采煤工作面作业规程5

目录

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

第一节工作面位置及上下井关系......................

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

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

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

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

第六节影响回采的其他因素.........................

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

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

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

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

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

第三章顶板控制...................................

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

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

第三节运输巷、回风巷及端头顶板控制...............

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

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

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

第二节“一通三防”与安全监控.....................

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

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

第五节通信照明...................................

第五章劳动组织和主要技术经济指标.................

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

第二节作业循环...................................

第三节主要技术经济指标...........................

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

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

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

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

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

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

第五节“一通三防”与安全监控.....................

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

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

第八节其他.......................................

第八章灾害应急措施及避灾路线.....................

第一章概况

第一节工作面位置及井上下关系

11204工作面位于矿井西翼一采区，-425总回风巷以北，东部为正在

开采的11202工作面，西部为F4断层，北部为F18断层。具体位置及井上

下关系如表1所示。

表1工作面位置及井上下关系表

煤层名称12下水平名称-425m采区名称一采区

-383m

工作面

工作面名称11204地面标高+35.5m

标高

-465m

概地面位置工作面位于工业广场西北，小吴村西南部位于本工作面之上。

井下位置及四工作面位于矿井西翼一采区、-425总回风巷以北，东部为正

邻关系在开采的11202工作面，西部为F4断层，北部为F18断层。

况

工作面上覆约二分之一的耕作地，约二分之一-的村庄，地势

回采对地面

平坦。无河流、湖泊等地表水系，潜水位标高+33.5m。工作面采

设施影响

用条带开采，预计回采后对地面设施影响很小。

走向长度(m)520倾斜长(m)65面积前)24830

第二节煤层

11204工作面主采煤层为12下煤，是一采区的第四个工作面，工作面煤

层平均厚1.05m,黑色块状烟煤，半亮型煤；气肥煤为主，气煤次之，但是

12下煤局部还有较薄的一层夹砰，影响煤质。详细情况见表2。

表2煤层情况表

0°

煤层厚度/m1.05煤层结构简单煤层倾角/(°)

12°

开采煤层12T煤种稳定程度较稳定

主采煤层12卜煤为较稳定煤层，该采面局部缺失，煤层结构简单，

均厚1.05米，无结核，局部含一层夹研，夹研岩性为砂质泥岩，厚度

煤层情况描述一般为0.05m。

12卜煤为黑色块状烟煤，半亮型煤；气肥煤为主，气煤次之；视密

度为1.33,裂隙充填方解石薄片，为良好的动力用煤。

第三节煤层顶、底板

11204工作面顶、底板岩石从老顶至老底依次为七灰、12上煤、泥岩、

12下煤、八灰，详细的12下煤顶、底板情况见表3。

表3煤层顶底板情况表

顶板名称岩石名称厚度(m)岩性特征

不稳定，局部缺失，较硬，生物碎屑结构，

老顶七灰0-2.01厚层状，具斜裂隙，含蜓类及腕足类化石。

厚度变化大，切眼附近为砂质泥岩替代。

不稳定，局部缺失，黑色烟煤，弱玻璃光

直接顶12匕煤0-0.5

泽

伪顶泥岩1.10灰白色泥岩为主，含粘土质，局部灰黑色

上部灰一灰褐色，下部深灰色，致密，性

脆，参差状断口，裂隙较发育，方解石脉

老底八灰2.70

填充，下部含少量燧石结核，含少量海百

合茎化石，偶含腕足类化石。

附图一：12下层煤顶底板综合柱状图

第四节地质构造

一、构造情况以及对回采的影响(表4)

工作面地质构造较为复杂，以断层为主，工作面以北F18断层，以西为

F4断层，为三维地震控制断层。另外新发现断层较多，有1#、2#、3#、4#、

5#、6#、7#、8#、9#、10#、11#断层。其中正断层有12条，逆断层一条。

表4断层情况表

倾角落差/

断层名称走向/(°)倾向/(°)性质对回采的影响

/（。）(m)

