特厚煤层放顶煤开采技术剖析
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工作面回风巷为矩形断面，宽5.3m，高3.6m，净断面 16.5m2。
15
§8.2 工作面巷道布置与支护技术
见图8-4，巷道 顶板正常段采用 6排左旋无纵筋 螺纹钢锚杆、3 排锚索、塑料网 联合支护。
16
§8.2 工作面巷道布置与支护技术
巷道两帮用4排 左旋无纵筋螺纹 钢锚杆、塑料网 联合护帮。
5
§8.1 基本条件
6
§8.1 基本条件
7
§8.2 工作面巷道布置与支护技术
工作面长度230m，工作面可采长度一般为2000~3000m。
工作面采用一进二回三巷布置方式，见图8-2。
其中皮带运输巷、 工作面回风巷沿3~5 号煤层底板布置， 专用顶板回风巷沿 2号煤层底板布置。
8
§8.2 工作面巷道布置与支护技术
21
§8.3 工作面主要设备配置 §8.3.1工作面主要设备配置
工作面的主要机电设备配置见表8-2。
22
§8.3.2 工作面主要设备技术特征参数
艾柯夫(EKF)SL-500采煤机的技术参数见表8-3。
23
§8.3.2 工作面主要设备技术特征参数
艾柯夫(EKF)SL-500采煤机(德国)使用矿山：国投新集口
孜东矿、国投新集刘庄煤矿、神东煤炭公司大柳塔矿、晋 城煤业集团寺河矿等。
EKF SL-500采煤机
24
§8.3.2 工作面主要设备技术特征参数
液压支架主要技术参数见表8-4。
25
§8.3.2 工作面主要设备技术特征参数
ZF13000/25/38型低位放顶煤液压支架：
ZF13000/25/38型四柱支撑掩护式低位 放顶煤支架及配套设备
§8.4 开采工艺
当工作面顶煤垮落达4m以上时，回收顶煤，但采空
区垫层不能小于4m。
顶煤垮落小于4m时，不回收顶煤。
工作面最大控顶距为：
端面距+一刀煤截深+支架顶梁长度
=369+800+5395
=6564mm；
34
§8.4 开采工艺
基本生产工序：采煤机斜切进刀、割煤、移架、推前溜、
35
§8.4 开采工艺
按“一刀一放”正规循环作业。
放煤时采用多轮顺序放煤：
放煤工前后分成两组，每组一人；
一组在工作面前半部放煤，一组在工作面后半部放煤; 两组放煤工分别从头、尾开始向工作面中部放煤，然 后再从工作面中部向工作面头、尾放煤；
放煤工根据后刮板运输机煤量多少，自行控制放煤量。
放煤工严格执行“见矸关门”的原则。 8103工作面逐月产量见表8-9。
36
§8.4 开采工艺
37
§8.5 顶板管理
8103工作面采用ZF13000/25/38型正四连杆低位放顶煤 支架126架，ZFG13000/26.5/38H型过渡支架7架、一组 ZTZ20000/25/38型端头支架(两架一组)支护顶板，采用自 然垮落法管理顶板。架中心距1750mm，最大控顶距6564 mm， 最小控顶距5764mm，端面距控制在369mm以内。 工作面顶板能够自行垮落，垮落高度满足要求，不需进 行初次人工强制爆破放顶。 为了保证顶煤的垮落，开采初期对切眼内支护进行解锁， 来破坏切眼内顶煤的完整。如不能自行垮落，停产采取人 工强制放顶煤。 顶板能够分层垮落，垮落步距一般为12~16m。
40
§8.5.2 过断层及顶板破碎带时的顶板管理
马丽散是一种低粘度，双组分合成高分子——聚亚胺胶脂材料，采用高
压灌注进行堵水时，当树脂和催化剂掺在一起时反应或遇水产生膨胀，本身 反应或发泡生成多元网状密弹性体的特征，当它被高压推挤，注入到煤岩层
或混凝土裂缝（在高压作用下可以使煤岩层的闭合裂隙张开），可沿煤岩层
或混凝土裂缝延展直到将所有裂隙（包括肉眼难以觉察的裂隙及在高压作用 下重新张开的裂隙）充填。在封堵裂隙加固煤岩层时，煤岩层不含水时产品
膨胀率也相应变小（膨胀倍数为2～4倍），高压推力将马丽散压入并充满所
有缝隙，达到止漏目的，成品抗压介于25～38Mpa；在遇水后（掺水）时产 生关联反应，发生膨胀，在膨胀压力的作用下产生二次渗压（膨胀倍数为 20～25倍），高压推力与二次渗压将马丽散压入并充满所有缝隙，从而达到 止漏目的，成品抗压介于15～25Mpa。 马丽散的使用范围：加固裂隙和不稳定地层；封闭水流入口；密实地层； 岩石加固；锚杆的密封。
