11901采煤工作面作业规程.docx

1. 9494普安县楼下安宁煤矿采煤作业规程工作面名称:11901采煤工作面编制日期:2011年3月10日会审签名表编 制:机 电 矿 长:工 程 师:安 全 矿 长:生 产 矿 长:矿 长:其 它 人 员:会 审 意 见：年 月 日作业人员学习签名 班 班 班参加人数参加人员（签字）参加人数参加人员（签字）参加人数参加人员（签字）技术员：贯彻人：年 月 日技术员：贯彻人：年 月 日技术员：贯彻人：年 月 日目 录第一章 概 况3第一节 工作面位置及井上下关系3第二节 煤 层3第三节 煤层顶底板3第四节 地质构造3笫五节 水文地质3第六节 影响回采的其他因素3第七节 储量、月产量及服务年限3第二章 采煤方法3第一节 巷道布置3第二节 采煤工艺3第三节 采煤工作面设备配置3第三章 顶板控制3第一节 采煤工作面支护3第二节 采空区处理3第三节 工程质量3第四章 生产系统3第一节 运输系统3第二节 通风系统3第三节 瓦斯监测系统3第四节 瓦斯抽放系统3第五节 综合防尘系统3第六节 防爆设施3第七节 供电系统3第八节 排水系统3第九节 通 信 照 明 系 统3第十节 压风系统3第五章 循环作业和主要技术经济指标3第一节 采煤工作面循环作业3第二节 主要技术经济指标3第三节 煤质管理3第六章 安全技术措施3第一节 一般规定3第二节 顶板管理安全措施3第三节 防治水措施3第四节 爆破安全措施3第五节 通风瓦斯管理措施3第六节 防止火灾、瓦斯和煤尘爆炸措施3第七节 防治煤与瓦斯突出3第八节 运输3第九节 机电3第七章 矿井避灾3第一章 概 况第一节 工作面位置及井上下关系11901采煤工作面位置及井上下关系工作面位置及井上下关系表水平名称第一水平采煤工作面名称11901采煤工作面地面标高+1200m+1250m井下标高：+1144m/+1130m地面相对位置地面相对为山地，旱地作物较多。回采对地面设施的影响有影响。井下位置及与四邻关系11901采煤工作面开采19#煤层，上部为原安宁煤矿老井采空区（20m隔水煤柱），回采上限以11901回风巷为界，开切眼东距矿区边界20m,下部为11901运输巷为界，停采线距19#煤层回风下山40米走向长度570m(无煤带100m)倾斜长度80m面积37600m2第二节 煤 层11901采煤工作面煤层情况19#煤层情况表煤层厚度0m5.6m平2.6m煤 层结 构简 单结 构煤层倾角平均9开采煤层硬度f=1煤种无烟煤稳 定程 度较稳定视密度1.5t/m3煤层情况描述19#煤层：位于龙潭组中段(P3l2)中部，属中厚煤层，厚度为05.61m，一般2.40m。该煤层中一般含13层夹石，夹石为泥岩或炭质泥岩，结构中等。厚度较稳定，为全区可采。19#煤层上距17#煤层50m左右，在本工作面范围内，上部无17#煤层；下距26#煤层135m左右。在采面中部有100米左右无煤带。 89 第三节 煤层顶底板一、工作面煤层顶底板情况煤层顶底板情况表名称岩石名称厚度/m特 征基本顶直接顶灰色灰岩或泥质灰岩1.2m较坚硬，稳定性较好。伪顶直接底粉砂质泥岩、泥岩。充水后严重变形、底鼓。基本底二、工作面地层综合柱状图(m)Q第四系表土:为坡积、残积物。志标号编层 泥质粉砂岩:深灰色，薄层状，波状层理，产植物碎屑化石。底部偶见钙质泥岩。含煤地层综合柱状图号编层煤累 厚段组统 岩 性 描 述1：500柱 状平 均最小最大系厚 度地 层173.200.983.172.60煤:黑色，块状、粉状为主，条带状结构，以亮煤为主，夹04层夹石，半亮型。4灰色灰岩或泥质灰岩，产腕足、瓣鳃类动物化石。B33.201.200.301.5017.8038.5028.8032.00细砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩：深灰色，薄层状，波状层理，产完整植物化石，局部含动物化石。中部为18号煤层，厚度在1米左右，夹03层夹矸，局部可采。19煤：黑色，块状、粉状为主，条带状结构，以亮煤为主，夹011层夹石，半亮型。全区稳定可采。3.5036.700.975.61B5266BB78B0.802.351.40石灰岩：深灰色，薄层状，时为泥质灰岩，产腕足、瓣鳃类动物化石。 泥质粉砂岩、细砂岩、粉砂岩、粉砂质泥岩、泥岩：深灰色黑灰色，薄中厚层状，具波状层理，产植物化石及其碎片；中下部产少量动物化石。含不稳定的薄煤层512层。78.8499.2084.30夹石，半亮型。全区稳定可采。