煤矿工作面巷道布置说明书

目录

第一章采区开采范围及地质况 (1)

第二章采区地质、工业和可采储量 (1)

第三章采区参数及区段的分 (3)

第四章采区巷道布置 (4)

第五章采煤方法及回采工艺 (7)

第六章采区生产能力及服务年限 (8)

第七章采区生产系统 (10)

第八章安全措施 (11)

第九章附图

第一章 采区的开采范围及地质情况

一. 采区的位置及开采范围

某采区位于某某矿二水平左翼，东以（如图附图一）号勘探

线为界北以某煤层露头为界，西以（如图附图）号勘探线为界，南以

矿井边界走向长度1650m ，采取平均倾斜长度1000m 采区内有1#，2#

两层煤，煤层倾角16度，采区内部分位置的煤层倾角有变化。

根据临采区揭露的资料显示，本采区构造简单。1#煤层平均厚度

2.23m 煤的密度为1.97t\ m 3为稳定煤层，煤质中硬，底板中硬，节

理发育较低，自然发火期短，伪顶直接顶岩性比较硬。

2#煤层平均厚度2.48m 煤层的密度为1.74\ m 3

.为稳定煤层，煤质中硬，底板硬，结构简单，节理发育地，自然发火期短，伪顶直接

顶岩性比较硬。1#煤层和2#煤层间距5.1m

地质构造：煤层赋存稳定，地质构造简单，但出于中等褶曲内，

对采掘工作造成一定的影响。

煤层露头距地表有39m 的泥土，地表比较平坦。

第二章 采区地质、工业和可采储量

一. 采区地质、工业和可采储量计算

1. 采区地质、工业储量计算

t

1393328069043207028960 1.74)2.481000(16001.97)2.231000(1600 R M I L R M I L Q 22221111=+=???+???=+???==）

（）（工地Q

式中：

Q 地 、 Q 工 —— 地质储量和工业储量

L —— 采区煤层走向长 m

I —— 采区倾斜长m l= α

sin H = 585 m α —— 煤层倾角为20°

M —— 煤层厚度 （因煤厚为2.2 m 可采故Q 地 = Q 工）

r —— 煤的容重

2. 采区可采储量计算

t

64.1114 0.81393.3 C

万工可采=?=?=Q Q

式中：因M = m 故取值同上一样 c 取0.8

第三章 采区参数及区段的划分

一. 采煤面斜长的确定

1.区段煤柱的确定

采区倾角16°，煤厚2.2 m ，顶板为属Ⅱ类中等稳定。

2.区段平巷（风巷、机巷和运巷）设计宽2.5 m ，高2.2 m 。

4.采区煤层赋存稳定，地质构造简单，无大的断层，结合湖南

矿实际情况，采煤面斜长设计为235 m 。

5.采区边界煤柱留设10 m ，采区两边各留5 m 。

三. 区段斜长、标高及区段数目的确定：

1. 区段数目的确定：采区斜长1000 m ，结合湖南矿井的实际

情况，采煤面斜长设计235 m，采区划分为4个区段

3. 各区段平巷标高计算：

①第一区段风巷标高为+40,运巷标高:

H = L斜长×sin20°

= 235×sin16°

= 64 m

h= 40 –64 = -24 所以第二区段运巷标高为-24，根据经验取-20。下面标高计算同上。

②第二区段运巷标高：-84，取-80；

③第三区段运巷标高为-144，取-140；

④第四区段运巷标高为-204，取-200；

第四章采区巷道布置

一. 采区上山位置、条数、间距、长度、坡度、断面形状及支护

方式

1. 两套设计方案对比：

方案一：布置两条岩石上山，岩石上山布置在稳定的岩层中，有利于巷道的维护，降低维护费用，服务年限较长，但是该采区是中厚煤层，服务年限也不长，因此布置两条岩石上山在经济上是不合算的。

