《5213工作面作业规程》

长沙矿业有限公司五亩冲煤矿

采煤工作面作业规程

工作面名称：5213工作面

编制人：彭建强

施工队：采五队

矿总工程师：欧文毅

矿长：李文清

编制日期：二o一四年元月九日

公司批文（红头文件）

矿部门及领导会审意见

地质办：谈春雷1.9

采矿办：彭建强L9

通风办：容建章L9

生产科：杨志

1、运输、通风、监控、防尘路线图；工作面布置图；压风、通信、避灾路线图文字

太少；地层综合柱状图图名文字太大。

2、装钉倒了（工作面爆破参数表及说明书）。

机电科：蔡曙超L9

安全科：贺全锋L9

机电矿长：李汉良1.9

生产矿长：孙宏伟1.13

安全矿长：彭红桂1.9

技术矿长：欧文毅（意见附后）1.9

矿长：李文清1.12

矿领导审批意见

1、本作业规程为5213工作面一期工程回采作业规程，二期、三期

工程均应另行编制；

2、地质说明书及第一章第一节工作面位置及相邻关系中，“东有石

七队在开拓-408皮带巷”应修改为石三队；

3、第二章第一节采高确定中，支柱规格选择计算值矛盾，必须重新

计算选型；

4、巷道布置中，按相关规定，溜子巷必须布置在进风侧，但考虑进

风侧-395回风上山见煤煤斗至平巷段有一处9米高差及二期工程接续因

素，溜子巷布置于回风侧较妥当，但必须补充相关安全技术措施；

5、考虑本工作面切眼推采过程中，切眼长度会发生变化，应计算出

最长段支护材料数据，并在第二章第二节予以增加说明；

6、第三章第一节工作面支护质量规格及要求中，第二十条“工作面

采高最低不得低于1.7m,最高不得超过2.4m“错误，应修改；

7、第四章第二节通风方法风量计算中，排序错误：“1、应为按瓦斯

涌出量计算，且q不是1.31m3/min,而应是本工作面瓦斯绝对涌出量数

据，应与地质说明书中统一；按工作面温度计算中，s与v意义搞反了，

且断面积计算有误，应修改，最后结论同样应作出相应修改；

8、第四章第二节通风路线中，上、下引巷写反了，应修改，瓦斯监

测监控系统中应增中进风侧CH4传感器安装,并增加瓦斯闭锁相关内容;

9、图纸字体太小，适当调大；

10、供电系统图图签栏有关领导未签字；

11、仍存在错别字及排版不规范现象。

欧文毅1.11

我已按矿审批意见修改，程报公司审批。

彭建强1.12

准采证

矿井名称:

工作面名称5213工作面

走向长度(m)270倾向长度(m)85

煤层厚度(m)1.5〜4/2.0煤层倾角(°)10—15°

可采储量(万t)59760可采期(月)7.0

采煤队名称采五队人数(人)72

2014年1月9

作业规程编制日期公司审批文号

S

切割工程完工日期安装工程完工日期

孙宏伟袁迎峰左光安彭建强吴立斌

参加验收人员

容建章蔡述超吴森林杨志

批准投产日期年月日

验收意见

签发人：

签发日期：年月日(盖章)

