南山煤矿采煤工作面作业规程

林东煤业发展有限责任公司

南山煤矿采煤工作面作业规程

编号：采2012001号

工作面名称：7539采面

矿长：

总工程师：

施工负责人：

编制：

批准日期：2012年4月日

执行日期：2012年4月日

858517584.doc

会审意见

汇审单位及人员签字：

总工程师：

生产矿长：

安全矿长：

机电矿长：

采掘副总：

安全副总：

通风副总：

技术科：

机电科：

通风科：

安全科：

调度室：

施工队：

-1-

8585l7584.doc

一、存在的主要问题

1、补充地质说明书；

2、三向阀必须垂直于煤壁，卸压孔朝向煤壁，注液孔朝向老空，将支护方式内容补

充到支护图上，进行说明；

3、机头四对八梁大板由花边式字钢改为兀型钢梁；

4、补充完善上、下出口有关参数；网长10mx1.3m宽，小板1200x150*30mm;

5、顶板控制，增加顶板完整时不需要挂网，顶板破碎时必须进行挂网的规定；

6、工作面防倒柱措施：按防倒绳和防倒钩二种补充完整；

7、补充回柱的措施和安全注意事项；

8、劳动组织配备表，人员调整，采面一个班人员直接工不超过45~48人；

9、补充完善各工种责任制；

10、补充完善放炮设岗警戒说明；

11、缺灾害分析；

12、说明书中有关文字须进一步校对、审核和修改。

13、7539机巷、风巷及切眼素描图按1：50放大；

14、修改炮眼布置图（按1.0m的循环进度布置孔深）；

15、工艺流程图中各工序的时间安排有待进一步核实完善；

16、按兀型钢支护工艺修改支护平面图；

17、排水系统图中机巷和风巷和排水应分列；

18、供电系统图差皮带机3台和绞车3台。

二、处理意见

上述问题已认真修改完毕。

-2-

858517584.doc

目录

修改说明...............................................................3

南山煤矿简介..............................................................4

第一章概况..........................................................5

第一节工作面位置及井上下关系..........................................5

第二节煤层..........................................................5

第三节煤层顶底板......................................................6

第四节地质构造........................................................7

第五节水文地质........................................................7

第六节影响回采的其它因素..............................................9

第七节储量及服务年限.................................................10

第二章采煤方法.........................................................11

第一节巷道布置.......................................................11

第二节采煤工艺.......................................................12

第三节设备配置.......................................................14

第三章顶板管理.........................................................15

第一节支护设计.......................................................15

第二节工作面顶板控制.................................................18

第三节回采巷道及端头顶板管理.........................................21

第四节矿压观测.......................................................23

第四章生产系统.........................................................25

第一节运输.........................................................25

第二节一通三防与安全监控.............................................25

第三节排水系统.......................................................31

第四节供电系统.......................................................31

第五节通讯照明.......................................................34