方案二：双煤上山，由于该煤层是中厚煤层，赋存也比较稳定，瓦斯涌出量不高，道费用低、速度快、联络巷工程量少，生产简单，综上所述，故采用方案二。

2. 采区上山位置、间距、长度、坡度、断面形状及支护方式：

①. 采区运输上山布置在采区的正中心偏右，沿煤掘进，长725m，兼做回风用，坡度同煤层倾角为16°，断面为梯形，宽2.5 m，高

2.2 m。采用20号工字钢金属支架支护。

②. 采区轨道上山布置在煤上山西侧25m，距煤层底板20 m处，避开上山煤柱下方应力集中区，有利于巷道的维护。上山长725 m，坡度20°，运输材料兼作进风用。断面形状为三心拱，宽2.5 m，高

2.2 m。采用锚喷支护。

二. 区段平巷的布置方式、长度及支护方式，联络巷的间距、位置、长度及支护方式：

三. 下车场的形式、支护方式及长度：

2.采区中部车场：采用单钩提升绕道式单道起坡甩车场。采用20号工字钢金属支架支护

3.采区下部车场：采用大巷装车式采区下部车场形式。

①装车线路总长度的计算

L D=2L H+2T+L1

=143720+31074+5700

180.5m

式中：L H--------空重车储车线长度

T————连接点长度

L1————机车长度加半个矿车长

②支护方式：采用锚喷支护。

四. 采区煤仓设计

1. 煤仓容量计算：按一个班产量计算

Q = Q 0+ LMbrC 0k t

= 8 +234×2×0.8×0.95×1.5

= 535.8 吨

式中：Q —— 煤仓的容量，t ；

Q 0—— 防空仓漏风留煤量，取8 t ；

L —— 一个班采的斜长，m ；

M —— 采高m ；

b —— 一次循环进度，m ；

r —— 煤的容重，t/ m 3；

C 0 —— 工作面采出率；

k t —— 同时生产工作面系数， k t =1+0.25n 0;

n 0 —— 采区内同时生产的工作面数目。

煤仓体积V =

c

r Q ? = 8.07.08.535? = 956 m 3 式中：Q —— 煤仓的容量，t ；

r —— 松散煤的容重，0.9t/ m 3 ；

c —— 有效系数，0.9。

2. 煤仓设计为自由降落式垂直煤仓，设在第四区段机巷煤上山

处。该处标高-167，大巷标高-197，有30 m 的垂高，断面形状为圆

形，直径4m。

设计煤仓体积V =底面积×高

= 12.56×16

= 1835＞140 m3满足要求。

3. 支护方式采用喷射混凝土支护，喷厚150mm左右。

五. 采区石门和区段石门条数、长度及支护方式

采区有回风有一石门，采区进风有两个，进风石门40米，锚喷支护。

第五章采煤方法及回采工艺

一. 采煤方法名称

采区工作面采用单一长壁综采综放采煤法

1.割煤：MG250/675-WD型双滚筒采煤机

2．装煤：采煤机割下的煤由采煤机滚筒漏选叶片装入刮板输送机，螺旋叶片为装入的煤由输送机铲煤板铲入输送机内，放顶煤由后部输送机运出，浮煤人工清理。

3.支护：ZFS5200-15.5、31、ZFS4000-15、32La型液压支架

4.放煤：采煤机割下的煤由采煤机滚筒螺旋叶片装入刮板输送机，螺旋叶片未装入的煤由输送机铲煤板铲入输送机内放顶煤由后部输送机运出；浮煤人工清理；

5.移架

追机单架依次顺序移架作业，距离采煤机不超过35m，特殊情况可采取超前移架；赶不上采煤机时，必须停止割煤。移架极为困难

时使用单体液压支架辅助移架。液压支护必须达到足够初撑力。移动架做到快（移架速度快）、够(推移步距够)、正（操作正确无误）、均（平衡操作）、直(支架成直线)、紧（及时支护、紧跟采煤机）、净（及时清除架前架内浮煤）

第六章采区生产能力及服务年限

一. 采煤面班产、日产、月产及年产计算

1. 班产量计算（循环产量）：

A班= L l m r c

= 235×0.8×2×1.97×0.95

= 704（吨）

式中：L——采煤面长度，m；

l——一次采煤进度，取0.8 m；

m——采高m；

r——煤容重

c——采面回采率，取0.95。

2. 班日产量计算：

A日= 3 A班

= 3×704= 2112（吨）

3. 月产量计算：

A月= A日N

= 2112×29×0.8

= 48998.4(吨)

