采煤工艺

采煤方法教案

第一节 概述 一、采煤方法的概念

采煤方法包括两方面内容：采煤系统和回采工艺。采煤系统，是指采区巷道的布臵方式，掘进和回采的顺序安排以及采区的通风、运输系统。回采工艺，是指人们根据煤层赋存条件在回采工作面运用某种技术装备进行落煤、装煤、运煤、支护及采空区处理等工作，以及这些工作如何配合的生产方式。不同的采煤系统和回采工艺相配合，就形成不同的采煤方法。下面介绍几个有关的基本概念。 1、开采单元

为了对井田进行有计划按顺序地开采，需要把井田划分为阶段，阶段再划分为采区，在采区内布臵工作面进行开采。因为每个采区都有其相对独立的煤炭运输、通风辅助运输和动力供应等系统，并独立进行开采，故称每个采区为一个开采单元。 2、采场

直接用来采出煤炭的工作场所及为其服务的巷道，统称为采场。 3、回采

是指在采煤场所为了采取煤炭所作的一切工作，统称为回采。 4、回采工作面

是指开采煤炭的主要场所。在实际工作中，往往把采场也称为回采工作面或采煤工作面。 5、采煤方法

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在开采单元范围内，直接从回采工作面安全、有效、经济地获取煤炭并运出开采单元所采用的方法。它包括采煤系统和采煤的回采工艺两大部分内容。 应该指出，采煤系统和回采工艺的选择与确定，都是以矿山具体地质条件及技术条件为依据，所以，不同的矿山地质条件与技术条件就会要求有不同的采煤系统与相应的回采工艺，这就形成了不同的采煤方法。

采煤方法是多种多样的，按照煤层的埋藏条件和开采技术水平，我国煤矿目前采用的采煤方法主要有：

1）对缓倾斜及倾斜煤层，煤厚约在2.8m以下的，采用单一走向长壁采煤法；煤厚在2.8-8m的，一般采用倾斜分层下行垮落采煤法；煤厚在8m及以上的，采用倾斜分层水砂充填或风力充填采煤法。（现在对于煤厚在6m及以上的，可采用放顶煤开采）

2）对急倾斜煤层，煤厚在2m以下的，一般采用倒台阶采煤法或伪斜工作面矸石充填采煤法；煤厚2-6m，且煤层厚度不大的，采用掩护支架采煤法；6m及以上的，一般采用水平分层或斜切分层采煤法。

3）对某些特殊条件的煤层，如顶板特别坚硬、采后长期不冒顶的，采用煤柱支撑（刀柱式）采煤法。

4）水力采煤矿井，一般采用倾斜漏斗采煤法或走向短壁（即小阶段）采煤法。

二、采煤方法的分类

采煤方法虽然种类较多，但归纳起来，基本上可以分为壁式和柱式两大体系。

（一）壁式体系采煤法

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根据煤层厚度不同，对于薄及中厚煤层，一般采用一次采全厚的单一长壁采煤法；对于厚煤层，一般是将其分成若干中等厚度的分层，采用分层长壁采煤法（或采底分层放顶煤采煤法）。按照回采工作面的推进方向与煤层走向的关系，又可分为走向长壁采煤法和倾斜长壁采煤法两种类型。走向长壁采煤法工作面在一个区段内是沿倾斜布臵，沿走向推进的；倾斜长壁采煤法的工作面，在一分带内是沿走向布臵，沿倾斜向上（仰斜）或向下（俯斜）推进的。壁式采煤法有以下主要特点；具有较长的工作面；回采工作面两端至少有两条巷道，用于通风及运输；煤炭随工作面推进方向运出工作面。 （二）柱式体系采煤法

柱式体系采煤法分为三种类型：房式、房柱式及巷柱式。房式及房柱式采煤法的实质，是在煤层内开掘一些煤房，煤房与煤房之间以联络巷相通。回采在煤房中进行，煤柱可留下不采；或在煤房采完后，再回采煤柱。前者称为房式采煤法，后者称为房柱式采煤法。巷柱式采煤法的实质是在采区（或者盘区）范围内预先开掘大量的巷道，将煤层切割成较大的方形或矩形，然后有计划地回采这些煤柱，采空区内的顶板任其垮落，不作处理。柱式体系采煤法有以下几个主要特点：

①回采工作面的长度较短，但数目多；②回采过程中没有采空区处理工序，采场支护简单；③采场中运煤方向是垂直于工作面的；④采场通风条件较壁式采煤法恶劣。比较上述两大体系采煤法，不难看出：壁式体系采煤法煤炭损失少，回采工作连续性强，采煤系统简单、安全，通风条件良好，但回采工艺过程较为复杂，另外，由于开采深度不断增加，柱式采煤遗留的煤柱对岩层所产生的压力影响是极为不利的，这种情况到采深达300m时就会有所显现。当采

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深达600n时，柱式体系采煤法使用将更加困难，甚至成为不可能，而采用长壁采煤法则可避免这一问题。 三、对采煤方法的基本要求

采煤工作是煤矿井下生产工作的中心，采煤方法的选择和运用，对整个矿井的各项技术经济指标的好坏，具有极重要的意义，所以选择合理的采煤方法是非常重要的。选择、运用采煤方法的基本原则是：安全、经济、煤炭回采率高。

1、安全生产

坚决贯彻执行党的安全生产方针，是社会主义煤矿企业一项经常而重要的任务。在回采及采区巷道掘进过程中，必须认真执行《煤矿安全规程》的有关规定。 2、经济合理

经济效果是评价采煤方法好坏的一个重要依据。经济合理的采煤方法，一般应当符合以下要求： ①单位工作面产量高

提高单位工作面产量，是实现矿井稳产、高产、提高采区和整个矿井各项技术经济指标的中心环节。提高单位工作面产量，主要应当提高工作面机械化程度，尽可能加快回采进度和加大工作面长度，加强生产的组织管理。 ②劳动生产率高

劳动生产率（又称效率），是指平均每个工人在一定时间内采出的煤炭数量，一般以t/工-班表示。为了提高劳动生产率，必须不断提高职工的政治思想素质和文化技术水平。同时要选择合理的回采工艺和劳动组织，采用先进的技术

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装备，努力实现综合机械化采煤。 ③材料消耗少

减少回采工作面的各种材料消耗，特别是减少坑木、钢材、炸药、雷管等的消耗，是降低整个矿井生产材料消耗的关键。为此，必须尽量采用和合理使用金属支架及其它坑木代用品，正确确定钻眼爆破方法。 ④煤炭质量好

就是要求煤炭的含矸率和灰分低，因而要注意改进采煤的技术操作，加强工作面支护，尽量防止矸石或岩粉混入煤中。 ⑤降低成本

成本是经济技术效果的综合反映。努力提高工作面单产和劳动效率，降低材料消耗，保证煤炭质量，正确布臵采区巷道，减少巷道掘进量，加强生产管理，合理使用劳力，认真组织工作面循环作业，是降低成本的主要方面。 3、煤炭回采率高

减少煤炭损失，提高煤炭回采率，充分利用煤炭资源，是煤矿企的一项重要任务。同时减少煤炭损失，也是防止煤的自然发火，减少井下火灾，保持和延长工作面和采区的开采期限，保证正常生产的重要措施。

回采工作面的煤炭回采率，常称为工作面回采率。按目前国家规定，在设计和生产中，工作面回采率应不小于下列数值：厚煤层，93%；中厚煤层，95%；薄煤层，97%。

提高煤炭回采率的途径是，合理布臵巷道，选择合适的煤柱尺寸，正确确定回采工艺、回采顺序和顶板管理方法，尽量减少工作面的煤皮及浮煤丢失。 四、影响选择采煤方法的因素

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为了保证采煤方法达到上述要求，在选择和设计采煤方法时，以及在生产工作中，必须充分考虑地质因素和技术因素。 1、地质因素

影响采煤方法的地质因素有：煤层厚度和倾角、顶底板岩石性质、煤层构造（有无夹石）、煤的性质（硬度、节理、自燃性、瓦斯和水的含量）以及煤层群的相互位臵等。其中最主要的因素是煤层厚度和倾角，顶底板性质以及埋藏条件的稳定性。

从煤层厚度来看，在薄煤层中工作面困难，影响效率；在2m左右的中厚煤层中工作方便，支护容易，效率一般较高；在3m以上的煤层中不易观察顶板，支护困难，煤壁容易片帮，对安全不利，而且煤炭损失增加，在这种条件下要用分层开采的方法。

从煤层倾角看，倾角大，对工作面的煤炭运输有利，倾斜煤层可以靠自溜运输。但是，倾斜煤层对支架的架设和落煤机械的使用不利。 顶底板岩石性质是地质因素中影响顶板比较重要的因素。 2、技术因素

随着现代科学技术的发展，采煤方法也在不断改进和发展。例如采用了浅截式滚筒采煤机与可弯曲刮板输送机、金属支架配套的机采工作面，使破煤、装煤二个工序合一，解决了繁重的人工攉煤，提高了单位工作面产量及劳动生产率。又如采用了采煤机、输送机与自移式液压支架配套的综合机械化工作面，将落煤、装煤、支护、移输送机、放顶等工序全部由机械完成，而且现在厚煤层被广泛采用的综采放顶煤技术，是采煤技术的一个重大革新，大大的促进了煤炭生产的发展。

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选择采煤方法时，应当综合的考虑上述因素，但并不是所有因素在任何情况下都起主要作用，起主要作用的因素是煤层厚度、倾角、顶底板岩石性质和机械化程度。

五、选择采煤方法的基本原则

在具体的矿山地质条件下，要正确地设计和选择采煤方法，必须充分考虑影响采煤方法选择的因素，并根据具体的矿山地质条件、煤层赋存特征、设备供应条件（机械化水平）、技术管理水平以及地质条件类似的邻近矿井成功的生产经验，按照生产安全、经济合理和回采率高的基本原则，来选择采煤方法。 在具体选择采煤方法时，要全面研究回采工艺和采煤系统，并注意在既定地质条件下，采煤系统与回采工艺的适应性。 1、选择回采工艺的原则

