11208南探巷煤柱组合悬移支架工作面回采作业规程
1、工作面概况： 1.1、工作面位置： 1.1.1、井上位置：
牛山村西北，寺河煤矿东南。 1.1.2、井下位置：
南为11101、11102巷，东为11303工作面，西为11208南探巷，北为11303工作面。
1.2、四周工作面的开采情况：
南为11101、11102巷已掘，东为11303工作面已采，西为11208南探巷已掘，北为11303工作面已采。
附图一：11208南探巷煤柱进风巷、回风巷，切眼巷地质剖面图，井上下对照图及煤层结构图。 1.3、工作面要素：
11208南探巷煤柱工作面走向长367.58m（切中—设计停采线），工作面宽度44.54—50.98m（中—中），平均宽度47.93m，其中网下34.816m，全煤段煤层厚度5.0m。煤层倾角1度左右。
1.4、开采程序及所采煤层层号、采高、循环进度，作业方式，可采储量及日产量。
1.4.1、本工作面开采程序为沿底炮采放顶煤一次性回采。所采煤层为3#煤层。网下采高平均为2.1m，煤厚低于2.0m时沿网下开采，煤厚大于2.0m时放顶，全煤段平均采高5.0m，其中炮采采高2.0m，放顶煤高度为3.0m，可采储量为50456.55吨。
1.4.2、作业方式为每班一个循环，循环进度为0.8m，日推进三个循环，炮采回收率为98%，顶煤回收率为75%，后端头回收率50%，综合回收率为92%。 1.4.3、日产量： 循环产量：
Q=L×B×H1×D×C1+B×H2×D×C2+L2×B×H3×D×C2+L3×B×H4×D×C3 =（47.93—1.775×2）×0.8×2.0×1.5×98%+（34.816—1.775—1.85）×0.8×0.1×1.5×75%+（13.114—1.775—1.85）×0.8×3.0×1.5×75%+3.55×0.8×（5.0—2.4）×1.5×50%
=104.38+2.81+25.62+5.538 =138.35（吨）
式中：Q——循环产量，吨； L——工作面净长，m； L1——网下工作面净长,m L2——全煤段工作面净长，m; L3——后端头长度，m; B——循环进度，m； H1——炮采采高，m； H2——网下放顶煤高度，m；
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H3——全煤段放顶煤高度，m； H4——后端头放顶煤高度，m； D——煤体容重，取1.5t/m3 ; C1——炮采回收率，98%； C2——放顶煤回收率，75%； C3——后端头放顶煤回收率，50%。 日产量：
A=Q×N=138.35×3≈415（吨） 式中：A——日产量，吨； N——日循环个数，3个。
插图一：11208南探巷煤柱工作面示意图 2、地质及水文情况： 2.1、盖山厚度：
该工作面的盖山厚度为117m——170.5m。 2.2、煤层构造特征： 2.2.1、物理性质：
黑色，似金属光泽，局部暗淡，含夹矸，下部煤层较软，切眼巷附近靠近11303工作面地段，局部煤厚仅1.1m，普氏硬度f=2.5，煤体容重1.5t/m3 ,倾角1度左右。 2.2.2、煤层结构：
复杂煤层结构，含三层不稳定夹矸，以上至下为：0.2m煤，0～0.05m夹矸，1.7m煤，0～0.04m夹矸，1.8m煤，0～0.2m夹矸，0.8m煤，煤层可采指数为1。 2.2.3、煤质情况：
水份Md=5.08%,灰份Ad=15.43%；挥发份Vdaf=6.69%，发热量=Qgrad=29.82Mj/kg;硫份Std=0.35%. 工业牌号：Wy。 2.3、顶板岩石构造特征：
老顶：中粒砂岩、厚11.2m、灰色、石英为主，含云母碎片，硬而脆，向下变为砂质泥岩。
直接顶：在上层已回采段，顶板为金属网假顶，未回采段为砂质泥岩，厚2.0m，灰黑色，含丰富植物化石，层理发育。
伪顶：炭质泥岩，厚0.8m，黑色，随采掘脱落。 2.4、底板岩石构造特征：
直接底：炭质泥岩、厚0.7m，黑色、植物化石丰富，底部含砂质。
老底：砂质泥岩，厚8.4m、深灰色，顶部含丰富植物化石，砂质不匀，夹纹层状，泥质砂岩。
2.5、地质构造特征：
工作面处于向斜一翼，总体呈单斜，煤层倾角1度左右，对回采无影响。 2.6、假顶情况：
11303上层工作面金属网假顶铺设采用10#铁丝编制的金属菱形网（长10m，宽0.9m，网孔为25mm×25mm），单层铺设，长边垂直工作面铺设。长边搭接不少于100mm，短边搭接不少于300mm。铺网时间为1993年8月至1994年3月，铺设质量较好，锈结不好，部分区段可能出现网破漏矸现象。
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2.7、煤层厚度：
工作面煤柱进风巷至11206上巷段上部为原11303工作面已回采段（中—中34.816m），此段煤层厚0.9—3.1m平均厚度2.1m，局部煤厚仅1.1m。工作面11206 上巷至煤柱回风巷为全煤段（中—中13.114m），煤层总厚5.0m。（详见煤厚点图） 2.8、水文情况：工作面涌水主要来自周边采空区积水和上覆岩层裂隙水，预计回采时正常涌水量5—15m3/h，随着雨季来临，大气降水沿塌陷裂隙下渗后，最大涌水量可达40m3/h以上，回采前要完善排水系统，回采时设专人排水。 2.9、煤尘及瓦斯：
该工作面煤尘无爆炸性，煤层无自燃性，煤尘产出量为：97mg/m3,瓦斯及二氧化碳绝对涌出量分别为qcH4=0.99m3/min,qCO2=0.53m3/min.
