银堂煤矿炮采作业规程工作面年月样本.doc

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目 录

第一章 概 况 4
第一节 编写依据 4
第二节 工作面位置及井上下关系 4
第三节 煤层 4
第四节 煤层顶底板 5
第五节 地质构造 6
第六节 水文地质 6
第七节 影响回采的其它因素 7
第八节 储量及服务年限 8
第二章 采煤方法 10
第一节 巷道布置 10
第二节 生产能力 11
第三章 采煤工艺 12
第一节 采煤工艺 12
第二节 运煤工艺 16
第三节 支护工艺 20
第四节 矿压观测 48
第四章 运输系统 49
第一节 运输方式 49
第二节 提升运输安全措施 50
第三节 下料安全技术措施 52
第四节 起吊运输重物及大件安全技术措施 54
第五章 排水系统 55
第一节 工作面涌水情况 55
第二节 排水路线 56
第三节 防治水措施 56
第六章 通防与监控系统 57
第一节 通风系统 57
第二节 防尘系统 61
第三节 防灭火 62
第四节 防瓦斯 64
第五节 监控及辅助系统 66
第七章 供电系统 69
第一节 供电设计 69
第二节 机电设备配置参数 74
第三节 机电安全技术措施 77
第八章 劳动组织和主要经济技术指标 85
第一节 劳动组织 85
第二节 主要经济技术指标 86
第九章 煤质管理 87
第一节 煤质指标 87
第二节 提高煤质措施 88
第十章 灾害应急措施与避灾线路 88
第一节 矿井灾害预防措施 88
第二节 矿井灾害应急措施 89
第三节 避灾线路 92
第十一章 安全管理规定 93
第一节 一般安全制度 93
第二节 交接班制度 94
第三节 支护质量监测、 验收制度 95
第四节 爆破管理 96

第一章 概 况
第一节 编写依据
依据《贵州省瓮安县龙腾焦化有限责任公司银堂煤矿开采方案设计( 变更) 说明书》、 《银堂煤矿11103工作面地质说明书》、 《煤矿安全规程》。
第二节 工作面位置及井上下关系
工作面位置及井上下关系如表1-1 所示。
表1-1 工作面位置及井上下关系一览表
水平名称
+860m水平
采区名称
第一采区
地面标高
最高为+1130～+1133m
井下标高
+860～+890m
地面的相对位置及建筑物
地面相对位置位于工业广场南部, 地表为山体, 主要为山林无耕地及建筑物和河流等。
回采对地面设施的影响
工作面上部地面为山体, 由于煤层较薄, 埋藏较深, 当前工作面范围内无任何建筑物和设施, 不会造成破坏。
井下位置及与相邻关系
工作面位于主、 副、 回风井右翼, 工作面上部为原小煤窑的采空区, 下部为未开采煤田。
走向长度
120m
倾斜长度
65m
面 积
7800m2
第三节 煤层
煤层赋存情况如表1-2所示。
煤层厚度
0.86～3.49m
煤层结构
简单
煤层倾角
平均31°
开采煤层
D层煤
硬度
2～3
煤种
气肥煤
稳定程度
基本稳定
煤层情况描述
工作面范围内煤层赋存基本稳定, 局部段煤层有变薄现象, 煤层厚度为0.86～3.49m, 平均厚度1.84m, 煤层呈褐黑色, 黑色, 以粉粒状为主, 少量块状及碎块状, 油脂光泽, 半暗型煤为主, 少量半亮型煤; 夹少量镜煤细条带。细条带状结构; 参差状断口为主, 局部裂隙充填钙质薄膜; 含透镜状、 浸染状黄铁矿。, 属气肥煤型。煤层倾角为31°硬度为2～3。煤层中间有0.1～0.2m厚的夹矸。

表1-2 煤层赋存情况一览表
第四节 煤层顶底板
煤层顶底板情况如表1-3所示。
表1-3 煤层顶底板一览表
顶、 底板名称
岩石名称
厚度( m)
特 征
间接顶
粉沙质泥岩
粉砂岩
几十米
深灰色, 薄层状, 水平及微波状层理, 含铁菱铁质结核, 半坚硬, 裂隙发育, 被方解石脉充填; RQD值为0-84%, 岩石质量极劣到好, 岩体破碎至较完整。
直接顶
泥灰岩及泥质粉砂岩
5～8米
灰-深灰色, 中厚层状, 裂隙较发育; 坚硬; RQD值为57%, 岩石质量中等, 岩体中等完整。

D层煤
0.86～3.49
1.84
煤层呈褐黑色, 黑色, 以粉粒状为主, 少量块状及碎块状, 油脂光泽, 半暗型煤为主, 少量半亮型煤; 夹少量镜煤细条带。细条带状结构; 参差状断口为主, 局部裂隙充填钙质薄膜; 含透镜状、 浸染状黄铁矿。
直接底
铝土质泥岩、 泥岩
24～29
25
铝土质泥岩浅灰～灰白色, 薄至中厚层状, 水平层理; 半坚硬; RQD值为45%, 岩石质量劣, 岩体完整性差; 泥岩深灰色, 薄层状, 水平纹理, 遇水软化, 软弱, RQD值为18%, 岩石质量极劣, 岩体破碎。

间接底板
细砂岩、 泥灰岩

泥灰岩灰～深灰色, 中厚层状, 裂隙较发育; 坚硬; RQD值为57%, 岩石质量中等, 岩体中等完整。
附图11103工作面地层综合柱状图

第五节 地质构造
一、 断层
本工作面从运输巷及回风巷掘进过程分析, 没有断层, 因此断层对本工作面回采构不成影响。。
二、 断层以及褶曲情况对回采的影响
本工作面从两顺槽的掘进过程分析, 可能有小的褶曲, 但对回采工作不会构成影响。
第六节 水文地质
一、 上部含水层对工作面的影响
根据我矿水文地质报告及钻孔资料分析, 煤层顶板为泥质灰岩与砂质泥岩, 本层含灰岩溶隙水, 富水性中等, 本层中的灰岩溶隙水将成为工作面开采时的直接充水水源。
二、 下部含水层对工作面的影响
下部为铝土质泥岩、 含铝土泥岩及凝灰岩薄层, 厚度为24-29米, 平均厚度25米, 层位稳定。据勘探钻孔简易水文地质观测记录资料, 本层段在钻进中漏失量相对较小, 一般小于0.5立方米/小时, 本层富水性弱, 为相对隔水层。
三、 采空区积水对工作面的影响
据现场调查, 矿区内小窑分布较多, 开成采空区, 由于吴家坪级以粉砂质粘土岩、 泥岩为主, 深部风化裂隙弱, 起一定的隔水作用, 使采空区易形成积水。但由于煤层底板为铝土泥岩, 遇水膨胀, 采空区被底板膨胀充填, 积水较少。矿井主要充水水源位于煤层上的含水层水, 地下水经过煤层顶板直接涌入矿井。当前煤层下伏茅口灰岩含水层由于有煤层直接底板铝土质泥岩隔水层的隔挡, 对本采区充水无影响, 另上覆夜郎组第二段含水层亦因有夜郎组第一段砂泥岩隔水层, 也未影响本采区。综上所述, 本工作面以上的采区区积水的水患, 成为本工作面回采时的直接突水水源, 回采过程中, 要严格注意因采动影响, 使顶板裂隙增大, 对本工作面的出水量的影响。
四、 工作面涌水量预计
该工作面涌水量来自顶板裂隙水, 顶板砂岩裂隙水和采空区积水。在施工切眼时, 遇到一股裂隙水, 已采用水管直接引到+900临时水仓, 其它地点砂岩裂隙水为静态水, 含水量弱, 一般表现为在裂隙发育处, 出现少量淋水。
五、 陷落柱水害
根据有关报告结论: 该工作面无岩溶陷落柱, 无岩浆岩侵入体。
六、 钻孔情况
该工作面内无钻孔。
第七节 影响回采的其它因素
一、 影响回采的其它因素
该采煤工作面揭露的煤层为D层煤, 该煤层硬度为2～3, 煤尘具有爆炸性, 煤层具有二类自然发火性, 瓦斯等级为低级, CO2等级为低级。
根据地质报告提供资料本矿井为地温正常区, 无热害影响。
本回采工作面主要在井筒下进行采掘活动, 但采面离井筒高差较大, 对井筒无较大影响。
该工作面无瓦斯突出, 冲击地压危险。

表1-4 影响回采的其它开采条件表
瓦 斯
瓦斯等级为低级, 瓦斯相对涌出量为8.35 m3／t, 瓦斯绝对涌出量为0.41 m3／min。
CO2
CO2等级为低级, CO2相对涌出量为4.16m3t, CO2绝对涌出量为0.23m3／min。
煤尘爆炸指数
煤尘具有爆炸性,火焰长度大于400mm, 抑制煤尘爆炸最低岩粉量( 85%) 。
煤的自燃倾向性
二类自燃煤层。
地温危害
无
冲击地压危害
无
二、 地质预报书提出的建议
1、 应坚持”预测预报 有疑必探, 先探后掘、 先治后采”的原则。
2、 工作面配备了采区临时排水系统, 敷设排水管路, 以备排水。
3、 工作面顶板较为破碎, 应加强顶板的管理工作, 施工中应加强支护, 防止泥岩层风化冒顶。
4、 编制工作面初次来压及初次放顶安全技术措施。
第八节 储量及服务年限
一、 储量
地质储量=面积×煤厚×容重
=7800( 平方米) ×1.3( 米) ×1.35( 吨/立方米)
≈13689吨
可采储量=地质储量×设计回采率
=1.3689×97%
=1.3278万吨
注: 设计工作面回采率为97%
二、 采煤工作面服务年限
工作面的服务年限＝可采推进长度／月设计平均推进长度
＝120／80
＝1.5月

第二章 采煤方法
11103工作面采用走向长壁后退式采煤法, 炮采落煤工艺, 采用全部垮落法管理顶板。
第一节 巷道布置
11103工作面做为三采工作面, 位于一采区上部, 井底车场北部, 上部为11101工作面采空区。回风顺槽经过回风石门与回风斜井相联。经过11103联络巷与主斜井相通。运输顺槽直接与主井底相通。运输顺槽主要用于行人、 运输、 通风、 供电等。回风顺槽主要用于通风。工作面切眼连通运输及回风顺槽。
1、 工作面运输顺槽:
11103运输顺槽直接与主井底相通。巷道断面为梯形, 采用锚网支护, 上帮净高2.5m,下帮净高1.5m , 净断面积6.1m2 , 主要用于该工作面的进风、 行人、 运输。下帮敷设一路供水管路, 用于防尘、 防灭火及供水; 一路压风管道, 用于采面压风及压风自救等。
2、 11103回风顺槽经过回风石门与回风斜井链接, 巷道沿煤层顶板破底板掘进。巷道断面为梯形, 采用工字钢支护, 上帮净高2.5m,下帮净高1.8m , 净断面积6.1m2 , 主要用于该工作面的回风。上帮敷设一路供水管路, 用于防尘、 防灭火等。
3、 采煤面切眼
切眼布置为矩形断面, 净宽2.6m, 净高1.8m( 根据煤层高度确定) , 断面积4.68m2, 沿煤层掘进。
附图: 11103工作面位置及巷道布置图
第二节 生产能力
一、 日生产能力
W=L×g×h×r×c
=65×3×1.3×1.35×0.97
=332吨
式中: W—日产量( t/ 日) ; L—工作面长度( m) ; g—日循环进度( m) ;
h—采高( m) ; r—煤的容重( 1.35t/m3) ; c— 回采率( 97%)
二、 月产量
Q=W×30×85%
=332×30×85%
=8466吨
式中:W—日产量( t/ 日) ; 85%—月正规循环率

第三章 采煤工艺
第一节 采煤工艺
一、 采煤工序简述:
采煤工艺包括:1、 煤电钻打眼→吹洗炮眼→装药→爆破→打排接顶梁支护顶板及临时支护→人工攉煤→刮板出煤→打正规单体液压支柱支护→移刮板→回柱→支柱维修→采面安全及质量检查。
2、 人工落煤→打排接顶梁支护顶板及临时支护→人工攉煤→刮板出煤→打正规单体液压支柱支护→移刮板→回柱→支柱维修→采面安全及质量检查。

二、 采高和循环进度:
根据煤层赋存情况和支护方式, 本工作面一次采全高, 采高为 1.3m( 根据现场采面煤层厚度进行及时调整, 确保原煤质量) , 循环进度为1m。
三、 落煤、 装煤、 运煤和顶板控制方式:
1、 本工作面采用煤电钻打眼, 爆破落煤, 工作面煤经过刮板机运煤, 经11103运输巷刮板机转经主井二部DTL80/15带式输送机转载至主斜井胶带输送机, 经主斜井皮带机输送至地面。
2、 本工作面采取三四控顶, 见四回一, 全部垮落法管理顶板。
四、 爆破:
1、 炮眼布置: 根据煤层的结构特点决定采用双排三花眼方式布置炮眼。顶眼布置在直接顶岩层下0.6m的煤层内, 斜向顶板方向打眼, 夹角为8°, 终孔位置距煤层顶板垂距200mm; 底眼布置在距煤层底部0.4m的煤层内, 夹角15°º, 终孔位置距煤层顶板垂距100mm, 炮眼间距均为1.2m。
2、 放炮: 采面采用3号煤矿安全炸药和瞬发电雷管爆破, 连线方式为大串联, 每次放炮的长度不得超过10米 , 顶板较破碎时, 一次起爆长度不超过6m, 顶板十分破碎时, 一次起爆炮眼个数不能超过2个。放炮地点必须在距离启爆点不小于100m的新鲜风流中, 并严格按爆破说明书规定进行装药

炮眼布布置图

3、 爆破说明书, 按工作面一个循环炸药和雷管消耗量, 见表3-1:
表3-1 一个循环所需炸药和雷管消耗量
项目

名称
每排炮眼个数( 个)
眼
深
( 米)
每眼装药量( kg)
循环消耗
连线
方式
炸药( kg)
雷管( 发)
顶眼
62
1.4
0.15
9.3
62
串
联
低眼
62
1.4
0.15
9.3
62
合计
124

18.6
124

按工作面每次爆破10米的炸药和雷管消耗量, 见表3-2:

表3-2 每次爆破10米所需炸药和雷管消耗量
项目

名称
每排炮眼个数( 个)
眼
深
( 米)
每眼装药量( kg)
循环消耗
连线
方式
炸药( kg)
雷管( 发)
顶眼
10
1.4
0.15
1.5
10
串
联
低眼
10
1.4
0.15
1.5
10
合计
20

3.0
20

五、 工作面支护及采空区处理:
全部垮落法管理顶板, 采空区顶板随支柱前移自行垮落充填采空区。
各工艺方式:
1、 落煤方式: 采用放炮落煤。
2、 装煤方式: 采用人工攉煤配合工作面刮板机运煤。
3、 运煤方式: 采面用一部刮板机, 运输巷采用一部刮板输送机联合主井两部皮带输送机运煤。
4、 支回方式: 采用单体液压支柱配合排接顶梁支护, 人工支、 回柱, 见四回一, 可根据实际情况灵活采用支护方式。
第二节 运煤工艺
一、 运煤方式
工作面采用爆破落煤, 人工攉煤配合工作面刮板机运煤, 经11103运输巷刮板运输机, 经主斜井两部皮带机输送至地面。
二、 移动刮板机工艺
工作面采用人工移动刮板机, 推移步距为1m。刮板弯曲度不得超过3～5°, 推移工作面刮板时最小弯曲段不得小于15m, 推移方向为自上而下或自下而上顺序。
三、 刮板输送机运行安全技术措施
1、 所有操作、 检修人员必须经过培训, 考试合格, 取得操作资格证后, 持证上岗, 严格执行操作规程及岗位责任制。
2、 操作顺序:
检查→发出信号试运转→检查出来问题→进行处理→正式启动→打开喷雾→正式运转→结束停机。
3、 输送机司机必须在支护完好, 顶板完整, 安全可靠的地点操作, 不准正对机头方向。操作按钮、 信号按钮必须悬挂, 便于操作。
4、 人员经过工作面机头、 机尾时, 必须和司机联系好后打点停车经过。
5、 设备运转前, 应认真检查设备各部螺丝、 链接环、 各传动装置确保正常, 联结良好。开机前先发出开车信号, 确定人员离开机器转动部位, 点动二次后, 方可正式启动。
6、 多台运输设备连续运行, 应按逆煤流方向逐台启动, 按顺煤流方向逐台停止。输送机或转载机一般不得重载停车, 严禁大块煤、 矸经过刮板输送机, 有大块煤、 矸应停机进行处理。
7、 在输送机正常运行时, 机头正前方严禁有其它人员逗留或进行其它工作。
8、 输送机需要反转时, 应在机头、 机尾、 煤机处设专人看管, 并清除可能进入底槽的煤及杂物。
9、 工作面运输巷机尾的淤煤、 杂物必须清理干净, 并始终保留不低于1.0m宽的人行出口。
10、 刮板输送机司机在工作中要集中精力, 认真观察刮板输送机运转情况, 出现故障时能正确判断, 并协助电工排除; 刮板输送机上有大矸石、 木料等物件时要及时停刮板输送机处理。
11、 刮板输送机运转应平稳, 无异常响声和振动。电机、 减速器及各部件轴承温度不得超过70°C, 否则要停机处理, 不得超负荷启动或运转。经常清扫机头、 机尾附近及底溜槽露出的浮煤。
12、 刮板输送机运行时, 严禁清理转动部位的煤粉或用手调整刮板链, 严禁人员从机头上部跨越。
13、 刮板输送机运行中, 大链出槽、 漂链、 有异响、 刮板输送机槽拱起等异常现象时必须停机处理。严禁用脚蹬、 手扳或用撬棍别正在运行中的刮板链。
14、 严禁人员蹬乘刮板输送机, 用运输机运送物料及爆破物品。
15、 刮板输送机头及开关附近20m内风流中瓦斯浓度达到1.5%时, 必须停止运转, 切断电源, 撤出人员, 进行处理; 工作面回风巷风流中瓦斯浓度超过1.0%或二氧化碳浓度超过1.5%时, 必须停止运转, 撤出人员, 进行处理。
16、 运转中发现下列情况之一, 必须立即发出停机信号停机, 进行妥善处理:
①超负荷运转, 发生闷车时。
②刮板链出槽, 漂链, 掉链, 跳齿时。
③溜槽背拉开或者被提起时
④电气、 机械部件温度超限或运转声音不正常时。
⑤液力耦合器的易容塞熔化或油( 液) 喷出时。
⑥发现大木料、 金属支柱、 顶梁、 竹笆、 大块煤矸等异物时。
⑦运输巷转载机或下台刮板输送机停止时。
⑧信号不明或发现有人在刮板输送机上时。
17、 紧链、 掐链工作:
( 1) 严格按照紧、 掐链顺序进行工作。人员躲开链条的受力方向。
( 2) 紧链时, 必须用紧链器进行紧、 掐链, 严禁用单体液压支柱或其它物体进行紧、 掐链。
( 3) 紧链时, 输送机上无浮煤、 矸, 无杂物, 无关人员要远避链条。
( 4) 紧链前应认真检查紧链装置, 如止链楔、 刹车器的完好情况, 否则不得进行紧链工作。
( 5) 紧链程序:
①将调整链运行到机头3m左右停机。
②将止楔链固定在机头第四节溜子上。
③反转输送机, 停止链楔楔紧输送机刮板, 这时一人点动电机, 一人紧握刹车器, 待紧到合适位置, 拧紧刹车器, 严禁松动, 严禁操作刮板输送机。
④待紧、 掐链完毕, 松刹车器, 输送机恢复到正转位置。点动输送机, 取下止链器, 正常转动。
18、 检修时必须停止运转, 开关停电闭锁, 将工作地点及附近危岩悬矸找掉, 支护好煤帮、 顶板。每班工作结束后或刮板输送机司机离开刮板输送机时, 必须切断电源, 闭锁控制开关, 挂上停电牌。

表3-3 同煤层矿压观测表
序号
项 目
单 位
同煤层实测
本面选取( 米)
1
顶底板
条件
老顶厚度
m
20米以上
20

直接顶厚度
m
2.73～6.70
4.5

直接底厚度
m
24～29
25
2
直接顶初次垮落步距
m
7～10
8

老顶初次跨落步距
m

3
初次来压
来压步距
m

最大平均支护强度
kN/m2
272
272

最大平均顶底板移近量
mm
339
339

来压显现程度

不明显
不明显
4
周期来压
来压步距
m

最大平均支护强度
kN/m2
272
272

最大平均顶底板移近量
mm
102.7
102.7

来压显现程度

不明显
不明显
5
平时
最大平均支护强度
kN/ m2
262
262

最大平均顶底板移近量
mm
75.5
75.5
6
直接顶悬顶情况
m
<1
<1
7
巷道超前影响范围
m
20
20

第三节 支护工艺
一、 支护设计
根据矿压观测及邻近煤矿采煤工作面的实际采动观测资料, 初次来压步距35m, 周期来压步距12～14m, 工作面超前压力步距20m。采用类比法设计如下。
1、 根据本矿同煤层矿压观测数据, 预测本工作面矿压参数。同煤层矿压观测数据如表3-3所示。
2、 确定支护强度
①采用经验公式计算:
Ｐt ＝6×g×h×r
＝6×9.81×1.84×2.5
＝270.8( kN／m2)
h—采高 r—顶板岩石重量吨/立方米( 一般取2.5) ,
P=( 4-8)
工作面顶板压力为采高4-8倍上覆岩层的重量, 取6倍。
②根据经验公式算出的支护强度及同煤层矿压观测表中实测最大平均支护强度, 选择272kN／m2作为为工作面合理支护强度。
3、 支柱实际支撑能力计算
Rt = kg×kz×kb×kh×ka×R
=0.99×0.95×0.9×0.95×0.9×300
=217.1( kN)
式中: kg—工作系数, 取0.99
kz—增阻系数, 取0.95
kb—不均匀系数, 取0.9
kh—采高系数 取0.95
ka—倾角系数, 取0.9
R—支柱额定工作阻力
支柱阻力影响系数如表3-4所示。
4、 工作面合理的支护密度计算:
ｎ＝Ｐｔ／Rｔ
= 272/217.1
= 1.253( 根／m２)
5、 工作面排距( b) 为1.2m, 则柱距为:
a=( N×S) /( N×b+F)
=0.638m
式中: N—工作面支柱排数, 取4
S—每根支柱的支护面积, 取1/1.253㎡
F—端面距, 取0.2m
故确定柱距为0.61m, 支柱间净间距0.5m,符合《规程》规定。
6、 选择合理的控顶距
采用三四排控顶, 用排接顶梁支护时, 最大控顶距为4.2m, 最小控顶距为3.2m。
表3-4 支柱阻力影响系数表
项目
液压支柱
微增阻支柱
急增阻支柱
工作系数kg
0.99
0.91
0.50
增阻系数kz
0.95
0.85
0.70
不均匀系数kb
0.90
0.80
0.70
采高系数kh
＜1.4m
1.5～2.2m
1.5 m
1.0
0.95
0.95
倾角系数ka
＜10°
11～25°
26～45°
1.0
0.95
0.90
7、 柱鞋的选择:
根据公式 qm = pm／sT
=300×103／120×10-4
=25MPa
式中 : qm—支柱达到的最大支撑能力时对底板产生的比压。
pm—支柱最大支撑能力 取300( kN)
sT—支柱底座面积120cm2
经计算得qm＞qz 灰 D层煤底板的底板容许比压取8.3MP。
因此由于11101工作面底板为铝土泥岩, 需要采取穿鞋措施。当
根据公式 s鞋= pm／qz泥
=25×103／8.3×106
=0.03m2
D = 2( s铁／3.14) 1／2
=0.196m
故选用直径不小于0.2m的柱鞋满足要求。
8、 支护材料的设计选取
( 1) 工作面支柱规格的选取
①在最大采高时支柱架设的最大高度
Hmax=Mmax-b+e+c
=3.0-0.096+0.1+0.15
=3.154m
②在最小采高时支柱架设的最小高度
Hmin=Mmin-s-b-a+c
=1.25-0.209-0.096-0.05+0.15
=1.045m
式中: Hmax—支柱架设最大高度
Hmin—支柱架设最小高度
Mmax—工作面最大采高, 2.09m
Mmin—工作面最小采高, 1.25m
b—顶梁高度, 0.096m
e—为避免支柱在完全抽出状态下而留的活柱富余行程取0.1m
c—伪顶或软底板厚度, 本煤层底板为泥岩, 平均厚0.15m泥岩下为坚硬的石灰岩
s—顶板在最大控顶距处平均最大下沉量, 按采高≤100mm/m,0.209m
a—安全阀安全卸载高度, 0.05m
③在采高变化在1.4～1.8m时, 支柱架设的高度范围, 经过计算在1.46m～2.0m之间。
④因此经过查表可选用DW20-30/100型单体液压支柱能满足工作面的支护要求。工作面煤层局部增厚处, 可采用DW25-30/100型单体液压支柱, 在使用单体液压支柱的过程中, 及时根据工作面高度的变化, 选用相应高度的支柱, 严禁超高架设支柱。单体液压支柱架设最大高度应小于支柱设计最大高度0.10m, 最小高度应大于支柱设计最小高度0.20m。单体液压支柱技术特征如表3-5所表。
( 2) 选取顶梁的型号规格:
工作面采用HDJA—1200型金属铰接顶梁, 工作面上下端头均采用4m长Ⅱ型钢梁支护。铰接顶梁技术特征如表3-6所示。
表3-5 单体液压支柱技术特征表

型号
支撑高度mm
工作
行程
mm
额定工作阻力
KN
工作液
压力
MPa
初撑力kN
油缸
直径
mm
底座面积cm2
最大
最小
DW16
2200
1600
600
300
38.2
≥90
100
109
DW24
3150
2400
750

表3-6 铰接顶梁技术特征表
型号
销孔中心距
mm
许用弯矩/kNm
许用载荷力kN
外形尺寸mm
调整角度( °)
梁
铰接部
许用
最大

上
下
左
右
HDJA-
1200
1200
42.8
19.6
≥245
≥343
1290×165×138
≥7
≥3

二、 供液设计
1、 泵站选型、 数量
乳化液泵选用两台BRW80/20型乳化液泵和一台XR80/6.3型乳化液箱。BRW80/20型乳化液泵技术特征如表3-7所示, XR80/6.3型乳化液箱技术特征如表3-8所示。
表3-7 BRW80/20型乳化液泵技术特征表
乳化液泵型号
公称流量
公称压力
电动机功率
BRW80/20
80L/min
20MPa
37kW

表3-8 XR80/6.3型乳化液箱技术特征表
乳化液箱型号
公称流量
公称压力
容积
X10RX-1000
80 L/min
31.5 MPa
630L
卸载阀调定压力
卸载阀恢复压力
蓄能器充气压力
外形尺寸
10～31.5MPa
调定压力的60%
泵调定工作压力的54%
×755×1045mm3
2、 泵站位置确定
泵站安设在11101运输石门左侧侧, 不影响行人、 运输的安全地点。
3、 高压管路的布置
高压胶管采用KJRB2-10-54MPa、 KJRB2-25-40MPa两种高压胶管, 其中自泵站经过主井→11103运输巷至工作面敷设一条作为主液压管路, 在工作面内沿KJRB2-25-40MPa高压胶管每隔10m安设一个KJ4-10/25三通, 连接一根长度为10m的KJRB2-10-54MPa的高压胶管, KJRB2-10-54MPa高压胶管与DZ-Q1型注液枪相连接。在上面面机头及下面机尾处各安设一个Φ25的截止阀, 能够在工作面高压胶管破裂、 漏液时迅速停止向相应的工作面供液。
4、 高压管路使用规定
( 1) 工作面使用的高压管路必须全部符合质量标准要求, 必须有出厂合格证书。
( 2) 高压管路接头必须使用与其相适应的U形卡, 不得用铁丝代替, U形卡必须双腿都插在接头上, 不得单腿使用。
( 3) 检修或更换高压管路时, 必须关闭高压管路的截止阀。
( 4) 乳化液泵站的压力必须控制在18～21MP, 不得随意增加泵站压力。
( 5) 工作面保证不超过10m有一个注液枪, 注液枪的出口压力不低于13MPa。注液枪技术特征如表3-9所示。

表3-9 注液枪技术特征表
型号
额定工作压力
注液时手把力钜
DZ-Q1
10～25MPa
<30Nm
质量
操作方式
外形尺寸
2Kg
扳动手把进行注液
162mm×205mm×65mm
5、 乳化液泵使用规定
( 1) 两台乳化泵要交替使用, 一台泵连续使用不超过4小时, 若损坏及时更换。
( 2) 乳化液箱应高出泵体100mm, 乳化液的液面位置应在乳化液箱的2/3高度位置以上。
( 3) 使用自动配液装置, 检测乳化液浓度的折光仪要放在现场, 随时使用。
( 4) 乳化液浓度要保持在2～3%, 并经常使用自动配比仪配置乳化液, 乳化液泵的输出压力不得低于18MP。
( 5) 供液管路在巷道内要用软质皮子悬挂整齐, 并与电缆分挂在巷道两帮。供液管路要保持良好, 不得出现漏液现象, 不得受挤压和摩擦, 否则应立即更换或处理。
( 6) 要加强泵站设备、 管路的维修和保养, 保持液压系统完好, 杜绝跑、 冒、 滴、 漏、 窜液现象。
( 7) 泵站司机要严格执行交接班制度, 并填好乳化液浓度和泵站运转和维修记录。
三、 支护方式
根据支护设计得出本工作面基本支架选用DW外注式增阻系列单体液压支柱, 配合金属排接顶梁支护顶板; 工作面上、 下端头选用4mII型花边钢梁”四对八架”支护方式, 配合单体支柱支护; 三、 四排管理, 最大控顶距4.8m, 最小控顶距3.6m,见四回一, 放顶步距1.2m。
( 一) 工作面支回顺序
1、 支护顺序:
放炮落煤后在后面一组排接顶梁向前移动, 移刮板机时摘取对柱靠刮板机下支设正规支柱;
2、 回柱顺序
放炮落煤时:
①采取分段回柱的方式, 分段作业间距不得小于15m。
②回柱放顶前, 先摘取2棵移溜器生根柱分别作为新切顶的对柱、 挡矸柱, 然后将原对柱回出, 作为新切顶的对柱, 最后回出原挡矸柱作为新切顶的挡矸柱, 依次类推, 直至放顶完毕。
3、 支回柱与其它工序平行作业的安全距离
①落煤与回柱的安全距离不得低于15m。
②支柱与回柱的间距不得小于15m。
（二） 工作面顶板基本支护方式
采用液压支柱配合排接顶梁支护:
1、 支柱布置方式
①基本支架: 排距1.2m( 采用大木帽支护时排距为1.0m) , 柱距0.6m。要确保支柱初撑力不低于90kN, 支柱时必须前后照应柱排距, 允许误差为±100mm。
②支柱必须垂直于顶、 底板支设, 做到端正平直, 垂度适宜, 迎山有力, 并支到实底。
③架设支柱时支柱在工作面走向与倾向方向上要同时保持一定的迎山角( 本采面迎山角为4—6度) 。
④进入工作面必须及时进行支护, 严禁空顶作业。所有支柱必须支设牢固, 严禁支柱支设在浮煤、 浮矸上。
⑤工作面内基本支柱的三用阀阀口超向采空区, 上面柱把超向机尾, 下面柱把超向机头。所有支柱必须拴好防倒链, 拴在柱帽与阀之间, 做到紧固牢靠。
⑥架设正规柱时应注意前后支柱和顶板的变化情况, 发现歪倒、 失效和损坏的支柱应立即恢复或更换。
⑦每班工作结束前要对新架设的支柱二次注液加固。
3、 溜煤通道支护要求
①落煤后5～10m排接梁向前移, 要及时跟上, 梁上有空隙要接顶, 保证背顶严密。
②当煤帮侧端面距超过300mm或顶板破碎时, 必须在排接顶梁端头与煤壁间支带帽点柱或挂梁作为临时支护, 临时支柱的柱距为1m( 可适当缩小柱距) 。
③挂梁必须用水平楔, 水平楔小头向工作面溜尾方向, 并挂好防飞钩。
4、 伞檐的规定
伞檐长度超过1m, 其最大突出部分不得大于150mm, 伞檐长度在1m以内的, 其最大突出部分不得超过200mm, 伞檐超过规定时应及时将其撬落。
( 三) 工作面特殊支护方式
1、 临时支护
放炮落煤之后, 排接梁向前移, 移刮板机进尺达0.5m后, 摘取对柱及时沿刮板机排接梁下支设临时支柱, 对柱隔一摘一。再刮板机达0.5m后, 摘取对柱及时沿刮板机沿排接梁下支设正规柱, 对柱隔一摘一, 并将排接梁下临时支柱改为正规支柱。
2、 对柱支护
①在切顶排每棚梁下打一棵对柱加强支护, 对柱柱头要紧靠老塘切顶排支柱柱头, 并保证打在实底上。
②排接梁下对柱打在切顶排的煤帮侧, 排接梁梁下对柱打在切顶排的老塘侧。
3、 密集支护
工作面第四排回出的挡矸柱应以带帽点柱的形式打在新切顶线的两棵正规支柱之间, 起到密集切顶的作用, 同时起到挡矸作用。
4、 超前支护
( 1) 基本支护
①运输巷、 回风巷选用单体液压支柱配合铰接顶梁及工字钢进行支护。
②回风巷及运输巷分别支设两排柱子进行超前支护, 人行道宽度不小于0.8m。回风巷超前支护距离不低于20m, 运输巷超前支护距离不低于20m, 顶梁铰接完整, 单体液压支柱打成直线。
③接顶选用半圆或板皮穿梁垂直顶梁排列, 顶板破碎或不平整时使用半圆或板皮进行加密装顶。
( 2) 加强支护
①当煤壁向外超前支护段顶板出现压力增大时, 在原超前支护的每个顶梁下加打一棵单体液压支柱成对使用。
②关门支柱中到中间距保证不大于300mm, 与端头支护切顶排支柱支齐并随回柱放顶支设完好。
③超前支护外的巷道出现顶板破碎成网兜、 片帮或缓慢下沉时, 应增加带帽点柱进行超前维护。
( 3) 支护质量标准
①回风巷和运输巷超前支护的支柱要拴齐防倒链, 链子在柱帽和柱阀之间, 必须拴设牢固, 以防倒柱伤人。
②支柱打在实底上, 迎山有力, 保证支柱初撑力不低于50kN。金属铰接顶梁必须互相铰接, 保持平直, 严禁空顶。
③所有正规支柱三用阀方向一致, 平行与煤壁。单体支柱活柱行程不得小于200mm。
5、 端头支护
( 1) 工作面上、 下端头采用3.8mⅡ型花边钢梁”四对八架”支护方式, 长钢梁成对使用, 交替迈步前移, 错距1.20m, 配合1.20m铰接顶梁使用和0.6m短梁使用。对距中到中为0.25m, 架距中到中为0.35m, 允许偏差不大于50mm。
( 2) ”四对八架”大棚支护, 顶板高低不平时必须使用木料接顶, 确保大棚的水平。第一架钢梁距顺槽超前支护和第八架钢梁距工作面基本支柱间隙不大于0.5m。刮板输送机机道采空区侧留有不少于0.8m的行人道。
( 3) 移支长钢梁必须符合下列规定:
①前移长钢梁时至少3人协同操作。
②正常情况下, 必须保持一梁三柱。移输送机时可保持一梁二柱, 移完输送机后必须及时补齐。
③放炮落煤之后要进行临时支护, 被顶接实, 打好临时支柱。攉完煤之后, 及时前窜滞后的四架长钢梁, 与煤帮保持200mm的端面距, 并及时在老塘侧支设好正规柱。柱爪必须卡住梁牙, 角度迎山