⒋ 采深：工作面采深为1.0m，最大不得超过1.2m。 ⒌ 炮眼布臵

⑴ 炮眼布臵方式：采用双排眼（如果煤层较厚且不破顶、底板岩石时可采用三花眼）布臵；顶眼布臵距顶板0.2m，以不破坏顶板为宜；底眼布臵靠掩护支架脚布眼，以眼子终点在架脚以外0.4m为宜。

⑵ 炮眼深度：根据采深控制炮眼深度，深度一般为1.5m，最大不超过1.7m。 ⑶ 炮眼角度：按水平线顺煤层层位方向靠顶、底板侧略成5～10°夹角施工。

⑷ 炮眼间距：伪斜方向眼子间距为0.8～1.0m，可根据现场情况增（减）辅助眼解决变厚（薄）带等特殊问题。

⑸ 根据现场实际回采长度确定炮眼数量。

⑹ 采取先打眼后装药方式，规定装药点落后于打眼点10～20m。

⒍ 单段工作面回采一般布臵1～2个采煤头，两个采煤头之间的间距不得小于15m。 ⒎ 爆破说明表（现场根据实际回采长度自行调整炮眼数量和装药量）参见表5 爆破说明表 表5 名 称 顶 眼 底 眼 合 计 炮眼深度（m） 1.5 1.5 炮眼数量（个） 70 70 140 0.4 0.4 装药量 28 28 56 雷管 Ⅲ Ⅱ 大串联一次性爆破 每眼（kg） 合计（kg） 段号 备注 附图3：工作面炮眼布臵示意图

⒏ 爆破作业严格按通瓦科2008年10月1日编制的《3603一段上下分段回采防突措施》和《煤矿安全规程》（2009年版）的有关规定进行作业。

㈡ 装煤、运煤

⒈ 工作面采用人工攉煤、搪瓷溜槽自溜出煤。上分段工作面出煤经-140m中巷、-140m抽放巷和-140m三石门，经-190m～-140m溜煤上山进入-200m煤仓。并均采用刮板运输机和皮带运输机运煤到溜煤上山进入煤仓。

⒉ 下分段工作面出煤从-190m六层皮带巷和-190m三石门均采用刮板运输机和皮带运输机运煤进入-200m煤仓。

⒊ 该采煤工作面出煤均在-200m大巷装煤，采用1.0t“U”型标准矿车装车、矿用防爆型蓄电池机车牵引外运。

㈢ 3603一段上、下分段工作面实行联合回采推进

⒈ 上、下分段工作面错距：下分段掩护支架的架头与上分段下煤眼子之间的间距规定为15～30m。

⒉ 联采方法：采上分段时，下分段实施爆破落煤工序；采下分段时，上分段实施爆破落

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煤工序；以此循环实行上、下分段交替回采；一般情况下，坚持“采上不采下、采下不采上”的回采方案。若遇特殊（顶板异常破碎、工作面水大等）情况时，可以上、下分段单段回采或同时回采推进方式，该方式可由采煤队灵活掌握使用。

⒊ 3601一段下分段回采工作面掩护支架尾未跨过-190m一石门前，3603一段上分段工作面与3601一段下分段工作面仍实行联合回采推进方式。

㈣ 顶板控制

工作面采用多边形柔性掩护支架（下宽为1.4m或1.6m）配合DW14（16）－30／100型（外注式）单体液压支柱控架及背顶支护。

⒈ 安架

㈠ 安架：每循环在-100m风巷和-140m中巷架头处，采用矿自制的多边形掩护支架（下宽1.4m或1.6m）配合两根新、两根旧的钢丝绳用铁夹板、螺丝拧固成整体。钢丝绳直径为Ф 28～30mm，长度20m／根，两端焊头不少于0.1m。规定不同规格的掩护支架必须分段安装，若同一段工作面需安不同规格的掩护支架，则应使用过渡掩护支架连接，过渡掩护支架应保持不少于3～5架。

㈡ 安架前必须卧地沟，地沟规格：上宽0.6m，下宽0.4m，深0.4m。地沟超前于掩护支架架头不小于1.0m。地沟底至安好的掩护支架顶（下边缘）空间高度不小于1.0m，工作面上出口巷道内平架长度不得小于1.0m。

