5213工作面作业规程.doc

五亩冲煤矿生产技术科 长沙矿业有限公司五亩冲煤矿采煤工作面作业规程工作面名称：5213工作面编 制 人：彭建强施 工 队: 采五队矿总工程师：欧文毅矿 长：李文清编制日期:二一四年元月九日公司批文（红头文件）.矿部门及领导会审意见地质办：谈春雷 1.9采矿办: 彭建强 1.9通风办：容建章 1.9生产科：杨志1、运输、通风、监控、防尘路线图； 工作面布置图；压风、通信、避灾路线图文字太少；地层综合柱状图图名文字太大。2、装钉倒了（工作面爆破参数表及说明书）。机电科：蔡曙超 1.9 安全科：贺全锋 1.9机电矿长：李汉良 1.9生产矿长：孙宏伟 1.13 安全矿长：彭红桂 1.9 技术矿长：欧文毅 （意见附后） 1.9矿 长：李文清 1.12矿领导审批意见1、本作业规程为5213工作面一期工程回采作业规程，二期、三期工程均应另行编制；2、地质说明书及第一章第一节工作面位置及相邻关系中，“东有石七队在开拓-408皮带巷”应修改为石三队；3、第二章第一节采高确定中，支柱规格选择计算值矛盾，必须重新计算选型；4、巷道布置中，按相关规定，溜子巷必须布置在进风侧，但考虑进风侧-395回风上山见煤煤斗至平巷段有一处9米高差及二期工程接续因素，溜子巷布置于回风侧较妥当，但必须补充相关安全技术措施；5、考虑本工作面切眼推采过程中，切眼长度会发生变化，应计算出最长段支护材料数据，并在第二章第二节予以增加说明；6、第三章第一节工作面支护质量规格及要求中，第二十条“工作面采高最低不得低于1.7m，最高不得超过2.4m“错误，应修改；7、第四章第二节通风方法风量计算中，排序错误：“1、应为按瓦斯涌出量计算，且q不是1.31m3/min，而应是本工作面瓦斯绝对涌出量数据，应与地质说明书中统一；按工作面温度计算中，s与v意义搞反了，且断面积计算有误，应修改，最后结论同样应作出相应修改；8、第四章第二节通风路线中，上、下引巷写反了，应修改，瓦斯监测监控系统中应增中进风侧CH4传感器安装，并增加瓦斯闭锁相关内容；9、图纸字体太小，适当调大；10、供电系统图图签栏有关领导未签字；11、仍存在错别字及排版不规范现象。欧文毅 1.11 我已按矿审批意见修改，程报公司审批。彭建强 1.12准采证矿井名称：工作面名称5213工作面走向长度(m)270倾向长度(m)85煤层厚度(m)1.54/2.0煤层倾角()1015可采储量(万t )59760可采期（月）7.0采煤队名称采五队人数（人）72作业规程编制日期2014年1月9日公司审批文号切割工程完工日期 安装工程完工日期参加验收人员孙宏伟 袁迎峰 左光安 彭建强 吴立斌容建章 蔡述超 吴森林 杨志批准投产日期 年 月 日验收意见 签发人： 签发日期： 年 月 日（盖章）目 录第一章 概 况8第一节 工作面位置及井上下关系8第二节煤 层9第三节 煤层顶底板10第四节 地质构造10第五节 水文地质11第六节影响回采的其它因素11第七节 储量及服务年限12第二章 采煤方法12第一节 采煤方法及巷道布置12第二节 支护设计14第三节 采煤工艺16第四节 设备、材料配置21第三章 顶板管理22第一节 工作面顶板管理22第二节 工作面上、下顺槽及端头顶板管理27第三节 矿压观测28第四章 生产系统29第一节 运 输29第二节一通三防与安全监控29第三节 排 水32第四节 供 电32第五节 压风、通讯、照明35第五章 劳动组织和主要技术经济指标36第一节 劳动组织36第二节 主要技术经济指标38第六章 煤质管理39第七章安全技术措施40第一节 一般规定40第二节 顶 板41第三节 防治水45第四节 爆 破46第五节 一通三防50第六节 运 输53第七节 机 电55第八节 其 它57第八章 应急措施及避灾路线61附件、附图：1、公司批复红头文件、矿井会审意见（原件由编制部门附作业规程之后存档用）2、作业规程附图3、作业规程贯彻、复学登记表4、作业规程考试成绩登记表5、作业规程（措施）发放登记表6、复查登记表7、采煤工作面投产前验收表8、地质说明书9、防突措施、探放水措施、工作面初采初放、过断层或老巷、串联通风等专门安全技术措施10、其它7第一章 概 况第一节 工作面位置及井上下关系5213回采工作面位于52采区-395m-380m皮带巷之间，具体位置及井上下关系见（表1-1-1）。表1-1-1：工作面位置及井上下关系表水平名称-395m水平采区名称52地面标高+125+145m井下标高-345m-355m地面的相对位置地表位于黄金塘附近。