1#85°355°65°正3.5小

2#85°355°70°正1.3小

3#51°321°70°正1.7小

4#143°53°70°正2.0大

5#177°87°35°逆4.5大

6#116°206°75°正1.2小

7#179°89°70°正5大

8#70°330°70°正9.0大

9#198°108°70°正0~6大

10#69°159°70°正1.3小

11#62°332°70°正3.0较大

12#63°333°70°正3.0较大

F425°295°45°正0~10小

F18315°225°75°正0~50小

二、褶曲情况及其对回采的影响

煤岩层总体形态为一向西倾伏的简单的单斜构造。煤层倾角0°〜12

°o平均倾角不大，但是构造附近局部倾角较大。工作面内部无钻孔，工作

面以北有D27,封孔质量不合格、工作面以东有w-3两个钻孔，封孔质量合

格。

三、其他因素对回采的影响

回采过程中煤尘、瓦斯、水、地温及地压对回采影响不大，详细见附表

5

附图二:工作面运输巷、回风巷和开切眼素描图

第五节水文地质

一、含水层（顶部和底部）分析

五灰位于12卜煤上部30m,五灰均厚2.2米，浅灰色、层位较稳定。井

下其他地方揭露五灰含水不均匀。依据《矿井水文地质规程》提供的冒落

带导水裂隙带最大高度经验公式照—+11.2,计算开采12下煤层的冒

裂高度为33.87〜72.31m,平均42.90m,因此五灰位于12下煤导水裂隙带内

部，三灰含水层位于121煤上部55m,均厚8米，其他地方揭露均含水，富

水性较强，属较强含水层。

二、涌水量

1.正常涌水量与最大涌水量计算

11204工作面的涌水量预计用下列方法:

采用比拟法：本区与11202相邻，水文地质条件相似。已知11202工作

面的正常涌水量为15.0m3/h,面积为23760m2。

计算公式如下:

Q-Qi1202F11204/F11202X

式中：Q—本工作面涌水量（n?/h）；

Q112O2一11202工作面正常涌水量（m3/h）；

Fl1204—11204工作面实际开采面积（m3/h）；

S11202—11202面实际水位降深（m）；

S11204—11204面实际水位降深（m）；

S11202=Su204,都采用W-3孔数据，计算得11204工作面的正常涌水量

33

为16.0m/h,最大涌水量为24.0m/ho

第六节影响回采的其它因素

表5影响回采的其它地质情况表

瓦斯12卜煤为低瓦斯煤层。

C02有爆炸性危险，煤尘爆炸指数为44.37%。

煤尘爆炸指数44.37%o

煤的自燃倾向性自燃倾向性等级II类，属自燃煤层，自燃发火期为71天。

地温危害正常，23°o

冲击地压危害12卜煤顶底板为灰岩属I类顶底板，无明显地压现象

一、冲击地压和应力集中区

11204工作面无冲击地压，应力集中区仅在工作面改造处，过断层处及

搬家、撤面时出现，出现以上情况时，工区在矿组织下及时编写安全技术

措施，保证施工安全。

二、地质部门的建议

1.加强顶板压力观测。该区老顶七灰不稳定，局部缺失，裂隙较发育;

断层发育，较复杂，生产中要密切观察，加强支护，搞好顶板管理。

2.加强工作面顶板的出水情况的观察，预防断层导通顶部含水层，增

加工作面的涌水量或出现积水淹面的情况。

3.加强工作面的构造探测工作，查明断层的延展长度，制定合理的过

断层方案。

4.作好排水水沟的疏通及排水设备的正常运转，确保积水能顺利的排

出。

5.煤尘爆炸指数较高（44.37%）,须注意加强通风防尘工作。

第七节储量及服务年限

表6工作面储量表

工业回采可采

储走向倾斜面积煤厚容重

块段储量率储量

且

里长(m)长(m)(m2)(m)(t/m3)

(t)(%)(t)

计

回采

算52065248301.051.33346759733635

部分

工作面工业储量34675t

工作面可采储量

可采储量=34675tx97%

=33635t

工作面回I采率为97%,可采储量33635吨。

二、工作面服务年限

工作面的服务年限=(可采推进长度/月设计推进长度)〃2

工作面的服务年限=可采推进长度/月设计推进长度

=520/(1.2X3X30X80%)

