工作面悬移支架规程.docx
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工作面悬移支架规程
第一章概况
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表
水平名称
+50水平
采区名称
11采区
地面标高（m）
+186.7～+208.5
井下标高（m）
+79.6~+45.4
地面相
对位置
工作面地表位于来集镇陈沟村小王庄村民组。
地表地形为丘陵和冲沟，全区被黄土覆盖，有树木，农作物，有一大冲沟。
大致呈西高东低之趋势。
回采对地面影响
地面地形为丘陵，全区被黄土覆盖，有树木、农田，东部有小王庄部分农户。
没有常年性河流和水体，回采时对地表设施影响不大
井下位置及
与四邻关系
工作面东部为主井和主井水仓，11皮带巷，西部为11采区未开采区，北部为F22断层，南部为F48断层
走向长（m）
576
倾斜长度（m）
70
面积（㎡）
40320
第二节煤层
煤层情况表
煤层厚度（m）
1-2.4
1.95
煤层结构
局部夹矸
煤层倾角（°）
8°～17°
12
开采煤层
二1
煤种
贫煤
稳定程度
属较稳定型煤层
煤层硬度系数
（f）
1.5
绝对瓦斯
涌出量（m3/min）
0.3
相对瓦斯涌出量（m3/t）
3.54
煤层情
况描述
二1煤层，黑色，粉末状，半光亮型，11062工作面为复采煤层，煤层底板局部起伏变化，引起煤厚度变化较大，含矸率较高，部分出现无煤带，F48支断层附近及以东属薄煤带。
煤质情况见表1-3
表1-3煤质情况表
M
A
V
Q
FC
St
Y
工业牌号
0.85%
9.64%
12.97%
35.52KJ/Kg
0.36%
0.85%
无烟煤
第三节煤层顶底板
煤层顶底板情况表
顶、底板名称
岩石名称
厚度（m）
岩性特征
顶板
老顶
大占砂岩
厚度10m
灰绿色中粒长石石英砂岩，厚平均为6.5m，以石英为主，含植物化石及白云母碎片，下部呈砂泥岩裂隙较发育。
直接顶
砂质泥岩
7.6～17.6m
灰绿～灰黑色，挤压揉搓现象明显，极破碎，强度较低。
工作面内直接压煤。
伪底
炭质泥岩
0.2—0.5m
深灰炭质泥岩，随开采随落。
底板
直接底
砂质泥岩、粉砂岩或细砂岩
厚度7.41m
深黑色，含植物化石和白云母碎片，水平层理发育。
老底
L7、L8灰岩
厚9m
深灰色、隐晶质结构，含黄铁矿、蜒科化石并发育方解石脉。
附图1-1：
工作面地层综合柱状图。
第四节地质构造
断层情况表
构造
名称
走向
（°）
倾向
（°）
倾角
（°）
性质
落差
（m）
对回采的影响
F22
70
160
70
正断层
172
留设断层煤柱，防治断层水，造成储量损失，对回采有一定影响但不大。
会引起工作面淋水
F48
95
185
60
正断层
42
留设断层煤柱，防治断层水，造成储量损失，对回采有一定影响。
会引起工作面淋水
F22
70
160
70
正断层
172
留设断层煤柱，防治断层水，造成储量损失，对回采有一定影响但不大。
会引起工作面淋水
F48支
40
130
70
正断层
17
造成煤层底板起伏，出现无煤带，回采时过断层破碎带，顶板支护困难。
会引起工作面淋水
图1-2：
工作面运输巷、回风巷、开切眼剖面图。
第五节水文地质
一、含水层（顶部和底部）分析
本工作面水文地质条件中等。
该工作面顶板水含水性不强，掘进过程中顶板有少量淋水现象，随着掘进延伸淋水逐渐减小或消失。
据此分析，11062工作面顶板水不会对正常回采造成影响，该区域L7~8灰岩含水层富水性较弱，并且经过裴沟煤矿深部开采疏放，水位-200m，底板水对11062工作面的影响不大；掘进过程中未发现底板涌水现象，由此分析，工作面回采过程中不会出现大的底板涌水，但局部会出现少量底板渗水和涌水现象，预计正常涌水量为0.5m3/h，最大涌水量为3m3/h。
