-120大巷煤柱面作业规程

1、.肥矿集团曹庄煤矿 -120西大巷八层煤柱任务面采煤作业规程PAGE ：.；PAGE - 78 -PAGE - 1 -第一章 概 况第一节 任务面位置及井上下关系 任务面位置及井上下关系 表一 煤层称号煤8程度称号-120程度采区称号120西大巷任务面称号-120西大巷八层煤柱任务面地面高程( m )+105.67+108.95任务面高程( 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。回采对地面设备的影响地面为农田，无建筑物。井下位置及邻区采掘情况井下位于-12

2、0西大巷两侧的煤柱任务面，东至西三煤仓，西至8802任务面已于2021年3月回采终了，南至8406、8403任务面已于1994年11月、1993年8月回采终了，北至8801、8602任务面已于2001年3月、1996年6月回采终了。上覆煤7因地质条件复杂，已报集团公司地损处置；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。任务面推采长度( m )752813785任务面长度( 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煤层构造m煤层倾角( )122317

3、0.30.21.33可采指数1变异系数 % 7稳定程度稳定煤层情况描画该面煤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，较巩固，f=6，属构造复杂、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.adMJ/kgdaf%St,d%Ymm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 表三顶板称号岩石称号厚度(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

4、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：任务面地层综合柱状图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；估计本面将揭露15条斜交断层，落差最大为2.6m，最小为0.4m；这些断层对任务面的回采影响大，断层附近围岩节理比较发育，强度较低。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

5、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

6、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：任务面上风道下帮、运中巷上帮、切眼东帮巷道素描图1：200。第五节水文地质一、任务面水文地质概略井下位于-120西大巷两侧的煤柱任务面，东至西三煤仓，西至8802任务面已于2021年3月回采终了，南至8406、8403任务面已于1994年11月、1993年8月回采终了，北至8801、8602任务面已于2001年3月、1996年6月回采终了。上覆煤7因地质条件复杂，已报集团公司地损处置；下伏煤9平均

7、厚1.40m，尚未掘进。二、充水要素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络，任务面回采不受地表水及第四系水要挟。2、老空水采区内自然泄水畅通，未构成老空积水，故任务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终了后，老空积水沿煤8层顶板四灰，以淋水方式排泄至曹庄矿，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任务面回采至17m处时，受采动裂隙增大影响，过水量添加，-120m以上最大过水量约60 m/h，影响了该面的正常推采。自2021年8月16日该矿停顿排水以来，水位继续上升，曹庄矿过水量明显添加，实

8、测-120m程度最大过水量65 m/h堰测法。自“曹庄原大封煤矿井田边境帷幕截流以来，-120m程度过水量明显减少，现维持在5 m/h左右，原大封矿水位-12.8m2021年5月24日测。任务面切眼距煤8便利煤柱最小间隔 为159m，分析该面采动时对边境煤柱无影响。4、四灰厚4.036.02m，平均5.23m。经过现有资料分析，与下伏含水层无水力联络，以静储量为主，现已疏降至-480m程度，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。经过现有大量资料分析阐明，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，

9、纵向上富水性由浅到深呈减弱趋势。-120m程度防水实验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程度水位降至-57.6m-108.6m，放水时-200m程度一线五-100、五-102孔水位分别降至-66.8m和-69.5m，水力联络亲密，疏降效果明显。(2)下伏煤9层相邻区段9403任务面于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月封堵胜利。分析堵水资料。该区发育一个穿过9403面北偏东5060的径流带。经过该区范围内施工的五、奥灰孔、探察孔及放水实验资料分析，五、奥灰之间未见任何异常水情。(

10、3)该面两侧煤8、9、10层任务面均已注浆改造终了，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要挟程度分析 (依)、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，任务面最低标高为-149.6m，计算隔水层底板接受的水压为1.44MPa。 据公式： TS=P/M=0.039MPa/m式 中： TS突水系数 MPa/m P -隔水层底板接受水压 1.44MPaM 隔水层厚度36.88m 任务面回采不受底板五灰水要

