采煤工作面整体支架采面作业规程

编号临沂安泰能源有限公司采煤工作面作业规程采煤工作面名称31218采煤工作面编制人生产技术部安全监察部总工程师总经理编制日期年月日执行日期年月日目录第一章概况6第一节编写依据6第二节工作面位置及井上下关系6第三节煤层6第四节煤层顶底板8第五节地质构造8第六节水文地质9第六节影响回采的其它因素10第七节储量及服务年限10第二章采煤方法11第一节巷道布置11第二节采煤工艺13第三节设备配备14第三章顶板控制15第一节支护设计15第二节工作面顶板控制23第三节工作面顶板管理26第四节安全出口及端头顶板控制27第五节矿压观测28第四章生产系统30第一节运输系统30第二节通防与监控系统32第三节排水系统41第四节供电系统44第五节通信照明45第五章劳动组织和主要经济技术指标45第一节劳动组织45第二节主要经济技术指标47第六章煤质管理48第七章安全技术措施49第一节一般规定49第二节顶板管理49第三节防治水50第四节通风及安全监测51第五节运输管理53第六节机电管理53第七节其它54第八章灾害预防及避灾路线58第九章矿井六大系统60公司会审意见会审单位及人员签字生产技术部年月日安全监察部年月日通防工区年月日调度信息中心年月日机电工区年月日总工程师年月日总经理年月日作业规程学习和考试记录负责人传达人班次贯彻时间听传达人贯彻时间听传达人年月日姓名成绩签字年月日姓名成绩签字作业规程复查记录作业规程名称31218采面作业规程施工单位复查时间参加复查人员签字一、存在主要问题二、处理意见第一章概况第一节编写依据依据安泰能源有限公司十二采区变更设计说明书临沂市煤炭工业办公室临煤字201457号文批准及安泰能源公司31218采煤工作面地质说明书编写此作业规程。第二节工作面位置及井上下关系该采面位于井田南翼,十二采区第九个工作面，上部为十二采区31216采面，南部为矿井边界。具体位置及井上下关系如表一所示表11工作面位置及井上下关系一览表水平名称370M水平采区名称十六采区地表标高52M煤层底板标高388176410499M地面相对位置位于工业广场东南部，安头村东。回采对地面设施的影响工作面上部地面为农田，无任何建筑物和设施，不会造成破坏。井下位置及与相邻关系该工作面为十六采区首采面，上部为十二采区31216工作面，南部为矿井边界。走向长度/M210倾斜长度/M29面积/M26090M2第三节煤层工作面煤层赋存情况如表12所示表12煤层赋存情况一览表附图一工作面地层柱状图。煤层厚度M5煤层结构简单煤层倾角3540开采煤层3硬度23煤种烟煤稳定程度基本稳定煤层情况描述工作面范围内煤层赋存基本稳定，局部煤层有岩浆岩侵入，煤层变薄，煤层厚度为3070M，平均厚度5M，煤层呈黑色，玻璃光泽，以亮煤为主，其次为暗煤，半亮型，贝壳状断口，条带状结构，半坚硬，局部夹矸为砂泥岩。煤层倾角为3540硬度为23。第四节煤层顶底板工作面煤层顶底板情况如表13所示。表13煤层顶底板情况表顶、底板名称主要岩石厚度/M特征直接顶砂质泥岩1875灰黑色，泥质结构，致密，较脆易碎，含炭高，含植物化石碎片。伪底炭质页岩03质软，成层状，含炭高不稳定，局部达05米，富含植物化石。直接底砂泥岩175粉砂岩、泥岩呈互层，水平层理发育，遇水膨胀第五节地质构造一、断层31218采煤工作面内无断层，只在井田南翼边界有F23断层，回采时已留足保护煤柱，对回采无影响。表14F23边界断层参数表构造名称走向（）倾向（）倾角（）性质落差（M）对回采的影响程度F231402307085正断层220小二、断层以及褶曲情况对回采的影响根据上下顺槽掘进揭露证明，31218采煤工作面无断层，采面不受影响。附图二31218工作面运输巷、回风巷及切眼剖面图第六节水文地质一、含水层（顶部和底部）分析31218回采工作面，位于十二采区第九阶段，水文地质条件比较简单，回采波及的含水层主要是三煤顶板砂质泥岩，含水性很弱，一般为顶板淋水，最大涌水量为20M3/H，正常涌水量为10M3/H。与其它含水层无直接补给关系，对采面回采无影响。二、断层水分析F23断层为防止该断层导水，根据钻探情况，在初采时必须留足70M防水煤柱，确保对整个回采没有影响，里部已回采，外部剩余210M。三、其它水的分析本采面距地表462499M，上部的岩石结构较完整，所以不受地表水、大气降水和流砂水的威胁。上部31216采面已回采完毕，无积水区存在。煤层经过回风顺槽和运输顺槽的实际揭露证明无老空水。面上的其它水源只有洒水灭尘和打眼时工具使用的乏水，但不影响采面正常的回采作业。四、涌水量预计该面最大涌水量为20M3/H，正常涌水量为10M3/H。第六节影响回采的其它因素一、影响回采的其它地质情况该采煤工作面揭露的煤层主要为3煤，该煤层硬度为23，煤尘爆炸指数138，无爆炸性，煤层具有类自然发火性，不易自燃，瓦斯等级为低级，CO2等级为低级。根据地质报告提供资料本矿井地温均小于26，属于地温正常区，不会有高温热害发生。该工作面位于低瓦斯区，无瓦斯突出，冲击地压危险。附表五影响回采的其它地质情况表表5瓦斯CH4相对涌出量211M3/T，绝对涌出量05M3/MIN二氧化炭CO2二氧化碳相对涌出量154M3/T，绝对涌出量032M3/MIN煤尘爆炸指数无煤尘爆炸性，指数为138煤的自燃发火性类不易自燃地温对采面的危害无冲击地压危害无第七节储量及服务年限一、储量工业储量走向210M斜长29M比重135T50M82215T。