回采对地面设施的影响该工作面地表区域范围内，无大的水系,无大的建筑物，只有几户农舍，几口山塘，以丘陵山地为主，回采对地表设施影响不大。井下位置及相邻关系该工作面北东有39队在6116工作面回采，西有采五队在5212（西）工作面回采，南有37队在5212（东）机采工作面，东有石三队在开拓-408皮带巷，西有石一队在62采区皮带延伸井开拓，相互无大影响。走向长(m)270倾斜长(m)85面积(m2)22950第二节煤 层一、煤层赋存情况本工作面设计开采煤层为2煤层，通过地质资料分析，煤层赋存情况见表1-2-1。表1-2-1：煤层情况表煤层平均厚（m）4.01.52.0结构较简单倾角( )101513开采煤层2煤硬度（f）11.5煤种1/3焦煤稳定程度较稳定煤层情况描述本工作面是开采上分层煤层(2煤)，煤层结构简单，较稳定，无夹矸和分叉现象，顶板为灰黑色泥岩，底板为灰色、灰白色粘土岩。煤层产状为走向 215 ，倾向为305 。二、煤质情况根据邻近工作面煤质化验资料，本工作面煤层为低灰、富硫、高发热量、着火点偏低、酸性灰成份、高难熔灰性的1/3焦煤肥煤，是优质动力用煤。煤质化验指标情况见表1-2-2。表1-2-2：煤质指标情况表水分Mad（）灰 份Ad（）挥发份Vdaf（）发热量cal/g全硫（）容重t/m硬度f工业牌号1.449.9430.8356003.041.411.51/3MJ第三节 煤层顶底板一、煤层顶底板情况表1-3-1。表1-3-1：煤层顶底板情况表顶、底板名称岩石名称平均厚度（m）特征老顶长兴岩200灰色,层理清晰,节理发育直接顶泥岩、碳质泥岩18.7黑色、灰黑色泥岩、砂质泥岩，粉砂岩互层，富含菱铁矿、黄铁矿结核，层理清晰，属一级顶板。直接底粘土泥0.4灰白色或黄褐色粘土岩，具有可塑性、滑感、遇水膨胀 。厚一般为0.4m。老底茅口灰岩300灰白色，巨厚层状，岩溶裂隙发育。二、该工作面地层综合柱状图见图1所示。第四节 地质构造一、断层情况以及对回采的影响：表1-4-1：断层情况分析表断层名称走向（）倾向（）平均倾角（）性质落差（m）对回采的影响F59502501401606070正断层530 该工作面布置在两断层之间，对回采有一定影响。F612302603203506070正断层515二、褶曲情况以及对回采影响该工作面褶曲情况揭露不明显，对回采工作无大的影响。三、其它因素对回采的影响（陷落柱、溶洞、采空区、老巷等）该工作面在掘进过程中，经巷道揭露有陷落柱、溶洞，但陷落柱、溶洞形状、大小不一，且无水，对回采工作无大的影响，在回采过程中，必须放通垫筒支柱，通垫筒材径不小于14，长2.04.0m。第五节 水文地质该工作面水文地质条件较简单，底板水已基本疏干，但由于受F59和F61正断层的影响，严防断层水、溶洞水，严防在断层、断煤交线附近、溶洞区域突水。必须坚持“预测预报、有疑必探、先治后采”的原则。第六节影响回采的其它因素一、影响回采的其他因素见表1-6-1。表1-6-1：影响回采的其他因素瓦斯相对涌出量0.24m3/t，绝对涌出量0.26m3/min煤尘爆炸指数煤尘爆炸指数为31.03%，具爆炸危险性。煤的自燃性煤层具有自燃发火倾向性，发火期为24个月。地温危害无冲击地压危害无二、瓦斯及应力集中区对回采的影响该工作面无应力集中区，但采至断煤交线附近，工作面支护必须加强，对煤墙片帮、空顶处，要求采用齐梁齐柱支护顶板。瓦斯对回采工作无大的影响。三、地质部门对工作面回采过程中的具体建议：(一)作面必须沿顶开采。(二)此工作面受正断层的影响，区域内溶洞、陷落柱、小断层特别发育，有突水预兆时，严格按防突水措施施工回采。(三)靠近断煤交线附近，应加强支护，并根据开采实际情况制定措施，严防突水和冒顶事故。第七节 储量及服务年限一、储量：（一）地质储量Q=SM=229502.01.4 =64260（t）式中：Q工作面地质储量，t；S该工作面面积（按长方形计算），；M煤层的平均厚度，m；煤的容重，1.4t/m3。（二）可采储量可采储量= Q93%=6426093%=59761.8（t） 式中：93%该工作面采出率。二、采煤工作面服务年限工作面服务年限=工作面可采储量/工作面月平均生产能力 =59761.88500=7.0（个月） 式中：8500为工作面月生产能力。第二章 采煤方法第一节 采煤方法及巷道布置一、采煤方法工作面选用倾斜分层走向长壁式采煤法。二、采高、循环进度及支护方式选择（一）采高：最大采高2.0m，最小采高1.6m。（二）循环进度：0.8m。（二）支护方式的选择：选用单体液压支柱、型梁走向棚支护，2梁5柱支护顶板，梁间距35050，排距80050。