120大巷煤柱面作业规程

■120大巷煤柱面作业规程

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

表一

煤层名称煤8水平名称-120水平采区名称120西大巷

T20西大巷八层地面高程+105.67工作面-90.3

工作面名称

煤柱工作面（m）〜+108.95高程（D1）〜-149.6

地面相对位置地面相对位于老太平公路以北520m,古庄窑厂以东80m处，邓李付公路以西，尚古庄河在

及地势情形本面上方自北向南流过，地面为北高南低的农田。

回采对地面

地面为农田，无建筑物。

设施的阻碍

井下位于T20西大巷两侧的煤柱工作面，东至西三煤仓，西至8802工作面（已于2009

井下位置及邻

年3月回采完毕），南至8406、8403工作面（已于1994年11月、1993年8月回采完毕），北

区采掘情形

至8801、8602工作面（已于2001年3月、1996年6月回采完毕）。

上覆煤7因地质条件复杂，已报集团公司地损处理；下伏煤9平均厚1.40m,尚未掘进。

钻孔情形

面内有地面钻孔曹54,终孔层位煤10-2,水泥砂浆封孔，质量不合格。

工作面推采长752〜813工作面长度55〜111面积

62800

度（m）785（m）80(m2)

第二节煤层

煤层情形表表

煤层厚度1.50〜2.20煤层结构（m）煤层倾角12〜23

（m）1.830.3(0.2)1.33（°）17

可采指数1变异系数（%）7稳固程度稳固

煤层情该面煤8两极厚1.50m〜2.20m,平均厚1.83m,f=l.5,煤层上部含有一层平均0.2m的炭质细

况描述砂岩夹石，较坚硬，f=6,属结构复杂、稳固的中厚煤层。

,,、上距煤七28.22m,下距煤九13.13m,下距五灰平均36.88m,

间距(m)