㈢ 安架时，首先将掩护支架长腿端略抬高靠顶板、短腿端放矮靠底板铺设，相邻两架支架间的工字钢槽内放臵卡心料且撞紧，规定相邻两支架的间距为0.17m(偏差不得超过±100mm)；然后装上铁夹板用螺栓拧固牢。规定每棵螺帽必须拧紧，并保证螺栓伸出螺帽至少2mm以上；钢丝绳搭接长度（两个端头绳卡之间的距离）不少于2.0m，搭接处留空绳头长度不小于0.5m，搭头使用5个绳卡卡紧，相邻两根钢丝绳搭头互相错开不得小于1.0～2.0m。

㈣ 安架时，若遇巷道淋水较大（或窜矸严重）时，可在掩护支架背铺设风筒布（或铺设笆片），并适当延长掩护支架的平架长度。同时，平架空头段架背至金属支架梁子高度不低于0.8m。

㈤ 掩护支架安好后应及时回拆巷道内架头老塘侧的金属支架，但必须保持掩护支架头距回撤金属支架切顶线有2～3架支架的有效支护，并要求切顶线老塘侧的掩护支架压实厚度不得小于1.0m。

⒉ 回采放架

⑴ 工作面随采煤放架，各采煤头每采3～5m就必须下放掩护支架。 ⑵ 工作面空间高度：要求放架后不低于0.7m，不高于1.6m。

⑶ 工作面控架支柱为1.5～2.0m/根。同时，可根据现场实际情况打成斜撑或立柱。 ⑷ 顶板暴露高度（垂直于伪倾斜线）达到1.6m以上，必须加打背顶支柱；若顶板破碎时，可根据现场实际对顶板进行全背护支护。

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㈤ 采空区处理

采用全部垮落法管理顶板。

⒈ 工作面随采煤放架落顶，让顶板自然垮落充填采空区。 ⒉ 三巷采用矿用防爆型回柱绞车回撤金属支架放顶。

⒊ 工作面夹楼回架采用人工回架，使用3t葫芦辅助拉出掩护支架。

⒋ 3603一段工作面回采由3601一段工作面推进而至（连续推进），故不存在初次放顶。但在回采过程中，掩护支架头架背老塘的垫实厚度不得小于1.0m，否则必须强制放顶。

二、工艺流程

安架→打眼→装药→爆破→攉煤→安溜→支柱→放架→回架→回撤巷道金属支架 三、工作面正规循环生产能力

上分段： W上=LShrc=53×1×1.5×1.41×95%≈106t 下分段： W下=LShrc=49×1×1.5×1.41×95%≈98t 工作面能力：W= W上+W下=106+98=204t 式中：W——工作面正规循环生产能力，t；

L——工作面平均长度，上分段真倾斜长53m，下分段真倾斜长49m； S——工作面正规循环推进度，按采深1.0m计算； h——工作面设计采高（按平均煤厚计），取1.5m； r——煤的视密度1.41t/m3； c——工作面采出率，取95%。

第三节 设备配臵

设备配臵及其主要技术参数（参见表6 ）

设备配臵及其主要技术参数 表6 设备名称 规格型号 单位数量主要技术参数 额定电压：660V 备 注 -140m中巷2台、-190m六层皮带巷4台、-140m3#小石门1台，-140m三石门1台。 在-140m抽放巷安设1台，-190m六层皮带巷安设3台。 刮 板 输送机 SGB-520/30 台 8 输 送 量：150t/h 链 速：0.91m/s 额定功率：30kW 额定电压：660V 皮带输 送 机 DTG-650 台 4 输 送 量：250t/h 链 速：1.6m/s 额定功率：30kW 10

额定工作压力：20MPa 乳 化 泵 XRB2B-37 台 2 额定流量：125L/min 电动机功率：37kW 回柱绞车 JH-14 调度绞车 JD-11.4 电钻综控 BBZ-2.5-ⅡV 断路开关 DW80-80 台 台 台 台 3 2 3 3 电动机功率：15kW 电动机功率：11.4kW 整定值：15A 整定值：80A 额定电压：127V 煤 电 钻 ZMS12D（A） 台 6 额定功率：1.9kW 额定电流：9A 起动电流：54A 附图4：3603一段上、下分段工作面设备布臵示意图

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安设在-140m三石门。（1台备用） 三条巷道各1台。 3-3区﹣190m绞料小斜坡1台、-140m轨道上山1台 上、下分段各2台，各备用1台。