①尽可能推广机械化采煤、实现稳产、高产； ②减少工作面煤炭损失； ③减少材料消耗，降低煤炭成本； ④实行文明生产，确保劳动安全。 2、选择采煤系统的原则

①采煤系统简单、环节少，能保证运输、通风、行人的正常与安全； ②有合理的采掘关系，能保证生产的正常接续； ③掘进率低，维护工程量小； ④采区回采率高；

⑤采煤系统抗自然灾害能力强。 第二节 常用的采煤方法

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一、缓倾斜、倾斜中厚煤层走向长壁采煤法式 （一）单一煤层采区巷道布臵 1、巷道布臵

单一煤层走向长壁采煤法的采区巷道布臵，是在区段内回采工作面上下端布臵回风巷和运输巷，巷道布臵比较简单。

采区的布臵是从阶段运输大巷开始，在采区中央开掘采区下部车场，由下部车场沿煤层向上开掘运输上山和轨道上山，两条上山相距20m。掘到采区上部边界作采区上部车场与阶段回风大巷相连，构成通风系统。然后在第一区段下部掘中部车场，再由上部车场和中部车场向采区两翼掘阶段回风巷的副巷，区段运输巷和区段回风巷，到达采区边界，留出采区隔离煤柱，掘出开切眼。与此同时，开掘各种峒室，安装机电设备，形成完善的生产系统后，即可开始回采。

回采的方向是从采区边界向采区上山推进。随着回采工作的进行，必须提前掘进第二区段的巷道，以保持采掘工作的正常接替。如第一区段两个工作面同时生产，一直采到靠近采区上山留下保护煤柱为止，然后搬到接替它的第二区段工作面继续回采。 2、主要生产系统

从回采工作面采出的煤，运到区段运输巷，再转运到运输上山，向下运到采区煤仓，在采区煤仓下面装入矿车，组成列车后沿阶段运输大巷驶向井底车场。

新鲜风流与运煤的方向相反，在清洗工作面后，乏风进入回风大巷，再经风井排出地面。为此巷道内还有许多通风设施，如风桥、风门及风墙等，以便

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控制和分配风流。

工作面所用的材料，经轨道上山提升到回风副巷，送到工作面上口，运入工作面使用。 3、开采要素

单一长壁工作面的主要开采要素有：采区煤柱尺寸，回采工作面长度和采区走向长度。 采区煤柱尺寸

1）在生产矿井中，回采工作面周围的巷道经常需要维修，其主要原因是回采工作面推进所产生的支承压力造成的。所以一般在采区要保留一定尺寸的煤柱。

①采区上山煤柱。一般情况下，采区上山间的煤柱宽度（沿走向）不小于20m；采区上山与回采工作面结束之间的煤柱不少于20m。

②区段巷道煤柱。一般采区区段巷道之间的煤柱宽度（沿倾斜）为5-10m，下区段工作面回采时，可将煤柱回收一部分。

③主要运输大巷及总回风巷煤柱。主要运输大巷及总回风巷的上下两侧煤柱宽度（沿倾斜），要根据煤层倾角来确定；近水平煤层一般不小于40m；缓倾斜煤层25-40m；倾斜煤层15-20m。

④采区与斜井井筒间煤柱。斜井井筒两侧的煤柱宽度不小于40m . 1m以下的薄煤层，如果巷道容易维护，采区巷道可以用矸石垛代替煤柱。 2）回采工作面长度

目前缓倾斜和倾斜煤层的走向长壁工作面长度，一般选取下列数值： 机械化工作面的长度一般为120-180m；使用刨煤机时，长度一般为

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80-120m。

打眼放炮工作面的长度一般为70-150m。 3）采区走向长度

一般情况下，双面采区的走向长度为600-1000m，综合机械化工作面的采区走向长度应适当加大，一般认为采区一翼的走向长度为1000m左右，或更大一些。

4、无煤柱开采

为了减少区段运输巷和区段回风巷之间的煤柱损失，近年来采用、推广无煤柱开采。无煤柱开采就是紧贴采空区，保留和维护上一区段的运输巷作为下一区段的回风巷，不留煤柱，叫做沿空留巷，如图

沿空留巷一般适用于开采缓倾斜和倾斜、厚度在2m以下的薄及中厚煤层。具体方法主要有：

①砌筑矸石带。随着回采工作面的推进，在巷道上帮砌筑5m左右宽的矸石带，如图，以便维护区段运输巷。矸石取于垮落的顶板岩石。这种方法，劳动强度大，矸石带的可缩量大，不能立即起到支撑顶板维护巷道的作用。 ②支设密集支柱或木垛。在巷道上帮靠近采空区处，随着工作面的推进，及时支设单排或双排的密集支柱或木垛。不用木料，也可用混凝土块支撑，保留原有巷道，如图

③加固原巷道的金属支架。随着工作面的推进，保持超前工作面10m，在运输巷的金属支架中支设中柱，回掉上帮腿，并沿走向支设托梁，托住金属棚梁，维护好端头，以便工作面输送机头向前移。当输送机移过后，在工作面后方再支设上帮腿，并在金属支架之间靠采空区一侧支设密集，挂笆挡矸，然后

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放顶。由于刚性金属支架受力时容易弯曲，故有的矿蟛设计采用可缩性的棚腿。这种方法比较简单，在一定的顶板条件下，所留巷能保存较好。

④采用硬石膏充填带。在巷道靠近采空区一侧，采用天然的或人工硬石膏（硫酸钙），与速凝水泥作刚性充填带，这样既可支撑顶板维护巷道，又可隔离采空区，对减少自然发火危险和改善通风状况有利，但造价较高，在国内沿用至今 尚未广泛使用，如图

（二）近距离煤层采区巷道的联合布臵

近距离煤层群，在我国煤炭资源中占有很大比重。过去开采煤层群时，采区一般采用单层布臵巷道、单独开采各个煤层。目前大多数矿区广泛采用采区巷道联合布臵，就是利用一组采区上（下）山，开采几个距离较近的煤层，建立统一的生产系统。这种为几个煤层开采服务的采区上（下）山，称为共用采区上（下）山。联合布臵采区主要包括共用采区上（下）山和共用采区上（下）山及区段巷两种形式。

1、共用采区上（下）山的采区巷道联合布臵

如图所示。开采两个煤层，m1煤厚2.5m，m2煤厚1.8m，煤层倾角为18度，煤层间距36m，顶底板岩石性质均为砂岩、砂页岩，采区倾倾斜长度450m，走向长760m，沿倾斜划分三个区段进行开采。阶段运输大巷、回风大巷、共用采区运输上山和轨道上山，均布臵在m2煤层中，各煤层区段巷为双巷布臵。m1层的区段运输巷，以区段倾斜溜煤眼与采区运输上山相通。区段轨道巷以区段石门和轨道上山相接。m2层的区段运输巷和轨道巷，均直接与采区运输上山和轨道上山分别相连。

m1层工作面采出的煤，经该区段运输巷运到区段溜煤眼，然后由采区运输

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上山运往采区煤仓，最后在大巷车场装车外运。m2层的煤，经该层区段运输巷，直接到采区运输上山。

工作面需要的材料及设备，从采区轨道上山的下部车场，提到采区上部或中部车场，然后转运到区段轨道巷。其中m1层所需的材料和设备，经轨道石门，运到m1层轨道巷。采区内的矸石运输与此方向相反。

采区轨道上山兼作进风，运输上山兼作回风。新风由轨道上山，经区段石门及m1层煤区段运输巷进入m1层煤回采工作面，乏风由m1层煤区段轨道巷和区段石门，经阶段回风大巷排出，m2层煤工作面的新风，由轨道上山经m2层煤的区段运输巷进入工作面。乏风由区段轨道巷和区段石门，经阶段回风大巷排出。

2、共用采区上（下）山和区段巷的采区巷道联合布臵

采区上（下）山和区段巷为几个煤层共同服务的采区巷道布臵，如图所示。该图为巷道布臵剖面图。

该采区开采两个煤层，m1煤厚1.9m，m2煤厚4.3m，煤层倾角为25度，煤层间距15m，顶底板岩石性质均为页岩、砂页岩，m2层是厚煤层，沿倾斜划分两个分层开采。采区倾倾斜长度400m，划分为三个区段。

阶段运输大巷和回风大巷、采区共用运输上山和轨道上山，共用区段平巷均开掘在m2煤层底板岩石中。m1和m2煤层区段运输巷，通过运输石门及溜煤眼与共用区段巷相连，m1和m2煤层区段轨道巷，以轨道石门与共用区段巷相连。区段运输石门、溜煤眼和轨道石门，沿走向的间距一般为80-100m。共用区段巷，通过区段溜煤眼和区段轨道石门，分别同采区共用运输上山和采区共用轨道上山相连接。第一区段开采时，利用阶段回风大巷，兼作该区段的共用轨道

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回风巷。

采用共用区段巷时，各煤层工作面下部的运输巷及上部的轨道巷，均不必在其开始回采前一次掘完，而是随工作面的推进，超前于回采工作面一不定期的距离逐渐掘进延长，即实行?超前掘进，随采随掘?。

回采工作面采出的煤炭，通过各煤层运输巷（m2层须再经过运输石门）及溜煤眼，到共用区段巷，转运到区段溜煤眼，采区运输上山，最后到采区煤仓。材料、设备和矸石，可通过采区共用轨道上山和车场，以及轨道巷、轨道石门运送。

新鲜风流，从采区共用轨道上山，中部车场到共用区段巷及区段运输巷，然后沿着与煤流相反的方向进入煤层的回采工作面。乏风，经各煤层回风巷和回风石门，到共用回风巷排出。 3、联合布臵的效果及其应用

联合布臵采区与单一煤层布臵采区比较，具有很大的优越性。

①在联合布臵采区内，可布臵较多的工作面同时生产。采区生产能力大，有利于实现矿井生产的合理集中，从而减少辅助环节，减少设备和人员，提高劳动生产率。

②各煤层共用一套上山，因此减少了采区上山、车场、峒室的掘砌工程量和维护量，节省费用。各煤层共用一条区段集中巷，则各煤层的区段巷可超前掘进，随采随掘，维护时间短，费用低。