MadAdVdafQb.addafSt,dY工业

煤质(%)(%)(%)(MJ/kg)(%)(%)(mm)牌号

情形

1.792.0145.8424.64582.932FM

第三节煤层顶底板

煤层顶底板情形表表三

顶板名称岩石名称厚度(m)岩性特征

老顶四灰5.23顶部为泥灰岩，富含动物化石碎屑。中部为青灰色

石灰岩，裂隙发育，底部有透镜状层理。f=8

直截了当顶

伪顶

直接底细砂岩4.15

灰白色，顶部含泥质，富含植物化石，f=3〜6。

老底

附图1：工作面地层综合柱状图(1：200)o

第四节地质构造

该面煤层倾向N3。W〜N29。E,走向变化不大；煤层倾角为12。〜2

3°,平均17°。据现有资料分析，本面地质构造较复杂；估量本面将揭露

15条斜交断层，落差最大为2.6m,最小为0.4m；这些断层对工作面的回采

阻碍大，断层邻近围岩节理比较发育，强度较低。

断层情形以及对回采的阻碍

断层情形表表四

断层倾向倾角性质落差对回采的

编号(0)(°)(m)阻碍程度揭露操尽情形

flNW7350正断层0.6小-120西大巷八层煤柱切眼揭露

f2NW2271正断乂1.0大T20西大巷八层煤柱风道揭露

f3NW6154正断层1.5大8403轨中巷揭露

f4SE4274正断层1.2大8403轨中巷揭露

f5SE42〜5464〜77逆断层1.0-2.6大8403轨中巷及T20西大巷煤柱改造运中巷揭露

f6NW6869正断层0.7小8403轨中巷揭露

f7NW7585正断层0.6小8403轨中巷揭露

f8SE4641逆断层0.6小8403轨中巷揭露

f9NW6271正断层1.1大-120西大巷八层煤柱改造运中巷揭露

flONW6773逆断层1.3大T20西大巷八层煤柱改造运中巷揭露

fllNW6475正断层1.2大-120西大巷八层煤柱改造运中巷揭露

fl2SE4963正断层0.4小-120西大巷副巷联络巷揭露

fl3SE4237逆断层0.8大T20西大巷副巷联络巷揭露

fl4NW5262正断层0.9大8800回风巷揭露

二、褶曲情形对回采的阻碍

本面没有褶曲阻碍。

附图2：工作面上风道下帮、运中巷上帮、切眼东帮巷道素描图（1：2

00）o

第五节水文地质

一、工作面水文地质概况

井下位于-120西大巷两侧的煤柱工作面，东至西三煤仓，西至8802工

作面（已于2009年3月回采完毕），南至8406、8403工作面（已于1994

年11月、1993年8月回采完毕），北至8801、8602工作面（已于2001年

3月、1996年6月回采完毕）。

上覆煤7因地质条件复杂，已报集团公司地损处理；下伏煤9平均厚L

40m,尚未掘进。

二、充水因素

1、地表水

受第四系底部粘土层的阻隔，地表水及第四系水下部煤层无水力联系，

工作面回采不受地表水及第四系水威逼。

2、老空水

采区内自然泄水畅通，未形成老空积水，故工作面回采不受老空水阻

碍。

3、原大封矿过水

原大封矿东翼采区回采完毕后，老空积水沿煤8层顶板四灰，以淋水

形式排泄至曹庄矿，最大过水量83m3/ho后随采动裂隙的压实，过水量

稳固为30m3/ho2007年1月9408工作面回采至17m处时，受采动裂隙

增大阻碍，过水量增加，-120m以上最大过水量约60n?/h,阻碍了该面

的正常推采。

自2010年8月16日该矿停止排水以来，水位连续上升，曹庄矿过水

量明显增加，实测-120m水平最大过水量65m3/h(堰测法)。自“曹庄一

原大封煤矿”井田边界帷幕截流以来，-120m水平过水量明显减少，现坚持

在5m3/h左右，原大封矿水位-12.8m(2011年5月24日测)。

工作面切眼距煤8便利煤柱最小距离为159m,分析该面采动时对边界

煤柱无阻碍。

4、四灰

厚4.03〜6.02m,平均5.23m。通过现有资料分析，与下伏含水层无水

力联系，以静储量为主，现已疏降至-480m水平，对回采无阻碍。

5、五灰

平均10.01m,上距八层煤平均36.88m,要紧为粉砂岩、粘土岩、无名灰

岩等构成的隔水层。

⑴通过现有大量资料分析表明，该区段横向上岩溶发育程度及富水性

极不均一，构造发育地段富水性较强，纵向上富水性由浅到深呈减弱趋势。

-120m水平防水试验11孔放水稳固水量496m3/h,最大降深127.4m,单降水

量3.89m3/(h.m),-120m水平水位降至-57.6m〜-108.6m,放水时-200m水平

一线五-100、五-102孔水位分不降至-66.8m和-69.5m,水力联系紧密，疏降

成效明显。

(2)下伏煤9层相邻区段9403工作面于1996年3月9日发生面后老空

底板五灰突水，最大水量869m3/h,于1998年4月封堵成功。分析堵水资

料。该区发育一个穿过9403面北偏东50〜60°的径流带。通过该区范畴内

施工的五、奥灰孔、探察孔及放水试验资料分析，五、奥灰之间未见任何

专门水情。

（3）该面两侧煤8、9、10层工作面均已注浆改造完毕，底板隔水层得到

加固，区段五灰富水性得到明显改善。

6、奥灰：

奥灰为巨厚强含水层，上距五灰平均14.92m,广泛同意大气降水的补给，

在井田范畴内为五灰之补给水源。

三、突水系数运算及受水威逼程度分析（依《煤矿防治水规定》）

1、五灰突水系数运算

现井下五灰水位-39.84m,（Z145：P=0.69MPa；标高-110.2m）,工作面

最低标高为-149.6m,运算隔水层底板承担的水压为1.44MPao

据公式：TS=P/M=0.039MPa/m

式中：TS-—突水系数MPa/mP-隔水层底板承担

水压1.44MPa

M一隔水层厚度36.88m

工作面回采不受底板五灰水威逼。

2、奥灰突水系数运算

现井下奥灰水位+19.37m,（M-36：P=1.15MPa；标高-97.9m）,工作面

最低标高为-149.6m,运算隔水层底板承担的水压为2.26MPa。

据公式：TS=P/M=0.037MPa/m

式中：TS—突水系数MPa/mP--隔水层底板承担水

压2.26MPa

M—隔水层厚度61.81m

工作面正常回采不受底板奥灰水威逼。

四、涌水量估量

1、正常涌水量

3

生产用水5m3/h,顶板淋水1m/ho

2、最大涌水量：为正常涌水量的2倍，即为12m③/h。

3、一点五灰突水量

用比拟法估量该面五灰最大突水量:

⑴流态指数的确定

据曹庄矿小槽石门及9106工作面突水资料：

Q1=220m3/hSl=40.26mQ2=170m3/hS2=23.65m

据公式：f3

S2

将以上数据代入公式，得m=2.1

⑴运算

据曹庄矿9106工作面突水资料：Q1=220m3/hSl=40.26m

该面(-149.6m)突水的最大降深为：S2=109.76m五灰水位-39.84

Q][sT

据公式：=v52

Q2=220+2；^££=355m3小

V109.76

故五灰一点最大突水量估量为：Qmax=355m3/h。

五、防治水措施

1、工作面回采前应清理疏水线路，确保-120煤柱工作面疏水线路畅通,

排水系统正常运转。

2、工作面回采期间，加大水情及原大封矿过水观测，里段利用五-145

孔观测水位，外段利用Z781、奥-39孔观测水位，每5天观测一次。若有

专门，及时汇报，并采取相应的措施处理。

3、加大工作面底板治理，要求棵棵支柱垫铁鞋，压力集中区、底板变

软地段加垫木耙或板梁，铁鞋规格不小于中380mm。

4、悬顶不得超过规定要求，采取强制人工放顶。

5、回采过程中，加大防治水治理，区队干部、安监员、安全网员应明

确职责，如发觉底板出水等专门情形，应及时汇报调度室，以便采取措施。

6、面内有地面钻孔曹54,封孔质量不合格，回采至规定距离时提早下

达通知书，并编制措施及时处理。

7、工作面回采前，按注浆改造标准封闭Z485、五-77、五-78、奥-6钻

孔,回采至Z759碉室150m时，将该碉室Z759、Z760、奥至6封孔。

8、工作面回采至老巷及钻孔至规定距离前，提早下通知单，区队编制

相应措施。

9、奥-6立孔碉室距该面煤8底板岩柱较小，应提早将该碉室打设木垛

接顶，防止回采时发生泄漏事故。

10、现场备足许多于5〜8个防治水木垛料。

第六节阻碍回采的其它因素

阻碍回采的其它地质情形见表

表五

瓦斯沼气绝对涌出量：0m7min；

二氧化碳二氧化碳绝对涌出量：O.ZglnfVmin。

煤尘爆炸指数煤尘爆炸指数：41.45%。

煤层自燃倾向性煤层无自燃发火倾向。

地温危害现井下工作区的平均温度为20℃,随掘进深度的增加，增温梯度为0.64℃/lOOnu

冲击地压危害无资料

咨询题及建议：

1、煤层顶板为四灰，局部赋存透镜状二合顶，悬露面积大时易冒落；

底板为细砂岩，

顶部含泥质，强度较低，支柱易钻底，回采时应加大顶、底板治理。

2、工作面煤层倾角12。~23°平均17°,当倾角较大时应采取防滑、

防倒及肝石滚落伤人专项安全措施。

3、面内有地面钻孔曹54,终孔层位煤10—2,水泥砂浆封孔，质量不

合格。过钻孔时应编制专项安全措施。

4、本面为煤柱工作面，老巷较多，回采过老巷时，应编制专项安全措

施。

5、该面上方有通过邓李付公路，回采前应通知矿办、农事办，进行和

谐处理，确保地面安全。

6、-120西大巷位于该面底板岩石中，上距煤8底板的铅垂间距为4.59〜

10.30m。工作面回采前应对-120西大巷局部岩柱较小地段进行打木垛支护，

以确保安全回采。

第七节储量及服务年限

一、储量

1、工业储量=工作面面积X煤层厚度X1.3

=62800X1.83X1.3=149401吨。

2、可采储量=工业储量义工作面回采率工作面回采率为95%

=149401X95%=141931吨。

二、工作面服务年限

估量工作面服务年限=可推采长度/设计月推进长度

=785/81=9.7个月

第二章采煤方法

第一节巷道布置

一、采区设计、采区巷道布置概况

井下位于-120西大巷两侧的煤柱工作面，东至西三煤仓；西至8802工

作面（已于2009年3月回采完毕）；南至8406、8403工作面（已于1994

年11月、1993年8月回采完毕）；北至8801、8602工作面（已于2001年

3月、1996年6月回采完毕）。

上覆煤7因地质条件复杂，已报集团公司地损处理；下伏煤9平均厚1.

40m,尚未掘进。

二、工作面轨道顺槽（上风道）

-120西大巷八层煤柱上风道按腰线掘进，沿煤层走向布置，用于工作

面通风和运输材料，两帮采纳木锚杆挂钢塑复合网、木托盘支护，上帮布

置3根、下帮布置2根锚杆，锚杆株距800mm、排距1000mm,巷道净宽2.