插入眼内，外露0.3m，将直径不低于200mm的圆木平行
于煤壁架在棚顶杆上，并用8号铅丝双股将棚顶杆与圆
木捆绑牢固。扫底后，及时移架，钻入煤壁内。
43
§8.6 运输巷、回风巷及超前支护管理 §8.6.1 运输巷、回风巷的超前支护
矿井煤炭地质储量50.74亿t，工业储量47.64亿t，可采储
量30.71亿t，其中主采煤层可采储量26.47亿t，占全矿井可 采储量的86.19％。 矿井设计年产原煤1500万t。
3
§8.1 基本条件
矿井相对瓦斯涌出量为9.16m3/t，属于低瓦斯矿井。 煤尘具有爆炸危险性，爆炸指数为37%，煤层自然发火 期为6个月，具有自燃倾向。
39
§8.5.2 过断层及顶板破碎带时的顶板管理
过断层前，根据工作面与断层走向的交角，调整开
采工艺，使断层调至与工作面斜交或正交，以减少断 层在工作面的揭露面积。 顶板破碎时，采用擦顶带压移架。移架滞后采煤机前 滚筒不得超过2架，仍不好管理时，提前靠架采用割底 不割顶来预留顶煤的措施管理顶板；条件容许时在破 碎处预注玛丽散，预先加固破碎的顶板。
§8.2 工作面巷道布置与支护技术
工作面切眼绞车窝规格为： 宽×深×高＝5m×5m×3.61m，支护同切眼。 工作面回风巷回风绕道规格为： 宽×高＝5.2m×3.6m，支护同工作面回风巷。
皮带运输巷和工作面回风巷中每间隔500m在采煤帮侧
打一错车硐室，规格为：
宽×深×高＝5m×5m×3.5(3.61)m。
8 特厚煤层放顶煤开采技术
§8.1 基本条件 §8.2 工作面巷道布置于支护技术
§8.3 工作面主要设备配置
§8.4 开采工艺
§8.5 顶板管理
§8.6 运输巷、回风巷的超前支护 §8.7 工作面矿压观测 §8.8 工作面“一通三防”技术措施
8 特厚煤层放顶煤开采技术
关于特厚煤层目前还没有确切定义，在此将特厚煤
30
§8.3.2 工作面主要设备技术特征参数
乳化液泵站和喷雾泵站的技术参数见表8-8。
31
§8.4 开采工艺
工作面采用单一走向长壁后退式综合机械化低位放顶 煤开采方法：
用SL-500型采煤机落煤装煤； PF6/1142型前部刮板运输机和PF6/1342型后部刮板 运输机运煤； ZF13000/25/38型低位放顶煤支架支护顶煤、顶板， 采高为3.5m。
层定义为厚度在12m以上的煤层。 在我国山西和西部地区这类煤层储量较大，其中大
同塔山矿井具有代表性，是我国特厚煤层高产高效放
顶煤开采的典型代表。
2
§8.1 基本条件
大同塔山矿井是国家重点支持项目，井田位于山西省大
同煤田东翼中东部边缘地带，井田内赋存有侏罗系和石炭
二叠系两个煤系。 塔山矿井开采煤系为石炭二叠纪煤系3~5号煤层，发热量 20335~24191 kJ/kg (4857~5778cal/g)，灰分26%，硫含量小 于1%，挥发分37%。
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§8.2 工作面巷道布置与支护技术
两排锚索组在切眼巷中心线两侧2500mm各打一排，间距 5250mm； 锚索吊挂3.5m工字钢垂直于工作面，3.5m工字钢在切眼 巷中心线两侧各吊挂一根，在垂直切眼巷中心线两侧 400mm、2000mm、3600mm各打一根锚索用来吊挂工字钢， 工字钢间距1750mm； 十一排顶锚杆距切眼巷两帮400mm各打一排锚杆，其他 几排排距800mm，间距875mm； 两排液压单体金属柱，第一排靠古塘侧煤壁，第二排距 第一排5000mm； 一排木垛距采煤侧煤壁1600mm； 一排木柱靠采煤侧煤壁。 20
距巷道顶300mm打第一 排锚杆，其他锚杆排距 900mm，间距900mm，直 径22mm，杆长1800mm。
13
§8.2 工作面巷道布置与支护技术
巷道顶板破碎段支 护比正常段支护采用 的工字钢棚多，工字 钢棚棚距为900mm; 其他支护同巷道正 常段。
14
§8.2 工作面巷道布置与支护技术
26
§8.3.2 工作面主要设备技术特征参数
刮板输送机技术参数见表8-5。
27
§8.3.2 工作面主要设备技术特征参数
转载机和破碎机的技术参数见表8-6。