第五章劳动组织和主要经济技术指标.......................................35

第一节劳动组织.......................................................35

第二节主要经济技术指标...............................................37

第六章煤质管理.........................................................38

第七章安全技术措施.....................................................39

1

8585l7584.doc

第一节一般规定.......................................................39

第二节回采安全管理制度...............................................41

第三节顶板.........................................................45

第四节防治水.........................................................50

第五节爆破管理.......................................................51

第六节一通三防与安全监控.............................................56

第七节运输管理.......................................................61

第八节机电管理.......................................................64

第九节其它...........................................................69

第八章灾害预防及避灾路线...............................................70

第一节、灾害预防.......................................................70

第二节、灾害分析.......................................................72

第三节、灾害处理程序及应急措施.........................................73

第四节、避灾原则及路线.................................................74

2

858517584.doc

修改说明

7539采面自2011年4月21日编制回采作业规程，并经会审通过后，于

5月开始回采执行以来，截止2012年3月31日止，该采面机、风巷自开切眼

处分别回采至机巷24#导线点往回6nl和风巷47#导线点往回6m位置，回采面

积为：16890.8ml根据该采面揭露的地质资料情况：采场内顶板受地质构造

影响较大，顶板为黄泥顶，极为破碎，底板为铝土岩，支柱易钻底，同时，

由于工作面较长，每两天推一排，给回柱工作带来困难。为了确保采面的安

全、顺利回采，经矿研究决定，对7539采面支护工艺进行改革，即采用2.8

米长的71型钢配合单体液压柱进行交替迈步支护。为此，重新编制《7539采

面回采作业规程》，采煤队必须按此作业规程严格执行，在施工过程中若遇其

它异常情况存在不足之处，必须及时修改补充完善。2011年4月21日编制的

《7539采面回采作业规程》及该工作面其它补充安全技术措施同时作废，有

关单位必须严格遵照执行。

3

858517584.doc

南山煤矿简介

南山煤矿位于贵州省贵阳市息烽县境内，隶属于贵州林东煤业发展有限

责任公司。1970年10月建井，1978年1月试投产，设计生产能力15万t/ao

1988年底进行改扩建，1991年7月竣工投产，扩建设计生产能力30万t/a。

开采单一k煤层。历年来，矿井最高实际生产能力24.8万t/a（2009年），

一般实际生产能力15〜20万t/a。

矿井划分二个水平，四个采区，采取走向平碉，分区上（下）山开拓，

采煤方法为区内双翼走向长壁后退式回采。

矿区及周边出露的地层有中二叠统茅口组（Pzm）、上二叠统峨嵋山玄武岩

组（P1）、龙潭组（PH）、下三叠统夜郎组（T,yX茅草铺组（Tun）及第四

系（Q）地层o

龙潭组（PJ）为矿区内唯一含煤地层，一般厚约185m,岩性以含泥灰岩、

深灰色粉砂岩、细砂岩、粉砂质泥岩为主，夹煤层。含煤层7~9层，一般8

层，含煤平均总厚约4.20m,全区可采煤层1层（h）,k煤层为局部零星可采

煤层，其余各煤层均不可采。

南山井田所处的息烽向斜，总体为北东方向的短轴向斜，呈一个较大的

圆形构造盆地，由于主体部位与息烽涡轮构造重合，绕其外有幅射分部，顺

时针向弯曲的小褶曲及压扭性断层。

所开采的k煤层为低变质无烟煤，有煤与瓦斯突出危险，煤尘无爆炸性,

煤层自燃倾向性为不易自燃（三类），建矿至今未发生煤层自燃现象，矿井无

较大涌水。

4

858517584.doc

第一章概况

第一节工作面位置及井上下关系

7539回采工作面位于一水平、三采区，三采区上部西翼中段第4个工作面。最高标高

为+1292.2.0m,最低标高为+1222.6m,走向长度480~500m,平均490m,倾向长度163m~

