槽等，但推移必需到位。
5、移架支护顶板
（1）移架工艺
移架采取追机作业方法，在顶板完好情况下，采煤机割煤时，移架工作滞后移溜15m。移架步距0.6m ,梁端距煤壁小于200mm ，并随时调整支架，使工作面支架成一条直线，误差在±5cm以内。
当采煤机割煤超出15m，移架不能立即跟上时，要停机等移架，严禁空顶作业。
（2）移架程序
先移主梁→后移副梁，打紧支架立柱，并在升柱手把位置保持几秒钟，使支柱达成额定初撑力。
（3）移柱
采取DZ25-30/100型单体液压支柱配合DFG-2600型∏型梁交错迈步支护顶板。支柱初撑力必需≥90KN（11.5Mpa），超前支柱初撑力不低于50KN（7 Mpa）。
6、清浮煤
推溜移基础架后，人工用锹、耙等工具清理浮煤。
清浮煤技术要求：
（1）清浮煤前必需先处理好工作地段支护、煤壁、顶板等不安全隐患，严格实施敲帮问顶制度。
（2）清浮煤工必需在完好支架保护下工作，严禁空顶作业。
（3）清浮煤工必需注意运输机上大块煤和物料，小心碰伤。
（4）清浮煤时要锹到哪、眼到哪，既要注意自己安全，也要注意她人安全。
（5）严禁站在溜子上清浮煤作业，大块煤一定要破碎，方可运出。
（6）清理支柱周围浮煤时，要立即给支柱补液，使支柱保持足够支撑力。
二、各工序作业要求
1.割煤
（1）采煤机开启前准备工作
1）检验各零部件是否齐全，螺丝是否紧固，截齿是否齐全锋利，滑靴是否平稳，和溜槽槽帮或链轨接触是否正常。
2）检验各操作阀，控制阀按钮，旋转手把等是否灵活可靠。
3）检验各部油位是否达成要求要求，有没有渗漏现象，电缆水管和拖移装置有没有被卡扭现象，喷雾水压力水流和水质是否符合要求要求。
4）检验行走部、行走滚轮有没有损坏或异常。
5）检验机器及更换截齿时，必需将隔离开关手把、截割部离合器、牵引换向手把打到零位，闭锁工作面输送机，方可进行工作。
6）检验灭尘设施效果是否可靠。
7）对刮板输送机和工作面相关情况要全方面了解，在安全无误情况下方可试车。
8）在采煤机无故障、无障碍物，人员全部要站在安全位置时，才许可对采煤机进行试运转，采煤机开启时应先送水后送电，停机时应先停电后停水，开车时先点动采煤机电动机，合上电动机手把使采煤机空转2--3分钟，在试运转中要注意监听各部运转声音是否正常，检验多种保护装置是否可靠后方可开机。
（2）采煤机开启操作程序
1）把调速手把打到零位。
2）打开喷雾洒水阀门。
3）检验煤壁周围有没有障碍物，然后发出开机信号。
4）点动采煤机电动机，合上截割部离合器。
5）开动输送机，开启采煤机。
6）将滚筒调整到合适高度。
7）转动调速手把使采煤机牵引割煤。
（3）采煤机运转中注意事项
1）采煤机经试运转，确定一切正常后，发出刮板输送机开车信号，待刮板输送机正常运转后，方可开始牵引割煤。
2）采煤机开始牵引割煤时，牵引速度从零开始逐步升高，不得立即打到最高牵引速度。在运转中，随时注意采煤机负荷情况和输送机负荷情况，保持采煤机牵引速度小于3m/min左右为恰，预防采煤机和刮板输送机过负荷运行，并尽可能使出煤量均匀。
3）严格按作业规程要求掌握好采高，顶底板要割平，避免出现台阶；随时注意支架情况，预防割顶梁。
4）采煤机正常工作时，司机要随时注意煤流情况，如有大块煤、矸或长木料时，要立即停止刮板输送机，预防杂物进入煤机底托架内。
5）采煤机运行过程中，司机要随时观察采煤机各部运转情况，各部温度仪表指示，各部声音等是否正常，截齿是否缺乏，电缆拖移装置是否完好，冷却水量水压是否正常等，严禁无水开机。
6）采煤机正常运行中，要注意采煤机本身或刮板输送机及周围环境条件有没有异常现象，如有应立即停机进行检验和处理。
7）采煤机正常运行中，严禁搬动离合手把，各部齿轮离合器离合操作必需停机时进行。
8）采煤机在超载时或牵引部超载时，应分析原因，必需时使滚筒脱离咬合，开机退出缺口，进行检验。不得在重载下割煤，采煤机不得带病运转。
（4）采煤机停车
1）停车时先把牵引速度降到零，然后少许反向牵引，将滚筒内碎煤排尽；采煤机停止运转后，关闭洒水截止阀停水，然后将全部操作手把打到零位或断开位置。
2）下班或检修时，采煤机应停在安全可靠处，并将滚筒落至底板上，将输送机闭锁。
3）采煤机停车后，司机要按开启前检验内容对采煤机进行检验处理，并清理采煤机浮矸，保持采煤机整齐。
（5）紧急停车：碰到下列情况应紧急停车
1）机器工作中负荷过大，电动机堵转。
2）机器内发出异响。
3）电缆、水管卡住或出槽。
4）输送机内有大块煤矸、木料将要顶住采煤机。
5）其它意外事故。
（6）其它
1）严禁用采煤机牵引或顶推其它设备用。
2）维护电气设备部件时要实施井下电气安全规程。
3）排除采煤机故障需要打开盖板时，要采取方法预防碎矸碎煤及其它杂物进入油池，故障处理后加油时应使用专筒专抽。
4）采煤机运行中外部停电造成停机时应扳动离合手把，按下停机按钮。
2、联网：确定工作面安全后联底网。金属网片采取12#铁丝编织，长、宽为10×1.3 m，网孔55×55 mm菱形网；联网使用14#铁丝，必需扣扣相连，一扣三扭联接牢靠。