7m,净高2.0m,巷道净断面5.4m2。巷道内设防尘管路、压风管路各一趟，

并铺设铁路用于运料。

三、工作面运输顺槽（运中巷）

-120西大巷八层煤柱运中巷按中线掘进，沿煤层走向布置，用于工作

面运煤和通风，两帮采纳木锚杆挂钢塑复合网、木托盘支护，上帮布置3

根、下帮布置2根锚杆，锚杆株距800mm、排距1000mm,巷道净宽2.7m,

净高2.0m,巷道净断面5.4m2。巷道内设防尘管路、压风管路各一趟，

安设皮带运输机和刮板运输机运煤。

四、采煤面切眼

-120西大巷八层煤柱切眼沿煤层倾向布置，切眼为柜形，宽度2.7m,

净高2.0m,巷道净断面5.4m2；顶板及两帮不设支护。用于布置安设循环

运输机、采煤机，形成生产系统。

附图3：工作面巷道布置平面图（1：1000）o

第二节采煤方法和采煤工艺

一、采煤方法

按照煤层赋存情形、顶底板岩性和巷道布置方式，结合我矿现有技术

装备，确定采纳走向长壁后退式采煤法，全部垮落法治理顶板。工作面回

采高度以煤层顶底板为界，不准随意留顶底煤，浮煤厚度在2n?内不得

超过30mm,确保回采率不低于95%。当遇断层等地质构造时，必须及时编

制补充措施。

工作面采纳斜切进刀方式。采煤机下行松至机头缺口处，将工作面刮

板输送机移到距采煤机10〜15m处停止推移，溜后支齐正式支柱和斜茬柱，

采煤机在输送机机头处向上沿底板割煤，割至刮板输送机弯曲处以上5m的

距离达到规定截深后停止割煤，而后响压炮，将斜茬处顶煤和夹石松下，

采煤机再下行松机装煤，而后向上带机至进刀处，最后利用回柱绞车或移

溜器移过输送机机头。

工作面上下超前缺口及机窝采纳爆破落煤方式。工作面上下缺口、机

窝、过断层采煤机不易通过时，均采纳爆破方式处理。采纳ZQS-50型手持

式（风煤钻）气动钻机配合中空麻花钻杆使用，爆破时使用煤矿许用毫秒

延期电雷管和二级煤矿许用GBI8095-2000乳化炸药，炸药规格：直径35m

m,长度150mm,药卷质量150g。采纳正向装药，串联方式连线，使用F

D100型煤矿电容式发爆器起爆，并执行放炮作业闭合流程卡制度。工作面

可采纳分组装药，但一组装药必须一次起爆。装药必须使用炮泥和水炮泥。

工作面上下缺口、机窝或因地质构造阻碍采煤机不易通过需炮采时，每次

爆破长度不超过5米。该面上下缺口和机窝炮眼布置采纳三行五花眼，上

眼距顶板0.3m,仰角5°-8°,眼距1.2m,中眼距顶板1.0m,眼距1.2m,

垂直煤壁，底眼距底板0.5m,俯角10。-15°,眼距为1.2m,水平角均为8

0°-85°,眼深均为1.2m（垂直深度）。上下缺口爆破顺序为先响中眼和底

眼，最后响上眼。响压炮按照由下（溜头）向上（溜尾）的顺序依次爆破,

爆破必须使用挡煤皮子，防止将炭打入老空，阻碍煤炭回收率。机采压炮

布置单排眼，在夹石上方打眼，眼深为1.2m,眼距1.2m,仰角5。-8。。

工作面因顶板破裂、过断层或其它缘故不宜使用采煤机直截了当割煤时，

可采纳爆破方式落煤（届时必须编制针对性措施）。

角度眼距（米）炸药雷管封孔

炮循水眼每每循水封

眼环T-仰俯深距距间种眼环装种段循环炮孔

名个角角角(in)顶底距类装药量类数用量泥长

称数(0)(0)(°)板板药(kg)（发）（个）(m)

量

（g）

顶6780-855-8/1.20.3/1.2II30020.1毫577772

眼秒0.5

延

期

腰1480-85//1.21.0/1.2II3004.2毫114142

眼杪0.5

延

期

底1480-85/10-151.2/0.51.2II4506.3毫314142

眼秒0.5

延

期

放8045-6070-80/1.8//1.0II75060毫21751752

顶秒0.5

眼延

期

每循环175每循五F总90.6每循环雷175每循环水175

炮眼数药量（kg)管数（%-)炮泥数（个）

炮眼讲明表表六

二、采煤工艺

1、落煤

工作面使用DW-150型无链牵引采煤机，滚筒直径为1.0m,截深为1.

0m,采纳向上（溜尾）方向割底煤，而后响压炮，将顶煤和夹石松下，采

煤机到达上（溜尾）缺口后，下行沿底板松机装煤，往返进一刀的落煤方

式。工作面上下超前缺口及机窝采纳爆破落煤方式。

2、装煤

采煤机利用自身的螺旋滚筒装煤，面前余煤由人工清扫。爆破落煤时,

除部分自装外，余煤全部由人工装入输送机。

3、运煤

工作面选用SGB-150C型刮板运输机，运中巷选用SGB-150C型刮板运

输机、SGB-40C型刮板运输机及DSJ-80型吊挂皮带运输机运煤。

4、工作面支护

工作面采纳倾向戴帽对柱支护形式，倾向对柱（中-中）间距为300mmo

选用DZ1.6〜2.5型单体液压支柱配长度0.2m的条捆支护顶板，条捆要顺工

作面倾斜方向使用。上风道和运中巷超前支护，采纳DZ1.8-2.5型单体液压

支柱配长度0.2m的条捆平行巷道方向支设双排超前支护。

5、顶板治理

工作面煤层厚度1.5m〜2.2m,平均1.83m,考虑工作面遇到断层等条

件阻碍，选用DZL6〜2.5型单体液压支柱配长度0.2m的条捆支护顶板，

采煤机下行松机移输送机后，及时支设差不多支柱。DZ1.6〜2.2型单体液

压支柱工作阻力为294kN；DZ2.5型单体液压支柱工作阻力为245kN。

工作面均采纳人工回柱。按照由下向上，由里向外的顺序回撤。回采

时悬顶不得超过（2X5）m2,如不冒落要实行人工强制放顶。

附图4：工作面进刀方式示意图或工作面炮眼布置三视图

三、工作面正规循环生产能力

W=LXSXhXrXC=80X1.0X1.83X1.3X0.95=181(t)