186m,平均174.5m,面积约103198.5m：7539回采工作面上为采空区，下为75311准备采

面，西面为二区采空区，东面为7533采面采空区和三区轨道上山、三区运输上山、三区回

风上山及F,断层等。

7539回采工作面及停采线范围地表为桃子麻窝、大银顶和豺狼麻窝，属荒山坡土，无

建筑物及水体。最高标高为最低标高为+1655m。

由于7539回采工作面地表无建筑物及水体,其回采对地面的影响主要为地表塌陷和裂

隙，预计塌陷区和裂隙主要分布在豺狼麻窝附近，预计地表最大下沉量约0.3m,裂隙宽约

0.3m,深0.2m,长1~8米。

7539回采工作面上为采空区，下为75311准备采面，西面为二区采空区，东面为7533

采面采空区和三区轨道上山、三区运输上山、三区回风上山，其三条上山均布置在5,煤层

底板中，对采面影响较小，西面为二采区的75202、75204采空区，采空区内的积水和瓦斯

对采面初次放顶阶段影响较大，其影响范围为采空区边界附近10~20m。

详见工作面位置及井上下关系表1-1-L

表1-1-1工作面位置及井」二下关系表

水平名称一水平采区名称三采区

地面标高+1655-+1711井下标高+1222.6-+1292.2

地面的相回采面及停采线范围地表为桃子麻窝、大银顶和豺狼麻窝，属荒山坡土，无建

对位置筑物及水体。

回采对地面

预计本工作面的回采将对地面造成塌陷，可能出现小裂隙。

设施的影响

7539采面位于5'煤层三采区上部西翼中段，其上为采空区，下为75311准备采

井下位置及

面，西面为二区采空区，东面为7533采面采空区和三区轨道上山、三区运输

与四邻关系

上山、三区回风上山及F,断层。

走向长度面积

528倾斜长度m174.5103198.5m2

mm2

附图一：工作面及巷道布置平面图。

第二节煤层

本工作面设计开采煤层为5,煤层，煤层厚度最大为3.0m,最小为1.0米，平均为2.0m。

工作面内煤层厚度变化不大，仅在断层附近会产生最大或最小的极端变化，其变化幅度有

可能超过预计值。

工作面内煤层走向为45-70°,倾向为135~160。，倾角为18-25°,平均为22。。

煤层产状变化较大，对工作面回采影响较大。

工作面煤层赋存稳定，煤层结构简单，5,煤为半亮型，粒状、粉末状结构，煤质较差,

5

858517584.doc

硬度小，透气性较差，偶见黄铁矿结核，厚度1.0~3.0m。一般含夹叶一层，局部为两层,

偶含夹阡3~4层。上层夹阡较稳定，厚0.00~0.40米，一般厚0.10米，为粘土质泥岩或

炭质泥岩，其上煤分层厚0.20~0.50米，一般0.30米；下层夹开不稳定，厚0.00~L36

米，一般为0.20米，岩性也为粘土岩或炭质泥岩。对工作面回采影响较小，对煤质影响较

大。

5’煤层原煤灰份（Ad）为14.40~27.11%,一般为24.95%;挥发分（Vdaf）为8.60~

10.45%,平均9.53%;硫分（St,d）为1.72~5.75%,平均3.74%;发热量（Qgr.ad）为

25.175-30.235MJ/kg,平均27.705MJ/kg。属高硫、中灰、高发热量无烟煤（WY03）。

详见煤层情况表

表1-2-1煤层情况表

1・0~3・0煤层18~25

煤层厚度m较简单煤层倾角（度）

2.0结构22

开采煤层5硬度1.0煤种无烟煤稳定程度稳定

该区煤层赋存稳定，煤层结构简单，5,煤为半亮型，粒状、粉末》犬结构，煤质较

差，硬度小，透气性较差，偶见黄铁矿结核，厚度L0~3.0m。一般含夹开一层，

煤层情局部为两层，偶含夹阡3~4层。上层夹阡较稳定，厚0.00~0.40米，一般厚

况描述0.10米，为粘土质泥岩或炭质泥岩，其上煤分层厚0.20~0.50米，一般0.30

米；下层夹研不稳定，厚0.00~1.36米，一般为0.20米，岩电士也为粘土岩或

炭质泥岩。上距3号煤层118m左右，下距茅口组灰岩顶界一般I为19m左右。

第三节煤层顶底板

工作面煤层顶底板情况详见表1-3-L

表1-3-1煤层顶底板情况表

分

岩

石底板

类

类

名称别硬度厚度/m岩性特征

R比压

灰色，薄层状，水平层理不清

17.9~28.1

老顶粉砂岩6晰，含星状黄矿。岩芯破碎，in

25.0

顶底部颗粒较细。

板

直接石灰岩2.8~5.7深灰色，薄层状，隐晶结构，

4in

顶夹黄泥4.3泥较重，层面有挤压镜面。

有

[<时1

泥岩、褐黑色，鳞片状，含星散状黄

无

伪顶1.50-0.4时

灰岩铁矿。

灰、深灰色不显层理硬度比重

直接7.7~15.5

铝土岩1.0大，垂直裂隙发育，隐晶质结I

底12.3

底构的团块菱铁状。

板深灰色、深灰绿色，风化后为

变

0~15.0浅黄色、黄褐色，块状构造，化

大

老底玄武岩10较V

6.5具气孔、杏仁构造，细晶质结

构，质硬，比重大。

另外，根据7539机巷、风巷和切眼揭露的地质情况，采面内存在多处黄泥顶，范围较

大，对采面回采有较大的影响。

附图二：工作面地层综合状图。

6

858517584.doc

第四节地质构造

一、断层情况以及对回采的影响

根据7539机巷、7539风巷掘进过程中收集的资料，7539采面煤层赋存条件较稳定，

有F沏走向正断层：走向北东35。，长约800米；倾向南东，倾角38。左右。该断层深部

交于几断层，南西部断距大于20米，北端延伸至王家湾附近尖灭。小断层发育，其中落

差在2米以上的有F39T及F,讥均为正断层，其余落差均小于1.5米。详见工作面断层情况

表l-4-lo

表1-4-1工作面断层情况表

走向倾向倾角

断层名称性质落差/m对回采的影响

/(°)/(°)/(°)

