普采作业规程

第一章概况

第一节工作面位置及井上下关系

1907高档工作面位于9#煤层一采区+825m—+870m标高段，东北部为后

庄村、北部为灵石县红杏煤矿、南部为本矿井田内山地、西部为蔡家沟

村庄。工作面切眼距后庄采空区保安煤柱相隔50米，地表地形复杂多为

坡、沟耕地。工作面范围内无建筑物、公路、河流分布，基本为山地，预

计回采会导致地表裂缝塌陷，但影响不大。

（见表）

煤层名称9#工作面名称1907高档工作面

水平名称一水平地面标高+865—+940

采区名称一采区井下标高+825m一+870m

井

地表地形复杂多为坡、沟耕地。工作面范围内

上

无建筑物、公路、河流分布，基本为山地，，黄土

下地面位置

覆盖。无任何建筑实行。

位

置

1907工作面位于本矿一采区南部。东部距后

井下位置及相

庄采空区相隔50m保安煤柱；西部至南采轨道巷相

邻关系

隔40m保安煤柱；北部与1905皮带顺槽工作面相

隔20米保安煤柱；南部与1909轨道顺槽相隔20

米保安煤柱。

工作面相应地面均为山坡农田，部分为沟谷，

回采对地面影有季节性河流，无任何建筑物。回采会导致地表裂

响缝、塌陷，经复耕后可以耕种，影响不大。

第二节煤层

本工作面

开采煤层，

通过掘进

时揭露分

析，该工

作面范围

煤层倾开采稳定

9#煤层、赋煤层结构硬度煤种

向角度煤层限度

存较为稳

定，可采

厚度为

2.2m左右。

具体（见

表）

煤层厚度

/m

2.0〜2.2m1//3

简朴2°-6°9#较硬较稳定

平均2.2m焦煤

1907工作面可采的9#煤属石炭系上统太原组，该煤层存

煤层情稳定，结构简朴，总体呈一单斜构造，属稳定的I类I

况描述型。

第三节煤层顶底板

（见表）

类顶底板

岩石名称厚度岩性特性

别名称

老顶石灰岩2黑色

煤

灰白色粘土质，顶

层顶

基本泥岩及砂质板属可垮落I类II

顶板4

顶板泥岩型

底

板

底伪底碳质页岩0.1~0.2灰黑色粘土质

板老底泥岩1.6灰黑色粘土质

9#煤层倾向西南，倾向角4°—7°o

附图1:工作面地层综合柱状图

第四节地质构造

1907工作面轨道顺槽在掘进时695m处揭露出301m长的陷落柱，但

无导水性。切眼距后庄采空区相隔50m保安煤柱，但在回采过程中必须

注意工作面顶板变化情况，加强支护。同时注意隐伏断层或陷落柱。因

工作面顶、底板为泥岩，回采时支柱会钻底，需配置木柱帽进行穿鞋，

对工作面生产没有过大的影响。（假如回采过程中揭露处隐伏陷落柱时,

另补充安全相应的安全技术措施）

第五节水文地质

一、水文地质概况

1.地表水

区域内地表水不甚发育，重要有井田西部的双池河与回龙河，属汾

河水系，二河流水流量较小，在雨季时流量增大，于双池镇南部汇合并

入段纯河，流经灵石县西部，于夏门镇南部孙家山汇入汾河。此外在井

田东部（行政区划属孝义境内）发育有一小河，流经灵石县西北部，于

夏门镇汇入汾河。蔡家沟煤力有限公司距汾河19km,汾河东岸灵石至南

关间出露奥陶系石灰岩，岩溶水水位标高530—590m。

2.含水层组

区域内含水层可分为三个含水岩组，现分述如下：

（1）、碳酸盐岩类岩溶裂隙含水岩组：区域内地表出露仅有中奥陶

统峰峰组、上马家沟组，而与其组成统一含水岩组的中奥陶统下马家沟

组则无出露。该含水层组含水丰富。

（2）、碎屑岩碳酸盐类层间裂隙岩溶含水岩组：由石炭系中统本溪

组、上统太原组、二叠系下统山西组组成，区域内广泛发育，为人畜吃

水的重要含水岩组。岩性重要由泥岩夹砂岩、灰岩、煤组成，厚iio一

140m,其中砂岩、灰岩为含水层，而泥岩、煤贝I为隔水层，底部本溪组

为重要的隔水层。

（3）、松散岩类孔隙含水岩组：该汗水组重要分布于河流两侧及低

洼沟谷的新生界底部地层，重要含水岩石为砂砍、砾石，而粘土则成为

隔水层，第四系一般含水极弱。

二、井田水文地质

1.地表水

蔡家沟（一坑、生产坑口）井田内无地表水体，在雨季时有短暂的

地表积水，但积水时间不长，对矿井开采不会导致影响。

2.含水层

井田内地形切割严重，沟谷纵横，地层构造简朴，新生界地层与下

石盒子组地层含水甚微，对煤层开采不会导致威胁。

（1）、奥陶系灰岩岩溶裂隙水

井田内无出露，区域资料表白该含水层富水性强，其上部峰峰组厚

约100—200m,岩性以泥灰岩为主，夹灰岩、白云质灰岩，具有上层滞

水，具有一定涌水量。上马家沟组厚约200—250m,下部泥灰岩厚40—

60m,是相对隔水层，中、上部为厚约140—190m白云质灰岩、灰岩，是

重要含水层，水量丰富。下马家沟组厚约150m,下部角砾状白云岩、泥

灰岩厚约40m,是相对隔水层，中、上部为厚约80—110m的灰岩、白云

质灰岩，是重要含水层，岩溶裂隙发育，水量较丰富。据区域资料蔡家