目录

第一章概况..........................................................8

第一节工作面位置及井上下关系.................................................8

第二节煤层...............................................................9

第三节煤层顶底板.............................................................10

第四节地质构造...............................................................10

第五节水文地质...............................................................11

第六节影响回采的其它因素...................................................11

第七节储量及服务年限........................................................12

第二章采煤方法.......................................................12

第一节采煤方法及巷道布置......................................................12

第二节支护设计...............................................................14

第三节采煤工艺................................................................16

第四节设备、材料配置..........................................................21

第三章顶板管理.....................................................22

第一节工作面顶板管理........................................................22

第二节工作面上、下顺槽及端头顶板管理.......................................27

第三节矿压观测................................................................28

第四章生产系统.......................................................29

第一节运输.................................................................29

第二节一通三防与安全监控.....................................................29

第三节排水.................................................................32

第四节供电.................................................................32

第五节压风、通讯、照明......................................................35

第五章劳动组织和主要技术经济指标...................................36

第一节劳动组织...............................................................36

第二节主要技术经济指标......................................................38

第六章煤质管理.....................................................39

第七章安全技术措施................................................40

第一节一般规定..............................................................40

第二节顶板..................................................................41

第三节防治水..................................................................45

第四节爆破..................................................................46

第五节一通三防..............................................................50

第六节运输..................................................................53

第七节机电.................................................................55

第八节其它..................................................................57

第八章应急措施及避灾路线...........................................61

附件、附图：

1、公司批复红头文件、矿井会审意见（原件由编制部门附作业规程之后存档用）

2、作业规程附图

3、作业规程贯彻、复学登记表

4、作业规程考试成绩登记表

5、作业规程（措施）发放登记表

6、复查登记表

7、采煤工作面投产前验收表

8、地质说明书

9、防突措施、探放水措施、工作面初采初放、过断层或老巷、串联通风等专门

安全技术措施

10、其它

第一章概况

第一节工作面位置及井上下关系

5213回采工作面位于52采区-395m〜-380m皮带巷之间，具体位置及

井上下关系见（表ITT）。

表1-1T：工作面位置及井上下关系表

水平名称-395m水平采区名称52

地面标高+125〜+145m井下标高-345m〜-355m

地面的相对位

地表位于黄金塘附近。

置

该工作面地表区域范围内，无大的水系，无大的建筑物，

回采对地面设

只有几户农舍，几口山塘，以丘陵山地为主，回采对地表

施的影响

设施影响不大。

该工作面北东有39队在6116工作面回采，西有采五队在

井下位置及相5212（西）工作面回采，南有37队在5212（东）机采工

邻关系作面，东有石三队在开拓-408皮带巷，西有石一队在62

采区皮带延伸井开拓，相互无大影响。

面积

走向长（m）270倾斜长5）8522950

（ID2）

8

第二节煤层

一、煤层赋存情况

本工作面设计开采煤层为2煤层，通过地质资料分析，煤层赋存情况

见表1-2-1o

表1-2T：煤层情况表

4.0~1.5倾角10〜15°

煤层平均厚(01)结构较简单

2.0(0)13°

2硬度1/3焦稳定

开采煤层1~1.5煤种较稳定

煤(f)煤程度

本工作面是开采上分层煤层(2煤)，煤层结构简单，较稳定，

煤层情况描

无夹肝和分叉现象，顶板为灰黑色泥岩，底板为灰色、灰白

述

色粘土岩。煤层产状为走向215°，倾向为305°o

二、煤质情况

根据邻近工作面煤质化验资料，本工作面煤层为低灰、富硫、高发热

量、着火点偏低、酸性灰成份、高难熔灰性的1/3焦煤肥煤，是优质动力

用煤。煤质化验指标情况见表1-2-2。

表1-2-2：煤质指标情况表

水分灰份挥发份发热量全硫容重硬度工业牌号

Mad(%)Ad(%)Vdaf(%)cal/g(%)t/m3f

1.449.9430.8356003.041.41-1.51/3MJ

9

第三节煤层顶底板

、煤层顶底板情况表1-3-1o

表1-3T：煤层顶底板情况表

平均厚度

顶、底板名称岩石名称特征

(D1)