煤：黑色，块状、粉状为主，条带状结构，以亮煤为主，结构复杂，一般夹151.384.502.503.601.404.50粉砂岩、泥岩：深灰色，薄层状，时为粉砂质泥岩或泥质粉砂岩。石灰岩：深灰色，薄中厚层状，时为泥质灰岩，产腕足、瓣鳃类动物化石。0.500.900.5027.8023.6034.50粉砂岩、泥质粉砂岩：深灰色，薄中厚层状，含植物碎片化石。顶部含一层不稳定的薄煤层，中下部夹约1米的石灰岩，石灰岩中产腕足及瓣鳃类动物化石。4.003.504.80石灰岩：深灰色，薄中厚层状，时为泥质灰岩，产腕足、瓣鳃类动物化石。厚度变化不大，全区稳定。54.3041.3062.00 泥质粉砂岩、细砂岩、粉砂岩、粉砂质泥岩及泥岩：深灰色黑灰色，薄中厚层状，具波状层理，产完整的植物叶化石；局部产动物化石。含不稳定的薄煤层14层，其中25号煤层偶见可采点。凝灰岩：深灰色，含凝灰质角砾。3P铝土岩：灰色，块状，时为灰岩或硅质灰岩。0.801.501.10泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、炭质泥岩：深灰色，薄层状，产植物碎屑化石，夹12层不可采、不稳定的薄煤层。9.805.5015.00121.00122.40176.70179.70183.30183.80211.60215.60225.40226.50二系龙上叠潭统组P3PP3l全区稳定可采。下段中段第四节 地质构造矿区整体为一平缓的单斜构造，地层走向主要为北东南西向，倾向南东，倾角621。矿区内构造类型属中等构造。一、断层情况及其对回采的影响11901运输巷、11901回风巷掘进过程中，揭露有小断层地质构造，11901切眼沿19#煤层倾向布置。在采煤工作面回采过程中，断层出现影响采煤作业，过断层时必须编制过断层安全技术措施。二、褶曲情况及其对回采的影响11901运输巷、11901回风巷煤层较稳定，无大的褶曲构造变化，采煤作业过程中，出现影响采煤作业的褶曲较少。三、其它11901采煤工作面中部出现无煤区域，走向长度100米，对采煤工作有较大影响，采到无煤区域后，工作面需要收尾和重开切眼。笫五节 水文地质一、矿区地层含水分析1第四系（Q）孔隙弱含水层主要由冲积、残积、坡积的砂砾、碎石土、砂质土、粉质土组成。厚约010m。含孔隙水，直接受大气降水控制。富水性弱、透水性强，对其下伏基岩有一定的补给作用。2三叠系下统飞仙关组第一段(T1f1)弱含水层（隔水层）主要由灰绿色、灰黄、灰紫色粉砂岩、泥质粉砂岩组成。岩石裂隙发育微弱，裂隙面闭合或被方解石充填，裂隙面宽度一般小于0.2cm。总体上该组地层仅含少量风化、构造裂隙水，其透水性、含水性微弱，可视为一弱含水层。区内该组段地层未出露。3二叠系上统龙潭组(P3l)弱含水层地层呈带状出露于矿区北部，岩性以细砂岩、粉砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、泥岩等碎屑岩为主，夹数层煤层。19#煤层本地层中，该组平均厚度约230m。由于以碎屑岩为主，岩石含泥质成分多，因而岩石普遍抗风化能力弱，露头区有较厚的强中风化带，易渗入大量大气降水，含浅层风化裂隙潜水，越往深部，岩石裂隙发育程度减弱，岩石含水性相应降低，仅含微弱基岩风化裂隙水，该组为一弱含水层。4二叠系上统峨嵋山玄武岩组（P3）弱含水层地层呈条带状出露于矿区外围，岩性以浅灰色、绿灰色似层状玄武岩，地层厚度100250米。区内未出露。该组地层由于岩石普遍抗风化能力强，岩石裂隙不发育，不易渗入大量大气降水，因此该组为一弱含水层。5二叠系中统茅口组（P2m）强含水层地层出露于矿区外围，岩性主要为灰色、深灰色厚层状、块状灰岩。露头灰岩遭受风化作用和岩溶作用强烈，岩溶裂隙发育，含丰富的岩溶裂隙水，为区内强含水层。本地层距离19#煤层远，对19#煤层开采影响微弱。二、含水层 (顶部和底部)分析1、工作面的直接顶底板为泥岩灰岩、泥岩，弱含水层，局部地段有滴水淋水。2、本工作面距地表较近，回采过程中，尤其是在雨季期间，地表水通过采动裂隙涌入工作面，一定要随时观察顶板情况，做好防排水工作，做到安全生产。3、采煤工作面上部为安宁煤矿采空区，可能存有积水，严禁回采回风道以上的保护煤柱，以防止老窑积水涌入采煤工作面，防止安全事故的发生。 三、采煤工作面涌水量工作面正常涌水形式为工作面顶板淋水，预计该面正常涌水量为1m3/h，最大涌水量为1.5m3/h。