沟煤业有限公司距汾河19km,汾河东岸灵石至南关间出露奥陶系石灰岩,

岩溶水水位标高530—590m,井田内奥灰水位标高为560m,各煤层均位

于此水位标高之上。因此，井田内水文地质条件简朴，矿井水以大气降

为主。奥陶系灰岩溶水是重要供水水源方向。

（2）太原组及山西组层间裂隙水

井田内有零星出露，含水岩层重要为太地质学组底部的kl.砂岩、

k2.k3.k4灰岩，山西组底部的k7砂岩及太原组、山西组泥岩中所夹的

砂岩透镜体，因井田内及邻近井田均未施工水文孔，因此无法对其富水

限度作定量分析。从煤矿涌水量结合对井田内构造加以分析，推断太原

组及山西组各含水层富水性较弱。

（3）第四系松散岩类孔隙含水岩组

井田内的松散岩类重要为第四系中、上更统黄土，含水层为其底部

的砾石层，含水连续性差，补给条件不好。

3.地下水补给、迳流和排泄

（1）中、上更新统孔隙水，重要靠大气降水直接入渗补给地下水,

地下水运动方式重要为垂向运移，局部有少量水平移现象，其排泄为在

深要沟谷中以下聊泉形式排入沟中形成地表水，部分地下水被人工开发

运用也是一个排泄途径。

（2）碎屑岩类及碎屑岩夹碳酸盐岩类裂隙岩溶水，地下水补给来源

重要靠大气降水的直接入渗补给；靠上覆松散层中孔隙水的下渗补给；

靠地表水入涌补给。地下水多沿岩层层面流动，含水层裸露地表后以下

降泉形式排入沟中。井田内地下水沿裂隙运移渗入巷道形成坑道涌水。

4.隔水层

井田内隔水层重要为本溪组，厚度8.39-32.44m,平均17.00m,该

组内泥岩岩性致密、细腻，具有良好的隔水性能。另一方面，相间于各

含水层间的厚度不等的泥岩、粘土岩亦可起到一定的隔水作用。

三、工作面涌水情况

本工作面在顺槽掘进时已在底凹处打小水窝设立潜水泵排水，涌水对回

采影响不大。

第六节影响回采的其他因素

一、影响回采的

其它地质情况见绝对瓦斯涌出量：0.53m3/min；相对瓦斯涌出量：

表：（根据山西0.21m3/1

省煤炭工业局文

献关于吕梁市

2023年度30万

吨/年及以上煤

矿矿井瓦斯等级

和二氧化碳涌出

量鉴定结果的批

复）

瓦斯

煤尘爆炸指数9#煤尘具有爆炸性、爆炸指数50%

煤层自然倾向性自燃

地温危害无影响

冲击地压危害无

第七节储量及服务年限

一、工作面储量：

1.工业储量：(1205+1220)/2X120X2.2X1.35=432135(T)

2.可采储量：820X120X2.2X1.35X0.95=277635(T)

3.可采储量采出率：95%

二、工作面服务年限：820+75=11个月

三、停采线位置：停采线距南采轨道巷留设401n保安煤柱。

第二章采煤方法

本工作面为高档普采面，采用倾斜长壁后退式采煤法，采空区自然

垮落管理顶板。

1、根据煤层赋存情况，工作面9#煤层平均厚度2・2米，总体呈单斜构

造，属较稳定可采煤层。

2、为了提高矿井的经济效益，采用低煤层采煤方法可以提高矿井生产能

力和提高矿井回收座，增长矿井安全系数，减少人工劳动强度。

第一节巷道布置

一、采区设计、采区巷道布置概况：

9#采区主运送巷沿走向布置、方位角0。0'0",与主、副井构成简朴

的生产系统。北部为1905回采工作面，西部为三条采区大巷，南接1909

轨道顺槽，1907工作面由东向西推动。

二、工作面顺槽

工作面运送、回风巷及切眼所有沿煤层顶板掘进，两顺槽为矩形断

面、切眼为矩形断面，两顺槽设计高度2.6米，宽度3.2米，断面为

8.32m2,两顺槽均采用钢梁撑架支护;1907进风巷用于进风、运煤，1907

回风巷用于回风及运料。

三、工作面切眼

工作面切眼为矩形断面，设计高度2.2m,宽度2.6m,断面为5.72m2,切眼

位置在1907皮带顺槽1308m,停采线与采区轨道巷相隔40m保安煤柱。

采用锚网支护，用于安装采煤机设备连接两顺槽，形成通风、生产系统。

第二节采煤工艺

一、采煤方法

1.采高、循环进度

本工作面采用长壁后退式高档普采机械化采煤，采空区自然垮落法

管理顶板，拟定采高为2.2m,循环进度为0.6m。

2、本工作面采用定向长壁后退式所有垮落法机械化采煤方法，由

MG160-380型采煤机落煤，SGZ630/220型刮板运送机（工作面）、

SGB620/40T型刮板运送机（顺槽）运煤；DW（25）-300/100型单体液压支

柱配合DFB2600/300型口型梁支护顶板，自然垮落管理顶板。

3.落煤、装煤

落煤：MG160-380型采煤机落煤。

装煤：采煤机落煤直接装入刮板输送机，浮煤由人工清理到刮板输

送机输出。

4.顶板控制

根据煤层厚度和顶板情况，选用单体液压支柱配合兀型钢梁支护顶

板，采空区采用自然垮落。

二、回采工艺

割煤一移梁支护一移溜f清浮煤f移柱一检修f铺金属网(整理工

作面)

(1)采煤机进刀方式：

正常情况下，完毕一个循环后将机头(尾)刮板推动煤壁，推动刮

板长度为30nl左右；然后采煤机斜切进刀割通三角煤，并清扫干净三角

煤段浮煤，调整前部刮板，使采煤机平行于煤壁；调整采煤机方向和前

后滚筒高度，开始割煤循环作业。

此种进刀方法也可在上一班完毕作业后，停采煤机时直接将采煤机

头斜切进刀，以便下一班接班后便可开始割煤。

附图2：工作面进刀示意图

(2)移梁

机组割煤滞后3—5m开始依次移梁，移梁步距为0.7m,刀梁则要接顶

严实，顶板破碎时必须缩小支护间距，支柱初撑力必须290KN

(11.5Mpa),超前支柱初撑力不低于50KN(7Mpa)o

(3)移溜

(4)①机组割煤10—15ni后，即可移溜。移溜用移溜器进行，沿工

作面每隔4—5m安设一台移溜器，移溜时需从机头(机尾)或机尾(机

头)顺序移溜，移溜步距为0.6%推移溜时要平稳，并随时调整，使溜

则处在平、直、稳的状态，溜则弯曲段不小于15m,移完溜则后移溜器

必须回收。

(5)②推移刮板运送机机头、机尾：推移运送机机头、机尾必须在

运送机停机闭锁情况下进行。一方面检查作业地段周边顶板、煤壁及端

头维护情况，解决一切不安全隐患，并清理干净煤帮侧浮煤。推移时要

有专人指挥，作业人员必须站在安全地段。严禁硬推、硬顶、硬拉，防

止损坏过渡槽等，但推移必须到位。

(6)移柱：

采用DW(25)-300/100型单体液压支柱配合DFB2600/300型口型梁

交错迈步支护顶板。

三、工作面正规循环生产能力：

W=Lshrc

=120X0.6X2.2X1.35X0.95=203(T)

式中：W——正规循环生产能力，T

L------工作面长度m

S——正规循环推动长度m

h------采高m

r——煤的密度t/m3

c——工作面采出率95%

第三节设备配置

一、工作面设备配置见表

序数备

设备名称规格型号重要技术参数安顿地点

号

量注

米高1.6~3m,滚筒

MG160-380型

直径①1.60,载深

1采煤机1工作面

采媒机0.6m,电机功率

38QKW

工作面SGZ630/220型

21电机功率也KW工作面

刮板刮板运送机

单体液压DW(25)-300/10110支柱高度2.5m,

3工作面

支柱04

n型工作面端

4DFB3200/30020兀梁长度3.2m

钢梁头及超前

JT型

5DFB2600/300425n梁长度2.6m工作面

钢梁

6顺槽刮板SGB620/40T1电机功率4QKW运送巷

带宽800mm，带速

SSJ800/2X

7顺槽皮带12m/s,电机功率2运送巷

55KW

X55KW

流量200L/min,

压力31.5MPa,功1907回风

8乳化液泵BRW200/31.52

率125KW巷

流量320L/min,

压力lOMPa,功率1907回风

9喷雾泵BPW320/10M1

75KW巷

1907回风

10绞车JD—252功率25KW

巷

1907回风

11绞车JD—11.45功率11.4KW

巷

第三章附：工作面设备布置图

第四章顶板管理

第一节矿压观测

一、矿压观测目的及内容

目的：为掌握回采工作面及巷道矿山压力及其显现规律，选择合

理支护方式，拟定合理护巷参数，改善巷道支护提供科学依据，提高巷

道

支护效果。

内容：（1）工作面的支柱阻力；（2）顶板下沉量

2.矿压观测方法

对工作面两顺槽超前支护的单体支柱进行支承压力变化观测时采

用单体支柱测力计，在每个顺槽布置2个测站，每个测站相隔10m。每

个测站布置两条测线。测站布置在两柱相邻的支柱上，每个支柱的左右

两个单体支柱构成一个测线天天测读1〜2次，以测取支承压力影响范

围内工作面及巷道支柱载荷变化量。

运用掘进期间安装的顶板离层仪，每隔7天观测一次顶板离层仪。顶板

离层仪每隔100m安装1个。

3.观测仪器及工具

所需观测仪器及工具见下表:

现场测试仪器仪表配备表

测试仪器仪表型号数量重要测试项目

1.钢尺5顶板下沉、两帮收缩量

2..支柱测力计ADL-453支柱载荷

3,顶板离层仪12顶板下沉量

4.观测与监测起止时间

常规观测与监测工作面正常回采时跟踪进行，连续观测和监测顶板

离层仪的变化情况和单体液压支柱的初撑力

5.现场测试工作制度

(1)测站、测点的布置，顶板离层仪安装等工作必须认直仔细，布

置对的合理；

(2)测读时必须仔细，每次均应有两人同事测读；

(3)除了测读以外，要注意观测采空区顶板跨落、端面冒顶及煤壁

片帮情况，如发现异常数据，要分析因素；

(4)登记表格至少一式两份，井下一份，井上一份，观测当天整理

数据，不得涂改原始数据；

(5)采煤队长要向工人交代清楚，必须爱惜好顶板离层仪，并配

合好矿压观测人员；

(6)两巷超前支承压力观测的单体支柱作好标示，不得移动和升降。观

测的单体支柱假如必须移动，必须向矿压观测人员说明，并作好记录；

(7)注意安全，不可粗心大意。

6.对观测人员的规定

矿压观测结果的真实、对的与否，整个矿压观测的成功与否，与现场观

测队伍的素质有直接关系。所有人员必须发扬吃苦耐劳的精神，发扬严

厉认真，实事求是的作风，团结一致，互相协作，共同搞好观测工作，

除此之外，还必须组织在一起培训，系统学习矿山压力的基本知识，明

确观测的目的和内容，熟悉观测仪表的使用。

第二节顶板管理

1.顶板管理方法:

工作面采用DW—25单体液压支柱配合DFB2600/300n型钢梁，交错

迈步支护，人工放顶，3.4排控顶，采空区采用自然垮落法管理。

2.拟定支护间排距

根据采煤机截深拟定同步梁支护间距700mm,排距600mm。

二、端头两巷超前支护

1.端头支护

工作面机头、机尾端头支护形式为“四对八梁”，用单体液压支柱

配合3.2m兀型钢梁组成交错迈步走向抬棚支护，同步梁间距700nm1,交

错梁间距150mm.o在每根同步五型钢梁下靠近炫壁侧支设一根单体液压

支柱，柱距为700mm,或头、机尾各为四组同步走向抬棚。

2.两巷超前支护

回采工作面上下顺槽是设备集中，又是人员出入的安全通道，并且

开掘时间长，顶板围岩压力比较大，因此履着工作面的推动必须对工作

面两顺槽距回采工作面20m范围内进行超前支护。本工作面超前支护采

用3.2mn型钢梁配合单体液压支护，单体液压支柱距两端头距离为

400mm,两顺槽支设两排单体液压支柱，两排单体液压支柱距煤壁距离

为300mmo

三、工作面支护：

1.工作面基本支护

工作面基本支护由DFB2600/300JI型钢梁配给DW—25/300/100单体

液压支柱组成，工作面支护形式为对梁交错迈步式一梁两柱，端面距W

400mm，同步梁间中心距800mm，相邻两梁中心距400mm,迈步距600mm,

切顶带帽点柱中心距800mm0

2.特殊支架

①端头密集：

端头四对八梁每根超前梁后支设一根，与切顶线支成一直线。机头、

机尾各设五根。巷道切顶线支设带帽点柱，柱距300m

②刮板输送机压柱：

工作面输送机压柱支设在横档压座上，机头、机尾不少于2根。

运送巷刮板输送机机尾（头）打压柱，规定支设牢固可靠。

③护机点柱

工作面机组入刀处控顶距较大，每班生产结束时，应沿煤壁支设临

时支柱，柱距700mln,支设在超前梁下。

④俄柱：工作面回柱、放顶及初次来压时，为防止推倒切顶支柱或

使滞后梁前移，在滞后梁下采空区侧支柱内支设一排钺柱，俄柱与梁夹

角为75&,柱距800nlm,俄柱必须紧贴塌山打紧、打牢。

四、特殊条件下的支护：

假如工作面遇顶板破碎时，采用特殊支护：①根据工作面实际情况

可缩小支护间、排距;②在梁与梁间加设木背板（背板长800X150X50mm）；

③采用10#铁丝网进行铺网控制顶板④在工作面上下隅角空顶面积大

时，沿切顶支设两排切顶密集支柱，柱距300mm,并且在每根密集支柱

前支设一根钺柱。

五、支护说明

1.支护规定

（1）单体液压支柱和几型梁配合使用，支柱支在距五型梁端头的

1200mm和200mm处，形成正悬臂1200mm,倒悬臂200mmo

（2）每两对支柱中间加一根带帽点柱组成容集支柱。

（3）冗型梁与单体液压支柱接触要吻合，液压支柱手把面向工作

面，注液咀统历来采空侧，移梁必须严密接项，顶底板倾斜时，

支柱要有2—3。的迎山角。

（4）支柱所有使用防倒链，做到随摘随挂。

2.支护质量

a、排距600mm其偏差不得超过±1OOnun。

b、同步梁间距中心距800mm,偏差不得超过±100mm,

c、兀梁接顶要严密，若有空隙，用木柱帽或木背板垫实背严，保持

梁平，不得出现低头或射箭现象。

d、Ji梁垂直工作面布置，端面距最大不得超过3001nm,梁与梁互相

平行，前梁接顶严密。

3.支柱选型计算：

1.根据工作面设计采高及顶板的下沉量，拟定支柱最大，最小高

度。⑴

根据公式：Lmax—Mmax—b—2200—100—2100（mm）

Lmin=Mmin—sr—b—a=2023—128—100—1700=72(mm)

式中：Mmax一工作面最大采高2400mm

Mmin一工作面最小采高2023mm

sr一顶板在最大控顶距处平均最大下沉量mm

a一支柱卸载高度1700mm

b一顶梁厚度100mm

sr=nmR=0.02X2.0X3200=128(mm)

式中：n—顶板岩层系数0.02

M一最小采高2023(mm)

R一最大控顶距4.0m

根据上述计算结果，工作面选用DZ—25型单体液任支柱，其重要技

术特性，最大高度2400mm,行程500mm,工作截苛90KN,初撑力90KN

(211.5Mpa)o

4、支护强度校核：

(1)顶板压力计算：

根据同煤层矿压观测资料分析，工作面支柱所支撑的顶板岩层的重

量为8倍采高上覆盖的重量，由于所采煤层为近水平煤层，因此水平煤层

计算如下：

pt=8rh=8X2.5X2.2=44(吨)/m2

式中：r一顶板岩石家量2.5吨/m

h—煤层采高按最大采高2.4m

⑵支护密度计算

DZ-25型单体液压支柱工作阻力48T/根，则工作面单位面积上的

支护密度：Pt/30X85%=44/30X0.85=1.25根/m2

工作面循环进度为0.6m,则：柱距=1/(0.6X1.25)=1.33m

因此同步梁柱距拟定为0.7m完全满足安全规定。

六、控顶距及放顶步距的拟定：

(1)最小控顶距：3.4m

(2)最大控顶距：3.4+0.6=4.0(m)

(3)放顶步距：根据采煤载深为0.6m,拟定放顶步距为0.6m

(4)柱距为0.4,排距0.60m

七、初次放顶、末次放顶、回收安全技术措施

1.初次放顶

⑴工作面安装设备形成生产系统后，规定设备逐台进行试运转，对

出现的问题及时解决，经有关单位验收合格后开始初采。

⑵初采前，先按规程规定支设好工作面梁柱及端头特殊支护、两顺

槽超前支护，然后可以按工序进行第一循环推动，推动后先进行移梁支

护，移溜后紧靠拖缆槽支设移动支柱，支护排距700nun,间距600mm,第

二循环推动后按规程规定移梁支护。

⑶将支柱所有升起、刀梁要接顶，清理干净铲煤板与煤帮侧、人行

道内所有杂物，将工作面溜子调平调直，并推向煤壁，然后开始割煤。

⑷在割煤和放顶工作中，必须一方面检查并时刻注意顶板及周边情

况，若发现明显来压现象，必须停止割煤和放顶工作，加强对工作面支

架的维护。

(5)当工作面推动一段距离后，直接顶垮落高度达采高的1.5倍以上,

长度达工作面全长时，即可认为初次放顶结束。

根据开采经验，预计工作面初次来压步距为18m左右，周期来压步

距为25米左右。

(6)9#煤顶板岩性在作业过程中，必须进行观测，必要时进行强制放

顶，但必须在有措施，并在技术副矿长的批准下进行。

⑺初次放顶和正常放顶期间，支柱必须接顶严实，必须达成初撑力

90KN,保证泵站压力不小于20Mpa,并加强顶板支护，及时解决支柱串、

滴、漏液现象，及时移梁保证支护在最小控顶范围内。

⑻初次放顶期间，两巷出口及超前支护区域内，严把支护质量，

保证安全出口畅通。

⑼初采初放阶段须组织有关的领导现场观测，队长亲自指挥，安监

站、调度室、等有关科室派专人到现场指挥和监督，发现问题及时解决。

2.未采放顶、回收

⑴停采线准备：不准在周期来压压力大时停采，保证停采线直线

度。

⑵工作面距停采线，推动到最小控顶时，不进行移梁为回收作准

备。

⑶先拆除采煤机、工作面输送机，后拆除刀梁、单体液压柱。

⑷准备好一切备用的支护材料(松木柱、单体液压支柱)以及拆除

支护所需的器具。

⑸通道和梁间浮煤、浮砰要清理干净。

(6)停采回收期间要严把工程质量关，严格执行“敲帮问顶”制度，执

行“先支后回”的原则。

⑺拆除设备过程中，派专人跟班检查瓦斯，发现超限，立即采用措

施，且由有关科室跟班人员进行解决。

⑻未采回收期间，调度室、安监站等有关科室派专人到现场监督指

导，发现问题及时协商组织解决。

⑼停采时要另定专项末采措施及回收方案。

3.初次来压和周期来压的安全措施

⑴加强支护，增设密集柱；

⑵提高支护的稳定性，增设木垛、抬棚；

(3)采用多循环作业，加快工作面推动度；

⑷落煤后及时支护；

⑸采空区设信号点柱；

(6)周期来压期间要尽量缩小控顶距；

⑺应指定有现场经验的人员观测顶帮变化情况。

八、矿压参数表

单同煤层根据上一工作面压力情况预计

项目

位实列本工作面

直接顶初次垮落距步距m20

来压步距m18

最大平均支护

初次来mp1018

强度

压

来压不

来压显现限度

明显

周期来

来压步距m25

压

九、工作面支护材料数量的拟定

（1）兀型梁数量

A.工作面：

1204-0.35=343（根）

B.端头支护采用3.2m的冗梁17根。

C.超前支护：运送顺槽为2排，回风顺槽为2排。

运送顺槽：204-3.2X2=13（根）回风顺槽：204-3.2X2=13（根）

共需几梁26根。

D.备用Ji梁：

（343+17+26）X10%=39（根）

E、共需上梁425根

（2）单体液压支柱数量的拟定

A：工作面支柱数量：

343X2=686（根）

B：超前支柱

21X4=84（根）

C：端头支柱

16X3=48（根）

D：俄柱

1204-0.7=172（根）

E：根据工作面实际情况，经矿委会决定及查询有关资料，本工作

面采用双排密集柱支护，密集支柱柱距为0.1m。

密集支柱：13（根）

F：备用支柱

（686+84+48+172+13）X10%=101（根）

G：根据上述计算：本工作共需单体液压支柱1104根。

H：回柱器2把

T：端面距的拟定（根据煤矿开采方法第170、171所规定公式计算）

T=D-L1T=1400+100-1200=300（mm）

式中：T----工作面端面距

D——机道宽度1400nim（煤壁与输送机铲煤板之间间隙,

一般取50-150mm,本工作面取100mm；）

L1----支柱正悬臂1200mm

十、备用材料管理:

1.根据工作面所用材料的性能和特点进行合理储存和保管，做到保质、

保量、保安全存放在距工作面不大于50m。

2.合理码放。对不同的品种、规格、质量、等级的材料都分开，按

先后顺序码放，以便先进先出并挂牌管理。

3.材料码放要整齐，所有材料要明码标记，搞好存放地点的

环境卫生，经常保持清洁。

4.要经常检查、随时掌握和发现材料的变质情况，并积极采用

补救措施。

5.对机械设备、配件定期进行涂油或密封解决，避免因油脂干脱导

致性能受到影响。

十一、两巷回收

①上下两巷基本支护为锚杆钢带联合支护，距工作面煤壁20米范围

为双排走向抬棚支护（单体液压支柱配合2.6m长的n梁），随着工作面

的推动，两巷的支护材料，电缆钩等所有回收，按规定放到指定地点。

②两巷掘进时为半堞岩巷，揭底后使巷道底板比工作面低0.5m左

右,

因此随着工作面的推动，两巷浮煤必须在回柱放顶前清理干净。

第四章附：工作面支护示意图

第五章生产系统

第一节通风系统

一、通风系统：

本矿井采用中央并列抽出式负压通风方式，本工作面采用一进一回U型

通风方法，即皮带顺槽进风、轨道顺槽回风。全风压通风。

1907采煤工作面需风量计算

1907机采工作面需要风量根据气象条件、瓦斯涌出量、风速、工作

面人数进行计算，最后取最大值为该工作面需要风量，具体计算过程如

下：

1、采煤工作面按气象条件拟定需要风量，其计算公式为：

Q采二Q基本XK朱^XK反面长XK温二470（m7min）

式中：Q采----采煤工作面需要风量，m3/min；

Q基本——采煤工作面所需的基本风量，：n3/min；

K采高——采煤工作面采高调整系数，取1.1（见表1）;

K采面长一一采煤工作面倾斜长度调整系数，取1.2（见表2）；

K温——采煤工作面温度与相应风速调整系数，取1.2（见表

3）o

Q超本二60XV亲XS采X70%=60X1X7X70%=294（mVmin）

式中：Q基本一一采煤工作面所需的基本风量，n）3/min；

V采一一采煤工作面适宜风速，规程规定V采2lm/s

S采二采煤工作面平均控顶距X工作面实际采高二7m2,

采煤工作面平均控顶距二(3.8+3.2)/2=3.5叱工作面平均采高为2m

70%一一采煤工作面有效断面积系数

表1

采高(m)<2.02.0~2.522.5及放顶煤面

K呆哥11.11.5

Ko——采煤工作面采高调整系数及放顶煤工作面系数

表2

采面长度(m)80〜150150〜200>200

K长11.0〜1.31.3〜1.5

K长一一采煤工作面长度调整系数

表3

采煤工作面空气温度采煤工作面风速配风调整系数K遑

(℃)(m/s)

<201.01.00

20〜231.0〜1.51.00-1.10

23〜261.5〜1.81.10〜1.25

26〜281.8~2.51.25-1.4

28〜302.5〜3.01.4〜1.6

K温采煤工作面温度与相应风速调整系数

2.按照瓦斯绝对涌出量计算需要风量

根据《煤矿安全规程》规定，按采煤工作面回风流中瓦斯、二氧化

碳浓度不超过1%的规定计算：

Q采二100Xq采Xk^=100X0.94X1.26=119m7min

式中：

Q采---采煤工作面实际需要风量，m3/min；

q采一一采煤工作面回风巷风流中瓦斯（或二氧化碳）日平均绝对

涌出量（正常生产条件下，连续观测1个月，取月平均日瓦斯绝对涌出

量），取0.94m3/min（详见2023年度瓦斯等级鉴定批复文献）；

k采——采煤工作面瓦斯涌出不均衡系数，取1.26。（正常生产条件

下，连续观测1个月，日最大瓦斯绝对涌出量与月平均日瓦斯绝对涌出

量的比值）。

100——采煤工作面回风流中瓦斯浓度不超过1%所换算的常数。按

二氧化碳或其它有害气体的绝对涌出量计算需要风量，根据《煤矿安全

规程》规定，按采煤工作面回风流中不同有害气体的允许浓度并参照按

瓦斯绝对涌出量的计算方法执行。

3.按照工作面温度选择适宜风速进行计算；

Q祈60义V采XS采=60XI.1X7.4=488.4m7min；

式中：

Q采---回采工作面风量，m3/min；

V采——回采工作面风速，m/s,取1.0；

S采——回采工作面的平均断面积，m2,取

S采二(3.4+4.0)4-2X2.0=7.4m2

4.按照回采工作面同时作业人数计算需要风量；

每人用风4n13/min,按作业规程提供每班最多人数为30人，

则Q采=4X30=120//min；

5.按照风速进行计算；

15SVQ栗V240S

式中：

S---工作面平均断面积，m2,取7.4nV；

15S=15X7.4=lllm7min；

240s=240X7.4=1776m7min；

11lml/min<Q采=488.4min<1776m7min

从以上计算结果可知，1907工作面需要风量为488.4m3/min,

在生产过程中根据瓦斯涌出量的变化情况，在轨道顺槽回风口安装两道

调节风门，进行风量调整。

2.通风线路：

新鲜风流：地面->主斜井一管子道->1907皮顺绕道一1907皮带机头

-1907进风顺槽一1907工作面。

污风流：1907工作面一1907回风顺槽采区回风巷->总回风巷地

面。

说明:

(1)工作面必须以风定产，若生产过程中检测出瓦斯涌出增大，应

采用相应的措施；

(2)两顺槽受压力影响，断面缩小，巷道风速超限时，应根据实际

情况编写相关措施；

二、通风管理及安全措施

(1)保证通风系统的可靠，根据瓦斯浓度合理调整风量，坚持“以

风定产

(2)工作面投产前，必须经“一通三防”专项验收。通风、防尘

、监控、压风等系统必须完备，通风人员必须配备符合规定，风量

必须达成计划指标，由矿通风部门提交验收报告，经技术矿长组织有关

部门初验，方可进行生产。

(3)爱惜通风、防尘隔爆设施，严禁破坏。

(4)两巷材料堆放整齐，挡风墙、风门前后5m内与密闭墙前5米

内严禁堆放物料和其他杂物。

(5)工作面系统内的所有风道必须指定专人进行检查，对于失修巷

道，矿领导及时组织有关人员予以修复。

(6)加强工作面二下隅角瓦斯管理，发现瓦斯超限立即采用措施,

设立风幢等措施。严格瓦斯及其他有害气体的管理制度，严禁瓦斯及其

他有害气体超限作业。

(7)工作面每旬必须至少进行一次风量测定，如现场发现工作面风

量局限性，必须立即停止工作面的生产，报告调度室指派有关人员查明

因素，采用相应的措施进行解决，直至工作面通风风量满足规定后方可

恢复工作面生产。

（8）加强对巷道维修及采面上下出口和超前段的支护管理，保证其

断面满足最大风量需要。

（9）工作面重要进回风巷的每个联络巷，必须砌筑永久性挡风墙,

需要使用的联络巷，必须安装两道连锁的无压风门。

（10）控制风流的风门、风墙、调节风门、风窗等设施必须可靠。

（11）工作面投产后，通风科要根据实际瓦斯涌出量，重新核定风

量，做到以风定产，严禁超通风能力生产。

三、风门管理及安全措施

（1）施工队组人员运送材料或行人时，严禁同时打开两道风门，必

须随手关闭。

（2）风门损坏时工作人员必须及时解决，尽也许减少风门漏风，并

及时报告调度，告知通风部门修复。

（3）下料人员人力推车过风门时，严禁用车撞风门。

（4）瓦斯员或风门修理工每班至少检查一次风门情况，发现风门

漏风或其他问题及时进行解决。

（5）要指定专（兼）职人员看管风门，人员通过风门后，必须及时

关严风门，不得同时打开两道风门。

（6）不应在倾斜运送巷中设立风门，假如发立风门，设专人管理，

并有防止矿车或风门碰撞人员以及矿车碰坏风门的安全措施。

四、瓦斯防治及安全措施

1.工作面必须设两名瓦检员，一名瓦检员跟机作业，一名瓦检员巡

回检查，每班至少检查3次，瓦斯检查点着重于工作面上隅角和电器设

备附近以及回风巷的电器设备附近，瓦斯检查牌板应及时填写并做到三

对口。

2.加强对工作面瓦斯的检测，甲烷传感器布置在巷道的上方，垂直

悬挂，距顶板不得大于300mm,距巷帮不得小于200mm。传感器至少每

隔10天调校1次，工作面必须实行瓦斯电闭锁°

3.班组长以上干部以及特殊工种下井必须带便携式瓦斯监测仪，随

时检查瓦斯；如局部瓦斯超限，要及时解决。

4.入井人员必须佩戴自救器，并纯熟掌握使用方法。

5.瓦斯探头悬挂位置必须符合规定，冲洗时不要将水洒在探头上。

6.任何人不经允许，严禁电器设备的保护装置和瓦斯断电仪，更不

准将探头埋住或堵塞，一经发现要严厉解决。

7、当工作面回风巷回风流中瓦斯浓度达成1%时，或工作面风流及

上隅角瓦斯浓度达成1.5%时，必须停止工作，撤出人员，切断电源，进

行解决。

8、工作面所有人员必须加强学习，掌握瓦斯管理、顶板控制及采空

区管理的有关知识，提高自身防范能力。

9、严格执行《煤矿安全规程》第一百三十八条一一第一百四十一条、

第一百四十九条的规定。

10、严禁损坏瓦斯监测专用电缆线。

11.监测系统必须由专人进行维护，保证系统灵敏可靠。当瓦斯超限或系

统报警时，要按规定安排撤人，并及时查明因素，进行解决。

五、综合防尘系统

㈠、防尘管路系统

1.地面设有500nl3的高位水池，通过①4寸、3寸、2寸等管道通至

井下各重要大巷以及工作面实现静压洒水。

2、皮顺设一趟2寸防尘管路，回风巷设两趟2寸防尘管路，每隔50m

设一三通，保证水源、水压。天天冲刷一次巷道，减少积尘。

㈡、防尘措施

1.对工作面回风巷每班冲刷一次，进风巷每日冲刷一次，工作面及

其他部位应每班冲刷一次。

2.采煤机内外喷雾：规定喷雾嘴完好不堵塞，内喷雾压力不小于

2MPa,外喷雾压力不小于1.5MPa,如内喷雾装置不能对的喷雾，则外喷

雾必须覆盖滚筒，水压不得小于4MPa,无水或喷雾装置损坏时必须停

机。

3.在皮带巷各转载点设立喷头。皮带巷进水管每50m设一三通，供

消防洒水用，回风巷每隔50m设一闸阀供消防洒水。并备有25nl消防软

管。进风巷距工作面30nl范围内处始终设立一组全断面净化水幕，第一

回风巷和第二回风巷距工作面50nl范围内各设立两组全断面净化水幕。

4.设专职防尘员、对电气设备及电缆、支架、管线定期清扫。工作面

运送巷、回风巷、行人巷天天洗尘一次，工作面运送巷、行人巷、回风

巷距采煤工作面20m范围内的巷道及工作面必须每班洗尘一次。

5.作业人员割煤时要佩戴好防尘口罩，减少吸入肺部的煤尘，搞好

个体防护。

6、通风科定期检测工作面的煤尘含量，并及时向有关领导、部门报

告。

附图：工作面综合防尘系统示意图。

㈢、隔绝瓦斯、煤尘爆炸措施

1.在工作面进、回风巷各安设一组隔爆水棚，隔爆水棚距工作面

60〜200m范围内。

2.严禁同时打开两道风门，防止风流短路，风门必须闭锁，风门前

后5m不得堆放杂物。

3.风桥处巷道净断面不得小于原设计的80%。

4、进回风顺槽天天设专人冲洗巷道，清理浮煤。

六、防灭火

1.消灭一切外因火源，机电设备包机到人，责任到人，杜绝电器失

爆。

2.在采煤工作面机头、机尾、泵站、带式输送机机头处，油脂库必

须设立一定数量的沙箱、灭火器。沙箱中的沙子要干燥无杂物，灭火器

必须保存完好但是期。

3.工作面运送巷、人行巷、回风巷所有电器开关必须上架，与煤壁

之间放置绝缘材料，严禁在电气设备周边堆放可燃物料。

4.工作面运送巷、回风巷存放背板、圆木的地方，应距存放油桶及

安设电气设备处保持不小于20m距离。

5.井下严禁存放汽油、煤油、变压器油，空油桶要及时升井。

6.加强对设备的维护、保养及时添加和更换润滑油，防止机械磨擦

生热，电机、减速机处要经常清理周边的浮煤，保持良好的散热环境。

7、井下所有人员必须纯熟掌握灭火器的使用方法，达成纯熟操作。

8、当发生火灾时，现场人员要保持冷静，准确判断火势的大小和范

围，采用有效的灭火方法，控制火势，扑灭火源。若无法扑灭和控制火

势时，要立即组织人员按避灾路线撤离火区，并及时报告矿调度室。

9、当电气设备着火时，必须先切断电源，再进行灭火。在未切断电

源的情况下，灭火只能用不导电的灭火材料灭火。

10、灭火时，应遵循由边沿向火源中心的原则，灭火人员要站在进

风侧灭火。

11.用水灭火时，要有足够的水源，水流应从火区外缘向中心喷射，

严禁直接用水喷射高温火源中心，防止产生水煤气爆炸和蒸气伤人。

12.灭火期间必须有专人负责对瓦斯、一氧化碳及有毒气体浓度检测,

采用可靠的防止瓦斯、煤尘爆炸和人员中毒的措施。

13,工作面必须保持沿底推动，不留底煤，同时采空区侧的浮煤必

须清理干净。

14、通风员对工作面及两巷经常测量C0浓度，发现超标及时向矿调

度室及通风科报告，并立即撤人至进风流中，采用防治措施。

15.各带式输送机机头前后两端201n范围内必须用不燃性材料支护。

16.严禁采用可燃性材料搭设临时操作间、休息间。

17、严禁使用灯泡取暖。

18、井下使用过的润滑油、棉纱、布头和纸等，必须放在盖严的铁

桶内；用过废弃的，由专人定期送到地面解决，不得乱扔。严禁将剩油、

废油泼洒在井巷中。

19、工作面回采结束后，必须在45天内进行永久性封闭。

七、通风安全监测系统

（1）瓦斯监控设施的安设和管理

1909普采工作面安设KJF168监控分站一台，且必须安设在进风巷

道中，同时配备甲烷传感器4台，馈电传感器1台具体安设位置如下

瓦斯监控设施安设管理表

瓦斯传感器

报警浓度断电浓度复电浓度断电范围

设立位置

工作面及其回风巷内所

21.0%21.5%<1.C%

J1上隅角有非本质安全型电气设

CH4CH4CH4

备

工作面及其回风巷内所

J2回风巷工21.0%21.5%<1.C%

有非本质安全型电气设

作面CH4CH4CH4

备

工作面及其回风巷内所

J3乳化泵21.0%CH4^1.0%CH4<1.0%CH4有非本质安全型电气设

备

工作面及其回风巷内所

J4回风绞车^1.0%CH4>1.0%CH4<1.0%CH4有非本质安全型电气设

备

(2)瓦斯监控设施的的安设以及规定

L安全监控设备之间必须使用专用阻燃电缆连接，严禁与调度电话

线和动力电缆等共用。

2、安全监控设备的供电电源必须取自被控尹关的电源侧，严禁接在

被控开关的负荷侧，宜为井下安全监控设备提供专用供电电源。

3、甲烷传感器应垂直悬挂，距顶板、顶梁不得大于300mni,距巷道

侧壁(墙壁)不得小于200mm并应安装维护方便，不得影响行人和行车。

4.每隔10天必须对甲烷超限断电闭锁和甲烷风电闭锁功能进行测

试。

5.井下安全监测工必须24h值班，天天检查煤矿安全监控系统及电

缆的运营情况。使用便携式甲烷检测报警仪与甲烷传感器进行对照，并

将记录和检查结果报地面校验室。当两者读数误差大于误差时(0-1%.

±0.1；1-2%,±0.2；2-4%,±0.3)

6.井下管理人员发现便携式甲烷检测报警仪与甲烷传感器读数误差大

于允许误差时，应立即告知安全监控部门进行解决。

7、低浓度甲烷传感器经大于到CH4的甲烷冲击后，应及时进行调校或

更换。

8、电网停电后，备用电源不能保证设备连续工作lh时，应及时更换。

(3)安全监控设备的检修、拆除安全技术措施

1.所有安全监控设备拆除或检修前，必须制定具体的安全技术措施,

并报矿技术副矿长批准。

2.安全监控设备的供电电源必须取自被控开关的电源侧，严禁接在

被控开关的负荷侧。

3.拆除或检修与监控设备有关联的电器设备，需要检测设备停止运

营时，必须报告矿调度室，并制定安全措施后方可进行。

4.作业人员必须爱惜监控设备，所有拆除出的安全监控设备必须立即升

井，并且监控设备拆除时必须向煤炭局以及相关部门报告，并以书面形

式报告。

5、其他未尽事宜，严格执行《煤矿安全规程》之相关规定。

附图：监控系统布置示意图。

第二节排水系统

1907回采工作面因位于采区东南部有低凹现象，在生产过程中存在

少量积水。

一、排水方法

1.根据实际情况，如两顺槽内有积水时在进、回风巷低洼处靠非采

煤帮侧各打设两个容量不小于5m3的水窝，配设小水泵，铺设两趟2寸

排水管路排水，两巷各备一台备用风动泵。

2.水泵、水管设专人负责、维护。

二、排水路线

工作面一1907进风巷一1907进风绕道一中央水泵房与采区皮带巷绕

道f中央水泵房地面

工作面一1907回风巷一采区回风巷一贯眼一轨道上山一中央水仓一

地面

附图：排水系统示意图。

第三节供电、运送系统

一、运送系统：

1.运煤系统

工作面刮板输送机(SGZ630/220)-1907顺槽刮板(SGB-620/40T)

f1907顺槽皮带输送机(SSJ800/2X55KW)采区皮带输送机

(68QSJ100/63/2X75)一煤库

2.运料系统

采区轨道运送系统由3台JD—11.4型调度绞车等运送设备构成。

二、工作面机械设备配置：

采煤机：MG160-380型

顺槽刮板机：SGB-620/40T

工作面刮板机：SGZ620/220

皮带输送机：SSJ800/2*55

乳化泵：BRW200/31.5

喷雾泵：BPW320/10M

调度绞车：JD-25

调度绞车:JDTL4

三、供电系统：

（一）供电系统

LKB