14101采煤工作面回采作业规程(炮采)2013621.doc

晴隆县永荣煤矿回 采 作 业 规 程编号：采1301号工 作 面 名 称： 14101采煤工作面（炮采） 总 工 程 师： 矿 长： 安 全 矿 长： 生 产 矿 长： 机 电 矿 长： 通 风 队 长： 采 煤 队 长： 编 制： 编制日期： 2013年6月21日1会 审 补 充 记 录 会 审 意 见 部门负责人姓 名日 期会 审 意 见矿 长安全矿长生产矿长机电矿长采掘副总通风副总跟班矿长跟班矿长跟班矿长通 风 队防 突 队采 煤 队调 度 室总工程师批示审 批意 见目 录第一章 工作面概况1第一节 工作面位置及井上下关系1第二节 煤层1第三节 煤层顶底板2第四节 地质构造2第五节 水文地质2第六节 影响回采的其他因素3第七节 储量及服务年限5第二章 采煤方法及回采工艺5第一节 巷道布置6第二节 采煤工艺6第三节 设备配置11第三章 顶板管理12第一节 支护设计12第二节 工作面顶板管理15第三节 回采巷道及端头顶板控制19第四章 生产系统20第一节 运输系统20第二节 “一通三防”与监控系统20第三节 排水系统23第四节 供电系统24第五节 通信系统25第五章 劳动组织及主要技术经济指标25第一节 劳动组织25第二节 作业循环26第三节 主要技术经济指标26第六章 煤质管理27第七章 安全技术措施28第一节 一般规定28第二节 顶板管理29第三节 防治水31第四节 爆破管理32第五节 “一通三防”与安全监控36第六节 运输管理38第七节 机电管理40第八节 其 它40第九节 灾害应急措施及避灾路线44第八章 其 它47附图清单4814101采煤工作面回采作业规程第一章 工作面概况第一节 工作面位置及井上下关系一、工作面的位置14101采煤工作面位于一采区井筒东翼C14煤层中，回采标高为+990至+1020水平,工作面上为小窑采空区，下为14103采煤工作面风巷，东为老井边界，西为矿区准备巷道。二、地面相对位置14101采煤工作面地面位置位于矿区西翼，一采区东翼，地面标高1000m+1250m。三、回采对地面的影响该工作面布置在一采区，采用全部垮落法管理顶板，回采时可能对地面会造成局部塌陷。第二节 煤层一、煤层厚度14101采煤工作面煤层厚(2.02.4m揭露），平均厚度为2.2m，运巷240m处遇一斜交正断层, 落差2.5m, 导致使运巷240m-270m煤层变薄1.2m, 夹矸0.35m。二、煤层产状14101采煤工作面煤层位于龙潭组第二段中下部，呈层状产出，产状与围岩一致，倾向35515，倾角1317，平均倾角15， 煤层层位和厚度均较稳定，煤层结构简单，一般含夹矸02层，厚度在0.050.4之间，夹矸为炭质页岩。顶板为薄层粘土岩、粘土质粉砂岩、粉砂岩。底板为灰白色粘土岩。该煤层是鸡场煤矿区主采煤层之一，亦是本矿主采的煤层。三、煤层性质煤层赋存较稳定，结构简单，倾角变化较平缓，煤层主体向北西倾。四、煤质C14煤层为低灰、中硫、特高热值无烟煤，煤炭工业类型属光亮型低中灰中硫无烟煤，可作为工业燃煤和化工用煤。物理性质为黑色、玻璃光泽、带状结构、块状构造、阶梯状断口，硬度小、脆度大。第三节 煤层顶底板一、煤层顶底板顶板：薄层粘土岩、粘土质粉砂岩、粉砂岩，其抗压强度及抗剪强度均较低,易破碎，稳定性较差，故在开采过程中应加强支护。底板：灰白色粘土岩。粘土岩吸水后易膨胀发生底鼓现象，在开采过程中应引起注意。第四节 地质构造一采区地质构造为单斜构造。矿区内在西侧发育一条北东南西向的断层F1,该断层对东翼14101采面回采影响不大。工作面运巷240m处遇一斜交正断层,落差2.5m , 断层走向呈北西南东向，产状为163，倾角30，断距2.5m左右。北西盘上升，南东盘下降，断层性质为正断层。