式中：N —— 月工作天数，

K —— 正规循环率，取80﹪。

4. 年产量计算：

A 年= 12 A 月

= 12×48998.4= 587980.8（吨）

二. 采区生产能力计算

A B = k 1 k 2n

i 1=∑ A oi = 1.1×0.95×587980.8×2

= 1228890t

式中：k 1—— 采区掘进出煤系数，取1.1；

k 2—— 工作面之间影响系数，n=2时取0.95；

n

i 1=∑A oi —— 两采区年产量和。 验算结果符合15万吨的设计要求。

三. 采区服务年限计算

①.采区的生产能力，设计采区生产为122.89万吨

②.采区的服务年限

采区服务年限＝ 采区可采储量×采区回采率采区生产能力

＝z 1228890

85.013933280? ＝ 9.6 （年）

第七章采区生产系统

一. 运煤系统

在运输上山和运输巷内均铺设刮板输送机。运煤路线为：工作面运出的煤，经运输巷、运输上山到采区煤仓上口，通过采区运输大巷装车外运。掘进煤、矸石经轨道上山下放到下部车场。见附图。

1.刮板运输机选型

①采煤面平均小时运煤量：

Q

平=

S

Q

=

6

704= 117.3t

式中：Q——班出煤量； 5——班出煤时间。

②班最大小时出煤量计算：

Q

大= K Q

平

= 1.5×117.3

= 175.95t

式中：K——运输不均衡系数，K= 1.5

根据班最大小时出煤量选用SGWD-13型可弯曲刮板机。采区上山选用SGWD-20D型。

③上山需刮板机台数：

SGWD-20D型可弯曲刮板机的生产长度是100 m，第一区段机巷到煤仓的斜长为235m，所以需要3台刮扳机。

2. 采区上山绞车选型：

根据采区生产能力，上山坡度、长度条件选用JT-1200/1028型矿用绞车。配37kw电机。

第八章安全技术措施

一、工作面初采安全技术措施

1、初采初放期间，成立初采初放领导小组，在初采初放领导小组的领导下开展工作。

2、采煤前应对煤层注水，注水钻孔深度不小于4米，钻孔间距5米，注水压力4～5M Pa。注水应以煤壁渗水为宜，每排采煤前均按此要求注水。注水人员要认真负责保护好注水器具，保证注水效果。

3、将工作面溜子按照标准化要求，安装好、并试运转，保证溜子运转正常。然后就地清落工作面溜子，高度不得低于2.2米，溜子清落好后，将其移到煤墙侧。

4、工作面面机头采用ZH1600/16/24Z型整体顶梁组合悬移液压支架3架，支架梁长3.6m,宽0.96m，紧挨悬移支架机头方向用单体液压支柱配合2对4mπ型钢梁作为抬口棚，托住下巷替换的矿工钢梁，摘除机头侧工字钢棚腿；工作面机尾采用整体顶梁组合悬移液压支架支护，支架梁长3.0m,宽0.96m，紧挨悬移支架机尾方向用单体液压支柱配合2对3.5mπ型钢梁作为抬口棚，托住上巷替换的矿工钢梁，

摘除机尾侧工字钢棚腿，交接要实，不实处用木楔背实。

5、清理上、下巷杂物, 整修不合格棚子，烂帮烂顶重新打好，开关摆放整齐，电缆吊挂合格，并在两巷超前工作面20m范围内注水，保证注水质量。

6、巷道回撤下的工字钢，及时运到上、下巷20米超前支护以外宽敞处，码放整齐，严禁乱堆乱放，影响正常通风、行人。

7、在上、下巷内，矿工钢段自工作面煤墙向外用上巷2.8工字钢梁、下巷3.3工字钢梁配合单体柱打不少于10m的双排超前支护，10m 单排超前支护。安全出口处超前支护全部连锁，保证支柱完整无缺，初撑力达50kN以上，确保上、下巷20米超前抬棚段，高度不低于2.2m，巷道宽度上巷不低于3.6m，下巷不低于4.1米。运输巷应留有不小于0.8m宽的人行道。

