(整理)南阳坡矿工作面回采作业规程

南阳坡矿6103综放工作面
回
采
作
业
规
程
编制单位：
编制人：
施工负责人：
施工单位：
总工程师：
编制日期：年月日
批准日期：年月日
目录
第一章概况 (6)
第一节工作面位置及井上下关系 (6)
第二节煤层 (7)
第三节煤层顶底板 (7)
第四节地质构造 (8)
第五节水文地质 (9)
第六节影响回采的其他因素 (9)
第七节储量及工作面回采期 (10)
第二章采煤方法和回采工艺 (10)
第一节工作面巷道布置方式 (10)
第二节采煤工艺 (12)
第三节设备的配置 (17)
第三章顶板管理 (22)
第一节支护设计 (22)
第二节工作面顶板管理 (28)
第三节运输巷和回风巷及上下端头管理 (31)
第四节矿压观测 (35)
第四章生产系统 (36)
第一节运输 (36)
第二节“一通三防”与安全监控 (37)
第三节供水、排水 (48)
第四节供电系统 (48)
第五节通讯照明 (55)
第五章劳动组织和主要技术经济指标 (56)
第一节劳动组织 (56)
第二节主要技术经济指标 (57)
第六章煤质管理 (58)
第七章主要安全技术措施 (61)
第一节一般规定 (61)
第二节顶板 (62)
第三节防治水 (76)
第四节“一通三防”与安全监控 (77)
第五节运输 (83)
第六节机电 (88)
第八章六大避险系统 (95)
第一节监控、监测系统 (95)
第二节通讯系统 (96)
第三节压风自救系统 (97)
第四节供水自救系统 (97)
第五节井下人员定位系统 (97)
第六节紧急避险系统 (97)
第九章灾害预防措施及避灾路线 (98)
附图1-3-1综合柱状图（1:200）
附图2-1-1工作面煤层底板等高线图
附图2-1-3工作面巷道断面图（1:50）
附图2-2-1端头斜切进刀示意图
附图3-2-1支架控顶距示意图
附图3-3-1顶煤预爆破炮孔布置图
附图3-3-2工作面支护平面示意图
附图3-3-3工作面进风顺槽超前支护断面示意图附图3-3-4工作面回风顺槽超前支护断面示意图附图4-1-1工作面生产系统图
附图4-1-2设备布置图
附图4-2-1工作面通风系统示意图
附图4-2-2煤体注水钻孔布置图
附图4-2-3喷洒阻化剂示意图
附图4-2-4工作面安全监控系统布置图
附图4-3-1工作面供水及排水系统示意图
附图4-4-1供电系统示意图
附图4-5-1通讯系统示意图
附图5-1-1正规循环作业图表
附图9-1工作面避灾路线图
回采作业规程会审表
规程6103回采作业规程会审时间会审地点调度会议室主持人会审意见：
复审部门签字生产技术部机电部地测部通风队调度室安检站煤质管理通风副总机电副总地质副总总工程师
第一章概况
第一节工作面位置及井上下关系
一、工作面位置
6103综放工作面南阳坡煤矿6#层采区，工作面内最高标高为+1317m，最低标高+1303m，最大相对高差14m。

工作面地表没有其它建筑物。

6103综放工作面走向长度为900m，工作面切眼倾向长度为150m。

回采面积为135000 m2，井下依6#煤采区东、北侧井田边界保护煤柱而布置，位于6#煤盘区皮带大巷东侧。

该工作面运输顺槽至井田边界煤柱保护线，南部至本工作面回风顺槽，东至井田边界煤柱保护线，西到设计采终线。

二、地面相对位置
山西中煤华昱南阳坡煤业有限公司，6#煤层6103工作面地面相对应位置位于，山西省山阴县西北部马营乡工业广场东北部，回采范围内相对地面有玉阳、翠微高压线电杆，地面标高在1551-1548m之间。