老顶长兴岩>200灰色,层理清晰,节理发育

黑色、灰黑色泥岩、砂质泥岩，

粉砂岩互层，富含菱铁矿、黄

直接顶泥岩、碳质泥岩18.7

铁矿结核，层理清晰，属一级

顶板。

灰白色或黄褐色粘土岩，具有

直接底粘土泥0.4可塑性、滑感、遇水膨胀。

厚一般为0.4m。

灰白色，巨厚层状，岩溶裂隙

老底茅口灰岩300

发育。

二、该工作面地层综合柱状图见图1所示。

第四节地质构造

、断层情况以及对回采的影响：

表1-4-1：断层情况分析表

性

断层走向倾向平均倾角落差对回采的

质

名称(0)(0)(0)(m)影响

正

F5950〜250°140~160°60~70°断5-30

该工作面布

层

置在两断层

之间，对回

正采有一定影

F61230~260°320~350°60~70°断5-15响。

层

10

二、褶曲情况以及对回采影响

该工作面褶曲情况揭露不明显，对回采工作无大的影响。

三、其它因素对回采的影响（陷落柱、溶洞、采空区、老巷等）

该工作面在掘进过程中，经巷道揭露有陷落柱、溶洞，但陷落柱、溶

洞形状、大小不一，且无水，对回采工作无大的影响，在回采过程中，必

须放通垫筒支柱，通垫筒材径不小于14cm,长2.0〜4.0m。

第五节水文地质

该工作面水文地质条件较简单，底板水已基本疏干，但由于受F59和

F61正断层的影响，严防断层水、溶洞水，严防在断层、断煤交线附近、

溶洞区域突水。必须坚持“预测预报、有疑必探、先治后采”的原则。

第六节影响回采的其它因素

一、影响回采的其他因素见表

表1-6-1：影响回采的其他因素

瓦斯相对涌出量0.24m7t,绝对涌出量0.26m7min

煤尘爆炸指数煤尘爆炸指数为31.03%,具爆炸危险性。

煤的自燃性煤层具有自燃发火倾向性，发火期为2〜4个月。

地温危害无

冲击地压危害无

二、瓦斯及应力集中区对回采的影响

该工作面无应力集中区，但采至断煤交线附近，工作面支护必须加强,

对煤墙片帮、空顶处，要求采用齐梁齐柱支护顶板。瓦斯对回采工作无大

的影响。

三、地质部门对工作面回采过程中的具体建议：

（一）作面必须沿顶开采。

（二）此工作面受正断层的影响，区域内溶洞、陷落柱、小断层特别发

育，有突水预兆时，严格按防突水措施施工回采。

（三）靠近断煤交线附近，应加强支护，并根据开采实际情况制定措施,

严防突水和冒顶事故。

II

第七节储量及服务年限

一、储量：

（—*）地质储量

Q=SXMXp

=22950X2.0X1,4

=64260（t）

式中：Q—工作面地质储量，t；

S—该工作面面积（按长方形计算），

M—煤层的平均厚度，m；

P一煤的容重，1.4t/m\

（二）可采储量

可采储量=QX93%

=64260X93%

=59761.8（t）

式中：93%—该工作面采出率。

二、采煤工作面服务年限

工作面服务年限=工作面可采储量/工作面月平均生产能力

=59761.84-8500

=7.0（个月）

式中：8500为工作面月生产能力。

第二章采煤方法

第一节采煤方法及巷道布置

一、采煤方法

工作面选用倾斜分层走向长壁式采煤法。

二、采高、循环进度及支护方式选择

（一'）采高：最大采高2.0m,最小采高1.6m。

（-）循环进度：0.8m。

（二）支护方式的选择：选用单体液压支柱、B型梁走向棚支护，2

12

梁5柱支护顶板，梁间距350±50mm,排距800±50mm。

1、支柱规格选择

⑴、支柱最大高度计算：“皿2Mlmx-c=L91m

⑵、支柱最小高度计算："mm-=1.265〃

Mmax------工作面最大采高，2.0m；

Mmin------工作面开最小米高，1.7m；

c——顶梁的厚度，c=0.09m；

ASx---顶板在最大控顶处的平均最大下沉量，m：A5A.=nMmmLx=0.145切

n——顶板下沉系数，取=0.025（0.025-0.05）；

L,---工作面顶板最大控顶距，3.4m；

s一一回柱时必要的卸载高度，一般取0.2m。

根据以上计算确定：该工作面选用DW20-300/100型外注式单体液压支

柱，HL-2600兀型钢梁护顶，机头端头支护选用DW20-300/100型外注式

单体液压支柱配HL-3400兀型钢护顶。

2、DW20-300/100型外注式单体其主要技术特征：最大高度2.0m,最

小高度1.24m,工作行程0.76m,额定工作阻力300KN,重量48kg（无油），

油缸直径100mm；HL-2600与HL-3400兀型钢长分别为2.6m与3.4m,厚

0.09m,宽0.1m。

三、5213回采工作面巷道布置情况

（一）该采区上、下山巷道布置在茅口灰岩中，采用裸体巷道支护，

局部破碎地段采用锚喷网支护或用水泥预制砖砌硝支护。

（-）工作面溜子巷、回风巷皆沿煤层走向布置，切眼沿煤层倾向布

置，采用工字钢梯型棚支护，工字钢担山长1.8m,棚腿长2.2m,设计巷

道净断面3.951m）净高1.96m,净宽2.432m,工作面下引巷主要用于回

风和运煤，上引巷主要用于进风和运料，切眼扩面上梁后改为采场，一切

回采工作在采场进行。

（三）工作面上、下引巷的上山见煤段，均采用坑木梯型棚，加抬坑

木“八”字钳支护，担山长1.6m,棚腿长2.0m,设计巷道净断面3.12m:

四、附图：5213回采工作面位置及巷道布置平面示意图2。

13

第二节支护设计

一、单体支柱工作面的支护设计

（一）合理支护密度的计算

采用经验公式计算支护强度：

Pt=hXrXk

=9.81X2.0X2.5X8

=392.4KN/m2

式中：Pt——工作面合理的支护强度，kN/m2；

h------工作面最大采高，2.0m；

r------顶板岩石重力密度（比重）t/m',一般取2.5t/m'

k一—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倍，本工作面取8。

（二）单体支柱的实际支撑能力计算

Rt=KgXKzXKbXKhXKaXR

=0.99X0.95X0.9X0.95X0.95X300

=229.2KN/根

式中：Rt——支柱实际支撑能力，kN；

Kg——支柱工作系数，取0.99；

Kz——支柱增阻系数，取0.95；

Kb——支柱不均衡系数，取0.9；

Kh------采高系数，取0.95；

Ka------为倾角系数，取0.95；

R——为支柱额定工作阻力，取300KN,

（三）工作面合理的支护密度计算

n=Pt/Rt=392.4/229.2

=1.71根/nf

式中：N—支柱密度，根/m?。

（四）工作面实际支护密度计算

工作面最大控顶距3.4m,最小控顶距2.6m,则实际支护密度：

5/3.4X0.8=1.838根71根/nf

5/2.6X0.8=2.404根71根/m?