28
§8.3.2 工作面主要设备技术特征参数
可伸缩带式输送机的技术参数见表8-7。
29
§8.3.2 工作面主要设备技术特征参数
DSJ140/350/3×500可伸缩带式输送机
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§8.5.1 来压及停采前的顶板管理
在来压和停采前,工作面提前做好来压预防支护工作;
提高支架检修质量，杜绝“跑、冒、滴、漏、窜”， 严格规范支架工操作程序，确保泵站压力及支架初撑 力合格，同时必须保证超前支护的数量和质量。 提高工作面系统的开机率,保证工作面正常推进速度。 停采前编制收尾专项措施，严格管理顶板，以确保 工作面实现安全顺利停产。
41
§8.5.2 过断层及顶板破碎带时的顶板管理
马丽散
42
§8.5.2 过断层及顶板破碎带时的顶板管理
发生漏顶时，采取打棚顶杆、架木棚梁、用刹顶木
做成假顶等擦顶移架方式。
具体工艺为：将漏顶区域及漏顶区域外5m范围支架
前伸梁伸出，垂直于煤壁距顶0.4m，每间隔1.5m打一
个棚顶杆眼，用规格为φ 35mm，L=2.5m的棚顶杆(圆钢)
巷道顶板破碎
段支护比正常段 支护采用的工字 钢棚多，其他支 护同巷道正常段。
17
§8.2 工作面巷道布置与支护技术
工作面切眼宽8.8m，高3.61m，见图8.5。
18
§8.2 工作面巷道布置与支护技术
采用两排锚索组、锚索吊挂两根3.5m工字钢一字排开垂 直于工作面、十一排锚杆、两排液压单体金属柱、一排木 垛，一排木点柱混合支护。
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§8.4 开采工艺
工作面初采期间，当顶煤不垮落，或顶煤垮落高度 不够时，按“两刀一放”的循环进行作业：截深0.8m， 放煤步距为1.6m。
当工作面顶板初次来压后，采用“一刀一放”的正
规循环作业，放煤步距为0.8m，直到工作面停采线前 100m。停采线前100m到停采线，只割煤不放煤。
33
放顶煤、拉后溜。
采煤机采用双向割煤法，从头到尾及从尾到头，沿牵引
方向前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤。 工作面采用追机作业方式及时支护。
拉移支架的操作方式为本架操作，拉架滞后采煤机前滚筒3 架，移架程序是收回护帮板、收回前伸梁、降前探梁、降 主顶梁、移支架、升主顶梁、升前探梁、伸前伸梁、伸护 壁板。同时要保持支架平直，偏差不得超过50mm。
专用顶板顶回风巷为矩形断面，宽3.2m，高2.5mm。 采用锚杆支护，顶锚 杆四排，排距900mm,
杆距900mm，并在巷
顶中打一排锚索，索 距2700mm。 破碎段采用锚杆和工 字钢棚联合支护，棚 距700mm。
9
§8.2 工作面巷道布置与支护技术
皮带运输巷为矩形断面，宽5.5m，高3.5m，净断面
矿井水文地质条件简单，巷道低洼处顶板有淋水，日涌
水量约为50~300m3。属煤岩层裂隙水与孔隙水。
在与现开采煤层293~370m的上覆侏罗纪煤层中，有同煤
麻地湾煤矿、南郊区胡家湾煤矿与黄土沟煤矿等遗留下来
的老采空区，存在一定积水，在采前进行排水处理。
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§8.1 基本条件
矿井的开采方法为综合机械化放顶煤开采，一井一面， 井下辅助运输采用无轨胶轮运输，2006年6月投产。 工作面开采水平为1010~1045m，开采深度在500m左右， 地面为黄土丘陵。 工作面煤层厚度10~27m，大部分煤层厚度介于16~20m, 煤层倾角1°~3°，煤层硬度2.7~3.7。 工作面的顶底板基本岩层分布情况见表8-1。
18.5m2。
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§8.2 工作面巷道布置与支护技术
见图8-3,巷道顶板 正常段采用6排左旋 无纵筋螺纹钢锚杆、 3排锚索、塑料网联 合支护； 距巷道两帮500mm 各打一排锚杆。
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§8.2 工作面巷道布置与支护技术