附图二：11208南探巷煤柱组合悬移支架工作面地层综合柱状图 附图三：11208南探巷煤柱组合悬移支架工作面底板等高线图，煤厚点图 3、采煤方法及巷道布置 3.1、巷道布置：
11208南探巷煤柱采用一面两巷的布置形式，煤柱进风巷进风，煤柱回风巷回风。煤柱进风巷通过11206下巷横川，11206下巷、11101巷与西翼皮带巷相连、解决工作面的进风，并与西翼上部煤仓相连，解决工作面的运煤问题；煤柱回风巷通过出煤横川、回风运料横川、11102巷，十一盘区材料车场与西大巷相连，解决工作面的运料问题；煤柱回风巷通过出煤横川，11102巷，十一盘区辅助回风巷与653配风巷相连，解决工作面的回风问题。
煤柱进风巷，煤柱回风巷均采用梁长3.0m，腿长2.3m的矿用11#工字钢金属棚支护，净断面7.11m2，切眼巷采用直径Ф=20 cm，梁长3.4m、腿长2.2m的亲口原木棚支护，净断面6.80m2，棚距均为0.8m。 3.2、采煤方法：
采煤方法为炮采放顶煤，人工装煤，溜子运煤，组合悬移支架支护顶板，全部跨落采煤法。 3.3、回采工艺：
机头段：支护（敲帮问顶）——打眼——装药、联线——爆破——安全检查——清煤——回柱放顶（单体柱）——移端头架——清煤——移机头——再移端头架——移托梁——缩顺槽溜。
中间段：敲帮问顶——打眼——装药、联线——爆破——安全检查——清煤——移架——清煤——移托梁——移溜。 3.4、主要工序介绍： 3.4.1、敲帮问顶：
作业前必须首先检查支架、顶板、煤壁等情况，用专用工具将顶帮的危岩活块找净，只准在顶帮稳定、无掉渣、片帮、冒顶等危险的情况下作业。 3.4.2、打眼：
3.4.2.1、使用1.2KW手持式湿式煤电钻人工湿式打眼，采用分组顺序打眼的方式，每班设三个组进行打眼，一组（3人）打顶眼，两组（每组2人）打煤壁眼。工作面煤壁眼布置为三排五花眼，上排眼距顶0.3m，中排眼距顶、底均1.0m，下排眼距底0.4m，各排眼间距均为1.0m，眼深均为0.9m。
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3.4.2.2、上层已回采段顶煤不打顶眼，老山自然跨落，顶煤厚度超过0.4m,且顶煤不跨落时，另写补充措施。
3.4.2.3、全煤段顶眼为每个架间布置一个震动炮眼，眼深为3m，2m间隔进行，顶煤不跨落时顶眼可直接打到见岩石为止。
3.4.2.4、打眼必须按炮眼布置图进行，严禁打眼和装药同时进行，打好眼后要将电钻、电缆撤到安全地点。 3.4.3、装药、联线：
打好眼后，首先检查该处20m范围内风流中的瓦斯浓度，只有在瓦斯浓度小于1.0%的情况下方准进行装药、联线工作。爆破采用瞬发电雷管，矿用二级乳化炸药，正向连续装药结构，串联方式联线，网下一次最多联三个支架，全煤段一次联线不超过6m（煤壁眼与顶眼分次爆破时，一次联线均不超过10m）。装药量：煤壁眼为上排眼300g/眼，中排眼300g/眼，下排眼400g/眼。全煤段顶眼为3m眼800g/眼，2m眼600g/眼。炮眼封泥采用水炮泥和粘土炮泥，封泥长度：煤壁眼不小于0.5m,顶眼不少于1.0m，装配引药只准由爆破员进行，不得由他人代替，装药前首先要用勺子将炮眼内的浮煤清净，然后用木棍将药卷轻轻推入，用力要均匀，不得强力冲击，但要使药卷彼此密接。脚线的连接可以由经过专门培训的班组长协助爆破员完成，脚线要扭结短路并悬空，严禁与导电物体相接触，爆破母线连接脚线，检查线路和通电工作，只准由爆破工一人操作，母线未和脚线连接前，母线两端也必须扭结或短路，不得与导电体接触。
插图二：工作面炮眼布置图，装药结构图及爆破说明书 3.4.4、爆破：
3.4.4.1、爆破严格执行“一炮三检”（装药前、爆破前、爆破后检查瓦斯）和“三人连锁”（班组长、爆破员、安检工）爆破制，只准使用一台炮机，一趟爆破母线，由一个爆破员执行爆破工作。
3.4.4.2、上层已回采段一次爆破的长度不得超过三个支架，防止支架前顶网破碎引起冒顶。