山峡村北侧，位于洪涛山脉西侧，属梁峁状黄土丘陵地带，为缓坡丘陵，是黄土覆盖在波状起伏的丘陵古地形上而成地面为低山丘陵区。

三、井下位置及四邻关系采掘情况
6103工作面北与左云县长春煤矿毗连；东部为山阴县芍药花煤矿相邻；南部为本采区尚未准备开采的6105工作面；西至6#煤层集中主运大巷。

四、回采对地面的影响
6103工作面北部为本矿工业广场；南部为山峡村；采区范围内有芍阳、翠微高压线电杆，回采接近电杆前，需提前采取措施。

五、相邻工作面采动情况及老硐影响范围
6#煤6103工作面北部与6101工作面采空区相邻,东部与芍药花煤业有限公司采区相邻，南部为未开采的区域。

第二节煤层
一、煤层厚度
煤层在采区范围内部发育完整，厚约11.28～11.94m左右，平均厚度
11.61m,采区南部煤层较厚，北部逐渐变溥，最厚处为NZK1902钻孔附近
13.85m；最薄处为NZK1902钻孔附近11.28m。

二、煤层产状
煤层走向N 84°E-N 74°E，倾向NW，倾角2°~ 5°，属近水平煤层，
该面煤层结构较简单，含0-6层夹矸。

三、煤质特征表
表1：煤质特征表
Qb.daf(MJ/Kg)(% Mad(%) Ad(%) Vdaf(%) St.d(%)
容重t/m3
)
3.28 21.54 39.30 0.88 25.03 1.43
四、煤种、煤质情况
6103工作面回采范围内的煤为长焰煤，煤层硬度为中硬，煤层灰分为原
煤13.43-26.91%，平均21.54%，挥发分原煤36.68-42.81%，平均39.30%，
容重1.43t/m3，本区煤类为，挥发分高，且含有硫铁矿，各煤层自燃倾向性
测定，自燃倾向性等级为Ⅰ-Ⅱ级，属于容易自燃-自燃发火的煤层。

因此，
矿井生产中要及时封闭采空区，防止煤层自燃发生，煤尘具有爆炸性。

第三节煤层顶底板
一、煤层顶底板岩性情况（附图1-3-1）
表2：煤层顶底板岩性情况表
顶底板名称岩石名称厚度（m）岩性特征
直接顶砾粗砂岩、粉、
细砂岩、砂质泥
岩、泥岩
0.9-5.60(
2.79)
砂岩：灰白色，水平层理，较坚
硬。

砂质泥岩：灰白色，性脆易
碎、易风化。

泥岩：灰黑色，性
脆，断口平坦。

老顶
中、砾粗砂岩
且局部含砾
1.5-13.3
0(6.00)
砂岩：灰白色，水平层理，较坚
硬。

直接底
泥岩、砂质泥岩
为主，
厚度在
1.10-3.50m
之间，平均
2.15m。

泥岩、砂质泥岩分布在本区的中
部和南部，细粒砂岩分布在北部
边缘。

第四节地质构造
一、6103综放工作面地质条件简单，整体为近水平煤层，煤层无较大起
伏构造，仅在掘进过程中在6103工作面运输（进风）顺槽揭露1条断层。

二、根据6103运输、进风顺槽掘进期间收集的数据，6103工作面回采过程中运输顺槽距离切眼351m、回风顺槽距离切眼400m处将揭露断层，断层落差分别为1.5m、3.0m；另外，切眼导硐时，出现1条断层，落差为5.2m<68°的断层，该工作面在掘进施工中未发现岩浆岩、陷落柱侵入。

上覆为本矿4103采空区，可能影响到工作面正常推进。

表3：断层情况表
构造名称性
质
产状（褶曲轴面）
对回采影响的程度走向
（°）
倾
向
倾角
（°）
落差
（°）
6103运输顺槽
正
断
层
15 35 45 2.4 有一定影响。

第五节水文地质
距钻孔资料统计，区内有山西组、太原组地层中心分布着厚度不等的中、
粗粒砂岩，虽然砂岩间相隔薄层的泥岩、砂质泥岩，但随着煤层的开采，砂岩裂隙水将直接进入矿井，因此，山西组、太原组砂岩裂隙水为煤层开采的主要充水因素。