影响施工的主要为老空水和断层水。
矿井设计正常涌水量45m3/h，最大涌水量76.5m3/h，目前矿井实际涌水量只有,5.7m3/h。
本工作面预计正常涌水量3.8m3/h，最大涌水量6m3/h。
11062上付巷正常用水量为2.33/h，11062下付巷正常用水量为1.53/h。
（1）、顶板：
直接顶厚7.6-17.6m左右，遇煤层较薄段或小断层时将有打顶现象，遇顶板裂隙发育段老顶砂岩水将导入巷道内，一般以滴水、淋水为主，预计水量0.5m3/h；另外，该面采空区已将顶板水充分疏放，掘进期间，将不受顶板水威胁。
（2）、底板：
直接底炭质泥岩砂质泥岩，互层厚度在7.41米左右，老底为L7-8灰岩，厚度在9米左右。
经裴沟矿对底板L7-8灰岩水已疏放多年，目前水位标高-200M因此，掘进期间底板无突水威胁。
二、其他水源的分析
（1）、断层水：
F22、F48、F48三条断层均已揭露，这3条断层无水。
（2）、钻孔水：
该面界内无钻孔分布。
（3）、老空水：
该面均为采空区复采煤。
老空区蓄水已疏放，但局部可能还存在有少量积水。
所以，在11062工作面掘进回采时必须进行探放水。
三、涌水量
1、正常涌水量为3.8m3/h
2、预计最大涌水量为6m3/h
第六节影响回采的其他因素
影响回采的其他地质情况表
瓦斯
2011年瓦斯等级鉴定为瓦斯矿井，矿井绝对涌出量0.44m³/min；11062工作面瓦斯绝对涌出量0.3m3/min，
CO2
无
煤尘爆炸性指数
煤尘具有爆炸性，爆炸指数13.08
煤的自燃倾向性
煤层自然等级为Ⅲ级，为不易自燃煤层。
地温危害
地温16.2度，地温梯度为1.18°/100m,属地温正常区
冲击地压危害
最大地震烈度为六度，地压正常
二、地质部门的建议
1、该工作面北部为F22断层，南部F48断层，掘进、回采时一定留足保护煤柱或采取注浆加固措施；
2、要加强水文地质收集工作，必须对采空进行物探，加以控制，必须坚持探放水工作，做到“预测预报、有掘必探、先探后掘、先治后采，物探先行，钻探验证”。
3、该工作面部分煤层厚，掘进、回采时，要加强通风管理，防止瓦斯积聚，以免造成瓦斯事故。
4、该工作面由于受断层构造影响，掘进、回采时要加强顶板管理工作，以避免产生冒顶。
5、该工作面过老井，雨季地表水容易顺井侵入工作面，加强地面裂隙、老井检查及充填工作。
6、加强采区、工作面排水管路、设备管理。
保证水路畅通。
7、掘进、回采时，采区、取洒水降尘、冲洗煤尘、控制风速等措施，防止煤尘爆炸。
8、回采时一定留足村庄保护煤柱。
第七节储量及服务年限
一、储量
（一）工作面工业储量
1、工业储量为：
15.7万吨
（二）工作面可采储量
2、工作面回采率为95%可采储量为：
12.7万吨
二、工作面服务年限
工作面的服务年限=工作面可采储量/月计划产量
=12.7÷1.2
=10个月
第二章采煤方法
采煤方法及其依据。
该工作面采煤方法为走向长壁后退式一次采全高采煤法。
全部垮落法处理采空区。
第一节巷道布置
一、工作面巷道布置概况
11062上副巷用途：
回风兼运料，沿二1煤层底板布置，全煤巷道，巷道坡度0-3°，11062下副巷用途：
进风兼运煤，。
11062上、下副巷均采用9m2U29型钢半圆拱巷道，规格为9m2。
（详见巷道布置图）。
二、工作面运输巷
11062工作面下副巷进风兼运煤，下副巷采用9m2U29型钢半圆拱巷道，规格为9m2。
下副巷铺设二部SGB-420/22型刮板运输机和一部DSJ650型皮带运输机。
三、工作面回风巷
