第二阶段回收工作面采煤作业规程——修改.doc

河南红旗煤业股份有限公司二矿 第二阶段煤柱回收工作面采煤作业规程编制：刘 杰时间：2012年1月河南红旗煤业股份有限公司二矿作业规程会审记录表会审单位意 见参加人签字时 间安全科机电科通风科调度室生产技术科地测防治水科生产矿长技术矿长机电矿长安全矿长矿 长会审意见：作业规程会审记录表会审单位意 见参加人签字时 间机电部安监部生技部红旗公司红旗公司红旗公司红旗公司总工审批意见：安全副总审批意见：目 录第一章 概况6第一节 工作面位置及井上下关系6第二节 煤 层6第三节 煤层顶底板7第四节 地质构造7第五节 水文地质8第六节影响回采的其他因素9第七节 储量及服务年限10第二章 采煤方法10 第一节 回采巷道布置.11第二节 采煤工艺11第三节 设备配置27第三章 顶板控制29第一节 支护设计29第二节 工作面顶板控制33第三节 矿压观测33第四章 生产系统34第一节 运输34第二节 “一通三防”与安全监控34第三节 排 水38第四节 供 电39第五节 通信系统39第六节 乳化液泵站设计39第七节 供水施救系统40第八节 压风自救系统42第九节 人员定位系统43第五章 劳动组织和主要技术经济指标44第一节 劳动组织44第二节 作业循环45第三节 主要经济技术指标45第六章 煤质管理46第七章 安全技术措施47第一节 一般规定47第二节 顶 板48第三节 防 治 水49第四节 爆 破49第五节 “一通三防”及安全监控54第六节 运 输57第七节 机 电57第八节 安全操作技术要求60第九节 工作面安全生产管理68第十节 工作面材料及支柱管理73第十一节 工作面的初次放顶和收尾措施74第八章 灾害应急措施及避灾路线75第一章 概况第一节 工作面位置及井上下关系一、地面位置第二阶段煤柱回收工作面位于河南省巩义市北山口镇水地河村石家閁以西。工作面对应地面范围内无老窑、村庄（已搬迁）和主要建筑物。由于煤层埋藏较浅，井下采动后波及到地表，会在地表产生塌陷，工作面附近100m范围内都可能受到采动影响。二、井下位置第二阶段煤柱回收工作面位于红旗公司二矿12采区中部，东临12070工作面，西部属于未开拓区域，南接12采区进、回风巷，北部为采空区。工作面井下标高+109+155m，走向长90m，倾向长度320m，面积28800 m2。第二节 煤 层第二阶段煤柱回收工作面回采煤层为二1煤，俗称“黄煤”，赋存于二叠系山西组下方。煤层由于受沉积环境及后期构造变动的影响，厚度不均匀，变化较大。平均厚度约为4.0m，煤层的倾角为47。煤质为黑色无烟亮煤，质轻性脆有沥青光泽的无烟煤，煤质松软，强度极低，硬度系数为0.17，易冒落。根据河南地质三队补充勘探地质资料，区内煤层为煤与瓦斯非突出煤层；经煤炭科学研究总院重庆研究院鉴定：煤尘无爆炸危险性，煤层无自燃性倾向；瓦斯相对涌出量4.52m3/t,绝对涌出量1.41m3/min，2011年经河南工业和信息化厅批复为瓦斯矿井。表2 煤层情况表煤层总厚（m）4煤层倾角（）475.5煤层结构简单开采煤层二1硬度系数0.17煤种无烟煤稳定程度较稳定煤层情况描述该工作面为二1煤层，煤质为黑色、质轻性脆、有沥青光泽的无烟亮煤，煤层无自然发火倾向，煤尘无爆炸性，无煤与瓦斯突出危险。见附图1：第二阶段煤柱回收工作面二1煤层综合柱状图第三节 煤层顶底板工作面煤层顶底板情况见表3表3 煤层顶底板情况表围岩名称岩层名称厚度（m）岩石描述老顶细粒砂岩6.43深灰色厚层状，性硬脆颗粒均匀，节理充填白色薄膜，底为砂质泥岩和泥岩互层。直接顶砂质泥岩9.66黑色细密含云母片及植物化石，底为炭质泥岩，污手有滑感，少夹煤线。直接底炭质泥岩10.69黑色薄层状，局部夹煤线和细砂岩，含方解石脉,具有劈理片理结构。老底石灰岩1.90深灰色厚层状硬脆有方解石脉破碎。在直接顶、直接底与煤层之间，局部存在伪顶和伪底，其岩性多为炭质泥岩或泥岩，厚度一般小于0.50m。第四节 地质构造一、断层情况及其对回采的影响根据地质资料及周边采面开采经验未发现有断层经过，故对回采没有影响。二、褶曲情况及其对回采的影响采面有小型褶曲但对回采影响不大。三、其他因素对回采的影响（陷落柱、火成岩）从整体上看，该工作面为南高北低的单斜构造，工作面煤层的倾角在47之间，平均为5.5。本工作面在掘进送巷过程中，未发现大的地质构造变化，煤层赋存比较稳定，地质构造简单，因此在回采过程中地质构造对本工作面影响不大。第五节 水文地质一、含水层（顶部和底部）分析该回采区域为南高北低的单斜构造，煤层埋藏较浅，不属于富水区，岩层含水微弱,主要含水层为顶板砂岩,裂隙、孔隙不发育，富水性弱，含水层厚032.49m，一般1020m，单位涌水量q0.00005320.00797kg/s.m，渗水系数：k=0.000530.0352m/d。底板为太原群上部灰岩，富水性极不均匀。但因底部一1煤已开采，底板水已基本被疏放，底板水对采面开采基本无影响。二、其他水源的分析本区水文地质类型属于中等型。井下涌水多为季节性地表裂隙水，工作面附近没有较大河流经过。工作面东部已开采区，南部、北部均已开拓成巷，经证实没有老窑及较大河流经过。在实际掘进过程中未发现有涌水和淋水现象，所以其他水源对采面在开采过程中无影响。三、涌水量根据河南省煤田地质局资源环境调查中心编制的河南红旗煤业股份有限公司二矿生产矿井地质报告显示全矿井正常涌水量73m3/h, 最大涌水量122.64m3/h。预计该采煤工作面正常涌水量为0.2m3/h,最大涌水量为0.5m3/h。水害威胁对正常生产无影响。四、防治水措施：（一）在回采过程中，探水组要及时掌握涌水量情况，尤其在夏季多雨时节，要防止地表水通过地表裂隙涌入井下。（二）坚决做好工作面的水害预测评价工作；在回采过程中，必须坚持“预测预报、有疑必探、先探后掘、先治后采”的防治水原则。（三）探水组必须加强工作面超前探放水工作，以防止老巷涌水造成危害。（四）加强水情观测，回采过程中若局部有出水征兆时向矿调度室汇报，查明水源，及时制订专项措施，进行处理。第六节影响回采的其他因素一、影响回采的其它地质情况（见表4）表4 影响回采的其他地质情况表瓦 斯绝对瓦斯涌出量为1.55m/min、相对瓦斯涌出量4.76 m/t。煤 尘无爆炸危险性煤的自燃无自燃发火倾向性地 温正 常地 压正 常普氏硬底（f）煤层夹 矸直接顶直接底0.17较多3-82-4二、冲击地压和应力集中区矿井在开采以来未出现冲击地压现象，且目前开采范围位于矿井浅部，所以开采过程中不受冲击地压影响。根据相邻采煤工作面情况，预计工作面的应力集中区集中在采面超前支护区及进风巷、回风巷，但对正常回采影响不大。三、地质部门对工作面回采过程中的具体建议（一）该工作面水文地质条件简单，预计局部有少量顶板淋水，必须加强防治水管理，做好防排水工作，防患于未然。（二）回采时沿底回采，提高工作面回采率和资源回收率。（三）回采时要加强地质及水文地质观测，若发现异常情况应及时的向生产技术部门汇报。（四）煤层厚度变化不稳定，若遇特殊地质条件时，应及时向矿技术部门或技术负责人报告，在研究制定专项措施后继续施工。（五）确保该工作面通风系统合理、可靠。第七节 储量及服务年限一、储量本回采工作面走向可采长度为90m，倾向长度为320 m；煤层计算平均厚度4.0m,煤的容重为1.6t/ m3 ，煤层的回收率为93%。工业储量：320904.01.6=184320t可采储量：18432093%=171417.6t二、采煤工作面服务年限工作面服务年限=可采储量月设计产量=171417.612500=13.7个月备注：设计一天一排巷正常推采，每循环推采进度0.8m。第二章 采煤方法根据采区地质情况反映，该区段煤层倾角平均为5.5，涌水量不大，瓦斯低，且涌出量较稳定。结合以往的工作面推采经验和采面布置形状，该工作面采用倾向长壁炮采放顶煤法进行回采。全部垮落法管理顶板。第一节 回采巷道布置一、采面设计、巷道布置概况第二阶段煤柱回收工作面进风巷为二部皮带巷；回风巷为七部、八部皮带巷。二、工作面进风巷第二阶段煤柱回收工作面进风巷为二部皮带巷，方位角1700，标高在+110-+130m，巷道长度为320m。三、工作面切眼切眼方位角为107，标高+110-+130 m，切眼长度为90m。四、工作面回风巷第二阶段煤柱回风巷为七部、八部皮带巷，方位角10700，标高在+110-+130m，巷道长度为370m。见附图：第二阶段煤柱回收工作面巷道布置示意图。五、硐室布置在进风巷约40m处布置一个工具室，深5m，宽2.0m、巷高2.0m，采用矿工钢梯形对子棚支护。第二节 采煤工艺一、采煤工艺及流程根据煤层厚度及矿井现有开采装备和开采经验，本采面采用倾向长壁炮采放顶煤法进行回采，全部垮落法管理顶板。检修打眼注水打眼爆破临时支护移架采煤放顶煤移刮板运输机交接班 1、加强工作面机电运输设备的检修安排好采面生产和设备检修关系，保证每天不少于2小时的设备检修时间，提高机电设备的检修质量，降低设备事故率。2、煤壁打眼注水采煤工作面煤壁注水，现场做到逢采必注，不注不采，努力减少采面生产过程中粉尘的产生，预防煤尘、顶板事故。注水设计：、打孔设备：采用ZQS-65/2.5手持式气动钻机，381000mm的双螺纹钻杆配75钻头。、注水孔设计：a、煤厚h6m时，注水孔呈三花眼布置，上孔布置于煤壁距顶梁0.5m处，孔深不小于5m，仰角不小于30；下孔布置于煤壁距底板1m处，孔深不小于5m，仰角15-20；孔间距均为3m。b、煤厚3mh6m时，注水孔布置于距煤壁底板1m处，孔间距3m，单孔孔深不小于5m，仰角15-20。c、煤厚2mh3m时，注水孔垂直煤壁布置，距底板1m处，孔间距3m，单孔孔深不小于5m。、注水孔封堵：注水孔封堵采用MZF-75*1000mm水力膨胀式封孔器封孔。、煤层注水：用快速接头使封口器与静压水管连接，注水压力控制在2Mpa-3Mpa。、注水时间以煤墙挂汗、梁头滴水、相邻注水孔出水为宜。确保作业地点煤层煤体充分湿润，并超前工作面煤墙不少于2m。3、打眼爆破采煤工作面落煤要根据煤壁情况，采用爆破与手镐落煤相结合方式。（a）、炮眼布置参数及特征：炮眼采用三花眼布置，其特征详见炮眼布置图31所示。炮眼与顶、底板的距离和角度视煤层情况可适当调整，顶眼一般沿水平方向眼距1.4m，眼口距顶板0.6m，炮眼与煤壁垂直，眼深1.2m；底眼下扎角510，眼距1.4m，眼口距底板0.6m，炮眼与煤壁的夹角为5560，眼深1.2m。（b）、炮眼布置一个间隔一个眼，每孔装药量不得超过150g。 炮眼说明表炮眼名称编号眼深角 度使用炸药使用雷管装药量封泥长度连线方法起爆方式正向爆破底眼下扎角炮眼与煤壁夹角顶眼1-61.2m5-1055-60煤矿许用三级乳化炸药煤矿许用顺发电雷管150g/眼0.5m串联一次起爆20帮眼7-121.2m装药结构布置图（c）、放炮、装药量：顶、底眼装药量均为0.51码（75g150g），并不得超过1码。、爆破器材及设备: 工作面使用MFB50-2型起爆器起爆；用煤矿乳化炸药和瞬发电雷管爆破。用风钻（ZQST-65/2.5S）打眼。、装药：装药前，必须首先清除炮眼里的煤粉，然后用炮棍将药卷轻轻推入眼底，封填炮眼必须用炮泥填满封实，严禁用煤粉或其它杂物充填炮眼，装药封孔后，必须把雷管脚线拧在一起盘好放在眼口。、联线方式：采用串联方法。、爆破说明：1）爆破工必须把炸药、电雷管分开存放在专用的爆炸材料箱内，并加锁；严禁乱扔、乱放。爆炸材料箱必须放在顶板完好、支架完整，避开机械、电气设备的地点。爆破时必须把爆炸材料箱放到警戒线以外的安全地点。2）从成束的电雷管中抽取单个电雷管时，不得手拉脚线硬拽管体，也不得手拉管体硬拽脚线，应将成束的电雷管顺好，拉住前端脚线将电雷管抽出。抽出单个电雷管后，必须将其脚线扭结成短路。3）、装配起爆药卷时，必须遵守下列规定：（1）必须在顶板完好、支架完整、避开电气设备和导电体的爆破工作地点附近进行。严禁坐在爆炸材料箱上装配起爆药卷。装配起爆药卷数量，以当时当地需要的数量为限。（2）装配起爆药卷必须防止电雷管受震动、冲击，折断脚线和损坏脚线绝缘层。（3）电雷管必须由药卷的顶部装入，严禁用电雷管代替竹、木棍扎眼。电雷管必须全部插入药卷内。严禁将电雷管斜插在药卷的中部或捆在药卷上。（4）电雷管插入药卷后，必须用脚线将药卷缠住，并将电雷管脚线扭结成短路。（5）炮眼封泥应用水炮泥，水炮泥外剩余的炮眼部分应用粘土炮泥或用不燃性的、可塑性松散材料制成的炮泥封实。严禁用煤粉、块状材料或其他可燃性材料作炮眼封泥。无封泥、封泥不足或不实的炮眼严禁爆破。严禁裸露爆破。（6）当炮眼深度小于0.6m时，不得装药、爆破；在特殊条件下，如挖底、刷帮等确需浅眼爆破时，必须制定安全措施，炮眼深度可以小于0.6m，但必须封满炮泥；当炮眼深度为0.61m时，封泥长度不得小于炮眼深度的1/2；当炮眼深度超过1m时，封泥长度不得小于0.5m。（7）处理拒爆、残爆时，必须在班组长指导下进行，并应在当班处理完毕。如果当班未能处理完毕，当班爆破工必须在现场向下一班爆破工交接清楚。处理拒爆时，必须遵守下列规定：（1）由于连线不良造成的拒爆，可重新连线起爆。（2）在距拒爆炮眼0.3m以外另打与拒爆炮眼平行的新炮眼，重新装药起爆。（3）严禁用镐刨或从炮眼中取出原放置的起爆药卷或从起爆药卷中拉出电雷管。不论有无残余炸药严禁将炮眼残底继续加深；严禁用打眼的方法往外掏药；严禁用压风吹拒爆（残爆）炮眼。（4）处理拒爆的炮眼爆炸后，爆破工必须详细检查炸落的煤、矸，收集未爆的电雷管。（5）在拒爆处理完毕以前，严禁在该地点进行与处理拒爆无关的工作。4）爆破工必须持证上岗，无证不准顶岗放炮。坚持炸药、雷管分装分运及领退制度，严禁使用失效的药管，当班用不完的药管必须退库，严禁乱扔乱放。5）必须坚持谁连线谁放炮的原则，严禁多人放炮或一次装药多次起爆。6）放炮器钥匙必须由放炮员随身携带，不得转交他人，放炮必须使用放炮器，严禁使用其它电源放炮。4、临时支护爆破落煤后前伸伸缩梁临时护顶。在伸缩梁的掩护下攉煤工进行攉煤。5、悬移液压支架移架炮后护顶（前伸伸缩梁超前护顶）收回伸缩梁提起前后四根立柱前移顶梁及四柱落四柱支撑顶梁移托梁采用人工操作液压阀的方法进行移架站柱，全部垮落法管理顶板，工作面坡度小于15时按由上向下顺序作业，大于15时按由下向上顺序作业，每节移第一架时对支架下侧部位使用小径木或板钎椽挡门，防止碴块滚下伤人。为保证推进过程中相邻两架支架不咬架，在移架时都要以机头支架为移架基准。（1）放炮前每3m使用一根单体液压支柱支撑托梁，使托梁与顶梁间距不超过规定，防止剪断吊杆安全销。（2）放炮后伸出前伸缩梁超前护顶，在其掩护下采煤工手工落煤墙煤，刷出0.8m或1.0m的移架步距宽度。（3）收回伸缩梁。（4）验收员拉出移梁线后，操作手柄提起前四根支柱，使柱根脱离底板100mm。（5）伸出移架千斤顶活塞，推动顶梁并带动四根支柱同时向前移动。（6）顶梁移到位后，操作手柄落下四根支柱，使顶梁与顶板严密接触35秒，保证达到初撑力。（7）待刮板运输机移过后，摘除托梁下的单体柱，移架千斤顶活塞收回，使托梁整体前移，恢复到炮前位置。（8）将各操作手柄扳到“零”位。6、放顶煤悬移液压支架前移过程中，部分顶煤从相邻两架支架侧空隙放出，剩余顶煤在悬移液压支架移过后从挡矸板下放出。（1）放顶煤顺序：由机尾向机头方向（由上而下），若工作面坡度超过15必须坚持从下向上作业。（2）移架时同时作业场不超过5个，并观察瓦斯和设备运行情况，防止瓦斯超限和压死刮板运输机。（3）移架时空帮侧使用旧皮带或椽子挡门，防止煤或大块矸石窜入工作面。（4）放顶煤时，必须两人操作，一人放煤，一人观察顶板。（5）放煤时，瓦检工要密切观察瓦斯变化情况，当上隅角瓦斯达到0.7%时，必须立即挡门，停止放煤，严禁瓦斯超限。待瓦斯小于0.5%后，才能继续放煤。（6）待移刮板输送机后，清净机道浮煤，同时清净空帮侧手把以下浮煤。（7）待当班采煤段空帮煤放完，攉煤工把浮煤清干净后，开始整体移当班采煤段刮板输送机，移刮板输送机宽度为0.8m或1.0m，刮板输送机弯度不超过4。（8）交接班：交接班时，必须跟班队长与跟班队长、工程质量验收员与工程质量验收员、同一节工作场人员之间及特殊工程人员之间交接班。交清问明事故隐患和注意事项。7、移刮板输送机工作面采通，浮煤清净，中高保证2m，放煤结束后，开始移溜。移溜采用整体移、分节移溜和重新敷设等方法。移溜时，必须由机头向机尾或由机尾向机头的顺序推移，采用整体移溜法，在使用拔柱器拔溜子时，应首先检查支柱是否牢固和拔柱器是否完好，敷设好的溜子要求平、直、稳、正、牢并与煤墙保持0.2m的间隔。移溜时严禁使用液压柱顶推溜子，移溜子头时，先加固抬口棚，打好棚梁下空帮支柱，再用倒链或拔柱器移机头至煤墙帮，并重新打好托梁头的支柱。（二）、使用注意事项1、严禁在支架前方放顶煤。2、严禁人员进入支架后方。3、严禁支架前端距煤壁超过1.0m。4、煤壁落煤后，必须及时移架，对空顶进行有效支护。5、工作面要做到“四直”、“两通”，即煤壁直、柱腿直、托梁直、煤溜直，上、下端头安全出口保持畅通。6、支架自切眼位置向前推进时，支架的前柱必须与顶梁垂直，后柱的柱顶要前倾35。7、在支架后部的顶煤或顶板垮落物未达1.5倍支架高度时，工作面放炮时要在支架下进行临时斜撑支护，防止放炮冲击支架，向后产生位移。8、移架前，必须对移架安全情况进行全面检查，清理好退路。必须指定有经验的人员观察顶板。9、支架前移时必须使立柱底盘脱离浮煤，不允许拖着立柱向前移动。因特殊情况确需带压移架时，要有专人观察托梁、上挡矸板的情况，如有意外立即停止，待处理正常后再行操作。10、前移顶梁时，必须使顶梁落在托梁上。顶梁前移受阻时必须停止移架，处理完毕后，方能继续移架。11、顶梁前进一个步距后，每个立柱都必须打足初撑。12、相邻两架支架的顶梁高度差不能大于60mm。13、待工作面所有支架全部前移一个步距并支撑合格后，方可前移托梁。14、移托梁前，要认真检查顶梁与托梁的间隙，不允许顶梁压在托梁上，当每个顶梁与托梁的间隙在1530mm之间时，方可前移托梁。15、当工作面出现来压征兆时，适当提高泵站压力，保证工作面支架处于良好工作状态，支架接顶后保持23秒在停止供液。在每一架支架下面打好斜撑支柱，以防支架向后产生位移，并禁止放顶煤。16、当工作面来压征兆剧烈时，必须立即撤出工作面所有人员。17、支架出现故障时，必须安排时间及时维修，不得带病作业。二、工作面支护工艺支护工艺流程：准备（处理活煤活矸、打开前伸缩梁超前护顶）攉煤刷帮（然后收回伸缩梁）移架1、准备（1）检查工作地点采高、支架梁距、顶帮支护、支架初撑力及直线性是否符合作业规程要求，有不安全因素及时处理，重大隐患及时向班组长汇报。（2）检查工作地点的煤层、顶板、底板等地质变化情况，有问题及时向班组长汇报。（3）攉煤移架前，要先清理好退路，挡好舍帮门，站在安全地点操作，操作时姿势要正确。（4）严格执行敲帮问顶制度，及时处理顶帮活煤活矸，在确保安全情况下进行作业。（5）攉煤移架前先检查理顺本架管线，清除架前障碍物，保证移架期间不出现挂、卡、阻现象。（6）攉煤移架前，要先操作组合悬移液压支架液压阀组手把前伸缩梁超前护顶，对暴露出的煤帮顶板进行临时支护。准备攉煤。2、攉煤（1）在支架护帮板或伸缩梁的保护下，攉煤工开始攉煤。(2)攉煤工必须在支架保护下攉煤，严禁在悬露顶板下工作。要清理好现场的浮煤和杂物，保证退路畅通。(3)严禁骑跨刮板运输机攉煤。(4)攉煤时要精力集中，照前顾后，锨到哪里眼到哪里，防止碰伤他人。(5)攉煤时要面向工作面刮板运输机机头方向，防止刮板运输机上部溜下物料或大煤（矸）块戗人或挤伤人。(6)攉煤工在攉煤时要站立攉煤，严禁蹲、坐或者跪着攉煤。(7)攉煤工在停机时不准往刮板运输机内攉煤，大块煤要打碎，大块矸石搬运到空帮。(8)攉煤工不准将坑木、椽子、荆笆、金属支架、铁丝等物料放到刮板运输机内。(9)攉煤工在攉煤时遇到有拒爆和瞎炮时，必须通知放炮员处理，严禁手拉、镐刨或用锨挖。(10)攉煤工在攉煤时遇到有丢失的炸药、雷管，要用木质物找出，交给放炮员。3、刷帮 (1)攉煤工攉出煤量的2/3左右时，采煤工开始进行刷帮，作业时各作业段从最下一棚开始向上逐棚进行，刷帮时采煤工用手镐从煤壁上部向下部逐渐进行，刷帮宽度保证800mm或1000mm，煤壁平直，没有凹凸现象。(2)刷帮时，要观察顶板、煤壁、支架完好情况，有问题及时处理，保证作业安全。如果煤壁破碎易片帮，则先掏出前柱柱窝，暂不刷齐煤壁，待移架、支好支柱后，再用手镐刷齐煤壁。(3)根据刮板运输机运输能力，工作面可分为24个作业段同时作业，同时作业数不得超过5个。(4)不准将作业段煤壁一次刷通，刷帮长度达到3棚后，要及时移架支护。煤壁松软、片帮、压力大地段，要刷好一棚移一架，及时用荆笆、椽子闭帮。(5)采煤工根据线位、顶梁（柱窝位置）、迎山角大小，确定煤壁下方顶梁支柱柱窝位置。(6)采煤工找准柱窝位置后，用手镐挖柱窝。柱窝要打在实底上，保证支柱稳固。(7)挖柱窝时姿势要正确，严禁骑跨刮板运输机和跪姿作业。坚持敲帮问顶，注意安全，防止片帮伤人。准备移架。4、移架(1)严格执行敲帮问顶制度，及时处理顶帮活煤活矸，在确保安全情况下进行作业。(2)工作面可分为24个作业段同时移架作业，同时作业数不得超过4个，作业段之间间隔距离应大于20m。(3)采煤工在煤帮顶板没有问题的情况下，操作组合悬移液压支架液压阀组手把收回伸缩梁。每个作业段每次只准收回1架伸缩梁。(4)移架由机尾向机头方向（由上而下）依次顺序进行，每个作业段每次只准移1架，不准2架（及多架）同时卸载和移架。(5)移架时操作液压阀组手柄提起四根支柱，使柱跟脱离底板100mm。(6)操作手柄伸出移架千斤顶活塞，推动顶梁带动四根立柱同时向前移动800mm或1000mm。(7)顶梁移到位后，操作手柄落下四根支柱注液，使顶梁与顶板严密接触约35秒，以保证达到初撑力。支柱时注意线位、迎山角大小、支柱柱窝位置。(8)移架后空帮侧一般用滞后铁链自动挡门即可，必要时增加使用旧皮带或椽子挡门，防止煤或大块矸石窜入工作面。(9)移架人员必须站在上一架支架内操作下一架支架，面向下前方观察支架和煤壁情况，要保持支架垂直煤壁及运输机。(10)移架的上下方和前方不准有其他人员工作。移动端头支架时，除移架工外，其余人员一律撤到安全地点。(11)工作面遇断层、硬煤、硬夹石层需要放炮时，必须把支架的立柱、管线、设施等掩盖好，防止崩坏。移架前，必须把煤矸清理干净。(12)待放完顶煤、刮板输送机移过后，将移架千斤顶活塞收回，使托梁整体前移800mm或1000mm，恢复到放炮前位置。(13)将液压阀组各操作手把扳到“零”位。准备放顶煤。三、放顶煤工艺放顶煤流程：准备放顶煤挡门1、准备检查工作地点采高、支架梁距、顶帮支护、支架初撑力及直线性是否符合作业规程要求，有不安全因素及时处理，重大隐患及时向班组长汇报。检查工作地点的煤层、顶板、底板等地质变化情况，有问题及时向班组长汇报并及时处理。放顶煤前瓦斯工必须检查放煤地点附近的瓦斯浓度，瓦斯超限时严禁放顶煤。放顶煤前放煤工要清理好退路，准备作业。2、放顶煤整排巷采通，煤壁成直线，保持畅通无阻开始放顶煤，根据多年放煤经验，我矿放顶煤采用低位间隔多轮放煤的方法。具体方法如下：（1）放顶煤工作要在班组长或带班队长的指导下进行，放煤时至少两人操作，保证一人放煤，一人观察顶板。(2)根据刮板输送机输送能力，工作面可分为24个作业段同时放顶煤作业，同时作业数不得超过5个，作业段之间间距应大于20m。(3)放顶煤顺序：由机尾向机头方向（由上而下）依次进行。每个作业段每次只准1架放顶煤，不准2架（及多架）同时放顶煤。(4)悬移支架前移过程中，部分顶煤从相邻两架支架侧护板处放出，剩余顶煤自支架移过后从挡矸板下放出。(5)放煤口的位置在距刮板输送机上方0.30.5m之间，开口间隔1.1m。(6)放煤采用多轮循环放煤法，即每个放煤口一次不能将煤放净，一般每轮放煤不得超出煤量的1/3，然后挡门。待全部顶煤放过一遍后，再进行第二轮放煤，直到将顶煤放净至顶板均衡下落为止。(7)待移刮板输送机后，清净空帮侧浮煤。(8)如有大块矸石或煤卡住放煤口，可用钢钎、大锤将其打碎，打不碎时可废弃该口，在附近另开放煤口。(9)放顶煤时注意观察瓦斯和设备运行情况，防止瓦斯超限和压死刮板输送机。(10)放顶煤后空帮侧一般用滞后铁链自动挡门即可，必要时增加使用旧皮带或椽子挡门，防止煤或大块矸石窜入工作面。(11)放煤时，瓦检工要密切观察瓦斯变化情况，当上隅角瓦斯达到0.7%时，必须马上命令放顶工立即挡门，停止放煤，严禁瓦斯超限。待瓦斯小于0.5%后，才能下令继续放煤。(12)放煤时，严禁摘空帮侧支柱放煤，严禁在支架顶部或高位放煤，严禁爆破放煤。(13)工作面放煤过程中，空帮顶煤或顶板不垮落（面积超过10）时，必须制定专项措施进行处理。(14)工作面放煤过程中，由于大块矸石下落冲击支架造成支架歪旋、分架、倒柱，要及时处理。3、挡门(1)放顶煤后空帮侧一般用滞后铁链子自动挡门即可，必要时增加使用旧皮带或椽子挡门，防止煤或大块矸石窜入工作面。(2)待移刮板输送机后，清净空帮侧浮煤。(3)整理工具并妥善保存，确保工作面畅通。四、采高和循环进度（一）采高：工作面沿底回采，正常回采期间，采高控制在1.9-2.1m之间，平均2.0m；如局部变薄，可沿顶破底回采，采高最低不低于2.0m，偏差不超过100mm；特殊情况下，以作业规程补充措施为准。（二）循环进度：0.8m。五、装运煤由人工将放落的煤装入刮板输送机，由刮板输送机运出工作面；回风巷采用刮板输送机、胶带输送机运煤。六、采煤工作面正规循环生产能力W=LShrc=900.84.01.693%=428.5t式中：W-工作面正规循环生产能力，t；L-工作面循环长度，m；S-工作面循环进尺，m；H-工作面平均煤厚，m；R-煤的容重，t/m；C-采出率，%第三节 设备配置一、刮板输送机1、SGD-320/17B型单中链刮板输送机运输能力：40t/h刮板链速：0.59m/s中间槽尺寸：1200320150mm（长宽高）设计长度：80m电动机型号：YBS17电压：380/660V二、乳化液泵型号：BRW125-31.5额定工作压力 31.5MPa额定流量 125升/分电机功率 75千瓦电机转速 1480转/分乳化液箱型号 X10RX乳化液箱容积 1000升乳化液配比 5%正常工作压力 不小于15Mpa表6工作面设备见表设备名称规格型号单位数 量主要技术参数备 注工作面刮板输送机SGD-320/17B部3额定电压660V额定功率17KW工作面及下辅巷风钻ZQST-65/2.5S台3工作压力0.63MPa 额定转速420r/min两台备用胶带输送机SPJ-650部2额定电压660v额定功率30kw输送量150t/h带速1.6m/s乳化液泵站BRW125-31.5台2额定工作压力31.5mpa额定流量125L/min电动机功率75kw一台备用见附图：第二阶段煤柱回收工作面机电设备布置示意图。第三章 顶板控制第一节 支护设计一、支护设计1、参考本煤矿或邻矿同煤层矿压观测资料，选择本工作面矿压参数和合理的支护强度，可以采用下列方法计算：Pt=9.18hrk =9.1822.68=381.888KN/m2式中：Pt-工作面合理的支护强度，KN/；h-采高，2m；r-顶板岩石重力密度，2.6t/m；k-工作面支柱应设支护的上覆岩层厚度与采高之比，一般为4-8，该处取8；2、支柱实际支撑能力确定：Rt=kgkskbkakhR=0.990.950.901.01.0300=253.935KN/柱式中：Rt-支柱实际支撑能力，KN； Kg-工作系数，0.99；Ks-增阻系数，0.95；Kb-不均匀系数,0.90;Kh-采高系数,1.0；Ka-倾角系数,1.0；R-支柱额定初撑力，300KN；3、工作面合理的支护密度N=Pt/Rt=381.888/253.935=1.5柱/式中：N-支柱的支护密度，柱/Pt-合理的支护密度，381.888KN/Rt-支柱实际支撑能力，253.935KN/柱4、工作面支柱距、排距a=（NS）/( Nb+F)=(21.5) /(2.8+0.8) =3/3.6 =0.83m式中： N-工作面支柱排数，2； s-每根支柱的支护密度，1/1.5；F-机道上方梁端至煤壁距离，0.8m；Nb-顶梁长度，2.8m；5、支护设备选择。根据上述有关参数，结合采高等因素，第二阶段煤柱回收工作面选用型整体顶梁组合悬移液压支架，在满足顶板控制支护强度需要的同时，也能满足底板比压值要求。二、工作面支护支护形式：采用ZH2000/16/24Z型整体顶梁组合悬移液压支架，每棚四柱，正常生产时，棚架中心距1000mm20mm，最大控顶距3600mm，最小控顶距2800mm，放顶步距800mm。支架规格及主要参数 材料规格名称单位指 标支架高度m1.8 -2.6支架宽度m0.96支架长度m2.8支架行走步距m0.8支架数量架82支架最大件重量Kg600支架重量Kg2000工作液乳化液乳化油浓度2%3%顶板管理参数最大控顶距mm3600最小控顶距mm2800棚架中心距mm100020顶底板移近量mm200放顶步距mm800伞檐长度mm250三、特殊支护1、工作面上、下安全出口支护工作面上、下安全出口支护采用3.6m长的型钢梁6组12根，每根梁由4根单体液压支柱支撑。安全出口长3m、宽1m、高2m。工作面上、下安全出口与工作面同步前进，并且配专人进行作业，抬棚必须架设合理，保证抬棚抬住上、下辅巷的支架棚梁。2、上、下辅巷超前支护与安全出口衔接的辅巷用型钢梁配单体液压支柱进行加固，一般采用一梁两柱支护方式（柱中距梁端不得大于0.5m），压力大时改为一梁三柱。在上、下辅巷自工作面煤墙处起，超前支护双排不少于20m。超前支护顶梁与棚梁接触要严密，接触不严时，要用楔子打紧背实。上、下安全出口及衔接的20m辅巷中高不得低于1.8m。上、下辅巷控顶距严格控制，上隅角放呈圆弧状，以防瓦斯积聚，下辅巷最多滞后1.2m。所有单体液压支柱用防倒链或防倒绳捆绑在顶梁上，并穿木鞋。超前支护段应留有至少0.7m宽的人行道。超前支护范围内不得存放物料。附工作面支架布置图3、采面备用物料数量及存、摆放位置：液压支柱不少于30根，立式摆放在工作面上、下辅巷40米范围内，不得平放；型钢梁20根，摆放于工作面上、下辅巷40米范围内；防冒顶材料，长木千椽上、下辅巷各不少于40根，铁钎椽不少于20根，坑木不少于10根，荆笆，圆木等摆放整齐捆放于进、回风巷不行人侧；备用开关、电机、风动钻不得少于一台，且用防水材料覆盖进行保护，刮板输送机附件应整齐摆放在不行人侧40米范围内。4、工作面上、下辅巷支护表21 巷道支护状况巷道名称支护形式净面支护规格棚距用途设备进风巷矿工钢56 m2梯形顶梁2.2m，腿2.2m 净 高2m0.7m进风、运煤运料刮板输送机回风巷矿工钢5.6 m2梯形顶梁2.2m，腿2.2m 净 高2m0.7m回风、运料刮板输送机上、下辅巷采至矿工钢梁支架前时，要先用液压支架和型钢梁呈矩形状把矿工钢支架替换掉。支架支护距离为，至工作面上下安全出口不少于5m。型钢梁长2.4m（净口2.2m），巷道净高1.8-2m，净断面3.96-4.4m2,。上、下辅巷其它地段采用矿工钢梯形支护，梁长2.2m，（净口2.0m）、腿长2.2m，巷道净高2m，净断面5.6m2。两帮及顶梁均用荆排儿、背木闭严背实。第二节 工作面顶板控制根据多年矿压观测经验，工作面支架布置采用ZH2000/16/24Z型整体顶梁组合悬移液压支架，每棚四柱，正常生产时，棚架中心距1000mm20mm，最大控顶距3600mm，最小控顶距2800mm，放顶步距800mm。第三节 矿压观测工作面采用测压计卡在液压支柱阀上观测读数，但由于我矿为“三软”煤层，容易出现钻顶情况，所以在日常观测中读数不明显。第四章 生产系统第一节 运输一、运煤系统1、运输设备及运输方式工作面回采出的煤通过工作面二部SGD-320/17B型刮板输送机和进风巷一部SGD-320/17B型刮板输送机，经工作面进风巷的GPJ-650吊挂式皮带到一部皮带巷固定皮带，大巷刮板输送机，大巷皮带输送机，矿车到主井底，经1吨矿车提升到平地。2、煤炭的运输第二阶段煤柱回收工作面工作面进风巷12采区一部皮带巷+171m水平运输大巷主井底平地。二、运料系统设备及材料的运输路线及方式1、工作面需要的材料、设备等物资、由地面副井+171m水平运输大巷行人进风绕巷一部皮带巷工作面进风巷工作面（出料；反向进行）2、运输方式：大巷由矿车运输，在地面和工作面由人工搬运。第二节 “一通三防”与安全监控一、通风系统通风系统见附图：新鲜风流：主、副井+171m大巷12采区进风巷第二阶段煤柱回收工作面进风巷巷工作面；乏风流：工作面第二阶段煤柱回收工作面回风巷12采区回风巷风井。二、风量确定1、按瓦斯涌出量计算：(一个采煤工作面)Q采=100q瓦采K采通，m3/min式中：Q采采煤工作面实际需要的风量，m3/min； q瓦采采煤工作面的瓦斯绝对涌出量，按预测值，取最大1.55m3/min；K采通采煤工作面瓦斯涌出不均匀系数，取2.0。 Q采=1001.552.0=310m3/min2、按工作面气温计算：（工作面温度22）Q采=60v采S采K，m3/min式中：v采采煤工作面风速，取2.0m/s； S采采煤工作面的平均断面积，5.6m2 K工作面长度系数，取0.9Q采=602.05.60.9=604.8m3/min,取604.8m3/min3、按人数计算实际需风量：Q采=4N，m3/min式中：N工作面同时工作的最多人数，83人；Q采=483=332m3/min4、按一次放炮炸药量： Q采=10A，m3/min 式中：A工作面一次放炮最大装药量，9kg； Q采=109=90 m3/min5、按风速进行验算：回采工作面风速范围0.254m/s。风速验算：工作面平均断面积5.6，其风速为：VQ采S604.8/60/5.61.8m/s；在0.25 m/s至4 m/s之间，符合要求。根据计算结果，工作面所需风量最大值为604.8m3/min，本工作面取604.8m3/min。三、瓦斯防治1、瓦斯检查第二阶段煤柱回收工作面设瓦斯检查员巡回检查,每班至少检查三次；机电设备附近每班检查一次。工作面风流瓦斯检查牌板以及回风巷风流瓦斯检查牌板设置在距离工作面回风巷安全出口以里40米范围内的回风巷中，机电设备瓦斯检查牌板应设在机电设备处，检查结果要及时填写。2、瓦斯监测根据规程规定，地面监控室安装了KJ95N型瓦斯监控系统(中心站)，备有不间断电源，对井下瓦斯情况进行不间断的监测。在工作面回风巷口处，安装瓦斯自动检测报警断电装置KDG15一台，监控分站KJF16B一台及电源箱KDW16A一台;检测回收工作面风流中甲烷传感器KGJ16A一台，安装在回风巷距工作面切眼10m处; CH40.8时，报警; CH4 1.5时断电;检测回采工作面回风流中甲烷传感器KGJ16A一台，安装在距回风巷回风口1015m处; CH40.8报警、断电；检测回收工作面风流中甲烷传感器KGJ16A一台，安装在回收工作面上隅角处; CH40.8时，报警; CH4 1.5时断电;系统采用专用阻燃的传输电缆MHYVP47/0.43传输；断电范围为本工作面的回风巷、切眼及其回风巷内全部非本质安全型电气设备。CH40.8 时复电。安装断电控制系统时，必须根据断电范围要求，提供断电条件，并接通井下电源及控制线。安全监控设备的供电电源必须取自被控制开关的电源侧，严禁接在被控开关的负荷侧，安全监控设备发生故障时，必须及时处理，在故障期间必须有安全措施。说明：甲烷传感器应吊挂在巷道中间，距顶板不大于300mm，距帮不小于200mm， 并有专人负责。 3、便携式甲烷报警仪的配备和使用队长、技术员、爆破工下井时必须携带便携式甲烷报警仪，并对其分管范围内的甲烷进行不间断的监测，如有报警现象（甲烷报警点为1.0），必须进行处理。当班的班组长下井时必须携带便携式甲烷报警仪，并把常开的报警仪悬挂在采煤工作面上隅角，当发生报警时，必须停止工作并进行处理。四、综合防尘系统1、防尘系统 矿井采用由地面水池连通井下水源供水管网供水方式，地面水池容量不低于规程要求，采用无缝钢管敷设供水管道通往井下各处，严格按照煤矿安全规程安设支管和阀门，并在采掘作业地点和人员比较集中地点以及压风自救装置处和供压气阀门附近设置供水阀门，满足各处的用水需要。同时我矿严格按照煤矿安全规程的规定炮采工作面采取湿式打眼；爆破前、后冲洗煤壁，爆破时喷雾降尘，出煤时洒水；在煤岩层中钻孔采取湿式钻孔。采煤工作面的放煤口、回风巷，输送机、运输机转载点和卸载点等地点均设置有喷雾装置。2、防尘方式 （1）转载点喷雾,运输机各转载点均设一个喷头。 （2）防尘水幕在工作面进风巷和回风巷距工作面煤壁向外30米处各安设一道水幕,每道水幕的喷头不少于5个，且雾化良好，覆盖全断面。 （3）进风巷、回风巷煤尘冲刷每班冲刷一次，防止煤尘积聚。3、防尘措施 （1）进行煤体浅孔注水。（2）工作面两巷要敷设静压水管，每隔50m设一个三通阀门，防尘工每天要对巷帮顶洒水降尘。（3）各转载机头洒水降尘设施齐全并坚持使用。（4）进、回风巷防尘水管距安全出口不得大于2