第六节 影响回采的其他因素一、影响回采的其他因素、上年度矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果普安县楼下镇普安煤矿19#煤层CH4、CO2相对涌出量分别为19.41m3/t、13.79m3/t ；绝对涌出量分别为3.11m3/min、2.11m3/min。属高瓦斯矿井。、煤（岩）瓦斯（二氧化碳）突出情况矿井建设至今未发生过煤（岩）瓦斯（二氧化碳）突出和瓦斯（二氧化碳）喷出现象。本矿未作煤与瓦斯突出危险性鉴定。依据关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见黔安监办字2007345号文，普安楼下镇安宁煤矿属煤与瓦斯突出矿区，高瓦斯矿井，采煤作业过程中,按煤与瓦斯突出矿井管理。、煤尘爆炸性、自燃发火倾向性煤尘爆炸性：本井田19#、26#号煤层均无煤尘爆炸危险。自燃发火倾向性: 本井田19#、26#号煤层为不易自燃煤层。、煤（岩）瓦斯（CO2）突出和瓦斯（CO2）喷出情况矿井建设至今未发生过煤（岩）瓦斯（二氧化碳）突出和瓦斯（二氧化碳）喷出现象。本矿未作煤与瓦斯突出危险性鉴定。二、地质部门的建议1、11901采煤工作面煤层底板岩性为粉砂岩、粉砂质泥岩或泥岩，充水后严重变形、底鼓。采煤过程中，加强顶板管理，采取防止支柱钻底措施。顶板为泥质灰岩，稳定性较好，工作面放顶时，需要进行强制放顶。2、依据黔安监办字2007345号文关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见，安宁煤矿属煤与瓦斯突出矿区，本矿煤层未作煤与瓦斯突出危险性鉴定。采煤作业过程中,严格执行 “四位一体”综合防治煤与瓦斯突出措施。3、加强水文情况观测，严格执行防治水措施，防止透水事故发生。本工作面为首采工作面，上部靠近安宁煤矿采空区。作业时，采取防老窑水措施。第七节 储量、月产量及服务年限一、11901采煤工作面储量1、工作面工业储量计算：Zc=shrS:工作面面积，s=37600m2h:平均采高，h=2.6mr:煤层密度，r=1.5t/m3Zc:工作面工业储量计算结果：Zc=146640t2、工作面可采储量Zk=( Zc-P)*CP:煤柱损失，P=12480tC:回采率，C=0.95计算结果: Zk=127542t二、11901采煤工作面月产量综合本工作面条件、采煤方法、采煤设备以及其它因素,采煤工作面月生产能力:15000T/月三、11901采煤工作面服务年限工作面的服务年限：8.5月第二章 采煤方法采煤方法：根据煤层赋存状况，结合安宁煤矿现有的开采技术水平，11901采煤工作面的采煤方法：走向长壁后退式采煤法，全部垮落法管理顶板。第一节 巷道布置一、11901采煤工作面巷道布置1、11901回风巷:布置19#煤层中，巷道标高+1127米+1144米，走向长570米。支护形式:锚网支护，上净宽3m，下净宽3m，净高2.5米，净断面积7.5m2。顶板破碎地段采用金属工字钢架棚支护。2、11901运输巷:布置19#煤层中，巷道标高+1121米+1130米，走向长570米，支护形式:锚网支护，上净宽3m，下净宽3m，净高2.5米，净断面积7.5m2。顶板破碎地段采用金属工字钢架棚支护。3、11901开切眼：布置19#煤层中，巷道标高+1130米+1144米，走向长80米，支护形式:绞接顶梁+液压支柱支护， 上净宽2m，下净宽2m，净高2.6米，净断面积5.2m2，棚距0.6m。4、回采方向:由东向西。收作位置:距19#煤层回风下山40m位置。二、附图：工作面及巷道布置平面图第二节 采煤工艺一、采煤工艺1、采煤工艺：2、平均采高:根据本工作面煤层厚度和煤层赋存情况，平均采高2.6米,最大采高3米，厚度大于3米时，留底煤作业；最小采高2.2米煤层，厚度少于2.2米时破底板作业。3、循环作业：采用一采一准作业方式，两班一循环的正规作业方式，循环进度1米。二、爆破说明书 (一)、炮眼布置方式1、采用电煤钻打眼，1.5米钻杆，钻头直径42mm。2、煤质较松时，采用三花排眼布置；煤质较硬时，用双排眼布置。、炮眼深度：炮眼深度1.2m。、炮眼间距：沿工作面倾向方向，间距0.6m。、炮眼角度：与煤壁夹角60。