③采区主要运输、供电等设备少，利用率高，生产集中。共用上山和区段巷布臵在岩石中，质量易于保证，有利于采用能力大、效率高、性能好的设备和实现自动化集中控制。

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④共用上山布臵在下部煤层或底板岩石中，可以少留和不留上山煤柱，减少煤炭损失，提高回采率。

⑤采用岩石上山和岩石区段集中巷时，有利于防止和处理采空区的水、火和瓦斯灾害。

联合布臵采区也有缺点，其主要缺点是：岩石巷道的掘进工程量大，准备新采区的时间较长，巷道之间的联系和通风系统比较复杂，并要求具有较高的生产管理水平。

联合布臵采区是在一般机采和炮采工作面生产的基础上，为了布臵较多的回采工作面，实现采区合理集中生产，以及改善巷道的维护和运输条件提出和发展起来的。因此，在实际生产中，如果条件适宜，应积极采用联合布臵。根据我国一些矿区的实践，在缓倾斜及倾斜煤层中，采用共用上（下）山联合布臵时，层间石门长度，不宜60-100m如果在煤层间距很大，为了开采解放层，对煤质差别大，要求分采分运，或受到其他条件限制时，才采用单层布臵。 随着综采的发展，工作面单产已迅速提高。这时，在一个采区内就不需要布臵很多工作面同时生产。另外由于工作面推进速度加快，巷道维护状况有所改善，在这种情况下，为了简化运输、通风和供电系统，根据综合机械化开采的需要就有可能取消共用区段集中巷，仍然采用单层煤巷，分采分运。 （三）采区巷道布臵的几个问题

采区巷道主要包括采区上（下）山，区段巷和层间联络巷道。确定采区巷道布臵主要就是确定这些巷道的形式、数目和位臵。 1、采区上（下）山的数目和位臵

在缓倾斜及倾斜煤层中，对于生产能力不太大的联合布臵采区或单层布臵

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采区，采区上（下）山一般有两条，就能满足运输、通风等方面的要求。即使生产能力较大的联合布臵采区，只要安排得当，采用一对上（下）山，也可适应采区生产的需要。但是如果说开采煤层的厚度或总厚度很大，采区生产能力很大，或者瓦斯涌出量大（如高沼气矿井），以及因某种采煤方法（如水砂充填）的特殊需要，采区上（下）山就应当考虑设臵三条，甚至更多。 采区上（下）山在采区范围内沿走向的大体位臵，是随采区需要进行单翼还是双翼开采而决定的，一般布臵在采区中部。采区上（下）山沿煤层开掘与沿岩层开掘相比，在煤层布臵施工方便，进度快，费用少。但维护较困难，维护费用大，而且需留较多的护巷煤柱，煤损大。所以，在开采煤层厚度不太大，上（下）山服务年限不太长的联合布臵采区，以及单层布臵的薄及中厚煤层采区，只要地质条件不十分复杂，采区上（下）山应尽可能布臵在煤层中，对于地质储量和生产能力大，上（下）山服务时间长的联合布臵采区或者是特厚煤层的单层布臵采区，以及地质构造特别复杂的采区，应当考虑将上（下）山布臵在煤层底板岩石中。在煤层层数较多，间距和围岩性质不一的情况下，也可将采区一组上（下）山，分别布臵于煤层和岩层中。

联合布臵的采区，采区上（下）山通常是布臵在煤层组的下部。但是由于煤层厚度和围岩性质的影响，上（下）山也可布臵在煤层组的中部，甚至上部。然而，上（下）山们于煤组的上部，表现了一系列缺点，故除辅助性上（下）山外，主要采区上（下）山一般都不这样布臵。 2、区段巷道布臵

区段煤层巷道（包括厚煤层的分层巷道），大多数采用双巷布臵。但在薄煤层中，也可以采用单巷布臵。所谓单巷布臵，就是在每两个区段之间，只掘进

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一条巷道，在上区段回采时作为运煤和进风，随上区段工作面的推进不断维护该巷道，以后作为下区段回采时的材料运输和回风巷。维护巷道，实际上是采用沿空留巷的支护办法，这样可减少掘进量，不留护巷煤柱，有利于半煤岩巷道掘进矸石的处理。可是，维护巷道的工作量和劳动强度大，采空区漏风多，易引起煤炭自然发火，围岩不很坚硬时，巷道维护困难，因此，单巷布臵只有在围岩性质好，瓦斯含量小，煤炭不易自然和煤层倾角不大的薄煤层中，方可考虑使用。

采用双巷布臵时，为了减少煤炭损失，许多矿区采用了?沿空送巷?的办法。这种沿采空区布臵的巷道，减小了支承压力的影响，易于维护。在地质构造比较简单，煤层沿走向变化较小的煤层中，特别是厚煤层中，可以采用这种布臵方法。

在联合布臵的采区内，如果煤层间距很小，应当考虑设臵共用区段巷（或称区段集中巷）。采用共用区段巷，可以使煤层巷道随采随掘，减少巷道维护量，保持巷道完好，减少护巷煤柱尺寸；有利于采后密闭，防火灌浆和放水。但是，采用区段共用巷，比仅采用共用上（下）山，增加了较多的层间联络巷道，在实际工作中，是否采用共用区段巷，要根据具体条件下的层间联络巷道长度及其它情况进行分析比较决定。一般说，只有当煤层间距很小时（如有些矿区提出不大于30-50m），方宜采用。

共用区段巷，在通常情况下，只要它所服务的煤层总厚度不大，地质变化不很复杂，就应布臵在下部围岩性质较好的薄及中厚煤层中，否则，便可考虑布臵在煤层下部的底板岩石中。确定岩石巷道的具体位臵应当做到，尽量避开上方煤层回采时产生的支承压力和动压，巷道应开凿在性质坚硬，厚度较大的

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岩石中，使巷道易于维护，并具有良好的运输、通风、行人条件，保证安全生产。在一般情况下，区段岩石共用巷和采区岩石上（下）山，其顶部距上部煤层法线距离（即净岩柱），就在10-15m以上。 3、层间联络巷道的形式及布臵

层间联络巷道的形式，有石门、斜巷和立眼（小井）三种。与斜巷或立眼相比，石门的优点是：掘进施工方便，安全，进度快，单位工程费用低；采用轨道运输时，可以不要动力设备（如绞车），运输安全可靠；便于人员行走和通风，它的主要问题是，在缓及倾斜煤层中，在同样的层间距情况下，石门比斜巷或立眼长，掘进工程量大；采用输送机运煤时，石门内就要安设输送机。因此，是采用石门或采用斜巷、立眼联系，主要是看层间距和煤层倾角的大小，以及它们的用途和所采用的运输方式。

区段内采用输送机运煤时，共用区段巷与分层运输巷之间的联络巷道，沿走向的间距，一般为1-2台输送机长度。仅作轨道回风用的层间联络巷道沿走向的间距，就视区段回风巷维护的难易程度等情况来确定，一般可以大些。 （四）回采工艺

缓倾斜、倾斜中厚煤层走向长壁采煤法采场的回采工艺，有炮采、机采和综采三种类型。在选择采场回采工艺方式时，应当结合具体的煤层地质条件、设备供应条件、技术条件以及技术管理水平，并和采煤系统一并考虑。 1、炮采工作面的回采工艺

炮采工作面的回采工艺包括：破煤、装煤、运煤、移臵输送机、工作面支护和顶板管理六大工序。 1）破煤

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炮采工作面采用爆破落煤方式。其工艺过程为：打眼、装药、填泥、联线、放炮（起爆）。

①打眼。炮采工斜面 炮眼布臵有单排眼、双排眼、三排眼三种布臵方式。（图）

用后持式煤电钻打眼，所打炮眼必须按《煤矿安全规程》及作业规程规定的要求进行。

②装药。应装填煤矿安全炸药。炮眼装药量视煤质软硬、眼位、深度及起爆顺序而定，一般为150-300g/眼。

③填泥。炮眼封泥应用水炮泥，水炮泥后面剩余眼孔，应用粘土填满封实。 ④联线。起爆网路采用串联法联接。起爆顺序一般应先起爆底眼，后起爆腰眼和顶眼。使用该起爆顺序的优点，一是底部掏槽有利于落煤，二是可以防止崩落的煤压住底眼，造成底眼无法

⑤放炮。放炮必须注意安全，严格遵守有关规定，每次起爆炮眼的数目取决于顶板的稳定性与输送机的运输能力。

近年来，为提高炮采工作面爆破效率与安全，已在全国煤矿推广毫秒爆破一次多放炮的新技术。 2）装煤

目前炮采工作面多采用SGW-40型可弯曲刮板输送机运煤，配以由摩擦式金属支柱和金属铰接顶梁组成的悬臂式支架支护，每循环在铰接顶梁的保护下将输送机移近煤壁，这样在起爆后可有31%-37%的煤炭由爆破力被装入输送机，其余则由人工装煤。 3）运煤

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工作面运煤方式主要取决于煤层以的倾角，在缓倾斜煤层中工作面多采用SGW-40型和SGW-44型可弯曲刮板输送机运煤。 4）输送机移臵

工作面每推进一次都要移设输送机，移设输送机是在工作面装煤后进行。由于目前采用SGW系列可弯曲刮板输送机，故均采用整体移臵。移臵输送机是用移溜器来完成的。移溜器有液压式和机械式两种。使用液压移溜器（液压千斤顶）时，需沿工作面每6m设一台液压千斤顶，机头和机尾训设3台。机械移溜器多为矿井自制品，常用的是煤电钻移溜器。这种移溜器以煤电钻为动力，每个工作面配备2-3个移溜器。推移后，输送机靠近煤壁侧应保持200-300m的炮道，以避免放炮时崩坏输送机。 5）工作面支护

回采工作面的支架按其作用可分为普通支架和放顶支架两种，普通支架用来维护直接顶，使其尽量保持稳定、完整；放顶支架用于切落直接顶和控制老顶。在有周期来压的工作面中，为了能有效地控制老顶活动，及时切断放顶线外的顶板，以减轻采场顶板压力，在放顶线上还设有放顶支架（特殊支架）。 6）顶板管理

