采矿课程设计

安徽理工大学

口孜东矿11-2采区课程设计

姓名：胡国宪 指导老师：涂敏 班级：采矿11-6 学号：2011301219

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第一章 采区设计的主要依据及设计思路 .......................... 5 一、设计编制依据及要求........................................................................... 5 1、设计依据 ......................................................................................... 5 2、矿井生产现状 .................................................................................. 5 3、生产接续要求 .................................................................................. 5 二、设计思路及主要内容........................................................................... 5 1、设计思路 ......................................................................................... 5 2、主要内容 ......................................................................................... 5

第二章 采区概况及地质特征.................................... 6 第一节 采区概况 ...................................................................................... 6 第二节 地质特征 ...................................................................................... 6 一、煤层的赋存情况及煤质 ................................................................. 6 1．煤层与煤质 ................................................................................ 6 2．煤层瓦斯情况 ............................................................................ 7 二、煤层顶底板 .................................................................................... 7 三、水文地质........................................................................................ 8 （一）水文地质特征 ....................................................................... 8 2、二叠系砂岩裂隙含水层 ........................................................... 10 3、断层的富水、导水性 ............................................................... 10 （二）充水因素分析 ..................................................................... 10 （三）防水煤（岩）柱留设.......................................................... 11 （四）涌水量预计......................................................................... 12

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四、地质构造...................................................................................... 12 1、断层情况： .............................................................................. 12 2、褶皱情况.................................................................................. 15 五、其他开采技术条件....................................................................... 15 1、采区煤尘情况 .......................................................................... 15 2、煤的自燃情况 .......................................................................... 15

第三章 采区工业储量及可采储量 ............................... 16 3.1 计算范围............................................................................................ 16 3.2 计算参数及方法 ................................................................................ 16 第四章 采区巷道布置 ......................................... 17 4.1 采区巷道布置方案的确定 ................................................................. 17 4.2 带区下部车场 .................................................................................... 18 4.2.1 《煤矿矿井井底车场和硐室设计规范》规定： ....................... 18 4.2.2 辅助提升车场设计 .................................................................... 19 第五章 采煤方法及回采工艺................................... 22 5.1 采煤方法的选择 ................................................................................ 22 5.2 采煤工艺的选择 ................................................................................ 22 5.2.1 工作面参数确定........................................................................ 23 5.2.2 采高的确定 ............................................................................... 23 5.2.3 年推进度确定 ........................................................................... 23 5.2.4 回采工艺 ................................................................................... 23 5.3 工作面劳动组织、工作制度 .............................................................. 25

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第六章 采区主要巷道断面设计 .................................. 28 6.1 巷道断面选择原则............................................................................. 28 6.2 主要巷道断面及其尺寸 ..................................................................... 28 第七章 采区生产系统及设备.................................... 30 7.1 采区生产系统 .................................................................................... 30 7.1.1 运煤系统 ................................................................................... 30 7.1.2 辅助运输系统 ........................................................................... 30 7.1.3 通风系统 ................................................................................... 30 7.2 工作面设备及其选型 ......................................................................... 31 第八章 主要安全技术措施 .................................... 32 8.1 防治瓦斯............................................................................................ 32 8.2 防治粉尘............................................................................................ 34 8.3 防治火灾............................................................................................ 35 8.4 明火管理............................................................................................ 35 8.5 顶板管理............................................................................................ 35 8.6 防治水 ............................................................................................... 37

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第一章 采区设计的主要依据及设计思路

一、设计编制依据及要求

1、设计依据

(1)口孜东矿提供的（11-2）采区地质说明书和开拓现状资料； (2)2005年出版的《煤炭工业矿井设计规范》。 (3)2011年出版的《煤矿安全规程》。

(4)2009年出版的《防治煤与瓦斯突出规定》。 (5)2009年出版的《煤矿防治水规定》。 (6)其他有关的国家及行业标准、规范。 2、矿井生产现状

口孜东矿井于2007年5月开工建设，目前（13-1）采区准备巷道均施工结束，首采面111303工作面进入工作面安装及系统安装阶段，计划于2012年3月6日实现联合试运转，接替面111304工作面上下顺槽都已拨门施工至DF1断层位臵，按接替计划要求2012年11月底需围面结束；西翼1213采区开拓巷道的施工也已全面展开。

3、生产接续要求

根据口孜东矿三～五年接替计划，到2016年底，（11-2）采区开拓及准备巷道需全部形成，进行该采区首采面围面工程施工。为确保口孜东矿持续稳定生产，满足采区接替需要，特对（11-2）采区进行教学设计，并编制说明书。

二、设计思路及主要内容

1、设计思路

(1)认真贯彻执行国家有关煤炭建设的方针、，本着投资省、工期短、安全可靠原则，采用先进技术、装备和现代化企业管理模式，实现本采区安全高效。

(2)依靠科技进步，坚持设计改革；

(3)吸取（13-1）采区的施工经验，结合我矿实际现状，根据11-2煤层赋存条件，力求实现生产集中，系统简单，环节通畅，安全可靠，选择合理开拓布臵，缩短建设工期，以求实现早投产、快达产、早见效益的目的。

2、主要内容

（1）采区开采范围

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（11-2）采区东起F12断层，西至F5断层，南临工广保护煤柱，北到11-2煤层露头线。采区东西平均长约5.3km，南北平均宽约1.4km，平面积约11Km2。

（2）资源/储量

（11-2）采区煤层地质储量为2730.2万吨。 （3）采煤方法

（4）采区生产能力及服务年限

第二章 采区概况及地质特征

第一节 采区概况

(11-2)采区东起F12断层，西至F5断层，南临工广保护煤柱，北到11-2煤层露头线。采区东西平均长约5.3km，南北平均宽约1.4km，平面积约11Km2。采区上方地表村庄有马庄、前下庄、后下庄、韩油坊、王小庄、夏圩孜、十里王庄、邓庄、杨庄、李庄、郭老庄、李竹元、李庄、孙海孜、前张庄、李小圩、李海孜、刘庄，李庄，王庄，何庄、新庄、南小庄、杨台，大海孜以及王蛮庄等。地表河流主要有济河、胜利沟、温家沟、团结沟、乌江以及新乌江等；学校有郑杨小学、夏圩小学以及李庄小学，其余部分主要为农田。地面标高+23.52～+27.58m。第一开采水平标高为-967m，开采上限根据口孜东矿井及选煤厂修改初步设计留设煤层防水煤柱。