3、移溜：清理完工作面浮煤联网后，即可开始移溜工作。从溜尾向溜头依次前移0.6 m，为预防溜槽脱节，溜子弯曲段长度不得小于15m。
4、移架
（1）操作前准备
1）检验各部位部件是否齐全、完好，操作手把是否灵敏可靠，经过支架管线是否排列整齐，有没有砸压挤埋和扭折现象，若有应立即处理。
2）检验各管路和阀组，必需完好无损，截止阀应处于开启状态，操作位置要正确。
3）清理好架间浮煤矸石及其它杂物，检验柱和煤溜之间是否有大块煤或矸石等杂物，若有要清理洁净。
4）检验顶板煤帮，发觉问题处理好方可操作。
5）单体液压支柱应保持完好状态，不许可长久带病（泄压）作业。
（2）移架次序
1）要求对梁中靠回风侧（机尾）顶梁为主梁，靠进风侧（机头）顶梁为副梁，先移主梁，后移副梁，当本茬主梁全部移完后再开始移副梁，移梁要求由机尾向机头方向进行。
2）移主梁首先降采空区侧支柱，两人站在副梁下，再降煤墙侧支柱，最终将中心柱，将主梁移到煤壁。
3）移副梁时首先降采空区侧支柱，再将中心柱，副梁串过后将采空区侧柱子打在前排。
（3）移架操作
1）移架前必需先发出警号，被移支架周围不得有些人逗留或干其它工作，应撤到安全地点。
2）操作降架，使顶梁略离顶板，快速操作移架，按作业规程要求移够步距。
3）单体液压支柱必需达成要求初撑力，按作业规程要求移够步距。
（4）移架注意事项
1）顶梁上部有浮煤浮矸，影响支护效果时，应先降后柱或前柱，清理顶梁后再进行正常操作。
2）顶板破碎或压力大时，应带压擦顶移架。
3）移架必需按采煤机运行方向跟机次序移架，不准任意进行多头操作。
4）移架实施追机作业，移架滞后移溜15m。
三、工作面支护和采空区处理
依据5号煤顶板岩性特征，采取（人工强制放顶）自然垮落法管理顶板。
1、中部支护
工作面选择DFG-2600型π梁配DZ25-30/100型单体液压支柱控制顶板，全部垮落法管理顶板。循环进度0.6m，梁端距为200mm，最大控顶距3.4m，最小控顶距2.8m。
2、特殊支护
首次和周期来压时，或估计来压地段，在梁下加打戗朋，并均匀部署，间距为3～5m。当落山角顶板冒落不充足超出8m时，应在支架中部加打单体柱支护。
四、初、末采顶板管理
1、首次放顶
⑴工作面安装设备形成生产系统后，要求设备逐台进行试运转，对出现问题立即处理，经相关单位验收合格后开始初采。
⑵初采前，先按规程要求支设好工作面梁柱及端头特殊支护、两顺槽超前支护，然后能够按工序进行第一循环推进，推进后优异行移梁支护，移溜后紧靠拖缆槽支设移动支柱，支护排距600mm,间距600mm，第二循环推进后按规程要求移梁支护。
⑶将支柱全部升起、л梁要接顶，清理洁净铲煤板和煤帮侧、人行道内全部杂物，将工作面溜子调平调直，并推向煤壁，然后开始割煤。
⑷在割煤和放顶工作中，必需首先检验并时刻注意顶板及周围情况，若发觉显著来压现象，必需停止割煤和放顶工作，加强对工作面支架维护。
⑸当工作面推进一段距离后，直接顶垮落高度达采高1.5倍以上，长度达工作面全长时，即可认为首次放顶结束。
依据开采经验，估计工作面首次来压步距为18m左右，周期来压步距为25米左右。
⑹5#煤顶板岩性在作业过程中，必需进行观察，必需时进行强制放顶，但必需在有方法，并在总工程师同意下进行。
⑺首次放顶和正常放顶期间，支柱必需接顶严实，必需达成初撑力90KN，确保泵站压力大于20Mpa，并加强顶板支护，立即处理支柱串、滴、漏液现象，立即移梁确保支护在最小控顶范围内。
⑻首次放顶期间，两巷出口及超前支护区域内，严把支护质量，确保安全出口通畅。
⑼初采初放阶段须组织相关领导现场观察，队长亲自指挥，安全科、调度室等相关科室派专员到现场指挥和监督，发觉问题立即处理。
2、末采放顶、回收
⑴ 停采线准备：不准在周期来压压力大时停采，确保停采线直线度。
⑵ 工作面距停采线，推进到最小控顶时，不进行移梁为回收作准备。
⑶ 先拆除采煤机、工作面输送机，后拆除л梁、单体液压柱。
⑷准备好一切备用支护材料（木柱、单体液压支柱）和拆除支护所需器具。
⑸通道和梁间浮煤、浮矸要清理洁净。
⑹停采回收期间要严把工程质量关，严格实施“敲帮问顶”制度，实施“先支后回”标准。
⑺拆除设备过程中，派专员跟班检验瓦斯，发觉超限，立即采取方法，且由相关科室跟班人员进行处理。
⑻末采回收期间，调度室、安监站等相关科室派专员到现场监督指导，发觉问题立即协商组织处理。
⑼停采时要另定专题末采方法及回收方案。
3、首次来压和周期来压安全方法
⑴加强支护，增设密集柱；
⑵提升支护稳定性，增设木垛、抬棚；
⑶采取多循环作业，加紧工作面推进度；
⑷落煤后立即支护；
⑸采空区设信号点柱；
⑹周期来压期间要尽可能缩小控顶距；
⑺应指定有现场经验人员观察顶帮改变情况。
五、正规循环生产能力
W=L×S×h×r×c
=100×0.6×2.2×1.35×97%
=173t
式中 W——工作面正规循环生产能力
L——工作面平均长度，100m
S——工作面循环进尺，0.6m
h——工作面设计采高，2.2m
γ——煤视密度，取1.35t/m3
c——工作面采出率，97%
代入数据，计算得工作面正规循环生产能力为173t。

第三节 设 备 配 置
工作面使用MG150/375-W（W1）型采煤机割煤，选择工作面选择DFG-2600型π梁配DZ25-30/100型单体液压支柱控制顶板，使用SGB630/220型刮板输送机运煤。
回采工作面关键机械配置表 表5
序号
设备名称
规格型号
功率
电压
数量
1
采煤机
MG150/375-W（W1）
375kW
1140V
1台
2
工作面输送机
SGB630/220
2×110kW
1140V
1部
3
π型钢梁
DFG-4000

16架
4
单体柱
DZ25-30/100

978根
5
π型钢梁
DFG-2600

270根
6
乳化液泵
BRW80/20
37kW
660V
2台
7
回柱绞车
JH-20
20kW
660V
1部
8
刮板输送机
SGB620/40T
40kW
660V
2台
9
喷雾泵
BPW-250/6.3
30kW
660V
2台
10
移变
KBSGZY-630-6/1.14

1140V/660V
1台
11
顺槽皮带机
JS-80/2×37KW
2×37KW
660V
1台

工作面刮板运输机关键技术参数表 表6
刮板机型号
SGB630/220
圆环链规格
Φ18×64mm
卸载方法
端卸
刮板链型式
边双链
牵引方法
齿轮销轨
运输长度
104
输送量
254t/h
中部槽长×宽
1500×602mm
装机功率
2×110kW
电压
1140/660V
圆环链破断负荷
≥610kN
链速
0.868m/s

采煤机关键技术参数表 表7
参数 数值
MG160/375-W（W1）型电牵引采煤机
适合倾角
≤350
煤质硬度
f≤4.5
机面高（mm）
1100
机面宽（mm）
940
采高范围（mm）
1300～2920
机身厚度（mm）
1100
滚筒中心距（mm）
8569
摇臂
长度（mm）
1906
形式
整体弯摇臂
行走
方法
摆线轮-销轨无链牵引、交流变频调速
牵引力 （kN）
350
最大速度（m/min）
6
滚筒
直径系列（mm）
Ф1400
下切深度（mm）
216
转速（r/min）
41
配套截深（mm）
600/630
滚筒宽度（mm）
～670
电机
截割
数量x功率（kW）
2 x 150
供电电压（v）
1140
牵引
数量x功率（kW）
75
供电电压（v）
660
泵站
数量x功率（kW）
1 x 5.5
供电电压（v）
1140
液压系统
流量（l/min）
15.8
油箱容量（l）
77
泵型号
CBK1008-B4F
喷雾降尘
方法
内外喷雾
水量(l/min)
200
水压(Mpa)
≤4
供水管型号
KJR25-150
配套电缆
主电缆型号
MCP-0.66/1.14-3×95＋1×25＋4×4
牵引电缆型号
MCPT-0.66/1.14-3×50＋1×16＋10×4
电缆夹板型号
U-100/145；H-145/155
机器重量（t）
～22

顺槽刮板运输机关键技术参数表 表8
型 号
输送能力
（t/h）
输送长度
（m）
速度
（m/s）
宽度
（mm）
电机功率（kW）
电压等级（V）
SGB620/40T
400
104
1.0
620
40
1140/660

DZ25-30/100单体液压支柱技术特征表 表 9
型 号
额度工
作阻力
（kN）
初撑力
（kN）
支护
高度
（mm）
支护
宽度
（mm）
工作
压（MPa）
重量
DZ25-30/100
300
185
1700-2500
1000
30.8
55Kg

乳化液泵站关键技术参数表 表10
型号
公称压力
（MPa）
公称流量
（L/min）
电机功率
（kW）
质量
（kg）
BRW80/20
20
80
37

第三章 顶 板 控 制
第一节 支 护 设 计
一、支护设备选型
参考本矿《机械化改造初步设计》，结合矿井支护经验，支护强度为：
1、支护强度
按经验公式采煤工作面支护强度F可由下式求得：
F =（4～8）·M·γ
式中 M——采煤工作面采高，2.2m；
γ——煤层上覆岩层平均容重，取2.4t/m3。
——工作面上覆（4~8）倍采高岩石所需支撑阻力。
则 F =6×2.2×2.4=32t/m2=327kN/m2
2、支护密度
G=F/Pη=327/300×0.85=1.28
式中：G-支护密度， 根/m2
F-工作面需要支护强度，为327KN/m2。
P-支柱工作阻力，DW25-30/100型为300KN。
η—支柱实际工作阻力利用系数，0.85
3、柱距
排距定为0.6m
则：柱距=1/0.6 G=1/0.6×1.28=1.3（m）
取柱（对棚中心）距为0.6m，完全满足安全要求。
4、控顶距
工作面最大控顶距为3.4m，工作面最小控顶距为2.8 m，放顶步距为0.6 m，交错迈步支护，3、4排控顶，采空区采取自然垮落法管理（或打眼放炮人工放顶）。
二、乳化液泵站
（一）泵站选型、数量
依据单体液压支柱说明知，选择压力20MPa乳化液泵站；工作面乳化液泵站选择 B R W 80 / 20型两台，一台工作，一台备用，便可满足生产需要。额定流量为80L/min，额定工作压力为20MPa。
（二）泵站设置位置及管路选型
工作面乳化液泵站选在机轨合一巷和专用回风巷联络巷内，管路选择Φ19主进液管。
（三）泵站使用要求
工作面每班设一名乳化液泵站司机管理，乳化液泵站司机必需熟悉乳化液泵性能和结构原理，含有保养、处理故障基础技能，经过培训、考试合格，方可上岗操作。泵站司机必需遵守下列要求：
1、发觉泵站开关、电动机、按扭、接线盒等电气设备无法避开淋水时，必需妥善遮盖。
2、电动机及开关地点周围20m以内风流中瓦斯浓度达成1.5%时，必需停止运转，切断电源，撤出人员，进行处理。
3、用专用容器配置乳化液，必需确保乳化液浓度一直符合3%-5%要求，确保配液用水清洁。
4、必需确保乳化液泵输出压力大于19.6MPa，检修泵站时必需停泵。
5、修理更换关键供液管时必需关闭主管路截止阀，不得在井下拆检多种压力控制元件，严禁带压更换液压件。
6、严禁私自打开卸载阀、安全阀、蓄能器等部位铅封和调整部件动作压力。
7、在正常情况下，严禁关闭泵站回液截止阀。
8、供液管路要吊挂整齐，确保供液、回液通畅。要按以下要求进行定时检验、检修，并做好统计。
（1）每班擦洗一次油污、赃物；按一定方向旋转过滤器1-2次；检测两次乳化液浓度。
（2）天天检验一次过滤器网芯。
（3）每10天清洗一次过滤器。
（4）每个月最少清洗一次乳化液箱。
9、操作时发觉有异声异味、温度（泵、液）超出要求，压力表指示压力不正常，乳化液浓度、液面高度不符合要求，控制阀失效、失控，过滤器损坏或被堵不能过滤及供液管路破裂、脱开时，应立即停泵。
10、开泵前，必需发出开泵信号；停泵时，必需发出信号，切断电源，断开隔离开关。
11、不管是停泵还是开泵工作期间，泵站司机不得脱离岗位。
12、停泵后要把各控制阀打到非工作位置，勤擦开关、电动机、泵体和乳化液箱上粉尘。
13、按要求程序开、停泵，停泵后要卸载，不得重载开启泵站。
14、随时检验乳化液浓度，不符合要求再进行配制，直至合格。
15、泵站必需安放平稳，牢靠可靠，停放在顶板完整，无片帮、无淋水处。
16、在现场向接班司机具体交待本班设备运转情况、出现故障、存在问题，按要求填写乳化液泵站工作日志。
17、泵站司机要巡回检验，发觉异常立即和工作面联络，进行停机处理。

第二节 工作面顶板管理
一、工作面支架部署方法
1、工作面顶板控制
（1）支架部署形式：工作面采取DFG-2600型π梁配DZ25-30/100型单体液压支柱控制顶板，对棚错梁直线柱，迈步连锁交替支护，每对梁打设5根支柱，正梁打设3根、副梁2根，对梁中心距600mm,排距600mm，对梁距100mm。并要求对梁中靠回风侧（机尾）顶梁为主梁，靠进风侧（机头）顶梁为副梁，部署均匀，并保持成一直线。
（2）支架控顶距
工作面采取采取DFG-2600型π梁配DZ25-30/100型单体液压支柱支护；截深0.6m。工作面最小控顶距2800mm，最大控顶距3400 mm，放顶步距0.6m。
2、工作面顶板管理要求
（1）支架操作人员必需站在架内，移架前，必需对移架安全情况进行全方面检验；经确定无危险后方可移架。
（2）支架自切眼位置向前推进时，支架前柱必需和顶梁垂直，后柱柱顶要前倾3～5°；如出现倒架，要立即调整，架间距不得大于0.6m。
（3）泵站压力大于19.6Mpa，顶梁接顶严实，受力情况完好。
（4）跟机操作，立即移架，立即支护顶板。
（5）检修工和支架工要保持支柱性能完好，无漏液，不失效。支柱出现故障时，必需安排时间立即维修，不得带病作业。
（6）顶梁前端至煤壁可保留200mm左右距离，预防采煤机滚筒割到顶梁。顶板破碎时，在中柱和后柱之间增设一排单体支柱，排距0.6m，柱距0.6m，立即加强支护。
（7）工作面单体液压支柱，实施编号管理。
（8）工作面要做到“三直”、“两通畅”，即煤壁直、柱腿直、煤溜直，上、下端头安全出口保持通畅。
（9）在支架后部空顶未完全跨落时，工作面采煤时要在支架下进行临时斜撑支护,预防支架向后产生位移。
（10）支架向前推进8个循环后，若顶板仍未跨落，必需对顶板进行强制放顶。
（11）工作面来压征兆是：顶板有异常响动（顶叫）、顶板向下掉碎煤屑（顶板甩渣）、煤壁片帮、安全阀向外滴液（安全阀流泪）；
（12）当工作面出现来压征兆时，合适提升泵站压力，确保工作面支架处于良好工作状态，支柱接顶后保持2～3秒再停止供液。上下顺槽超前支护、端头支护及临时支护全部支柱全部必需打足初撑，确保其数量及质量，同时加紧工作面推进速度；
（13）当工作面来压征兆猛烈时，必需立即撤出工作面全部些人员；
（14）注液枪注液时，必需将注液口脏物冲净，避免将脏物带到阀内。