井田周围分布有多处生产矿井，虽然井下涌水量不大，但采空区经长期积水，对相邻区段煤层开采任存在潜在危险，亦为煤层开采的充水因素之一。

根据调查资料显示6#煤层开采区域，矿界北部500米左右有长春兴煤矿采空积水区，其采空面积为75837m2,积水量为150000m3。

随时间的推移和开采不断深入，不排除采空积水面积扩大的可能性；井田东部距离6103工作面东部距矿界200m有东湾沟煤矿两条巷道，巷道内积水现已排至距离6101工作面运输顺槽50-55m范围，但通过实际勘察老巷内此区域顶板淋水较大（2-5m3/h）,因此两处积水区对本回采工作面有重大安全隐患。

该回采工作面在掘进施工中通过长、短探探测整体涌水量比较小，涌水量主要为煤层顶板砂岩水机煤层含水，只有在6103工作面在回采距离切眼97~126m时将遇到老巷，老行内仍有少量积水，为了确保回采安全，应提前配备排水设备及制定安全预防措施。

第六节影响回采的其他因素
一、随着开采深度和面积的增加，矿井规模的扩大及各种地质条件的变化，瓦斯的绝对和相对涌出量有可能增加。

因此，在今后生产过程中，应加强对
瓦斯的监测预报工作，并严格按照煤矿安全生产规程作业，以防发生瓦斯突出事故。

本井田6号煤层均有煤尘爆炸危险性。

6号煤层自燃倾向性等级为Ⅰ-Ⅱ级，自燃倾向性为自燃。

结合东部相邻芍药花煤业有限公司采煤工作面煤层自然发火期，确定6号煤层自然发火期为6个月。

本井田无地温、地压测试资料，据《左云南详查地质报告》中两个测温孔资料，本采区地温梯度为3.2℃/100m，属地温正常区。

另据该矿和相邻煤矿开采情况，井下均发现地温、地压异常现象，井田属地温、地压正常区。

二、6103工作面开始掘进时受断层的影响，局部顶板破碎，应加强顶板支护管理，加强工程质量，确保安全回采。

三、矿压观测资料
1、结合相邻芍药花煤业工作面冲击地压、应力集中区情况，芍药花煤业工作面无冲击地压，应力集中区为工作面周期来压，6103综放工作面无冲击地压，应力集中区为工作面周期来压时上下顺槽出口。

2、同煤层邻近采区矿压资料
根据同煤层相邻采区工作面矿压观测资料统计，经过回采过程中对周期来压分析，确定来压步距为25~32米，在回采过程中，在周期来压时，加强工作面上下顺槽出口支护，确保支架、单体初撑力，防止片帮、冒顶。

第七节储量及工作面回采期
工作面几何尺寸、储量计算：（1）工作面倾斜长度150m，走向长度900m，,煤层平均厚度11.61m （2）工作面可采储量：900×150×11.61（平均煤厚）×1.47（比重）×85﹪=195.84万吨。

按每天完成12.5个循环，即12.5刀12.5放，进尺10m，月工作30天，正规循环率85﹪，
日产量=（10×150×11.61×1.47×85﹪）=21760t
月产量=21760×30×85﹪=55.48万t
工作面可采期=总储量÷月产量=195.84÷55.84=3.5个月，另加工作面铺网上绳、刷扩大棚占用半个月时间，预计四个月后工作面开始拆除。

第二章采煤方法和回采工艺
第一节工作面巷道布置方式
一、进、回风顺槽及切眼布置方式
1、工作面上下顺槽两条巷道及切眼均沿6号煤底板布置，两道相互平行，按中线掘进。