第二节 地质特征

一、煤层的赋存情况及煤质 1．煤层与煤质

本采区为全隐蔽区，隐伏于巨厚新生界松散层下，归属于二叠系上石盒子组（P2SS）第三含煤段。该段岩层以灰色泥岩、砂质泥岩及粉砂岩为主，夹灰白色细-中粒砂岩，局部见粗粒砂岩。采区内11-2煤层位于第三含煤段中部，煤层总厚度（含夹矸）为0.98m—5.85m，平均总厚度（含夹矸）2.66m。该煤层平均含有1层夹矸，主要为炭质泥岩，次为泥岩，结构简单，厚度0—0.78m，平均厚度0.25m。11-2煤层纯煤厚（剔除夹矸）为2.41m，煤层结构加权平均值为0.56（0.25）1.85，为全区可采的较稳定煤层，受断层构造等因素影响，断层附近煤层厚度及产状变化较大。根据采区内地质勘探钻孔

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揭露的地质资料分析，在17线以东及18、19线中深部煤层厚度均在2m以上，厚度较大，其它地段煤层厚度变薄；在21线至23线之间与下部11-1煤层合并，形成一个合并区。根据井田勘探资料，11-2煤层以黑色为主，少量褐黑色，玻璃光泽、沥青光泽、金刚光泽，少量丝绢光泽或弱玻璃光泽；以粉末状、碎块状为主，少量块状及片状；性脆易碎，内生裂隙发育，多充填有黄铁矿膜，断口一般为参差状、平坦状、粗糙状。

宏观煤岩成分以暗煤、亮煤为主，少量镜煤。煤岩类型为半暗～半亮型煤。

2．煤层瓦斯情况

区内11-2煤层瓦斯含量在深部普遍较高，而浅部含量则相对较低，其原因大致有以下两点：

（1）、本区南部煤层埋藏较深，上覆基岩厚度较大，煤层承受压力大，瓦斯不易散出，而北部煤层埋藏较浅，上覆基岩厚度小，新生界松散层沉积前，煤系地层遭受长期风化剥蚀，瓦斯自煤层露头处逸出，使得瓦斯含量偏低。

（2）、区内南部断层较少，F1、F1-1断层又为推覆逆断层，封闭性较好，缺少瓦斯运移通道，所以瓦斯含量高，而北部区段断层相对较多，且多为开放性正断层，煤层中瓦斯气体会向浓度和压力小处运移，最后自露头逸出。

总之，本区深部瓦斯含量较高，在煤矿开采过程中要注意预防瓦斯突出现象。本采区内11-2煤层瓦斯含量见表1-2-1。

表1-2-1 瓦斯测试成果表

基岩盖瓦斯含量瓦斯成份(%) (m3/t) 煤层 水平(m) 层厚度(m) CH4+C2H6 CO2 N2 CH4 CO2 -950m以上 11-2 -1200m以下 98.70344.551.15(11) 8.0974.7233.79(11) 6.0221.6114.43(11) 8.4675.8851.68(11) 0.212.371.03(11) 0.110.830.48(11) 401.75587.00461.51(7)13.7075.7043.12(7) 9.7214.5912.14(7) 9.7076.1844.51(7) 1.0610.203.86(7) 0.561.971.00(7) 二、煤层顶底板

采区11-2煤层直接顶底板以泥岩和砂质泥岩为主，其次为粉砂岩和砂岩。泥岩厚度小，0.2～20.50m，平均2.16m，单轴抗压强度3.50～97.46MPa，抗拉强度0.19～5.74MPa，顶板岩石不稳定～中等，易坍塌垮落。粉砂岩厚度0.20～10.95m，平均厚2.88m，单轴抗压强度14.20～152.8MPa，抗拉强

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度1.18～5.97MPa，平均为3.16MPa,属中等～稳定型。砂岩厚度0.5～26.95m,单轴抗压强度10～146.90MPa，抗拉强度为0.70～11.13MPa，岩性较致密坚硬，强度高不易垮落，顶底板属中等～稳定型。

11-2煤层上部为13-1煤层，下部为11-1煤层，其与各煤层的层间距离见表1-2-2。

表1-2-2 （11-2）采区煤层间距一览表 单位：米

间距 煤层 最小 最大 平均 11-1煤～11-20 14 6.6 煤 11-2煤～13-158.0 84.0 71.6 煤 三、水文地质

（一）水文地质特征 1、新生界松散层

采区内新生界松散层两极厚为426.18m（88-1孔）～687.60m(27-1孔)，平均厚为591.60m，其厚度变化受古地貌形态控制，厚度变化规律是从东向西，从南、北部向中间增厚。局部古地形隆起地段第四含水层（组）缺失。区内松散层自上而下可分为四个含水层（组）、三个隔水层（组）。

上部第一含水层（组）和第二含水层（组）上段因埋藏浅，地下水运动既有层间水平流动，又有垂直方向交替比较明显，以大气降水补给为主，雨季时河流侧向补给为辅，水位动态随季节变化而变化。排泄方式主要是人工开采及蒸发，旱季亦可补给河流。二含下段地下水迳流方式为侧向层间迳流为主。补给来源主要是侧向和上段含水层（组）越流补给。排泄方式主要是人工开采和侧向迳流排泄。

中部第三含水层（组）上段因有第二隔水层（组）存在，天然状态下二、三含水层（组）不存在水力联系；当开采三含上段地下水时，可能会导致二含下段和三含下段地下水对其越流补给。地下水以缓慢的层间迳流为主，储存量受区域调节。

下部第四含水层（组）之上厚度大、隔水性能好第三隔水层（组）存在，在天然状态下与上部含水层（组）无水力联系，其本身以储存量为主，水平运动缓慢，补给水源贫乏。因四含直接覆盖基岩各含水层（组）之上，与基岩各含水层（组）之间有一定水力联系。

各含、隔水层具体情况如下：

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（1）一含

厚度从24.10m到34.55m,平均27.23m, 以土黄～灰黄色粉、细砂为主，夹薄层粘土和砂质粘土。砂层颗粒较细、松散，接受大气降水和地表水补给，水位随季节变化，含水性中等，属替水～弱承压水，是农业灌溉和居民生活用水源。

（2）一隔

厚度从8.68m到50.80m,平均16.40m, 以灰黄～褐黄色砂质粘土为主，局部地段夹薄层粉细砂，分布较稳定，能起隔水作用。

（3）二含

厚度从21.55m到38.60m,平均30.05m, 由灰黄色松散中细砂、粘土质砂、砂质粘土组成。砂层厚度变化大，分布不稳定。据邻区刘庄抽水资料，水位标高23.835～24.882m ， q=0.279～1.251 l /s〃m ， k=4.507～22.856 m/d ，矿化度0.381～0.49 g/l ，水质类型HCO3－SO4－Na 水。从本区砂层厚度分析,富水性弱～中等，局部地段可作为供水水源。