3.4.4.3、全煤段爆破时，煤壁眼与顶眼同时起爆，一次爆破的长度不超过6m，必须做到一次装药一次全部起爆，爆破前后洒水降尘，冲洗工作面煤帮煤堆。根据现场实际，顶眼和煤壁眼有时可分次爆破。分次爆破时，顶眼和煤壁眼一次最爆破均不得超过10m。
3.4.5、安全检查：
爆破后、等炮烟吹散后，爆破员、班组长、安检工必须巡视爆破地点，检查通风、瓦斯、煤尘、顶板、支架、拒爆、残爆等情况，发现隐患必须立即处理，待隐患处理后其它人员方可进入工作地点作业。 3.4.6、清煤：
3.4.6.1、移架前清煤：爆破后清煤时，首先人员必须站在架内支护完好的地点清理架内煤及部分煤帮煤，其次要进行敲帮间顶，找净活块，处理掉伞檐，将支架前柱前移支撑好后，进入煤帮清理架前煤。
3.4.6.2、移架后清煤：待架前煤清理干净后，及时将支架移过，再由人工用耙子、铁锹清理落山煤。清理落山煤时，可与班组长或验收员联系好，将支架后柱不相邻的支柱提起一根，整个工作面同时提起的柱不得超过3根，待大块炭清入工作面后，要
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及时将提起的支柱降下支撑好。为保证煤质和资源回收率，对超过0.4m的大块炭要破碎后再装入溜子，对超过0.3m的矸块要人工检出扔入采空区.工作面的浮煤必须清理干净，浮煤厚度2m2范围内不得超过30mm，网下段支架后清煤到见网为止，全煤段支架后清煤到见矸为止。 3.4.7、移架：
在清理架内煤及部分煤帮煤后，要及时前移支架顶梁及后柱。移顶梁及后柱前，要先对梁下支柱进行卸载，提腿，前柱保持位置不动，顶梁及后柱擦顶前移，移动步距为0.8m，移好后要及时给后柱注液升紧，保证柱直，初撑力达到100KN以上。然后将前柱提起推移到位，注液升紧，初撑力达到规定要求。移架时要在停溜的状态下进行。移前柱和支柱升降为本架操作，前移顶梁及后柱为邻架操作。 3.4.8、移托梁：
托梁为工作面内支架的整体连接梁，由液压油缸一次全部推移到位。工作面支架全部拉到位之后开始前移托梁。前移托梁前，要认真检查，不允许顶梁压在托梁上，顶梁与托梁间隙应大于1.5mm---60mm时方可前移托梁，若出现顶梁折断、弯曲、变形等故障时必须及时处理，不可强行供液移架。 3.4.9、移溜：
采取自机头（机尾）顺序用单体柱推移的方法，移溜要在溜子停止运转的情况下进行。移溜时，两根单体柱间距不得超过6m，同时溜子弯曲段长度不得小于15m，严禁出现急弯。移溜后，溜子要保持平、直、稳，机头与顺槽溜子搭接合理，不准拉回煤。
插表一：工作面主要设备技术参数表 4、顶板管理
4.1、工作面支架布置形式及支架说明书：
4.1.1、该工作面采用ZHZ/1600/16/24型组合悬移支架支护顶板，共布置49个支架，其中1#、2#、3#架为前端头架，48#、49#架为后端头架，后端头架采用中间架代替，前端头架比工作面支架长400mm，高200mm。工作面支架的最大控顶距为3.35m，最小控顶距为2.55m，后端头架可滞后中间架400mm。 4.1.2、工作面支架技术参数：
详见插表一：工作面主要设备技术参数表 4.1.3、工作面支架设计的计算：
工作面支护设计按8倍采高进行计算。因工作面采取分段打眼，分次爆破，每班爆破一个循环后集中进行移架的方式，故支架支护强度，工作面阻力，初撑力验算均按支架处于最大控顶距状态时进行计算。 4.1.3.1、支护强度验算：
工作面上覆岩层所需支护强度为：
由于工作面前部34.816m段上部为采空区，后部13.114m段上部为实体煤，因此，按8倍采高计算，其中前部34.816m段上部为采空区，后部13.114m段上部顶煤3.0m，上覆岩层厚度为：8×2-3.0=13.0m，则：P前=P采空=h岩×r岩松×9.8=16.0×1.815×9.8≈284.5（KN/m2）
P后=P煤+P岩=（h煤×r煤+h岩×r岩）×9.8=(3.0×1.5+13.0×2.722)×9.8≈390.9(KN/m2) ZHZ/1600/16/24型悬移支架达到额定工作阻力时的支护强度为：
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