2、进回风顺槽及切眼断面、形状、支护形式：
＝宽
⑴、主运进风顺槽：6103工作面进风顺槽设计为矩形断面: S
净
5000mm×高3300mm=16.5m2；支护方式：采用锚网索联合支护，顶板锚索每
排2根，间排距1600 mm×2000mm，锚索规格Φ17.8mm，必须深入稳定岩
层1500mm，每根锚索采用1根2335和3根2360树脂药卷，顶板锚杆每排
6根，采用Φ20*2000mm左旋螺纹钢锚杆，间排距1200*1000mm;帮部每排3
根锚杆，煤壁侧采用Φ18*1800mm玻璃钢锚杆支护，煤柱侧采用Φ
18*2000mm左旋螺纹钢锚杆，锚杆间排距为1300*1100mm，顶板采用1200*5000mm菱形网,网格80*80mm，煤壁侧采用1500*11000mm双向拉伸塑
料网片，煤柱侧采用1500*5000菱形网，网格80*80mm，压茬搭接100mm，
每隔300mm采用14#铁丝绑扎。

帮部每根锚杆采用1根2335和1根2360
树脂药卷。

（附支护断面）
⑵、辅运回风顺槽： 6103工作面回风顺槽设计为矩形断面: S
＝宽4800mm
净
×高3300mm=15.84m2；支护方式：采用锚网索联合支护，顶板锚索每排1根，居中布置，排距3000mm，锚索规格Φ17.8mm，必须深入稳定岩层1500mm，每
根锚索采用1根2335和3根2360树脂药卷，顶板锚杆每排6根，采用Φ20*2000mm左旋螺纹钢锚杆，间排距900*1100mm;帮部每排3根锚杆，煤壁侧采用Φ18*1800mm玻璃钢锚杆支护，煤柱侧采用Φ18*2000mm左旋螺纹钢锚杆，锚杆间排距为1300*1100mm，顶板采用1200*5000mm菱形网,网格80*80mm，煤壁侧采用1500*11000mm双向拉伸塑料网片，煤柱侧采用1500*5000菱形网，网格80*80mm，压茬搭接100mm，每隔300mm采用14#铁丝绑扎。

帮部每根锚杆采用1根2335和1根2360树脂药卷。

（附支护断面）
⑶、切眼：6103切眼设计为矩形: S净＝宽8700mm×高3300mm=28.71m2；全长为150m。

沿煤层底板掘进，巷道顶板采用锚网索＋W钢带支护，锚杆矩形布置，顶板锚索每排5根，间排距1600 mm×1600mm，锚索规格Φ17.8mm×11000mm，必须深入稳定岩层1500mm，每根锚索采用1根2335和3根2360树脂药卷，顶板锚杆每排11根，采用Φ20*2000mm左旋螺纹钢锚杆，间排距800*800mm;帮部每排3根锚杆，老唐侧采用Φ18*1800mm玻璃钢锚杆支护，煤柱侧采用Φ18*1800mm左旋螺纹钢锚杆，锚杆间排距为1300*1100mm，顶板采用1200*5000mm菱形网,网格80*80mm，煤壁侧采用1500*11000mm双向拉伸塑料网片，煤柱侧采用1500*5000菱形网，网格80*80mm，压茬搭接100mm，每隔200mm采用14#铁丝绑扎。

帮部每根锚杆采用1根2335和1根2360树脂药卷。

（附支护断面）
第二节采煤工艺
1、采煤方法的选择
根据工作面地质资料和采煤技术手段与设备条件，确定工作面采用单一走向长壁后退式综合机械化放顶煤采煤法。

2、采高的确定
根据工作面地质条件和现有装备的技术性能，确定工作面使用
ZF9000/22/35型支撑掩护式液压支架95架，工作面上下端头各使用ZFG10000/23/37型过渡液压支架3架，工作面下端头使用ZFT21000/24/37型端头液压支架1组。

综合考虑煤厚、支架支护最大允许高度和采煤机最低通行高度，确定采高为3.1-3.5m，支架活柱伸缩范围为0.9-1.1m。

3、回采工艺
（一）落煤
（1）、落煤方式
工作面采用MG500/1180-WD型交流电牵引采煤机，沿工作面双向割煤，前滚筒割采高范围内的顶煤，后滚筒割采高范围内的底煤。