11062上副巷回风兼运料，11062上副巷采用9m2U29型钢半圆拱巷道，规格为9m2。
四、工作面开切眼
支护形式:
采用ZH2000/18.5/26.5Z整体顶梁组合悬移液压支架,每架四柱,正常生产时,支架中心距1000mm±20mm。
支架主要技术参数
名称
单位
参数
备注
名称
单位
参数
备注
支架最大
高度
mm
2650
立柱缸径
mm
ø125
选用大直径的立柱顶梁用增强型
支架最小
高度
mm
1850
支架中心距
mm
1000
泵站额定压力
MPa
20-31.5
在20~31.5MPa之间根据实际情况选用
支架长度
mm
2800
支架步距
mm
800
支护强度
MPa
0.55-0.71
对应控顶距为2.8~3.6m
伸缩梁伸缩长度
mm
800
最大件重量
Kg
1200
额定初撑力
KN
760-1939
对应20~31.5MPa
附图2-1：
工作面及巷道布置图。
第二节采煤工艺
一、采煤工艺
1、回采工艺流程：
煤壁注水→落煤→移架→移托梁→移溜。
2、落煤
采用手镐（风镐）落煤。
3、装煤
人工装煤。
4、运煤
工作面切巷选用一部SGB-420/22型刮板运输机，下副巷铺设一部SGB-420/22型刮板运输机和一部DSJ650型皮带运输机。
5、工作面支护:
（1）支护形式:
采用ZH2000/18.5/26.5Z整体顶梁组合悬移液压支架,每架四柱,正常生产时,支架中心距1000mm±20mm。
（2）悬移支架移架过程
落煤后护顶（伸前探梁超前护顶）→收回前探梁→提起四根立柱→前移顶梁及四柱→落四柱支撑顶梁→移托梁。
（3）移架操作顺序（见下图）
分步前移式移架顺序示意图
①落煤后伸出前探梁超前护顶，在前探梁掩护下采煤工手工落煤。
②收回前探梁。
③操作手柄提起四根支柱，使支柱底盘脱离底板100mm。
④伸出移架千斤顶活塞，推动顶梁带动四根立柱同时向前移动0.8m。
⑤顶梁移到位后，操作手柄落下四根支柱，使顶梁与顶板严密接触约3～5秒，以保证足够的支柱初撑力。
⑥移架千斤顶活塞收回使托梁整体前移0.8m，恢复到原来位置。
⑦将各操作手把恢复到“零”位。
6、移刮板输送机
①采面放顶结束后，工作面浮煤、杂物清理干净，然后开始移刮板输送机。
②移刮板输送机必须从机头或从机尾进行，严禁从中间往两头移或从两头往中间移。
刮板输送机要做到平、直、稳、正、牢，与煤壁支柱保持0.4m间距。
移刮板输送机后及时打上机头、机尾压（戗）柱，盖好机尾盖板。
③工作面移机头、机尾时，采面刮板输送机必须停机，机头（机尾）移过后在安全条件下开机。
二、工作面正规循环生产能力
W=LShγc
=70×0.8×2×1.39×0.95=147.8
式中W—正规循环生产能力，t；
L—工作面长度，m;
S—正规循环推进长度，m；
h—采高，m；
γ—煤的容重，t/m3；
c—工作面的采出率，%；
第三节设备配备
该采煤工作面采用走向长壁后退式采煤法，采用人工装煤，工作面支护采用ZH2000/18.5/26.5Z整体顶梁组合悬移液压支架。
工作面切巷选用一部SGB-420/22型刮板运输机，下副巷铺设一部SGB-420/22型刮板运输机和一部DSJ650型皮带运输机。
附图2-3：
工作面设备布置示意图。
第三章顶板控制
第一节支护设计
一、工作面的支护设计
1、支护强度计算：
按经验公式计算：
P=（4～8）hYe=（4-8）×2×2.5=20～40t/㎡
式中:
h---工作面采高
Ye---顶板岩石平均容重2.5t/m3
取以上计算的最大值，则合理的支护强度为Pn=40t/m2..=0.41Mpa
由于ZH12000/18.5/36.5Z型顶梁组合悬移液压支架配备4根支柱时支护强度为0.457-0.533Mpa,大于工作面最大来压强度,所以支架支护强度满足要求。