=6个月

第二章采煤方法

11204工作面采用单一走向长壁布置，采用走向长壁后退式采煤法，

全部垮落法管理顶板。

第一节巷道布置

一、采区设计、采区巷道布置情况

11204工作面为我矿一采区12卜煤第4个工作面，工作面布置采用单一

走向长壁布置。工作面布置主要有运输巷、回风巷、开切眼及联络巷，其

次工作面还有探煤巷和躲避硒室、信号胴室。

二、工作面运输巷

11204工作面轨道顺槽为进风顺槽，巷道总长度约520m,矩形断面，

净宽3m,净高2.5m,断面积7.5m2。巷道在开门以里38米处按15°下山

施工25米，当巷道进入煤层后沿12上煤顶底板掘进。该巷道服务至11204

回采工作面回采结束。

轨道顺槽顶板为完整灰岩且厚度大于1.8m时-，顶板不支护；顶板为完

整灰岩且厚度大于1.2m并小于1.8m时，顶板仅采用锚杆支护；顶板为灰

岩且厚度小于1.2m时或顶板为泥岩时，顶板采用锚网支护。顺槽两帮采用

锚网支护，每帮各2根锚杆。

顺槽内敷设有电缆、通讯线路、单轨吊车、绞车及控制开关等设备，

主要用于该工作面的进风、运料轨道顺槽内还布置一路650mm的防尘管

路，一路6108mm排水管路，用于工作面防尘和排水，同时敷设一路680mm

的压风管路，保持在距工作面安全出口不大于10m的位置。

三、工作面回风巷

11204工作面皮带顺槽为回风顺槽，巷道总长度约500m,矩形断面，

净宽3m,净高2.5m,断面积7.5m2。巷道自开门位置沿12上煤顶底板掘进,

该巷道服务至11204回采工作面回采结束。

皮带顺槽顶板为完整灰岩且厚度大于1.8m时-，顶板不支护；顶板为完

整灰岩且厚度大于1.2m并小于1.8m时，顶板仅采用锚杆支护；顶板为灰

岩且厚度小于L2m时或顶板为泥岩时，顶板采用锚网支护。顺槽两帮采用

锚网支护，每帮各2根锚杆。

顺槽内布置有刮板输送机、皮带输送机电缆及控制开关，主要用于该

工作面的回风，出煤。皮带道顺槽内还布置一路650mm的防尘管路，一路

@108mm排水管路，用于工作面防尘和排水，同时敷设一路680mm的压风

管路，保持在距工作面安全出口不大于10m的位置。

四、工作面开切眼

切眼沿12卜煤层顶板布置，巷道为矩形断面，顶板采用锚网支护，净

宽2.5m,净高1.4m,断面积3.Sn?。开切眼内布置有一部150T刮板输送机

用于工作面运煤。

五、联络巷

工作面有两条联络巷，1#联络巷采用锚网喷支护，并设有两道风门，

用于调节工作面风量，2#联络巷采用锚网支护，用于探明断层产状。

六、溜煤眼

11204工作面与11202工作面共用一个溜煤眼。

七、洞室及其他巷道

在11204轨道顺槽、皮带顺槽内的人行道一侧每隔40m掘有一躲避碉

室，车场和绞车处均设有绞车胴室和信号把钩胴室等。

此外，11204工作面还用2条探煤巷。由于工作面地质构造复杂，断层

发育，在掘进过程中设有探煤巷，为工作面回采后期改造工作面用。

附图三：工作面及其巷道布置平面图

第二节采煤工艺

一、采煤工艺

炮采工艺：风煤钻打眼装药爆破落煤一►人工装（擢）煤一►刮

板输送机、皮带输送机运输——a人工挂梁、支设临时支柱——a人工

推移输送机——►人工支、回柱。

12下煤层平均厚度1.05m,每循环进尺1.2mo

L停采线位置

停采线由生产技术科根据留设的保护煤柱，现场标停采线位置。

2.爆破说明

（1）工作面打眼：采用风煤钻湿式打眼，三花眼布置，眼深1.4m。顶、

底眼水平距离0.5m,顶眼间距1.底（误差±100mm）,底眼间距1.底（误差

±100mm）o工作面平均循环炮眼个数：132个，其中顶眼66个，底眼66

个，炮眼水平角80°〜85°,顶眼仰角、底眼俯角各为10°。顶眼距顶板

0.25〜0.3m,底眼距底板0.25〜0.3m,工作面采用一次打眼，分次装药分

次起爆。

（2）装药：使用二级煤矿许用乳化炸药和煤矿许用毫秒延期电雷管，

正向装药，5个炮眼为一组起爆，雷管装配顺序顶、底眼为1—5段，顶眼

装药量0.6kg,底眼装药量为0.8kg（即顶眼3块炸药，底眼4块炸药），

一组起爆循环炸药最大用量：3.6kg,其中顶眼1.2kg,底眼2.4kg。使用

水炮泥（每眼至少一个）、炮泥封眼，封眼长度不小于0.5m。

（3）连线放炮：工作面采用串联方式爆破，一次连线起爆5炮。在顶

板破碎地段应根据顶板情况减少放炮数量。

（4）放炮顺序：自工作面下顺槽向上顺槽进行装药放炮，严禁在一个

采煤工作面使用两台发爆器同时进行爆破作业。

附图4：炮眼布置图（正、侧、俯视图）

二、工作面正规循环生产能力

W=LShrc

=65X1.2X1.05X1.33X97%

=105.6t

式中W一正规循环生产能力，t；

L一工作面长度，m；

S一正规循环推进长度，m；

h-米悬j,m；

丫一煤的视密度,t/m3；