（2）、采煤机进刀方式为自开缺口、端头斜切进刀，即采煤机运行至工作面端头时，采煤机后方输送机约为有15m～20m一段未能推进至煤壁。

这时采煤机反刀斜切进刀切入煤壁，其斜切进刀流程如下：
①调整上下滚筒的相对位置，采煤机沿运行方向经过输送机的弯曲段进入直线段，滚筒切入煤壁。

②推移输送机弯曲段并将机头（机尾）输送机推直。

③调整两滚筒的相对位置，向工作面端头运行，同时割三角煤。

④再调整两滚筒的相对位置，反向运行割煤，在采煤机后15～20m推移输送机，开始下一刀截割。

（二）装煤
采煤机割下的煤借助于滚筒上的螺旋叶片自行装入刮板输送机内，在推移刮板输送机时，铲煤板将煤帮遗煤铲入输送机内。

（三）运煤设备
1、工作面煤壁采用一部SGZ1000/1400型（中双链）可弯曲刮板输送机，为平巷式运输，输送机总长度为154m。

2、工作面后部放顶煤采用一部SGZ1200/1400型（中双链）可弯曲刮板输送机，为平巷式运输，输送机总长度为154m。

3、运输机道内选用SZZ1200/700型转载机一部，长度为50m。

4、运输机道使用一部DSJ120/150/2×250可伸缩胶带输送机，长度850m。

(四) 层位控制：沿6#煤层底板回采，使工作面割煤层位合理。

（五）工艺要求
⑴割煤：割煤采用MG500/1180-WD型交流电牵引采煤机。

采用端部斜切进刀方式，双向割煤，往返一次割两刀，自行装煤。

煤机沿煤层底板割煤时，顶底板要割平，不得出现台阶，煤壁要齐要直，不得出现割底矸或留底煤、留伞檐现象，如因掘进时巷道留底煤或破底板时，必须要根据现场实际情况，使留底煤或破底板现象控制在最小范围内。