可采储量82215T95781043T（回采率取95）。二、工作面服务年限计算如下1、推进速度08M/天2、服务年限工作面长度210M08M30875个月第二章采煤方法第一节巷道布置一、十二采区为2000年设计，随着开采揭露，其水文地质条件发生了较大变化，为更加合理的部署，于2014年8月对原十二采区进行了变更设计，临沂市煤炭办于2014年10月对十二采区变更设计说明书进行了批复，该采区共划分九个区段。现31218工作面走向长210M，倾斜长29M，于2017年3月份准备完毕。二、巷道布置1、工作面上回风巷31216通过31216回风边切十二采区回风巷联接，沿煤层顶板掘进。巷道断面为梯形，采用金属棚、木棚喷浆支护，支护规格里口18M，底叉24M,净高20M,净断面积42M2，主要用于工作面的回风、运料。下帮敷设防尘、排水、供风管路。2、工作面下运输巷31218运输巷与370付下山联接，沿煤层底板掘进。巷道断面为梯形，梯形金属棚支护，里口18M，底叉24M,净高20M,净断面积42M2，主要用于工作面的进风、行人、运料。上帮敷设防尘、排水、供风管路。轨道铺设采用15KG/M道轨，轨距06M，枕木为01501512M的方木，轨枕间距为08M（中中）。顺槽内金属棚棚头下部（拱形拱基线处）右侧设有50MM供风铁管和35MM供水铁管用于采煤时的打眼和洒水用；棚头下部左侧吊挂各种规格的监控信号电缆。该顺槽主要用于工作面的行人、进风和运输。三、切眼简述切眼沿底板正倾斜向上掘进,断面为矩形，采用单体支柱配合金属铰接顶梁支护,规格净宽32M；净高为21米；断面约为672M2，切眼与回风顺槽贯通后更换整体顶梁支架支护。四、采煤工作面平面位置示意图（附图三）第二节采煤工艺走向短壁法采煤31218采煤工作面顶板为砂质泥岩，层理发育，平均采高为全高（3550M），经公司研究决定该段实行走向短壁后退式采煤法采煤。即自里向外，自下而上进行，依次循环后退式回采。根据十二采区上部三煤采面的采煤观察和经验总结，31218采面预计初次来压步距为1823M，周期来压步距为810M，为此，该采面选用“整体顶梁组合液压支架支护。风镐落煤时一、回采工艺前移整体托梁、风镐落煤、前探梁支护、前移支架、放顶煤、溜槽、刮板运输机运煤、人工装煤、。二、工艺简述（一）、回采顺序自下运巷横管沿煤壁自下而上割煤，循环进尺08M，先前移整体托梁，随落煤随前伸伸缩梁支护顶煤，并前移顶梁，一个循环结束后，自上而下放空区侧冒落的顶煤。（二）、移架操作顺序1、前移托梁将托梁操纵阀达到前移位置，移架千斤顶活塞杆收缩，拉动托梁向前移动一个步距，后将操纵阀打回中位。2、前伸伸缩梁将前伸梁操纵阀打到前伸位置，前伸梁千斤顶伸出，伸出距离达到08M后将操纵阀打回中位，单向锁将前伸梁千斤顶的活塞腔锁闭。3、提起立柱将立柱操纵阀达到提起位置，提起四根立柱。4、前移顶梁将顶梁操纵阀达到前移位置，移架千斤顶活塞杆伸出，顶梁和立柱向前移动一个步距，后将操纵阀打回中位。5、前移顶梁的同时，操纵伸缩梁操作阀，使前伸梁同步回缩。6、升起立柱将立柱操纵阀达到升柱位置，将四根立柱升起。使顶梁接顶，待立柱打到初撑力后，后将操纵阀打回中位，停止注液。（三）、放顶煤工作面支架全部顶梁、托梁前移完毕后，由上向下开始放顶煤，在工作面距上端头10米处开始，打开支架后方挡煤网开始放空区侧冒落的顶煤，使用长把工具扒煤，浮煤含矸达到50时停止，将此处挡煤网重新连接牢固，向下2米距离再打开挡煤网放煤，如此循环，直到距最下部支架5米处停止。（四）、溜煤与装运该采面风镐落煤后，实行溜槽溜煤，溜槽安放在前排柱与煤壁之间并用铁丝绑扎牢固，防止脱落下滑，溜槽上下铺设成一条直线，溜槽与人行道之间用金属网、挡皮隔开，金属网、挡皮固定在前排支柱上，高度不得低于500MM，超前横管刮板运输机运煤，下出口人工装煤。一吨标准煤车装载，顺槽人力推车运输。下山绞车提升，电瓶车运输至井底车场。放空区侧冒落的顶煤时，在放煤口与煤壁之间斜向铺设溜槽，使放出的顶煤通过斜向铺设的溜槽到达煤壁侧溜煤道，由溜煤道进入超前横管的刮板运输机，再进入运输顺槽矿车。放炮落煤时1、回采工艺前移整体托梁、打眼、放炮落煤、前探梁支护、前移支架、放顶煤、溜槽、刮板运输机运煤、人工装煤。二、工艺简述（一）、炮采工艺、落煤方法该采面倾斜长30M，实行放炮落煤，每小班一个循环，循环进尺08M。使用气腿式风钻或风煤钻湿式打眼。采用三级煤矿许用水胶炸药爆破，毫秒延期电雷管引爆。引爆工具为FD100DA或MFB200型煤矿用电容式发爆器。、炮眼布置及装药量该面放炮落煤时,炮眼采用五花眼布置，顶眼距顶板04M，底眼离底板04M，炮眼间距为10M，排距07M，炮眼深度为08M，与煤壁断面成水平85的夹角。与煤壁断面成垂直85的夹角（仰俯角均为5）。每孔装药量015KG。每小班一个循环（30M），分二次打眼爆破。、工作面炮眼布置图附图四4、采面一次爆破装药量表炮眼装药图示附图五5、溜煤与装运该采面放炮落煤后，实行溜槽溜煤，溜槽安放在排柱与煤壁之间并用铁丝绑扎牢固，防止脱落下滑，溜槽上下铺设成一条直线，溜槽与人行道之间用挡皮隔开，挡皮固定在里侧支柱上，高度不得低于50厘米，人工扒煤。