（4）二隔

厚度从6.25m到20.55m,平均12.94m, 以灰绿～灰黄色粘土，砂质粘土组成，局部夹薄层粉细砂，粘土质砂，粘土分布较稳定，能起隔水作用。

（5）三含

厚度从268.50到343.50m,平均304.50m, 上部以灰绿色中细砂为主，含粗砂和粉砂，夹多层粘土薄层。据邻区刘庄抽水资料，水位标高14.628m q=0.5871/ s〃m k=7.25m/d,水质为HCO3〃Cl-Na水, 是矿井主要供水层位。下部由灰绿、杂色、浅棕红色中细砂和半固结粘土为主，据邻区刘庄水2、水3孔抽水资料，水位标高24.50～24.58m q=1.028～1.032/ s〃m k=12.51～15.97m/d,水质为CL-Na水，矿化度2.24～2.34g/l,水温27℃。

（6）三隔

厚度从61.85m到200.10m,平均167.57m, 由灰绿色厚层粘土、砂质粘土和多层细、粉砂组成。粘土质细、纯、可塑性较强，具有膨胀性，粘土厚度大，分布稳定，隔水性能好，是区内重要的隔水层（组）。

（7）四含

厚度从0.00到87.10m,平均32.07m, 含水层(组)由上部灰白、灰黄色中、细砂层(西部)和下部棕红色砂砾层、砾石层、粘土砾石构成(全区)，砾石层间有棕红色粘土，砂质粘土分布。除88-1、T10两孔无沉积外，其余地段均有沉积，含水层厚度由东向西增厚。井田内抽水3次，水位标高15.65～19.24m，q=0.00047～0.00378l/ s〃m，k=0.00153～0.00378 m/d，富水性弱，矿化度1.74～1.82 g/l，水质类型Cl－Na水,水温20～24℃。

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2、二叠系砂岩裂隙含水层

煤系砂岩含水层（段）岩性以中、细砂岩为主，局部为粗砂岩和石英砂岩，分布于煤层、粉砂岩和泥岩之间，岩性厚度变化均较大，分布不稳定。依照与主要可采煤层之间的关系和对矿坑充水影响程度的大小，可划分为基岩风化带和13-1、11-2和8～5煤层顶底板3个含水层(段)。基岩风化带的厚度一般为25～30m，泥浆消耗量一般为0～0.25m3/h,消耗量大的为0.5～3.20 m3/h (15-6孔揭露中砂岩时的消耗量)，抽水试验2次（14-3、18-3孔），水位标高19.10～19.50m，q=0.00042～0.00146 l/s〃m,k=0.00221～0.00513m/d,富水性弱，矿化度2.072g/l,水质类型为Cl-Na水。13-1煤层顶底板砂岩两极厚度0.85～23.20m，平均厚度9.04m,泥浆消耗量一般为0～0.20 m3/h,消耗量较大的为0.50～0.96 m3/h，抽水试验1次（17-3孔），水位标高21.59m，q=0.00014 l/ s〃m,k=0.0004788m/d，水温30℃,水质类型为HCO3-Na·Ca·Mg。11-2煤层顶底板砂岩两极厚度0～22.4m，平均厚度9.94m，泥浆消耗量一般0～0.25 m3/h，消耗量较大的0.55～1.22 m3/h，抽水试验1次（16-3孔），水位标高20.58m，q=0.00205 l/ s〃m, k=0.016m/d, 矿化度1.678g/l, 水质类型Cl-Na水, 水温25℃。8～5煤层顶底板砂岩两极厚度13.65～58.85m，平均厚度36.61m, 泥浆消耗量一般为0～0.20 m3/h，消耗量较大为0.55～3.20 m3/h (15-6孔揭露8煤顶板中砂岩时的消耗量)，井田内抽水试验1次（20-6孔），水位标高18.85m, q=0.00108 l/ s〃m, k=0.00849m/d, 矿化度过1.501g/l,水质类型为Cl-Na水， 水温25℃ 。

煤系砂岩分布在煤层、粉砂岩和泥质岩石之间，砂层厚度小，分布不稳定，又有煤层和泥质岩石相隔，断层带一般含水性极弱，导水性差，因此砂岩之间一般无水力联系。开采浅部煤层时，新生界第四含水层（组）地下水通过基岩风化带垂直渗入补给矿井。5～13-1煤远距太原组灰岩，1煤层与太原组灰岩之间有一定厚度隔水层（组）存在，天然状态下无水力联系。

3、断层的富水、导水性

本区共查出断层 30条，其中正断层26 条，逆断层4 条，钻孔穿过断点18个，断层带宽度1.20～27.15m,一般均小于10m。断层带岩性以泥岩、粉砂岩为主，含砂岩碎块，岩芯受构造挤压破碎，碎粒状和鳞片状，无含水迹象。简易水文观测未发现漏水。据邻区刘庄水4孔对煤系内断层带抽水资料，q=0.0002 l/s.m , k=0.0007m/d。从井田断层岩性和简易水文观测，结合刘庄抽水资料综合分析认为：本区煤系内断层带含水性弱，导水性差。断层带岩芯比较破碎，胶结不良，对今后巷道维护造成不利条件。

（二）充水因素分析 1、新生界砂层水

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新生界松散层“四含”直接覆盖在煤系地层之上，天然条件下，“四含”水通过煤系基岩风化带垂直渗透补给。补给量大小与风化带岩性和渗透性大小有密切关系。一般在留足防水煤柱的情况下对工作面的掘进不构成威胁，但考虑到断层的因素，可能通过断层带导通，造成垂向上的水力联系，造成一定量的涌水。

2、煤系砂岩裂隙水

煤系砂岩裂隙水是工作面掘进直接充水水源，其主要与砂岩裂隙的发育程度、开启大小和延展长度密切相关，故富水性不均一，且一般以静储量为主，属疏干型，初始涌水量大，随后逐渐衰减。在穿过坚硬砂岩层及褶曲轴部及小断层附近时，须提防带压砂岩水突然溃出。建议采用先进的井下物探手段探测顶板砂岩的富水区，然后根据探测结果采取针对性的措施进行疏水降压。

3、断层导水

目前对于采区内的断层构造带的含、导水性尚不清楚。预计断层在切割坚硬脆性岩层地段，将会造成围岩裂隙发育，特别是灰岩与煤岩层对口部位是突水的主要诱发因素。所以，为了保证矿井生产安全必须作为导水断层加以考虑，留足安全距离，提前探放。