14

经计算工作面实际支护密度＞合理支护密度，工作面支护强度符合要

求。

（六）计算支柱数量

该工作面倾斜长85m,最大控面积=85mX3.4m=289nf,实际支护密度

1.838根/nf,需n型钢梁212根，单体液压支柱531根；初采上梁时，2

梁6柱护顶，需兀型钢梁243根，单体支柱729根。上、下引巷20m范围

抬超前联锁支护，须单体液压支柱96根、兀型钢梁32根。工作面最长时

110m,需单体液压支柱809根，兀型钢梁314根。

二、乳化液供液系统

泵站、供液管路选型及安装位置

采用集中供液，在地面压风机房安装两台XRB2B（A）乳化液泵，工程

流量80升/分钟，公程压力20MPa,电机功率37千瓦，一台工作，一台

备用。乳化液泵应安装检测仪器，检测乳化液浓度：乳化剂3〜5%的液体。

从地面接至TOOm大巷的主供液管路，采用直径①54x5的无缝钢管，T00m

以下采用直径中32x4的无缝钢管，接至各采煤工作面进、回风上山车场

内，再由各主采队用直径中25mm的主胶管和直径中16mm支胶管，接至引

巷内再接至工作面，接进工作面的各管路应在进、回风上山入口处安装测

压表，检测压力达15MPao

（二）供液系统安装使用规定

1、泵站设备的维修管理由机电科泵站检修工负责，泵站的清洁和管路

维护由施工队负责。

2、泵站司机必须由经过培训取得合格证的人担任。必须持证上岗，严

格执行操作规程及交接班制度；必须配带乳化液浓度计，且认真填写乳化

液浓度检查记录和泵站运行记录。

3、泵站压力不得低于15MPa,乳化液浓度达3〜5%,有配比和检测手

段，配液用水为中性水泡油型，且泵站周围不得有积水、积物。

4、泵箱必须有过滤网，正常情况下油箱盖必须盖好。

5、泵站的自动给液装置应配备齐全、完好，严禁开空泵。

6、泵站司机开泵前，必须检查泵站地点的安全情况，再检查乳化液泵

站、水箱和液压系统各零部件的完好情况，达不到完好标准不准开泵。若

在泵站运行中发现声音不正常，则严禁开泵，并及时报告调度室派人处理。

15

7、工作面液压枪及管路吊挂整齐，注液枪使用后应悬挂在第二排支柱

上，不得放在地上。

8、液压管路无滴、漏液现象，损坏的液压管路应及时更换。

9、泵站压力由经过培训的专职司泵工负责调校，其他人员不得随意调

整，压力表损坏要及时更换。

10、更换液压管或液压管密封圈时，应停泵或关闭短路阀。

第三节采煤工艺

一、采煤工艺

炮采工艺，主要工艺过程有：破煤、装煤、运煤、支护、采空区处

理等。

（-）破煤：以爆破落煤为主，人工手镐落煤为辅。爆破落煤主要包

括打眼、装药、填炮泥、联炮线、放炮等工序。

（二）装煤：以爆破自装为主，人工装煤为辅。

（三）运煤：采用SGB420/22型刮板运输机运煤。

（四）支护：采用单体液压支柱、兀型钢梁抬走向棚支护作业空间。

（五）采空区处理：全部垮落法处理采空区。

二、落煤设计

（-）落煤方式：爆破落煤。

（二）煤眼布置形式：双排眼对眼布置。

（三）装药结构和联线方式：正向装药，串联联炮。

（四）爆破说明书见表2-3-1,炮眼布置三视图见附图3所示。

三、采煤工艺要求

（-）工艺流程（注意：放炮时必须撤出放炮警戒线内的所有作业人

员）。

打眼运料移梁

安全确认f移柱一装药一放炮一洒水一修顶一架棚一退煤一移溜

运料移柱支柱

f放顶

16

表2-3-1：工作面爆破说明书

煤矿

炸药种类雷管种类煤矿许用毫秒电雷管

许用乳化炸药

炮眼布置方式双排眼对眼布置装药方式正向装药

底眼距底板的高

顶眼距顶板的高度500mm300mm

度

顶眼间距1000mm底眼间距1000mm

炮眼深度850mm

每孔水炮泥个数一个每孔封泥长度500mm

联线方法串联放炮器型号MFB-50型

一次启爆炮眼个

一次启爆长度6~8m12—16个

数

每小班启爆次数6~8次放炮母线长度>50m

装药量炮眼角度(°)