11、挟。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，任务面最低标高为-149.6m，计算隔水层底板接受的水压为2.26MPa。据公式： TS= P/M=0.037MPa/m式 中： TS突水系数 MPa/m P-隔水层底板接受水压 2.26MPaM隔水层厚度61.81m 任务面正常回采不受底板奥灰水要挟。四、涌水量估计1、正常涌水量消费用水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较法估计该面五灰最大突水量：流态指数确实定据曹庄矿小槽石门及9106任务面突水资料：Q1=220 m/h

12、 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任务面突水资料：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估计为：Qmax=355 m/h。五、防治水措施1、任务面回采前应清理疏水线路，确保-120煤柱任务面疏水线路畅通，排水系统正常运转。2、任务面回采期间，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。假设有异常

13、，及时汇报，并采取相应的措施处置。3、加强任务面底板管理，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、悬顶不得超越规定要求，采取强迫人工放顶。5、回采过程中，加强防治水管理，区队干部、安监员、平安网员应明确职责，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，回采至规定间隔 时提早下达通知书，并编制措施及时处置。7、任务面回采前，按注浆改造规范封锁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、任务面回采至老巷及钻孔至规定间隔

14、前，提早下通知单，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，应提早将该硐室打设木垛接顶，防止回采时发生走漏事故。10、现场备足不少于58个防治水木垛料。第六节 影响回采的其它要素 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。地温危害现井下任务区的平均温度为20C ，随掘进深度的添加，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，部分赋存透镜状二合顶，悬露面积大时易冒落；底板为细砂岩，顶部

15、含泥质，强度较低，支柱易钻底，回采时应加强顶、底板管理。2、任务面煤层倾角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平安措施。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平安措施。4、本面为煤柱任务面，老巷较多，回采过老巷时，应编制专项平安措施。5、该面上方有经过邓李付公路，回采前应通知矿办、农事办，进展协调处置，确保地面平安。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。任务面回采前应对-120西大巷部分岩柱较小地段进展打木垛支护，以确保平安回采。第七节 储量及效力年限一、储量1、工业储量

16、任务面面积煤层厚度1.3628001.831.3149401吨。2、可采储量工业储量任务面回采率任务面回采率为95%14940195%141931吨。二、任务面效力年限估计任务面效力年限=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、采区巷道布置概略井下位于-120西大巷两侧的煤柱任务面，东至西三煤仓；西至8802任务面已于2021年3月回采终了；南至8406、8403任务面已于1994年11月、1993年8月回采终了；北至8801、8602任务面已于2001年3月、1996年6月回采终了。上覆煤7因地质条件复杂，已报集团公司地损处置；下伏煤

17、9平均厚1.40 m，尚未掘进。二、任务面轨道顺槽上风道-120西大巷八层煤柱上风道按腰线掘进，沿煤层走向布置，用于任务面通风和运输资料，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、任务面运输顺槽运中巷-120西大巷八层煤柱运中巷按中线掘进，沿煤层走向布置，用于任务面运煤和通风，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

18、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，构成消费系统。 附图3：任务面巷道布置平面图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，结合我矿现有技术配备，确定采用走向长壁后退式采煤法，全部垮落法管理顶板。任务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内不得超越30mm，确保回采率不低于95%。当遇断层等地质构造时，

19、必需及时编制补充措施。任务面采用斜切进刀方式。采煤机下行松至机头缺口处，将任务面刮板保送机移到距采煤机1015m处停顿推移，溜后支齐正式支柱和斜茬柱，采煤机在保送机机头处向上沿底板割煤，割至刮板保送机弯曲处以上5m的间隔 到达规定截深后停顿割煤，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保送机机头。任务面上下超前缺口及机窝采用爆破落煤方式。任务面上下缺口、机窝、过断层采煤机不易经过时，均采用爆破方式处置。采用ZQS-50型手持式风煤钻气动钻机配合中空麻花钻杆运用，爆破时运用煤矿许用毫秒延期电雷管和二级煤矿许用GBI8095-20

20、00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，运用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。任务面可采用分组装药，但一组装药必需一次起爆。装药必需运用炮泥和水炮泥。任务面上下缺口、机窝或因地质构造影响采煤机不易经过需炮采时，每次爆破长度不超越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，程度角均为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

21、。响压炮按照由下溜头向上溜尾的顺序依次爆破，爆破必需运用挡煤皮子，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。任务面因顶板破碎、过断层或其它缘由不宜运用采煤机直接割煤时，可采用爆破方式落煤届时必需编制针对性措施。 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

22、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 炮眼阐明表 表六二、采煤工艺1、落煤任务面运用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。任务面上下超前缺口及机窝采用爆破落煤方式。2、装煤采煤机利用本身的螺旋滚筒装煤，面前

23、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保送机。3、运煤任务面选用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、任务面支护任务面采用倾向戴帽对柱支护方式，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，条捆要顺任务面倾斜方向运用。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、顶板管理任务面煤层厚度1.5m2.2m，平均1.83m，思索任务面遇到断层等条件影响，选用DZ1.

24、6 2.5型单体液压支柱配长度0.2m的条捆支护顶板，采煤机下行松机移保送机后，及时支设根本支柱。DZ1.62.2型单体液压支柱任务阻力为294kN；DZ2.5型单体液压支柱任务阻力为245kN。任务面均采用人工回柱。按照由下向上，由里向外的顺序回撤。回采时悬顶不得超越25m2，如不冒落要实行人工强迫放顶。 附图：任务面进刀方式表示图或任务面炮眼布置三视图三、任务面正规循环消费才干 Whr =801.01.831.30.95=181 式中：W 每个循环产量，t； 任务面倾斜长度，平均80m； 任务面每刀截深，1.0m； h 采高 ，平均1.83m； r 煤的容重，1.3m3； 任务面回采率为9

25、5%。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采煤机的实践消费才干为： Qc=60 vc S M CO=602.51.01.01.30.95=185t/h式中： Qc 采煤机的实践消费才干，th； vc 采煤机的实践牵引速度，普通普采为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 任务面采出率，CO = 0.95。二、任务面刮板保送机任务面选用SGB-150

26、C型刮板运输机，其主要技术参数如下：电机功率：275kW运输才干：250t/h溜槽尺寸：1500630185mm 三、运中巷刮板保送机按照运输才干要求，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运输才干：250t/h溜槽尺寸：1500620175mm四、皮带按照运输才干要求，运中巷选用1部DSJ80/230吊挂式胶带保送机，其主要技术参数如下：电机功率：230kW运输才干：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

27、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、任务面配

28、电点的位置及要求：任务面上风道、运中巷各设一个配电点，距任务面上、下出口不超越150m，不小于30m。配电点必需运用不燃性资料制造的背板背顶护帮，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；各种维护齐全并灵敏可靠，配电点突出部分与运输机或铁路坚持0.7m以上平安间隔 。八、设备的维修与保养：1、各种设备应运用规定的牌号油，油脂不得混用，油量到达规定规范，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 力巧合器轴 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号钙基光滑脂2、刮板保送机必需保证平直，刮板螺

29、栓齐全完好，链子松紧适当，如有坏溜槽、弯刮板、断刮板、老链子要及时改换，确保刮板保送机正常运转。3、采煤机要坚持完好，不漏油，不缺齿，各部有松动螺丝要拧紧，现场交接班，截齿短少或截齿无合金的数量不准超越3个，齿座损坏不得超越2个，采煤机仪表指示准确，平安阀恒功率，过载维护整定符合要求，操作过程中必需维护好采煤机电缆、水管及防尘设备。4、电缆、管子要吊挂整齐，开关要上架。闲置设备和资料要放在平安出口100m以外的平安地点。电器设备上方有淋水，要妥善遮盖。风煤钻用完后要放在任务面上下出口5m以外支架结实、顶板完好、无淋水地点，风管、水管要分别吊挂整齐。5、注液枪用完后，要挂在循环保送机后第二排支柱

30、手把体上，严禁乱扔乱放。6、任务面上不准出现空载支柱，不准平放或倒放在底板上，严禁用支柱移刮板保送机，损坏的支柱及时运出任务面。附图5：任务面设备布置表示图第三章顶板管理 第一节支护设计一、单体支柱任务面的支护设计 、选择根据1、根据八层煤的顶底板岩性。2、已开采过的八层煤任务面矿压观测资料。 3、多年来回采八层煤任务面顶板管理阅历。 4、根据本矿同煤层的矿压观测资料和估计本任务面矿压参数参考表、合理的支护强度采用以下方法计算：1、采用阅历公式计算：Pt =9.81 h k 9.811.83m2.5t/ m36 269.3kN/ m2式中：Pt 任务面合理的支护强度 kN/ m2； h 任务面

31、采高，1.83m； 顶板岩石容重，t/ m3 ，普通可取2.5t/ m3。 k 任务面支架应该支护的上覆岩层厚度与采高之比，普通为48，应根据详细情况合理选取，取6。采煤任务面矿压参数表 表 八序号工程单位同煤层实测本面选取或估计1顶底板条件直接顶厚度m根本顶厚度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

32、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 = 3 * ROMAN III = 3 * ROMAN III9根本顶级别级 = 3 * ROMAN III = 3 * ROMAN III10巷道超前影响范围m30302、从表八选用本矿同煤层任务面矿压实测最大平均支护强度Pt =314.15 kN/ m2。3、经比较任务面合理的支护强度取最大值Pt =314.15 kN/ m2。、支柱实践支撑才干计算Rt KgKzKbKhKaR 0.990.950.90.950.95294

33、kN 224.59kN式中：RDZ2.02.2支柱额定任务阻力，294kN37.5MPa；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 九工程液压支柱微增阻支柱急增阻支柱木支柱任务系数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、任务面合理支护密度 n = Pt/Rt 根/ m2 式中： Rt 支柱实践支撑才干，224.59kN/根。 Pt 八层煤任务

34、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，任务面合理的支柱柱距L=1 / n =1/1.40=0.714m、任务面支护密度确实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，添加支护密度，确定本任务面柱距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，运用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：柱鞋普

35、通选用圆形铁鞋。根据支柱对底板的压强应小于底板允许比压的原那么，采用以下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 支柱实践支撑才干，224.59kN28.6MPa200 127.2mm经实际计算，该面柱鞋直径为127.2mm大于支柱底座直径118mm，因此该面消费过程中必需穿铁鞋。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，估计本面初垮步距1418m，初压步距1824m，周压步距913m。任务面初压前采用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

36、煤机吃刀斜茬处控顶距可扩展到6.4m；任务面初压后采用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展到5.4m；初压前后任务面放顶步距均为1.0m，机道宽1.35m，上下横头与任务面放顶线回齐，当运中巷保送机未缩时，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，一台运用，一台备用，经过16mm高压胶管供应任务面高压乳化液；一台XPB-160/5.5型喷雾泵，供任务面防尘用水。其主要技术数据如下：1、乳化泵型 号：BRW80/20 额 定 流 量：80升/分额定任务压力：20MPa电 机 功

37、率：37kW2、喷雾泵型 号：XPB-160/5.5额 定 流 量：160升/分额定任务压力：5.5MPa电 机 功 率：30kW、泵站设置位置 泵站安设的位置：泵站安放在任务面的上风道，距任务面最多不超越150m、不小于80m的顶板完益处，随推采随外移,铺设泵站岔子时，根据现场条件接近上帮或下帮，但不能影响行车行人。泵站突出部分与行人平安间隙不小于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，且顶板完好 、支护可靠。泵站侧行车时必需叫应泵站司机或其它人员躲到平安地点后，方可行车。、泵站运用规定1、乳化液泵站和液压系统完好，不漏液，压力18MPa；根据曹庄

38、煤矿运用的支护资料产品技术要求，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。乳化液要坚持清洁，泵站司机必需经常运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。坚持运用乳化液自动配比安装，正常运用好自动配比箱，要保证班班不缺乳化油。泵站光滑油不能超绿线，不能低于红线，乳化液出口侧表压不低于18MPa，进水侧要安设过滤安装，有专人定期维修，搞好泵站周围的卫生。2、自泵站至任务面高压软管一概采用柔性吊挂，制止用铁丝吊挂。一切管线经过机头、机尾时，必需固定结实，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

39、、按钮、接线盒等电器设备无法避开淋水时，必需妥善遮盖。5、检修泵站必需停泵；修缮、改换主要供液管路时，必需封锁主管路截止阀，不得在井下拆检各种压力控制组件，严禁带压改换液压件。6、开泵前必需发出开泵信号；停泵时必需发出信号，切断电源，断开隔分开关，无论是停泵还是开泵的任务期间，泵站司机均不得脱离岗位。7、事故停泵和收工停泵时，都应首先翻开手动卸载阀，使泵空载运转，然后封锁高压供液阀和泵的吸液阀，再按泵的停顿按钮。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分开关停泵外，其它情况下只许用按钮停泵。第二节任务面顶板管理 一、正常任务时期顶板支护方式本面采用倾向戴帽对柱支护方式，

40、倾向对柱中-中间距为300mm。该任务面煤层厚度1.52.2m，平均1.83m，思索任务面遇到断层影响，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保送机后，及时支设根本支柱，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，并供液使支柱到达规定初撑力为止。升柱后

41、，及时拴好防倒绳。单体液压支柱架设任务终了后，必需对新架设的支柱进展二次注液。在任务面上下两巷各挂设一块迎山值牌板，严厉按迎山值表，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适宜的支柱，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运用。支柱迎山值对照表 表 十支柱迎山值对照表A56789101112L6684819996114111129126144141159157175

42、172190A1314151617181920L187206203221219237234253250269266285282301298318A2122232425262728L315334331351348368365385382402399420417437434455A 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间隔 ，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间隔 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偏向系数2、暂时支护任

43、务面保送机前暂时柱，顶板完好时，可以不支，但遇有以下情况之一：有断层、顶板破碎、二合顶时，暂时柱或贴帮柱要及时支设，暂时柱或贴帮柱应支设在已架设好的长钢梁或木板梁下。 二、正常任务时期的特殊支护方式1、任务面上下端头支护上下端头支护均运用四对八架4.2m花边长钢梁，成对运用，交错迈步前移、错距1m，一梁三柱支设结实。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，长钢梁要垂直任务面运用，上下两巷与任务面夹角大于或小于90时，长钢梁随巷道及时调整。钢梁前端必需支设上支柱。长钢梁前移后老空侧加支上拉杆加强支护。2、放顶排

44、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、丛柱支设沿任务面倾斜方向，在放顶线第一、第二排支柱中间延续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。丛柱合计4棵见任务面支护平面图及剖面图。4、任务面过绞车窝和躲避硐支护方式任务面回采过绞车窝或躲避硐时，要提早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，柱距和棚距一样。三、回柱放顶及与其它工序平行作业的平安间隔 、回柱放顶任务面均采用人工回柱。回柱前先检查作业地点支柱能否齐全有力，挡矸能

45、否有效，特殊支护能否符合规定，后退路能否畅通等。对查出的问题及时处置后，方可进展回柱。回柱可分段进展，分段间隔 不小于15m，当倾角大于20时，分段间隔 不小于20m，分段接茬处应由班长、副班长、安监员三人会审决议，选在顶板完好，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，回柱时要有一人察看顶板，担任监护，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，在支护结实的斜上方平安地点远间隔 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。回柱必需一直遵守先在新放顶线支牢特殊支护，再回撤根本支柱的

46、原那么。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根本支柱。当有丛柱时，先回撤丛柱再回撤趄柱，后回根本支柱，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。当任务面遇断层、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，要先打好暂时支柱，然后用掏底方法回出支柱，严禁用炮崩或用机械强行回撤。对于放顶线以外的一切支柱、物料要全部回撤干净。 、回柱放顶平安间隔 分段回柱时，分段间隔 不得小于15m。当任务面倾角超越15 时，分段间隔 不得小于20m。回柱与其它作业人员的

47、间隔 不得小于15m。、其它有关平安间隔 1、采煤机松机与移保送机间隔 不得大于15m。2、移保送机与支根本支柱的间隔 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、支根本支柱与回柱间隔 不得小于15m。4、任务面上、下两巷双排超前支护间隔 从煤壁算起均不少于30m。5、爆破拉线撤岗间隔 爆破地点不得小于50m。装填炮眼与打眼的间隔 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任务。四、特殊时期的顶板管理、任务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任务面的开采阅历，任务面初压前采用45排控顶方式，见五回一

48、，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展到6.4m。估计该面自切眼推采1418m，任务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。待任务面自切眼推采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，任务面推采8m包括切眼在放顶线第一、第二排中中每8m支设一组丛柱，任务面顶板特殊支护方式为一排丛柱和单排趄柱方式。任务面悬顶间隔 超越2m2时必需人工强迫放顶。初压过后，任务面采用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展到5.4

49、m。去掉丛柱，保管放顶线侧单排趄柱和机头、机尾丛柱。任务面悬顶超越2m2时必需人工强迫放顶。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阅历，八层煤任务面周期来压时较明显，当出现以下情况之一时，要在放顶线支设丛柱加强支护，即部分有悬顶压力较大、煤壁松软片帮、支柱钻底、采空区顶板掉渣有响声等征兆。3、任务面停采前的顶板管理任务面停采前，由消费矿长组织总工程师、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，研讨布置撤面任务，并编制专门的停采平安技术措施。、强迫放顶1、强迫放顶方法回采前，在切眼及上下两巷提早打好放顶眼，放顶眼位置在任务面溜后第一排支柱，正常推采时，初压前在溜后

50、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，与任务面倾向成4560，与任务面顶板成7080，炮眼装药量每孔450g600g，炮眼剩余部分用水炮泥、炮泥封满。回柱后假设顶板不冒落，待顶板稳定后装药爆破强迫放顶。爆破工装药时必需由跟班干部在一旁监护，察看顶板及附近支架情况，装药联线都要站在结实支架掩护下进展，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，必需重新打眼放顶。正常回采时，悬顶不得超越25m2，如超越规定要实行人工强迫放顶。见强迫放顶炮眼布置表示

51、图2、压风系统任务面上风道和运中巷均敷设2寸铁管供应压风，压风压力不低于0.5MPa，截止阀间隔 任务面不大于50m，不小于20m。任务面备用一部完好风钻。 遇二合顶、断层、顶板破碎等时的顶板管理、任务面遇二合顶时， 距二合顶的边缘100200mm成对运用3.2m长钢梁 ，一次运用2对花边钢梁，当顶板不平常用木料将顶板背平防止长钢梁滑脱，一梁不少于三柱加强支护，顶板破碎严重时要使好2.5m板梁，木板梁不准窜指运用。当二合顶较厚，面积较大时，二合顶范围全部支设成对3.2m长钢梁、成对长钢梁间距不大于1m，长钢梁前移后在老空侧支设木板梁加强支护，并在放顶线第一、第二排沿倾向中中每8m支设一组丛柱。

52、2、任务面遇断层时，为防止断层来压推倒支柱，要减少柱距，在放顶线第二排隔一组对柱支设一棵趄柱，支柱支在硬底上。遇与任务面平行的断层，当落差大于煤层厚度时，重掘切眼搬家躲过；落差小于煤层厚度时，应提早调采，使任务面倾向与断层有不小于30的夹角，并在断层两侧加支丛柱，随着断层的位置改动而移支丛柱，同时在断层的边沿地带支设至少 23对3.2m花边长钢梁，一梁不少于三柱成对交错支护结实，长钢梁前移后在老空侧支设木板梁或拉杆加强支护。当遇走向断层，在断层两侧各支设丛柱，同时在断层边缘支设成对3.2m花边长钢梁，一梁不少于三柱支设顶板。3、当任务面遇顶板破碎裂隙发育时，成对运用3.2m花边长钢梁或2.5m

53、板梁，一梁不少于三柱支护顶板，或挑支拉杆。为防止支架受力而发生歪斜，应根据压力方向支设必要的趄柱。 4、任务面超高，如用DZ2.5m支柱支设高度仍不够时，采取在支柱下垫板梁或上挑2.5m板梁，在板梁上架小木垛的方式接顶，制止同时下垫上挑。5、任务面煤层倾角超越15时，放顶排趄柱支设要求柱顶戴帽并紧靠在倾向对柱柱顶，趄柱底脚距对柱底脚向煤壁侧200250mm，沿倾斜方向向下150200mm，支成趄柱方式，以加强支柱抗侧向压力的才干和稳定性。6、任务面煤层倾角超越15时，支柱前硬底要刨麻面，软底要刨鞋窝。任务面支柱一概拴绳拉紧并搭接好，放顶排支柱可只用钢丝绳揽住，只拴牢两端头延续3棵支柱。回柱过程

54、中，支柱回到什么地方，绳子解到什么地方，防止失效支柱歪倒伤人。7、任务面煤层倾角超越15时，在人行道铺设防滑大笆或小杆，要逐档铺设，便于人员行走和施工。8、当顶板破碎、压力大或过断层、支架容易失稳、遇由厚变薄的二合顶边缘时，采取加支趄柱或戗棚的方法支护顶板。要在班长、副班长、安监员监护下首先加固周围支架，在第二控顶排加支趄柱或戗棚，戗棚运用2.5m板梁一梁不少于三柱进展支设。支柱要支在戗棚与任务面走向支设的长钢梁或2.5m木板梁十字交接处，严禁出现空肩，戗棚趄柱支设时，支柱柱脚向面前0.3-0.4m，两个戗棚间距不大于0.5m。9、当任务面遇结核石或底鼓时，采取打眼爆破超前处置的方法，提早使好

55、3.2m花边长钢梁，成对运用，交错迈步前移，一梁不少于三柱支设结实。对于崩落的大块矸石或结核石不准翻入保送机内，要和采煤机司机、任务面刮板保送机司机配合好，停顿采煤机和保送机运转，把石头翻入采空区，然后再开动采煤机和保送机。当倾角超越15处置结核石时，下方不准有人同时任务，并且在任务面循环保送机机头以上设置挡石安装，可在溜沿上方不超越0.5m安顿2.02.5m木板梁，防止滚石伤人。人员进入面前攉煤时，伞檐、活石必需处置干净，并且面前必需分段设挡滚石安装，分段间隔 不少于15m，可运用挡煤皮子垂究竟板，面前沿走向支设三棵暂时支柱，将挡煤皮子用铁丝结实地拴在暂时支柱上。攉煤时，由下往上攉，对子与对