（三）防水煤（岩）柱留设

1、采区开采上覆防水煤（岩）留设

区内被巨厚松散层覆盖，松散层厚度大致为426.18～687.60m m，底含较发育富水性中等，而底部粘土层较薄或缺失，一般小于5m。为确保安全开采，必须留设足够的防水煤柱。

采区内煤层倾角5°～18°，平均倾角11°，顶板一般以泥岩、砂质泥岩为主，少数为粉砂岩、细砂岩，属中硬岩层，根据规程，防水煤柱的留设采用如下经验公式：

Hs＝Hb＋Hm

式中：Hb--保护层厚度；因四含全厚大于累计采厚且覆岩类型为中硬，故取Hb取3A，A=∑M /n；其中∑M为累计采厚，n为煤层分层数。

Hm--冒落带高度 Hm=（M－W）/„（K—1）cosα‟

式中M为煤厚；α为煤层倾角；W为垮落过程中顶板的下沉值，本次取刘桥二矿实测值0.2m；K为垮落岩石的碎胀系数，考虑到煤系多为砂岩与泥岩相间沉积，K取1.4。

计算结果：根据上述公式计算11-2煤的防水煤柱高度分别为11.10m，根据矿井初步设计，“为便于井下生产和巷道的维护与管理，本次在计算结果

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的基础上，将一定范围内的煤柱（即回采上限）尽量取相同标高值，从而得到防砂煤（岩）柱实留高度平均值约为50m左右。”。因此本采区各主要可采煤层防水煤柱仍按矿井初步设计留设，11-2煤层为48.88m。

2、断层防水煤柱留设

采区内F12、F1、F1-1、F5、F13、DF2断层落差为＞100m、DF3、DF11、DF24、DF1断层落差为50～100m，DF12、F9、DF23、DF26、DF15、DF30、DF27、DF31、DF15-1断层落差为0～30m.根据矿井初步设计说明书，两个断层的防水煤柱分别暂按100m、50m，30m 留设。当工作面掘进接近或沿断层掘进时，对断层的赋、含、导水性进行超前探测，查明断层的水文地质条件，为合理留设断层煤柱提供可靠依据。

（四）涌水量预计

采用地下水动力学法：

Q=1.366K（2S-M）M/（lgR0－lgr0） K——渗透系数（0.016m/d），取风检孔和副检孔抽水实验平均值；

S——本采区最大水位降深（1190m）；

M——本采区煤系砂岩含水层厚度（14.8m）； r0——大井半径（1872.2m），r0=√F/√3.14； R0——大井引用半径（3347.09m），R0=10 S√K+ r0； Q正常=130.42m3/h，类比相邻矿井取经验系数值2.3 Q最大=299.97m3/h

所以口孜东矿（11-2）采区正常涌水量取130.4m3/h，最大涌水量取300m3/h。

四、地质构造

（11-2）采区总体为一单斜构造，地层倾角为5～18°，北部地层倾角稍陡，一般为20°左右，采区内煤层的平均倾角为11°。区内断层发育，按展布方向大致可分成三组，以北东向横切断层为主、北西向和近东西向为辅。

1、断层情况：

采区内共有物探断层条，其中正断层21条，逆断层43条。经地面三维物探，在该采区内发育有7个反射波异常断层组。分别为1#断层组（断层DF1和断层DF1-1）、2#断层组（断层DF57和断层DF58）、3#断层组（断层DF49和断层DF50）、4#断层组（断层DF44和断层DF45）、5#断层组（断层DF20和断层DF21）、6#断层组（断层DF4）以及7#断层组（断层DF27和断层DF28）。采区内断层发育情况见表1-2-3。

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表1-2-3： （11-2）采区断层一览表 名称 性质 倾角（°） 落差（m） 倾向 DF47 DF46 DF45 DF44 DF43 DF51 DF52 DF49 DF50 DF42 DF14 DF55 DF DF87 DF48 DF13 F12-1 DF58 DF57 DF59 DF60 DF22 DF61 DF62 DF63 DF DF65 DF41 DF31

备注 正 正 逆 逆 正 正 正 正 正 正 正 正 正 正 正 正 正 正 逆 逆 正 逆 逆 逆 逆 逆 正 正 逆 50-70 50-70 40-60 40-60 50-70 40-60 50-70 40-60 40-60 40-60 50-70 50-70 50-70 50-70 40-60 50-70 50-70 50-70 40-60 40-60 50-70 40-60 40-60 40-60 40-60 40-60 40-60 50-70 40-60

13

0-5 0-4 0-6 0-8 0-4 0-5 0-5 0-8 0-6 0-4 0-20 0-4 0-4 0-4 0-10 0-10 20 0-8 0-5 0-4 0-4 0-8 0-5 0-10 0-6 0-8 0-4 0-3 0-4 SW E W E E W E NW SE NW SE NW SE SW NW NW SE W SE SW SW SW NW SE NW SE S NW NW

DF30 DF26 DF25 DF15 DF29 DF27 DF3 DF4 DF19 DF21 DF18 DF38 DF2 DF5 DF6 DF24 DF16 DF12 DF10 DF76 DF9 DF8 DF74 DF11-1 DF82 DF83 DF84 F12 F1-1 F5 DF1

正 正 正 正 逆 正 逆 逆 正 逆 正 正 正 逆 正 正 正 正 正 逆 正 逆 正 逆 逆 逆 逆 正 正 正 正 50-70 40-60 50-70 50-70 40-60 50-70 40-60 40-60 50-70 40-60 50-70 40-60 50-70 40-60 50-70 50-70 50-70 50-70 50-70 40-60 50-70 40-60 50-70 40-60 40-60 40-60 40-60 50-70 40-60 50-70 50-70 14

0-3 0-5 0-5 0-25 0-6 0-3 0-10 0-8 0-3 0-3 0-5 0-8 0-50 0-14 0-8 0-6 0-5 0-4 0-10 0-5 0-5 0-8 0-5 0-6 0-8 0-8 0-10 >100 0-50 20-200 0-20 SE E E SE SE E E SE SE E W SW SE E W NW SE NW SE NW SE SE NW SW NE SE W NW NE SE SE 采区东边界 采区南边界 采区西边界

DF1-1 DF1-1 DF11 正 正 正 50-70 50-70 50-70 0-15 0-10 0-20 SE SE SE 2、褶皱情况

本区总体表现为一单斜构造，沿地层的走向和倾向有一定的起伏变化，地质构造复杂程度为中等。

五、其他开采技术条件 1、采区煤尘情况

区内11-2煤层共取了5个取样点，经测试，均具有爆炸危险性。火焰长度最大超过400mm以上，岩粉量在70-85%之间，由此确定本区内11-2煤层具有爆炸危险性。11-2煤层煤尘爆炸试验成果见表1-2-4。