2、采空区处理
采用全部垮落法处理采空区，要求冒落高度普遍大于1.5倍采高，当采空区冒落不充分（面积超过2×5m2）时，必须采取加固支架措施或制订强制放顶措施。
3、控顶距与放顶步距
该工作面最大控顶距3.6m，最小控顶距2.8m，放顶步距0.8m。
工作面支护断面图
4、采面上、下安全出口支护
（1）、上安全出口支护
上安全出口：
采用4对8根长3.5mπ型钢梁配合DW22－30/100型单体柱支护,棚距0.6m，主副梁均为一梁三柱，每对棚6根柱。
每根支柱保证初撑力在55KN以上，安全出口长2.4m，宽1.0m，高1.8m。
（2）、下安全出口支护
下安全出口：
采用5对10根长4mπ型钢梁配合DW22－30/100型单体柱支护棚距0.6m，主副梁均一梁四柱，每对棚8根柱。
每根支柱保证初撑力在55KN以上，安全出口长3.0m，宽1.0m，高1.8m。
2）超前支护：
①采面上、下副巷安全出口与巷道连接处超前压力影响范围内，必须采取有效措施加强巷道支护，长度不得少于20m，高度不低于1.8m，行人道宽度大于0.7m，靠近工作面10m在替棚段下采用1m金属铰接顶梁配DW22—30/100型单体液压支柱打双排，其余10m在U型钢棚中间下方采用DW22—30/100型单体液压支柱单排支护。
安全出口处超前支护不得打断，超前支护全部连锁，保证支柱完整无缺，初撑力达50KN以上，高度不低于1.8m。
运输巷应留有0.7m宽的人行道。
②两巷超前支护必须连续架设，抬棚要一梁三柱，梁头对接，梁上背实，支柱迎山有力，单体液压支柱采取防倒措施，初撑力不小于50kN。
抬棚必须打直，三用阀注液口背向风流方向。
底板是煤底时，柱下必须采取穿木鞋等防支柱钻底措施。
替棚顶空时，必须采取巷顶充填煤袋或垛设坑木等措施将顶背实。
3）尾巷回收
11062上、下副巷随采随回，要求上尾巷与放顶线回齐，下尾巷根据刮板输送机滞后情况可适当放宽1m回收，回收后，使用竹芭、椽子打严闭实。
5、上下安全出口顶板支护设计
该工作面直接顶初次跨落步距为9～10m，老顶初次垮落步距为10～16m，老顶的周期来压步距为8～12m。
1）工作面支护设计
（1）煤层顶底板岩性
①煤层顶底板岩性
老顶：
大占砂岩，平均厚10m，灰白色细粒砂岩，主要矿物质为石英长石，方解石脉、白云母片及黄铁矿发育。
直接顶：
砂质泥岩，平均厚12.6m，深灰色泥岩，含丰富的植物化石。
伪底：
炭质泥岩，平均厚1.67m，黑色炭质泥岩，含有云母片，底部炭质渐少成砂质泥岩。
直接底：
砂质泥岩，平均厚度7.41m，深黑色，含植物化石和白云母碎片，水平层理。
老底：
L7-8灰岩，平均厚13.24m，深灰色、隐晶质结构，含黄铁矿、蜒科化石并发育方解石脉。
（2）顶底板分类
直接顶为砂质泥岩，初次垮落步距6～8m，老顶初次来压步距10～20m，周期来压步距8～10m，直接顶厚与采高之比为N=6.45/2=3.225，老顶来压和周期来压不太明显，属I级顶板，本工作面沿底回采，底板比压6MPa，属II类松软底板。
（3）顶板结构
本工作面回采时，顶板结构为：
煤→直接顶→老顶
（4）采场控制设计
本工作面顶板控制设计从“支”、“护”、“稳”三个方面考虑。
a“支”，就是要求支架在其工作过程中，能够支撑住顶板所施加的压力，根据工作面的实际情况，用以下几种方法来确定本工作面的支护强度。
要求支架在工作过程中能够支撑住顶板所施加的压力。
在直接顶初次垮落、老顶初次来压及周期来压期间支架所受压力比平时大。
因此，支护强度设计从这三个时期计算取最大值。
①直接顶初次跨落期间