2、炮眼布置图表(二)、工作面爆破图表1、双排炮眼布置图表炮眼名称眼深/m角度/()距底/m距顶/m间距/m数量/组炸药消耗kg /组雷管消耗个/ 组万吨消耗水平垂直每孔合计每孔合计炸药雷管顶眼1.26000.50.6100.33110底眼1.4601050.50.6100.331102286Kg7620发2、三花炮眼布置图表炮眼名称眼深/m角度/()距底/m距顶/m间距/m数 量个/组炸药消耗kg /组雷管消耗个/ 组万吨消耗水平垂直每孔合计每孔合计炸药雷管顶眼1.26000.51.250.31.515底眼1.4601050.50.6100.331101175Kg5715发(三)、炸药雷管的选用和要求采用三级煤矿许用乳化炸药，药径32mm。0.2kg/筒。瞬发电雷管，不同厂家或不同品种电雷管不得掺混使用。（四）、启爆器材和联线方式1、爆破作业采用正向装药串联联线。每次爆破眼数根据爆破作业地点顶板岩性确定，但最多不得超过20眼，坚持分组装药，一组装药，一次爆破。2、MFB200型起爆器起爆，1.5mm2铜芯双线电缆为放炮母线。放炮母线最大长度700米。a、R母=（0.018414000/3.140.25）=24.33（欧母）b、R脚=205.8=58（欧母）c、R总= R母+ R脚=82.33（欧母）d、MFB200型起爆器电压1800伏，起爆电流。I=U/ R总=1800/140.33=12.8AI=12.8A2A，放炮器、放炮母线选择合适。（五）、启爆和安全警戒1、启爆地点：11901运输巷避灾硐室2、安全警戒：、11901运输巷避灾硐室处、11901回风巷与主平硐相联联络巷、总回风联络巷、19#煤层回风下山四巷交汇处新鲜风中。三、工作面正规循环生产能力W=LShcW正规循环生产能力，t；L工作面长度， 80m； S正规循环推进长度，1mH采高，2.6m;煤的视密度，1.52t/m3;c工作面采出率，95%11901采煤工作面循环生产能力W=300t第三节 采煤工作面设备配置一、工作面支护系统11901采煤工作面：DZ31.5-30/100型单体支柱+HDJA1000绞接顶梁支护顶板。液压系统：XRB2B(A)型乳化液泵。XRXT系列乳化液箱。二、运输系统1、11901采煤工作面运输：SGB420/40X刮板运输机运输，运输能力100吨/小时,设计长度80米。推溜工作:液压推溜。2、11901运输巷运输：SZD420/22刮板转载机+DSJ65/40/2X40皮带运输机+SGB/40刮板运输机。3、主平硐运输:DJL-800带式运输机三、打眼工具电煤钻，型号：ME-1.2电煤钻综合保护装置，型号：ZZ8L-4.0四、11901采煤工作面设备表设备名称规格及型号数量安装地点电机功率用途煤电钻ME-1.22采面1.2KW打眼刮板运输机SGB420/40X1采面40KW运输煤液压支柱DZ315-30/100750采面工作面支护绞接顶梁HDJA1000750采面工作面支护工字钢大梁11#工字钢8采面下出口下出口支护注液枪DZ-012采面支护发爆器MFB-1003采面爆破作业调度绞车JD-11.4111901回风巷11.4KW运输刮板转载机SZD420/22111901运输巷22KW运输皮带运输机DSJ65/40/2X40111901运输巷2X40KW运输刮板运输机SGB/4011901运输巷40KW运输液压泵XRB2B（A）2主平硐37KW支护乳化液箱XRXT1主平硐支护液压支柱DZ315-30/1003011901运输巷支护绞接顶梁HDJA10003011901运输巷支护液压支柱DZ315-30/1003011901回风巷支护绞接顶梁HDJA10003011901回风巷支护液压支柱DZ315-30/10015011901回风巷备用绞接顶梁HDJA100015011901回风巷备用监控分站111901运输巷第三章 顶板控制第一节 采煤工作面支护一、11901采煤工作面的支护设计(一)、11901采煤工作面基本支护1、采高规定：煤层厚度小于2.2m时，破底板采煤，净高不少于2.2米。煤层厚度大于3m，工作面沿顶板留底煤开采。平均采高2.6米。2、工作面支护：采用单体液压配合金属铰接顶梁支护顶板，单体液压支柱选用外注式DZ31.5-30/100型，柱径100mm，初撑力不得小于90KN，金属铰接顶梁选用HDJA1000型，顶梁与顶梁连接必须牢固。3、单体支柱与顶梁按正悬臂直线布置，顶梁同风道走向平行(走向棚支护)，即煤壁侧0.6m，老塘侧0.6m，支柱柱距排距=0.6m1.0m，循环进度为1.0m，支柱迎山角23。4、底板松软、支柱钻底时,必须采取穿鞋措施,采用直径120mm半园木,长度为0.5m，横垫在底板上,支柱打在半园木上。5、支护密度验算如下：、顶板压力P=KM式中：M:平均采高，为2.6m。 :顶板岩石容重,2.5吨m3。K:采高系数取值范围48，本采面按6倍取值。