表1-2-4 煤尘爆炸试验成果表 火焰长度煤层 孔号 岩粉量(%) 爆炸危险 (mm) 15-8 100 85 有 16-4 11-2 16-6 18-4 21-3 22-3 200 100 >400 100 50 85 85 95 80 70 有 有 有 有 有 2、煤的自燃情况

根据采区内11-2煤层取样测试分析，（11-2）采区煤层为易自然的。煤层自然情况见表1-2-5。

表1-2-5 煤层自燃趋势测试成果表

燃 点 ℃ 煤层 孔号 原样 氧化样 还原样 22-3 11-2 13-4 15-8 16-4

△t 349 337 319 349 320 293 304 298

15

自燃倾向等级 很易自燃 369 71

18-4 21-3 22-3 325 314 320 294 296 301 344 359 50 63 很易自燃 很易自燃 3、地温

（11-2）采区内煤层底板温度T（℃）与煤层埋深成正比，且相关性较好，区内地温梯度2.3～3.1℃/百米，预计采区内工作面温度为33～40℃。

第三章 采区工业储量及可采储量

3.1 计算范围

本采区11-2煤层储量计算范围为北起F109断层，南至井田边界及F110断层，东至井田边界，西至11-2煤层风氧化带底界。 储量计算最低可采厚度0.7m。最高可采灰分40%。

3.2 计算参数及方法

计算公式：Q = A × M ×α ×D×10-4 其中：Q-------------工业储量(万吨) A-------------计算面积(m2) M-------------计算采用厚度(m) α-------------煤层倾角(°) D--------------煤层平均容重(t/m3)

Q=11.2*1000*2.66*Tan12.9*1.35*.4=3684

可采储量是在工业储量计算的基础上，通过下列公式计算求得 可采储量=(工业储量-煤柱储量)×回采率×(1-地质损失率)

16

其中：采区回采率： 75%；地质损失率：5%；煤层倾角均小于15，α按0°计算。Q=(3684-800)*.75*.95=20.85(万吨)

第四章 采区巷道布置

4.1 采区巷道布置方案的确定

方案一：

由北向南延伸底板轨道大巷、底板胶带机大巷和煤层回风大巷。采用单一倾斜长壁采煤法，工作面布置一个回风斜巷，直接与煤层回风大巷相连，并通过带区下部甩车场与底板轨道大巷相连。 优缺点：

由于工作面近似沿煤层走向呈水平状布置，不存在向上拉煤和向下运煤的问题，两工作面可以等长布置。工作面风流不存在上行与下行问题，两工作面的通风状况同样良好。此种巷道布置方法，每两个工作面就可以减少一条运煤斜巷和有关联络巷道，降低了巷道工程量，节省了一套运输设备相对来说生产比较集中。但综采工作面开采强度比较大，产量高，且对拉工作面必须保持相同的推进速度，因此，在开采过程中两个工作面会相互影响，降低工作面的推进速度，致使工作效率大大降低，劳动组织管理工作繁杂，运输压力较大。而且煤层断层过多，布置对拉工作面困难很大。 方案二：

由北向南延伸底板轨道大巷、煤层胶带机大巷和煤层回风大巷。采用单一倾斜长壁采煤法，布置单一工作面开采，在工作面两侧分别布置胶带机斜巷和回风斜巷。胶带机斜巷通过带区煤仓与煤层胶带机大巷连接。回风斜巷直接

17

与煤层回风大巷相连，并通过带区下部甩车场与底板轨道大巷相连，下一个工作面的回风斜巷可以兼做上一个工作面的进风与运料斜巷。 优缺点：

单一工作面开采较为灵活，劳动组织管理方便。综采工作面的开采强度大，产量高，一个工作面完全能够满足采区的产量要求。单一工作面开采相较于对拉工作面而言，提高了工作面的开采效率，同时减少了一套综采工作面设备。但单一工作面布置的巷道掘进量较大，增加了巷道掘进成本。 主要技术经济比较：

对拉工作面布置虽然减少了巷道掘进工程量，但是工作面准备时需要两个工作面同时准备，因此相较于单一工作面布置，第一个工作面准备工期较长，不利于采区的快速投产。由于综采工作面本身产量就很大，一个工作面的生产能力完全能满足采区的生产需求，且对拉工作面中两个工作面的相互影响较大，致使工作面效率大大降低，因此综采工作面一般不采用分带对拉布置形式。

综上所述：根据本采区的具体情况，方案二较为合适。

4.2 带区下部车场

4.2.1 《煤矿矿井井底车场和硐室设计规范》规定：

(1)采区车场的设计，应根据采区巷道布置、采区生产能力和服务年限、运输方式、地质因素、煤尘、瓦斯等多方面进行全面考虑；

(2)采区车场和硐室应根据围岩的稳定性，尽量将其布置在稳定的岩层或煤层中；

18

(3)采区车场巷道断面应根据围岩情况确定，可为半圆拱形、三心拱形等其它形式。当巷道的跨度较大时视围岩的稳定情况可选用三心拱形，在支护方式上应优先选择锚喷支护，当单一支护有困难时，也可采用其他支护方式即采用联合或复合、综合支护方式，以期达到支护的目的。

4.2.2 辅助提升车场设计

1.高低道计算：

大巷、轨道斜巷均采用700mm轨距，大巷用20t架线式电机车牵引5t矿车，列车由15个矿车组成。上山辅助运输由绞车牵引固定式矿车完成。车场与大巷铺设30kg/m钢轨。设计步骤如下：

辅助提升车场在竖曲线以后25º坡度不跨越大巷，为底板绕道式。

斜面线路采用ZDC722/4/15对称道岔，α=18º26′06″，a=2460（单位为mm,本章中长度单位均为mm），b=3300。 车场双道中心线距离为1900。

L对aBTabRtan斜面线路对称线路联接长度（联接半径取15000）为：

21826　06tg 246033001500028135

水平投影长度L对L对cos8135cos257373； 竖曲线参数：

高道为重车线，取坡度iD9000； 低道为空车线，取坡度iG11000；

高、低道竖曲线半径取Rs=1500，其详细见图4.2.1竖曲线计算图。

19

hGhDTDsin0904

lGlDRSsinO15000sin205130

LDL1KP1374

LGL1KP239111HLDiDLGiG800 L2Hcot02000

L1Hsin023402.绕道线路计算 线路图如图4.2.2所示：

T GTDRstan30401922O30KKR150007853 GPS57.357.315000tanO

20

单开非平行线路采用ZDK722/4/15单开道岔，α=14º02′10″，a=3503，b=4197，L=7700，巷道转角60。

-45

MbsinRcos10467

TRtg26367ma(bT)sin12277sind2取2m

BS1ctg00

TRtg21842平面曲线段，R1取20000，弯道部分轨道中心距为1900，详见图4-4底板绕

5050T1R1tan20000tan93262　2LKaB　T394200184212184 K P1R1200003.141650174180180R2219003.14165019111180180道式下部车场线路计算图，则R2=21900，1、2均为50º；

KP2直线段L1取20000 总尺寸计算如下：

Xm(T1L1LKd2n)cosS3342L(T1L1LKd2n)sinT159585YLTDd163229

21

第五章 采煤方法及回采工艺

5.1 采煤方法的选择

本采区只有1层煤，煤厚为0.98～5.75m，平均2.60m，由北向南煤厚有增厚趋势。煤层倾角2～14°，平均12.9°，含1～2层夹矸，夹矸厚0.1～0.4m，煤层发育稳定，局部存在变薄区，属全区稳定可采煤层。

根据以上条件及采煤方法的选择原则，现决定本设计采区采用倾斜长壁采煤方法。这种采煤方法具有产量大，效率高，生产系统简单，巷道掘进量小，回采工序简单，材料消耗少，成本低以及生产安全等优点。

5.2 采煤工艺的选择

本设计采取煤层平均厚度为2.6m，倾角为12.9°，煤层全区可采，采区内构造简单，由此可选择综采工艺作为本采区的采煤工艺，即综合机械化采煤，选用性能优良的大功率的采煤机，强力刮板输送机，液压支架及其他配套设备进行生产，综合机械化与普通机械化相比有工作面单产高，回采工效高，生产安全等优点。

采煤工艺主要包括落煤、装煤、运煤、工作面支护和采空区处理五个方面。 ①落煤：采用倾斜长壁采煤法，使用双滚筒采煤机割煤，工作面端头割三角煤斜切进刀方式，双向割煤往返一次割两刀，截深1.0m。

②装煤：采煤机落煤以后直接落入刮板输送机中，浮煤由铲煤板和人工装入刮板输送机中。

22

③运煤：由刮板输送机经转载机、胶带输送机运到溜煤眼，然后由胶带机大巷内的输送机运至运到井底车场。

④工作面支护：工作面内部使用液压支架支护；工作面端头支护方式为基本支架加走向迈步台棚支护，并采用超前支护方式，超前20m以上。 ⑤采用全部垮落法处理采空区。

5.2.1 工作面参数确定

（1）工作面长度为180米，沿倾斜方向推进长度约2600-3300米。 （2）工作面采用俯斜回采方式，工作面开切眼布置在开采上限处。俯斜开采时最大俯角不大于12°，否则必须编制针对性的安全技术措施。

5.2.2 采高的确定

本采区工作面平均煤厚2.6米，所使用的液压支架型号为QY200-14/31支撑掩护式支架。采煤机型号为EL100/2000。支架采高范围2.5～5.0米，采用一次采全高开采。

5.2.3 年推进度确定

采煤工作面年推进度按所选采煤设备技术性能，采煤循环图表来计算； 年推进度=日循环进度×设计年工作日×正规循环率

矿井工作制度为三八制，两班半采煤，半班检修。综采面每班进3刀，每天进7刀，每刀进1.0米，日循环进度为7.0米，年工作日为300天，正规循环日率取0.9。椐此计算年推进度10米。

5.2.4 回采工艺

⑴工艺流程

采煤机落煤煤机装煤机械运煤移架推移刮板输送机采空区跨落

23

⑵落煤

① 落煤方式：采煤机落煤

② 进刀割煤方式：割煤方式—双向往返割煤 ③ 进刀方式：端头斜切进刀 进刀过程

A：斜切进刀—采煤机割煤至机头（机尾）后调换煤机滚筒的上下位置使前滚筒在上，后滚筒在下，调换上下关系，返向运行，利用运输机的弯曲段牵引煤机切入煤壁，直至后滚筒全部进入煤壁为止。

B：移送输送机机头（机尾），把输送机机头（机尾）推近煤壁。

C：回刀：再调换两个滚筒上下位置，向机头（机尾）方向割三角煤直至机头和机尾。

D：割煤：完成进刀，割完三角煤后，再次调整采煤机滚筒上下位置关系，从工作面一端向另一端割煤，直至另一端。 以机头进刀为例，进刀示意图如5.2.4.1 ： ⑶装煤、运煤

以采煤机装煤为主，运输机铲煤板和人工装煤为辅，刮板输送机运煤。 ⑷工作面支护及采空区处理 工作面由液压支架支护顶板： ①支架操作方式：本架操作。

② 移架方式：追机顺序移架。采煤机上滚筒割煤后必须及时伸出支架的伸缩前梁支护顶板，确保端面距不大于340mm；移架滞后采煤机滚筒3～5米。 ③ 移架步距：1.0米。

24

图5.2.4.1 端头斜切进刀示意图

④ 推溜方式：滞后采煤机10～15米推溜，工作面采用顺序逐架推溜方式，推溜步距为1000±50mm，确保工作面输送机成一条直线；当采煤机到工作面输送机头后，选向上返刀直至采煤机滚筒完全进入煤壁，完成进刀后再将机头处输送机移至煤壁，机尾推溜方式与机头相同。 ⑸采空区处理 采用全部跨落法。

5.3 工作面劳动组织、工作制度

（1）工作面工作制度

25

本工作面的工作制度为”三八”制，两班半采煤，半班检修。每班工作8小时。 （2）工作面劳动组织

工作面劳动组织图表见表5.3.1。

表5.3.1 劳动组织图表 出勤人数 序号 工种 一班 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 煤机司机 支架工 机头机尾工 泵站司机 清理煤工 端头工 机巷司机 电工 巷道维护工 班长 验收员 工具管理员 合计 3 7 7 1 7 8 5 1 2 3 1 1 46 二班 3 7 7 1 7 8 5 1 2 3 1 1 46 三班 1 8 6 1 3 8 5 1 3 2 1 1 40 7 22 20 3 17 24 15 3 7 8 3 3 132 合计

26

（3）循环方式

工作面按正规循环作业方式组织生产，正规循环作业图表见图5.3.1。

图 5.3.1 正规循环作业图表

（4）工作面主要技术经济指标 工作面的技术经济指标见表2-4。

表2-4 技术经济指标表

序号 1 2 名称 煤厚 容重 单位 m 参数 3.9 1.40 t/立方米

27

3 4 6 8 9 采厚 倾角 工作面采出率 工作面长度 日循环数 m 4.0 5 97 180 7 ° % m 刀

第六章 采区主要巷道断面设计

6.1 巷道断面选择原则

我国煤矿井下使用的巷道断面形状，按其构成的轮廓可分为折线形和曲线形两大类，前者如矩形、梯形、不规则图形；后者如半圆拱形、圆弧拱形、三心拱形、马蹄形、椭圆形和圆形等。