该断层对东翼14101采面回采影响较大。第五节 水文地质一、含水层的分析1、14101采面煤层倾角1317，平均倾角15,采面运巷有一落差2.5m断层，由于+1020水平上部受小窑开采破坏，加之14101回采过程中受该断层裂隙水的影响，回釆期间， 严格采取“预测预报、有掘必探、先探后掘、先治后采”的探放水措施，防止突发透水事故。2、严格执行煤矿安全规程有关规定，掘进工作面或其他地点出现挂红挂汗、空气变冷、出现水雾、水叫、顶板淋水加大、顶板来压、地板鼓起或产生裂隙出现渗水、水色发浑、有臭味等突水预兆时，必须停止作业，采取措施，立即报告矿调度室，发出警报，撤出所有受水威胁地点的人员。二、工作面涌水量 整个矿区正常涌水量为67m/h，最大涌水量为133m/h。C14煤层由于小窑开采，已形成较多采空区，冒落带会造成地表开裂、塌陷，致使地表水及降雨由裂隙渗入老窑蓄积。预计14101采面工作面正常涌水量30m/h，最大涌水量为67m/h。第六节 影响回采的其他因素一、煤层顶板底情况C14煤层：顶板为薄层粘土岩、粘土质粉砂岩、粉砂岩，其抗压强度及抗剪强度均较低、易破碎，稳定性较差，故在开采过程中应加强支护。底板为灰白色粘土岩。粘土岩吸水后易膨胀发生底鼓现象，在开采过程中应引起注意。矿井在生产过程中，应根据实际情况，根据顶板矿压显现特征和采高变化调整支护密度，以确保工作面的生产安全。二、瓦斯、煤与瓦斯突出危险性我矿属黔安监管办字2007345号文件所划定的煤与瓦斯突出矿区和突出危险区之内，因此，我矿按煤与瓦斯突出危矿井进行设计和管理，14101采面在回采过程中，要严格执行“四位一体”综合防突措施和加强瓦斯的治理工作。三、煤尘爆炸性根据贵州省六枝工矿（集团）恒达勘察设计有限公司实验室2007年12月5日提交的晴隆县永荣煤矿煤尘爆炸性鉴定报告，该矿C14、C15煤层煤尘均无爆炸性危险。煤尘爆炸性鉴定报告化验单编号煤层编号Mad%Ad%Vdaf%火焰长度（）抑制煤尘爆炸最低岩粉量（%）爆炸性结论MB0262C142.849.074.40/煤尘无爆炸性MB0263C152.7810.548.21/煤尘无爆炸性故14101采面煤尘无爆炸性危险。四、煤的自燃发火倾向性根据贵州省六枝工矿（集团）恒达勘察设计有限公司实验室2007年12月5日提交的晴隆县永荣煤矿煤炭自燃倾向性鉴定报告，该矿煤层C14自燃倾向为三类，属不易自燃煤层，C15煤层自燃倾向为级，属不易自燃煤层。煤炭自燃倾向性等级鉴定结果表化验单编号煤层编号MadAdVdafSt.d煤吸氧量自燃倾向分类cm/g干煤MZ0262C142.849.074.401.31.0三类不易自燃070263C152.7810.548.210.361.53三类不易自燃五、地温14101采面地温正常。六、地压14101采面没有冲击地压危险。七、环境地质条件（1）矿区环境地质条件现状评价1）地震据贵州省城乡建设环境保护厅1993年12月编制的贵州省地震烈度区划图，井田范围内地震烈度为6度区。2）地质灾害现状井田范围内目前尚未发现崩塌、滑坡、泥石流、地面塌陷及地裂缝等地质灾害，工业广场及其周边也未发现潜在的地质灾害。但是随着深部煤层开采的不断扩大，矿区内可能会出现地表的不均匀沉降和地裂缝等地质灾害现象，应加以重视。3）地表水、地下水污染现状井田内由于地表水不甚发育，地下水埋深较浅，矿区无大中型工矿企业，水质没有受到大的污染。4）大气污染现状矿区目前主要的大气污染源为矿井燃煤锅炉、矿井废气及当地民用燃煤，区域内主要的污染物是粉尘，SO2、CH4、CO2等次之。（2）矿区环境地质条件预测评价当煤层浅埋区或节理裂隙带附近的采煤冒落裂隙扩展到地表时，会出现地面沉降、开裂、塌陷，还可能引起滑坡、崩塌的发生，从而造成耕地破坏等环境地质问题，给农业生产、采矿活动造成影响。