一吨标准煤车装载，人力顺槽推车。绞车下山提升，电瓶车运输至井底车场。眼深M角度排号眼数个水平垂直每孔装药卷每排装药KG雷管（个）爆破顺序联线方式上排150885850522515中排150885850522515下排150885850522515合计4567545一次装药一次起爆正向装药串并联第三节设备配备一、设备配备情况1、7655型气腿式风钻或风煤钻配备32MM钻头2、整体顶梁液压支架型号为ZH2000/16/24Z，最小支撑高度16M、最大支撑高度24M3、单体液压支柱型号为DW系列悬浮式单体液压支柱，柱径为100MM4、铰接顶梁型号为DJB1000单楔顶梁和HDJB1000双楔顶梁5、金属网采用直径不小于35MM的铁丝制作，网格60MM60MM6、运输设备矿车采用1吨U型普通矿车。7、手镐一头尖一头扁8、大煤锨9、扒锨10、绞车90型，电机功率90KW11、搪瓷溜槽U型长10M12、短壁注水器2FA2213、乳化液泵BRW125/315型二、工具配备数量表表7第三章顶板控制第一节支护设计一、工作面支护设计31218采面煤层顶板局部较破碎，回采时采用ZH2000/16/24Z型整体顶梁组合液压支架支护，贴帮柱采用木支柱、超前溜煤道采用DW型单体支柱配合DJB1000型金属铰接顶梁并铺设金属网支护顶板。单体支柱全部穿铁鞋。支架循环推进距为08M。木支柱的小头直径不得小于012米，木垛材料为12M长的方木随着采面的推进而在采面最上部架设。采面的最大控顶距为36M，最小控顶距为28M。序号工具名称型号规格功率单位数量备注1风钻或风煤钻7655型台21台备用2手镐把23矿车U型辆64大煤锨把45扒锨把26绞车9090KW部17单体液压支柱DW系列棵1408铰接顶梁含双楔梁DJB1000架709金属网1M4M页3010搪瓷溜U长10M节4011短壁注水器管2FA22根112整体顶梁液压支架ZH2000/16/24Z架251架备用13乳化液泵BRW125/315型台21台备用（一）、采用类比法进行设计1、参照本矿同煤层矿压观测资料，选择本工作面矿压参数。同煤层矿压资料选择或预计工作面矿压参数表表8序号项目单位同煤层实测本面选取或预计老顶厚度M146146直接顶厚度M221顶底板条件直接底厚度M1741742直接顶初次垮落步距M2323来压步距M18231823最大平均支护强度KN/M2250260最大平均顶底移进量MM1001203初次来压来压显现程度显现强烈显现强烈来压步距M810810最大平均支护强度KN/M2260270最大平均顶底移进量MM60804周期来压来压显现程度显现强烈显现强烈最大平均支护密度根/M21251255平时最大平均顶底板移进量MM20406直接顶悬顶情况M随采随垮随采随垮7底板容许比压MPA15188直接顶类型类2类2类9老顶级别级IVBIVB10巷道超前影响范围M运顺2060运顺20602、支架主要技术特征序号项目ZH2000/16/24Z整体顶梁组合液压支架单位型式整体顶梁链式悬移液压支架高度最高/最低2400/1600MM长度3425MM1支架宽度960MM中心距1000MM初撑力P315MPA1545KN工作阻力P4076MPA2000KN支护强度044057MPA泵站压力315MPA型式单伸缩4棵缸径125MM柱径110MM行程800MM2立柱工作阻力P389MPA500KN型式普通双作用1根缸径100MM杆径70MM行程800MM3移架千斤顶推力/拉力P315MPA247/126KN型式普通双作用1根缸径63MM杆径45MM推力/拉力P315MPA98/69KN4伸缩千斤顶行程800MM3、合理的支柱支护强度计算（1）、根据经验公式计算支护强度T6981HR6981242028252（KNM2）（2）、选择工作面支护强度工作面支护强度为283（KNM2）。4、支架实际支撑能力计算RTKGKZKBKHKAR0990950909091545068154510506（KN）R支柱额定工作阻力支柱阻力影响系数表项目液压支柱工作系数KG099增阻系数KZ095不均匀系数KB0922M采高系数KH100950950945倾角系数KA10095090855、根据支架支护面积计算支护强度支架最大支护面积为341034支架实际支撑能力10506/支护面积34309KNM2根据计算支架支护强度为309KNM2工作面所需支护强度为283KNM2本工作面可以使用ZH2000/16/24Z整体顶梁组合液压支架支护。6、选择合理的控顶距根据计算及支架性能，结合我矿回采3层煤的经验确定工作面最大控顶距为36米，最小控顶距为28米。二、乳化液泵站（一）泵站选型、数量乳化液泵选用BRW125/315型，数量为两台。乳化液泵箱1台输液管路选用高压胶管，耐压315MPA以上。1、主要技术参数如下型号BRW125/315型公称压力315兆帕公称流量125升/分柱塞直径40毫米柱塞行程66毫米电机型号YBK2280S4电机功率75千瓦转速1480转/分曲轴转速560转/分卸载阀调定压力315兆帕储能器充气压力22兆帕配套液压箱容积1000升外型尺寸长宽高21008501000重量2000千克2、乳化液箱型号RX1000有效容积1000升出口压力常压工作介质35乳化液中性水溶液。外型尺寸21507801050重量485千克（二）泵站设置位置泵站安设在31602运输巷外部移动变电所对门不影响行人、通风及安全处,距工作面距离为410米。安装地点标高473436M（三）泵站使用规定1、开泵前，检查各部件有无损坏，螺丝是否紧固，润滑油是否正常。2、检查乳化液箱的液量大于箱体的1/2，使用乳化液自动配比装置，乳化液浓度保持在35之间，并使用折射仪经常检测浓度。3、卸载阀调定压力20兆帕，严禁随意调整安全阀的整定值。4、检修液压泵时，必须把开关停电闭锁。5、必须设专人开泵，在泵箱附近挂牌管理，明确配比方法、用液比例、责任人等，有维修保养制度，并有专人维护，杜绝跑、冒、滴、漏、窜液现象，保证设备性能良好。6、加强泵站的清洁卫生管理，泵箱过滤器应定期清洗，乳化液箱每半年清洗一次，各种胶管液压元件应保持清洁，严禁不经滤网直接向泵箱加入乳化油，严禁泵箱长流水和向泵箱内只加清水。三、支护材料及备用材料的数量及存放地点该采面壁式回采时在一次循环中必须使齐一排支架，为25架，贴帮木柱25棵，备用柱6棵，超前横管需支柱60棵，上、下平巷超前支护共40M，需支柱约计60棵，备用柱12棵，共计132棵；铰接顶梁60条；金属网60M2,备用10M2，柱鞋与支柱数量一致。备用铰接顶梁10条。堵截木垛与端头木垛共2个，约计用方木为120块，备用150块；备用材料存放在离工作面不超过30100M的指定处。材料必须分类摆放整齐，实行挂牌管理，标明材料名称、型号、数量等内容。支护材料的使用和存放数量表9材料名称规格、型号单位用量备用量木支柱小头直径120MM，棵253单体液压支柱DW100棵12012铰接顶梁（含双楔梁）DJB1000条6010支架ZH2000/16/24Z架253金属网1000MM4000MM平方米6010柱鞋300只15015方木（含木垛用料）1200X200X150MM块120150四、特殊支护及要求木垛采用12M长、020M宽、015M厚的方木作为材料，其规格为12M12M采高。用于支撑采空区与下部运输顺槽、之间的顶板，同时封堵采空区矸石，保护下部运输顺槽的完整。贴帮柱采用小头直径不小于012M的木柱，紧贴煤壁支设，用于控制煤壁子片落，防止大面积煤壁裸露，造成煤壁片帮，影响正常回采。五、端头支护及超前支护1、工作面上端头木垛打设在上出口左侧靠近空区处，木垛右侧使用单体支柱配合29M长钢梁支护出口处下肩，用以加强上出口处的支护强度，木垛必须接顶接底。下端头在支架下侧使用2棵单体支柱顶在最下一架支架上，单体支柱以戗柱形式支设，工作面下出口与运输巷连接处使用金属棚支护。（2）为了保护上下出口的完整，在采面的推进过程中还必须采取超前支护，将安装时切眼两侧的单体支柱回撤后，运至上、下顺槽作为超前支护使用。下运输轨道顺槽的超前支护为工作面向外20M使用支柱加固支护，（上肩为工作面向外20M，下肩为工作面向外10M）。上回风顺槽的超前支护为工作面向外20M使用支柱加固支护（上肩为工作面向外10M，下肩为工作面向外20M）。六、煤柱留设本采面的运输顺槽作为下个面的回风顺槽，采用留设煤柱的方式予以保留，在运输巷上肩保留不小于3米的煤垛用以保护下运输巷，随采煤向外推进，下出口上部靠近空区处打设封塘木垛，并随时密闭通往空区的下出口。附图六最大、最小控顶距离图附图七工作面支护平面示意图第二节工作面顶板控制根据上部十二采区上部回采的三煤采面的矿压资料，该采面煤层顶板周期来压明显，直接顶不稳定、易冒落。本工作面采用全部垮落法管理顶板。一、正常回采时顶板支护方式（一）、支护方式回采前先在切眼安装一排支架，回采时，先前移托梁，支架伸缩梁自下而上随回采随向前伸出08米，在每架支架前贴煤壁使用1颗木柱防止煤壁片帮，如遇煤层松软，每架支架前贴煤壁使用2颗木柱，并进行腰帮，每刀采宽08米，前伸梁护顶，然后前移支架顶梁，前移顶梁的同时，同步回缩伸缩梁，顶梁向前移动08米，完成一次移架。完成移架后，托梁在支架的后部，托梁的移动超前顶梁7架。如此循环直至割面到上出口。伸缩梁前伸时达到最大控顶距离36米，前移顶梁后为最小控顶距离28米。支架后方挡煤板与底板之间挂严挡煤网，挡住空区侧冒落的顶煤。全部顶梁前移完毕后，由上向下开始放空区侧顶煤，放完顶煤再由下向上割面，前伸前探梁，开始下一个循环。移架时，上回风顺槽随移架随架设木垛。前伸前伸缩梁与移架不得同时操作。（二）、支护质量标准及要求1、支架及立柱必须上下成直线，偏差小于100MM，支架前移方向必须与煤层底板走向平行。2、支架立柱必须与支架顶梁垂直，初撑力不得小于115MPA。3、支架应支设到实底,并迎山有力（迎山角3050）。4、支架顶梁应上下角度一致，相邻两架顶梁的高低错差不得大于60MM。5、工作面安全出口与巷道连接处20M范围内的高度不得低于18M，安全出口必须设专人维护。6、工作面必须达到动态的质量标准化要求，柱排距符合规程规定，确保达到“三直、一平、一净、两畅通”的质量要求。7、加强支柱的支护强度，及时观察立柱压力，确保立柱初撑力不得小于规定立柱活柱行程不得小于150MM。8、随回采移架及时挂严挡煤网，确保割面与移架不得同时作业。9、割面过程中出现煤层松软易片或局部漏顶时，必须加使贴帮柱，使用方木腰棍将顶帮腰实、背牢，防止发生片帮冒顶。10、贴帮柱使用木柱根据现场顶板及煤层情况支设，必须接顶、接底，打设牢固，最大间距11米，煤软时贴帮柱之间使用长木板或细木柱适当腰帮，防止煤壁片落，确保回采安全。11、面上临时备用的支柱柱必须呈站立状支设在割面处上部，备用柱必须全部使用防倒绳拴牢，防止歪倒下滑。（三）、工作面初采顶板管理1、自边切眼下部向上留3米煤垛沿底板向外掘进超前横管，超前横管宽度20米，使用三排单体液压柱配合铰接顶梁及金属网支护顶板，液压柱与煤壁之间使用方木、腰棍腰实，防止片帮。上下两排铰接顶梁之间贴顶板铺设金属网，防止顶板冒落。超前横管掘进长度为20米，达到位置后与下部运输顺槽贯通并支护好，形成采面第一个下出口，要求出口高度不得低于18米，宽度不得小于12米，畅通无阻。出口设信号装置，方便人员上下工作面，保证支护材料和回采工具的运送顺畅。3、第一次前伸前探梁后，必须在伸缩梁前端打牢贴帮柱，贴帮柱必须接顶接底，支设牢固。4、割面至上出口时，必须提前加固上出口作为端头支护的金属梁，确保出口处支护牢固。5、第一次前移最下部支架时，必须在第二、第三架支架分别打牢2棵单体支柱戗柱，并检查好第一、二、三架支架之间的整体梁（托架），保证第一架支架卸压后不会下滑。6、第一次前移最上部支架前，必须在上回风顺槽支架后方打牢木垛。（四）、安装时单体支柱和金属顶梁的回撤方法1、移架前，先用三角带一端栓牢待回的单体支柱，并通过待移支架和上一架支架间的空隙将另一端拴在上一架支架的立柱上，移架后，通过拉拽三角带将单体支柱回撤出来。2、移架后，通过拉拽三角带将单体支柱回撤出来。3、拉拽单体支柱时，人员必须站在支架顶梁下安全空间内，严禁身入空区，回撤的物料必须及时转走，必须保持后退路畅通。4、回撤单体柱时，必须由至少两名有经验的老职工操作，专人监视顶板变化情况。严格按自下而上每前移一架顶梁，回一次的的顺序依次回撤二、特殊时期的顶板管理（一）顶板来压及停采前的顶板管理1、工作面直接顶初次来压前必须编制专门的安全技术措施。2、工作面直接顶初次来压和周期来压期间，必须加强顶板来压的预测预报工作，监控室值班人员及生产技术人员必须及时观测、记录顶板来压变化情况的有关数据信息。3、工作面支架及上下顺槽所有单体液压支柱必须达到初撑力，特别注意观测工作面支架液压表的读数及支架、支柱状态，检查液压管路及时采取二次测压补液措施确保支架、支柱的初撑力及支柱状态完好牢固，防止因漏液卸压或受外力作用造成支柱歪倒，影响正常的回采工作。4、加强工作面上下端头的顶板管理，提高支护质量，工作面上下出口必须逐架加使工字钢棚，并在加使的工字钢棚下方加使单体液压支柱，确保工作面至上下出口之间顶板完整、支架完好，通风行人畅通。5、工作面停采前必须编制安全措施。（二）、工作面过断层、煤洞时的顶板管理1、工作面过断层的安全措施在断层落差较小，顶底板或断层面较平整，断层带基本不破碎的情况下，可直接破顶底板通过。在断层带较宽，岩石很破碎，压力较大时，可采用缩小移架距离的方法，防止冒顶。靠近断层时，严禁放大炮，采取浅眼少装药放松动炮的方法，以防破碎顶板遭强烈振动，但炮眼深度不得少于06M。2、工作面过煤洞的安全措施工作面在未透煤洞之前，必须检查煤洞的瓦斯浓度。保证煤洞通风，当瓦斯浓度达08时，透煤洞地点不许放炮。工作面接近煤洞时，必须提前加固煤洞内原有支架，加使中柱，并将煤洞内的矸石清理干净。当工作面与煤洞全面相通时，必须检查顶板变化情况。煤洞顶板出现沿倾斜方向较大断裂带时，提前支护断裂带两侧顶板或加使木垛防止冒顶。二、采面支柱防倒滑措施1、由于该采面煤层倾角比较大，底板松软易滑落，在回采过程中上、下贴帮柱之间必须用直径62MM细钢丝绳连接在一起，拴绳位置选在支柱中上部；工作面范围内所有支柱都必须穿铁鞋，以防工作面来压时支柱钻底。2、工作面支架整体托梁必须连接牢固，确保支架不出现下滑情况，并及时检查连接销的情况，确保托梁连接牢固。2、在回采过程中，采面支架、支柱必须上下使直，成一条直线，以便连接。三、采空区初次来压，周期来压时要求1、随着工作面采动的不断向外推进，工作面压力开始明显显现，即工作面出现初次来压现象。出现此种情况工作面支架必须及时检查液压管路连接情况，观察立柱压力变化情况，出现异常情况及时处理。2、工作面初次来压过后，随着工作面的继续向外推进，当采空区达到一定面积时，工作面再次出现压力显现现象，以后每隔一段距离再重复出现，即为采面周期来压。此时必须根据现场情况时及时检查液压管路及整体托梁的连接情况，确保支架完好、支护可靠。第三节工作面顶板管理本工作面采用全部跨落法管理顶板。一、正常工作时期顶板支护方式回采前先在切眼安装一排支架，回采时，先前移托梁，支架前探梁自下而上随回采随向前伸出08米，前伸梁护顶，达到最大控顶距离36米，打完贴帮柱后前移顶梁08米，达到最小控顶距离28米，并在支架后方挡煤板与底板之间挂严挡矸网，顶梁滞后顶梁7架前移。全部顶梁、托梁前移完毕开始放顶煤，放完顶煤，再由下向上割面，前伸前探梁，开始下一个循环。移架到上回风顺槽时，随移架随架设木垛。前伸前探梁与移架不得同时操作。二、特殊时期的顶板管理一工作面顶板来压及停采前的顶板管理1、工作面基本顶初次来压和周期来压期间,应加强来压的预测预报工作。2、工作面支架以及回风、运输顺槽所有单体支柱必须达到初撑力,及时采取措施预防冒顶。3、加强上、下端头顶板管理,要提高支护质量,适当加大支护密度,确保端头支架与巷道间距不大于05M,防止出现端头冒顶。二过断层及顶板破碎时的顶板管理该回采工作面内无断层，只是在南部受F23断层影响，煤层顶底板发生波折起伏，顶板破碎，回采时能正常通过。届时必须加强顶板破碎带回采时的顶板管理工作，支架前移距离适当缩小、并采取临时支护等措施，确保过顶板破碎带时的安全生产。（三）、工作面初次强制放顶措施1、工作面后部悬顶超过（25）不冒落时，要采取强制放顶措施。2、强制放顶前，检查工作面支架压力及管路、托梁情况必须，确保工作面支护牢固可靠，确保立柱初撑力达到115MPA以上。将放顶范围内的浮煤、浮矸清理干净，用洒水管路进行洒水灭尘，确保无煤尘飞扬。3、放顶时，放顶人员必须站在支架完整，有掩护的安全地点，在支架后沿切顶线向采空区方向每隔3米打一组放顶眼，每组眼距300MM。4、装填炮眼和连接时人员必须在可靠支护的保护下进行。按沿工作面从下向上的顺序分组分次进行打眼、装药、爆破。爆破工应严格按照操作规程进行爆破。5、放顶眼深度不小于18米，倾角7080，每眼装药量2卷，移架后分组联线放炮；若第一茬炮不能全部放落悬顶，回采35米后，再用同样方法进行放顶，直至放落为止。6、强制放顶时，放炮母线长度不少于150米。爆破前，必须由班长亲自布置专人在可能进入爆破地点的所有通路上预设警戒线处担任警戒。7、必须执行“一炮三检”制度。打眼前、装药前、爆破前必须对爆破地点进行瓦斯检查。连线前，爆破工要和班长、瓦斯检查员对爆破地点进行第二次检查，对查出的问题及时处理，在瓦斯检查符合规定时方可连线。8、爆破结束后，待工作面的炮烟被吹散后，爆破工必须会同班长、瓦斯检查员首先巡视爆破地点，检查通风、瓦斯、煤尘、顶板、支柱、拒爆、熄爆等情况，对危险情况立即进行处理，确无危险后，方可由班长解除警戒，其他人员方可进入工作面作业。9、强制放顶时，三班安排专人观察顶板，顶板观察员及跟班区长要配备警哨，跟班区长负责现场指挥，发现顶板有来压预兆立即示警，将人员撤至安全地点，并向调度室汇报，待恢复正常后，方可继续工作。第四节安全出口及端头顶板控制一、工作面出口的顶板管理1、工作面上、下出口附近采用挑棚加强出口处支护，并要求净高不低于18M，净宽不小于26M，无杂物、浮煤，并确保畅通无阻。工作面上下出口的超前支护工作面上下出口要及时进行超前支护，上出口超前工作面20M，下出口超前工作面20M；采用架设贴帮柱的形式进行支护，巷道高度不低于18米，并留有不低于08米宽的行人道。2、上下出口的加强支护如果巷道压力大时，还要在超前支护以外提前再加使10架棚的贴帮柱，对巷道原有支架进行提前加固。随工作面的推进，上下出口要及时回撤，回撤位置与工作面切顶柱齐，并加使密集柱（切顶柱），上下出口超前支护支设支柱时，支柱初撑力不得小于50KN，并坚持二次补液制度。二、工作面安全出口的管理工作面上、下出口处必须及时清理浮煤、杂物，保证畅通，出口处支护变形时必须及时加强支护，工作面上下顺槽超前支护以外的巷道，当出现背顶背帮的方木腰棍断裂、漏顶，水泥喷体开裂时必须及时进行更换、处理。保证处理后的巷道高度不低于18米。三、工作面端头的顶板管理工作面上端头采用木垛加单体液压支柱配以29米的钢梁加强端头处支护，木垛打设在上出口左侧靠近空区处，单体支柱钢梁架设在木垛以外上出口与回风顺槽连接处，下端头在支架下侧使用2棵单体支柱顶在最下一架支架上，单体支柱以戗柱形式支设，最下部支架与下部煤壁之间用单体支柱配以29米的钢梁支护，工作面下出口与运输巷连接处使用金属棚支护。第五节矿压观测一、矿压观测内容31218观测内容主要有上下顺槽巷道围岩表面位移观测和支护质量动态观测。二、观测方法（一）、上下顺槽巷道围岩表面位移观测1、上下顺槽巷道围岩表面位移观测在工作面上下顺槽安装顶板离层观测仪，并进行编号挂牌管理与井上微机联网，实行实时动态监测。通过两顺槽巷道顶板离层的观测，进一步掌握巷道顶板稳定情况，对顶板离层幅度大、速度快，巷道围岩活动活跃的地段采取超前措施加强支护。2、建立顶板离层仪观测记录，每次观测后必须及时将观测数据记录在记录本上，观测过程中顶板离层下沉量超过150MM时，生产技术部应及时组织专业人员进行分析，以便采取措施。3、加强平时的检查与维护，当下沉量接近极限值时，必须对顶板离层仪的深浅基点重新进行调整，防止超过极限值造成顶板离层仪破坏；当离层仪标尺读数达到150MM时，必须将离层仪脚线放出来，定在“0”刻度上，同时在记录本备注栏内标注清楚。三、支护质量监测1、支护质量控制标准、立柱纵横成线,偏差小于100MM，立柱活柱行程不得小于150MM。、立柱应支到实底,并做到迎山有力（迎山角为350）。、支架托梁之间要用圆柱销联好,并保持平直。、同一采面中不得使用不同类型和性能的支架。、回风巷的支撑高度不得低于18M,行人侧宽度不得小于08M。2、支护质量监测方法每旬由生产技术部按规定对工作面和上下顺槽的支护质量进行动态检查和质量达标验收，对存在的问题及时安排施工区队进行整改。监测内容包括支架初撑力、煤壁片帮情况、支设质量、上下出口高度、超前支护情况等。四、观测时间要求支护质量监测整个采面回采期间。五、管理规定1、观测人员要以严谨的科学态度进行读数，不得马虎。2、要爱护仪表，保护仪表，严禁随意破坏各种仪表。3、严禁与观测无关的人员对仪表进行随意调整。4、读数时必须平视仪表盘，力求精确。5、观测人员升井后必须及时将观测数据与监控数据进行对比分析，以便更好地指导生产。第四章生产系统第一节运输系统一、运输设备及运输方式本采面超前下出口使用刮板输送机运煤至运输巷，采用一吨矿车装煤、顺槽用人力推车运输、下山绞车提升、大巷电瓶车运输的方式。二、1、运煤路线31218运输顺槽370付下山370运输石门370南大巷主暗斜及140南大巷主井地面2、运料路线地面主井140南大巷主暗斜井370南大巷370运输石门370付下山31218运输顺槽31218采面附图九运输系统示意图。第二节通防与监控系统一、通风系统（一）风量计算1、按瓦斯涌出量计算Q采100Q瓦采K采通100051470M3/MINQ采工作面实际需要的风量，（M3/MIN）Q瓦采工作面的瓦斯绝对涌出量，（M3/MIN）（三煤取05M3/MIN）K采通工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取K采通14。2、按炸药量计算采煤工作面实际需要的风量计算（Q采）Q采10A10675675M3/MINA工作面一次爆破的最大炸药用量，取675KG。3、按采煤工作面每班工作最多人数计算实际需要风量（Q采）Q采4N41040M3/MINN采煤工作面同时工作的最多人数，取10人。4、按温度计算Q采6070V采S采K采高K采长6070107681108028385M3/MIN。取284M3/MINV采采煤工作面风速取10M/SS采采煤工作面平均断面积（2836）/224768M2K采高采煤工作面采高调整系数（取11）K采通采煤工作面长度调整系数（取080）面长参数采高参数温度与风速单面长调整系数（KCL）采高调整系数（KCH）进风温度风速（VCF）30M08024M112110M/S最大控顶距LCB最小控顶距（LCS）工作人数（NCF）采煤工艺36M28M10炮采5、按风速进行验算（1）按最低风速验算Q采15S煤采1572108M3/MIN（2）按最高风速验算Q采240S采240721728M3/MIN6、1728284108确定工作面的实际需风量为284M3/MIN。通风路线新风主井140南大巷主暗斜井370南大巷370运输石门370主下山31218运输顺槽31218采面乏风31218采面31216回风顺槽31216回风煤洞21214煤洞十六采区回风上山31106平巷十一采区付下山140回风巷回风上山风井地面图十采面通风系统示意图二、防治瓦斯瓦斯检查（设点、次数）1、工作面设瓦检员巡回检查，每隔23小时检查一次，每班至少检查三次。2、瓦斯检查点分别设在工作面风流、回风顺槽出口以外10M处回风流、回风隅角。取检测结果的最大值记录在手册和牌板上。3、瓦斯检查牌板应设置在回风巷中距工作面20M范围内，检查结果要及时填写，并及时向有关人员汇报，瓦斯检查手册必须由工作面班长签字。4、当瓦斯超限时，必须按下列规定处理，并向公司井下带班领导、矿调度室及通防工区汇报。采煤工作面进风流中的瓦斯浓度超过05，回风巷回风流中的瓦斯浓度超过08或二氧化碳浓度超过15时，都必须停止工作，撤出人员，采取措施进行处理。爆破地点附近20米以内风流中瓦斯浓度达到08时，严禁爆破作业。采煤工作面及其他作业地点风流中，电动机及其开关安设地点附近20米以内风流中瓦斯浓度达到15时，必须停止作业，切断电源，撤出人员，进行处理。采煤工作面及其他巷道内，体积大于05M3,的空间内积聚的瓦斯浓度达到20时，附近20米范围内必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。对因瓦斯浓度超过规定而被切断电源的电器设备，必须在瓦斯浓度降至10时，方可通电启动。采煤工作面风流中二氧化碳浓度达到15时，必须停止工作，撤出人员，查明原因，制定措施，进行处理。5、工作面需要爆破时必须严格执行“一炮三检”、“三人连锁”放炮制度，6、工作面初次来压及过断层时，瓦斯检查员必须加强瓦斯检查，如瓦斯超限，严禁作业。瓦斯监测1、便携式瓦斯检测报警仪的配备和使用公司当班带班领导、各分管领导及生产安全主要负责人、工区区长下井时必须携带便携式甲烷检测报警仪，对分管范围内的甲烷进行不间断的监测。当班班长下井时必须携带便携式甲烷检测报警仪，随时监测工作范围内的瓦斯浓度。作业时悬挂在距离工作地点上方5米内的回风流中，以便随时监测工作面回风流中瓦斯浓度的变化。爆破工下井担任爆破作业时，必须携带便携式甲烷检测报警仪，随时监测工作面范围内的瓦斯浓度。爆破作业完成后，可以将报警仪悬挂在采面上隅角回风流中，以便随时监测上隅角瓦斯浓度的变化。机电流动电钳工下井作业时，必须携带便携式甲烷检测报警仪，在检修工作地点20米范围内检查空气中瓦斯气体浓度，有报警现象时，不得进行检修。便携式甲烷检测报警仪的报警浓度为10，电瓶车载报警仪报警浓度为05。2、甲烷传感器的安装和使用在工作面回风巷距煤壁不大于10M范围内，安设甲烷传感器监测工作面瓦斯浓度，报警浓度08，断电浓度15，复电浓度08，断电范围为工作面及其回风巷内的全部非本质安全型电气设备。在工作面回风巷距离回风出口1015米处风流中处安设甲烷传感器监测工作面回风流瓦斯浓度，报警浓度08，断电浓度10,复电浓度08，断电范围为工作面及其回风巷内的全部非本质安全型电气设备。