巷道断面形状的选择，主要应考虑巷道所处的位置及穿过的围岩属性；巷道的用途及服务年限；选用的支架材料和支护方式；巷道的掘进方法和采用的掘进设备因素。

6.2 主要巷道断面及其尺寸

根据巷道的用途及其所处的位置，主要巷道断面设计如下： 1.煤层底板轨道大巷断面形状及其尺寸标注如图7.2.1 28

图7.2.1 煤层底板轨道大巷

2.煤层胶带机斜巷断面形状及其尺寸标注如图7.2.2

450115020007001200861,341500500索道架空人车预埋矿用工字钢灯具挂钩040R210004000415030010002142水沟盖板

500防滑条150150240048005100 240029

12001600150

图7.2.2 煤层胶带机斜巷

第七章 采区生产系统及设备

7.1 采区生产系统

7.1.1 运煤系统

采煤工作面→煤层胶带机斜巷→带区煤仓→南翼11-2煤层胶带机大巷→南翼11-2采区胶带机巷→采区煤仓→-8m南翼胶带机大巷→井底车场煤仓→主井提升至地面。

7.1.2 辅助运输系统

1 运输物料路线

采掘工作面物料→煤层回风斜巷→带区下部车场→南翼11-2煤层底板轨道大巷→南翼（11-2）轨道巷→井底车场→副井至地面。 2 运送人员路线

地面→副井→井底车场→南翼（11-2）轨道巷→南翼（11-2）采区胶带机巷→通风行人斜巷→胶带机斜巷→采掘工作面。

7.1.3 通风系统

线路一：

新鲜风流→副井→井底车场→南翼（11-2）轨道巷→南翼（11-2）采区胶带机巷→通风行人斜巷→胶带机斜巷→工作面→乏风→煤层回风斜巷→南翼11-2煤层回风大巷→南翼（11-2）煤采区回风大巷→-8m南翼回风大巷→风井→地面。

30

线路二：

新鲜风流→副井→井底车场→南翼（11-2）轨道巷→南翼11-2煤层底板轨道大巷→带区下部车场→下一工作面煤层回风斜巷→胶带机斜巷→工作面→乏风→煤层回风斜巷→南翼11-2煤层回风大巷→南翼（11-2）煤采区回风大巷→-8m南翼回风大巷→风井→地面。

7.2 工作面设备及其选型

如表7.2.1所示：

31

表7.2.1 工作面设备一览表

第八章 主要安全技术措施

8.1 防治瓦斯

1.每班安设一名专职瓦斯检查员检查回风流、上隅角及工作面的瓦斯浓度，并严格执行现场交制度，瓦斯检查员必须严格执行瓦斯巡回检查制度和请示汇报制度。

2.工作面回风流中瓦斯浓度超过1.0%或二氧化碳浓度超过1.5%时，必须停止工作，撤出人员，采取措施，进行处理。

3.工作面及其它作业地点风流中瓦斯浓度达到1.0%时，必须停止用电钻打眼；爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.0%时，严禁爆破。工作面及其它作业地点风流中、电动机或其开关安设地点附近20m以内风流中的

32

瓦斯浓度达到1.0%时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理。 4.工作面及其巷道内，体积大于0.5m3的空间内积聚的瓦斯浓度达到2.0%时，附近20m内必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。 5.巷道或工作面高冒地点要接实背严，防止瓦斯积聚。处理前必须先检查高冒点瓦斯浓度，若瓦斯超限可采用风障导风的方法降低瓦斯浓度，待瓦斯浓度符合有关规定时方可进行接顶作业。

6.工作面及其进、回风流全部非本安型电气设备都必须实现瓦斯电闭锁，监测队确保断电动作灵敏可靠，断电试验每天试验一次。

7.加强瓦斯监控工作，采掘工作面必须按《煤矿安全规程》规定及集团公司降限要求设置监控探头，严格执行瓦斯巡回检测制度，掘进工作面严格实行“三专两闭锁”。

8.放炮工作必须严格执行“一炮三检”、“一炮三泥”及“三人联锁放炮”制度。 9.掘进工作面过断层和瓦斯异常带必须加强瓦斯管理。

10.因停电和检修，主要通风机停止运转或通风系统遭到破坏以后恢复通风，必须有排除瓦斯和送电的安全措施。

11.严禁在停风或瓦斯超限区域内作业。临时停工的地点，不得停风；否则必须切断电源，设置栅栏，揭示警标，禁止人员进入，并向矿调度室汇报。 12.加强通风管理。

（1）、保证工作面上下出口断面，降低通风阻力和通风压力，减少漏风，保证工作面有合理的配风量。 （2）、做好均压通风管理工作。

（3）、加强对采区内的风门、风门连锁、局部通风机、风筒等通风设施及时

33

检查和维护，保证通风系统稳定可靠。

8.2 防治粉尘

1.工作面主要采取浅孔动压煤层注水等综合防尘措施。

2.工作面上下顺槽布置有专门的防尘网、防尘水管、净化喷雾、隔爆水袋、架间喷雾、转载点喷雾、机组内喷雾、机组负压降尘装置。

3.工作面上、下顺槽各铺设一路供水防尘管路，管路每隔50m安设一个三通阀门，且在附近压风管路上同时设一阀门。

4.在工作面上、下顺槽内各安设一组隔爆水袋，每组水棚储水量不得少于200L/m2。隔爆水袋排间距为1.2～3.0m，棚区不小于20m。首列隔爆水袋与工作面的距离必须保持在60～200m范围内。隔爆水袋距离巷顶部及两帮的间距不得小于100mm，距离巷道轨道面不小于1.8m，每处水袋高度应保持一致，安装水袋处的巷道断面与形状前后20m应保持一致。隔爆水袋应设置在巷道直线段内，并与巷道的交叉口、转弯处、变坡处之间的距离不得小于50m。

5.隔爆水袋必须定期加水，挂牌管理，确保水量充足，并指定维护人，对报废的水袋及时更换。

6.工作面上出口30m范围内、各转载点、阶段立眼眼口前后范围内，每班洒水一次，工作面及上、下顺槽每天洒水一次，皮带上山每周洒水灭尘一次，局部煤尘要有人清扫，保证整个工作面系统无煤尘堆积。