矿井大规模疏排水，会将矿井中氯、磷、氟、砷、硫等有害物质及开采中产生的有害物质带入地表水、地下水中，对地表水、地下水产生不同程度的污染。本矿废水正常排放时对地表水环境的影响不大，大部分废水作为矿井生产防尘用水，排放较少。在以后的生产过程中，由于生产、生活饮用水和矿井废水的不断加大排放的同时，应加强生产废水治理，严格控制S、Fe、Mn、油类等污染物排放。以上为矿区已存在或将来采矿中可能出现的常见灾害地质、环境地质问题，今后矿山生产过程中应加强环境地质调查，建立、建全环保机构及环保设施，以预防为主，治理为辅，探采结合，综合治理，尽量避免因采矿活动诱发或加剧上述灾害的发生。八、问题及建议矿区东部含煤地层浅部分布有废弃老窑，老窑采空区内有大量积水，在矿井开采中应留设60米煤柱，在接近采空区应进行超前探水或先疏干采空区积水，以防采空区积水涌入矿井，造成突水事故。矿井生产过程中应加强对老窑水的探放工作，坚持“预测预报、有掘必探、先探后掘、先治后采，有疑必停”的探放水原则，并编制探放水措施，防止老窑、采空积水对矿井开采的影响。并对采空区积水进行疏放，并对可能的突水区域采取相应的预防措施，防止突水，保证矿井安全生产。第七节 储量及服务年限一、工业储量及可采储量工业储量：K工业=SH=484002.21.45=154396 tS煤层面积，440m110m=48400m2H煤层高度，2.2m煤质密度，1.45t/m可采储量：K可采=K工业c=154396 t95 =146676 tc-回采率，95二、服务年限设计月生产能力为12500t，可采储量除以月生产能力结果为11.7月。第二章 采煤方法及回采工艺根据煤层赋存地质情况及周边其它矿工作面的回采经验，结合我矿实际情况，确定本工作面采用走向长壁后退式采煤法，14101采面煤层平均厚度为2.2m（局部地段达到3m），工作面单体柱选择DW25-30/100型，铰接顶梁选择HBJA-1000型，全部垮落法管理顶板(DW25-30/100型单体液压支柱支撑高度为1.432.5m，初撑力为108.5144.7KN，额定工作阻力300kN/根)。第一节 巷道布置14101运输巷、14101回风巷沿煤层走向布置，走向长为440m，为不规则梯形断面，金属棚支护，切眼长度为110m，断面为2.8m2.2m。详见附图1：14101采煤工作面巷道平面布置示意图第二节 采煤工艺一、采煤工艺打眼放炮落煤挂梁贴帮柱临时支护攉煤移溜支柱回柱放顶（回密集柱、移端头木垛）（一）工作面破装煤（1）破煤：工作面采用人工风煤钻打眼，爆破落煤。炮眼布置为梅花眼，爆破循环进度为1.0m，秒雷管爆破。2、装煤：采煤工作面铺设一台SGB620/40T型刮板输送机，采用人工装煤，辅以爆破自装。放炮前将刮板输送机移近煤壁，放炮后，人工往刮板输送机上装煤。（二）工作面支护1、普通支护（1）支护材料：采用DW25-300/100单体液压支柱和HBJA-1000型铰梁。（2）支护形式：工作面选用单体液压支柱和HBJA-1000型铰梁加小板，支护形式为正悬臂齐梁齐柱布置。三四排控顶，支柱打在铰梁下靠老塘侧梁尾200mm处。最大控顶距4.2m,最小控顶距3.2m，排距1.0m，柱距0.6m，放顶步距1.0m，全部垮落法管理顶板。（3）支护工具：由两台XRB B-80/37型乳化液泵，供给压力不低于18Mpa高压乳化液，通过主管路（内径不小于20mm的钢管）和软管路径DL-Q型注液枪注入柱腔内，使支柱获得不小于90KN的初撑力。表2-2-1 外注式单体液压支柱技术特征表名称型号最大阻力最小高度最大高度规格DW25-300/10030T1.43m2.50工作行程支柱重量泵站压力1.07m541520Mpa（4）支护顺序及要求：支护顺序：炮后挂梁贴帮柱临时支护攉煤移刮板机、打基本柱、回煤壁临时柱回后排特殊柱及基本柱放顶（移端头木垛）支护要求：工作面基本柱挂线支设，排距1.0m，柱距0.6m， 不得超过100mm，支柱迎山有力，迎山角3-5度。