左旋无纵筋螺纹钢锚杆
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§8.2 工作面巷道布置与支护技术
巷道两帮用4排左旋 无纵筋螺纹钢锚杆、 塑料网联合护帮:
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§8.2 工作面巷道布置与支护技术
见图8-4，巷道 顶板正常段采用 6排左旋无纵筋 螺纹钢锚杆、3 排锚索、塑料网 联合支护。
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§8.2 工作面巷道布置与支护技术
巷道两帮用4排 左旋无纵筋螺纹 钢锚杆、塑料网 联合护帮。
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§8.1 基本条件
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§8.1 基本条件
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§8.2 工作面巷道布置与支护技术
工作面长度230m，工作面可采长度一般为2000~3000m。
工作面采用一进二回三巷布置方式，见图8-2。
其中皮带运输巷、 工作面回风巷沿3~5 号煤层底板布置， 专用顶板回风巷沿 2号煤层底板布置。
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§8.2 工作面巷道布置与支护技术
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§8.3 工作面主要设备配置 §8.3.1工作面主要设备配置
工作面的主要机电设备配置见表8-2。
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§8.3.2 工作面主要设备技术特征参数
艾柯夫(EKF)SL-500采煤机的技术参数见表8-3。
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§8.3.2 工作面主要设备技术特征参数
艾柯夫(EKF)SL-500采煤机(德国)使用矿山：国投新集口
孜东矿、国投新集刘庄煤矿、神东煤炭公司大柳塔矿、晋 城煤业集团寺河矿等。
EKF SL-500采煤机
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§8.3.2 工作面主要设备技术特征参数
液压支架主要技术参数见表8-4。
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§8.3.2 工作面主要设备技术特征参数
ZF13000/25/38型低位放顶煤液压支架：
ZF13000/25/38型四柱支撑掩护式低位 放顶煤支架及配套设备
§8.4 开采工艺
当工作面顶煤垮落达4m以上时，回收顶煤，但采空
区垫层不能小于4m。
顶煤垮落小于4m时，不回收顶煤。
工作面最大控顶距为：
端面距+一刀煤截深+支架顶梁长度
=369+800+5395
=6564mm；
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§8.4 开采工艺
基本生产工序：采煤机斜切进刀、割煤、移架、推前溜、
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§8.4 开采工艺
按“一刀一放”正规循环作业。
放煤时采用多轮顺序放煤：
放煤工前后分成两组，每组一人；
一组在工作面前半部放煤，一组在工作面后半部放煤; 两组放煤工分别从头、尾开始向工作面中部放煤，然 后再从工作面中部向工作面头、尾放煤；
放煤工根据后刮板运输机煤量多少，自行控制放煤量。
放煤工严格执行“见矸关门”的原则。 8103工作面逐月产量见表8-9。