C一工作面采出率，%0

第三节设备配置

（一）设备配备情况

11204工作面刮板输送机SGB630T50C,电机功率为55kw,长65m；皮

带顺槽刮板输送机SGB-620/40T,电机功率为55KW；DTS80/40/2X45皮带

输送机，电机功率为45KW；DSJ80/40/2X75X皮带输送机，电机功率为75kw,

DTS80/40/2X30皮带输送机，电机功率为30KWo

附图五：工作面设备布置示意图

表711202工作面主要安装设备统计表

功率合计电压

名称型号台数地点

(KW)(KW)(V)

2

乳化泵XRB2B(A)—80/2037660V11204联络巷

<1台备用)

真空起动乳化液

BQZ-808台660V11204联络巷

开关泵站

真空起动

QBZ-2006台控皮带机660V

开关

真空起动控皮带机

QBZ-80N5台660V11204工作面

开关绞车、稳车

真空起动控皮带机

QBZ-804台660V11204工作面

开关水泵、溜子

馈电开关KBZ-4004台660V

信号照明660V/12

4KVA4台

综保7V

11204

刮板输送机SGB630-150C(65m)551部55660V

工作面

刮板输送机SGB620-40T(100m)551部55660V11204皮顺

皮带输送机DTS80/40/2X452X451部90-11204皮顺

皮带输送机DTS80/40/2X302X301部60-11204联络巷

皮带输送机DSJ80/40/2X75X2X751部150-11202联络巷

潜水泵BQS30-30-15.515.51台15.511204轨顺

单轨吊车DDD8J302台6011204轨顺

潜水泵BQS30-30-11.511.51台11.511204轨顺

11202轨顺/

绞车JD-2525250-

皮顺

稳车JSDB-67.517.5-11202皮顺

稳车JSDB-1021121—11202皮顺

（二）、SGB620/40T刮板输送机SGB630-150c刮板输送机

型号：SGB620/40T型号：SGB630-150C

运输能力：150t/h运输能力：150t/h

链速：0.86m/s链速：0.86m/s

设计长度：100m设计长度：80m

电机功率：55KW电机功率：55KW

电压：660V电压：660V

附图5：采煤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、单体支柱工作面的支护设计

1.参考本煤矿或邻矿同煤层矿压观测资料，选择本工作面矿压参数（见

表6）o

表6同煤层矿压观测选择或预计本工作面矿压参数参考表

序号项目单位同煤层实测本面选取或预计

顶老顶厚度m2.012.01

底

板

1直接顶厚度m1.11.1

条

件

直接底厚度m2.72.7

2直接顶初次垮落步距m8-158-15

来压步距m25-3025-30

初

次最大平均支护强度kN/m2190.98190.98

3来

压最大平均顶底板移近量mm5050

来压显现程度不明显不明显

m30〜3530〜35

周来压步距

期最大平均支护强度kN/m2190.98190.98

4来

压最大平均顶底板移近量mm4040

来压显现程度不明显不明显

最大平均支护强度kN/m2128.76159.41

平

5时最大平均顶底板移近量mm2020

6直接顶悬顶情况m<1<1

7底板容许比压MPa46.1746.17

8直接顶类型类二类二类

9老顶级别级二级二级

10巷道超前影响范围m2020

2.合理支护强度的计算

(1)采用经验公式计算：

Pt=9.81XhXyXk

=9.81X1.05X2,5X5

=128.76KN/m2

式中：Pt一工作面合理的支护强度，KN/m2；

h一米高,本工作面米高为，1.05m；

Y一顶板岩石容重t/m3取2.5；

k一煤层上覆岩层厚度系数，取5。

(2)选取“同煤层矿压观测选择或预计本工作面矿压参数参考表”中

最大平均支护强度。选取上述两项中最大值159.41(KN/m2),即为工作

面合理支护强度。

3.支柱实际支撑能力计算

R<=kgXkzXkbXkhXkaXR

=0.99X0.95X0.90XO.95X0.95X250

=190.98KN

式中：R一支柱额定工作阻力，取250KN；

K一支柱阻力影响系数，各系数如下：

心—工作系数，取0.99；

Kz一增阻系数，取0.95；

k—不均匀系数，取0.90；

Kh-米高系数，取0.95；

L一倾角系数，取0.95。

4.工作面合理的支护密度计算：

2

n=Pt/Rt=159.41/190.98=0.835根/m

5.根据生产技术条件及邻矿同煤层开采经验和直接顶板情况，初步确

定:

柱距为:a=0.75m；

排距为：al=1/(0.835*0.75)=1.6077m；

实际取排距为：b=1.2m；

实际支护密度N2=l/a*b=l/(0.75*1.2)=1.Ill根/n?；

确定柱距、排距、支护密度：

实际支护密度N2=L111＞理论计算密度N1=0.835根/in?。则确定柱

距：0.75m,排距：1.2m,支护密度N：1.111根/m"满足实际支护顶板

的需要。

6.选择合理的控顶距为：最小控顶距为3.8m,最大控顶距为5.0m。

7.支护强度校核：

P=R/S

=190.98KN/0.0113m2

=16.9MPa

式中：P一支柱对底板的压强，MPa；

R一支柱实际支撑能力，KN；

S一支柱底座面积，m2；

S=Jir2

=3.14X0.062

=0.0113m2

通过校核支柱对底板的压强为16.9MPa,小于底板容许比压46.17MPa,

因此不需要穿铁鞋。

二、选择支护材料

工作面正常支护段材料选用单体液压支柱(DZ14、DZ16、DZ18、DZ25、

DZ35)、DJB—1200金属钱接顶梁、铁鞋、半圆木料、串杆、塑料网及道木,

工作面超前出口选用单体液压支柱和双楔调角定位顶梁。

工作面除备用10%的单体液压支柱和顶梁外，其它支护材料要有充足的

配用量，规格为：道木1200X150X120mm(备用20块)；半圆木：长1.20m

（备用80根），小头直径不小于①100mm,塑料网3000X8000mm（备用5

捆），备用材料存放地点距工作面50〜100m。

三、乳化液泵站

（一）泵站及管路选型、数量

乳化泵选用XRB2B-80/20型，在11204联络巷装备两泵一箱，一台

工作，一台备用，供11204及11202工作面使用，通往11204工作面供液

管路使用①25mm无缝钢管经轨道顺槽进入工作面，注液枪管路选用中10X

10000mm胶管，耐压25MPa以上。主要技术参数如下：

公称流量：80L/min；

公称压力：18MPa；

电机功率：37KWo

（二）泵站设置位置

泵站安放在11204联络巷内。

（三）泵站使用规定

保证泵站压力不低于18MPa,乳化液配比浓度2%-3%（使用自动配比

器），现场要有乳化液浓度检测仪，并做好运行记录。要加强泵站管路的

维修与管理，杜绝供液系统有窜漏（滴）液现象，若有窜漏（滴）液现象

必须及时停泵或关闭截止阀进行处理，严禁带压处理。

第二节工作面顶板控制

一、正常工作时期顶板支护方式

1.工作面采用单体液压支柱配合较接顶梁支护，钱接顶梁垂直工作面

煤壁布置。支柱时，单体液压支柱三用阀注液口要平行工作面煤壁，阀嘴

朝向工作面上顺槽，手把体朝向工作面倾斜的上方，人员严禁正对三用阀

嘴操作。

2.正规支柱柱距：0.75m,排距：1.2m,其偏差不超过±100mm,最小

控顶距支护方式为：A-A支护方式，切顶排为单柱加密集柱，备用支柱支

在切顶排形成对柱，用于挤挡煤板。最大控顶距的支护方式为：B-B的支

护方式，切顶排为单柱加密集柱，其余三排为单排柱支护。

二、正常工作时期的特殊支护形式

1.对柱：工作面悬顶大于规定时(2m*5m)或过断层破碎带时，单体

液压支柱打在切顶排形成对柱加强支护。

2.丛柱：在工作面出现以下情况时、此处切顶排需要打丛柱加强支护,

要求支柱按正规支设，迎山有力，支柱初撑力不小于90KN(11.5Mpa),丛

柱每6m打一组，一组4颗。

(1)工作面正常生产期间悬顶超过2X5m时。

(2)初采初放期间或工作面有明显的来压预兆时。

(3)工作面过断层，在断层上下盘各打一组丛柱。

3.仓戈柱：工作面过断层、端头支护或地质构造带及工作面夹肝局部冒

落出现斜茬时必须及时支设俄柱或架设俄棚，俄柱必须使用与采高相适应

的单体液压支柱，支设的俄柱必有柱窝或支点。

4.超前：11204工作面两顺槽超前支护采用双排支设(从煤壁开始)，

支设不低于20m的超前支护。每排超前支护的最前端和最后端的顶梁上必

须保留一个水平调角楔

5.端头支护：工作面机头使用双楔顶梁进行特殊支护，机头六架顶梁,

机尾采用工作面正常支护。

6.临时支护：擢煤期间，每一架顶梁支设一棵临时支柱，顶板破碎或

二合顶等情况时铺设超前网支护，临时支柱与底板的夹角约成80°。

三、回柱放顶及与其他工序平行作业的安全距离

1.回柱地点15m范围内，严禁从事其它工作。

2.放顶前，首先检查顶板和支架的支护状况，发现危险情况时，必须

及时处理，支设好临时支柱，以保证放顶工作的安全及能全部回收支柱和

顶梁。

3.采用全部垮落法处理采空区，人工支、回柱，回柱顺序为由下到上,

由采空区向煤壁按顺序回撤，分段回柱错距不小于15m。开茬位置必须在顶

板完好，支护完整处。回柱时，如果煤层变薄，个别支柱被压死时，必须

先打替柱，然后再掏底松顶而后按正常回柱方式进行回撤。

4.回柱放顶时，正常采用人工三角回柱法，两人一对，清理好后退路,

一人观察顶板，一人回柱。回柱时,回柱人员站在被回支柱斜上方安全地

点，用卸载把手、水平调角楔和长把工具(把手带绳，长不小于1.2m,水

平调角楔大头与回柱人员所在位置的方向相反，长把工具长不小于0.8m)