7.工作面风速要控制在规定值以内，且工作面作业人员必须戴好防尘口罩，搞好个体防护。

34

8.煤仓和溜煤眼都应保持一定的存煤，不得放空。

8.3 防治火灾

1.根据煤层赋存条件预测回采过程中上隅角CO浓度为0～20ppm，回采期间防火形势稳定。回采期间采取调整工作面风量、灌浆等方式预防自然发火。 2.减漏风措施：根据采空区顶板情况，及时采取相应措施确保上、下隅角老塘顶板及时垮落，对上、下隅角充填严实及吊挂风帐等措施，以减少采空区漏风。

3.防灭火预测预报：建立自然发火预测预报制度并在上顺槽回风流中安设CO传感器。专职瓦检员采用温度计和CO鉴定管，每小班至少对工作面上隅角、回风流CO浓度及下出口水温进行2次检查，根据CO变化情况，对异常点取气样进行化验分析，并及时反馈信息。

8.4 明火管理

任何现场施工人员发现明火现象，必须根据现场条件第一时间进行处理，若无法处理第一时间向调度所汇报，并按规定的避灾路线进行撤离，同时在沿途通知其他人员同时撤离。

8.5 顶板管理

一.掘进期间顶板管理措施

1、加强顶板岩性探测。巷道每隔50m施工区队探测一次顶板结构，地质异常区加密探测，探测深度不少于10m，探测结果及时向地质管理部门汇报，施工区队兼职地质人员将探测结果悬挂在探测地点巷帮侧。施工单位每班要

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指定专人利用锚索孔观察、收集迎头顶板岩性状况，并填写顶板岩性状况表。施工过程中如发现顶板结构、岩性相变较大时必须停止作业，并立即通知相关科室，分析原因并采取针对性措施。

2、对于断层破碎带、围岩松软区、地质构造变化带、地应力异常区、动压影响区等围岩支护条件复杂区域，必须采取加密锚杆、全长锚固、锚索锚固、注浆及架棚等补强加固综合支护措施。特殊地点采用特殊支护及加强支护措施时，其加强支护范围应延伸至巷道正常段起点以外15m以上。 3、特殊条件下须加强现场检测，当巷道顶板出现淋水、遇地质构造或巷道围岩发现明显变化、施工中发现锚固剂有异常时，必须进行锚杆、锚索拉拔力测试。并加强观测，采取针对性措施加强支护。

4、施工过程中巷道断面（宽度、高度）超过设计断面300mm以上时，必须及时补打锚杆（索），并保证网（带）紧贴顶、帮壁面。

5、锚网支护时顶部锚杆、锚索必须紧跟迎头，严禁滞后。帮部锚杆滞后顶部不得大于2排。帮部煤岩松软易片帮时，帮部锚杆紧跟迎头。严禁使用支护锚杆、锚索、钢带、金属网等起吊设备或悬挂重物。

6、对煤巷锚杆支护的巷道，要加强日常巡查，必要时采取架棚、挑棚、点柱等措施加强支护。拆除煤巷锚杆支护巷道内的点柱或挑棚等加固支护时，必须在其周围加强支护后方可拆除。

7、工作面直接顶板为泥岩，局部地段砂岩直接覆盖，顶板岩性变化大，掘进时应坚持顶板岩性探测，并根据顶板岩性的变化，选用合理的支护形式。 8、掘进过地质异常带、应力集中区提前编制专项安全技术措施。 二.采煤期间安全管理措施

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1、初放期间，成立初放领导小组，加强现场管理及矿压观测工作，及时掌握矿压显现及变化规律，指导初放；工作面初采前或过地质构造带前，均须编制专项措施，确保顶板安全。

2、规范职工操作行为，确保煤机在超前支护的掩护下割煤。

3、割煤后及时伸出支架伸缩梁及护帮板，且伸缩梁、护帮板须紧贴煤壁，以发挥其主动支护作用，防止工作面大面积片帮漏顶。

4、割煤后及时抵车移架，移架时少降快拉，尽量减少移架对顶板产生的扰动。 5、合理控制架间间隙，保证支架在能够顺利拉移的前提下，尽可能减小架间间隙，严防架间空隙过大造成漏顶。

6、加强施工区域内特殊地段顶板管理（工作面上、下出口，巷道交叉口、钻场、硐室、应力集中区等），确保在受采动影响下应力集中点的顶板安全。 7、严格工作面规格质量管理，保证工作面“三直、两平”，初撑力满足要求，使支架均匀承载顶板载荷，防止应力集中造成漏顶。

8、工作面过异常区期间，准确控制回采层位，并根据断层及煤层纹理发育情况，选择合理加固范围，在面内采取注化学材料等方式加固煤壁，防止断层面附近及煤层紊乱处片帮漏顶。

8.6 防治水

一.掘进期间水害防治措施

1、对砂岩裂隙水的富水性采用“先物探、后钻探”的方法，对顶板砂岩水进行探查、探放。

2、掘进期间上、下顺槽低洼处，要挖设标准水泱，水泱上铺设大板，水泱内

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安设排水泵及备用泵，水泵开关需连接搭火，并与排水管路连接。 3、掘进期间应及时延接排水管路，排水设施紧跟迎头。 二.回采期间水害防治措施

1、工作面配备排水能力不低于最大突水量的1.5倍，并配有同等能力的备用泵，配套排水管路的排水能力必须满足工作面排水需求。

2、在工作面上、下顺槽低洼处挖水泱，并进行挂牌管理，水泱规格为：2m×1m×1m，并用大板盖严，经过水泱的轨道，下面必须设工字钢加固。 3、采掘活动过地质钻孔或地面瓦斯孔，要超前分析钻孔封闭情况，编制专项安全技术措施。

4、按照“三同时”的原则，建立健全采掘工作面排水系统；在回采前应编制防治水专项安全技术措施，备有排水量不小于最大突水量的1.5倍的排水设施，加强排水设备的日常维护，保证正常运转。

5、各排水处电泵及备用电泵均须搭火，水泱附近的排水管路应留有与备用泵相匹配的拨头，以便紧急时能投入使用。

6、工作面上、下顺槽淋水较大的地方应有雨棚及引水槽，导引淋水进入水泱，再经排水系统排出工作面。

7、在采区及回采工作面设置可靠的通讯系统，以便在危及生产安全时及时下达人员撤离危险区的命令。

8、工作面回采前对工作面排水系统进行全面地检查，清理好排水线路范围内的水沟，保证水流畅通。

9、加强职工培训工作。采掘作业人员必须熟知规程措施及工作面主要的水害类型和突水预兆，熟悉工作面的避水路线。如发现突水预兆或工作面发生大

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面积出水时，应立即停止作业，汇报矿调度，并按避灾路线撤离现场。 10、每班安设专人负责两巷及工作面的排水工作，保证排水畅通。

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