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§8.4 开采工艺
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§8.5 顶板管理
8103工作面采用ZF13000/25/38型正四连杆低位放顶煤 支架126架，ZFG13000/26.5/38H型过渡支架7架、一组 ZTZ20000/25/38型端头支架(两架一组)支护顶板，采用自 然垮落法管理顶板。架中心距1750mm，最大控顶距6564 mm， 最小控顶距5764mm，端面距控制在369mm以内。 工作面顶板能够自行垮落，垮落高度满足要求，不需进 行初次人工强制爆破放顶。 为了保证顶煤的垮落，开采初期对切眼内支护进行解锁， 来破坏切眼内顶煤的完整。如不能自行垮落，停产采取人 工强制放顶煤。 顶板能够分层垮落，垮落步距一般为12~16m。
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§8.5.2 过断层及顶板破碎带时的顶板管理
马丽散是一种低粘度，双组分合成高分子——聚亚胺胶脂材料，采用高
压灌注进行堵水时，当树脂和催化剂掺在一起时反应或遇水产生膨胀，本身 反应或发泡生成多元网状密弹性体的特征，当它被高压推挤，注入到煤岩层
或混凝土裂缝（在高压作用下可以使煤岩层的闭合裂隙张开），可沿煤岩层
或混凝土裂缝延展直到将所有裂隙（包括肉眼难以觉察的裂隙及在高压作用 下重新张开的裂隙）充填。在封堵裂隙加固煤岩层时，煤岩层不含水时产品
膨胀率也相应变小（膨胀倍数为2～4倍），高压推力将马丽散压入并充满所
有缝隙，达到止漏目的，成品抗压介于25～38Mpa；在遇水后（掺水）时产 生关联反应，发生膨胀，在膨胀压力的作用下产生二次渗压（膨胀倍数为 20～25倍），高压推力与二次渗压将马丽散压入并充满所有缝隙，从而达到 止漏目的，成品抗压介于15～25Mpa。 马丽散的使用范围：加固裂隙和不稳定地层；封闭水流入口；密实地层； 岩石加固；锚杆的密封。
插入眼内，外露0.3m，将直径不低于200mm的圆木平行
于煤壁架在棚顶杆上，并用8号铅丝双股将棚顶杆与圆
木捆绑牢固。扫底后，及时移架，钻入煤壁内。
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§8.6 运输巷、回风巷及超前支护管理 §8.6.1 运输巷、回风巷的超前支护
矿井煤炭地质储量50.74亿t，工业储量47.64亿t，可采储
量30.71亿t，其中主采煤层可采储量26.47亿t，占全矿井可 采储量的86.19％。 矿井设计年产原煤1500万t。
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§8.1 基本条件
矿井相对瓦斯涌出量为9.16m3/t，属于低瓦斯矿井。 煤尘具有爆炸危险性，爆炸指数为37%，煤层自然发火 期为6个月，具有自燃倾向。
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§8.5.2 过断层及顶板破碎带时的顶板管理
过断层前，根据工作面与断层走向的交角，调整开
采工艺，使断层调至与工作面斜交或正交，以减少断 层在工作面的揭露面积。 顶板破碎时，采用擦顶带压移架。移架滞后采煤机前 滚筒不得超过2架，仍不好管理时，提前靠架采用割底 不割顶来预留顶煤的措施管理顶板；条件容许时在破 碎处预注玛丽散，预先加固破碎的顶板。
§8.2 工作面巷道布置与支护技术
工作面切眼绞车窝规格为： 宽×深×高＝5m×5m×3.61m，支护同切眼。 工作面回风巷回风绕道规格为： 宽×高＝5.2m×3.6m，支护同工作面回风巷。
皮带运输巷和工作面回风巷中每间隔500m在采煤帮侧
打一错车硐室，规格为：
宽×深×高＝5m×5m×3.5(3.61)m。
8 特厚煤层放顶煤开采技术
§8.1 基本条件 §8.2 工作面巷道布置于支护技术
§8.3 工作面主要设备配置
§8.4 开采工艺
§8.5 顶板管理
§8.6 运输巷、回风巷的超前支护 §8.7 工作面矿压观测 §8.8 工作面“一通三防”技术措施
8 特厚煤层放顶煤开采技术