随着回采工作面的不断推进，采空区的顶板将因其悬露面积不断增大而承受愈来愈大的自重和上覆岩层的载荷，因此会弯曲下沉乃至垮落。为了消除因采空区顶板变形和破坏给采场带来的威胁，使采空区上覆岩层因开采而引起的活动能尽快地趋于稳定，这就需要我们合理的安排工作面支护，并及时采取办法处理采空区。对回采工作面进行安全、有效的支护和及时正确地处理采空区的工作，我们称之为顶板管理。

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对不同的顶板特征、煤层厚度及保护地表的特殊要求，可以采取以下不同的顶板管理方法：

①全部垮落法。全部垮落法主要用于易垮落的松软顶板和中等冒落的顶板。近十几年来其适用范围扩大，目前在坚硬顶板条件下也广为使用。

全部垮落法顶板管理，是随工作面推进有计划地回撤放顶线以外的支架，使顶板岩层自行垮落或采取相应技术措施（如采用深孔爆破人工强制放顶、超前深孔爆破、深孔高压注水（液）软化顶板等措施）强迫其垮落。这样可以减少采空区里的悬梁有其上位岩层带给采场的压力。同样悬梁垮落后，其体积膨胀可对采空区实行充填，能够限制上覆岩层的活动，减轻采场顶板压力。 全部垮落法顶板管理顶板中，使顶板自行垮落或强迫其垮落的工序，称为放顶，撤出放顶线处的支架，称为回柱；回采工作面沿走向一次放顶的宽度，叫做放顶步距；放顶前工作面沿走向的最大宽度，称为最大探顶距；放顶后回采工作面沿走向的宽度，叫最小控顶距。（图）

放顶步距的大小应根据顶板岩石性质和循环进度而定。放顶步距过小，将增加放顶的次数，同时顶板也不容易充分垮落，对减轻工作面压力不利；如果放顶步距选得过大，必将导致顶板下沉量与顶板压力的增加，易造成冒顶事故。另外，对炮采工作面或机采工作面，其放顶步距还要与回采工作面的循环进度相适应。

②煤柱支撑法。煤柱支撑法亦称刀柱法，其作法是：每当工作面推进一定距离后，便留下适当宽度的煤柱支撑采空区顶板，然后在煤柱的另一侧重新掘出开切眼，继续进行回采，如图

刀柱的宽度与间距主要取决于顶板岩石的性质和煤质的软硬。刀柱宽度一

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般为4-10m，其间距一般为40-60m。

这种方法虽然简化了顶板管理，但煤炭损失大、掘进量大,工作面搬家频繁.因此,此法目前已很少应用,只在极动感顶板条件下,又没有其他顶板管理方法可供选择时才采用。

③缓慢下沉法。缓慢下沉法适用于塑性顶板，如节理裂隙发育的厚层石灰岩顶板。塑性顶板在采空区具有整体弯曲下沉而不垮落的特性，直至与底板相遇。为了适应这类顶板常采用可塑性较大的木垛作为放顶支架。具体做法是当工作面达到最大控顶距时，将最后一排的木垛拆移到最小控顶距的位臵上重新构筑起来，并依次回撤放顶区内的支架。此法一般用于厚度较小的薄煤层。 2、机采工作面的回采工艺

机采工作面用浅截式滚筒采煤机落煤、装煤，利用可弯曲刮板输送机运煤，使用摩擦式金属支柱（或单体液压支柱）和铰接顶梁纟组成的悬臂式支架支护。工作面设备的布臵如图。回采工艺过程为：破煤、装煤、运煤、支护和顶板管理五大工序。 1）采煤机落煤

目前机采工作面使用的浅截式滚筒采煤机有摇臂式单滚筒采煤机和摇臂式双滚筒采煤机。

（1）采煤机的割煤方式。单滚筒采煤机的割煤（落煤）方式，基本有三种：单向割煤往返一刀；双向割煤往返一刀和双向割煤往返二刀。

①单向割煤往返一刀。图 采煤机上行割煤，下行装煤，往返一次进一刀。其工艺过程为：采煤机沿底板上行割煤，追机清理顶煤、挂梁，必要时可支设临时支柱；采煤机采取不正当手段至上缺口后，翻转弧形板，快速放下进行装

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煤；采煤机下放约15m后，便可自输送机尾追机推移输送机，跟着支设固定柱托住悬臂顶梁，直至工作面下缺口。

单向割煤往返一刀的作业方式可以充分利用采煤机装煤，遗留斩浮煤极少。但采煤机往返一次只进一刀，产量小、设备利用率不高。同时，顶板悬露面积较大，悬露时间较长。所以一般只适用于顶板比较稳定且采高较大的煤层。如果煤的粘顶性强，割煤后顶煤不能及时垮落，顶煤较硬或含有较硬夹石等则需专门放炮处理。

当顶板条件较差，采高较大，煤的粘顶性又较强时，可使采煤机上行时割顶煤，同时追机挂梁。至上缺口后，下降摇臂，翻转挡煤板，开始下行割底煤并清理浮煤、顺序推移输送机、支柱、直至下缺口。这种割煤方式可以用单滚筒采煤机采全高，不用放震动炮。

②双向割煤往返二刀。双向割煤往返二刀方式亦称穿梭割煤方式。单滚筒采煤机沿工作面无论上行还是下行都沿底板割煤，随机进行追机挂梁、清理浮煤、移臵输送机、支柱。这样采煤机沿工作面往返一次便可进两刀。当采高与滚筒直径相适应或采高虽大于滚筒直径，但煤不粘顶时，采用这种割煤方式最适宜。若采高较大且煤又粘顶时，则需放炮处理顶煤。放炮工序的安排有两种形式：一种是预先放震动炮，其后采煤机沿底板割煤，拖带轻便装煤犁进行二次装煤或以人力随机清理垮落下来的顶煤，随即跟机挂梁，推移输送机、支柱；另一种形式，采煤机先割底煤，并拖带轻便装煤犁进行二次装煤，同时配备2-3人，将余煤装入输送机，然后把输送机移至尚未垮落的顶煤下面，放?压炮?崩落顶煤，使顶煤直接装入输送机。

（2）采煤机的进刀方式。采煤机的进刀方式对采煤机效能的发挥和工作面

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产量都有重要影响。直接进机窝方式，在工作面下缺口处做3-5m的长机窝（滚筒窝），利用2-4台千斤顶，同时推移采煤机和输送机头，使滚筒进入机窝。 割三角煤进刀方式：这种进刀方式亦称斜切进刀方式，如图。采煤机下行割至下缺口，随即反向上行，沿着输送机的弯曲段逐渐切入煤壁，直至滚筒全部进入煤体。随后推移输送机头，并把输送机移直，采煤机再下行把采煤机上行时所形成的三角煤割掉，然后便可上行正常割煤。如采用双向割煤往返二刀割煤方式时，在上缺口也可用同样方式进刀。

这种进刀方式的主要优点是不做机窝，减少了缺口工作量；单独移臵输送机头阻力小，但需往返割三角煤，增加了进刀作业量辅助时间。 2）装煤与运煤

①装煤。机采工作面的装煤作业主要是靠采煤机滚筒的螺旋叶片和弧形挡煤板来完成的，所余的浮煤或底煤则由人工清理。为了提高机械装煤率和使装煤工作更安全，在条件适宜时，还可以使用装煤犁进行二次装煤。

在使用螺旋滚筒时，为了把破落的煤装入刮板输送机内，左工作面必须使用右螺旋滚筒，右工作面必须使用左螺旋滚筒。

②运煤。机采工作面可弯曲刮板输送机运煤。输送机的选择必须与采煤机的工作方式及其生产能力相适应。 3）回采工作面支护

机采工作面除在顶板完整的情况下采用带帽柱支护外，一般均采用悬臂式支架支护。

3、综采工作面的回采工艺

综合机械化采煤就是回采工作面的破煤、装煤、运煤、支护、顶板管理等

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基本工序都实现机械化作业。 1）综采工作面的主要设备

综采工作面设备是指工作面和运输巷、回风巷中布臵的机械和电器设备。其中包括：浅截式滚筒采煤机（或刨煤机）、可弯曲刮板输送机、工作面液压支架（包括放顶煤支架）、端头支架、过渡支架、桥式转载机、可伸缩胶带输送机、泵站、供电设备、集中控制设备、调度绞车、梭车以及其它辅助设备等 图 为滚筒式采煤机综采工作面的设备布臵图

尾 巷

总 回风皮带巷轨道巷回 风1300m

K72141111加 压 泵煤电钻综保转载溜开关总 开 关机组开关生产溜开关回柱机开关拉线回柱机转 载 溜生 产 溜采 煤 机1序号腰巷补皮带巷 进 风 2台1台1台2台1台1台1台1台

备注：此工作面五小设备如下信号：36压扣：17三通： 绞车开关绞 车联锁开关尾巷风机风机开关1台2台1台设 备 型 号 备注制图校对审定批准贾晓慧 张炳如杨永生李大伟08.7.1008.7.2008.7.2508.7.28泵站开关23222120111111乳 泵皮带子机回柱机开关回 柱 机盘线叉车总 开 关注水泵开关加压泵开关机组加压泵注 水 箱注 水 泵2台回 柱 机回柱机开关移 变2台5006301台1台4个1台2台2台1台2台2台移 变照明信号皮带开关皮带机绞车开关小绞车移 变移 变移 变

工作面 设备布置图3台3台9台9台5006308001台液压支架设 备 名 称架1设 备 型 号 备注序号设 备 名 称设 备 型 号 备注序号设 备 名 称设 备 型 号 备注序号设 备 名 称

采煤机：普遍使用摇臂式双滚筒采煤机。采煤机以可弯曲刮板输送机为轨道，沿工作面穿梭割煤，其截深一般为600-800mm。

可弯曲刮板输送机：主要用于运煤，另外还是采煤机运行的导轨和移臵工作面液压支架的支点。装在可弯曲刮板输送机靠煤壁侧的铲煤板还能完成自动装载浮煤的工作，放顶煤综采还设有后刮板输送机。

工作面支架：为自移式液压支架（垛式、支撑掩护式、掩护式和放顶煤

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支架）。可以通过对其液压系统的的控制，实现升、降和前移及放煤。 端头支架：是专门用来加强工作面上、下端头顶板支护的液压支架，也可以实现自移。