1、支柱规格选择(1)、 支柱最大高度计算：(2)、 支柱最小高度计算：Mmax工作面最大采高，2.0m；Mmin工作面开最小采高，1.7m； c 顶梁的厚度，c = 0.09m；Sx顶板在最大控顶处的平均最大下沉量，m；顶板下沉系数，取= 0.025（0.0250.05）；L1工作面顶板最大控顶距，3.4m；s回柱时必要的卸载高度，一般取 0.2m。根据以上计算确定：该工作面选用DW20-300/100型外注式单体液压支柱，HL-2600兀型钢梁护顶，机头端头支护选用DW20-300/100型外注式单体液压支柱配HL-3400兀型钢护顶。2、DW20-300/100型外注式单体其主要技术特征：最大高度2.0m，最小高度1.24m，工作行程0.76m，额定工作阻力300KN，重量48kg（无油），油缸直径100；HL-2600与HL-3400兀型钢长分别为2.6m与3.4m，厚0.09m，宽0.1 m。三、5213回采工作面巷道布置情况(一) 该采区上、下山巷道布置在茅口灰岩中，采用裸体巷道支护，局部破碎地段采用锚喷网支护或用水泥预制砖砌碹支护。(二) 工作面溜子巷、回风巷皆沿煤层走向布置，切眼沿煤层倾向布置，采用工字钢梯型棚支护，工字钢担山长1.8m，棚腿长2.2m，设计巷道净断面3.951m2，净高1.96m，净宽2.432m，工作面下引巷主要用于回风和运煤，上引巷主要用于进风和运料，切眼扩面上梁后改为采场，一切回采工作在采场进行。(三) 工作面上、下引巷的上山见煤段，均采用坑木梯型棚，加抬坑木“八”字钳支护，担山长1.6m，棚腿长2.0m，设计巷道净断面3.12m2。四、附图：5213回采工作面位置及巷道布置平面示意图2。第二节 支护设计一、单体支柱工作面的支护设计（一）合理支护密度的计算采用经验公式计算支护强度：Pthrk9.812.02.58392.4KN/m2式中：Pt工作面合理的支护强度，kN/m2 ；h工作面最大采高，2.0m； r顶板岩石重力密度（比重）t/m3,一般取2.5t/m3k工作面支柱应支护的上覆岩层厚度与采高之比，一般为48倍，本工作面取8。（二）单体支柱的实际支撑能力计算Rt=KgKzKbKhKaR=0.990.950.90.950.95300=229.2KN/根式中:Rt支柱实际支撑能力，kN；Kg支柱工作系数，取0.99；Kz支柱增阻系数，取0.95；Kb支柱不均衡系数，取0.9；Kh采高系数，取0.95；Ka为倾角系数，取0.95；R为支柱额定工作阻力，取300KN，（三）工作面合理的支护密度计算n= Pt / Rt=392.4/229.2=1.71根/式中:N支柱密度，根/m2。（四）工作面实际支护密度计算工作面最大控顶距3.4m，最小控顶距2.6m，则实际支护密度:5/3.40.8=1.838根/1.71根/5/2.60.8=2.404根/1.71根/经计算工作面实际支护密度合理支护密度，工作面支护强度符合要求。（六）计算支柱数量该工作面倾斜长85m，最大控面积=85m3.4m=289，实际支护密度1.838根/，需型钢梁212根，单体液压支柱531根；初采上梁时，2梁6柱护顶，需兀型钢梁243根，单体支柱729根。上、下引巷20m范围抬超前联锁支护，须单体液压支柱96根、兀型钢梁32根。工作面最长时110m，需单体液压支柱809根，兀型钢梁314根。二、乳化液供液系统（一）泵站、供液管路选型及安装位置采用集中供液，在地面压风机房安装两台XRB2B（A）乳化液泵，工程流量80升/分钟，公程压力20 MPa，电机功率37千瓦，一台工作，一台备用。乳化液泵应安装检测仪器，检测乳化液浓度：乳化剂35%的液体。从地面接至-100m大巷的主供液管路，采用直径54x5的无缝钢管，-100m以下采用直径32 x4的无缝钢管，接至各采煤工作面进、回风上山车场内，再由各主采队用直径25mm的主胶管和直径16mm支胶管，接至引巷内再接至工作面，接进工作面的各管路应在进、回风上山入口处安装测压表，检测压力达15MPa 。（二）供液系统安装使用规定1、泵站设备的维修管理由机电科泵站检修工负责，泵站的清洁和管路维护由施工队负责。2、泵站司机必须由经过培训取得合格证的人担任。必须持证上岗，严格执行操作规程及交接班制度；必须配带乳化液浓度计，且认真填写乳化液浓度检查记录和泵站运行记录。3、泵站压力不得低于15MPa，乳化液浓度达35%，有配比和检测手段，配液用水为中性水泡油型，且泵站周围不得有积水、积物。4、泵箱必须有过滤网，正常情况下油箱盖必须盖好。