缓缓卸载，远距离回撤，支柱卸液后迅速将支柱拉出，回出支柱及时支在

新切顶排打密集柱和对柱留作挤挡煤板用。

5.回柱放顶时一，卸载的柱、梁必须使用长把工具钩出，也可用事先准

备拴好的绳子拉出来，回柱人员身体的任何部位严禁进入采空区。回柱时

必须严格执行“敲帮问顶”、“先支后回”制度。

6.禁止在支柱没有卸载，活柱没有下落的情况下，用回柱绞车等机械

回柱，以防倒柱、损坏支柱或冒顶事故的发生。

7.回出的顶梁放在材料道内，两个一对并排放置，放置方向与工作面

推进方向一致，严禁乱扔乱放或放在切顶排以外采空区内。

四、特殊时期的顶板控制

1.来压及停采前的顶板控制

(1)工作面基本顶初次来压放顶前，必须编制专门安全技术措施。

(2)工作面基本顶初次来压和周期来压期间，必须加强来压的预测预

报工作，在两顺槽要标明来压位置。

(3)工作面单体支柱初撑力必须达到90KN(11.5MPa),两顺槽所有

单体支柱初撑力必须达到规定要求50KN(6.5Mpa)。

(4)加强上、下端头顶板管理，必须提高支护质量，适当加大支护密

度，防止出现端头冒顶。

(5)工作面因假期停工停采时必须编制停、开工措施，加强维护顶板

管理，确保完整合格的工作面支护。

2.过断层及顶板破碎时的顶板控制

工作面在过断层、陷落柱等地质构造或贯通、搬家撤面时，必须及时

编制安全技术措施，审批后严格按照措施施工。落差超过o.8m以上的断层

需由矿生产技术科等领导及工区现场会诊确定过断层的方法，由工区编制

安全技术措施，并严格按措施执行，在过断层及顶板破碎带时，必须使用

木料接顶控制顶板，接顶木料与顶板必须接实，确保回采安全。

在断层或顶板破碎带处使用对柱、丛柱，加挂塑料网或适当加密支护

密度的方式进行加强支护。

3.应力集中区的顶板控制

(1)过应力集中区时，根据顶板压力情况选择打对柱、丛柱或打打井

型木垛加强支护。

(2)过应力集中区时，保证此区域的支护质量，确保支柱初撑力符合

要求(90KN),严禁支柱超高使用。

(3)班班对单体液压支柱初撑力进行观测，发现压力异常变化及时撤

人，待处理完毕后再进入施工。

第三节运输巷、回风巷及端头顶板控制

一、工作面运输巷、回风巷的顶板控制

1.运输巷、回风巷的超前支护

(1)超前支护形式

①工作面超前正常支护选用DZ25、DZ35型单体支柱，特殊地段提前选

用高支柱进行支护，严禁支柱超高使用，两顺槽内的超前支护单排长度不

少于20m。

②两顺槽从工作面煤壁向外20m范围内支设双排单体液压柱配合金属

较接顶梁进行支护，间距L2m,皮带顺槽排距1.3m,轨道顺槽排距1.6m,

其偏差为±100mm,支柱必须打直、打牢，迎山有力，棵棵拴牢防倒绳。

③两顺槽在支设超前支护时，遇到稳车窝、车场或顺槽断面增大时，

必须加支一排。

④两顺槽超前支护范围内的巷道高度不得低于1.6m。

⑤超前支护回柱要及时，并打好关门柱(切顶排关门柱柱距不大于

400mm)0关门柱必须与工作面切顶排回齐，严禁提前回柱。

(2)质量要求

①支柱纵横成线，其偏差为±100mm。使用单体液压支柱配合较接顶梁

支护顶板，超前支护支柱支设在钱接顶梁的后3〜5个牙位置上。

②单体液压支柱必须支到实底上，底板不平时应刨柱窝，支柱必须支

设正规，迎山有力，支柱初撑力必须达到50KN(6.5MPa)。防倒绳吊挂高

度不小于1.5m。

③两顺槽所有超前支柱三用阀阀口朝向老空。

④两顺槽超前支护必须留有人行道，人行道宽度不得小于0.8m,单体

支柱活柱行程不得小于100mm,支柱升出量不小于200nlm。