炮眼雷管段启爆顺

眼号总筒与水平与煤壁

名称每孔筒数量(kg)号序

数面面

分段起

1顶眼18416.870°5~10°4〜5

爆

分段起

2底眼216867.270°10~15°1-3

爆

合计25284

说明：该工作面爆破说明书按工作面平均长度85m设计。

17

（二）煤破落煤工艺要求

1、采用MSZT.2KW的煤电钻，1.0m麻花钻杆，分别从工作面中间向

机头、机尾同时进行打眼。

2、使用三级煤矿许用乳化炸药和1〜5段毫秒延期电雷管。

3、选用MFB50-2型电容式发爆器。

4、选用煤矿专用绝缘母线（铜芯橡胶线或聚氯乙烯线）单回路爆破。

5、放炮顺序：一次装药，分次起放炮，先底眼，后顶眼，从机头往机

尾方向依次放炮，一次放炮长度6〜8m。

（三）回柱放顶工艺要求

1、回柱放顶工艺过程

回柱放顶工艺并列在拔柱、支柱、移梁、架棚的工艺过程中，因此走

向支护工艺省去了专门的放顶工序，在移梁、架棚、支柱的过程中，一次

完成放顶。

2、回柱放顶方法和顺序

采用人工配合拔柱器回柱，从下往上，由里往外依次逐段逐架进行：

升中点子一挂竹廉一挂拔柱器一关挡肝帘一卸老塘侧支柱一拔柱f移柱

一升柱。

3、工艺规定和安全注意事项

⑴、回柱放顶前，全面检查工作面作业地点的支护情况，确认安全后

再拔柱。先在要拔支柱的那根兀型梁下，升一根支柱，再挂拔柱器，关好

挡砰帘，再卸柱并拔柱，拔出支柱后马上升柱。

⑵、回柱时，作业段顶板压力增大，必须沿煤层倾向抬扁担钳子加强

支护。

（3）、回柱放顶，由分段作业的每套大小工完成，卸柱应站在中点子一

控操作。挡砰帘要关严背密，做到老塘不漏肝。

⑷、材料回收率：支柱与兀型钢梁的回收率必须保证100%。遇地质

变化时，其单体丢失率不得高于1.0%。/月，”型钢梁的丢失率不得高于

1.0%o/月□

⑸、回柱放顶与其它工序平行作业间距大于15m,但放炮时不得回柱

放顶，必须停止一切工作。

⑹、工作面切顶线必须齐直，尾巷与工作面切顶线原则上要求齐直，

18

但所留倒碉不得大于LOm,尾巷支架用单体液压支柱配兀型钢梁抬走向

棚支护，用拔柱器配合人工回撤单体支柱。兀型钢梁随工作面推采而逐架

前移。

（三）支护工艺要求

1、顶梁设置：二梁五柱，正悬臂，齐梁直线柱布置，主梁3柱，副梁

2柱。

2、移梁顺序和方法：自下而上，逐棚逐根移梁，先移副梁，再移主梁。

3、煤壁护帮方式：打贴帮柱，关竹帘、毛柴、杂木棍背帮。

4、护顶材料：顶板较好时，采用单层竹帘、毛柴护顶；顶板较碎时，

采用双层竹帘、毛柴、杂木棍、竹标尖、半圆木或圆木背顶。

5、护顶方式：顶板较破碎时，沿煤层倾向，用长1.4〜2.0m圆木或半

圆木配合单体液压支柱架临时棚，消竹帘、毛柴、杂木棍背顶，支护顶板

后，再移梁支柱。顶板较好时，提前移中间梁，沿煤层倾向，消竹帘、毛

柴背顶。相邻每架棚子之间，竹帘应搭接0.3m,做到接顶严密。

6、严禁空顶、空帮作业。

7、空顶达1.0m时，加抬走向棚，并打“井”字形木垛接顶，走向棚

梁必须插入煤壁梁窝。

8、支柱迎山角3〜5°,初撑力达90KN。支柱必须打在实底上，严禁

打在浮煤浮砰上，煤层底板松软或有水时，必须放长2.0m,材径不小于

14cm的半圆木做垫筒支柱。

9、工作面支柱系好安全绳，防止倒柱伤人，当煤层倾角大于15。时，

顶梁之间应打箭梁，人为的造成顶梁整体受力，防止顶梁下窜，并抬扁担

钳子加强支护，相邻两付扁担钳子应抵紧，一梁三柱支护顶板，扁担钳子

抬在靠溜子侧的中点子一控。

10、工作面必须扯线架棚，确保煤墙齐直，支柱成排、成行。

11、工作面支护图见附图4所示。

（四）运煤工艺要求

1、工作面采场安装2台22型刮板输送运煤，回风巷安装4台22刮板

输送机运煤。工作面爆破落下的煤和人工装的煤，通过工作面溜子运至煤

斗，再进入大巷由JSP-800型皮带运输机运至地面。

2、工作面溜子必须安装稳固，机头与机尾搭接牢固，机头垫高0.3口,

19

防止带回笼煤。且机头、机尾均应用材径不小于14cm的，长1.6〜2.0m

的坑木梁打牢压柱，防止溜子机尾拱起，发生意外事故。

3、工作面溜子随工作面推采而推移，采用单体液压支柱移溜，移溜顺

序：机头往机尾移，或从机尾往机头移，移溜时必须与司溜工联系好，停

下来移，溜子要移平、移直。引巷溜子随工作面推采而缩槽板回撤，落后

采面切顶线距离不得大于1.0m。

4、工作面浮煤、老塘煤必须清理干净，老塘浮煤积压不得大于0.1m

厚，必须提高资源回收率。

四、工作面正规循环生产能力

W=LXSXhXrXC=85X0.8X2.OX1.4X0.93=177t

式中：W一—工作面正规循环生产能力，t；

L——工作面平均长度，m；

S——工作面循环进尺，m；

h——工作面设计采高，叱

r------煤的容重，t/m3；

C——工作面采出率，93%。

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第四节设备、材料配置

一、工作面设备配置至少有一台备用，并存放在工作面上、下引巷设

备胴室内，靠工作面50nl处，设备配置见表2-4-1。

表2-4-1：工作面支护材料表

项

支柱型号顶梁型号垫筒柱距

目

型号柱径阻力mmmmmm

参HL-2600；

200X

数DW20-300/HL-3400

100mm300KN800350

100200X50

初撑

支护密度支护强度名称规格

项力

目根一KN/m2KN竹帘2000x900mm

最大1.838/最小2.40425590木棍长1000mm,①，30mm

尼龙绳16号(作安全绳用)

