-120大巷煤柱面作业规程

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
第二节煤层
煤层情况表表二
煤层顶底板情况表表三
第四节地质构造
该面煤层倾向N3°W～N29°E，走向变化不大；煤层倾角为12°～23°，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
f5SE42～5464～77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 m³/h。

后随采动裂隙的压实，过水量稳定为30 m³/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 m³/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 m³/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 m³/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 4.03～6.02m，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。

⑴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50～60°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》)
１、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 1.44MPa
M ---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 2.26MPa
M---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5m³/h，顶板淋水1 m³/h。

2、最大涌水量：为正常涌水量的2倍，即为12m³/h。

3、一点五灰突水量
用比拟法预计该面五灰最大突水量：
⑴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 m³/h S1=40.26m Q2=170 m³/h S2=23.65m
据公式：
2
1
Q
Q
=
m
S
S
2
1
将以上数据代入公式，得m=2.1
⑴计算
据曹庄矿9106工作面突水资料：Q1=220 m³/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：
2
1
Q
Q
=
m
S
S
2
1
Q2=220÷21
76
.
109
26
.
40
=355 m³/h
故五灰一点最大突水量预计为：Qmax=355 m³/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Φ380mm。

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5～8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
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12°～23°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10—2，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4.59～10.30m。

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×1.3
＝62800×1.83×1.3＝149401吨。

2、可采储量＝工业储量×工作面回采率工作面回采率为95%
＝149401×95%＝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5.4m²。

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 m²。

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 m²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10～15m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DZ1.6～2.5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。

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
67 80-85 5-8
／
1.2 0.3
／
1.2 Ⅱ 300
20.1
毫秒延期
5
77
77
≥0.5
腰 眼
14 80-85
／
／
1.2 1.0
／
1.2 Ⅱ 300
4.2
毫秒延期
1
14
14
≥0.5
底 眼
14 80-85
／
10-15 1.2
／
0.5 1.2 Ⅱ 450
6.3
毫秒延期
3
14
14
≥0.5
放顶眼
80
45-60 70-80
／
1.8
／
／
1.0 Ⅱ 750
60
毫秒延期
2
175
175
≥0.5
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
5、顶板管理
工作面煤层厚度1.5m～2.2m，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。

DZ1.6～2.2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（2×5）m2，如不冒落要实行人工强制放顶。

附图４：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
W＝Ｌ×Ｓ×h×r×Ｃ =80×1.0×1.83×1.3×0.95=181（ｔ）
式中：W －－每个循环产量，t；
Ｌ－－工作面倾斜长度，平均80m；
Ｓ－－工作面每刀截深，1.0m；
h －－采高，平均1.83m；
r －－煤的容重，1.3ｔ／m3；
Ｃ－－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：1.3～2.5m
电机功率：150kW
滚筒直径：1.0m
截深：1.0m
牵引速度：0～6m/min
采煤机的实际生产能力为：
Q c=60 v c S M γ C O
=60×2.5×1.0×1.0×1.3×0.95
=185t/h
式中： Qc ——采煤机的实际生产能力，t／h；
vc ——采煤机的实际牵引速度，一般普采为0～6m／min；取2.5m／min；
S ——采煤机的截深，1.0m；
M ——采煤机滚筒直径（包括截齿），1.0m；
γ ——煤的实体容重，1.3t／m3；
C O——工作面采出率，C O = 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：2×75kW
运输能力：250t/h
溜槽尺寸：1500×630×185mm
三、运中巷刮板输送机
按照运输能力要求，运中巷选用２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：1500×620×175mm
四、皮带
按照运输能力要求，运中巷选用1部DSJ－80/2×30吊挂式胶带输送机，其主要技术参数如下：电机功率：2×30kW
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：26～62m/min
绳容量：250m
外形尺寸：1100×765×730mm
JD-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：46～84m/min
绳容量：400m
外形尺寸：1438×1217×1255mm
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：0.08～0.12m/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：1995×680×815mm
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
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
㈠、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
㈡、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 ×γ×k
＝9.81×1.83m×2.5t/ m3×6
＝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；
γ —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4～8，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
2
3、经比较工作面合理的支护强度取最大值Pt =314.15 kN/ m2。

㈢、支柱实际支撑能力计算
Rt ＝ K g×K z×K b×K h×K a×R
＝0.99×0.95×0.9×0.95×0.95×294kN
＝ 224.59kN
式中：R—DZ2.0～2.2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
㈣、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
㈤、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0.5×2=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。

Φ≥200
) /(Q Rtπ
式中：Φ—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）
Φ≥200
)5.
22
14
.3
/6.
28⨯
（
Φ≥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14～18m，初压步距18～24m，周压步距9～13m。

工作面初压前采用4～5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3～4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
㈠、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Φ16mm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：37kW
2、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
㈡、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。

㈢、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2％～3％。

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 1.5～2.2m，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DZ1.8～2.5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。

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6～8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
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。

公式：
L=ta
n
（α
-θ）
θ
=θ
/7±
0.5
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
θ----支柱迎山角
α----煤层倾角，度
7-----取6～8的平均数（作业规程规定支柱支设时6～8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
㈠、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2～3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。

㈡、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。

㈢、其它有关安全距离。