2.运输巷、回风巷的加强支护

在断层处或顶板破碎的地段，为加强顶板支护，要提前进行架棚或支

设带帽点柱进行支护。

二、工作面安全出口的管理

1.支护形式

端头支护使用DJB—1200型双楔调角定位顶梁进行支护，溜头使用六

架，每架间距0.6m(具体见端头支护布置示意图)，端头第一架支护与超

前支护的间距不得大于0.5m,工作面溜尾采用正常支护方式。

2.质量要求

(1)支柱纵横成线，其偏差为±100mm。使用单体液压支柱配合双楔

调角定位顶梁支护顶板，超前支护支柱支设在双楔调角定位顶梁的后3〜5

个牙位置上。

(2)单体液压支柱必须支到实底上，底板不平时应刨柱窝，支柱必须

支设正规，迎山有力，支柱初撑力必须达到90KN(11.5MPa)0

(3)所有支柱三用阀阀口朝向同工作面正规支柱。

(4)单体支柱活柱行程不得小于100mm,支柱升出量不小于200nlm。

三、与其他工序之间的衔接关系

11204轨道顺槽端头安全出口必须班班留设，打眼、放炮、支护等工序

可与工作面的打眼、放炮、支护等工序一同进行。

四、支护材料的使用数量和存放管理

1.建立完善支柱管理制度，支柱管理工每班必须将工作面范围内支柱、

钱接顶梁清点清楚。班后及时填写柱、梁管理记录本并建立台帐。

2.新下井或长时间未使用的支柱，使用前必须放净柱内空气，工作面

及时配齐支柱，及时将不合格的支柱升井，工作面严禁缺梁少柱。

3.支柱使用必须用注液枪升紧升牢，回柱卸载时必须用专用卸载把手,

严禁使用镐头或其它工具卸载，严禁用镐头或其它金属物敲击支柱。

4.工作面支柱严禁超高支设，活柱必须留有不小于100mm的伸缩量。

5.除可在工作面更换“三用阀”外，其它损坏支柱必须升井检修，严

禁在井下打开活柱或拆卸“三用阀”，在井下使用8个月及以上的支柱必

须升井检修一次。

6.工作面支柱出现死柱时，可用卧底的方法将其取出，卧底前必须先

打好替柱维护好顶板。

7.工作面支柱、顶梁必须严格管理，常用支柱（DZ14、DZ16、DZ18、

DZ25、DZ35）必须存有不少于10%的备用量，在工作面发生地质变化时必须

及时增补适应采高的支柱，确保工作面有足够的支柱使用，备用支柱存放

在距工作面50-100m的安全地点分类码放整齐，同一规格型号的材料必须

存放在同一地点，挂牌管理，专人负责，以备随时使用。

8.工作面要备足一定数量的备用支护材料，其规格为：道木1200X150

X120mm；木楔：200X60X50mm；半圆木：长1.20m,小头直径不小于①100mm。

存放地点距工作面50〜100m。

9.在轨道顺槽超前支护外侧煤壁处，材料分类摆放整齐，实行挂牌管

理，标明材料名称、规格型号等内容，并由专人负责管理。支柱、材料存

放地点必须保证有0.8m以上宽度的人行道，距轨道不少于0.5m宽的安全

运输距离，不得阻碍通风、运输和行人。

附图6：工作面、运输巷、回风巷及端头支护示意（平面、剖面图）

第四节矿压观测

一、矿压观测内容

矿压观测研究内容主要有：支柱初撑力观测、围岩变形观测、顺槽超

前支护范围内单体液压支柱阻力观测以及支护质量监测。根据观测结果对

工作面顶板活动规律、来压特征，工作面支柱受力特点，工作面支护质量

等进行定期分析，以便及时做好初次来压的预测和预报工作。当班安监员、

班组长要做好支柱初撑力检测记录。

二、观测方法

1.观测时间要求

(1)工作面：观测到老顶初次来压和六次周期来压。

(2)顺槽：观测至工作面推进150m止。

(3)支护质量监测：整个生产期间。