关于特厚煤层目前还没有确切定义，在此将特厚煤
30
§8.3.2 工作面主要设备技术特征参数
乳化液泵站和喷雾泵站的技术参数见表8-8。
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§8.4 开采工艺
工作面采用单一走向长壁后退式综合机械化低位放顶 煤开采方法：
用SL-500型采煤机落煤装煤； PF6/1142型前部刮板运输机和PF6/1342型后部刮板 运输机运煤； ZF13000/25/38型低位放顶煤支架支护顶煤、顶板， 采高为3.5m。
层定义为厚度在12m以上的煤层。 在我国山西和西部地区这类煤层储量较大，其中大
同塔山矿井具有代表性，是我国特厚煤层高产高效放
顶煤开采的典型代表。
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§8.1 基本条件
大同塔山矿井是国家重点支持项目，井田位于山西省大
同煤田东翼中东部边缘地带，井田内赋存有侏罗系和石炭
二叠系两个煤系。 塔山矿井开采煤系为石炭二叠纪煤系3~5号煤层，发热量 20335~24191 kJ/kg (4857~5778cal/g)，灰分26%，硫含量小 于1%，挥发分37%。
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§8.2 工作面巷道布置与支护技术
两排锚索组在切眼巷中心线两侧2500mm各打一排，间距 5250mm； 锚索吊挂3.5m工字钢垂直于工作面，3.5m工字钢在切眼 巷中心线两侧各吊挂一根，在垂直切眼巷中心线两侧 400mm、2000mm、3600mm各打一根锚索用来吊挂工字钢， 工字钢间距1750mm； 十一排顶锚杆距切眼巷两帮400mm各打一排锚杆，其他 几排排距800mm，间距875mm； 两排液压单体金属柱，第一排靠古塘侧煤壁，第二排距 第一排5000mm； 一排木垛距采煤侧煤壁1600mm； 一排木柱靠采煤侧煤壁。 20
距巷道顶300mm打第一 排锚杆，其他锚杆排距 900mm，间距900mm，直 径22mm，杆长1800mm。
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§8.2 工作面巷道布置与支护技术
巷道顶板破碎段支 护比正常段支护采用 的工字钢棚多，工字 钢棚棚距为900mm; 其他支护同巷道正 常段。
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§8.2 工作面巷道布置与支护技术
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§8.3.2 工作面主要设备技术特征参数
刮板输送机技术参数见表8-5。
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§8.3.2 工作面主要设备技术特征参数
转载机和破碎机的技术参数见表8-6。
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§8.3.2 工作面主要设备技术特征参数
可伸缩带式输送机的技术参数见表8-7。
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§8.3.2 工作面主要设备技术特征参数
DSJ140/350/3×500可伸缩带式输送机
38
§8.5.1 来压及停采前的顶板管理
在来压和停采前,工作面提前做好来压预防支护工作;
提高支架检修质量，杜绝“跑、冒、滴、漏、窜”， 严格规范支架工操作程序，确保泵站压力及支架初撑 力合格，同时必须保证超前支护的数量和质量。 提高工作面系统的开机率,保证工作面正常推进速度。 停采前编制收尾专项措施，严格管理顶板，以确保 工作面实现安全顺利停产。
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§8.5.2 过断层及顶板破碎带时的顶板管理
马丽散
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§8.5.2 过断层及顶板破碎带时的顶板管理