式中：W-----每个循环产量，t；

L-----工作面倾斜长度，平均80m；

S-----工作面每刀截深，1.0m；

h-----米高,平均1.83m；

r-----煤的容重，1.3t/m3；

C——工作面回采率为95%O

第三节设备配置

一、采煤机

采煤机选用DW-150型无链牵引采煤机，其要紧技术参数如下：

采高：1.3〜2.5m

电机功率：150kW

滚筒直径：1.0m

截深：1.0m

牵引速度：。〜6m/min

采煤机的实际生产能力为：

Qc=60vcSMVCO

=60X2.5X1.0X1.0X1.3X0.95

=185t/h

式中：Qc——采煤机的实际生产能力，t/h；

vc-----采煤机的实际牵引速度，一样普采为0〜6m/min；取2.5

min；

S——采煤机的截深，1.0m；

M——采煤机滚筒直径(包括截齿)，1.0m；

V——煤的实体容重，1.3t/m3；

CO——工作面采出率，CO=0.95o

二、工作面刮板输送机

工作面选用SGB-150C型刮板运输机，其要紧技术参数如下：

电机功率：2X75kW

运输能力：250t/h

溜槽尺寸：1500X630X185mm

三、运中巷刮板输送机

按照运输能力要求，运中巷选用2部SGB-l50c型刮板运输机，其要

紧技术参数如下：

电机功率：75kW

运输能力：250t/h

溜槽尺寸：1500X620X175mm

四、皮带

按照运输能力要求，运中巷选用1部DSJ—80/2X30吊挂式胶带输送

机，其要紧技术参数如下：

电机功率：2X30kW

运输能力：350t/h

带宽：800mm

电压：660V

带速：1.63m/s

五、辅助运输设备

选用It矿车、叉车，牵引设备选用JD-11.4型JD-25型调度绞车。

JD-11.4型绞车要紧技术参数如下：

型号：JD-11.4

静拉力：9.8kN

绳径：15.5mm

绳速：26〜62mzmin

绳容量：250m

外形尺寸：1100X765X730mm

JD-25型绞车要紧技术参数如下：

型号：JD-25

静拉力：18kN

绳径：15.5mm

绳速：46〜84m/min

绳容量：400m

外形尺寸：1438X1217X1255mm

六、选用2台JH2-5型回柱绞车，上下两巷各设一台，其要紧技术参

数如下：

型号：JH2-5

绳速：0.08〜0.12m/s平均0.1m/s

牵引力：llOkN

绳容量：120m

绳径：15.5mm

滚筒直径：380mm

外形尺寸：1995X680X815mm

七、工作面配电点的位置及要求：

工作面上风道、运中巷各设一个配电点，距工作面上、下出口不超过1

50m,不小于30m。配电点必须使用不燃性材料制作的背板背顶护帮，要求

清洁卫生，同时有照明，各种开关全部上架，电缆吊挂整齐；各种爱护齐

全并灵敏可靠，配电点突出部分与运输机或铁路保持0.7m以上安全距离。

八、设备的修理与保养：

1、各种设备应使用规定的牌号油，油脂不得混用，油量达到规定标准,

班班检查，不得缺油。

表七

设备采煤机采煤机液力

变速箱轴承

名称牵引部截割部偶合器

油脂1-HM100抗磨液压150号双曲线齿轮L-CKC150工业闭式齿3号钙基

难燃液体

牌号油油轮油润滑脂

2、刮板输送机必须保证平直，刮板螺栓齐全完整，链子松紧适当，如

有坏溜槽、弯刮板、断刮板、老链子要及时更换，确保刮板输送机正常运

转。

3、采煤机要保持完好，不漏油，不缺齿，各部有松动螺丝要拧紧，现

场交接班，截齿缺少或截齿无合金的数量不准超过3个，齿座损坏不得超

过2个，采煤机外表指示准确，安全阀恒功率，过载爱护整定符合要求，

操作过程中必须爱护好采煤机电缆、水管及防尘设施。

4、电缆、管子要吊挂整齐，开关要上架。闲置设备和材料要放在安全

出口100m以外的安全地点。电器设备上方有淋水，要妥善遮盖。风煤钻用

完后要放在工作面上下出口5m以外支架牢固、顶板完整、无淋水地点，风

管、水管要分不吊挂整齐。

5、注液枪用完后，要挂在循环输送机后第二排支柱手把体上，严禁乱

扔乱放。

6、工作面上不准显现空载支柱，不准平放或倒放在底板上，严禁用支

柱移刮板输送机，损坏的支柱及时运出工作面。

附图5：工作面设备布置示意图

第三章顶板治理

第一节支护设计

一、单体支柱工作面的支护设计

（一）、选择依据

1、按照八层煤的顶底板岩性。

2、已开采过的八层煤工作面矿压观测资料。

3、多年来回采八层煤工作面顶板治理体会。

4、按照本矿同煤层的矿压观测资料和估量本工作面矿压参数参考表

（二）、合理的支护强度采纳下列方法运算：

1、采纳体会公式运算：

Pt=9.81XhXYXk

=9.81X1.83mX2.5t/m3X6

=269.3kN/m2

式中：Pt一工作面合理的支护强度kN/m2；

h一工作面米高，1.83m；

Y一顶板岩石容重，t/m3,一样可取2.5t/m3o

k-工作面支架应该支护的上覆岩层厚度与采高之比，一样

为4〜8,应按照具体情形合理选取，取6。

采煤工作面矿压参数表表八

序号项目单位同煤层实测本面选取或估量

顶直截了当顶厚度m//

底

1差不多顶厚度m

板5.555.23

条直截了当底厚度m5.074.15

2直截了当顶初次垮落步距m14〜1814〜18

初来压步距m18〜2418〜24

次最大平均支护强度kN/m2314.15314.15

3

来最大平均顶底板移近量mm无无

压来压显现程度/不明显不明显

m

周来压步距9〜139-13

期最大平均支护强度kN/m~302.38302.38

4

来最大平均顶底板移近量mm无无

压来压显现强度/明显明显

平最大平均支护强度kN/m2180.2180.2

5

时最大平均顶底板移近量mm无无

6直截了当顶悬顶情形m22

7底板承诺比压MPa22.522.5

8直截了当顶类型类IIIIII

9差不多顶级不级IIIIII

10巷道超前阻碍范畴m3030

2、从表八选用本矿同煤层工作面矿压实测最大平均支护强度Pt=314.