毛柴若干捆

坑木(2.0m)①212cmT4cm

边木(2.0m)①>10cm

长杠子(3.0-4.0m)中>14cm

表2-4-2：工作面设备、材料配置表

序设备材料数

号型号主要技术参数安装或使用位置

名称量

刮板输送SGB420/224台电机功率22KW下引巷

1

机SGB420/222台电机功率22KW工作面

馈电开关

2KBZ-2007台额定电流200A

(EX)

下引巷设备碉室内

3电磁开关QBZ-2007台额定电流200A

电机功率7.5KW上山见煤点处碉室

4调度绞车JD-11.42台

1560x576x685内

煤电钻综上、下引巷各安装

5ZBZ-4.0M2台额定电压660V

保

上、下引巷各安装

6煤电钻MSZ-1.22台额定电压127V­•台

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二、备用材料的准备

（一）单体液压支柱和兀型钢梁的备用量为工作面支柱使用总数10%o

表2-4-3：单体液压支柱及口型梁配备表：表2-4-2

名称数量（根）备用数（根）工作面配备（根）

工作面

70m80m90m100m110m70m80m90m100m110m70m80m90m100m110m

长度

单体液

5496246997748495562707785604906769851934

压支柱

2102402703003302124273033231264297330363

梁

说明：按2梁5柱计算，含工作面2个机头的端头支护。

（二）工作面必须有足够的备用材料（一般不少于2个小班的使用量

为宜）：坑木（包括边木和长杠子）不少于1〜3m）毛柴、竹帘、杂木棍

若干，整齐存放在进、回巷内的材料峭室内。

（三）备用材料的管理由跟班队干负责，由队组下料工及时运指由队

长或书记指定的材料胴室内。

第三章顶板管理

第一节工作面顶板管理

一、工作面顶板管理方法

采用全部垮落法管理顶板，“三四控顶”。

二、正常生产时期顶板支护方式

走向支护，2梁5柱垂直煤壁支护顶板，见四回一。最大控顶距3.4m,

最小控顶距2.6m,放顶步距0.8m。附工作面控顶距管理示意图2。

三、工作面支护质量规格及要求

（-）工作面要扯线架棚，做到成排成行，齐梁、齐柱，并严格按回采

工作面走向支护工艺流程施工。

（二）支护时必须将浮煤、浮肝清干净，挖好柱窝，其柱窝深度不少于

200mm，严禁将支柱打在浮煤、浮肝上，同时支柱必须穿鞋，钻底不少于100mm。

（三）支护时严格按走向支护规格要求施工，排距800mm±50mm,梁距

22

350±50mm。

（四）、经常检查支柱、口型梁有无损坏、失效变形，发现不合格的必须

及时更换，运出修理，严禁使用失效支柱和损坏的“型梁。

（五）工作面严禁缺柱少梁，由于煤层顶板不平，造成巨型梁局部地方

无法接顶而存在空顶时，必须用坑木、毛柴接好顶。

（六）工作面背顶必须按要求背严、背实，竹帘交接处必须进行搭接，

其搭接长度不得少于300mm,严禁空顶作业。

（七）支柱必须升紧、支牢，其初撑力不得小于90KN。

（八）支柱必须打好迎对山角度，严禁支柱反势。

（九）局部遇软地板、过黄泥陷落柱或有淋水时，必须铺设长地杠子。

抬扁担钳子加强支护。

（十）背顶材料为竹帘、毛柴，两梁之间暂省略箭梁。如工作面坡度较

大时，则梁与梁之间必须打箭梁。如工作面顶板破碎及特别破碎时，可适当

在竹帘搭接处加入杂木棍或用竹标及杂木棍排尖架棚。

（十一）在压力集中区，压力明显的地段，可考虑加密梁距。

（十二）工作面在正常推进下为二梁五柱支护，如工作面推上坡，煤墙

一侧兀型梁悬空，脱离顶板，必须补加一支柱，做到2梁6柱，同时，采面

来压或压力增大时，必须打足2梁6柱。

（十三）因放炮冲击和其它原因引起支柱、兀型梁歪斜的，必须及时回