P= 39tm2、工作面支护能力P支=NQN:支护密度 N=1根/（排距柱距）=1根/（1m0.6m）=1.667根/m2Q:额定工作阻力 Q=300KN:承载能力系数（考虑相关因素的影响，使支撑能力减小）=0.9P支=45.00tm2、结论:排距和柱距选择合理，工作面的支护密度能满足支护采场顶板压力的要求。6、顶板采用竹笆、板背好，防止顶板矸石冒漏。每组悬壁梁支护之间，在每根顶梁的液压支柱相对应位置打好撑木，加强支护的整体性，防止支护倾倒。撑木应采用直径不少于80mm的园木或直径不少于100mm的半园木。每排支柱必须用大绳连接,防止倒柱。7、工作面煤壁松软时，必须打好贴帮柱，并用竹笆护好煤邦。顶板破碎、片帮严重地段，先掏梁窝挂梁，提前支护顶板。落煤采用手镐落煤，禁止爆破作业。(二)、工作面特殊支护工作面推进过程中，压力大或周期来压期间，必须采用特殊支护对工作面顶板进行加强支护。1、抬棚支护（1）、工作面采用一梁两柱抬棚进行加强支护，支柱为液压支柱，梁为2米相木，直径140mm。沿煤层倾向布置在靠采空区侧通道内，抬棚支护应超前放顶地点10米。（2）、抬棚支护必须与基本支护接实，若有空隙必须用木楔紧固。抬棚支护梁端之间，必须靠边紧。支柱迎山角与基本支护相同。2、木垛（1）、工作面压力大，在抬棚支护的基础上，增加木垛进行加强支护，木垛沿工作面倾向布置，间隔为9米10米，超前放顶距离15米。在断层或裂隙架设木垛时，分别在断层或裂隙两侧架设木垛。（2）、架设木垛材料应采用长约1.2米的方形未腐木料，架设前，先检查作业地点支护，清理浮煤、矸石。底层应在基本支架上方顺走向码放，在靠顶板的二或三层各角打好楔子。木垛下方必须支好护柱，架设时，前上方设好挡板。（3）、木垛架设迎山角与基本支护一致，木料搭接后伸出长度为0.15米，且互为直角。二、上、下安全出口及端头顶板控制1、上端头基本支护采用走向棚铰接顶梁+液压支柱支护，煤壁侧0.6m，老塘侧0.6m，支柱柱距排距=0.5m1.0m，支柱迎山角23。超前工作面煤壁1米，沿倾向长度5米（包括上回风道3米）。2、上端头采空区侧打一个木垛，加强顶板支护。3、下端头基本支护采用顺山棚铰接顶梁+液压支柱支护，支柱柱距排距=0.5m1.0m，支柱迎山角23。超前工作面煤2米，沿倾向6米（包括运输巷3米）。4、下端头采用四对八根大梁迈步式特殊支护，并满足以下要求：、端头八根大梁采用10#工字钢加工，长度4米，每二根组成一对棚子，共计四对棚，每对大梁棚间距1米。每根大梁下液压支柱三棵，间距1米，刮板运机头适当加宽。、大梁必须紧压在顺山棚铰接顶梁下，未压实处用木契接实受力。、大梁棚随工作面前移迈步，步距1米，同放顶循环进度。5、安全出口范围、高度的规定。工作面上、下出口断面要符合规定，并保持畅通无阻、支护棚正规，工作面上下出口自煤壁向外20m范围内巷道高度不得低于1.6m，净宽不少于2。6、安全出口支护管理的规定:、工作面回风、运输巷煤壁向外20m范围内必须加强支护，如有损毁支护必须及时修理。、安全出口必须安设专人进行维护，安全出口范围内无断梁、折柱、缺柱少梁等现象。支柱正规、无淤泥积水、无杂物废料堆积、无坏棚，保证足够的通风、行人、运输断面。、安全出口自工作面煤壁向前10m范围内使用双排挑棚加强支护，再向前10m范围内使用单排挑棚支护。所有桃棚均使用单体液压支柱配合lm长铰接顶梁，一梁一柱支设，铰接顶梁之间必须铰接牢固。7、所有支护必须架设牢固，支柱升紧受力，软底时支柱要求穿鞋。三、采煤工作面支护图1、下安全出口支护图2、上安全出口支护图3、采煤工作面支护图四、工作面运输巷、回风巷的管理1、加强两巷管理，工作面回风、运输巷如有损坏必须及时修理，巷道净高不少于1.8米,确保通风、运输、行人断面符合要求。2、工作面回风、运输巷应保持环境整洁，浮煤杂物等必须及时清理干净;巷道内材料码放必须整齐，不得影响通风、行人。3、回风、运输巷内风水管、抽放管、电缆、监控线、电话线等要整齐吊挂在巷道两侧。4、巷道内风水管路要接头严密，不得跑风、漏水。五、支护材料的使用数量和存放管理1、工作面所备用坑木（特殊支护用途），贮存于风道煤壁外30m宽敞处，按不同规格码放整齐，风道备用的木料不得少于40根，板子不得少于200块。2、严格按规定的规格下料，严禁长料短用，优料劣用等。加强回收工作，提高回收复用率，减少支护材料消耗,降低成本。3、采煤工作面严禁使用失效支柱、顶梁，不得使用不同类型和不同性能支柱。单体支柱，铰接顶梁必须按实际用量的20%作为备用，并立放于风道两侧，不得倒置。4、所有支护材料必须放置整齐，并不得堵塞巷道有效断面的1/3以上。5、单体支柱下井前、支柱使用时间超过8个月及工作面回采完毕后都必须上井检修，并进行压力试验。工作面内所有支柱都必须保持承载状态，不合格的支柱必须及时更换。六、液压支护系统1、乳化液泵站设计乳化泵： XRB2B(A)型乳化液泵 2台(一台使用，一台备用)，XRXT系列乳化液箱 1台液压管路：干管：25mm ，1600米，支管：20mm ，200米2、泵站设置位置：主平硐尾端。3、液压管路系统：乳化泵站主平硐11901运输巷11901采煤工作面。乳化泵站主平硐主平硐与11901回风巷联络巷11901回风巷11901采煤工作面。4、泵站乳化液箱内配比浓度为:乳化油配比浓度是乳化液浓度的3%。水质清澈透明，无杂质。泵站工作压力：35MPa.七、矿压观测1、矿压观测项目、顶底板移动量；、支柱活柱下沉量和支架载荷（ “三量”）观测；、顶板破碎程度。2、观测方法每班明确专人观测顶板，采用DZCL1单体支柱测力计对回采工作面顶板矿压进行观测，顶板移近量不得大于100mm/m，顶板不得出现台阶下沉，不得留顶煤开采。发现问题由生产单位和技术部门共同处理。第二节 采空区处理一、采空区处理方法1、顶板管理根据本矿顶板岩性，选择全部垮落法管理顶板，人工辅以简易回柱器回柱。工作面最大控顶距为4.2，最小控顶距为3.2，放顶步距为1米，即采用“采四回一”的方法管理顶板。2、控顶距图二、放顶顺序由下而上，由里而外进行，逐根进行回收。回柱地点以上5米、以下8米范围内无关人员禁止滞留。回柱作业与支柱作业可以平行作业，但两工序作业地点距离不少于15米。三、特种支护1、放顶前，对放顶前区域上方+5米范围内架设密集支柱和戗柱进行加强支护。2、密集支柱沿切顶线布置，每柱距中间支护一个液压支柱，采用400mm长厚板或半园木，作为支柱帽。每隔5米留一安全出口，以便放顶时出料和撤人。3、戗棚为一梁二柱，抬住3架支架，戗柱与放顶线垂直，戗在切顶排支柱的柱头，柱脚应有柱窝或蹬在第二排柱的柱根上，戗棚梁用料规格：140mm的圆木，长1.8m，支柱为液压支柱。四、放顶工作1、放顶前，先挂好挡矸帘，撤除放顶区域内木垛、抬棚、戗棚等特殊支护，对安全工作进行全面检查，清理好退路，对放顶附近液压支柱进行一次补液，缺点补齐。放顶时，放顶人员必须站在支护完好、无崩绳、崩柱、甩钩、断绳抽人的安全地点工作。2、工作面放顶至少要有两名大工现场作业，工作面压力大或周期来压时，要另派有丰富经验的大工观察顶板和指挥回柱。发现异常要及时处理和撤人。五、强制放顶工作1、工作面放顶作业，采空区顶板悬露面积10m2时，必须爆破作业进行强制放顶工作。2、放顶炮眼按单排眼布置，沿工作面倾斜方向每隔1.4m布置一个眼，眼深1.6m。与顶板走向的夹角为60。放炮后，保障矸石崩落在采空区。3、放顶炮眼沿走向方向每隔3m布置一排。4、打设放顶炮眼时，严格按队安排的地点打设，打眼前，首先检查作业地点的支护情况，有缺柱，自动卸压柱必须先处理好，只有在支护齐全的情况下，方能进行打眼作业，严禁与放顶平行作业。5、打放顶炮眼，必须采用湿式钻眼，严格按规定的眼深和角度打设。6、放顶炮眼打设完毕，由爆破工对充填眼进行正向装药，每个炮眼装药量为600g，必须使用水炮泥，剩余部分用黄泥封实填满。电管脚线必须扭结成短路状态，并将脚线盘好悬挂在炮眼口，防止脚线被行人带断。7、回柱人员在回收到放顶炮眼前1.0m时，由爆破工将放顶炮眼脚线延长到支护区内悬挂，并将脚线扭结成短路状，当老塘内揭露一个放顶炮眼时，必须先对放顶炮眼进行爆破。爆破完毕后，必须等炮烟散尽，视物清楚，顶板稳定后，再进入工作面进行安全检查后，并立即进行洒水消尘，将崩倒的支护补齐，确认无安全隐患后再恢复回收作业。8、放顶炮眼爆破作业前，由回收班班长亲自布置警戒，爆破（警戒）距离为：直头100m，拐90弯75m。9、爆破作业前必须先对爆破地点附近进行洒水消尘，爆破作业必须严格执行“一炮三检”和“三人连锁放炮制”。第三节 工程质量1、坚持开展对工作面工程质量、顶板管理规程兑现及安全隐患整改的班评估工作，作业规程编制能结合实际，指导现场工作，工作面有初次放顶、收尾及过地质构造带专项措施。2、加强顶板管理工作，严禁空顶作业，控顶范围内，悬空顶板要及时支护，顶板下沉不得超过采高的10%，不准任意留顶煤、托夹矸开采。工作面顶板出现台阶下沉时，必须及时采用打木垛等方式进加强支护。3、工作面基本支柱要打成直线，偏差不超过+100mm,初撑力不少于90KN，支柱迎山角为35，排距、柱距符合本作业规程要求，偏差不超过+100mm，并不得缺梁少柱。底板松软时，支柱要穿柱鞋，防止钻底。4、工作面特种支护必须按规定设置，上下端头缺口尺寸符合设计要求。上下出口两巷其超前支护必须按要求使用金属支柱和绞接顶梁加强支护，距煤壁10米内打双排柱，10米20米内打单柱，上下出口高度不少于1.6m 。5、回风、运输巷支柱完好，无断梁折柱，巷道净高不少于1.8米。巷道内无积水、浮碴杂物，材料设备、码放整齐，管线吊挂整齐，行人侧宽度不少于1.7米。6、煤壁平直，与底板垂直，伞檐长度超过1米时，最突出部位不超过200mm，伞檐长度不超过1米时，最突出部位不超过250mm。工作面及时挂梁，打好水平楔，点柱按作业规程规定架设及时、齐全。第四章 生产系统第一节 运输系统 一、11901采煤工作面煤炭运输系统(一)、煤炭运输11901采煤工作面：采落煤炭人工装入工作面刮板运输机，由刮板运输机输送到11901运输巷刮板机机尾。工作面刮板运输机机移溜采用液压千斤移溜。11901运输巷：11901运输巷刮板运输机将煤炭运输到11901运输巷皮带运输机，带皮运输机将煤炭运输到11901运输巷SGD-40刮板运输机，GD-40刮板运输机将煤炭运输到主平硐皮带运输机主平硐：主皮带运输机将煤炭运输到地面。 (二)、出煤路线11901采煤工作面11901运输巷主平硐地面。二、11901采煤工作面材料运输系统采煤工作面使用材料在地面必须用材料车装好，并采取防掉落措施，由电机车拖动，从副平硐进入主平硐与11901回风巷联络巷处，卸下后，根据设备、材料使地点，由人工分别从运输巷、回风巷运送到工作地点。(一)、运输巷进入线路地面副平硐主平硐与11901回风巷联络巷11901运输巷11901采煤工作面。(二)、回风巷进入线路地面副平硐主平硐与11901回风巷联络巷11901回风巷11901采煤工作面。三、工作面运输设备型号、运输能力、台数及安装位置运输设备一览表运煤设备型号运输能力t/h台数安装位置刮板运输机 SGB420/40X1001工作面刮板转载机SZD420/2240111901运输巷皮带运输机DSJ65/40/2X55111901运输巷刮板运输机SZD420/22111901运输巷皮带运输机DJL-800带式运输机1主平硐调度绞车JD-11.4111901回风巷第二节 通风系统一、采煤工作面通风设计(一)、风量计算:11901采煤工作面布置在19#煤层, 2010年根据瓦斯监定结果：普安县楼下镇普安煤矿19#煤层CH4、CO2相对涌出量分别为19.41m3/t、13.79m3/t ；绝对涌出量分别为3.11m3/min、2.21 m3/min。1、按瓦斯涌出量计算采煤工作面所需的风量：Q采=(mQch4)/(24h60min)-q抽100K CH4其中: Q采采煤工作面所需风量 m/min。QCH4相对瓦斯涌出量 2010年瓦斯监定结果:CH4 取值19.41m3/t);q抽本工作面瓦斯抽放量，根据瓦斯抽放设计：Q取值3m/min;K CH4瓦斯涌出不均衡系数 K CH4取值 1.8;m日产量 580吨。计算结果：Q采=867 m/min2、按工作面温度计算：Q采=60V采S采V采采煤工作面的风速 V采=1 m/s。S采采煤工作面的平均断面 S采=5.5 m2。计算结果：Q采=300 m/min3、按一次性使用的最大炸药量计算：Q采=25AA-采煤工作面一次爆破的最多炸药用量 4kg计算结果：Q采=100m3/min4、按工作面每班工作最多人数计算:Q采=4nn-每班工作人数：30人计算结果：Q采=120m3/min5、风量初定：867m3/min(二)、按风速进行验算: 1、按最低风速验算，工作面的最小风量:Ql5S=82.5 m3/min。2、按最高风速验算，工作面的最大风量:Q240S=1320m3/min(三)、确定工作面实际需要风量11901采煤工作面实际需风量为867m3/min。二、通风系统采煤工作面采用U型通风系统：新鲜风流:地面主平硐11901运输巷11901采煤工作面泛风流：11901采煤工作面11901回风巷总回风巷风井地面。三、通风设施1、11901运输巷、11901回风巷内各设置一个测风站。2、采煤工作面中间上山安装风门组。3、通风设施建筑、使用、维修，必须符合煤矿安全量标准化标准及考核办法中有关规定。