8、工作面溜子应运转正常，配件齐全，不得有缺件或飘链现象。

9、采煤过程中，加强工作面的工程质量管理，托梁连接要紧密，支柱要迎山有力，大顶未落前，严禁放煤。

10、放煤时要严格按照《XX采区工作面回采作业规程》要求进行。

11、为防止上隅角瓦斯积聚，要求上尾巷与放顶线回齐，回收尾巷后放落顶煤，使用编织袋挡严；下巷尾巷可滞后2米回收，回收后使用编制袋挡严,下尾巷留巷地段,使用坑木打设一梁三柱抬棚加固,确保退路畅通。

12、初采期间，要备足防冒顶材料，严防冒顶事故的发生。

13、跟班矿领导及采煤队跟班队干，要密切注意工作面煤墙、支

架及老塘侧的变化情况，发现问题应立即组织处理。

14、通风队要严格管理，加强对上隅角及上拐头瓦斯的检查工作。

15、安检员要严格检查监督执行。

二、工作面收尾安全技术措施

1、工作面推到离停采线还有二排时，支架提前上挑沿顶回采。

2、工作面推倒停采线化置时，控顶距必须保持3.0米，即为最小控顶距，工作面浮煤清净。

3、工作面准备就绪，上下巷清理干净，为保证放顶期间退路畅通，工作面浮煤必须清净，在撤出工作面支架设备后，再把与工作面无关的电器设备，运输设备及其它设备回收干净。

4、回棚前，为保证工作的供风由炮采队负责安装风机通风并负责接好风筒，风机必须安装在新鲜风流中，在回棚过程中，上下巷都应有风机供风，具体安装位置由通风队指定。

5、一切工作准备就绪后，开始回棚，回棚的卡口位置距下拐头30棚处，由该处向两头放顶，放顶时由里向外逐棚进行，所回钢梁及单体柱经清点，验收后，装车升井。

6、放顶过程中，为保证工作面正常通风，局扇应设专人管理，并派专职瓦斯检查员现场值班，风筒口距放顶地点大于5米，如发生停风或瓦斯超限，应立即停止放顶，并撤出所有人员，再作处理。

7、放顶过程中，要严格执行敲帮问顶制度，打密集柱，加强放顶区附近的支护，并设专人看护。

8、回棚时，要跟班长队指定两名素质好，技术过硬的人员担任回

棚工作，并有一名有经验的老工人看顶，负责回棚期间的安全工作。

9、工作面顶放完后，再放上、下拐头，放至工作面煤墙齐后，再回撤上、下巷工字钢，直至闭墙位置。

10、支架回撤后，通风队及时对上下巷砌筑永久性密闭墙。

三、顶板管理安全技术措施

1、工作面支架安装要求

1）、工作面支架安装时必须编制支架安装专项安全技术措施，并进行会审。

2)、工作面支架安装时必须在厂家技术人员的指导下，严格按支架安装安全技术措施执行。

2、悬移液压支架使用操作安全技术措施

1)、悬移液压支架操作人员必须经过专门培训，熟悉其性能、构造原理和液压控制系统，熟悉支架使用操作安全技术措施，能够按完好标准维护保养，熟悉顶板管理方法和工作面作业规程，经培训考试合格)后方可上岗。

2)、液压泵站压力设定20~31.5Mpa。

3)、掌握好支架的合理高度：2.2米，当工作面实际采高不符合上述规定时，应采取措施后再移架，支架内各立柱伸出长度应一致，其活柱行程保证支架不被“压死”。

4)、采煤放炮前要先升紧前排支柱，防止放炮将前柱崩脱，如果连续崩脱几架支柱，则支架自身架重及顶板压力将全部加力给托梁，切断托梁造成事故。

5）、每班工作前要检查液压支柱工作状态，发现失效、漏液阀、柱、管，要提前更换,检查工作面支架的所有操纵阀手柄是否处于中间位置，如全部处于中间位置，打开总液压截止阀。打开总截止阀时，必须由当班班长命令，班长在安排检查面内所有的手柄处零位后发令。

6)、开总截止阀前要认真检查各管路、接头及U型卡连接状况，防止突然来压甩掉伤人，每次开停阀门时，操作人员要尽可能远离连接接头位置。

7)、每次移架前都要先检查本架管线，清除架前障碍物，保证移架期间不出现挂、卡、阻现象。

8)、不准随意拆除和调整支架上的安全阀。

9）、支架前移时必须使立柱底盘脱离浮煤，不允许拖着立柱向前移动。因特殊情况确需带压移架时，要有专人观察托梁、上挡矸板的情况，如有意外立即停止，待处理正常后再行操作；