⑵移架：工作面移架必须配备专职人员，由技术熟练的工人操作，在割煤时滞后煤机后滚筒4~6架进行，追机移架及时支护顶板。

当顶板破碎或片帮时，能移超前架的提前移超前架，不能移超前架的必须及时打开支架护帮板，并在煤机前滚筒割煤后，追机带压擦顶移架，必要时停机移架。

支架要移成直线，移架步距为0.8m。

支架要移到位，接顶要严实有力。

移架时不准停止后部运输机。

⑶推前部运输机：在煤机割煤后，滞后煤机后滚筒15～20m开始推前运输机，并依次推移，严禁由两头向中部推移。

⑷采煤机的速度控制：（1500÷60）÷（3.3×0.80×1.40）=6.76m/min。

（按工作面前部刮板输送机输送能力验算）综合考虑工作面生产能力和运煤系统综合运输能力，确定煤机的割煤速度为4.0m/min较为适宜。

⑸回采顺序：割煤→移架→推前部输送机→放煤→拉后部输送机→清理。

（六）放煤：
⑴采用一刀一放、专职放煤工双轮顺序放煤，煤机割煤一刀，放煤一次，利用放煤支架后尾梁和插板进行放煤。

⑵放煤由专职放煤工负责，采用采放平行作业、一采一放双轮顺序放煤方式。

初次放顶煤要在工作面老顶初次跨落后进行，机头机尾各4架不放煤，放煤工必须做到第一轮放出煤的1/3，第二轮放到见矸关门，两轮放煤工间距不得小于10架。

当后运输机中煤量较大时，应暂缓放煤。

⑶放煤步距由割煤步距、采高、煤层厚度、架型来共同确定：该面割煤步距为0.8m，
每割煤一刀放煤一次，确定放煤步距为0.8m。

⑷放顶煤管理：
①初次放顶煤时，应在工作面试采、老顶初次跨落后进行，严禁提前放煤。

②放煤时，应加强责任心，放煤过程中应时刻观察煤流情况，遇到矸石急剧增加时应及时停止放煤，并将后插板打出，尾梁抬起。

放煤含矸率符合灰分要求。

③放煤时，若遇到大块煤不易放出，可反复伸缩插板，并上下摆动尾梁使顶煤破碎、充分冒落。

④放煤时要加强煤质管理，见矸即停止放煤；放煤严禁漏架不放，顶煤要放干净，严禁随意丢失顶煤。

加强顶煤的回收，提高回收率。

⑤严格控制割煤和放煤的速度，确保运输煤量均衡，设备运转正常。

⑥工作面机头机尾各留4架支架不放煤，当遇到顶板破碎、支架间隙变大时，机头机尾各4架顶部铺设菱形金属网，保护上下端头顶板和设备。

（七）拉后运输机：拉后运输机在第二轮放完煤滞后放煤点10m~15m进行拉移。

拉后运输机，煤机从机头向机尾割煤时先拉后运输机机头，依次从机头向机尾在运行中拉后运输机，煤机从机尾向机头进刀时与之相反，运输机弯
曲长度不得小于15m。

拉移步距0.8m，拉移步距要到位并保持平直，严禁由两头向中部拉移，运输机停止时不得拉移。

（八）拉移转载机和端头支架：工作面每推进一个循环，必须及时拉移转载机和端头支架，不得滞后，以避免转载机尾进入隅角采空区侧过多，造成隅角难以维护。

（九）清理：工作面前部运输机推过之后，支架工要将支架底座箱前方、架间、电缆槽的浮煤清理干净。

（十）铺设金属网：当遇到顶板破碎、支架间隙变大时，工作面机头机尾各留4架支架不放煤，另机头机尾各4架顶部铺设菱形金属网，保护上下端头顶板和设备，铺设金属网基本要求：
金属网规格为8号铁丝编织的长×宽=5×1.5m、孔为50×50mm的菱形网。