发生漏顶时，采取打棚顶杆、架木棚梁、用刹顶木
做成假顶等擦顶移架方式。
具体工艺为：将漏顶区域及漏顶区域外5m范围支架
前伸梁伸出，垂直于煤壁距顶0.4m，每间隔1.5m打一
个棚顶杆眼，用规格为φ 35mm，L=2.5m的棚顶杆(圆钢)
巷道顶板破碎
段支护比正常段 支护采用的工字 钢棚多，其他支 护同巷道正常段。
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§8.2 工作面巷道布置与支护技术
工作面切眼宽8.8m，高3.61m，见图8.5。
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§8.2 工作面巷道布置与支护技术
采用两排锚索组、锚索吊挂两根3.5m工字钢一字排开垂 直于工作面、十一排锚杆、两排液压单体金属柱、一排木 垛，一排木点柱混合支护。
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§8.4 开采工艺
工作面初采期间，当顶煤不垮落，或顶煤垮落高度 不够时，按“两刀一放”的循环进行作业：截深0.8m， 放煤步距为1.6m。
当工作面顶板初次来压后，采用“一刀一放”的正
规循环作业，放煤步距为0.8m，直到工作面停采线前 100m。停采线前100m到停采线，只割煤不放煤。
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放顶煤、拉后溜。
采煤机采用双向割煤法，从头到尾及从尾到头，沿牵引
方向前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤。 工作面采用追机作业方式及时支护。
拉移支架的操作方式为本架操作，拉架滞后采煤机前滚筒3 架，移架程序是收回护帮板、收回前伸梁、降前探梁、降 主顶梁、移支架、升主顶梁、升前探梁、伸前伸梁、伸护 壁板。同时要保持支架平直，偏差不得超过50mm。
专用顶板顶回风巷为矩形断面，宽3.2m，高2.5mm。 采用锚杆支护，顶锚 杆四排，排距900mm,
杆距900mm，并在巷
顶中打一排锚索，索 距2700mm。 破碎段采用锚杆和工 字钢棚联合支护，棚 距700mm。
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§8.2 工作面巷道布置与支护技术
皮带运输巷为矩形断面，宽5.5m，高3.5m，净断面
矿井水文地质条件简单，巷道低洼处顶板有淋水，日涌
水量约为50~300m3。属煤岩层裂隙水与孔隙水。
在与现开采煤层293~370m的上覆侏罗纪煤层中，有同煤
麻地湾煤矿、南郊区胡家湾煤矿与黄土沟煤矿等遗留下来
的老采空区，存在一定积水，在采前进行排水处理。
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§8.1 基本条件
矿井的开采方法为综合机械化放顶煤开采，一井一面， 井下辅助运输采用无轨胶轮运输，2006年6月投产。 工作面开采水平为1010~1045m，开采深度在500m左右， 地面为黄土丘陵。 工作面煤层厚度10~27m，大部分煤层厚度介于16~20m, 煤层倾角1°~3°，煤层硬度2.7~3.7。 工作面的顶底板基本岩层分布情况见表8-1。
18.5m2。
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§8.2 工作面巷道布置与支护技术
见图8-3,巷道顶板 正常段采用6排左旋 无纵筋螺纹钢锚杆、 3排锚索、塑料网联 合支护； 距巷道两帮500mm 各打一排锚杆。
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§8.2 工作面巷道布置与支护技术
左旋无纵筋螺纹钢锚杆
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§8.2 工作面巷道布置与支护技术
巷道两帮用4排左旋 无纵筋螺纹钢锚杆、 塑料网联合护帮: