小型煤矿高档普采工作面

爆炸指数

为10．93％，以往生产过程中未发生过煤尘爆炸事故。二1煤层有自燃倾向性，本矿曾发生过煤层自

燃，其自然发火期为5个月。

地温冲击地压和应力集中区，根据运输巷、回风巷、开切Itl曼x：作面温度一般为20。--21。，掘进开

切眼和运输巷时顶板前方有煤炮声，支架压裂响声，地鼓等现象。有时出现片帮或塌落现象，煤层产

生明显震动，伴有巨大响声的矿震现象。 地质建议：

(1)在回采过程中经过断层及其破碎带时，要加强工作面及回风巷的瓦斯检查，预防瓦斯大量涌

出，工作面的液压支柱要加固加牢，对压力增大地点要加密支护，顶板采空区用大荆笆背严背实。

(2)顶板冒顶部分用圆木背牢架实，采空区大面积不垮落地段强制性放顶，防止大面积垮落。

(3)工作面每推进20 m探测顶底板煤层厚度，推断工作面煤炭准确储量和回采率。 (4)对工作面底板涌水地段应及时疏通水沟，将水流到临时水仓并及时排出，记录该地点的涌水

量。

(5)夹矸地段和薄煤带在图纸上做出准确记录。

第七节储量及服务年限

该工作面走向长380 m，倾向长l20 m，平均煤厚4．0 rn，煤层视密度为1．36 t／m3，工业f渚量为

24．81万t．可采储量为23．57万t。 584

工作回服务年限为ll个月。

第二章采煤方法

该工作面煤层平均厚度为4．0 m，煤层倾角27。左右，顶板易垮落，采用单一走向长壁采煤

法。

第一节巷道布置

磴槽煤矿分为东西两个采区，东采区的皮带井为全矿的提煤运输井，东西采区各自有提矸运料

井，两采区分别有独自的进风和回风井。东采区的皮带井和提矸井作为东采区的进风井为东采区的采

掘工作面提供新鲜风。+125 nl水平运输大巷担负西采区和67101工作面运煤任务。+175 m水平岩

巷和东回风斜井为采区回风、行人服务。皮带井和运输大巷使用带式输送机运输，提矸井使用3 t箕 斗提矸运料。

工作面运输巷、回风巷使用矿用工字钢支护。巷道断面规格为上净宽2．0 m，下净宽3．0 m，净

高2．1 m，净断面5．25 m2，运输巷布置在+125 m水平煤层底板上，距+125 m水平岩巷的

水平距离

为50 m左右。回风巷布置在+175 rn水平煤层底板上，巷道求平不求直，始终保持+0030 7坡度，主

要用于运料、回风、行人。运输巷求直不求平。每隔80 m保持一条直线，主要用于运煤，进风和行

人，巷道铺设40 t的刮板运输机运煤。开切眼断面规格为上净宽l．8 m，下净宽2．8 m，净高2．0 m，

使用矿用工字钢和单体液压支柱支护。开切眼距提矸井西450 m，方位与提矸井方位一致为359。50 7。

皮带井和提矸井在+175 m水平和+125 m水平各有两条绕巷，巷道为半圆拱形断面，使用锚

矸、喷浆支护，巷道净宽2．8 m，净高2．5 m，净断面6．1 m2。+175 m水平绕巷主要用手运料、行

人使用。+125 nl水平绕巷主要用于进新鲜风和行人。皮带井和提矸井在+175 m水平和+125 m水

平正上方各有一个煤仓，使用锚喷支护。皮带井煤仓转载煤炭使用，提矸井煤仓转载矸石时使用。

67101运输巷每隔80 m有一石门巷道与十l25 m水平运输大巷相连，石门巷道长50 m，断面规

格为净宽2．8 m，净高2．5 m的半圆拱。坡度为2。30 7，主要用于转载运输、进风和行人。 67101工作面巷道布置图见附图3(比例l：2 000)(略)。

第二节采煤工艺

该工作面用爆破落煤和放顶煤工艺，其工艺过程为：工作面分成三段，一段在一个班内工艺流程

为：打炮眼一移置输送机一爆破落煤一修理歪扭棚一打铰接顶梁支护顶板一人工装煤一刮板输送机运

煤一升单体液压支柱，同时工作面另一段进行工作为：派人回柱放顶，打眼注水，打炮眼。下一班工

序与上一班相同，爆破落煤采高为2．0 m，放顶煤放至大块矸石流出为止。每天一个循环，一个循环

推进l．2 m。

一、爆破落煤 。

打眼工提前5 h下井到工作面打眼。用两台煤电钻分段同时打眼。炮眼角度为：炮眼与煤壁夹角

为85。～90。，顶眼仰角为5。～l0。，底眼在垂直面上向底板方向保持l0。～20。的俯角，为了避免崩翻

输送机，底眼眼底高出底板约0．3 m，底眼眼底的爆破最小抵抗线位于输送机上部水平面以上。为了

不崩倒支架，使水平方向的最小抵抗线朝向两柱问的空档。

炮眼布置方式：炮眼采用三花眼沿倾斜方向布置，这样爆破装煤效果及抛到采空区的煤较少，打

眼劳动强度低，炮眼深度1．2 m，装药量根据煤质而定。一般情况下顶底眼装药量为300 9，煤软时，