5、泵站的自动给液装置应配备齐全、完好，严禁开空泵。6、泵站司机开泵前，必须检查泵站地点的安全情况，再检查乳化液泵站、水箱和液压系统各零部件的完好情况，达不到完好标准不准开泵。若在泵站运行中发现声音不正常，则严禁开泵，并及时报告调度室派人处理。7、工作面液压枪及管路吊挂整齐，注液枪使用后应悬挂在第二排支柱上，不得放在地上。8、液压管路无滴、漏液现象，损坏的液压管路应及时更换。9、泵站压力由经过培训的专职司泵工负责调校，其他人员不得随意调整，压力表损坏要及时更换。10、更换液压管或液压管密封圈时，应停泵或关闭短路阀。第三节 采煤工艺一、采煤工艺 炮采工艺，主要工艺过程有：破煤、装煤、运煤、支护、采空区处理等。（一）破煤：以爆破落煤为主，人工手镐落煤为辅。爆破落煤主要包括打眼、装药、填炮泥、联炮线、放炮等工序。（二）装煤：以爆破自装为主，人工装煤为辅。（三）运煤：采用SGB420/22型刮板运输机运煤。（四）支护：采用单体液压支柱、兀型钢梁抬走向棚支护作业空间。（五）采空区处理：全部垮落法处理采空区。二、落煤设计（一）落煤方式：爆破落煤。（二）煤眼布置形式：双排眼对眼布置。（三）装药结构和联线方式：正向装药，串联联炮。（四）爆破说明书见表2-3-1，炮眼布置三视图见附图3所示。三、采煤工艺要求（一）工艺流程（注意：放炮时必须撤出放炮警戒线内的所有作业人员）。打眼 运料 移梁安全确认移柱 装药放炮洒水修顶架棚 退煤 移溜运料 移柱 支柱放顶 表2-3-1：工作面爆破说明书炸药种类煤矿许用乳化炸药雷管种类煤矿许用毫秒电雷管炮眼布置方式双排眼对眼布置装药方式正向装药顶眼距顶板的高度500mm底眼距底板的高度300mm顶眼间距1000mm底眼间距1000mm炮眼深度850mm每孔水炮泥个数一个每孔封泥长度500mm联线方法串联放炮器型号MFB-50型一次启爆长度68m一次启爆炮眼个数1216个每小班启爆次数68次放炮母线长度50m眼号炮眼名称装药量炮眼角度（）雷管段号启爆顺序每孔筒总筒数数量(kg)与水平面与煤壁面1顶眼18416.87051045分段起爆2底眼216867.270101513分段起爆合计25284说明：该工作面爆破说明书按工作面平均长度85m设计。（二）煤破落煤工艺要求1、采用MSZ-1.2KW的煤电钻，1.0m麻花钻杆，分别从工作面中间向机头、机尾同时进行打眼。2、使用三级煤矿许用乳化炸药和15段毫秒延期电雷管。3、选用MFB50-2型电容式发爆器。4、选用煤矿专用绝缘母线（铜芯橡胶线或聚氯乙烯线）单回路爆破。5、放炮顺序：一次装药，分次起放炮，先底眼，后顶眼，从机头往机尾方向依次放炮，一次放炮长度68m。（三）回柱放顶工艺要求1、回柱放顶工艺过程回柱放顶工艺并列在拔柱、支柱、移梁、架棚的工艺过程中，因此走向支护工艺省去了专门的放顶工序，在移梁、架棚、支柱的过程中，一次完成放顶。2、回柱放顶方法和顺序采用人工配合拔柱器回柱，从下往上，由里往外依次逐段逐架进行：升中点子挂竹廉挂拔柱器关挡矸帘卸老塘侧支柱拔柱移柱升柱。3、工艺规定和安全注意事项、回柱放顶前，全面检查工作面作业地点的支护情况，确认安全后再拔柱。先在要拔支柱的那根兀型梁下，升一根支柱，再挂拔柱器，关好挡矸帘，再卸柱并拔柱，拔出支柱后马上升柱。、回柱时，作业段顶板压力增大，必须沿煤层倾向抬扁担钳子加强支护。、回柱放顶，由分段作业的每套大小工完成，卸柱应站在中点子一控操作。挡矸帘要关严背密，做到老塘不漏矸。、材料回收率：支柱与兀型钢梁的回收率必须保证100。遇地质变化时，其单体丢失率不得高于1.0/月，型钢梁的丢失率不得高于1.0/月。、回柱放顶与其它工序平行作业间距大于15m，但放炮时不得回柱放顶，必须停止一切工作。、工作面切顶线必须齐直，尾巷与工作面切顶线原则上要求齐直，但所留倒硐不得大于1.0 m，尾巷支架用单体液压支柱配兀型钢梁抬走向棚支护，用拔柱器配合人工回撤单体支柱。兀型钢梁随工作面推采而逐架前移。（三）支护工艺要求1、顶梁设置：二梁五柱，正悬臂，齐梁直线柱布置，主梁3柱，副梁2柱。2、移梁顺序和方法：自下而上，逐棚逐根移梁，先移副梁，再移主梁。3、煤壁护帮方式：打贴帮柱，关竹帘、毛柴、杂木棍背帮。4、护顶材料：顶板较好时，采用单层竹帘、毛柴护顶；顶板较碎时，采用双层竹帘、毛柴、杂木棍、竹标尖、半圆木或圆木背顶。5、护顶方式：顶板较破碎时，沿煤层倾向，用长1.42.0m圆木或半圆木配合单体液压支柱架临时棚，消竹帘、毛柴、杂木棍背顶，支护顶板后，再移梁支柱。顶板较好时，提前移中间梁，沿煤层倾向，消竹帘、毛柴背顶。相邻每架棚子之间，竹帘应搭接0.3m，做到接顶严密。