铰梁小板接实顶板，其他严格按煤矿安全规程有关规定执行。2、工作面特殊支护：（1）工作面运输顺槽回风顺槽端头:采用“四对八梁”一梁三柱支护（L=3.2m型梁，DW25-300/100型单体液压支柱)， 梁对梁柱对柱布置，交错迈步前移， 排距，1.0m,间距0.2m。型钢梁垂直与巷道布置，上下出口顶板不好时,采用木垛加强支护，在两端头内各打一个木垛管理顶板，每个木垛的下方必须打两根单体支柱，确保初撑有力。三用阀的注液口朝向采空区，木垛规格：长宽=21.2m，道木规格：长宽厚=1.20.20.15m，木垛严禁出现重料重楔现象“液压单体支柱支设在距型钢梁端头300mm处，型钢梁接实巷道顶板，单体支柱初撑力不低于90KN，底板松软处支设柱鞋，见图2-2-1 工作面上下端头超前支护图。工作面特殊支护: 在工作面第三丶四排控档内每三控加打一根密集和一根戗柱，工作面煤壁3一5m增设一根贴帮柱， 支柱蹲山有力，迎山角3-5度， 支柱初撑力不小于90KN。工作面煤帮如出现因片帮处理松帮煤而形成空顶长度大于0.4m时，必须及时支贴帮柱护帮、护顶，确保安全。梁的方向垂直于工作面。工作面上、下两端头安全出口的宽度不得小于1.0m， 高度不得低于1.8m，自巷道煤壁向工作面内长度不少于3m，紧贴煤壁打设贴帮点柱，顶板破碎时，使用3.2米长型钢梁平行工作面推进方向布置，一梁两柱跨过刮板输送机打设，煤壁破碎时，在支柱与煤壁之间穿半圆木和板皮临时支护。初次放顶工作面两端头三角区各打设一个木垛加强支护顶板稳定性，木垛规格：长宽=21.2m，道木规格：长宽厚=1.20.20.15m，木垛严禁出现重料重楔现象。（2）全承载支护：老塘第四排回出的支柱要打在所回柱子上一棚的第三排支柱煤帮侧梁下，紧靠第三排支柱，面内严禁有倒放支柱。（3）超前支护：超前支护自煤壁起要保持超前20m，采用单体液压支柱配1米铰梁两帮单排加强支护，柱距为1.0m，人行道宽度1.0m,初撑力90KN。图2-2-1 工作面上下出口超前支护图（4）工作面切眼工字钢梁在回采时用单体液压支柱配合1.0铰梁进行替换，运输、回风两顺槽均在采煤工作面回采前进行超前支护，在打基本柱前，先进行敲帮问顶，对工作面顶帮活煤（矸）找掉，确保支柱安全详见附图2：14101采煤工作面支护图（三）推溜1、放炮后，在严格执行“敲帮问顶” 制度，如因顶板较差、空顶面积大，煤壁侧炮后及时挂梁,打设贴帮柱，防止冒顶和片帮。2、工作面利用单体柱进行移溜,推溜时由班长指挥，煤帮侧机头和机尾附近的人员必须撤离，单体柱与可弯曲刮板输送机必须固定牢靠，严禁脱节移溜。3、移溜前应首先检查支护情况，特别是机头、机尾的支护是否完好整齐，如不符合规定，应先处理后移溜。4、确定支护良好后，将溜子机头至机尾浮煤清理干净开始推溜。5、移溜应按顺序移溜，配备至少三组单体柱同时作业，推移过程中，要保持最小弯曲段长度不大于15m，严禁出现急弯，严防倒柱伤人。6、移溜后要保持刮板输送机平、直、稳、牢。（四）回柱放顶1、工作面达到作业规程规定的最大控顶距,各种支柱架设齐全后，开始回柱放顶, 回柱顺序:从下往上, 由里向外逐架进行, 严禁提前摘柱。2、回柱前必须对回柱地点的顶板支架安全情况进行全面检查，清理好退路, 确认安全可靠后, 方可回柱, 回柱时必须有经验的人员观察顶板。3、回柱后要及时打临时支柱。每个立柱都必须打足初撑力。因局部底软不能打足初撑力时，要穿好木鞋，但柱下只准穿一个木鞋。4、严禁采用分段回柱，回柱时，回柱人员站在回柱点上方，用手把或长把工具进行放液，待液放完后，顶板比较稳定时，迅速把卸载支柱拉走，然后回撤顶梁，回出的支柱必须及时支设为为密集柱，以防窜矸。