15kN/m2o

3、经比较工作面合理的支护强度取最大值Pt=314.15kN/m20

㈢、支柱实际支撑能力运算

Rt=KgXKzXKbXKhXKaXR

=0.99X0.95X0.9X0.95X0.95X294kN

=224.59kN

式中:R—DZ2.0〜2.2支柱额定工作阻力,294kN(37.5MPa)；

K一支柱阻力阻碍系数，能够从支柱阻力阻碍系数表中查得

支柱阻力阻碍系数表

表九

项目液压支柱微增阻支柱急增阻支柱木支柱

工作系数kg0.990.910.50.5

增阻系数kz0.950.850.70.7

不平均系数kb0.90.80.70.7

采高系数kh<1.4m1.5一2.2m1.5m—2.2m>2.2m

1.00.950.950.9

<10°11°-25°26°-45°>45°

倾角系数ka

1.00.950.90.85

(四)、工作面合理支护密度

n=Pt/Rt根/m2

式中：Rt—支柱实际支撑能力，224.59kN/根。

Pt—八层煤工作面最大平均支护强度，314.15kN/m2；

n=314.15/224.59

=1.40根/m2

支柱排距1m时，工作面合理的支柱柱距L=1/n=1/1.40=0.714m

㈤、工作面支护密度的确定

按照本矿同煤层的矿压观测资料和以上公式运算结果，为确保支护可

靠,增加支护密度，确定本工作面柱距0.5m,排距1m,支护密度2.0棵/

m2。采纳倾向戴帽对柱支护方式，使用DZl.6-2.5m的单体液压支柱配长

度0.2m的条捆支护顶板。对柱与对柱间距为0.5X2=lm.,每组对柱之间支

柱间距为300mm。条捆由直径不低于3cm的4-6根荆条，用许多于2道16

号铁丝捆绑而成。

二、柱鞋直径的运算：

柱鞋一样选用圆形铁鞋。按照支柱对底板的压强应小于底板容许比压

的原则，采纳下列公式运算铁鞋的直径。

O3200J放/（磅）

式中：（D一铁鞋直径，mm；

Q一底板比压，22.5MPa

Rt—支柱实际支撑能力，224.59kN（28.6MPa）

O2200128.6/（3.14x22.5）

Oe127.2mm

经理论运算，该面柱鞋直径为127.2mm大于支柱底座直径118mm,因

此该面生产过程中必须穿铁鞋。按照矿现有支护规格选用铁鞋直径为不小

于280mm。

三、最大、最小控顶距和放顶步距

按照八层煤矿压显现规律和支护情形，估量本面初垮步距14〜18m,

初压步距18〜24m,周压步距9〜13mo

工作面初压前采纳4〜5排控顶方式，见五回一，最大控顶距为5.4m,

最小控顶距为4.4m；采煤机吃刀斜茬处控顶距可扩大到6.4m；工作面初压

后采纳3〜4排控顶方式，见四回一，最大控顶距为4.4m,最小控顶距为3.