6、严禁空顶、空帮作业。7、空顶达1.0 m时，加抬走向棚，并打“井”字形木垛接顶，走向棚梁必须插入煤壁梁窝。8、支柱迎山角35，初撑力达90KN。支柱必须打在实底上，严禁打在浮煤浮矸上，煤层底板松软或有水时，必须放长2.0 m，材径不小于14的半圆木做垫筒支柱。9、工作面支柱系好安全绳，防止倒柱伤人，当煤层倾角大于15时，顶梁之间应打箭梁，人为的造成顶梁整体受力，防止顶梁下窜，并抬扁担钳子加强支护，相邻两付扁担钳子应抵紧，一梁三柱支护顶板，扁担钳子抬在靠溜子侧的中点子一控。10、工作面必须扯线架棚，确保煤墙齐直，支柱成排、成行。11、工作面支护图见附图4所示。（四）运煤工艺要求1、工作面采场安装2台22型刮板输送运煤，回风巷安装4台22刮板输送机运煤。工作面爆破落下的煤和人工装的煤，通过工作面溜子运至煤斗，再进入大巷由JSP-800型皮带运输机运至地面。2、工作面溜子必须安装稳固，机头与机尾搭接牢固，机头垫高0.3 m，防止带回笼煤。且机头、机尾均应用材径不小于14的，长1.62.0m的坑木梁打牢压柱，防止溜子机尾拱起，发生意外事故。3、工作面溜子随工作面推采而推移，采用单体液压支柱移溜，移溜顺序：机头往机尾移，或从机尾往机头移，移溜时必须与司溜工联系好，停下来移，溜子要移平、移直。引巷溜子随工作面推采而缩槽板回撤，落后采面切顶线距离不得大于1.0m。4、工作面浮煤、老塘煤必须清理干净，老塘浮煤积压不得大于0.1m厚，必须提高资源回收率。四、工作面正规循环生产能力W=LShrC=850.82.01.40.93=177t式中：W工作面正规循环生产能力，t；L工作面平均长度，m；S工作面循环进尺，m；h工作面设计采高，m；r煤的容重，t/m3；C工作面采出率，93%。第四节 设备、材料配置一、工作面设备配置至少有一台备用，并存放在工作面上、下引巷设备硐室内，靠工作面50m处，设备配置见表2-4-1。 表2-4-1：工作面支护材料表项目支柱型号顶梁型号垫筒柱距排距参数型号柱径 阻力HL-2600；HL-3400mmmmmmDW20-300/100100 mm300KN20020050800350项目支护密度支护强度初撑力名称规 格根/m2KN/m2KN竹帘2000x900 mm最大1.838/最小2.40425590木棍长1000 mm，30 mm尼龙绳16号（作安全绳用）毛柴若干捆坑木（2.0m）12cm-14cm边木（2.0m）10cm长杠子(3.0-4.0m)14cm表2-4-2：工作面设备、材料配置表序号设备材料名称型 号数量主要技术参数安装或使用位置1刮板输送机SGB420/224台电机功率22KW下引巷SGB420/222台电机功率22KW工作面2馈电开关(EX)KBZ-2007台额定电流200A下引巷设备硐室内3电磁开关QBZ-2007台额定电流200A4调度绞车JD-11.42台电机功率7.5KW1560x576x685上山见煤点处硐室内5煤电钻综保ZBZ-4.0M2台额定电压660V上、下引巷各安装一台6煤电钻MSZ-1.22台额定电压127V上、下引巷各安装一台二、备用材料的准备（一）单体液压支柱和兀型钢梁的备用量为工作面支柱使用总数10%。表2-4-3：单体液压支柱及型梁配备表：表2-4-2名称数量（根）备用数（根）工作面配备（根）工作面长度70m80m90m100m110m70m80m90m100m110m70m80m90m100m110m单体液压支柱5496246997748495562707785604906769851934型钢梁2102402703003302124273033231264297330363说明：按2梁5柱计算，含工作面2个机头的端头支护。（二）工作面必须有足够的备用材料（一般不少于2个小班的使用量为宜）：坑木（包括边木和长杠子）不少于13m3，毛柴、竹帘、杂木棍若干，整齐存放在进、回巷内的材料峒室内。（三）备用材料的管理由跟班队干负责，由队组下料工及时运指由队长或书记指定的材料硐室内。第三章 顶板管理第一节 工作面顶板管理一、工作面顶板管理方法采用全部垮落法管理顶板，“三四控顶”。 二、正常生产时期顶板支护方式走向支护，2梁5柱垂直煤壁支护顶板，见四回一。最大控顶距3.4m，最小控顶距2.6m，放顶步距0.8m。附工作面控顶距管理示意图2。三、工作面支护质量规格及要求（一）工作面要扯线架棚，做到成排成行，齐梁、齐柱，并严格按回采工作面走向支护工艺流程施工。（二）支护时必须将浮煤、浮矸清干净，挖好柱窝，其柱窝深度不少于200mm，严禁将支柱打在浮煤、浮矸上，同时支柱必须穿鞋，钻底不少于100mm。