P39-120611668正断层4.1米影响支护及推进

F30120511570正断层3.2米影响支护及推进

F39-220411370正断层6米影响支护及推进

F39-494469正断层1.6米影响支护及推进

二、褶曲情况及其对回采的影响

根据《遵义煤田南山井田（扩大）精查地质报告》及三采区开采过程中收集的资料，

三采区位于息烽向斜西翼，采区内煤层呈单斜构造，该向斜对7539采面回采无影响。

息烽向斜：长约25km,宽10km,轴向北东20。，呈棱形，地层倾角北西翼10。-24°,

南东翼18。~28。，核部最新地层为自流井群，翼部主要为三叠系及二叠系地层。

三、其他因素对回采的影响（陷落柱、火成岩等）

根据工作面实际揭露资料分析，本工作面无岩浆侵入体、冲刷带、陷落柱等。

附图三：工作面机巷、风巷及切眼素描图。

第五节水文地质

一、含水层分析

1、下三叠统茅草铺组（Tm）灰岩岩溶洞隙含水带

厚59.20~243.40米，上部为含白云质灰岩和白云灰岩；下部为含白云质灰岩及石灰

岩。呈厚层、中厚层及薄层状。

2、下三叠统九级滩段（T/）泥岩隔水带

厚46.50~58.60米，一般厚53.0米。岩性以薄层及中厚层状紫红色，灰绿色泥岩为

主，间夹薄层灰岩多层。泥岩致密、裂隙不发育，隔水性好。

3、下三叠统玉龙山段（T4）岩溶洞隙含水带

岩性以深灰色、灰色中厚层、厚层状石灰岩为主，底部厚约15米一段为薄层石灰岩夹

泥岩、钙质泥岩，呈互层状。厚度为280.00~325.30米，一般厚311米。该带岩溶发育强

烈，含岩溶水，以岩溶管道流为特征。贮水条件差，含水并不丰富。

4、下三叠统沙堡湾段（T#）泥岩隔水带

该带为一向北突出的弧形条带呈现在反向坡上，宽约30米。厚18.90~27.80米，一

7

858517584.doc

般厚约20米。岩性以灰绿色，黄绿色薄层状钙质泥岩为主，间夹泥灰岩及石灰岩多层。钙

质泥岩致密裂隙不发育，隔水性好，但在采空区地面塌陷裂隙影响范围内则失去了隔水作

用。

5、上二叠统长兴组（P3c）岩溶洞隙含水带

该带呈条带状出露于反向坡上，宽30~120米，多呈陡崖，峭壁。不利于接受降水的

补给。总厚度一般为43.80米。上部为蒙脱石泥岩、泥岩、钙质泥岩及粉砂岩为主，一般

厚4.60米，上下各夹一层0.5~0.8米的硅质灰岩或含硅质灰岩。碎屑岩致密裂隙不发育，

不含水，硅质灰岩及含硅质灰岩溶隙不太发育，含水极弱。中下部为灰色、深灰色中厚层、

厚层状燧石灰岩，一般厚度20米。

6、上二叠统龙潭组上段（P1）层间灰岩溶隙含水带

该带位于龙潭组顶部泥岩至3,煤层底板。地表为一弧形条带呈现在反向坡中部，一般

宽50~80米，不利于接受降水的补给。厚度一般为51米，为薄层碎屑岩、石灰岩及煤层

相间组成，石灰岩计8层，主要发育于2,煤层以上，厚23.87米，占总厚的54%,泥岩主

要发育于2至30煤层间。

煤层，泥岩及粉砂岩等致密，裂隙不发育，属隔水层；砂岩中偶见压性裂隙，含水极

弱，可视为相对隔水层。石灰岩有少量垂直及斜交溶隙，有的被铁染，含水较弱。

7、上二叠统龙潭组第二段（P.1）层间灰岩溶隙含水带

位于3~5,煤层间.呈反向坡弧形条带状出露，一般宽约200米，不利于接受大气降水