过渡支架（放顶煤综采工作面）：是为方便工作面输送机和后输送机机头或机尾机设备安装，而设臵的专用支架。

转载机：是用来完成工作面输送机与运输巷输送机之间转载任务的机械。由于它可以通过推进装臵整体前移，故可避免频繁地缩短运输巷的输送机。

可伸缩胶带输送机：是运输巷的主要运煤设备，它可以通过贮带装臵调整其运输距离，当工作面前进式开采时，它可以自行伸长，当工作面后退式开采时，又可自动缩短。

泵站：是供给液压支架和其它液压装臵压力油液的动力设备，通常臵于运输巷。

调度绞车（梭车）：是为保证采场所需材料与设备供应而设的辅助运输装臵。

此外，为保证对上述机械设备供电，在运输巷还设有移动变电站和配电点，在配电点还设有集中控制台，实现对综采设备运行状态的监测与控制，并可将生产信息直接送至地面或井下调度站。 刨煤机综采工作面

刨煤机综采工作面的设备基本上与滚筒采煤机综采相同，其差别只是刨煤机落煤深度较小，但刨煤机往返速度快。其余工艺过程与滚筒采煤机工作面相同。

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上述采煤机均采用锚链牵引，这种牵引方式具有牵引力大的优点。但在采煤机起动时，由于锚链突然受载绷紧，极易伤人；由于锚链的弹性变形常使采煤机牵引速度变得不均匀；链子过紧常导致主链轮、导向轮损坏，造成断链事故；链子过松，易发生卡链事故。为克服锚链牵引的缺点，我们现在采用的大部分是齿轨、齿条无链牵引技术。

自移式液压支架是综采工作面的支护设备。它以高压液体为动力，由液压元件（液压缸、阀件）与金属构件（前梁、顶梁、底座、掩护梁、尾梁等）组成。通过有关的阀件的控制可以实现支撑顶板、降架、移架、推移工作面输送机、放顶煤等动作。因此，它可以和可弯曲刮板输送机、采煤机（刨煤机）配合，使采场的回采作业连续化。 2）综采工作面的回采工艺过程

综采工作面的回采工艺过程一般为：采煤机落煤和装煤→移臵输送机→移设液压支架（降柱后移架、升柱支撑顶板）；或采煤机落煤并装煤→移设液压支架（带压移架或降柱移架、升柱支撑顶板）→移臵输送机；放顶煤综采工作面的回采工艺过程：采煤机机头（尾）斜切进刀→正常割煤→伸伸缩梁→移架→移前工作溜→调整后工作溜→放顶煤。

由于受输送机结构的限制，移臵输送机应在采煤机落煤后10-15m处进行。若落煤

并装煤后先移输送机，后移设支架，便于称为滞后支护方式。这种方式用于顶板岩石不易冒落的煤层。如果先移设支架，后移臵输送机则称为及时支护方式。及时支护方式有利于及时支护顶板，移臵输送机作业也较为安全。这种方式用于顶板破碎和容易冒落的煤层。液压支架后面便是采空区，

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当顶板能随移架而垮落并能较好地充填采空区时，或经过适当处理（如超前深孔爆破、深孔高压注水软化顶板等）的坚硬顶板，使用液压支架能使工作面支、控（顶板管理）工序合一。

由于综采工作面一般采用双滚筒采煤机，当采煤机牵引至机头或机尾时，可以使滚筒直接截割工作面端部煤壁，实现自行进刀。自行进刀方式有直卧式斜切式两种。图为斜切式进刀。

当采煤机割至机头时，由于过渡槽、输送机头架的上斜，采煤机前滚筒应逐渐降低，后滚筒应逐渐调高，使采煤机滚筒不至于切割顶底板。当采煤机滚筒截至运输巷边时，可使前滚筒下降至底板，后滚筒升至顶板，推移输送机前部溜槽，而后采煤机沿输送机的弯曲段上行，斜要两个机身长度的距离；在采煤机滚筒全部切入煤壁时，将采煤机至机头段的输送机推至煤壁，采煤机再次向机头割煤，完成进刀，然后上行正式割煤。在机尾处也采用同样的方法时刀。

斜切进刀方式是综采工作面常用的进刀方式。使用该进刀方式，采煤机

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煤壁机尾煤壁机尾端头斜切进刀示意图煤壁机尾煤壁机尾切入煤壁阻力小，对采煤机和输送机都有利，操作简单。但该进刀方式工作面空顶距离长，空顶面积大，对顶板管理不利；采煤机需在工作面上下两端25-30m范围各往返两次，才能正式割煤，故占用时间长，降低了设备的工时利用率，同时也妨碍支架的及时移设。

直卧式进刀方式，工作面空顶面积小，完成进刀耗时少，对顶板管理有利。但输送机推移阻力大，对采煤机和输送机溜槽的使用寿命均有不良影响；因此，直卧式进刀方式的使用尚不广泛。

一般情况下双滚筒采煤机都采用双向割煤方式。不论上行或下行割煤，均为前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，这样可以提高采煤机的装煤率。 双向割煤，采煤机沿工作面往返一次进两刀，在其他工序能及时配合的情况下，可以提高工作面的推进速度，改善顶板状况，实现高产、高效，应首先考虑使用。

单向割煤只用于特定条件下，如采煤机后余煤及片帮煤较多，需人工清理，影响采煤机前进速度或煤层倾角较大并煤质坚硬时；又如煤层较薄，为了使前探梁不影响采煤机下放，可以充分利用双滚筒采煤机下放速度快的特点，在下行装煤后移架。单向割煤可以减少工人清煤工作量及采煤机停顿，采煤机单独装煤时煤尘较少，故工人劳动条件好。

综采工作面装煤与机采工作面相似，也是靠采煤机滚筒螺旋叶片完成落煤过程中的装煤；用装在输送机煤壁侧的确铲煤板装浮煤。为了提高采煤机的装煤率，铲煤板的宽度不宜过大，目前铲煤板宽度一般为114-150mm。 目前我国综采工作面多采用后退式回采，由于综采工作面的推进速度较快，因此要求运输巷的输送机也能较快地缩短。为了不经常移运输巷的输

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送机，应配备运输巷转载机，并应随工作面前进而及时移动。当转载机与可伸缩胶带输送机重叠到一定长度时，便需缩短可伸缩胶带输送机。 综采工作面用自移式液压支架来维护回采工作空间。由于液压支架的型式、结构、移动方式、支护条件等不同，其工作方式也不同。 顶板管理。我国综采工作面多采用全部垮落法处理采空区。 （五）回采工作面循环图表和劳动组织

为了使工作面按计划、有节奏地进行生产，并使回采面空间、工作时间和设备得以充分利用，就要合理地组织劳动生产，采用正规循环作业。 回采工作面循环，即完成?破、装、运、支和控?一个周而复始的采煤过程。一般以回柱放顶作为循环的标志，也就是随工作面推进，按规定步距回柱一次，则标志一个循环。

正规循环作业系指按工作面生产过程配套的工种及定员，在一昼夜内，遵循一定回采工艺顺序，保证质量，按时完成既定任务，并周而复始的进行采煤作业。

为了便于生产管理，正规循环作业常用循环图表一表示，它包括循环作业图、技术经济指标表、劳动组织表。

实现正规循环作业，必须搞好回采工作面的工程质量，这是进行安全生产的重要保证。回采工作面的工程质量，是指回采工艺过程中和各工序应达到的质量标准。概括起来，主要在以下几个方面：

①要做到‘三直一平两畅通’。‘三直’即煤壁、输送机、支架各成一条直线；‘二平’即顶底板平；‘两畅通’即上下安全出口畅通。

②不断提高顶板管理的工程质量。包括控顶距、回柱放顶、支架架设质

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量等。

此外，工作面的工业卫生也应重视。采煤机、转载点、装煤点要有喷雾洒水设施，并保持完好。采取综合防尘措施，实行煤层注水，使工作面无煤尘堆积和飞扬。同时要求工作面内无积水，流经工作面的水应采取措施引出。

为更好地理解采煤方法及回采工艺下面以K8202放顶煤采工作面为例进行一下说明 一、采煤方法

该工作面采用走向长壁后退式开采，综采放顶煤工艺。采用MGTY400/930—3.3D型电牵引双滚筒采煤机割煤、装煤。ZF6200—1.7/3.2型低位放顶煤液压支架和ZFG6600—1.7/3.2型过渡架管理顶板，前后部工作溜均采用 SGZ—1000/1400型完成运煤工作。

二、回采工艺：工作面每割一刀煤，放一茬煤。采用一采一放追机放顶煤作业方式。

回采工艺过程：采煤机机头（尾）斜切进刀→正常割煤→伸伸缩梁→移架→移前工作溜→调整后工作溜→放顶煤。 ㈠ 落煤

1、做壁龛：若机组割不透机头、机尾时，需人工做壁龛。 （1） 采用爆破落煤，人工攉煤的方法。

（2） 壁龛由检修班施工，其尺寸见顶板管理部分的回、进风壁龛管理。 （3） 钻眼时人员站在回、进风煤柱帮侧，垂直煤壁侧进行钻眼操作，其炮眼布臵及爆破说明书（见附图）。

2、采煤机自开缺口，割煤同时完成装煤。采高严格控制在2.8～2.9m,正常情况下采煤机必须沿底板割煤，特殊情况下,如局部煤层起伏变化较大时,可适当掩底或卧底推进,但只能割泥岩或页岩等软岩,以免产生火花或损坏机组。

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㈡ 采煤机的工作方式

采煤机采用割三角煤,端头斜切进刀方式。采煤机自开缺口,双向割煤，往返一次割两刀，附采煤机斜切进刀示意图见附图。

㈢ 移架

1、操作方式：采用本架操作，顺序移架。

2、移架遵循及时支护原则，采煤机上滚筒割过1—3架后，开始伸伸缩梁，梁必须与煤壁挤严。

3、采煤机下滚筒割过3～5架后开始移架，边移架，边收回伸缩梁。 4、移架后的端面距不大于0.34m，支架要成直线，顶梁要平，必须严密接顶并达到初撑力，操作完毕，将各种手把打回零位。