56、子间必需设挡石安装。面前来压，必需停顿攉煤，撤出人员，等压力过后，顶板稳定，方可继续进入面前攉煤。10、任务面范围内的老巷，当在顶、底板中的老巷与任务面岩柱小于2.0m的块段，必需提早打设木垛，加强支护，在煤层中的老巷，必需超前任务面20m，根据巷道断面支设23排戴帽点柱，接近任务面的一排要支设成对柱，加强支护。无支护空间的老巷，必需超前2m进展支护处置。11、 各对子工用长柄工具找顶工具采用20mm，L1.8m 的钢钎制造，一端为圆形手柄，另一端为扁咀形及时将面前伞檐、煤皮、顶板活石及松散煤壁处置下来，防止伤人。第三节 顺槽及端头顶板管理一、任务面轨道、运输顺槽的超前支护1、支护要求运中巷、

57、上风道超前支护均采用双排走向戴帽点柱支护，支护间隔 从煤壁算起不低于30m；当任务面上下两巷压力较大时要及时延伸超前支护长度。当巷道因断层、二合顶呵斥超高处支设超前支护时，必需进展打木垛接顶支护，支护高度与巷道设计高度一致，打设木垛时，编制专项平安技术措施。 2、支护资料 运中巷、上风道超前支护采用双排DZ2.02.5m单体液压支柱走向戴帽点柱支护，支柱柱距为1.0m；上风道排距不低于1.1m，运中巷排距不低于0.7m。3、支护质量规范支柱纵横成线，偏向小于100mm。支柱支到实底，并做到迎山有力，支柱初撑力不低于50kN。一切单体液压支柱三用阀嘴方向一致，朝向老空，并拴绳防倒。超前支护的巷道

58、高度不低于1.6m，人行道宽度上风道不低于1.1m，运中巷不低于0.7m。二、任务面平安出口的管理、支护方式1、任务面上下超前缺口煤壁至放顶线顺槽范围内支设双排戴帽点柱。柱距1.0m，排距不小于0.7m。2、上下两平安出口范围内放顶线侧上下横头必需坚持四竖两趄六棵关门切顶支柱齐全结实，出口范围内严禁堆放柱梁、设备等物料。、质量要求任务面上下两头必需一直坚持畅通的平安出口，平安出口必需设专人维护，发生支架断梁、折柱，巷道底鼓变形时，必需及时改换清挖。保送机后要坚持大于0.7m宽的人行道，高度坚持1.6 m，运输机头过煤高度不得低于0.5m。、与其它工序之间的衔接关系任务面两端头应及时爆破采出超前

59、缺口，上、下端头超前缺口倾向长坚持4.0 m，面前一直坚持超前缺口1.0m，并支护完好。 三、支护资料的运用数量和存放管理 任务面备用资料必需满足24小时的消费用量，资料普通存放在距任务面上出口50200m的上风道，接近上帮煤壁并分类码放整齐，实行挂牌管理。单体液压支柱、铁鞋等支护资料备用数量不少于在用数量的5%10%。 支护资料及数量表 表 十一支护资料及数量表名 称规 格耗费量备用量单体支柱DZ1.62.50100棵木墩0.300.180.12m30块花边钢梁3.2m长钢梁020根4.2m长钢梁010根板梁2.50.180.14(m )5块30块2.00.10.12(m )5块30块条捆长

60、0.2m直径不低于30mm的荆条46根，用两道铁丝捆成368个700个拉杆直径不低于30mm、长不低于1.2m的荆条两根运用不少于3道的16号铁丝捆成50100铁鞋280mm0100只附图6：任务面支护平面图及剖面图第四节 矿压观测一、矿压观测内容1、了解任务面顶底板情况破碎、离层、部分冒落等。2、进展任务面来压预测预告。3、了解采场矿压控制的对象直接顶和老顶的范围、任务面支柱支撑才干、支柱对顶板的控制及合理支护密度确定。4、观测任务面顶板下沉量、下沉速度、支柱载荷及活柱下缩量等。二、测区布置普通情况下，将观测区布置在任务面的中部。在观测区内普通布置2-3条观测线，沿任务面倾斜方向用罗马数字、