直接顶初次跨落期间要把直接顶安全地切在采空区，在此期间支架至少应承担起直接顶初次垮落步距一半的重量，合理的支护强度为：
P1=MALAYA/2L小
式中：
P1----支架支护强度t/m2
MA----直接顶及顶煤厚度12.6+2=14.6m
YA----煤岩平均容重2.5t/m3
LA----直接顶初次垮落步距8m
L小----最小控顶距2.8m
=（14.6×8×2.5）/（2×2.8）=14.7t/m2
②老顶初次来压期间
要求支架在不被压死的情况下，P2能承担起老顶重量的1/4及全部直接顶的作用力。
P2=A+MBYBCB/4ktL小
=40.5+（10×2.5×12）/（4×2.5×2.8）
=51.2t/m2
式中：
P2----支架支护强度t/m2
MB----老顶厚度10m
YB----煤岩容重2.5t/m3
kt----岩重分配系数kt=2.5
L小---最小控顶距2.8m
CB----老顶初次来压步距12m
式中：
A----直接顶作用力t/m²
A=MzYzL/LK=（12.6×2.5×3.6）/2.8=40.5t/m²
Mz----直接顶厚度2.14m
YZ---直接顶平均容重，t/m3；2.5
L----最大控顶距3.6m
Lk---最小控顶距，m。
2.8
③顶板周期来压期间
在此期间，要求支架承担起直接顶，并能承担部分老顶的作用力，以减缓老顶的来压速度，合理的支护强度为：
P3=A+MCYCCC/4ktL小
式中:
P3----支架支护强度t/m2
Mc----老顶厚度10m
Yc----岩石容重2.5t/m3
kt----岩重分配系数kt=2.5
L小---最小控顶距2.8m
Cc----老顶初次来压步距12m
则P3=40.5+（10×2.5×12）/（4×2.5×2.8）
=51.2t/m²
取以上最大值，合理的支护强度应为：
P=P3=51.2t/m2
b、工作面支护密度G（根/m²）
G=P/Fn
式中:
F----支柱工作阻力的80%；支柱额定工作阻力为200t/根
额定工作阻力的80%为：
200×80%=160t/根
n----支柱工作阻力利用系数0.85
P----最大支护强度
则G=P/Fn=25.9/（160×0.85）=0.19根/m²
实际支护密度为：
Gs=4/2.8=1.4根/m²
Gs>G,工作面支护强度可满足安全生产需要。
c、护
①护帮顶:
工艺要求，对顶板、煤壁、老塘实行全封闭管理，保证不漏顶、不片帮、不窜矸。
工作面所选支架顶梁规格为:
长2800mm,宽1000mm,可以满足护顶要求。
②护底：
护底要求支柱对底板的压强小于底板的比压，否则支柱下要站铁鞋，该工作面直接底为砂质泥岩，抗压强度为29Mpa,支架工作阻力在2000KN时对底板最大比压为6Mpa，工作面在丢底煤地段支架支柱钻底量大于200mm时支架支柱底部采用ø300mm的铁鞋护底，可满足支护要求。
d、稳
要求支架具有抵抗来自层面方向推力的能力，为防止复合顶板推垮冒顶事故的发生，须提高支柱的初撑力，控制复合顶板的初期离层，增大软硬岩层间的摩擦力。
P初=hr（cosα+sinα/f）/G实
式中：
P初----支柱初撑力KN/根
h-----复合岩层厚度取2m
r-----复合岩层密度2.0t/m³
α-----煤层倾角取最大20°
G实------支护密度1.4根/米2
f------软硬岩层之间摩擦系数取0.5
则：
P初=[2×2.0×（cos20°+sin20°/0.5）]/1.4
=4.6t/m2
=46kN
回采期间泵站压力达到20MPa，悬移支架支柱初撑力达到760kN，防止冒顶事故的发生。
二、选择支护材料
工作面上下副巷均采用9m229U型钢进行支护，采面采用ZH2000/18.5/26.5Z型整体顶梁组合式悬移支架。