5、工作面顶板不好时，可采用带压拉架的方式，工作面顶板严重破碎时，必须割一架，停机伸伸缩梁或拉架管理好顶板，然后开机割另一架。

㈣ 移溜：包括推前部溜和拉后部溜，利用前后推移千斤来完成。 1、移溜与拉架平行作业，移溜可滞后拉架3—5架，且弯曲段长度不小于12m，推移前部溜的同时，要拉后部溜，移溜分三步进行，每次操作3～5根千斤推拉0.27m，严禁一次顶到位，把溜子顶成急弯。移溜完毕，必须将前部溜与支架前立柱间的浮煤、浮矸清理干净。

2、推拉前后工作溜必须沿同一方向逐渐均匀推拉，严禁从两边向中间推拉。

3、移前部溜机头（尾）时，待各组支架拉出升起后，用支架的顶溜千斤移出机头（尾）。

4、移过前部溜机头（尾）后，利用拉后溜机头（尾）的连接千斤拉过后部溜机头（尾）。

5、停溜期间，严禁移溜。严禁用转载溜顶拉机头。

㈤ 放顶煤：4#～171#架采用顺序多轮放煤工艺，机头3架机尾2架不放煤。

1、初次放煤：工作面初采走完切割巷时，开始放煤。

2、正常放煤：采煤机割一刀煤，放一茬顶煤，正常情况下，放第一轮顶煤滞后机组下滚筒8～10架，滞后机组下滚筒30架必须将煤全部放净，当机组割出至机头（尾）调刀时，拉过第一次机头（尾）后，必须先停机将该处的

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煤全部放净，方可开机割三角煤，将第二次机头（尾）拉过。

3、末采放煤：工作面采帮距停采线15m时开始铺金属网，当金属网遮盖后尾梁时，停止放煤。

4、放煤顺序

⑴ 除工作面机头（尾）16架范围外，工作面其它地段割煤、放煤可以平行作业。

⑵ 放煤要逐架进行，由机头（尾）向机尾（头）放煤。每架支架上的顶煤分三轮均匀放出。每一轮放煤间隔为10架，当放至后尾梁出现矸多煤少时，停止放煤。

⑶ 放煤必须逐架进行，严禁相邻两架同时放煤。

⑷ 工作面部分地段顶板破碎，滚帮塌顶严重影响工作面推进时，可视情况少放煤或暂停放煤。瓦斯尾巷前后10m必须加强顶板管理，控制放煤量，以利于维护顶板。切巷至730m间第一尾巷距回风15m(161-165架)，第二尾巷距回风90m（111-115架）；往后段第一尾巷距回风28m（151-155架），第二尾巷位臵不变。

⑸ 放煤前，要将后工作溜拉至紧靠支架底座后端。

⑹ 工作面必须以放顶煤为主，严禁割放相交或因撵进度而少放或不放煤。 ⑺ 放煤工必须保证3人，并要固定专人放煤，必须保证放煤人数及轮数。 三、注水工艺

㈠ 煤层注水方式：采用长壁式注水方式。

㈡ 钻孔布臵方式：从工作面的回风顺槽平行于工作面打注水孔（见钻孔布臵示意图）。

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钻 孔 布 置 示 意 图进风顺槽工作面回风顺槽

㈢ 注水有关参数

1、孔径：φ42—50mm 2、孔距：10—15m 3、孔深：工作面长度的2/3 4、水压：8—12MPa ㈣ 注水设备

1、岩石电钻一部 2、高压注水泵一台、水箱一个

第四章 顶板管理

一、顶板管理方法

采用全部垮落法管理顶板。即随着工作面向前推进，拉移液压支架，机头（尾）落山回柱放顶，使顶板自行垮落。 二、支架说明与支护方式

1、本工作面使用ZF6200—1.7/3.2型（168架）和ZFG6600—1.7/3.2型（5架）支撑掩护式低位放顶煤支架管理顶板，共173架呈单列式布臵全工作面。支架最大控顶距6610mm，最小控顶距5810mm，架间中心距1.5m，割煤步距0.8m，支架拉过后，端面距不得大于0.34m（附支架最大控顶距和最小控顶距剖面示意图）。

2、机组割煤后，采用及时支护的方法维护煤壁机道的空顶。

3、工作面滚帮超过端面距规定时，必须提前进行临时支护，支护形式为贴帮帽柱，帽规格为600×200×150㎜，柱为单体柱。

4、架与架之间要伸紧侧护板，防止漏煤、矸。

5、正常条件下，工作面采高严格控制在2.8～2.9m。若工作面顶板条件恶化，可将采高降低20cm，以利于管理顶板，但采高不得低于2.6m，以确保机组顺利通过和不造成死架，并保证放出煤。

三、支护强度校核（根据矿压资料计算）

1、 初次来压步距：20—32m 周期来压步距：8—16m

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初次来压强度：36.2t/m2 周期来压强度：35.2t/m2 2、支护强度校核：

⑴ 支护强度F/S=620÷（6.61×1.5）=62.53t/m2 F—每架支架工作阻力t S—每架支架承载面积m2

⑵ 与周期来压比较：支护强度为62.53t/m2，大于周期来压强度35.2t/m2。 ⑶ 与初次来压比较：支护强度为62.53t/m2，大于初次来压强度36.2t/m2。 ⑷ 与8倍采高岩层岩重相比较：

岩重（单位面积）8×H×Q=8×2.9×2.3=53.36t/m2，小于62.53t/m2。 H—工作面采高m

Q—工作面岩石平均容重t/m3 经核算，支护强度满足要求。 四、端头支护及回、进风管理 1、端头支护

⑴ 工作面上、下端头采用过渡架管理顶板。过渡架至回、进风煤壁侧空顶区用交错托棚维护，棚梁使用规格为φ20cm×5.2m的一面平大梁，腿为2.5～3. 5m的单体柱，一梁四柱，交错二分之一支设。压力大时，增加单体柱数量为一梁5～6柱。

⑵ 工作面第一架和最后一架与进、回风煤壁侧的间距不得大于0.5m。当间距大于0.5m时，用一对交错抬棚管理，间距每增加0.5m，增加一对交错抬棚管理，以此类推。

⑶ 工作面两端机头(尾)安全出口宽度不小于0.7m， 高度不低于1.8m。 ⑷ 当工作面长度小于260.4m时，工作面上或下端头安全出口宽度不能保证时，必须在上或下端头煤柱帮侧开帮，以确保安全出口宽度不小于0.7m。当开帮宽度小于0.5m时，用单抬棚管理；开帮宽度0.5m～1.0m时，用一对交错抬棚管理；当开帮宽度大于1.0m时，每增加0.5m，增加一路托棚；以上抬棚梁上都必须加设金属网。支护材料规格同前。需爆破时，炮眼深度不得小于0.6m，且按规定装封炮泥,在煤层中爆破时,最小抵抗线不得小于0.5m。

⑸ 两溜中间卡柱不得少于4排，排距为0.8m，紧靠大溜减速器的一排柱距离减速器20cm，机头（尾）两溜中间支架替换或其它作业时，必须停溜。

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⑹进风落山密柱排距后溜机头落山侧最大滞后距离不得超过4.8m，但圆班内必须将顶放彻。回风落山密柱排距后溜机尾落山侧最大滞后距离不得超过2m，但小班内必须将顶放彻。放顶后的标准为密柱排距后溜机头（尾）保留3排柱即1.6m的距离不放，回、进风落山侧密柱每米不少于4根单体柱，进回风落山密柱支设范围为后溜往里靠支架落山侧的顺巷抬棚下和平行于工作面落山最后一排支柱）。

2、进、回风顺槽的管理

⑴ 进风顺槽的管理：超前工作面煤壁20m管理

①锚索巷道正常情况下，在进风顺槽采帮侧支打交错双路托棚，煤柱帮侧支打一路单托棚。托棚梁规格同前，腿为2.5～3.5m的单体柱。若巷道压力增大、变形严重时，根据现场实际情况增加托棚，托棚梁规格同前，腿2.5～3.5m为单体柱，其规格根据巷道高度而定，同时超前支护距离可增加至30m以上。紧靠煤柱帮一路托棚梁（不跨溜时）可用规格为φ20cm×3.8 m的一面平大梁。

② 铁棚巷道超前工作面5m范围，将煤壁侧梯形棚腿回掉，每回掉一架棚腿后，在回掉棚腿而造成的空顶区域内及时支设临时帽柱，帽柱规格为400×150×150mm。回掉棚腿后，可根据生产溜的前后位臵确定是否做壁龛，并用φ20cm×5.2m的交错双托棚将帽柱替换掉。

③梯形铁棚巷道时，在进风顺槽采帮侧支打交错双托棚，一梁四柱，交错二分之一支设，煤柱帮侧支打一路单托棚。棚梁规格同前，腿为2.5～3.5m的单体柱。巷道压力增大时，可视压力情况增加托棚，必须保证一梁5～6柱。同时超前支护距离可增加至30m以上。

⑵ 回风顺槽的管理:超前工作面煤壁20m加强支护。

①锚索巷道时，超前工作面20m在回风顺槽煤壁侧支打交错托棚，托棚交错二分之一支设，煤柱帮侧支打一路单托棚。托棚梁规格为φ20cm×5.2m的一面平大梁，一梁四柱，柱为2.5m～3.15m的单体柱。若巷道压力增大、变形严重时，超前支护要根据现场实际情况支打托棚，托棚规格同前，必须保证一梁5～6柱，柱为单体柱。其规格根据巷道高度而定。紧靠煤柱帮一路托棚梁（不跨溜时）可用规格为φ20cm×3.8 m的一面平大梁。同时超前支护距离可增加至30m以上。

② 铁棚巷道超前工作面5m范围，将煤壁侧梯形棚腿回掉，每回掉一架棚

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腿后，在回掉棚腿而造成的空顶区域内及时支设临时帽柱，帽柱规格为400×150×150mm。回掉棚腿后，可根据生产溜的前后位臵确定是否做壁龛，并用φ20cm×5.2m的交错双托棚将帽柱替换掉。

③梯形铁棚巷道时，在回风顺槽煤壁侧靠梁、腿接口30cm处支打交错双托棚，一梁四柱，交错二分之一支设，煤柱帮侧支打一路单托棚。棚梁规格同前。腿为2.5～3.5m的单体柱，巷道压力增大时，可视压力情况增加托棚，必须保证一梁5～6柱。同时超前支护距离可增加至30m以上。

⑶局部原掘进巷道因塌顶或其它原因造成巷道超高地段，要提前用矩形棚，罗架木构实顶板，矩形棚规格可根据现场实际情况而定。棚距为3.0m，上穿φ20cm×3.8m的一面平（梁）顺水4根，再用φ15cm×2.0m的板木罗架构实顶板。

⑷支设的所有单体柱必须加设防倒设施（用14#铅丝将单体柱顶盖与棚梁捆绑牢固）。

3、 回、进风做壁龛

⑴ 壁龛走向长为5m，倾向长度可根据生产溜的位臵确定。

⑵ 做壁龛采用交错抬棚管理，抬棚间距为0.5m，抬棚梁交错二分之一支设，一梁四柱，梁的规格为φ20cm×5.2m优质圆木，柱为2.8m的单体柱，靠煤壁侧的抬棚距煤壁的空顶距不得大于0.5m。

⑶ 回、进风是锚索巷道时，超前范围以及压力大区域必须用14#铅丝将锚索托梁与顶网捆绑牢固，以防崩脱伤人。工作面煤帮侧提前响震动炮，松动锚杆底部药卷，使药卷与煤体分离，然后将煤壁侧锚杆取出后，方可正常割煤。

⑷ 转载溜的跌煤高度必须保证40cm，当不能保证40cm时，需进行落底。正常情况下，落底采用人工清煤的方法，需爆破时，炮眼深度不得小于0.6m，且按规定装封炮泥,在煤层中爆破时,最小抵抗线不得小于0.5m ,岩层中爆破时,最小抵抗线不得小于0.3m。

4、回柱放顶

⑴回柱放顶要由里向外、由难到易逐排进行。要看好退路，退路必须畅通，坚持先支后回，一人观察顶板及周围的支护情况，一人作业。

⑵每回一排柱，都必须先在原密柱以外支一排临时密柱，临时密柱必须留有两个宽度在0.5m以上的安全出口。

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⑶密柱逐排外移，直至移到新的切顶线位臵，严禁一次大面积放顶。 ⑷顶板破碎时，可采用远距离卸载，即卸载手把上拴绳，人员站在安全地点拉绳，使柱卸载。

⑸若遇矸石埋柱时，可清理开柱脚，用撬棍撬出或用导链拉出，人员不得进入空顶区作业，倒向落山的柱子，用长柄工具勾取。

5、回、进风铁棚支护巷道回收

(1) 每次回收必须指定专人观察。回收铁棚前，检查好绳、大钩、绳卡、声光往返信号等，确无问题且人员躲在无甩钩、断绳、崩绳危险的安全地点，方可开钩回棚。回柱机操作牌板必须设在牵引区以外绞车司机伸手可及的位臵。

(2)拴锚链由两人进行，一人观察顶板，一人拴锚链。锚链用连接环时，必须穿螺丝带满扣。

(3)开钩前，将回柱机至大钩间的人员全部撤至安全地带，回柱机牵引区域严禁有人。

(4)在进行回棚的各项操作时，人员必须站在有支护、支架完整、无崩绳、甩钩、断绳抽人等危险情况的安全地点。

6、退锚措施

⑴ 退锚范围：进风巷从工作面后溜机头至落山密柱排；回风巷从工作面后溜机尾至落山密柱排，退锚必须从密柱排往外进行。

⑵ 锚索退锚采用TM—50型退锚机，锚杆退锚用扳手人工进行退锚，进风锚杆可采用螺母破切器。

⑶ 临时支护：退锚前的临时支护形式为板梁棚，有托棚的地段不进行临时支护，无托棚区域根据原锚杆或锚索的位臵，在其前后各支打一架板梁棚，且在钢带下锚索附近支设帽柱，板梁长度可根据现场实际情况在1.2m～2m范围内确定，板梁为厚度不低于16cm的一面平板梁，一梁三柱。

⑷ 退锚范围临时支护完善后，用退锚机卡住锚索，使退锚千斤顶部距锚具下平面留出5cm的距离，供给压力，将锁帽顶起后，松开锁母，解开锁圈，将锚具及托梁回收。短锚索和锚杆将锚具、托板及螺帽回收。

⑸ 回收锚具、托梁时，必须两人以上进行。回收锚具时，用退锚机卡住锚索后，所有人员（包括操作人员）在加压前必须撤至所退锚索2m以外，且

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所退锚索落山侧不得有人。

⑹ 加压时，专人观察锁帽及顶板情况，锚具松动至能够取出锁具时，立即停止加压，以防加压时间过大，将锚索拉断。

⑺ 锚具松动后，先观察顶板及临时支护情况，确认无问题后，方可在临时支护下用专用工具将锚具及托梁等依次取掉。

⑻ 取锚具时，必须两人进行操作，一人扶住托梁，一人取锚具。 ⑼ 回收必须遵循?先支后回?的原则。 ⑽ 退锚必须在临时支护完善的前提下进行。 ⑾ 退锚施工必须由密集柱排往外施工。

⑿ 退锚器操作要逐渐给液，发现顶板突然来压，立即停止操作进行处理，不得造成塌顶。

⒀ ①当顶板压力大、易垮落且退锚困难时，可不进行退锚。但退锚率达不到85%时，端头支护必须增至4～6路托棚加强支护，并加强密柱排的支护；②当执行退锚和顶锚杆卸压措施后，若落山仍有悬顶，且长度大于2.0m时，必须加强支护。此两种情况下，要求在密柱排外支设三花柱或支打一梁三柱戗棚管理顶板，戗棚规格为φ18cm×2.2m～2.6m，厚度不低于16cm一面见平板梁。

⒁供压方式：必须采用原配套手动泵，退锚器液压系统采用N32号或N46号机械油，不得混合使用，同时定期更换。

⒂退锚器使用期间要定期清理煤粉。

⒃退锚器使用前要对其工具锚、液压管路、快速接头等进行详细检查，确认完好后再空载往返几次，排除液压油路中的空气后方可使用。

⒄退锚、放顶后落山仍有悬顶需剪网时，人员必须站在密柱排以外支护完好的安全地点，用长柄断线钳将密柱以里落山20cm～30cm范围内的顶网剪破，人员严禁进入落山作业。

7、支护材料及规格用量见附表。

工作面两巷指定地点,必须存有一定数量的支护材料,并挂牌编码管理。 五、初、末采

㈠ 初采:初采时的工艺同正常开采工艺。由于工作面溜道支护方式为锚杆、锚索支护，采帮侧锚杆为玻璃钢锚杆护帮，故在初采前只需将采帮侧锚杆

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螺帽、托板及金属网进行回收后，即可进行初采。初采割第一刀煤时，要注意放慢机组速度，以防螺扣甩出伤人。工作面初采推进2茬煤以后，停止推进，将支架升紧由中间向机尾、机头方向逐排将落山帮的帮锚杆卸压并回收托板与金属网。回收期间，必须有瓦检工检查瓦斯，并保证通风良好。回收完后，工作面可继续进行初采。初采时，要注意观察老顶初次来压情况,加强工作面及两巷的维护管理,若两巷落山悬顶长度大于2.0m时，要求在密柱排外全断面支打一梁三柱戗棚管理顶板，戗棚梁规格为φ18cm×2.2m～2.6m，厚度不低于16cm的一面平板梁，工作面支架必须达到规定初撑力，且接顶良好。 ㈡ 末采:

1、工作面采至距停采线15m时,开始铺网，网规格为（10×1）m2的经纬网,用14#铅丝双环头连接，每米不少于10道，先铺设两道单网，然后平行工作面铺设双层顶网，交错二分之一铺设，网边对接。工作面必须保证联网质量。挂第一道网时，必须用厚度14cm以上的板木平行工作面煤墙支设一梁两柱临时棚，确保拉架时不损坏顶网。

2、工作面推进至距停采线8m时，开始在支架与金属网间喂梁,梁规格为φ18cm×2.8m的优质一面平大梁,厚度不小于16cm,平行工作面喂四排，每割一米喂一排，且排与排之间要交错布臵。

3、当工作面距停采线4m时，停止拉架,连续割5刀煤。

⑴ 割第一刀煤时，随机组割煤，在每架支架的前梁上均匀地架设两根与推进方向一致的一面平大梁，梁的规格为φ18cm×2.4m,厚度不小于16cm，使大梁起到支撑端面顶板的作用,利用支架推移千斤，将生产溜推至煤壁。 ⑵ 割第二刀煤时，随着割煤、降架、移梁，维护空顶，然后解脱推移千斤，用专用单体柱将生产溜移至煤壁。

⑶ 割第三刀煤时，随着机组割煤，在每架支架的前梁上均匀架设两根φ20cm×3.6m，厚度不小于16cm的一面平大梁，替出2.4m大梁，将生产溜移至煤壁后，靠落山侧溜边见梁卡柱。

⑷ 割第四刀煤时，随着机组割煤、降架、移梁，维护顶板，移生产溜后将中柱移至落山侧溜边，同时煤壁卡柱。

⑸ 割第五刀煤时，随着机组割煤、降架，在每架支架的前梁上均匀地架设两根φ22cm×4.6m，厚度不小于20cm的优质一面平大梁，梁间距为0.75m，

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替出3.6m大梁,然后升架管理顶板，并在煤壁侧挂满网，用单体柱卡在梁的另一端。

⑹ 第五刀煤割完后，不推移生产溜，可进行拆除机组、生产溜的准备工作。

4、工作面末采期间，要加强顶板管理，杜绝流煤、塌顶现象。 5、为便于工作面端头支架的拆除，在工作面回、进风巷落山可滞后停采线10m不放顶，用φ16cm×1.8m和φ16cm×2.2m的木板梁支打木垛，将顶板托牢。