4m；采煤机吃刀斜茬处控顶距可扩大到5.4m；初压前后工作面放顶步距均

为LOm,机道宽1.35m,上下横头与工作面放顶线回齐，当运中巷输送机

未缩时，下横头可放宽1.0m。

四、乳化液泵站

（一）、泵站及管路选型、数量

泵站选用两台BRW80/20型乳化泵，一台使用，一台备用，通过中16

mm高压胶管供给工作面高压乳化液；一台XPB-160/5.5型喷雾泵，供工作

面防尘用水。其要紧技术数据如下：

1、乳化泵

型号：BRW80/20

额定流量：80升/分

额定工作压力：20MPa

电机功率：37kW

2、喷雾泵

型号：XPB-160/5.5

额定流量：160升/分

额定工作压力：5.5MPa

电机功率：30kW

（二）、泵站设置位置

泵站安设的位置：泵站安放在工作面的上风道，距工作面最多不超过1

50m、不小于80m的顶板完整处，随推采随外移，铺设泵站岔子时，按照现

场条件靠近上帮或下帮，但不能阻碍行车行人。泵站突出部分与行人安全

间隙不小于0.5m,另一侧距巷帮许多于0.3m。泵站安放处需轨面平坦，巷

道高度不低于1.8m,且顶板完整、支护可靠。泵站侧行车时必须叫应泵站

司机或其它人员躲到安全地点后，方可行车。

㈢、泵站使用规定

1、乳化液泵站和液压系统完好，不漏液，压力8MPa；按照曹庄煤

矿使用的支护材料产品技术要求，乳化液浓度不低于2%〜3%。乳化液泵

要有专人看管，开动时要按操作程序操作。乳化液要保持清洁，泵站司机

必须经常使用糖量计检测乳化液浓度，每班许多于两次并有记录，确保乳

化液浓度符合要求。坚持使用乳化液自动配比装置，正常使用好自动配比

箱，要保证班班不缺乳化油。泵站润滑油不能超绿线，不能低于红线，乳

化液出口侧表压不低于18MPa,进水侧要安设过滤装置，有专人定期修理,

搞好泵站周围的卫生。

2、自泵站至工作面高压软管一律采纳柔性吊挂，禁止用铁丝吊挂。所

有管线通过机头、机尾时，必须固定牢固，距机械运转部分突出点许多于1

mo

3、供液管路要吊挂整齐，保证供液回液畅通。

4、开关、电动机、按钮、接线盒等电器设备无法躲开淋水时，必须妥

善遮盖。

5、检修泵站必须停泵；修理、更换要紧供液管路时，必须关闭主管路

截止阀，不得在井下拆检各种压力操纵组件，严禁带压更换液压件。

6、开泵前必须发出开泵信号；停泵时必须发出信号，切断电源，断开

隔离开关，不管是停泵依旧开泵的工作期间，泵站司机均不得脱离岗位。

7、事故停泵和收工停泵时，都应第一打开手动卸载阀，使泵空载运行,

然后关闭高压供液阀和泵的吸液阀，再按泵的停止按钮。将操纵开关手把

扳到断电位置，并切断电源。除接触器触头粘住时可用隔离开关停泵外，

其它情形下只许用按钮停泵。

第二节工作面顶板治理

一、正常工作时期顶板支护方式

本面采纳倾向戴帽对柱支护形式，倾向对柱（中-中）间距为300mm。

该工作面煤层厚度1.5〜2.2m,平均1.83m,考虑工作面遇到断层阻碍，选

用DZ1.6〜2.5型单体液压支柱配长度0.2m的条捆支护顶板，上风道和运

中巷超前支护，采纳DZ1.8-2.5型单体液压支柱配长度0.2m的条捆平行巷

道方向支设双排超前支护。

1、支柱

采煤机下行松机移输送机后，及时支设差不多支柱，支柱顶端严禁支

在凹凸不平的斜面上。支柱时，人员要站在支柱地点上方操作。架设支柱

时，1人扶柱，将手把体和注液阀调整到规定位置，1人用注液枪清洗注液

阀嘴，然后将注液枪卡套卡紧注液阀，在柱顶放上条捆，开动手把平均供

液升柱，使柱爪卡住柱帽，并供液使支柱达到规定初撑力为止。升柱后，

及时拴好防倒绳。单体液压支柱架设工作终止后，必须对新架设的支柱进

行二次注液。在工作面上下两巷各挂设一块迎山值牌板，严格按迎山值表，

把握好支柱迎山，迎山角规定为煤层每倾斜6〜8度上仰1度，（支柱迎山

值测算见附图）确保支护质量合格。支柱时，要按照采高变化选择合适的

支柱，使其活柱行程许多于200mm,DZ2.2-2.5m单体液压支柱不大于700

mm,DZ2.0m单体液压支柱不大于660mm,DZ1.8m单体液压支柱不大于6

20mm,防止支柱压成无行程支柱或超高使用。

支柱迎山值对比表

表十

支柱迎山值对比表

A56789101112

L66—8481—9996—114111—129126—144141—159157—175172—190

A1314151617181920

L187—206203—221219—237234—253250—269266—285282—301298—318

A2122232425262728

L315—334331—351348—368365—385382—402399—420417—437434—455

A煤层倾角，度;