四、11901采煤工作面通风系统图 第三节 瓦斯监测系统一、监测仪表的数量和型号1、11901采煤工作面：布置瓦斯传感器T1一台，安装在距采面不大于10米11901回风巷内；2、11901回风巷：布置瓦斯传感器T2一台、安装在距19#煤层回风下山15米处11901回风巷内；3、11901运输巷：安装瓦斯传感器T3一台，安装距11901采面煤壁20米处11901运输巷内。安装风速传感器一台，安装11901运输巷测风站内。监控分站一台、断电仪一台，安装在11901运输巷电源总开关处。4、11901采煤工作面隅角设置便携式甲烷检测报警仪。二、传感器安装要求瓦斯传感器垂直吊挂巷道风流中，距顶板不大于0.3m,距侧壁不小于0.2m。速传感器安装固定在测风站内并校正。三、瓦斯传感器报警、断电、复电浓度及范围（一）、瓦斯传感器T1的报警、断电、复电浓度及范围报警点为：CH41.0；断电点为：CH41.5；复电点为CH41；断电范围为：工作面及进、回风巷内全部非本安型电气设备。（二）、瓦斯传感器T2的报警、断电、复电浓度及范围报警点为：CH41；断电点为：CH41；复电点为：CH41；断电范围为：工作面及回风巷内全部非本安型电气设备。（三）、瓦斯传感器T3的报警、断电、复电浓度及范围报警点为：CH40.5；断电点为：CH40.5；复电点为：CH40.5；断电范围为：11901采煤工作面及进回风巷内全部非本安型电气设备。四、 11901采煤工作面监控系统图第四节 瓦斯抽放系统11901采煤工作面抽放瓦斯方法先择采空区上隅角留管抽放，预期抽放效果Q抽=3 m/min（纯瓦斯）。抽入瓦斯浓度15%。一、抽放管路埋设回采前,沿11901回风巷布置一路抽放支管（钢管：直径159mm）,每隔3 0米设置一个三通,未接旁抽管前用堵板封闭严实。抽放支管在11901回风联络巷处与抽放干管连接。当工作面推采到距三通12米时,先在上隅角打好一个#木垛,当采面（放顶线）推过木垛后,将三通接上旁抽管,将抽放头插入打好的木垛内。要求抽放头用金属网包扎好,并置于巷道顶部，掩藏固定好旁抽管。接通旁抽管期间,将抽放支管闸阀关闭，接好后,再将闸阀打开,进行瓦斯抽放。接好旁抽管后,及时用木板和黄泥巴将上隅角封闭严实，减小漏风,提高抽放效果。旁抽管可采用胶管和钢管制作，要求直径不少于89mm，用胶管制作时,抽放头必须是钢管,长度不少于0.5米。二、瓦斯抽放管路附属装置为了便于管路系统调节,掌握瓦斯抽放量和瓦斯变化情况支干管路安装闸阀、流量计、放水器。闸阀:11901采煤工作面瓦斯抽放支管在与11901回风联络巷处抽放干管前,必须装设闸阀,其大小与相应管径适应。根据需要,调节闸阀,控制抽放量、抽放浓度、抽放负压。流量计: 在抽放支管上安装孔板流量计,计算11901采煤工作面瓦斯抽放量。放水器:在回风巷最低处安装一个自动负压放水器,型号CWG-YF。三、采面上隅角抽放管路布置图 第五节 综合防尘系统一、防尘管路系统1、地面高位水池主平硐11901运输巷11901采煤工作面。2、地面高位水池主平硐11901回风巷11901采煤工作面。二、防尘设施： 1、11901运输巷：进风流中设置一组防尘水幕，水幕应封闭巷道全断面，雾化效果好，水幕安装距巷道顶板不大于0.8m。各运输转载点设置洒水喷雾装置，每50米设置一个防尘三通， 2、11901回风巷：回风流中设置一组防尘水幕，水幕应封闭巷道全断面，雾化效果好，水幕安装距巷道顶板不大于0.3 m。每50米设置一个防尘三通。3、11901采煤工作面：防尘水管（软管）到达采面每个地点，煤炭运输线各转载地点必须安装防尘装置。三、采煤工作面防尘管路图第六节 防爆设施一、隔爆水棚设置位置11901运输巷、11901回风巷设置隔爆水袋组，分别悬挂在进入回风巷、运输巷20米处。二、隔爆水棚的形式1、形式：被动式隔爆水棚，每隔爆水棚由二个架设于巷道顶部充满水的水袋组成。2、水袋型号： GS404A。3、水袋尺寸：上平面570390mm，下平面510350mm，净高210mm。4、贮水量：Q= 40L三、水量计算与水袋布置1、总水量：GgS800L式中：G总水量（L）；g=200L，每平方米巷道需水量（L/m2）S=4m2 巷道平均断面积（m2）。2、单架水袋棚水量每架，每个水袋容量为40L，则单架水袋棚水量为Gnmq80L式中：Gn: 每架水袋棚水量（L）；m=2 每水袋棚安装水袋数q=40L 每水袋贮水量3、水袋架数nG/Gn=10（架）4、水袋棚区长度LnC25（m）式中：L水棚区长度，mC水袋棚间距，隔爆水袋棚架间距取2.5m。水袋棚区长度取25m。四、隔爆水袋棚架设的要求1、水袋棚应设置在直线巷道段，水袋棚安设前后各20m的巷道断面应一致。2、与巷道转弯、变坡处之间的距离不