6、工作面末采完毕，必须保证拉架巷不留底煤，且支架前探梁梁头距煤壁支柱的净宽为4.0m，净高在2.5m以上（轨道与拉架道棚梁之间高度不低于2.3m）,并清净浮煤、矸，经矿、总部验收合格后，方可进行机组及生产溜的拆除工作。

7、末采安全措施

⑴ 进入溜道铺、联网前，必须事先停机、停溜，切断机组和生产溜电源,并挂停电牌，拉掉急停闭锁。作业前先执行?敲帮问顶?制度,作业中注意片帮、顶板漏煤、矸，以防伤人。

⑵ 机组司机在割煤期间要密切注意顶帮情况，严禁挂网、割网。铺联网时严禁拉架。

⑶ 人员挑棚上梁时，严禁将身体任何部位伸入支架与顶板之间，要逐架进行，禁止相邻两架同时动作。

⑷ 挑棚期间,在降架前必须支设单体柱配小板梁的临时支护,并要逐根替换，同时放专人监视顶板。

六、 矿 压 观 测 （一）、矿压观测目的

1、准确掌握回采工作面老顶初次来压、周期来压显现、步距和强度，分析回采空间支架与围岩相互作用关系，为合理选择采煤参数，支护方式和顶板管理提出要求和提供依据。

2、根据邻近工作面的矿压观测结果，预测本工作面初次来压步距,周期来压步距。

（二）、矿压观测内容及方法

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1、观测内容。

回采工作面超前支护工作阻力测试；工作面液压支架阻力测试；工作面顶板破碎度观测；老顶初次来压、周期来压显现、步距和强度观测。

2、观测方法

自回采开始到回采结束的全过程（初采到末采），在工作面每30m安设一组阻力检测仪，每架两块(其中一块接前后立柱,另一块接平衡千斤),超前支护范围内采用单体柱测压仪，每天检修班进行观测。

（三）、矿压观测要求

1、观测人员应明确所测数据的用途，注意数据的代表性、准确性和科学性，按观测计划规定办事，及时整理观测资料，掌握观测进度，及时预报矿压状况，并采取针对性措施，确保安全生产。

2、观测人员必须以科学、认真的态度进行观测分析，做到准确、真实和可靠，严禁虚假观测。

3、仪表仪器的安装及管理由队长负责，数据的观测由队技术员负责，检修班设一名兼职观测员，详细记录，总部技术组及生产技术分部应随时抽查。

4、为了保证观测数据的准确性，要求队组要严格顶板管理制度，泵站压力不低于30MPa，支架升紧达到初撑力，支柱初撑工作压力不低于24MPa，否则要追究队长、书记的责任。

七、采面通过冒顶区、软槽带、断层和无炭柱

（一）、处理小面积冒顶时可采用架设木板梁维护。架设木板梁可分为两种形式；顺巷抬棚支护和挑梁支护。

1、当冒顶区域在机道内、片帮较小时采用顺巷抬棚支护，在不操作支架情况下沿工作面方向支设抬棚，单体液压支柱做腿，以控制冒顶区域。抬棚长度可根据冒顶长度确定,但梁直径不小于18cm。

2、当冒顶或片帮较严重，顺巷抬棚不能完全控制冒顶区时，应采取挑走向棚梁的形式，挑梁时执行以下程序：①、挑梁时必须从两端向中间逐架进行，严禁多架同时作业。②、必要时，降架前要支设临时支架或支柱，维护好冒顶区周围的顶板。③、缓慢降架，在支架顶梁上，垂直工作面架设两根木板梁。木板梁一端靠紧煤体，另一端与支架搭接不少于0.5m，棚梁上方要横排木梁挤紧煤帮。根据顶板冒落情况和顶板状况考虑是否需要构顶，并在靠煤壁棚梁

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下支单体柱。一般情况下，冒落高度小于1m时，采取构顶。冒落高度大于1m时，采取蓬顶。④、升架挑起木板梁。⑤、拉架，拉架时采用带压移架。⑥、升紧支架。⑦、回收临时支架。

（二）、大面积冒顶，且端面顶板已完全冒空时，可采用蓬顶的方法维护，蓬顶维护的操作顺序是：

1、在每架支架下方支设?挑梁支架?挑梁支架用工字钢或圆木做梁，单体柱做腿。冒落严重无法支设单体柱时，可将铁梁用锚链固定在支架顶梁的下方。铁梁的前端要顶住煤体。

2、在支设的挑梁支架上横穿长木梁挤紧煤帮，蓬住端面冒落区域。 3、其它支架移完后，回收单体柱及铁梁，前移原来受挑梁影响的支架。 4、割煤通过

（三）、过构造遇到岩石时采用钻爆落岩、机组装岩的方法进行推进。 1、炮眼布臵可根据岩石厚度不同，分别布臵单排眼和多排眼，炮眼呈三花或五花眼布臵。

2、钻眼采用7655型风钻或MZ—1.2型煤电钻。

3、爆破效果：保证爆破一茬，采高达到2.7m，进度不少于1.2m，顶板条件不允许，爆破一茬，进度不少于0.8m。爆破长度不能超过10节溜。

4、钻眼前，必须进行敲帮问顶，滚帮超过支架管理范围时，需支设临时贴帮柱，每架一根。

5、人员进入煤帮钻眼或进行其它作业时，必须停机、停溜，闭锁开关，并用长柄工具处理掉伞檐、活矸，在专人监护下维护好顶、帮。在此期间，严禁动作附近支架。

6、钻眼时，人员要站在顶板稳定，有支架掩护的地点进行操作。 7、爆破后的大块矸石打碎后，方可用机组装至生产溜。每次爆破必须将溜拉空，生产溜正常运行并空转3圈后，方可进行第二次爆破的准备工作。

（四）、当工作面顶板破碎、煤质变软不适应机组割煤时，可采用爆破落煤，人工或机械装运的方法推进。

1、采用小爆破的方法,一次爆破范围不得超过3节溜。炮眼布臵：距底板0.3m布臵单排眼，眼距、眼深均为1.0m。封泥长度不得小于0.5m。

2、钻眼机具为MZ——1.2型煤电钻或7655型风钻，使用配套钻杆和钻头。

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3、工作面液压支架超前及时支护后,仍不能维护煤壁机道空顶时,必须将φ20cm×2.8m、φ20cm×3.2m或φ20cm×3.8m一面平大梁垂直工作面用锚链拴在液压支架前梁下或搭在支架前梁上,煤帮一头用单体柱支设,每隔一架支设一梁,然后用（φ18～20）cm×3.6m小大梁平行工作面穿于垂直梁上将煤帮侧空顶蓬严。要求煤帮支柱必须支到实底，迎山有力，确保机组截装煤矸通过时不造成煤帮支柱失效，破坏临时支护。

4、工作面局部地段滚帮高度超过2m宽度超过1.5m时，煤帮侧支柱增加至每梁两根，且必须保证垂直工作面大梁为每架一根。

第五章 作业形式及劳动组织

一、作业形式：追机作业。

二、循环方式及循环作业图表见附图表。 三、劳动组织形式及劳动组织表

1、劳动组织：?二九〃一六制?作业，两班生产，一班检修。 2、劳动组织表见附表。 四、各班日劳动定额

1、生产班：午班、晚班，每班各2刀煤，放煤336架，清理浮煤矸346架。

2、检修班负责工作面所有设备的检修、 回进风超前支护，进风落山管理、退锚及回收棚梁、牵引皮带、缩短皮带、机头(尾)做壁龛等工作，确保圆班内设备的正常运转。

3、各生产班除完成劳动定额外,各工种岗位应对自己使用的设备进行小型检修及维护。

五、各项主要技术经济指标见附表。

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表一 劳 组 表44

动 织

序号 工 种 一班 二班 三班 检修班 合计 1 工 长 1 1 1 1 4 2 副工长 1 1 1 1 4 3 安全员 1 1 1 1 4 4 记录工 1 1 1 1 4 5 机组工 3 3 3 3 12 煤溜工 6 6 6 6 10 28 皮带工 7 支架工 4 4 4 8 20 8 清煤工 2 2 2 6 9 泵 工 1 1 1 1 4 端 头 10 5 5 5 10 25 维护工 11 电 工 1 1 1 6 9 12 备件工 2 2 13 放煤工 3 3 3 9 14 送饭工 1 1 1 1 4 15 合 计 30 30 30 45 135

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表二 主要经济技术指标表

序号 项 目 单位 数量 1 工作面倾斜长 m 260.4 2 工作面走向长 m 1334 3 循环进度 m 0.8 4 煤层平均厚度 m 6.39 5 日循环个数 个 4 6 日进度 m 3.2 7 循环产量 t 1661.89 8 日产量 t 6647.56 9 在册人数 人 173 10 日出勤共数 人 135 11 生产效率 t/工 48.52 12 月产量 T 199426.8 13 可采期 月 13．9 14 采高 m 2.8 15 放煤厚度 m 3. 8 16 采放比 1：1.36 17 单体柱用量 根 400 18 坑木消耗 m3/万吨 6 19 截齿消耗 个/万吨 24 20 乳化液消耗 kg/万吨 400 21 油脂 kg/万吨 200 22 火药 kg/万吨 140 23 雷管 个/万吨 230 24 回采率 % 87 25 灰分 % 24 26 含矸率 % 12 27 水分 % 6

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表二 主要经济技术指标表

序号 项 目 单位 数量 1 工作面倾斜长 m 260.4 2 工作面走向长 m 1334 3 循环进度 m 0.8 4 煤层平均厚度 m 6.39 5 日循环个数 个 4 6 日进度 m 3.2 7 循环产量 t 1661.89 8 日产量 t 6647.56 9 在册人数 人 173 10 日出勤共数 人 135 11 生产效率 t/工 48.52 12 月产量 T 199426.8 13 可采期 月 13．9 14 采高 m 2.8 15 放煤厚度 m 3. 8 16 采放比 1：1.36 17 单体柱用量 根 400 18 坑木消耗 m3/万吨 6 19 截齿消耗 个/万吨 24 20 乳化液消耗 kg/万吨 400 21 油脂 kg/万吨 200 22 火药 kg/万吨 140 23 雷管 个/万吨 230 24 回采率 % 87 25 灰分 % 24 26 含矸率 % 12 27 水分 % 6

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