目 錄
第一章 概 況 - 2 -
第一節 工作麵位置及井上下關係 - 2 -
第二節 煤 層 - 3 -
第三節 煤層頂底板 - 3 -
第四節 地質構造 - 4 -
第五節 水文地質 - 4 -
第六節 影響回采的其他因素 - 5 -
第七節 儲量及服務年限 - 6 -
第二章 采煤方法 - 8 -
第一節 巷道布置 - 8 -
第二節 采煤工藝 - 8 -
第三節 設備配置 - 9 -
第三章 頂板管理 - 15 -
第一節 支護設計 - 15 -
第二節 工作麵頂板管理 - 19 -
第三節 端頭頂板管理 - 24 -
第四節 順槽頂板管理 - 26 -
第五節 礦壓觀測 - 30 -
第四章 生產係統 - 31 -
第一節 運輸係統 - 31 -
第二節 通防與監控係統 - 36 -
第三節 排水係統 - 45 -
第四節 供電係統 - 46 -
第五節 工作麵通訊及照明係統 - 50 -
第五章 勞動組織和主要經濟技術指標 - 51 -
第一節 勞動組織 - 51 -
第二節 主要經濟技術指標 - 52 -
第六章 災害預防及避災路線 - 53 -
第七章 煤礦井下安全避險六大係統及職業危害防治 - 53 -
第一節 煤礦井下安全避險六大係統 - 53 -
第二節 職業危害防治 - 56 -
第八章 煤質管理 - 58 -
第九章 安全技術措施 - 58 -
第一節 一般規定 - 58 -
第二節 爆破管理 - 59 -
第三節 其 他 - 59 -
第一章 概 況
第一節 工作麵位置及井上下關係
143上16工作麵位於十四采區西南部，西鄰東灘煤礦與鮑店煤礦井田邊界；北鄰143上15工作麵采空區、14318工作麵（未采）與14317工作麵（未采）；東鄰143上03（西）綜采工作麵采空區；南鄰143上02（西）綜采工作麵采空區。切眼東幫與143上03-2工作麵切眼西幫間距10m布置；設計停采線：運順側位於切眼內幫以西620.0m處，軌順側較運順側向西調斜20.0m。
工作麵位置及井上下關係表 表 一
煤層名稱 3上煤層 水平名稱 -660 采區名稱 十四采區
工作麵名稱 143上16綜采工作麵 地麵標高 +44.6～+44.21
+44.43 工作麵標高 -498～-524
-511
地麵位置 143上16工作麵地麵相對應位置位於泥河以西，後樊莊村以南，工作麵西部進入村莊保護煤柱。
井下位置及四鄰采掘情況 143上16工作麵位於十四采區西南部，東起開切眼（切眼東幫與143上03-2工作麵切眼西幫間距10m布置），西至設計停采線（運順側位於切眼內幫以西620.0m處，軌順側較運順側向西調斜20.0m）。西鄰東灘煤礦與鮑店煤礦井田邊界；北鄰143上15工作麵采空區、14318工作麵（未采）與14317工作麵（未采）；東鄰143上03（西）綜采工作麵采空區；南鄰143上02（西）綜采工作麵采空區。
回采對地麵設施的影響 工作麵西部進入後樊莊村保護煤柱線，回采前村莊已搬遷。
走向長（m） 軌順：640
運順：620 傾斜長（m） 合麵前：150.3
合麵後：161.3 麵積（m2） 98785
第二節 煤 層
本工作麵回采3上煤層，煤層地質情況如表二所示。
煤 層 情 況 表 表 二
煤層厚度(m) 4.70～5.77
5.07 煤層結構 簡單 煤層傾角（°） 0°～8°
4°
開采煤層 3上煤 煤 種 氣煤 穩定程度 穩定
煤層情況描述 工作麵回采山西組3上煤層，黑色，半暗型煤，以暗煤為主，夾鏡煤條帶，厚層塊狀，內生裂隙發育， 3上煤層厚度4.70m～5.77m，平均5.07m，煤層厚度穩定。煤層結構簡單，距3上煤底板之上1.85m～2.50m處，含一層較穩定的泥質粉砂岩夾矸，厚度0.02m～0.03m。煤層普氏硬度f=2～3。
附圖1：143上16綜采工作麵地層綜合柱狀圖。
第三節 煤層頂底板
煤層頂底板情況表 表 三
頂底板
名稱 岩石名稱 厚度（m） 岩性及物理力學性質
最小～最大
平均
基本頂 中細砂岩
9.86～19.70
14.78 淺灰～灰白色，以石英為主，含少量長石及雲母碎片，致密堅硬，厚層塊狀，鈣質膠結，緩波狀層理。f=6～7
直接頂 粉砂岩 2.73～5.30
4.01 深灰色，致密性脆，泥質膠結，富含植物碎屑化石和黃鐵礦質點，底部相變為泥岩。f=4～5
直接底 粉砂岩
1.77～3.25
2.51 深灰色，泥質膠結，局部相變為泥岩。f=4～5
3下煤 3下煤 3.17～3.55
3.36 黑色，半暗型煤，以暗煤為主，夾鏡煤條帶，油脂光澤，內生裂隙發育，參差狀斷口。f=2～3
3下煤直接底 粉砂岩 3.14～3.78
3.46 深灰色，泥質膠結，頂部為薄層泥岩，中下部夾薄層細砂岩。
基本底 粉細砂岩互層 9.40～10.44
9.92 灰色，致密堅硬，以細砂岩為主，夾薄層粉砂岩，垂直裂隙發育，緩波狀層理
第四節 地質構造
一、斷層情況以及對回采的影響
本工作麵軌順揭露斷層1條，為NF67 正斷層。斷層落差為0.9m，對工作麵回采影響較小。斷層的具體情況見表四。
斷 層 情 況 表 表四
斷層名稱 走向
(°) 傾向
(°) 傾角
(°) 性質 落差
(m) 對回采影響程度
NF67 340 250 70 正斷層 0.9 較小
二、褶曲情況以及對回采的影響
C7背斜，其軸向S60°～80°W，波幅40m～70m，為一寬緩的褶曲構造，背斜軸位於本工作麵中部,對回采影響較小。
三、其他因素對回采的影響
根據三維物探資料分析，143上16綜采工作麵回采區域內無古河流衝刷、岩漿岩侵入、陷落柱。
附圖2：143上16綜采工作麵順槽、切眼剖麵圖。
第五節 水文地質
一、湧水量
回采期間正常湧水量10m3/h，最大湧水量30m3/h。
二、含水層（頂部和底部）分析
（一）充水含水層分析
143上16工作麵位於十四采區西南部，開采3上煤層，工作麵回采通過C7背斜，受背斜構造影響，運順一側較高、軌順一側較低。
回采過程中直接充水水源為3煤頂、底板砂岩水和14315、143上02、143上03、143上04采空區老空積水。
3煤頂、底板砂岩富水性主要受構造和岩性等因素控製，富水性不均一，以靜儲量為主，易於疏幹，受周邊工作麵回采影響3煤頂底板砂岩水已基本疏幹，對工作麵回采基本無影響。
14315采空區、143上16軌順沿空側、143上02采空區已進行鑽孔疏排，不具備積水條件，143上16切眼沿空側、143上03、143上04采空區位置較高，不具備積水條件，總體分析，143上16工作麵相鄰采空區無老空水害威脅。
第六節 影響回采的其他因素
影響回采的其他地質情況 見表五。
影響回采的其他地質情況表 表 五
瓦 斯 據2014年瓦斯等級鑒定結果為瓦斯礦井。
煤 塵 有爆炸危險性，爆炸指數為37.42%。
煤的自燃 屬自燃煤層，發火期一般為3～6個月。
地 溫 -660水平地溫為28.5℃～30.4℃。
地 壓 3上煤層具有弱衝擊地壓傾向性。
普氏硬度（f） 煤層 夾矸 直接頂 直接底
2～3 3 4 4～5
二、衝擊地壓危險性評估及衝擊地壓防治方案
（一）衝擊地壓危險性評估
1、煤層的衝擊傾向性
根據煤炭科學研究總院北京開采研究所對我礦3層煤、3上煤層、3下煤層和該煤係的圍岩的物理力學性質試驗及衝擊傾向性鑒定，我礦3上煤層、3層煤、3下煤層及煤層頂底板的衝擊傾向性分類中都屬於2類，具有弱衝擊傾向性。
2、143上16綜采工作麵論證情況
在143上16綜采工作麵生產前，東灘煤礦聯合遼寧工程技術大學對143上16綜采工作麵進行了安全評估論證，根據《143上16工作麵衝擊地壓危險性評估論證報告》及煤業公司批複意見，在工作麵回采期間劃定了衝擊地壓危險區域，具體如下：
（1）中等衝擊危險區域
143上16工作麵運順0-255m，軌順0-330m範圍，工作麵三側為采空區，推進過程中受老頂初次破斷、工作麵初次“見方”、14318工作麵實體煤形成的應力集中區的影響具有衝擊地壓危險，此區域作為中等衝擊危險區域。
（2）弱衝擊危險區域
143上16工作麵運順255m-480m，軌順330m到停采線範圍內，工作麵受鄰近的14302-2采空區及14318煤柱影響具有衝擊地壓危險，此區域作為弱衝擊危險區域。
（二）衝擊地壓防治方案
在143上16綜采工作麵回采期間要進行衝擊地壓防治監測工作，回采前需要編製衝擊地壓防治專項安全技術措施。在衝擊地壓危險區域采用鑽屑法和應力在線監測係統進行檢測，檢測時以鑽屑法檢測為主，應力在線檢測為輔，在檢測出具有衝擊危險的區域及時采用卸壓鑽孔或深孔爆破進行解危卸壓，解危時優先選用施工大直徑卸壓鑽孔進行解危。
1、檢測方法：
（1）鑽屑法檢測
在劃定的衝擊地壓危險區域進行鑽屑法監測。監測鑽孔間距不大於20m，鑽孔距底板1.2m左右。鑽孔方向與煤層傾角平行（避免鑽入岩石）。每天檢測1次，當檢測指標較高時，必須增加檢測次數，並加密鑽孔。
（2）應力在線係統監測
143上16工作麵回采期間，采用應力在線監測係統，實現衝擊地壓危險區和危險程度的實時監測預警和預報。在衝擊危險性評價的基礎上，將測區布置在工作麵前方200-300m的區域內，每組分別安裝1個8m和1個14m深度的傳感器，組與組之間的間距由各工作麵的衝擊危險性決定，一般20m-30m，隨工作麵推進，每組傳感器依次回撤、安裝。
2、卸壓解危
在檢測出具有衝擊危險的區域及時采用卸壓鑽孔或深孔爆破進行解危卸壓，解危時優先選用施工大直徑卸壓鑽孔進行解危。
（1）大直徑卸壓鑽孔
在檢測出衝擊地壓危險區域，采取大直徑鑽孔卸壓預處理方式。采用液壓鑽車施工，鑽頭直徑為110mm，垂直於巷幫，鑽孔間距不大於3m，鑽孔深度不小於10m，鑽孔距底板1.2m左右，單排布置。
（2）深孔爆破卸壓解危
深孔爆破時，炸藥選用礦用水膠炸藥（其中每個藥卷長度為400mm，重300g）具體要求見專項措施。
采取相關卸壓措施後，應再次進行檢測，符合相關要求後再進行生產。
第七節 儲量及服務年限
一、儲量
工作麵儲量計算表 表 六
儲
量
計
算
計算方法 采用地質塊段法：Q=S×M×d，其中Q為塊段儲量；S為塊段水平麵積（注：煤層傾角較小）；M為塊段煤層平均厚度；d為煤的視密度。
塊段號 走向長
(m) 傾斜長(m) 水平
麵積
(m2) 煤厚
(m) 視密度
(t/m3) 基礎
儲量
(萬t) 回采率(%) 可 采
儲 量
(萬t)
111b-1 77797 5.07 1.35 53.2 93 49.5
111b-2 20988 5.07 1.35 14.4 93 13.4
合計 620.0
640.0 150.3
161.3 98785 5.07 1.35 67.6 93 62.9
計
算
範
圍 111b-1塊段長度640.0m，最大寬度161.3m，呈不規則多邊形，為3上煤區域；
111b-2塊段長度227.6m，最大寬度131.9m，呈梯形，為後樊莊村保護煤柱內區域。“三下” 壓煤量（後樊莊村保護煤柱）14.4萬t。
工作麵回采率按93%計算。
二、生產能力及可采期
（1）循環進度：0.75m。
（2）循環產量
合麵前：150.3×5.07×1.35×0.75×0.93＝717.5（噸）
合麵後：161.3×5.07×1.35×0.75×0.93＝770.1（噸）
（3）日產量
合麵前：717.5×12＝8610.0（噸）
合麵後：770.1×12＝9241.2（噸）
（4）月產量
合麵前：8610.0×29×0.85＝21.22(萬噸)
合麵後：9241.2×29×0.85＝22.78(萬噸)
(月生產不均衡係數取85%，生產時間29天。)
（5）可采期
合麵前：27.4÷21.22 ≈ 1.3（月）
合麵後：35.5÷22.78 ≈ 1.6（月）
1.3+1.6=2.9（月）
第二章 采煤方法
第一節 巷道布置
一、工作麵巷道布置
143上16工作麵兩順槽相互平行，南側為軌順，自14317運順開門掘進，巷中與14315運煤巷巷中一致，在距離14315運順交岔點以西50m位置，按35°夾角拐彎施工，巷中與14315運煤巷巷中間距9.5m向東掘進至14315運順，之後逐漸過渡到巷中間距8.5m至143上16切眼位置。北側順槽為運順，順槽掘進至距切眼中位置70m時，掘進方位向工作麵側（南側）調增2°。兩順槽均沿3上煤底板布置。
二、巷道的幾何參數及支護形式
（一）順槽
采用錨網帶、錨索聯合支護，梯形斷麵，上淨寬4800mm，下淨寬5400mm，淨高4000mm，淨斷麵積20.4m2；巷道頂幫鋪聯金屬菱形網，每排鋼帶打7根φ22mm×2400mm的左旋無縱筋樹脂錨杆，錨杆間排距750mm×800mm。巷道頂部巷中位置布置1排錨索，間距1600mm。兩幫每排各布置五根錨杆（第一至第四根錨杆的規格為φ20mm×2000mm，第五根錨杆規格為φ20mm×1000mm），鋼帶向下不大於200mm為第一根錨杆，與水平成15°-25°仰角打注，第二至第四根錨杆垂直煤壁打注，錨杆上下間距800mm，第五根斜向下與水平成15°-20°俯角打注，距底板不超過800mm。
附圖3：143上16綜采工作麵位置及巷道布置示意圖。
（二）切眼
切眼采用梯形斷麵錨網帶與錨索支護，外導內擴施工，鋼帶長度均為4500mm，排距800mm,正常段淨寬8800mm，淨高4000mm，淨斷麵積35.2m2。在導硐中、切眼中及擴寬中位置分別打設一排φ22×5000mm錨索，錨索排距1600mm。
（三）溜煤眼
圓形斷麵，直徑3.0m,深45.8m，斷麵積7.1m2，錨網噴支護。
（四）聯絡巷
141岩集軌東段采用半圓拱斷麵錨網噴支護，淨寬3200mm，淨高3000mm，牆高1550mm，淨斷麵積9.0m2；141岩集軌延伸段采用半圓拱斷麵錨網噴支護，淨寬4000mm，淨高3700mm，牆高1700mm，淨斷麵積13.1m2；141邊界提采用梯形斷麵錨網帶與錨索聯合支護，淨寬5200mm，淨高3700mm，淨斷麵積19.24m2。
第二節 采煤工藝
一、采煤方法
工作麵采用後退式走向長壁頂板垮落采煤法。
二、采煤工藝
工作麵采用綜采一次采全高回采工藝。
（一）采高
143上16綜采工作麵回采3上煤層，根據煤層賦存情況及設備配套情況，工作麵的平均采高定在5.07m，沿3上煤頂、底板推進，根據煤層厚度變化調整采高，以增加回采率。最大采高不超過5.6m，煤厚超過5.6m區域，留頂煤控製采高。工作麵兩頭5組支架逐漸將工作麵正常采高過渡到順槽高度。
（二）工藝過程
割煤→推移刮板輸送機→移架
（三）工藝說明
1、割煤
割煤方式為雙向割煤，往返一次割兩刀，端頭自開缺口斜切進刀，螺旋滾筒自動裝煤，斜切進刀長度不小於30m，進刀深度0.75m。具體操作如下：
1、采煤機向上（下）割透端頭煤壁，同時自下（上）向上（下）推移刮板輸送機，並在煤機後將刮板輸送機推出約20m的彎曲段，將煤機兩個滾筒上下調換位置，向下（上）進刀，通過彎曲段使得煤機達到正常截割深度（0.75m）後，按要求推移運輸機至平直狀態。
2、將煤機兩個滾筒上下調換位置，再次向上（下）割三角煤至割透端頭煤壁。
3、割完三角煤後，再次將煤機兩個滾筒調換上下位置，采煤機向下（上）返回，進入正常割煤狀態。
4、采煤機正常割煤時，采用煤機前滾筒截割工作麵煤層上部，後滾筒截割工作麵煤層下部的割煤方式。
附圖4：143上16綜采工作麵采煤機進刀方式示意圖。
2、移架
采用跟機移架，最近一組移架距煤機後滾筒不大於9m，移架步距為0.75m。當工作麵頂板破碎時，要提前拉移超前支架。
3、推溜
在移架後順序推移運輸機，滯後移架10m～15m左右，不能出現急彎，推移步距為0.75m。
第三節 設備配置
一、液壓支架
本工作麵選用支架為ZY13000/26.5/57D型支撐掩護式支架和ZYG13000/26.5/57D型過渡支架，上下兩頭選用 ZYT13000/25/50D型支撐掩護式排頭支架,運順順槽選用ZT44800/25/45型順槽支架，軌順順槽選用ZT115200/25/45型順槽支架。
液壓支架主要技術特征
1、工作麵支架
型 號： ZY13000/26.5/57D
高 度： 2650mm～5700mm
寬 度： 1680 mm～1880mm
中 心 距： 1750mm
初 撐 力： 8728 kN（P=31.5MPa）
工作阻力： 13000 kN（P=46.9MPa）
支護強度： 1.39 MPa～1.46MPa
底板比壓： 1.71 MPa～4.61MPa（前端）
適應煤層傾角： ≤15°
2、過渡支架
型 號： ZYG13000/26.5/57D
支撐高度： 2650 mm～5700mm
寬 度： 1680 mm～1880mm
中 心 距： 1750mm
初 撐 力： 8728kN（P=31.5MPa）
工作阻力： 13000kN(P=46.9MPa)
支護強度： 1.37MPa～1.48MPa
底板比壓（前端）： 2.24MPa～2.47MPa（平均）
適應煤層傾角： <15°
3、排（端）頭支架
型 號： ZYT13000/25/50D
支撐高度： 2500 mm～5000mm
寬 度： 1680 mm～1880mm
中 心 距： 1750mm
初 撐 力： 8728kN（P=31.5MPa）
工作阻力： 13000kN(P=46.39MPa)
支護強度： 1.37MPa～1.48MPa
底板比壓（前端）： 2.24MPa～2.47MPa（平均）
適應煤層傾角： <15°
4、軌順巷道支架
型 號： ZT115200/25/45
支撐高度： 2500mm～4500mm
支護寬度： 3400mm
初 撐 力： 91188kN（P=31.5MPa）
工作阻力： 115200kN（P=39.8MPa）
支護強度： 0.46MPa～0.47MPa（f=0.2）
底板平均比壓： 2.1MPa（f=0.2）
操縱方式： 前、後組鄰架操縱
5、運順巷道支架
型 號： ZT44800/25/45
支撐高度： 2500mm～4500mm
支護寬度： 3400mm
初 撐 力： 35462kN（P=31.5MPa）
工作阻力： 44800kN（P=39.8MPa）
支護強度： 0.46MPa～0.47MPa（f=0.2）
底板比壓： 2.1MPa（f=0.2）
6、運順巷尾支架
型 號： ZYT13000/25/50D
支撐高度： 2500 mm～5000mm
寬 度： 1680 mm～1880mm
中 心 距： 1750mm
初 撐 力： 8728kN（P=31.5MPa）
工作阻力： 13000kN(P=46.9MPa)
支護強度： 1.37MPa～1.48MPa
底板比壓（前端）： 2.24MPa～2.47MPa（平均）
適應煤層傾角： <15°
二、采煤機
型 號： MG900/2310—WD電牽引采煤機
采 高： 3.5m～6.2m
截 深： 865mm
裝機總功率： 2310kW
截割功率： 2×900kW
牽引電機： 2×150kW
泵電機： 50kW
破碎電機： 160kW
供電電源電壓： 3300V
牽引速度： 0～12～16m/min
滾筒直徑： 3000mm
適應煤層傾角： ≤15°
三、刮板輸送機
型 號： SGZ1250/2×855
輸 送 量： 2500t/h
刮板鏈速： 1.35m/s
電動機功率： 2×855kW
電動機電壓： 3300V
刮板鏈規格： 2-Φ48×152mm
鏈 距： 260mm
中部槽規格： 1750×1250×390mm
中部槽連接方式： 啞鈴銷
緊鏈方式： 液壓馬達緊鏈
卸載方式： 端卸
四、運順橋式轉載機
型 號： SZZ1200/700
輸 送 量： 3500t/h
刮板鏈速： 1.86m/s
設計長度： 70m
緊鏈方式： 液壓馬達緊鏈
爬坡角度： 10°
電機功率： 700kW
電機電壓： 3300V
內 槽 寬： 1200mm
刮板鏈規格： 2-Φ38mm×137mm緊湊
鏈 距： 500mm
行走方式： 邁步自移式
五、破碎機
型 號： PCM250型輪式
破碎能力： 4000t/h
最大輸入塊度： 長度不限×1200mm×1180mm
最大排出粒度： 300mm
電機功率： 250kW
電機電壓： 3300V
破碎錘頭數： 8個
破碎頭衝擊速度： 20m/s
外形尺寸（長×寬×高）： 4000 mm×2380mm×2076mm
六、運順機身折疊式可縮帶式輸送機
型 號： DSJ120/180/3×315
輸 送 量： 1800t/h
帶 速： 3.55m/s
帶 寬： 1200mm
裝機功率： 2×315kW
電機電壓： 1140V
傳動滾筒直徑： 1030mm
卸載滾筒直徑： 1025mm
張緊方式： 液壓絞車自動張緊
七、轉載機（14316皮帶機頭）
型 號： SZZ1200/700
輸送量： 3000t/h
刮板鏈速： 1.82m/s
電機功率： 700kW
電機電壓： 3300V
減速器傳動比： 26.19:1
內槽寬： 1200mm
刮板鏈規格： 2-Φ38×137mm緊湊
鏈距： 500mm
八、可伸縮帶式輸送機（14317運順）
型號： DSJ120/180/3×315
輸送能力： 1800t/h
帶速： 3.55m/s
帶寬： 1200mm
電機功率： 3×315kW
傳動滾筒直徑： 1030mm
卸載滾筒直徑： 1025mm
電壓等級： 1140V
張緊方式： 液壓絞車自動張緊
九、可伸縮帶式輸送機（14310西軌順）
型號： DSJ120/180/4×315
帶速： 3.55m/s
帶寬： 1200mm
電機功率： 4×315kW
傳動滾筒直徑： 1030mm
卸載滾筒直徑： 1025mm
電壓等級： 1140V
張緊方式： 液壓絞車自動張緊
十、轉載機（14310皮帶機頭）
型 號： SZZ1200/525
輸送量： 2600t/h
刮板鏈速： 1.86m/s
電機功率： 525kW
電機電壓： 3300V
減速器傳動比： 25.56:1
內槽寬： 1200mm
刮板鏈規格： 2-Φ38×137mm緊湊
鏈距： 500mm
十一、電磁除鐵器
型 號： RCBC-25/22S
勵磁功率： 20kW
額定電壓： 1140V
工 作 製： 連續
十二、泵站
1、BRW400/37.5型乳化液泵（3台）
公稱壓力： 37.5MPa
公稱流量： 400L/min
曲軸轉速： 650r/min
電機功率： 315kW (3300V)
外形尺寸（長×寬×高）： 3660×1260×1380 mm
2、RX400/30G型乳化液箱
公稱容積： 3000 L
公稱流量： 400 L/min
公稱壓力： 37.5 MPa
乳化油貯存腔容積： 160 L
外形尺寸（長×寬×高）： 4270×1260×1430mm
3、KXB-127自動控製及軟化水儲水一體箱（含自動配液裝置）
控製係統電壓： 127V
儲水箱容積： 2500 L
儲油箱容積： 600L
外型尺寸（長×寬×高）： 3300×1300×1500 mm
4、BPW516/16V型噴霧泵（2台）
公稱流量： 516 L/min
公稱壓力： 16MPa
電動機功率： 160kW (3300V)
曲軸轉速： 567r/min
電機轉速： 1486r/min
5、BPW315/16型噴霧泵（1台）
公稱流量： 315 L/min
公稱壓力： 16MPa
電動機功率： 110kW (1100V)
6、 QX516/30清水箱
公稱流量： 516 L/min
公稱容積： 3000 L
過濾精度： 270 μm
供水壓力： 0.3～3 Mpa
供水流量： ≥516 L/min
外型尺寸（長×寬×高）： 3240×1240×1450 mm
附圖5：143上16綜采工作麵設備布置示意圖。
第三章 頂板管理
第一節 支護設計
一、工作麵支護設計
1、采用類比法進行設計：
參考本礦同煤層礦壓觀測資料，選擇本工作麵礦壓參數。（見表七）
同煤層礦壓觀測選擇或預計工作麵礦壓參數參考表 表 七
序號 項 目 單位 同煤層實測 本麵選取或預計
1 頂底
板條
件 直接頂厚度 m 2.54～5.38 2.73～5.30
老頂厚度 m 9.96～19.78 9.86～19.70
直接底厚度 m 1.86～3.53 1.77～3.25
2 直接頂初次垮落步距 m 10～15 10～15
3 初
次
來
壓 來壓步距 m 40～55 35～55
最大平均
支護強度 MPa 0.42 0.42
最大平均
頂底移近量 mm 50～190 40～100
來壓程度
（動載係數） 1.12 1.12
4 周
期
來
壓 來壓步距 m 10～20 11～22
最大平均
支護強度 MPa 0.41 0.41
最大平均
頂底移近量 mm 90～180 90～180
來壓程度
（動載係數） 1.12 1.12
5 正常
情況 最大平均
支護強度 MPa 0.35 0.35
最大平均
頂底移近量 mm 30～80 30～80
6 直接頂懸頂情況 m 5～15 5～15
7 底板容許比壓 MPa 35 35
8 直接頂類型 類 2類 2類
9 老頂級別 級 IVb IVb
10 巷道超前壓力
影響範圍 m 軌順：30～40 軌順：30～40
運順：15～30
15～20（實體煤巷道） 運順：15～30
15～20（實體煤巷道）
2、工作麵選用液壓支架工作參數見表八
工作麵條件與支架適應條件對照表 表 八
工作麵條件 支架適應條件
中間支架 過渡支架 排（端）頭支架
采 高 5.07m（平均） 2.65m～5.7m 2.65m～5.7m 2.5m～5.0m
傾 角 0～8° ≤15° <15° <15°
煤 厚 4.70m～5.77m 2.65m～5.7m 2.65m～5.7m 2.5m～5.0m
煤 硬 度 f=2～3 f≤4 f≤4 f≤4
底板比壓 35MPa 1.71MPa～4.61MPa 2.24MPa～2.47MPa 2.24MPa～2.47MPa
支護強度 1.035MPa 1.39MPa～1.46MPa 1.37MPa～1.48MPa 1.37MPa～1.48MPa
頂板種類 2類 2類 2類 2類
3、支護強度驗算：
（1）工作麵合理支護強度：
工作麵支架支護強度驗算
Pt =N×9.81×H×γ
=8×9.81×5.07×2.6
=1034.5（kN/m2）
=1.035MPa＜1.37MPa
式中：Pt—要求的支架支護強度（kN/m2）
N—采高的倍數，一般取6～8，這裏取8；
H—工作麵采高，取5.07m；
γ—頂煤與頂板岩石容重，一般取2.6t/m3。
（2）中間支架底板比壓為：1.71MPa～4.61MPa，過渡支架底板比壓為：2.24MPa～2.47MPa，排頭支架底板比壓為：2.24MPa～2.47MPa。
工作麵底板容許比壓為：35MPa
4.61MPa＜35MPa
根據以上驗算可以看出，選用ZY13000/26.5/57D型中部支架、ZYG13000/26.5/57D型過渡支架、ZYT13000/25/50D型排（端）頭支架，其結構在滿足頂板管理支護強度需要的同時，也能滿足底板比壓值要求。
4、工作麵煤流運輸設備選型
工作麵設計每天生產12個循環，一個循環產量合麵前為729.5t、合麵後為770.1t，每天18小時。
工作麵以合麵後計算每小時產量： 770.1×12÷18=513.4t
刮板輸送機輸送能力： 2500t/h
運順橋式轉載機： 3500t/h
破碎機破碎能力： 4000t/h
運順帶式輸送機輸送能力： 1800t/h
轉載機（14316皮帶機頭）輸送能力： 3000t/h
帶式輸送機（14317運順）輸送能力： 1800t/h
帶式輸送機（14310西軌順）輸送能力： 1800t/h
轉載機（14310皮帶機頭）輸送能力： 2600t/h
工作麵每小時產量均小於工作麵煤流運輸設備的輸送能力，可見，工作麵煤流運輸設備選形滿足工作麵生產需求。
二、乳化液泵站
（一）泵站及管路選型、數量
選用3台BRW-400/37.5型乳化泵向工作麵支架供液，裝備三泵兩箱，管路全部選用液壓膠管，耐壓35MPa以上。噴霧泵選用1台BPW-315/16型清水泵和2台BPW-516/16型清水泵，裝備三泵兩箱，管路選用低壓膠管，耐壓16MPa以上。
（二）泵站設置位置及管路敷設
工作麵泵站安設在141岩集軌內。管路鋪設路線：141岩集軌（泵站）→141軌邊界提→143上16運順→143上16工作麵。共敷設四路DN50的膠管，兩路膠管負責支架主進、主回，另兩路膠管分別負責為支架、煤機噴霧供水，進回液膠管每隔200m左右分別安設一個截止閥，其他管路每隔400m左右分別安設一個截止閥。泵站到143上16工作麵運順的管路吊掛在巷幫，順槽的管路吊掛在巷道頂板上。
（三）泵站使用規定
乳化泵卸載壓力不低於30MPa，采用ME20-5型乳化油，根據ME20-5乳化油的特性和143上16工作麵設備要求，乳化液濃度為1.3%～1.7%。架間噴霧泵卸載壓力不低於10MPa，采煤機噴霧泵卸載壓力不低於10MPa，加強液壓係統與泵站的維修，杜絕係統的竄漏液。
（四）冷卻水
工作麵設備采用壓力不大於3MPa自然水冷卻，由運順Φ108mm水管供水。
（五）泵站過濾係統
1、自動反衝洗高壓過濾站
自動反衝洗高壓過濾站作為泵站出口的第一級過濾裝置，用於乳化液的高精度過濾，由泵站出口來的高壓乳化液從過濾站的進液口進入，經四個高精度濾芯過濾後提供給工作麵液壓支架使用，保護液壓支架用閥；本過濾站可采用定時自動反衝洗、壓差自動反衝洗、手動啟動電控順序自動反衝洗、手動按鈕反衝洗等四種反衝洗方式對各個濾芯進行反衝洗。
2、自動反衝洗高壓過濾站使用及安全注意事項
(1)當進、出液壓力差值大於1.1MPa時，啟動壓差自動反衝洗默認設置功能。
(2)自動反衝洗高壓過濾站的左、右兩個排汙孔用來排放反衝洗產生的汙水，切不可堵塞任何一端排汙口。
(3)要做到定期維護，檢查各接口是否連接緊固可靠，是否存在漏液現象。
(4)開泵前，須檢查螺釘是否已經擰緊，U形銷是否齊全，安裝是否到位，接口連接處是否牢固可靠；開泵後觀察過濾站是否存在漏液現象，壓力表工作是否正常。
(5)進液通路有60MPa減振壓力表，顯示過濾前係統壓力。
(6)兩色汙染指示器由綠變紅表明濾芯已經堵塞，需要進行反衝洗。
(7)本過濾站工作壓力為37.5MPa，不可超壓使用。
(8)控製器禁止用水衝洗，以防止水進入控製器而導致控製器損壞；所有帶插銷的地方必須插上銷子，以防接觸不好。
3、回液過濾站
回液過濾站用於工作麵回液進行過濾，來保護整個液壓係統，過濾精度60μm。
4、回液過濾站使用及安全注意事項
(1)做到定期維護，檢查各接口是否聯接緊固可靠，是否存在漏液現象。壓力表是否工作正常。
(2)如果進液壓力表壓力進入黃色警示區，應該及時操作換向球閥手把，使用備用濾芯，同時更換堵塞濾芯上井進行清洗，如果發現進液壓力表壓力進入紅色禁區，應馬上操作換向球閥手把，使用備用濾芯，看進液壓力是否在綠色工作區內，同時更換堵塞濾芯。
(3)當發現大通道低壓溢流閥溢流時，要及時檢查進液壓力表，看壓力表處於什麼位置，操作換向球閥手把，看進液壓力表壓力所處區段以及溢流閥是否還繼續溢流。出現低壓溢流閥溢流有三種情況，第一、過濾器堵塞，造成係統壓力升高溢流閥開啟溢流，此時應及時操作換向球閥手把，更換堵塞濾芯；第二、過濾站回液口與乳化液箱之間液流不暢，可以通過觀察出液壓力表壓力來判斷，正常狀態下出液壓力表壓力很低接近於零，如果出液口壓力高應及時檢查出液管，確保過濾站出液口與液箱間過液暢通；第三種情況就是低壓大流量閥密封失效，出現泄漏。
(4)當發現濾芯堵塞需要更換具體操作步驟為：先切換大通道換向串聯球閥，使被排汙濾筒處於低壓狀態，打開排汙口球形截止閥，將下端汙染物排出，同時可以旋轉大通道換向球閥利用回液壓力將殘餘在濾芯表麵的汙染物衝下，通過排汙後排出，所以該過濾站還具有自清洗功能及反衝功能。
5、進水過濾站
進水過濾站主要用於對進入液壓係統的清水過濾，保證工作麵用水清潔。清水從過濾站的進液口進入，通過過濾站兩個濾芯過濾後從出液口流出。在正常工作狀態時每組濾筒一個濾芯工作，另一個濾芯備用。當濾筒的進、出液壓差大於1MPa或出液口流量很小時，說明濾芯堵塞嚴重，可通過大通道換向雙聯球閥可以實現工作濾芯和備用濾芯之間的切換。
6、進水過濾站使用及安全注意事項
(1)要做到定期維護，檢查各接口是否聯接緊固可靠，是否存在漏液現象。
(2)檢查壓力表是否工作正常。進出液壓力表正常壓差接近於零，如果壓差過大，應及時操作雙聯球閥手柄，使用備用濾芯，同時更換堵塞濾芯上井清洗；如果發現出液口出水量過小，應馬上操作雙聯球閥手柄，使用備用濾芯，同時更換堵塞濾芯。
(3)更換濾芯時，先切換大通道換向雙聯球閥，使要更換濾芯的濾筒處於備用狀態，打開濾筒底部排汙口球形截止閥來卸去濾筒中的殘餘壓力。確認濾筒內無壓後取下濾筒端蓋螺栓，依次取端蓋和半環等限位裝置，利用吊環將濾芯取出；更換濾芯後依次將限位裝置裝入並擰緊螺栓，關閉排汙閥、轉動大通道換向雙聯球閥。
（六）泵站司機生產、檢修安全注意事項
1、泵站司機必須嚴格執行《煤礦工人技術操作規程》中泵站司機的相關內容。
2、泵站司機應熟練掌握本工作麵各種泵的原理、性能和維修技術。
3、啟動泵站之前，首先檢查各部件有無損壞，連接螺栓是否緊固，潤滑油油位是否正常，電機轉動方向是否正確，液箱液位是否滿足要求，各種保護是否齊全完好，確認無誤後方可開機。
4、泵啟動後，注意監聽，若泵的運轉狀態異常，立即停泵處理。經常檢查液箱液位控製裝置，嚴禁吸空。
5、泵站司機不得擅離崗位，注意停開泵信號，不得任意開、停泵。當工作麵液壓係統發生故障，需要停泵處理時，作業人員必須喊應泵站司機進行停泵，泵站司機認真記錄要求停泵人姓名；當故障處理完畢需要開泵時，泵站司機必須得到要求停泵人回話確認後，方可開泵。在停泵期間，嚴禁其他人員不通知泵站司機，就搭乘此時間對液壓係統主管路進行處理，如需同時進行處理，必須先通知泵站司機後，方可進行處理。
6、當工作麵內多人同時要求停泵時，泵站司機必須認真記錄好所有要求停泵人員的姓名，當需要重新開泵時，泵站司機必須得到所有停泵人員的逐一回話確認後，方可重新開泵。
7、當工作麵需要停泵必須喊應泵站司機，沒有喊應的情況下嚴禁作業。
8、當泵站司機需要對泵進行檢修時，泵站司機必須對所維修泵的開關進行停電、掛牌，打開泵站乳化液箱反衝洗過濾器，將係統中的壓力進行卸壓後方可進行維修工作。
9、電工在檢修檢查泵站開關時，未得到泵站司機的允許，不得隨意停、送泵開關的電源，確需對開關進行檢修，必須征得泵站司機的同意；電工檢修完開關後，必須與泵站司機取得聯係，得到允許後方可重新送電。
10、泵正常運轉期間，任何人員不得接觸泵的轉動部位。泵的卸載閥、安全閥的整定值，不得在井下隨意調整。
11、加強液壓係統的衛生清理，液壓係統各種過濾器齊全並定期清理，保持液箱蓋常閉。
12、如果泵站司機發現泵運轉異常，應立即停泵，然後進行檢查。開泵時必須得到工作麵相關人員同意後方可開泵。
13、加強泵站至工作麵供液管路的巡查，吊在皮帶上方的管路出現問題時，首先通知皮帶司機將皮帶停機停電、閉鎖掛牌，按下距作業地點最近的皮帶閉鎖按鈕並上鎖，然後通知泵站司機停泵或關閉主管路上的截止閥，通知工作麵支架工對液壓係統卸壓或通過主管路外接的分支管路進行卸壓，確認無餘壓後方可處理。處理過程中注意人員站位安全，在皮帶上方工作時注意防滑，防止從皮帶上跌落。
第二節 工作麵頂板管理
合麵前，工作麵安裝90組液壓支架，其中工作麵內安裝80組ZY13000/26.5/57D型掩護式液壓支架；運順端頭分別安裝2組ZYG13000/26.5/57D型過渡支架和3組ZYT13000/25/50D型排頭支架；軌順端頭安裝5組支架ZYG13000/26.5/57D型過渡支架。合麵時，軌順側再安裝2組ZYG13000/26.5/57D型過渡支架和3組ZYT13000/25/50D型排頭支架，工作麵共安裝95組液壓支架。工作麵采取跟機移架或超前移架支護頂板，移架後，應及時伸出伸縮梁、打出護幫板，防止片幫冒頂。
（一）工作麵支護質量要求
1、煤壁要割直，頂底板要割平，確保液壓支架接頂嚴密。
2、工作麵所有支架 |
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