每个眼可装药l50 9，每个炮眼封泥长度不小于0．6 m。

爆破方法：采用串联法连线，严禁采用并联连线爆破。一次装药一次起爆，禁止一次装药分次起

爆，为了保证输送机不被爆破落煤压死。每班炮眼分两次起爆，一次起爆的长度为20 rn。 二、装煤与运煤

工作面采用SGW一40T型刮板输送机运煤，在单体液压支柱及铰接顶梁所构成的悬壁支架掩护

下，输送机移到第l、2排之间。爆破落煤后开动输送机把爆破后落在输装煤。在班干部陪同下回收

采空区的放顶煤，每10 m放三个溜煤El，利用熘煤槽使煤直接溜到输送机上运出工作面。 三、工作面支护和采空区处理

工作面使用单体液压支柱和铰接顶梁支护。采用正悬壁齐梁直线柱布置，最大控顶距为4排支

柱，最小控顶距为3排支柱，排距为1．2 m，柱距为0．55 m。

当工作面推进到第四排支柱时，对采空区处理进行回柱放顶，使采空区直接顶直接垮落。并且使

用大荆笆堵住矸石，防止垮落矸石滚到工作面。

四、放顶煤工艺

(1)煤层厚度0．5～7．0 m之间，平均厚度4．0 m，工作面采2．0 m厚的煤，放煤厚度为0--5

m，即采放比为l：2．5。

(2)工作面每推进l．2 m，进行一次放顶煤，即放煤步距为1．2 m。

(3)工作面采用低位单轮，间隔多口放煤，即沿工作面倾斜方向，每lo m距离分三个放煤口，

放煤口与槽沿平齐，开El规格0．4 m×0．4 m，开口间距2．5～3．0 m。 (4)距下端出El 5 m，不放顶煤，上端放煤要按工作面要求放净。

(5)初次放顶煤，在初期来压以后开始放顶煤，即工作面推进到l3--15 m以后，工作面推进到

停采线以后，停止放顶煤。 五、正规循环生产能力 W=L X S×h×7×c

式中W——工作面正规循环生产能力，t； L——工作面平均长度，l20 m； S——工作面循环进尺，l．2 m； ^——工作面设计采高，4．0 m； y——煤的视密度，取1．36 t／m3； c——工作面采出率，93％。

代人数据，计算得工作面正规循环生产能力为728．5 t。

第三节设备配置

工作面使用MZ一1．2型煤电钻打眼，选用DZ22型单体液压支柱和HDJA一1200型铰接顶梁支

护，荆笆和川杆背顶，采空区用大荆笆背帮。使用40T和40TX型刮板输送机送煤。 第三章顶板管理 第一节 支护设计 一、工作面支护设计

参考本矿同煤层矿压观测资料，选择本工作面矿压参数。工作面合理的支护强度： P。=9．81h×7×走

式中 声。——工作面合理的支护强度，kN／m，； ^——采高，2．0 m；

)，——顶板岩石重力密度，2．5 t／m3；

志——工作面支柱应支护的上覆的上覆岩层厚度与采高之比，一般为4～8，该处取6。 经计算得 声：=294．3 kN／m2 1．单体液压支柱实际支撑力

Rt 2愚g×尼。×愚b×kh×愚。×R 式中 R。——单体液压支柱实际支撑力，kN； 尼。——支柱工作系数，0．99； 足。——支柱增阻系数，0．95； “——支柱不均匀数，0．9； 志h——采高系数，1．0； 志。——倾角系数，0．9；

R——支柱额定工作阻力，300kN。

经计算得 。R+=228．5 kN 2．工作面合理的支护密度

咒=P。／IR。=294．3／228．5=1．29根／m2 3．工作面支柱距、排距 口=(N·S)／(Nb+F)

式中 N——工作面支柱排数，4；

S——每根支柱的支护面积，l／1．29 m2： F——机道上方梁端至煤壁距离，0．6 m。 N6——铰接顶梁长度，4．8 m；

圣计算得＆=0．57 m。

根据以上计算的支护强度，工作面问距、排距确定工作面选用DW22型单体液压支柱和HDJA一

．200型铰接顶梁支护顶板。 二、乳化泵站设计

泵站及管路选型：乳化液泵站选在+175 m水平输送带井绕巷处，管路选用直径为19 ITlrfl的铁管。

泵站使用规定：

(1)泵站必须安放平稳，固定牢固，停放在顶板完整，无片帮、无淋水处。

(2)坚持使用乳化液浓度配比仪，乳化液浓度必须保证2％～3％，曲轴箱内润滑油合格，油位

笙油位线之间，油槽内润滑合格，油绳放置合理，并有合格的过滤网。 (3)泵站压力表动作灵活，压力达到额定值，必须保证不低于18 MPa。 (4)泵件、泵箱、液压管路无漏、串液现象。 (5)曲轴箱内温度不得高于50。，不低于5。。 第二节 工作面顶板管理

一、工作面支架布置方式

(1)工作面选用DZ22型单体液压支柱和型铰接顶梁支护顶板，按顶梁悬挂方式布置为齐梁中心