（三）支护时严格按走向支护规格要求施工，排距800mm50mm，梁距35050mm。（四）、经常检查支柱、型梁有无损坏、失效变形，发现不合格的必须及时更换，运出修理，严禁使用失效支柱和损坏的型梁。（五）工作面严禁缺柱少梁，由于煤层顶板不平，造成型梁局部地方无法接顶而存在空顶时，必须用坑木、毛柴接好顶。（六）工作面背顶必须按要求背严、背实，竹帘交接处必须进行搭接，其搭接长度不得少于300mm，严禁空顶作业。（七）支柱必须升紧、支牢，其初撑力不得小于90KN。（八）支柱必须打好迎对山角度，严禁支柱反势。（九）局部遇软地板、过黄泥陷落柱或有淋水时，必须铺设长地杠子。抬扁担钳子加强支护。（十）背顶材料为竹帘、毛柴，两梁之间暂省略箭梁。如工作面坡度较大时，则梁与梁之间必须打箭梁。如工作面顶板破碎及特别破碎时，可适当在竹帘搭接处加入杂木棍或用竹标及杂木棍排尖架棚。（十一）在压力集中区，压力明显的地段，可考虑加密梁距。（十二）工作面在正常推进下为二梁五柱支护，如工作面推上坡，煤墙一侧兀型梁悬空，脱离顶板，必须补加一支柱，做到2梁6柱，同时，采面来压或压力增大时，必须打足2梁6柱。（十三）因放炮冲击和其它原因引起支柱、兀型梁歪斜的，必须及时回复到位，支柱反势或兀型梁歪斜，前开后合，分布不合理的，均必须在移梁时及时给予纠正、调均。（十四）若煤墙片邦现象较为严重时，架棚后应及时用坑木、竹帘消好，背好煤墙帮，兀型梁也应超前插入梁窝。（十五）为减少放炮对支柱的冲击力，炮眼布置应尽可能不正对支柱，应偏离支柱0.2m。（十六）采空区直接顶的冒落高度低于采高的1.5倍时，即放顶后采空区未充填满时，应从老塘侧向采空区增打戗柱，以切顶和防止矸石大面积冒落压垮，冲倒棚子。（十七）工作面要做到“三直一平二畅通”，即煤墙直、溜子直、支柱直、溜子平，上、下安全出口畅通。（十八）为减少因爆破产生的老塘煤，降低工人的攉煤量，可采用分段放炮，长度定为68m，放震动炮应减少炮眼装药量，防止因放炮冲击波将煤冲入老塘。（十九）当工作面以机头固定，机尾开尖旋转推进时，位于煤墙一端的兀型梁应向机头方向偏移，位于老塘一端的兀型梁应向机尾方向偏移；同样，当工作面以机尾固定，机头旋转推进时，位于煤墙一端的型梁应向机尾方向偏移，位于老塘一端的型梁应向机头方向偏移，以保证型梁在非整体正规推进过程中调整为垂直煤墙。五、正常回采时期的特殊支护形式（一）当工作面局部遇软地板、过黄泥陷落柱或有淋水时，必须铺设材径不小于14，长2.0m的通地杠子支柱；仰采或俯采时，压力增大时，沿煤层倾向必须抬扁担钳子加强支护，且煤墙侧，老塘侧支柱必须用安全绳系牢。（二）在压力集中区，压力明显的地段，应采2梁6柱支护顶板，打密集支柱切顶。（三）凡煤墙空顶、片帮处宽达0.25m，必须先架临时棚支护顶板，打好贴帮柱关好帮后，再施工作业。（四）当采空区直接顶的冒落高度低于采高的1.5倍时，工作面回柱、放顶，为防止顶压推倒切顶支柱或兀型钢梁前移，在靠采空侧切顶线向采空方向增设一排戗柱，戗柱与梁夹角为75左右，柱距为1.4m，（特殊情况要加密）戗柱底部要挖窝，顶部紧靠梁柱夹角打紧、打牢。（五）当工作面坡度大于15时，采用2梁6柱支护顶板，梁之间打箭梁，人为的造成顶板成为一整体，加大受力面积，并且沿煤层倾向方向抬扁担钳子加强支护，扁担钳子必须抬在中点子一控靠老塘侧。六、特殊时期的顶板管理（一）初次放顶及收尾放顶的顶板管理：初采、末采时，采用2梁6柱支护顶板，打贴帮柱，用竹帘、毛柴、杂木棍关帮。1、初次放顶措施、队组成立专门的放顶小组，由矿分管领导统一指挥，人数不少于5人，必须由经验丰富、责任心强的工人担任，现场有值班长和队干指挥，安监、安考现场监督。初次放顶时，必须有矿领导及队干、安全督查员、技术人员现场跟班。、采用全部垮落法管理顶板，初次放顶必须在最小控顶距下进行，放顶步距0.8m。放顶时，必须沿切线前2m挂好矸帘，上下各挂1块，上下左右搭0.3m，防止漏矸、窜矸。、做好初次放顶时的准备工作，保证支护质量完好，做到上、下引巷及安全出口畅通；回柱绞车安装稳固，压车柱打牢；各种安全保护装置和设施完好；清净浮煤；溜子移至煤墙边，方可放顶。、采用矿用回柱绞车，配合人工放顶，按放顶操作规程施工作业，严禁反向回柱。、回柱放顶的顺序，采用“自下而上，由里向外，先回钳子，后回棚子，逐架回收”的放顶办法，严禁放关门顶。放顶时柱梁和坑木要回收干净，切顶线的每架棚子补加中点子，其余回收的支柱兀型梁必须整齐的摆放在老塘一控，严禁任意堆放。损坏的梁柱当班运出。、放顶时必须5人配合同时作业，严禁独人操作，1人操作按钮，2人搬运梁柱，1人摘挂钩，1人观山，所有回柱人员均站在支护完好、无崩绳、倒柱等危险的安全地点操作。、严禁在控顶区内提前摘柱，碰倒失效的支柱立即修复或更换，严禁进入空顶区挂钩回柱，如需进入时，则必须认真补加支柱。、严禁放炮与放顶平行作业，放顶与其他工序平行作业的错距不少于15米，回柱过程中，一次只能回一根，先卸载后回柱，一根一根回收，严禁拉大网。回柱过程中，如遇顶板压力增大，必须停止放顶，采用打木垛、抬好钳子等措施后方可放顶，遇到隐患未整改严禁放顶。、放顶后，钢丝绳拴在滚筒上，卸载压车柱，收好电缆，切断电源。、其余宜按本工作面作业规程、煤矿安全规程、操作规程的相关规定、措施和要求落实，确保安全生产。2、收尾放顶安全技术措施、队组成立专门的放顶小组，由矿分管领导统一指挥，人数不少于5人，必须由经验丰富、责任心强的工人担任，现场有值班长和队干指挥，安监、安考现场监督。收尾放顶时，应有矿领导及队干、安全督查员、技术人员现场跟班。、先对工作面出口、引巷进行支护 ，保证出路畅通，并在适当位置安装好风机，无关的设备全部撤出后，方可放顶。、从下至上依次放顶，先放老塘一控，再放煤墙，先回单体支柱后回兀型钢梁，逐架回收，严禁放关门顶。、人员分工：1人卸柱挂钩，2个运送柱梁，1个观山，1人操作按钮，人员操作距放顶地点不少于10m，无断梁，倒柱、空顶的安全地点。、放顶时，必须有一定的备用坑木、竹帘、杂木棍。、发现气体超限或有冒顶预兆时，严禁放顶，必须将隐患处理好后，方可施工。、一梁三柱的卸柱过程是：首先用小钢丝绳索住兀型钢梁再卸载支柱，防止卸载支柱时兀梁掉落被埋压给放顶带来困难。卸柱时，先卸老塘侧支柱，再卸煤墙侧支柱，最后卸中柱子；掉落的兀型钢梁用绞车钢丝绳钩头钩住小钢丝绳，通过导向轮协助导向，用回柱绞车从煤墙侧回出。、安全科必须派有经验的骨干现场跟班。（二）工作面过断层、过老巷、顶板破碎处、变薄带、悬顶、初次回柱放顶、以及上下出口，两巷超前等特殊支架规格质量1、工作面过断层支架规格质量及办法工作面遇断层时，当断层落差大致等于或小于采高时，采用挑顶或卧底相结合方式平推硬过，对落差大的倾斜断层另开切眼跳采，工作面内有落差大于采高的走向断层，可以断层为界，将工作面分为两段，沿断层走向掘中巷，上段工作面的煤经下段工作面运出。过断层时，工作面采高控制在1.61.7m之间，采用2梁6柱支护，齐梁齐柱布置，每2根梁之间的间距为0.30.35m。过断层段遇顶板压力增大，应在中点子一控抬扁担钳子加强支护。2、工作面遇顶板破碎支架规格质量与办法。工作面顶板较破碎时，首先采用架鱼鳞棚子的办法排尖推进，用竹、铁标尖或杂木棍排尖，先控制顶板，后铺竹帘移梁架棚，当顶板冒落高度较大时，必须采用打“井”字型木垛的方法接顶。采用2梁6柱齐梁、齐柱支护顶板，两兀梁与之间的间距0.250.3m，排距0.650.7m。靠煤墙侧用毛柴、杂木棍背好帮。压力加大时，沿倾向在中点子一控靠老塘侧抬扁担钳子加强支护。3、工作面遇煤层变薄带支架规格质量因工作面煤层厚度小于1.4m时，只能采用挑顶、卧底的方法推进，采高控制在1.61.7m之间，棚距0.7m，梁间距0.35m，采用2梁6柱齐梁、齐柱支护顶板。变薄带段有水或底板松软时，必须放通垫筒支柱，以防支柱插针。4、工作面放顶后，老塘侧悬顶规格质量当工作面放顶后，老塘侧悬顶面积大于10时，采用放震动炮的办法，将老塘侧的顶板放落下来，充满采空区。当老塘侧悬顶面积小于10时，必须沿切顶线打丛柱或架设木垛切顶。具体措施另编。5、初次回柱放顶的支架规格质量初采上梁时，采用2梁6柱沿煤层走向抬棚支护，齐梁、齐柱布置。每根型梁下打足三棵单体液压支柱。煤墙关好帮，老塘挂好挡矸帘。棚距0.70.8m，梁距0.30.35m。初采至初次顶全部垮落后改为2梁5柱走向棚支护，齐梁均列式布置。棚距0.8m，梁距0.35m。七、应力集中区的顶板管理当工作面出现局部应力集中时，工作面支护采用2梁6柱支护顶，加密梁间距，型钢梁之间的间距由0.35m改为0.2m，并在应力集中段沿煤层倾向用单体液压支柱配14厚的半圆木，抬扁担钳子加强支护，一梁三柱支护顶板，煤墙打贴帮柱关帮，老塘侧每隔5m打密集支柱或戗柱切顶。第二节 工作面上、下顺槽及端头顶板管理一、机头支架规格质量工作面机头采用3.4m的型梁做端头支护，“四对八梁”，“交替迈步”支护顶板。煤墙超前一控，长2.8m，宽0.8m，做专门的安全出口。每根型梁下打足4个支柱，支柱必须打在实底上。严禁将支柱打在溜子减速箱上或浮煤浮矸上。