10）、执行拉线移架：移架前要拉线，确保按照循环进度移架。支架应保持一直线，其偏差不得超过±100mm，支架垂直顶底板，其歪斜小于±50，支架中心距1000 mm，支架顶架要与顶板平行，相邻支架顶梁间的空隙40mm，最大不超过60mm。

11）、悬移液压支架工操作时要掌握八项操作要领，做到快、匀、够、正、直、稳、严、净，即：

（1）、各种操作要快；

（2）、移架速度要均匀；

（3）、移架步距要符合作业规程规定；

（4）、支架位置要正，不咬架；

（5）、各组支架要排成一直线；

（6）、支架、刮板输送机要平稳牢靠；

（7）、顶梁与顶板接触要严密不留空隙；

（8）、煤、矸煤尘要清理干净。

12）、工作面要做到“四直”、“两通”，即煤壁直、柱腿直、托梁直、刮板运输机直，上、下端头安全出口保持畅通；

13）、煤壁落煤后，必须及时移架，对空顶进行有效支护；支架前方煤壁片帮时，及时支护前伸梁，超前护顶。

14）、回采过程中保持切巷与运输巷垂直，需要增、减支架时在机尾处操作，不够一架时使用兀型钢配合单体柱支护，严防顶空。

15）、严禁在支架前方放顶煤；严禁进入支架后方；严禁支架前端距煤壁超过1m；

16)、支架的前柱应与顶梁垂直，后柱要前倾3～5°，保证支护有力。

17)、在支架后部的顶煤或顶板垮落物未达1.5倍支架高度时，工作面放炮时要在支架下进行临时斜撑支护，防止放炮冲击支架，向后产生位移。

18)、支架向前推进两个步距后，若老空垮落物仍未达到1.5倍支架高度时，必须对顶煤或顶板进行强制放顶。在老空垮落物高度未达到规定要求前，严禁放出支架后部煤。

19)、煤壁炮眼眼口不得直对立柱，在工作面放炮前可在立柱前方吊挂胶带，把立柱的活柱部分及胶管、阀体掩护起来。

20)、移架前，必须对移架安全情况进行全面检查，清理好退路，并指定有经验的人员观察顶板；

22)、允许在托梁上、顶梁两后柱中间打临时支柱；

前移顶梁时，必须使顶梁落在托梁上。顶梁前移受阻时必须停止移架，处理完毕后，方能继续移架。

23)、移架人员必须站在上一架支架内操作下一架支架，面向下前方观察支架和煤壁情况，要保持支架垂直煤壁及输送机。

24)、顶梁前进一个步距后，每个立柱都必须打足初撑，因局部底软不能打足初撑时，要穿好木鞋，但柱下只准穿一个木鞋；

25)、严禁两架支架同时降架移架。

26)、移架时，搬动操作阀手柄要准确、迅速、到位，移架后确保支架、刮板输送机成一直线，要及时调整支架，使支架垂直于顶板，且顶梁与顶板呈面接触，若支架局部顶空不实时使用短坑木背在梁头处，保证支架顶梁整体平面好。

27）、移架时，严禁人员站在支架与刮板输送机之间，移架时操作人员要密切注意观察面前煤帮顶板情况以及相邻支架、支架本身的液压管路等情况，发现问题应立即停止作业进行处理。

28）、使用单体柱时要戴帽，防止支柱滑脱或顶坏支架，严禁硬拉硬拖支架。

29）、工作面初次来压、周期来压前，必须安排专人及时循环注液，

保证每根支柱初撑力。

30）、相邻两架支架的顶梁高度差不能大于60mm；

31）、待工作面所有支架全部前移一个步距并支撑合格后，方可前移托梁移托梁前，要认真检查顶梁与托梁的间隙，不允许顶梁压在托梁上，当每个顶梁与托梁的间隙在15～60mm之间时，方可前移托梁；