L为LOm的线绳沿支柱顶盖中点垂线下端头与支柱长轴中心线之间

的距离，mm。

运算公式：L=tan（a-0）

0=e/7±O.5

其中：L—-支柱迎山值（为1.0m的线绳沿支柱顶盖中点垂线下端头与

支柱长轴中心线之间的距离）mm

0--支柱迎山角

a煤层倾角，度

7――取6〜8的平均数（作业规程规定支柱支设时6〜8度上仰1度）

0.5—偏差系数

2、临时支护

工作面输送机前临时柱，顶板完好时，能够不支，但遇有下列情形之

一：有断层、顶板破裂、二合顶时，临时柱或贴帮柱要及时支设，临时柱

或贴帮柱应支设在已架设好的长钢梁或木板梁下。

二、正常工作时期的专门支护形式

1、工作面上下端头支护

上下端头支护均使用四对八架4.2m花边长钢梁，成对使用，交错迈步

前移、错距1m,一梁三柱支设牢固。每对长钢梁间距0.3m,长钢梁对与对

间距1m。机尾处最上一架，机头处最下一架长钢梁与巷道支护间距不得大

于0.5m。正常情形下，长钢梁要垂直工作面使用，上下两巷与工作面夹角

大于或小于90。时，长钢梁随巷道及时调整。钢梁前端必须支设上支柱。

长钢梁前移后老空侧加支上拉杆加大支护。

2、放顶排起柱支设

柱顶戴帽并紧靠在倾向对柱支柱柱顶，起柱底脚距对柱底脚向煤壁侧

200-250mmo

3、丛柱支设

沿工作面倾斜方向，在放顶线第一、第二排支柱中间连续4组对柱位

置各支设一棵戴帽点柱，与倾向对柱平行支设，与走向对柱下方一棵支柱

成直线。丛柱共计4棵（见工作面支护平面图及剖面图）。

4、工作面过绞车窝和躲避碉支护方式

工作面回采过绞车窝或躲避碉时，要提早20m将绞车窝或躲避碉内浮

煤杂物清理洁净，对裸体巷道支设双排戴帽点柱，排距、柱距1.0m,架棚

巷道在棚梁下支设双排支柱，柱距和棚距相同。

三、回柱放顶及与其它工序平行作业的安全距离

㈠、回柱放顶

工作面均采纳人工回柱。回柱前先检查作业地点支柱是否齐全有力，

挡歼是否有效，专门支护是否符合规定，后退路是否畅通等。对查出的咨

询题及时处理后，方可进行回柱。回柱可分段进行，分段距离不小于15m,

当倾角大于20°时，分段距离不小于20m,分段接茬处应由班长、副班长、

安监员三人会审决定，选在顶板完整，躲开断层、二合顶、顶板破裂及裂

隙发育处，并挂牌治理。每段只准安排一组人员作业，每组2〜3人，回柱

时要有一人观看顶板，负责监护，一人回柱，回柱人员一定要在卸荷手把

上拴好长度不低于采高的长绳，在支护牢固的斜上方安全地点远距离缓慢

卸载，待顶板稳固无危险后，方可用长把工具将支柱拖出。并在新放顶排

支牢，不得显现空载支柱。回柱必须始终遵守先在新放顶线支牢专门支护，

再回撤差不多支柱的原则。回柱时，要逐组回撤，先回起柱，在新放顶线

一排支牢起柱后，再按照由下向上，由里向外的顺序回撤差不多支柱。当

有丛柱时，先回撤丛柱再回撤起柱，后回差不多支柱，按照由下向上，由

里向外的顺序逐组回撤，回撤一棵支牢一棵。当工作面遇断层、顶板破裂、

二合顶、悬顶大、压力大（征兆是煤壁片帮、老空掉渣、有响声、支柱钻

底等），支柱受压或超高处，支柱难以回出或发生支柱压死，要先打好临时

支柱，然后用掏底方法回出支柱，严禁用炮崩或用机械强行回撤。关于放

顶线以外的所有支柱、物料要全部回撤洁净。

㈡、回柱放顶安全距离

分段回柱时，分段距离不得小于15m。当工作面倾角超过15°时，分

段距离不得小于20m。回柱与其它作业人员的距离不得小于15m。

㈢、其它有关安全距离

1、采煤机松机与移输送机距离不得大于15m。

2、移输送机与支差不多支柱的距离不得大于20m,其间应视顶板情形

每间隔2〜3节支设一组正规对柱后再向下移溜，及时将剩余支柱支齐。

3、支差不多支柱与回柱距离不得小于15m。

4、工作面上、下两巷双排超前支护距离从煤壁算起均许多于30m。

5、爆破拉线撤岗距离爆破地点不得小于50m。装填炮眼与打眼的距离

不得小于20m,在装填炮眼地点邻近20m范畴内不得从事其它任何工作。

四、专门时期的顶板治理

㈠、工作面来压和停采前的顶板治理

1、初次来压前的顶板治理

按照八层煤工作面的开采体会，工作面初压前采纳4〜5排控顶方式，

见五回一，最大控顶距为5.4m,最小控顶距为4.4m,采煤机吃刀斜茬处控

顶距可扩大到6.4m。估量该面自切眼推采14〜18m,工作面将显现顶板初

次垮落。推采18〜24m时，将显现顶板初次来压，为预防在此期间发生冒

顶，要加大支护。待工作面自切眼推采6m（包括切眼）机头、机尾支设丛

柱，在放顶线第一排正式支柱向老空方向全部支设上起柱，工作面推采8m

（包括切眼）在放顶线第一、第二排中〜中每8m支设一组丛柱，工作面顶

板专门支护方式为一排丛柱和单排起柱形式。工作面悬顶距离超过2X5m

2时必须人工强制放顶。

初压过后，工作面采纳3〜4排控顶方式，见四回一，最大控顶距为4.

4m,最小控顶距为3.4m,采煤机吃刀斜茬处控顶距可扩大到5.4m。去掉丛

柱，保留放顶线侧单排起柱和机头、机尾丛柱。工作面悬顶超过2X5m2

时必须人工强制放顶。

2、周期来压期间的顶板治理

按照矿压观测资料及开采八层煤的体会，八层煤工作面周期来压时较

明显，当显现下列情形之一时，要在放顶线支设丛柱加大支护，即局部有

悬顶压力较大、煤壁松软片帮、支柱钻底、采空区顶板掉渣有响声等征兆。

3、工作面停采前的顶板治理

工作面停采前，由生产矿长组织总工程师、安监处长及调度、安监、

技术等有关部门到现场检查工程质量，研究布置撤面工作，并编制专门的

停采安全技术措施。

（二）、强制放顶

1、强制放顶方法

回采前，在切眼及上下两巷提早打好放顶眼，放顶眼位置在工作面溜

后第一排支柱，正常推采时，初压前在溜后第三排支柱，初压过后在溜后

第二排支柱柱顶沿煤层走向方向老空侧不大于300mm处，沿煤层倾斜方向

每LOm布置一个