复到位，支柱反势或兀型梁歪斜，前开后合，分布不合理的，均必须在移梁

时及时给予纠正、调均。

（十四）若煤墙片邦现象较为严重时，架棚后应及时用坑木、竹帘消好,

背好煤墙帮，兀型梁也应超前插入梁窝。

（十五）为减少放炮对支柱的冲击力，炮眼布置应尽可能不正对支柱，

应偏离支柱0.2m。

（十六）采空区直接顶的冒落高度低于采高的L5倍时，即放顶后采空

区未充填满时，应从老塘侧向采空区增打俄柱，以切顶和防止肝石大面积冒

落压垮，冲倒棚子。

（十七）工作面要做到“三直一平二畅通”，即煤墙直、溜子直、支柱直、

溜子平，上、下安全出口畅通。

（十八）为减少因爆破产生的老塘煤，降低工人的擢煤量，可采用分段

放炮，长度定为6〜8m,放震动炮应减少炮眼装药量，防止因放炮冲击波将

煤冲入老塘。

23

（十九）当工作面以机头固定，机尾开尖旋转推进时，位于煤墙一端的

兀型梁应向机头方向偏移，位于老塘一端的兀型梁应向机尾方向偏移；同样,

当工作面以机尾固定，机头旋转推进时，位于煤墙一端的”型梁应向机尾方

向偏移，位于老塘一端的n型梁应向机头方向偏移，以保证巨型梁在非整体

正规推进过程中调整为垂直煤墙。

五、正常回采时期的特殊支护形式

（-）当工作面局部遇软地板、过黄泥陷落柱或有淋水时，必须铺设

材径不小于14cm,长2.0m的通地杠子支柱；仰采或俯采时，压力增大时，

沿煤层倾向必须抬扁担钳子加强支护，且煤墙侧，老塘侧支柱必须用安全

绳系牢。

（二）在压力集中区，压力明显的地段，应采2梁6柱支护顶板，打

密集支柱切顶。

（三）凡煤墙空顶、片帮处宽达0.25m,必须先架临时棚支护顶板，

打好贴帮柱关好帮后，再施工作业。

（四）当采空区直接顶的冒落高度低于采高的L5倍时，工作面回柱、

放顶，为防止顶压推倒切顶支柱或兀型钢梁前移，在靠采空侧切顶线向采

空方向增设一排俄柱，嵌柱与梁夹角为75°左右，柱距为1.4m,（特殊情

况要加密）皱柱底部要挖窝，顶部紧靠梁柱夹角打紧、打牢。

（五）当工作面坡度大于15°时，采用2梁6柱支护顶板，“梁之间

打箭梁，人为的造成顶板成为一整体，加大受力面积，并且沿煤层倾向方

向抬扁担钳子加强支护，扁担钳子必须抬在中点子一控靠老塘侧。

六、特殊时期的顶板管理

（一）初次放顶及收尾放顶的顶板管理：初采、末采时，采用2梁6

柱支护顶板，打贴帮柱，用竹帘、毛柴、杂木棍关帮。

1、初次放顶措施

⑴、队组成立专门的放顶小组，由矿分管领导统一指挥，人数不少于

5人，必须由经验丰富、责任心强的工人担任，现场有值班长和队干指挥，

安监、安考现场监督。初次放顶时，必须有矿领导及队干、安全督查员、

技术人员现场跟班。

⑵、采用全部垮落法管理顶板，初次放顶必须在最小控顶距下进行，

放顶步距0.8m。放顶时，必须沿切线前2nl挂好肝帘，上下各挂1块，上

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下左右搭0.3m,防止漏肝、窜砰。

(3)、做好初次放顶时的准备工作，保证支护质量完好，做到上、下引

巷及安全出口畅通；回柱绞车安装稳固，压车柱打牢；各种安全保护装置

和设施完好；清净浮煤；溜子移至煤墙边，方可放顶。

⑷、采用矿用回柱绞车，配合人工放顶，按《放顶操作规程》施工作

业，严禁反向回柱。

(5)、回柱放顶的顺序，采用“自下而上，由里向外，先回钳子，后回

棚子，逐架回收”的放顶办法，严禁放关门顶。放顶时柱梁和坑木要回收

干净，切顶线的每架棚子补加中点子，其余回收的支柱兀型梁必须整齐的

摆放在老塘一控，严禁任意堆放。损坏的梁柱当班运出。

⑹、放顶时必须5人配合同时作业，严禁独人操作，1人操作按钮，2

人搬运梁柱，1人摘挂钩，1人观山，所有回柱人员均站在支护完好、无

崩绳、倒柱等危险的安全地点操作。

⑺、严禁在控顶区内提