32）、顶梁前端至煤壁可保留200mm左右的距离，当工作面有来压征兆时，支架及时缩到最小控顶距，支架及时前移，顶梁前端顶住煤壁；并对煤壁进行闭帮。

33)、工作面来压的征兆是：顶板有异常响动（顶叫）、顶板向下掉碎煤（石）屑（顶板甩渣）、煤壁片帮、安全阀向外滴液（安全阀流泪）；当工作面出现来压征兆时，适当提高泵站压力，保证工作面支架处于良好工作状态，支架接顶后保持2～3秒再停止供液。在每一架支架下面打好斜撑支柱，以防支架向后产生位移，并禁止放顶煤。上下顺槽超前支护、端头支护及临时支护的所有支柱都必须打足初撑，保证其数量及质量，同时加快工作面的推进速度；当工作面来压征兆剧烈时，必须立即撤出工作面所有人员；

34)、支架出现故障时，必须安排时间及时维修，不得带病作业；

35）、移架的上下方和前方不准有其它人员工作，移动端头支架时，除移架工外，其余人员一律撤到安全地点。

36）、站柱时根据煤层坡度，使用钢卡拉住柱跟处，做到迎山有力，37）、工作面遇断层、硬煤、硬夹石层需要放炮时，必须把支架的立柱、管线、设施等掩盖好，防止崩坏。移架前，必须把煤矸清理干

净。

四、工作面注水措施

1、工作面注水孔为单排孔、眼深为6m、眼间距4m，注水孔距顶梁下平面0.5m，仰角上仰25o，保证注水孔末端位于支架顶梁以上1.6米。

2、打眼时要适当扩孔，保证封孔器能正好插入为准。

3、截止阀、封孔器及液压管路要连接合理，使用得当，要求注液压力控制在4MPa以内，封孔器要全部插入钻孔内，最外端距孔口不小于300mm，以免损坏封孔器。

4、采煤队每班应派专人注水，保证注水压力、注水量及注水效果（煤墙出水或相邻眼出水为止）符合要求。

5、人员不得站在正对注水眼位置，以免封孔器伤人。

五、端头支护及两巷管理措施

1、工作面机头采用ZH1600/16/24Z型整体顶梁组合悬移液压支架3架，支架梁长3.6m,宽0.96m，紧挨悬移支架机头方向用单体液压支柱配合2对4mπ型钢梁作为抬口棚，托住下巷替换的矿工钢梁，摘除机头侧工字钢棚腿；工作面机尾采用整体顶梁组合悬移液压支架支护，支架梁长3.0m,宽0.96m，紧挨悬移支架机尾方向用单体液压支柱配合2对3.5mπ型钢梁作为抬口棚，托住上巷替换的矿工钢梁，摘除机尾侧工字钢棚腿，交接要实，不实处用木楔背实。

2、清理上、下巷杂物, 整修不合格棚子，烂帮烂顶重新打好，开

关摆放整齐，电缆吊挂合格，并在两巷超前工作面20m范围内注水，保证注水质量。

3、工作面采至矿工钢段处推进过程中若压力较大，超前1米使用小径木将矿工钢替换，有水段或压力较大段下尾巷采用 2.4m 坑木梁支护，上帮站单体柱，下帮站木腿。

4、下巷刮板运输机机道上的棚子使用编织网配合梢子打顶，严防脱接漏煤。

六、放顶煤措施

１、悬移液压支架前移过程中，部分顶煤从相邻两架支架侧护板处放出，剩余顶煤自悬移液压支架移过后从后挡矸板下放出。

2、移架时同时作业数不超过5个，并观察瓦斯和设备运行情况，防止瓦斯超限和压死刮板运输机。

3、移架时老塘侧使用旧皮带或椽子挡门，防止煤或大块矸石窜入工作面。

4、放顶煤时，必须两人操作，一人放煤，一人观山。

5、放煤时，瓦检工要密切观察瓦斯变化情况，当上隅角瓦斯达到0.7%时，必须立即挡门，停止放煤，严禁瓦斯超限。待瓦斯小于0.5%后，才能继续放顶煤。

6、放老塘煤时，人员要站在放煤口上方，必须按规定方法和顺序进行。

7、跟班队长和班长要亲临现场指挥，加强顶板管理，发现压力增大、瓦斯异常有明显突出预兆等异常现象时, 立即停止作业,撤