二、临时支架规格质量工作面煤墙片帮或空顶时，必须及时架设临时支护，采用单体液压支柱做临时筒，配长2.0m，材径大于或等于14cm的边木或圆木沿煤层倾向架临时棚子支护顶板，采用单层竹帘加毛柴配杂木棍背顶，背顶要严密。棚距0.8m，长1.82.0m。三、上、下引巷支架的回撤及与工作面的滞后距离的规定上、下引巷的支架与工作面的切顶线齐直，特列情况下不得滞后工作面切顶线1.0m。上下引巷的木支架随工作面的推进实行同步回撤，大规格金属梯型棚支架超前工作面10m更换，采用长1.6m，材径14cm的坑木做担山配单体支柱架梯型棚提前更换。具体措施另补。四、上、下引巷维护要求（一）工作面上、下安全出口必须指定专人维护，确保畅通无阻。高不低于1.8m，宽0.8m。（二）上、下引巷靠工作面安全出口处，20m范围内必须加强支护,靠工作面安全出口处10m范围内，采用单体液压支柱配三根型梁抬钳并打箭梁加固支护，且靠工作面煤壁必须抬两根型梁，其间距为0.6m，每根兀型梁下升3个支柱，保证人行出口侧间距为0.8m。1020m范围内，靠工作面煤墙另一侧用一根型梁配3根支柱抬走向棚加固支护，并在两边支柱上系好安全绳。保证巷道畅通，净高1.8m，净宽2.0m。（三）引巷内所有电器设备必须全部上架，整齐地排放在硐室内，电缆要悬挂整齐，图牌板必须悬挂在放炮硐室内，做到清洁整齐，同一地点三台以上电器设备必须有接地装置。（四）溜子巷无浮煤、杂物，溜子平、直，机头与机尾压柱齐全可靠，回笼煤眼保持空爽。溜子机头、机尾各打足2根压脚柱。五、工作面上、下引巷超前联锁支护示意图见图6。第三节 矿压观测一、观测内容：矿压观测的主要内容有：顶板移近量观测和两巷道支架载荷测定。回采工作面矿压观测主要是采用SY-40B型单体支柱测力计，测定测定单体液压支柱的工作阻力。沿工作面倾向，从机头或机尾开始，每隔510m布一个测点，检测单体液压支柱的工作阻力，应不小于单体液压支柱额定工作阻力的85%，即工作面单体液压支柱工作阻力不得低于12MPa。二、做好测压台帐记录工作面单体液压支柱工作阻力检测，由各采煤队金属管理员负责检测，做好台帐记录，每月、每旬检测2次，交生产科存档、保管。三、生产技术科，应根据回采工作面阻力测定结果及时分析工作面顶板来压情况，并制定相应的措施，确保安全生产。第四章 生产系统第一节 运 输一、运输设备及运输方式（一）工作面采出的煤，经采面溜子运至-395皮带巷三上山煤斗，经煤斗运至52皮带集中运输巷，经皮带运至地面。该煤斗可容纳63.7吨煤，皮带运输巷采用JSP-800型皮带运输机运输。（二）运输路线：工作面工作面溜子巷-395m皮带巷52井皮带井-296m皮带巷-250m皮带斜井-160m皮带巷-160m皮带斜井1401皮带系统技改皮带箕斗井地面皮带系统。（三）材料、设备运输路线：队组必须指定专人负责（一般为下料工），并且要做到“领、耗”对口。领料要有签收单，下放材料要有验收单，具体下放到工作面的材料设备由当班副队长或由队正职指定的专人验收，做到台账齐全。地面付井-100m南大巷-100m西大巷502材料井-350m运输巷52排水井-395m皮带巷工作面。二、附图：运输路线布置图见附图7。第二节一通三防与安全监控一、通风系统（一）风量计算1、根据煤矿安全规程规定，采煤工作面回风流中瓦斯浓度不超过1%的要求计算Q采=100qk=1000.262.0=52m3/min其中：q瓦斯绝对涌出量，m3/min（根据通风技术员提供，该工作面瓦斯绝对涌出量为0.26m3/min） K瓦斯涌出量不均衡系数，炮采工作面K1.4-2.02、按工作面温度计算 Q采=60VS=605.40.8=264m3/min，其中S按平均控顶距计算出平均断面积：(3.4-0.3)+(2.6-0.3)2.0/2=5.4m2V风速取0.8m/s（按采面气温1823）3、按工作面同时最多人数计算：Q采=4N=430=120m3/min其中：4按采面气温1823每人供给的最小风量 N工作面最多人数取30人4、按炸药量计算Q采=25A=254.8=120 m3/min 其中：Q采采煤工作面需风量，m3/min，A一次爆68m，装药4.8kg5、按风速进行验算600.25SQ采604.0S600.255.4Q采604.05.481m3/min Q采1296m3/min其中：Q采采煤工作面需风量，264m3/min，S工作面平均断面积，5.4m2 结论：经过上述风量计算及风速校核，确定本工作面供风量为264m3/min。工作面温度超过26或瓦斯浓度超限应立即向有关部门汇报，并及时采取有效措施进行处理。（二）通风方式矿井通风方式