铺网方法：在支架顶梁上铺设金属网，走向铺网长，倾向铺网宽，铺设时走向倾向各压茬150～200毫米，联网采用16#镀锌铁丝隔孔双股联接。

铺联网质量要求：
a、移架操作时，以不出现抵网、撕网为准，如发现抵网、撕网，必须处理好。

b、煤机割煤时，必须把金属网吊好，防止煤机打金属网。

c、工作面端头的网与两道网联好。

d、工作面过断层放炮时，保护好金属网。

e、工作面发生冒顶或片帮时，需要接顶做超前时，必须用木料托好金属网确保铺网质量（十一）采放比：工作面设计采高确定为 3.3m，采放比为3.3:(12.68-3.3)=1:2.842
第三节设备的配置
（一）采煤机的主要技术参数：
表4：采煤机主要技术参数表适
应煤层采高范围（m） 2.0~3.68(2.0m滚筒) 适应倾角（°）≦40°
煤质硬度硬或中硬
总体参数机面高度（mm） 1660
摇臂回转中心距（mm） 8120
摇臂回转中心距底板高度（m） 1.385
滚筒水平中心距（m） 13.172
过煤高度（mm） 680
卧底量（mm） 329(2.0m滚筒)
摇臂摆角（°）－14.5°～＋42.85°整机重量（t） 85
牵引牵引形式：机载交流变频调速、一拖一、齿轮—销轨式无链牵引牵引速度（m/min）： 0～17.18
牵引力（KN）： 960～575
截割摇臂形式：分体直摇臂
冷却：壳体水套冷却，内部强迫冷却润滑
电动机截割电机
型号： YBC—500G1 功率（KW）： 2×500
电压（V）： 3300
牵引电机
型号： YBC—75B1
功率（KW）： 2×75
电压（V）： 460
抬高泵电机
型号： YBCB—30G1
功率（KW）： 30
电压（V）： 3300
（二）前部运输机主要技术特征
表5：前部运输机主要技术参数表
序号技术指导技术参考说明
1 型号SGZ1000/1400型
2 长度154m
3 输送量2500t/h
4 电机型号YBSS-1000
5 功率2×1000kw
6 电机转速1490r/min
7 电压3300V
8 圆环链规格Φ48×152mm
9 刮板间距912mm
10 破断拉力3550KN
11 中部槽1500m×1000mm×372mm
12 水平弯曲±10
13 垂直弯曲±30
（三）后部运输机主要技术特征
表6：后部运输机主要技术特征表
序号技术指标技术参考说明
1 型号SGZ1200/1400型
2 长度154m
3 输送量2500t/h
4 输送机链速 1.537m/s
5 电机型号YBSS-1000
6 功率2×1000KW
7 电机转速1490r/min
8 电压3300V
9 圆环链规格Φ48×152mm
10 刮板间距912mm
11 破断拉力3550KN
12 中部槽1500mm×1200mm×376mm
13 水平弯曲±10
14 垂直弯曲±30
（四）转载机主要技术特征
表7：转载机主要技术特征表
序号技术指标技术参数说明
1 型号SZZ1200/700型
2 长度50m
3 输送量3000t/h
4 输送机链速 1.86m/s
5 电机型号YBSD-700/350-4/8（抚顺）
6 电机功率700/350KW
7 电机转速1484/738r/min
8 电压3300V
9 减速器型号：60JS-700A速比：25.56
10 圆环链规格Φ38×137mm
11 刮板间距500mm
12 破断拉力F＞2200KN
13 爬坡角度100
（五）PCM—3500型破碎机一台，其主要技术特征
表8： PCM—400型破碎机技术特征表
序号技术指标技术参数说明
1 型号PCM—400型
2 破碎能力4000t/h
3 电动机转速1485r/min
4 破碎锤头冲击速度22m/s
5 机器重量19550千克
6 破碎主轴转速403r/min
7 电动机功率400KW
8 最大输入块度1200mm×1350mm
（六）顺槽皮带技术特征
表9：顺槽皮带技术特征表
序号项目单位数值
1 运量t/h 2500
2 运距m 850
3 带速m/s 4
4 带宽mm 1400
5 驱
动
装
置
主电机
型号YB630S2-4
功率千瓦3×450
转速转/分1485
电压千伏10
重量公斤
减速机
型号ML3PSF120
数量台 2
重量公斤3500
6 储带
张紧
装置
型号
数量套 1
储带长度m 100
7 托
辊
直径mm Φ133
上托辊槽角度35°
下托辊槽角度0°
8 传动滚
筒
直径mm Φ1030
宽度mm 1600
第三章顶板管理
第一节支护设计
（一）、工作面选用ZF9000/22/35型支撑掩护液压支架95架，工作面采用放顶煤液压支架支护顶板，全部跨落法管理顶板。

1、工作面基本支架
2、支架主要技术参数：
1、支架选型
ZF9000/22/35型液压支架的初撑力为6972KN（P=31.5MPa），工作阻力为9000KN（P=40.7MPa）
G=K×H×R
其中：G——————顶板对支架的压力
K——————采高倍数
R——————上覆岩石密度2.4t/m3
G=11.5×3.3×2.4×9.8=893KN/m2 < 9000÷（3.24×1.38＋1.49×1.4）=1372KN/m2
故支架支护强度满足要求。

支架工作阻力验算如下：
F=P（LK+LD）×B
其中：F——————支架工作阻力（KN）
P——————支架支护强度取1000KN/ m2
LK—————架前空顶距0.4m
LD—————顶梁长度3.24m
B——————支架宽度1.5m
F=1000×（0.4+3.24）×1.5=5460KN
故支架的工作阻力符合要求，最后确定支架的型号为ZF9000/22/35型支撑掩护式放顶煤液压支架。