三、乳化液泵站
（一）泵站型号、参数
11062采煤工作面选用BRW--125型乳化泵，压力31.5MPa流量125L/min电机75kW。
（二）泵站设置位置
11062采煤工作面乳化液泵站设置在副井底车场乳化液泵站。
（三）泵站使用规定
1、泵站必须水平放置，最大倾角不得大于5o。
2、传动箱内有清洁的N68机械油，工作时油位不得低于油标玻璃的红线，但在绿线之下。
3、润滑池内有加有清洁，充足的N46机械油。
4、各连接管道无渗漏现象，吸液软管无折叠，各部位的连接螺钉紧固，泵体无带电现象。
5、电机专项于所示箭头相同。
6、泵体无异常噪音、震动、管道泄漏现象。
7、泵站无串液现象。
8、安全保护装置齐全，动作灵敏可靠。
仪表指示正确。
9、乳化液泵站使用队组必须每班指派取得操作资格证件者进行看守。
10、乳化液泵站每次使用前，除检查安装标准所设内容外，还应检查一下内容：
①吸液阀螺堵是否松动。
②乳化液箱系统各部积垢是否过多。
③各连接运动部件、紧固件是否松动。
11、泵站压力要按照规程要求达到20mpa。
12、乳化液泵站运行期间应保持一下标准：
①柱塞表面带液但不滴液或滴液较少。
②滑块与柱塞之间无间隙。
③阀组动作的节奏声和压力表跳动正常，近排液阀组完好。
④油温低于85℃。
⑤工作面乳化液浓度应达到3%～5%。
13、泵站无看护人员或看护人员擅自脱岗者，将给予责任人100～200元的经济处罚，如造成影响者，视情况加重处罚。
14、由于看护保养不到位造成泵站损坏者，将给予相关责任人乳化液泵站带病运转或乳化液浓度配比不足，将给予相关责任人100～200元的经济处罚，如造成事故，视情况加重处罚。
第二节工作面顶板控制
一、正常工作时期顶板支护方式。
采用放顶煤支架支护顶板，采空区全部自然垮落法管理顶板。
二、正常工作时期的特殊支护形式。
（1）、上安全出口支护
上安全出口：
采用4对8根长3.5mπ型钢梁配合DW22－30/100型单体柱支护（安全出口内5棚、上副巷抬口棚1棚），棚距0.6m，主副梁均为一梁三柱，每对棚6根柱。
（2）、下安全出口支护
下安全出口：
采用5对10根长4mπ型钢梁配合DW22－30/100型单体柱支护棚距0.6m，主副梁均一梁四柱，每对棚8根柱。
2、采面上、下副巷安全出口与巷道连接处超前压力影响范围内，必须采取有效措施加强巷道支护，长度不得少于20m，高度不低于1.8m，行人道宽度大于0.7m，靠近工作面10m在替棚段下采用1米金属铰接顶梁配DW25—22/100型单体液压支柱打双排，其余10m在U型钢棚下采用DW28—22/100型单体液压支柱打单排。
安全出口处超前支护不得打断，超前支护全部连锁，保证支柱完整无缺，初撑力达50KN以上，高度不低于1.8m。
运输巷应留有0.7m宽的人行道。
3、两巷超前支护必须连续架设，抬棚要一梁三柱，梁头对接，梁上背实，支柱迎山有力，单体液压支柱采取防倒措施，初撑力不小于50kN。
抬棚必须打直，三用阀注液口背向风流方向。
底板是煤底时，柱下必须采取穿木鞋等防支柱钻底措施。
替棚顶空时，必须采取巷顶充填煤袋或垛设坑木等措施将顶背实。
三、回柱放顶与其他工序平行作业的安全距离。
1、移架后采3～5架。
2、推溜后采8～10架。
四、特殊时期的顶板控制。
1、初采时的顶板管理
初采时要求安全出口不小于700mm，超前支护不小于20m。
严格控制采高为2.0m。
且要求端头支架与过渡支架初撑力都达到设计要求。
初采时必须紧抓工程质量，工作面要求四直、三平、两畅通。
初采开始时，要对上下副巷进行加强支护，使用
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