第三节 回采巷道及端头顶板管理
一、上、下安全出口
两顺槽高度大于1.6m，巷道宽度大于2.8m。工作面两端头采取4mπ两“四对八梁”进行支护，对梁中心距600mm。每班巷道内设专员维护，当发生煤壁片帮、巷道底鼓变形时，必需立即清理、清挖以确保行人宽度；每班必需对两出口煤壁及顶板进行观察和处理，发觉顶板破碎立即加强支护。
二、工作面超前支护
工作面两顺槽超前支护采取双排DZ25-30/100型单体液压柱配合金属铰接顶梁正悬臂支护，柱距1m，排距2m，长度不得小于20m。（顶板条件不好时加密支护）
三、超前支护管理
（1）进、回风巷超前支护由超前支护工完成，每班将回出单体柱按超前支护标准支设，一直确保超前支护距离不少于20m。
（2）超前支护必需严格按要求打好、打牢，支柱一定要成一条直线；回柱时必需有2人以上配合作业，严禁单人进行操作，回柱时必需有专员看护好顶板、煤帮情况，发觉有活煤、矸要立即处理后方可作业，严格实施先支后回标准。
（3）当机组行至工作面两头距顺槽巷道15m以内时，严禁在两头作业以防甩出大块伤人。当拉动机头、机尾架时，严禁两头作业以防撞倒柱伤人或其它意外伤人。超前支护工作不能和同一地点其它工作平行作业。
（4）带班长必需常常对两巷煤帮、顶板情况检验，并采取单体柱加强支护部分压力集中巷道，发觉不安全隐患立即处理。材料必需提前工作面20m回收，备品备件码放整齐，距工作面30m以外。
（5）两巷超前支护单体柱必需成一条直线，偏差不超出100㎜，柱径100mm液压柱初撑力不低于90KN。
四、工作面端头管理
采煤工作面端头是指采煤工作面和工作面运输巷和工作面回风巷结合部位，它包含工作面机头和机尾设备区。巷道端头区即巷道和工作面交叉部位，工作面前方支撑压力影响区，煤壁后方支撑压力影响区。
五、两端头放顶
端头回柱放顶由两人以上完成，带班长现场指导，遵守先里后外次序进行，在放顶前必需具体检验周围支护情况。放顶前，要先加强支护，作业人员必需站在安全地点作业。

第四节 矿 压 观 测
一、矿压观察内容
每班对工作面支架单体柱初撑力、两巷超前支护范围内单体液压柱阻力和支护质量进行动态监测。依据观察结果对工作面顶板活动规律、来压特征及工作面支架顶板压力影响范围进行资料搜集。
二、矿压观察方法
对工作面两顺槽超前支护单体支柱进行支承压力改变观察时采取单体支柱测力计，在每个顺槽部署2个测站，每个测站相隔10m。每个测站部署两条测线。测站部署在两柱相邻支柱上，每个支柱左右两个单体支柱组成一个测线天天测读1～2次，以测取支承压力影响范围内工作面及巷道支柱载荷改变量。
三、观察仪器及工具
  现场测试仪器仪表配置表 表11
测试仪器仪表
型号
数量
关键测试项目
1、钢尺

5
顶板下沉、两帮收缩量
2、支柱测力计
ADL-45
3
支柱载荷
四、观察和监测起止时间
常规观察和监测工作面正常回采时跟踪进行，连续观察单体液压支柱初撑力
五、观察要求
具体由采煤队安排专职人员每班进行矿压观察，并认真填写统计；质检组负责进行监督。必需做到以下要求：
1、要求观察人员组织到位，培训到位，观察仪器落实到位。
2、观察人员每班测出数据，由组长负责搜集、整理，要立即将工作面异常情况向生产矿长、安全矿长和总工汇报，采取应急方法。
3、质检组人员要不定时对支柱抽查，发觉支柱初撑力低，有权让现场作业人员进行二次补液，不然不准作业。
4、质检组人员发觉支柱工作阻力达成额定阻力或有相当一部分支柱安全阀开启现象，提醒人员采取方法或撤离工作面，向调度室汇报。