在工作面上隅角安设甲烷传感器监测工作面隅角瓦斯浓度，报警浓度08，断电浓度15，复电浓度08，断电范围为工作面及其回风巷内的全部非本质安全型电气设备。在工作面下出口处安设甲烷传感器监测工作面进风流瓦斯浓度，报警浓度05，断电浓度05，复电浓度045，断电范围为工作面及其回风巷内的全部非本质安全型电气设备。甲烷传感器应垂直悬挂在巷道的上方，距离顶板不得大于03M，距离巷帮不得小于02M。3、便携式甲烷检测报警仪或甲烷传感器出现报警时，工作面必须立即停止工作、撤出人员，并及时向当班公司带班领导、井上通防工区、调度室汇报。只有当查明原因、进行处理后，瓦斯浓度降到08以下时，方可恢复工作。4、便携式甲烷检测报警仪、甲烷传感器每15天至少使用空气样和标准气样调校一次，确保灵敏可靠，监测数据准确。附安全监测装备布置图三、综合防尘系统防尘管路系统由地面蓄水池140南大巷主暗斜井370大巷370付下山，供给两顺槽和工作面用水。防尘措施1、工作面作业时，采用湿式打眼，严禁干打眼，风镐落煤时洒水。2、煤层注水该采面采用长壁静压深孔注水和浅孔短壁快速注水相结合的煤层注水方法。、深孔注水钻孔布置在工作面前方的回风巷中安设钻机，沿倾斜方向向煤层打钻，钻孔方向平行于工作面；钻孔长度1520米；钻孔直径75100MM；钻孔间距12M。封孔采用水泥沙浆或聚乙稀A、B液封孔。注水静压注水，水压为061MPA，时间不低于10天。附图十一煤层长壁注水钻孔布置示意图、浅孔注水钻孔布置在工作面垂直煤壁打注水眼。钻孔方向垂直于工作面；钻孔长度15M；钻孔直径42MM；钻孔间距1520M。封孔采用塑胶封孔器封孔。注水采用静压注水器注水，时间1015分钟。附图十二煤层短壁注水钻孔布置示意图3、装炮使用水泡泥，放炮使用爆破喷雾。4、爆破后及时洒水灭尘、冲刷煤壁巷帮。5、攉煤时洒水灭尘、装煤时溜头处安设一组喷雾头喷雾降尘。6、下顺槽50200M安设一道喷幕，每道喷雾的喷头不少于35个且雾化良好，覆盖全断面。回风顺槽上出口以外20米范围内设一道喷幕，喷雾的喷头为35个，且雾化良好，覆盖全断面。7、各煤车转载点设加水装置，对煤车洒水降尘。8、个体防护进入工作面及回风侧工作的所有人员必须戴防尘口罩。9、下顺槽及上回风顺槽定期冲刷对进、回风顺槽每10天冲刷一次，工作面坚持每班至少冲刷一次。10、在工作面上回风顺槽内距离回风口1015米的地点安设粉尘传感器，随时监测工作面回风流中粉尘浓度，以便更好地搞好防尘降尘工作，确保工作面粉尘浓度符合煤矿安全规程规定和工作人员身体健康。隔绝瓦斯、煤尘爆炸措施1、在工作面下顺槽每隔100M安装一组软质隔爆水棚，首排水棚距离工作面60100米，并随工作面的推进而移动。2、隔爆水棚安装质量要符合煤矿安全规程和防尘规范要求。3、棚袋个数40个，每棚间距12M，隔爆水袋60L/个，棚区长度50米。棚区总水量2400L。4、每周必须对隔爆水棚至少进行一次全面检查，做到经常清刷，确保水棚质量、水量符合煤矿安全规程的要求。附图十三防尘系统图四、防治煤层自然发火技术措施该采面煤层为不易自燃煤层，回采过程中严格执行洒水灭尘制度并及时向采空区洒水,采面浮煤必须及时清理干净。充分利用监测监控系统，检测一氧化碳及瓦斯浓度，制定严格的防灭火措施，确保矿井安全生产。（一）、监测系统利用KJ70N型安全监测监控系统，进行预测预报工作，在工作面回风顺槽中距回风口1015米处安设温度传感器和一氧化碳传感器，随时对工作面温度及回风流一氧化碳浓度进行监测；同时在上部回风顺槽及采区回风巷设防灭火观测点，专人定期利用多样气体鉴定管，对一氧化碳等检测、观察。发现有温度上升明显、一氧化碳浓度超过24PPM或增加较快时，必须及时组织人员撤离，进行防灭火处理。（二）、综合防灭火措施1、工作面回采前，在采区主要进风巷370付下山上车场砌筑一道牢固的防火门，并备有足量的防火封堵门板；同时在370水平消防材料库中备有足够量的消防材料和钻机等防灭火设备。2、生产期间由通防工区防灭火人员和每班盯面的瓦检员定期和随时对采面上隅角回风流中的温度、一氧化碳等有害气体进行检查，如有异常及时撤出人员，进行处理，并汇报公司当班带班领导、通防工区和调度室。3、如停产放假在3天以内时，则需对工作面进行调风，并设专人利用井上监测系统随时监测工作面回风流中温度、瓦斯、一氧化碳等有害气体浓度的变化情况，如有异常及时组织人员进行分析并制定措施进行处理。4、工作面过断层、过煤洞时，必须减少丢煤现象，并加强对采空区的洒水灭尘工作。5、在工作面上部回风顺槽及采区回风巷设防灭火观测点。6、工作面向外推进过程中，及时密闭通往采空区的下出口，采面回采结束后，必须及时对采空区进行永久性密闭，密闭留有观测孔，设专人定期对密闭内气体浓度、温度等进行检测、分析，如有异常及时采取措施进行处理。第三节排水系统一、涌水量31218回采工作面位于十二采区31216平巷的下方，水文地质条件较简单，回采波及的含水层主要是煤层顶板砂岩，含水性较弱，一般为顶板淋水，最大涌水量为20M3/H，正常涌水量为10M3/H，其他含水层与该层含水层无直接补给关系，除此之外为工作面防尘废水，对采面回采无影响。二、设备选型无三、疏排水系统路线31218采面运输顺槽水沟370付下山水沟十六采区水仓排水泵370南大巷水