该工作面安装液压支架101架（含6架过渡支架）。

2、工作面控顶距
工作面最小控顶距：4.73m，最大控顶距：5.53 m，端面距：0.4m，放顶步距：0.8m。

3、工作面支架支护顶板的基本要求：
⑴、要求煤机割煤后，及时移架支护新暴露出的顶板，缩小顶板暴露面积，以防造成片帮、漏顶、冒顶事故。

支架初撑力≥24MPa，支架接顶要实要平。

⑵、所有支架为本架操作，在移架时两相邻支架首先推上劲，再移本架。

出现端面距大时要及时移超前架或打出护帮板。

降架时，掌握好降架高度，做到少降快移，严禁大降慢移，确保支护质量和控顶效果。

2、工作面支架布置示意图：（见附图）
（二）、工作面选用ZFG10000/23/37型放顶煤过度液压支架6架。

1、工作面过渡支架
3、支架主要技术参数：
架型-------------------------------ZFG10000/23/37型反四连杆放
顶煤过渡支架
高度------------------------------------2300～3700mm
中心距----------------------------------1600mm
宽度------------------------------------1520～1690mm
初撑力----------------------------------7758（P=31.5MPa）kN 工作阻力--------------------------------10000（P=40.6MPa）kN 支护强度（f=0.2）-----------------------1.11～1.15MPa
对底板的平均（前端）比压（f=0.2 --------0.25～0.88MPa
适应煤层倾角----------------------------≤20°
泵站压力--------------------------------31.5MPa
操作方式--------------------------------本架操作
截深------------------------------------800mm
前后部输送机中心距----------------------6550mm
前后部输送机布置方式--------------------平行
（二）工作面选用ZFD10000/24/40型端头液压支架（17m）。

1、支架主要技术参数：
架型------------------------------ZT27600/23/40型中置式(两架一组)端头支架
高度
-------------------------------------------------------2300～
4000mm
中心距
----------------------------------------------------2500mm 宽度
-------------------------------------------------------3445mm 初撑力-------------------------------------------------20267
（P=31.5MPa）kN
工作阻力-----------------------------------------------27600
（P=42.9MPa）kN
支护强度（f=0.2）----------------------------------------0.53MPa 对底板的平均（前端）比压（f=0.2）--------------------------1.5MPa 泵站压力
-----------------------------------------------------31.5MPa 操作方式----------------------------------------------------本架操作
截深
---------------------------------------------------------900mm （三）、工作面端头及出口支护方式和要求
1、工作面上、下出口必须安全畅通，巷道高度不低于1.8m，行人宽度不小于0.8m。

2、工作面上出口超前支护，从工作面煤壁线起向外20m，使用HDJB—1200型金属铰接顶梁配合DW42-200/110型单体液压支柱扶双排走向架棚，柱距1.2m，排距3.5m，支柱打在铰接顶梁的中间，顶板不平需在梁子上方垫小木块，小木块厚度不少于200mm。

超前支护保留到工作面煤壁向外不大于2m，不得提前回撤。

超前支护的支柱必须向采空区方向迎山3°左右。

所有支柱必须拴好
防倒绳。

所有超前支柱初撑力不低于90KN。

3、下出口超前支护使用DW42-200/110型单体液压支柱配合HDJB—1200型金属铰接顶梁支护。

4、工作面上隅角101#支架距辅运顺槽非采区帮宽度达到1m以上时，必须补打一排支护使用DW42-200/110型单体液压支柱配合HDJB—1200型金属铰接顶梁；隅角宽度达到2.5M时，必须补打二排支护使用DW42-200/110型单体液压支柱配合HDJB—1200型金属铰接顶梁；隅角宽度达到3m以上时，必须补打三排支护使用DW42-200/110型单体液压支柱配合HDJB—1200型金属铰接顶梁；
5、工作面上、下隅角悬顶面积超过2m*5m=10m2时，必须进行人工强制放顶。

强制放顶时，提前在新切断线处沿工作面倾向钻孔装药放炮处理，炮孔深度根据顶部煤层厚度为准，眼距1.0m，打眼装药必须在有支护的顶板下作业并严格执行爆破作业各项管理规定。

（四）、备用支护材料
由于工作面两道采用DW42-200/110型支柱进行支护，按有关支护备用材料不少于10%的规定，DW42-200/110型单体支柱20根，铰接顶梁20根，半圆木200根，存放在材料道距工作面100m处待用，无特殊情况下不得动用备用材料，用后必须及时加以补充。

其他未尽款项：端头支护工按《煤矿安全技术操作规程》采煤分册《端头支护工操作规程》执行。

（五）、工作面出口超前支护计算公式和要求
1、由经验公式，支承压力峰值点位置经验计算公式为：
L=15.015-0.475f-0.16Rc-0.199ξ+1.593M+1.7×103 H 式中，
L-支承压力峰值点位置；
f= 煤层坚固性系数；
Rc=顶板岩层单轴抗压强度；
ξ= 煤层倾角。