(4)在整个生产期间工作面支柱必须班班检测初撑力，并认真准确填

写初撑力检测记录，在检测过程中发现支柱初撑力达不到要求的，必须及

时进行二次注液，确保初撑力达到要求。

2.矿压观测

(1)工作面的矿压观测

①支柱初撑力、工作阻力观测

利用支柱压力检测仪表分别在工作面上、中、下部均匀布置8条观测

线，每条观测线测6棵支柱(即每排测3棵支柱)，观测柱子工作阻力的

变化情况。测线布置：上下端头处各布置1条观测线、中间布置6条观测

线。由矿压部门负责记录支柱初撑力数据及报表，连续观测支柱的初撑力、

工作阻力。

②顺槽超前支护范围内单体液压支柱阻力观测

在工作面推进至工作面结束前，用压力表分别对两顺槽超前支护范围

内的支柱进行检测，连续检测单体支柱支护阻力的变化情况，每班报表一

次。

第四章生产系统

第一节运输

一、运输设备及运输方式

1.运输设备及装、转载方式

11204工作面采用爆破装煤及人工装煤相结合的方式，通过工作面

SGB630-150C刮板输送机，电机功率55KW,皮带顺槽采用SGB-620/40T刮

板输送机,电机功率55KW和DSJ80/40/2X75KW.DTS80/40/2X45KW及

DTS80/40/2X30KW皮带运输机运煤。工作面和运输顺槽运输机采用单体支柱

做压柱固定运输机机头及机尾，刮板输送机机头必须确保底托梁齐全可靠。

二、辅助运输设备及运输方式

工作面需用的材料、设备等物料，采用LOt矿车、叉车或平板车运输

至工作面轨道下车场，然后通过轨道顺槽中的单轨吊车运至工作面，单轨

吊车随工作面移动，单轨吊车采用在巷道顶板吊挂锚杆固定。

三、移溜（转载机、破碎机、皮带等）方式

两人一组移溜，相互监督安全，一人操作移溜，一人负责照明监护。

移溜前，面前临时支柱全部打成贴帮柱，拉线找直煤帮按线移溜，移溜时,

使用单体液压支柱从工作面一端开始向另一端或从中间向两端开始依次推

移，直至移溜完成。随茬长度为15-20m,以防随茬距离过短造成溜槽接口

脱节，溜子推移到位后达到平、直、稳，然后在溜沿处支设一排正规支柱。

四、运煤路线

11204工作面一11204皮带顺槽-*11204联络巷一11202联络巷一11202

小煤仓一西翼胶带机巷一主井一地面

五、辅助运输路线

地面f副井f井底车场f-425西翼轨道大巷一11204轨道顺槽f11204

工作面

附图7：运输线路示意图。

第二节“一通三防”与安全监控

一、通风系统

1.风量计算

(1)按瓦斯(二氧化碳)涌出量计算：

由于我矿瓦斯涌出量为零，故按二氧化碳绝对涌出量计算：

Q=lOOqk

=100X0.09X1.6

=14.4m3/min

式中：Q—工作面实际需要的风量，m/min；

q一二氧化碳绝对涌出量，m3/min,取0.09(2009年度瓦斯

等级鉴定结果)；

k—工作面二氧化碳涌出不均衡的风量系数，应依据实际观测

的结果确定，一般取k=1.2-1.6,取k=1.6。

(2)按采煤工作面温度计算：

Q=60VS

=60X1.4X4.62

=388.08m3/min

式中：Q—工作面实际所需风量，m3/min；

V—工作面风速，m/s,取1.4；

S一工作面的平均断面，m2；

取5=(S最大+S最小)/2

=1.05X4.4

=4.62m2o

实际需要风量为388.08m7mino

(3)按工作面每班工作最多人数计算：

Q=4n

=4X36

=144m3/min

式中：N一每班同时工作的最多人数，人，取36。

(4)按