大巷煤柱面作业规程.doc

第一章 概 况第一节 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西大巷工作面名称-120西大巷八层煤柱工作面地面高程( m )+105.67+108.95工作面高程( m )-90.3-149.6地面相对位置及地形情况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。回采对地面设施的影响地面为农田，无建筑物。井下位置及邻区采掘情况井下位于-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。钻孔情况 面内有地面钻孔曹54，终孔层位煤102，水泥砂浆封孔，质量不合格。工作面推采长度( m )752813785工作面长度( m )5511180面积( m2)62800第二节 煤 层 煤层情况表 表二煤层厚度( m )1.502.201.83煤层结构（m）煤层倾角( )1223170.3（0.2）1.33可采指数1变异系数（ % ）7稳定程度稳定煤层情况描述该面煤8两极厚1.50m2.20m，平均厚1.83m，f=1.5，煤层上部含有一层平均0.2m的炭质细砂岩夹石，较坚硬，f=6，属结构复杂、稳定的中厚煤层。相邻煤层间距(m)上距煤七28.22m，下距煤九13.13 m,下距五灰平均36.88m,煤质情况Mad（%）Ad（%）Vdaf（%）Qb.ad（MJ/kg）daf（%）St,d（%）Y（mm）工业牌号1.792.0145.8424.64582.932FM第三节 煤层顶底板 煤层顶底板情况表 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直接顶伪 顶直 接 底细 砂 岩4.15灰白色,顶部含泥质,富含植物化石，f=36。老 底附图1：工作面地层综合柱状图（1：200）。第四节地质构造该面煤层倾向N3WN29E，走向变化不大；煤层倾角为1223，平均17。据现有资料分析，本面地质构造较复杂；预计本面将揭露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影响大，断层附近围岩节理比较发育，强度较低。一、 断层情况以及对回采的影响 断层情况表 表四 断层编号倾向（）倾角（）性质落差（m）对回采的影响程度揭露控制情况f1NW7350正断层0.6小-120西大巷八层煤柱切眼揭露f2NW2271正断层1.0大-120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f5SE42546477逆断层1.0-2.6大8403轨中巷及-120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f10NW6773逆断层1.3大-120西大巷八层煤柱改造运中巷揭露f11NW6475正断层1.2大-120西大巷八层煤柱改造运中巷揭露f12SE4963正断层0.4小-120西大巷副巷联络巷揭露f13SE4237逆断层0.8大-120西大巷副巷联络巷揭露f14NW5262正断层0.9大8800回风巷揭露二、褶曲情况对回采的影响本面没有褶曲影响。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（1：200）。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1.40m，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胁。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影响。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83 m/h。后随采动裂隙的压实，过水量稳定为30 m/h。2007年1月9408工作面回采至17m处时，受采动裂隙增大影响，过水量增加，-120m以上最大过水量约60 m/h，影响了该面的正常推采。自2010年8月16日该矿停止排水以来，水位持续上升，曹庄矿过水量明显增加，实测-120m水平最大过水量65 m/h（堰测法）。自“曹庄原大封煤矿”井田边界帷幕截流以来，-120m水平过水量明显减少，现维持在5 m/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便捷煤柱最小距离为159m，分析该面采动时对边界煤柱无影响。4、四灰厚4.036.02m，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，对回采无影响。5、五灰平均10.01m，上距八层煤平均36.88m,主要为粉砂岩、粘土岩、无名灰岩等构成的隔水层。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孔放水稳定水量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孔水位分别降至-66.8m和-69.5m，水力联系密切，疏降效果明显。(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869 m3/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5060的径流带。通过该区范围内施工的五、奥灰孔、探察孔及放水试验资料分析，五、奥灰之间未见任何异常水情。(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,广泛接受大气降水的补给，在井田范围内为五灰之补给水源。三、突水系数计算及受水威胁程度分析 (依煤矿防治水规定)、五灰突水系数计算现井下五灰水位-39.84m，（Z145：P=0.69MPa；标高-110.2m），工作面最低标高为-149.6m，计算隔水层底板承受的水压为1.44MPa。 据公式： TS=P/M=0.039MPa/m式 中： TS-突水系数 MPa/m P -隔水层底板承受水压 1.44MPaM -隔水层厚度36.88m 工作面回采不受底板五灰水威胁。2、奥灰突水系数计算现井下奥灰水位+19.37m，（奥-36：P=1.15MPa；标高-97.9m），工作面最低标高为-149.6m，计算隔水层底板承受的水压为2.26MPa。据公式： TS= P/M=0.037MPa/m式 中： TS-突水系数 MPa/m P-隔水层底板承受水压 2.26MPaM-隔水层厚度61.81m 工作面正常回采不受底板奥灰水威胁。四、涌水量预计1、正常涌水量生产用水5m/h，顶板淋水1 m/h。2、最大涌水量：为正常涌水量的2倍，即为12m/h。3、一点五灰突水量用比拟法预计该面五灰最大突水量：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=220 m/h S1=40.26m Q2=170 m/h S2=23.65m据公式： =将以上数据代入公式，得m=2.1计算据曹庄矿9106工作面突水资料：Q1=220 m/h S1=40.26m该面（-149.6m）突水的最大降深为：S2=109.76m 五灰水位-39.84m据公式： =Q2=220=355 m/h 故五灰一点最大突水量预计为：Qmax=355 m/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，加强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。若有异常，及时汇报，并采取相应的措施处理。3、加强工作面底板管理，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，加强防治水管理，区队干部、安监员、安全网员应明确职责，如发现底板出水等异常情况，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前下达通知书，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硐室150m时，将该硐室Z759、Z760、奥-36封孔。8、工作面回采至老巷及钻孔至规定距离前，提前下通知单，区队编制相应措施。9、奥-6立孔硐室距该面煤8底板岩柱较小，应提前将该硐室打设木垛接顶，防止回采时发生泄漏事故。10、现场备足不少于58个防治水木垛料。第六节 影响回采的其它因素 影响回采的其它地质情况见表 表五瓦斯沼气绝对涌出量：0m3/min； 二氧化碳二氧化碳绝对涌出量：0.281m3/min。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20C ，随掘进深度的增加，增温梯度为0.64C /100m。冲击地压危害无资料问题及建议：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，回采时应加强顶、底板管理。2、工作面煤层倾角1223平均17，当倾角较大时应采取防滑、防倒及矸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102，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，进行协调处理，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4.5910.30m。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煤层厚度1.3628001.831.3149401吨。2、可采储量工业储量工作面回采率工作面回采率为95%14940195%141931吨。二、工作面服务年限预计工作面服务年限=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1.40 m，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，两帮采用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5.4m。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，两帮采用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5.4 m。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，切眼为钜形，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）。第二节 采煤方法和采煤工艺一、采煤方法根据煤层赋存情况、顶底板岩性和巷道布置方式，结合我矿现有技术装备，确定采用走向长壁后退式采煤法，全部垮落法管理顶板。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2 m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。工作面采用斜切进刀方式。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1015m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用爆破落煤方式。工作面上下缺口、机窝、过断层采煤机不易通过时，均采用爆破方式处理。采用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35mm，长度150mm，药卷质量150g。采用正向装药，串联方式连线，使用FD100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。工作面可采用分组装药，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、机窝或因地质构造影响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用三行五花眼，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80-85，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，影响煤炭回收率。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。工作面因顶板破碎、过断层或其它原因不宜使用采煤机直接割煤时，可采用爆破方式落煤（届时必须编制针对性措施）。 炮眼名称循环个数角 度眼深(m)眼 距（米）炸 药雷 管封孔水平角( )仰角( )俯角( )距顶板距底板间距种类每眼装药量(g)每循环装药量(kg)种类段数循环用量(发)水炮泥(个)封孔长(m)顶眼6780-855-81.20.31.230020.1毫秒延期577770.5腰眼1480-851.21.01.23004.2毫秒延期114140.5底眼1480-8510-151.20.51.24506.3毫秒延期314140.5放顶眼8045-6070-801.81.075060毫秒延期21751750.5每循环炮眼数175每循环总药量(kg)90.6每循环雷管数(发)175每循环水炮泥数(个)175 炮眼说明表 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，采用向上（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用爆破落煤方式。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用倾向戴帽对柱支护形式，倾向对柱（中-中）间距为300mm。选用DZ1.62.5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，采用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、顶板管理工作面煤层厚度1.5m2.2m，平均1.83m，考虑工作面遇到断层等条件影响，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，采煤机下行松机移输送机后，及时支设基本支柱。DZ1.62.2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。工作面均采用人工回柱。按照由下向上，由里向外的顺序回撤。回采时悬顶不得超过（25）m2，如不冒落要实行人工强制放顶。 附图：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 Whr =801.01.831.30.95=181（） 式中：W 每个循环产量，t； 工作面倾斜长度，平均80m； 工作面每刀截深，1.0m； h 采高 ，平均1.83m； r 煤的容重，1.3m3； 工作面回采率为95%。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，其主要技术参数如下：采 高：1.32.5m电机功率：150kW滚筒直径：1.0m截 深：1.0m牵引速度：06m/min采煤机的实际生产能力为： Qc=60 vc S M CO=602.51.01.01.30.95=185t/h式中： Qc 采煤机的实际生产能力，th； vc 采煤机的实际牵引速度，一般普采为06mmin；取2.5mmin； S 采煤机的截深，1.0m； M 采煤机滚筒直径（包括截齿），1.0m； 煤的实体容重，1.3tm3； CO 工作面采出率，CO = 0.95。二、工作面刮板输送机工作面选用SGB-150C型刮板运输机，其主要技术参数如下：电机功率：275kW运输能力：250t/h溜槽尺寸：1500630185mm 三、运中巷刮板输送机按照运输能力要求，运中巷选用部SGB-150C型刮板运输机，其主要技术参数如下：电机功率：75kW运输能力：250t/h溜槽尺寸：1500620175mm四、皮带按照运输能力要求，运中巷选用1部DSJ80/230吊挂式胶带输送机，其主要技术参数如下：电机功率：230kW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1t矿车、叉车，牵引设备选用JD-11.4型JD-25型调度绞车。JD-11.4型绞车主要技术参数如下：型 号：JD-11.4静 拉 力：9.8kN 绳 径：15.5mm绳 速：2662m/min绳 容 量：250m外形尺寸：1100765730mmJD-25型绞车主要技术参数如下： 型 号：JD-25静 拉 力：18kN 绳 径：15.5mm绳 速：4684m/min绳 容 量：400m外形尺寸：143812171255mm六、选用2台JH2-5型回柱绞车，上下两巷各设一台，其主要技术参数如下：型 号：JH2-5绳 速：0.080.12m/s 平均0.1m/s牵 引 力：110kN 绳 容 量：120m绳 径：15.5mm滚筒直径：380mm外形尺寸：1995680815mm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150m，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，并且有照明，各种开关全部上架，电缆吊挂整齐；各种保护齐全并灵敏可靠，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、设备的维修与保养：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 备名 称采煤机牵引部采煤机截割部变速箱液 力偶合器轴 承油 脂牌 号L-HM100抗磨液压油150号双曲线齿轮油L-CKC150工业闭式齿轮油难燃液体3号钙基润滑脂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，采煤机仪表指示准确，安全阀恒功率，过载保护整定符合要求，操作过程中必须保护好采煤机电缆、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、水管要分别吊挂整齐。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、工作面上不准出现空载支柱，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管理 第一节支护设计一、单体支柱工作面的支护设计 、选择依据1、根据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管理经验。 4、根据本矿同煤层的矿压观测资料和预计本工作面矿压参数参考表、合理的支护强度采用下列方法计算：1、采用经验公式计算：Pt =9.81 h k 9.811.83m2.5t/ m36 269.3kN/ m2式中：Pt 工作面合理的支护强度 kN/ m2； h 工作面采高，1.83m； 顶板岩石容重，t/ m3 ，一般可取2.5t/ m3。 k 工作面支架应该支护的上覆岩层厚度与采高之比，一般为48，应根据具体情况合理选取，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预计1顶底板条件直接顶厚度m基本顶厚度m5.555.23直接底厚度m5.074.152直接顶初次垮落步距m141814183初次来压来压步距m18241824最大平均支护强度kN/m2314.15314.15最大平均顶底板移近量mm无无来压显现程度不明显不明显4周期来压来压步距m913913最大平均支护强度kN/m2302.38302.38最大平均顶底板移近量mm无无来压显现强度明显明显5平时最大平均支护强度kN/m2180.2180.2最大平均顶底板移近量mm无无6直接顶悬顶情况m227底板允许比压MPa22.522.58直接顶类型类IIIIII9基本顶级别级IIIIII10巷道超前影响范围m30302、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 =314.15 kN/ m2。3、经比较工作面合理的支护强度取最大值Pt =314.15 kN/ m2。、支柱实际支撑能力计算Rt KgKzKbKhKaR 0.990.950.90.950.95294kN 224.59kN式中：RDZ2.02.2支柱额定工作阻力，294kN（37.5MPa）；K支柱阻力影响系数，可以从支柱阻力影响系数表中查得 支柱阻力影响系数表 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不均匀系数kb0.90.80.70.7采高系数kh1.4m1.52.2m1.5m2.2m2.2m1.00.950.950.9倾角系数ka1011252645451.00.950.90.85、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，314.15 kN/ 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、工作面支护密度的确定根据本矿同煤层的矿压观测资料和以上公式计算结果，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。 采用倾向戴帽对柱支护方式，使用DZ1.6-2.5m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0.52=1m.，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，用不少于2道16号铁丝捆绑而成。二、柱鞋直径的计算：柱鞋一般选用圆形铁鞋。根据支柱对底板的压强应小于底板容许比压的原则，采用下列公式计算铁鞋的直径。 200式中： 铁鞋直径， mm； Q 底板比压，22.5MPa Rt 支柱实际支撑能力，224.59kN（28.6MPa）200 127.2mm经理论计算，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。根据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根据八层煤矿压显现规律和支护情况，预计本面初垮步距1418m，初压步距1824m，周压步距913m。工作面初压前采用45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；工作面初压后采用34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1.0m，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、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16mm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。其主要技术数据如下：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：37kW2、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、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150m、不小于80m的顶板完整处，随推采随外移,铺设泵站岔子时，根据现场条件靠近上帮或下帮，但不能影响行车行人。泵站突出部分与行人安全间隙不小于0.5m，另一侧距巷帮不少于0.3m。泵站安放处需轨面平整，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。、泵站使用规定1、乳化液泵站和液压系统完好，不漏液，压力18MPa；根据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23。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，每班不少于两次并有记录，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，有专人定期维修，搞好泵站周围的卫生。2、自泵站至工作面高压软管一律采用柔性吊挂，禁止用铁丝吊挂。所有管线经过机头、机尾时，必须固定牢固，距机械运转部分突出点不少于1m。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避开淋水时，必须妥善遮盖。5、检修泵站必须停泵；修理、更换主要供液管路时，必须关闭主管路截止阀，不得在井下拆检各种压力控制组件，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，无论是停泵还是开泵的工作期间，泵站司机均不得脱离岗位。7、事故停泵和收工停泵时，都应首先打开手动卸载阀，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。将控制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，其它情况下只许用按钮停泵。第二节工作面顶板管理 一、正常工作时期顶板支护方式本面采用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1.52.2m，平均1.83m，考虑工作面遇到断层影响，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，采用DZ1.82.5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，及时支设基本支柱，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，开动手把均匀供液升柱，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结束后，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，掌握好支柱迎山，迎山角规定为煤层每倾斜68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，要根据采高变化选择合适的支柱，使其活柱行程不少于200mm，DZ2.2-2.5m单体液压支柱不大于700mm，DZ2.0m单体液压支柱不大于660mm，DZ1.8m单体液压支柱不大于620mm，防止支柱压成无行程支柱或超高使用。支柱迎山值对照表 表 十支柱迎山值对照表A56789101112L6684819996114111129126144141159157175172190A1314151617181920L187206203221219237234253250269266285282301298318A2122232425262728L315334331351348368365385382402399420417437434455A- 煤层倾角，度；L-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。计算公式：L=tan（-）=/70.5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-支柱迎山角 -煤层倾角，度7-取68的平均数（作业规程规定支柱支设时68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，可以不支，但遇有下列情况之一：有断层、顶板破碎、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、正常工作时期的特殊支护形式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。正常情况下，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强支护。2、放顶排趄柱支设柱顶戴帽并紧靠在倾向对柱支柱柱顶，趄柱底脚距对柱底脚向煤壁侧 200-250mm。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硐支护方式工作面回采过绞车窝或躲避硐时，要提前20m将绞车窝或躲避硐内浮煤杂物清理干净，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、回柱放顶工作面均采用人工回柱。回柱前先检查作业地点支柱是否齐全有力，挡矸是否有效，特殊支护是否符合规定，后退路是否畅通等。对查出的问题及时处理后，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，避开断层、二合顶、顶板破碎及裂隙发育处，并挂牌管理。每段只准安排一组人员作业，每组23人，回柱时要有一人观察顶板，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，待顶板稳定无危险后，方可用长把工具将支柱拖出。并在新放顶排支牢，不得出现空载支柱。回柱必须始终遵守先在新放顶线支牢特殊支护，再回撤基本支柱的原则。回柱时，要逐组回撤，先回趄柱，在新放顶线一排支牢趄柱后，再按照由下向上，由里向外的顺序回撤基本支柱。当有丛柱时，先回撤丛柱再回撤趄柱，后回基本支柱，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、顶板破碎、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。对于放顶线以外的所有支柱、物料要全部回撤干净。 、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。、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、移输送机与支基本支柱的距离不得大于20m，其间应视顶板情况每间隔23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、支基本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不少于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，在装填炮眼地点附近20m范围内不得从事其它任何工作。四、特殊时期的顶板管理、工作面来压和停采前的顶板管理1、初次来压前的顶板管理根据八层煤工作面的开采经验，工作面初压前采用45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。预计该面自切眼推采1418m，工作面将出现顶板初次垮落。推采1824m时，将出现顶板初次来压，为预防在此期间发生冒顶，要加强支护。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趄柱，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，工作面顶板特殊支护方式为一排丛柱和单排趄柱形式。工作面悬顶距离超过2m2时必须人工强制放顶。初压过后，工作面采用34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，保留放顶线侧单排趄柱和机头、机尾丛柱。工作面悬顶超过2m2时必须人工强制放顶。2、周期来压期间的顶板管理根据矿压观测资料及开采八层煤的经验，八层煤工作面周期来压时较明显，当出现下列情况之一时，要在放顶线支设丛柱加强支护，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管理工作面停采前，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。、强制放顶1、强制放顶方法回采前，在切眼及上下两巷提前打好放顶眼，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1.0m布置一个放顶眼，眼深不低于2.0m，与工作面倾向成4560，与工作面顶板成7080，炮眼装药量每孔450g600g，炮眼剩余部分用水炮泥、炮泥封满。回柱后若顶板不冒落，待顶板稳定后装药爆破强制放顶。爆破工装药时必须由跟班干部在一旁监护，观察顶板及附近支架情况，装药联线都要站在牢固支架掩护下进行，执行好敲帮问顶制度，每次起爆个数不多于3个。当一次放顶顶板冒落高度达不到煤层厚度的1.5倍时，必须重新打眼放顶。正常回采时，悬顶不得超过25m2，如超过规定要实行人工强制放顶。（见强制放顶炮眼布置示意图）2、压风