的补给。一般厚度为124米，岩性为石灰岩、碎屑岩及煤层相间组成。含水石灰岩主要位

于4,煤层的顶、底及5"煤层顶板，一般厚66米，占总数的53%左右。

煤层、泥岩及粉砂岩裂隙不发育属隔水层；钙质细砂岩中见有少量压性裂隙，含水极

弱，可视为相对隔水层；4,煤层顶底石灰岩厚度较大，见有溶洞和溶隙，有的被铁染，含

水较强，是该带的主要含水层，也是煤组的主要含水层；5,煤层顶板灰岩厚度较薄，层间

还夹有泥岩，未见溶洞，溶隙发育程度也较差，含水弱。

8、上二叠统龙潭组底部（P.1）铝土质泥岩隔水带

该带呈弧形条带出露于反向坡坡脚，以灰色，浅灰色铝土质泥岩为主，一般厚度约20

米。岩性致密无裂隙，是隔阻下伏茅口灰岩岩溶水涌入矿井的良好隔水层。

9、上二叠统峨嵋山玄武岩（P邛）隔水带

该带呈弧形条带出露于反向坡坡脚，以深灰色、深灰绿色玄武熔岩组成，一般厚度约

3~5米。岩性致密无裂隙，是隔阻下伏茅口灰岩岩溶水涌入矿井的良好隔水层。

10、中二叠统茅口组（Pzm）岩溶洞隙含水带

出露地形较低。为浅灰色，灰白色石灰岩，质纯，夹少量健石结核，厚度大于140米,

岩溶发育强烈。地貌上多为溶丘一洼地，发育宽大溶隙、落水洞和溶洞，尤其落水洞较多，

深浅不一，深者可达百余米，形状为竖井状、锥状、管状及不规则状。该组基岩裸露区面

积大，吸收大气降水能力强，为该层地下水的强补给区，地下水竖向径流强烈，径流深度

大，地表泉点少见，地下水在河谷地带排泄。

二、其它水源的分析

1、地表冲沟水

冲沟水沿途接受泉水及煤窑水补给，雨季还有较大面积大气降水汇入，水量较大，这

些冲沟多位于含煤地层露头地带，冲沟附近的网状、脉状裂隙密集，它们与煤层风化、氧

化带直接接触，沿沟溪一带开采煤层时，冲沟水沿风化裂隙或采矿裂隙渗入或突入矿井，

为矿井浅部开采的直接充水水源。对采面回采影响不大。

2、小煤矿、老窑采空区积水

小煤矿、老窑内存在着一定的积水，是浅部矿井开采的重要充水因素，在开采浅部煤

层时，采空区积水易渗入矿井而成为矿井直接充水水源。对采面回采有一定的影响。

8

8585l7584.doc

3、构造导水

工作面内无较大的断层，落差均小于5m,F刈断层延伸到7539回采工作面，对采面回

采有一定影响。

三、溃沙、溃泥、透水等事故的预计

工作面初采期间，距离二采区采空区较近，根据开切眼收集的资料，该采空区积水量

不大，切F39-4断层对采面初采有一定影响。

四、涌水量

3

预计正常涌水量为0.6m7h左右，最大涌水量为1.4m/ho

第六节影响回采的其它因素

一、影响回采的其它地质情况

影响回采的其它地质情况详见影响回采的其它地质情况表1-67。

表1-6-1影响回采的其它地质情况表

瓦斯煤与与瓦斯突出矿井，绝对瓦斯涌出量为3.OmVmin

co2低CO?涌出量

煤尘爆炸指数无爆炸性

煤的自燃倾向性属HI类自发火倾向性，不易自然

地温危害无。

冲击地压危害无

当采面接近停采线时，应力集中区移至三采区三条上山和车场一

应力集中区危害1229

段，将对三采区三条上山和1229车场巷道造成一定的破坏。

1、该面顶板裂隙较发育，且多处存在黄泥顶，回采过程中应加强顶板

管理。

2、接近断层时应提前做好过断层的措施，加强煤壁和顶板管理。

地质部门建议

3、严格执行两个“四位一体”的防突措施。

4、当采面接近停采线时，应加强对三采区三条上山和1229车场巷道支

护。

二、冲击地压和应力集中区

7539工作面无冲击地压，预计局部的应力集中对正常回采影响不大。

当采面接近停采线时，应力集中区移至三采区三条上山和1229场一段，将对采区上山

和1229车场巷道造成一定的破坏。

9

858517584.doc

第七节储量及服务年限

一、储量

1.工业储量3343633

2.可采储量：回采工作面采出率为95%,可采储量为3176453

二、工作面服务年限

回采工作面的服务年限=可采储量/月设计推进长度

=528-40

=13.2（月）

该回采工作面的服务年限为13.2月

10

858517584.doc

第二章采煤方法

7539采面采用走向长壁式采煤方法。根据三采区地质资料及开采设计，三采区煤层平

均倾角为22。，采煤方法为走向长壁后退式采煤，工作面采煤工艺为炮采，工作面支护形

式为2.8米长的兀型钢梁配合DZ14-25/100、DZ31.5-25/110Q型单体支柱齐梁齐柱走向棚

支护，钢梁成对使用，交替迈步，“三•四”支护，采空区采用全部跨落法管理。

第一节巷道布置

一、采区设计、采区巷道布置情况

三采区5,煤层采用双翼布置，在采区中部布置采区轨道上山和采区回风上山和采区运

输上山，采区运输上山布置在5'煤层中，采区轨道上山和采区回风上山均布置在5,煤层底

板矛口灰岩中。

三条上山通过各区段车场联系，工作面使用的上部车场为1290车场，作为回风，工作

面使用的下部车场为1229车场，作为进风。

二、工作面回采巷道

7539采面采用走向长壁布置，布置有风巷、机巷和切眼。

1、工作面机巷

开口点位于运上山标高1219.0（机1"导线点）处，沿5'煤层掘进，巷道标高为1219.0-

1243.9m,掘进断面为9.3m2,净断面为8.1m2,支护方式为架棚支护，局部地段锚网支护为，

巷道净高2.0m,底宽4.2m。主要用作工作面的进风、行人、铺设管线和煤炭运输。

2、工作面风巷

开口点位于三区运输上山中，沿5#煤层掘进，巷道标高为1279.6~1292.2m,断面为

四边形，掘进面积为7.Hm\净面积为6.Oln?,支护方式为架棚支护，局部地段为锚网支

护，巷道净高2m,净宽3.2m。主要用作工作面的回风、运料、铺设管线和行人等。

3、工作面切眼

在工作面机巷和风巷之间开切眼，距离二采区边界20m,沿5#煤层掘进，巷道标高为

1243.9~1292.2m,断面为四边形，掘进断面为4.68m1净面积为4.32m1支护方式为单体

柱配合钦梁支护，巷道净高L8m,净宽2.4m。主要用作工作面的设备布置和采煤。

三、砌室及其它巷道

1、瓦斯抽放钻场

在工作面风巷的下帮或机巷的上帮每隔20m布置一个瓦斯抽放钻场，宽3m,深2m,为

矩形断面，支护方式为架棚支护，主要用作工作面的瓦斯抽放。

2、机巷设备洞室

在工作面机巷设备较多位置的巷道上帮布置设备嗣室，宽3.0m,深2m,为矩形断面，

支护方式为架棚支护，主要作用为安设设备。

3、机巷临时水仓

在工作面机巷低洼地段的巷道下帮布置临时水仓，宽1.5~3.0m,深1.0m,其底板标

高比道渣面低1.0米，为矩形断面，支护方式为砌拱和架棚支护，主要作用为机巷积水的

II

8585l7584.doc

排放。

4、7539回风石门

位于1290车场与7539回风斜巷之间，断面为四边形，净宽2.4m,净高2m,面积为

5.42m2,支护方式架棚支护，主要用作工作面回风和运料。

5、7539回风斜巷

位于1290车场与7539风巷之间，断面为四边形，净宽2.4m,净高2m,面积为5.42m2,

支护方式为架棚支护，主要用作工作面回风和运料。

6、7539风巷避难嗣室

位于7539风巷距7539回风斜巷约6一10处，断面为长方形，净宽3m,净高2.2m,长

4m,主要用于紧急避险。

7、7539机巷避难嗣室

位于7539机巷距7539措施上山约25m处，断面为长方形，净宽4m,净高2.2m,长

4m,主要用于紧急避险。

详见附图一：工作面及巷道布置平面图。

第二节采煤工艺

一、采煤工艺

工作面设计采用钻眼爆破落煤的采煤工艺。

二、作业形式和循环进度

作业形式：两采一准。

循环进度：1.0m,每天完成2个。

三、落煤、装煤、运煤及顶板控制方式

㈠、落煤、装煤及运煤

1、落煤：爆破落煤。

2、装煤：由人工将放落的煤装入刮板输送机。

3、运煤：工作面由刮板输送机运出；机巷采用刮板输送机、带式输送机运煤。

㈡、顶板控制方式

1、支护形式

工作面采用2.8m长的7T型钢梁配合单体液压成对交替迈步进行支护，齐柱式走向棚布

置，一梁三柱支护形式，支柱排距为1.0m,组距为0.8m。采用“三•四”排管理，最大控

顶距为3.8m,最小控顶距为2.8m,放顶步距为1.0m,全部跨落法管理顶板。

2、支护质量

⑴、支柱打成一条直线，排距1000mm、柱距800mm,偏差均不超过±100mm;新暴露的

顶板要及时支护。

⑵、支柱有迎山角，迎山角3。~5。，工作面支柱必须全承载。

⑶、支柱钻底量大于100mm时要穿鞋，初撑力不得低于lOMPa,不足的要进行二次补

液。

⑷、煤层变化时，必须及时更换适应采高的支柱，防止支柱超高或压死，活柱伸出量

不小于200mm.

⑸、工作面顶梁挂设平直，梁小头垂直指向煤壁，梁与梁之间相互平行，过顶材料均

8585l7584.doc

匀排列。

附图四：工作面支护平、剖面图。

四、炮眼布置设计及爆破说明书

1、炮眼布置方式及爆破方法

⑴炮眼布置方式：三角眼。

⑵爆破方法：串联联炮，毫秒微差、正向爆破。

2、爆破说明书

详见爆破说明书及炮眼布置三视图。

附图五：爆破说明书及炮眼布置三视图。

五、工艺流程

［一班/准备］实施防突措施一效果检验一检修、伸缩溜子一打眼一［二班］装药、联线

一撤人、警戒一放炮一排炮烟一洒水、防尘一挂网一移梁一擢煤一推溜一收浮

煤一支柱一回柱一文明生产一打眼一［三班］装药、联线一撤人、警戒一放炮一

排炮烟一洒水、防尘一挂网一移梁一擢煤一推溜一收浮煤一支柱一回柱一文明

生产—［一班］

附图六：工艺流程图。

六、回采工作面正规循环生产能力

工作面平均长度174.5m,循环进尺1.0m,平均采高2.0m,容重1.8t/m:回采煤率为

95%。则

W!6Ij；=LxSxhxrxc

=174.5x1.0x2.0x1,8x95%

=596.79(t)

式中：W------工作面正规循环生产能力，t;

L------工作面平均长度，小；

S-----工作面循环进尺，D1；

h------工作面设计采高，m;

r-------煤层视密度，m;

c-------采出率，%；

13

858517584.doc

第三节设备配置

工作面设备配置详见表工作面设备配置2-3-L

表2-3-1工作面设备配置表

设备名称规格型号单位数量主要技术参数备注

煤电钻GMZ-12台2功率：1.2kw

运输能力：250t/h,长度：

刮板输SGB-630/台100m,链速：0.868m/s,配套工作

1台

送机150C电机功率：实配电机为125kw面

电压660V

运输能力：250t/h,长度：70m,

刮板输工作

75型台1台链速:0.868m/s,配套电机功

送机面

率：实配电机为75kw电压660V

运输能力：250t/h,长度：40m,

刮板输台

40T1台链速：0.868m/s,配套电机功机巷

送机

率：实配电机为40kw电压660V

运输能力：350t/h,出厂长度：

机巷5台，

皮带输300m,带宽：800mm,带速：

SPJ-800台运输上山3

送机台1.63m/s,配套电机功率：22kw

X2,电压380V/660V

乳化液XRBB-86/功率：37kw,额定输出压力

2台2机巷

泵站20020MPa,流量：80L/min,

回柱绞车JH2-14台1功率17kw,容绳量150m风巷

调度绞车JD-11.4台4功率：IL4kw风巷

单体柱DZ14-25/30棵1860支撑高度1.0~2.8m

兀型钢梁2.8米棵500长2.8米

钱梁HDJA-1000棵320长1.0m

7T型

机头大板4.2米棵20长4.2米

钢梁

附图七：工作面设备布置示意图。

14

858517584.doc

第三章顶板管理

第一节支护设计

一、工作面支护设计

采用类比法进行设计。

1、根据本矿矿压观测资料，选择本工作面矿压参数，详见矿压参数参考表3-1-1。

表3-1-1矿压参数参考表

序号项目单位同煤层实测本面选取

直接顶厚度m(2.7~5.7)/4.34.3

顶底(17.9~

基本顶厚度m25.0

1板条28.0)/25.0

件(7.70~

直接底厚度m12.3

15.5)/12.3

2茎接顶初次垮落步距m(20-30)/2525

来压步距m12.012.0

初次最大平均支护强度kN/m2240.2240.2

3

来压最大平均顶底板移近量mm800800

来压显现程度不明显不明显

来压步距m8.08.0

周期最大平均支护强度kN/m2220.8220.8

4

来压最大平均顶底板移近量mm600600

来压显现程度不明显不明显

最大平均支护强度kN/m2215.0215.0

5平时

最大平均顶底板移近量mm400400

6直接顶悬顶情况M(0~10.8)/22

7底板容放比压MPa(4-10))/76

8直接顶类型类IIIIII

9基本顶级别级IIIIII

10巷道超前影响范围m<2520

2、支护强度

⑴、采用经验公式计算支护强度

Pt=9.81xhxYxk

=9.81x2.Ox2.5x7

=294.3kN/m,

式中：P.一一工作面合理的支护强度，kN/m3;

h-----采高，1.0~3.0m,平均2.0m;

Y一一直接顶板岩石的密度，t/m3,一般可取2.5t/m},取2.5t/m3;

k——工作面支柱应支护的上覆岩层厚度与采高之比，一般为4~8,应根据实

际情况选取。本