回柱时先回密集柱和其他特殊支护支柱，再回基本柱，并打齐第三排特殊支护。5、特殊情况，如两道顶板不好采用木垛加强支护时，回柱放顶前，先将工作面上、（下）端头的木垛回彻，重新在新的切顶排靠工作面上、（下）端头顺槽内侧打一个木垛，木垛规格：长宽=2m1.2m，木垛要打在实底上，四角成线，接实顶板并用木楔打足劲，压茬外出露100mm，并在木垛侧打设单体液压支柱，保持初撑力。6、回切顶柱放顶时，回柱人员要站在顶板完整、支架完好的安全地点回柱，使用卸载手把，不准用其它工具代替，将单体柱卸压后回出。7、回撤笫四排密集戗柱，及时打在第三排控档内。8、工作面支护剩余的单体支柱全部打设在切顶排全承载。二、采高、循环进度工作面根据煤层顶底板高度回采，一次采全高；局部见构造地段煤层高度较小时，挑顶或破底进行回采，保证采面最低高度不低于1.5m。采煤工作面循环进度为1.0m三、爆破工艺1、炮眼布置三视图及装药结构图，详见图2-2-2图2-2-2 炮眼布置三视图及装药结构图2、爆破说明书表2-2-2 爆破说明书项 目单 位数 量说 明每个循环炮眼数个701、根据煤质硬度变化及采高、地质构造等情况可适当调整爆破参数。2、每次采面爆破长度为37m，每班爆破3次，炮采一个循环，一天三个循环。每个炮眼装药量公斤/个0.4/0.4/0.4（顶/中/底）循环消耗量炸药公斤28雷管发70消耗定额炸药公斤/万吨1152雷管发/万吨28803、爆破要求A.一次装药，一次起爆。B.炮眼深度不得小于1.0m必须封满炮泥。C.坚持使用水泡泥，爆破后坚持喷雾降尘。D.使用矿用毫秒延期电雷管时，最后一段延期时间不得超过130ms。E.顶板破碎时，每次起爆23个炮眼或者掏放。F.雷管脚线必须扭结成短路，并用工业胶布包扎，严禁裸露，底眼雷管脚线不得缠在支柱上，应塞到炮眼口里。4、注意事项A.采用毫秒延期电雷管爆破。B.梅花眼布置，一次放炮长度为一个循环雷管段数（37m）。C.水袋应冲满水，水袋头拧紧，保证硬直，将水袋头压于水袋下。D.炮泥封泥长度不小于0.6m。E.装药方式为正向连续装药，串联联结。F.炮眼与煤帮倾斜夹角为70，倾斜方向向机尾方向。G.采用上斜切起爆，易使煤体松动。H.装药后各雷管脚线必须扭结成短路。四、工作面每循环生产能力WLShrc110*1.0*2.2*1.45*0.95*333 t式中 W-工作面正规循环生产能力，t; L-工作面平均长度110m； S-工作面循环进尺，1.0m h-工作面设计采高；2.2m r-煤的实密度，1.45t/m3 c-工作面采出率，95工作面每循环生产能力为333 t第三节 设备配置一、采煤工作面设备回采工作面配备QZ-22/2.0型风煤钻2台，工作面采用一台SGB620/40T型可弯曲刮板机，工作面运输巷选用一台SGB620/40T型可弯曲刮板机和一台DSJ80/40/40型胶带输送机，采用BRW80/20乳化泵两台，XPB160/55喷雾泵两台，单体液压支柱采用回柱器卸载回柱。回采工作面主要设备配备详见表2-3-1。表2-3-1 回采工作面主要设备配备表序号设备名称型号主要技术参数单位数量使用备用合计1风煤钻ZQS-30/2.50.45MPa，1800r/min，55L/s台2132刮板运输机SGB620/40T40kW，660V台113刮板运输机SGB620/40T40kW，660V台1014单体液压支柱DW25-30/100支撑高度14302500mm根98613411205铰接梁HBJA-10001.0m根98613411206型钢梁DFB型2.6m根4010507型钢梁DFB型3.2根85138耐磨潜水煤浆泵AS30-2CB3KW，42m/h，11m台2139乳化液泵BRW80/20660V，N=37kw台11210乳化液箱XRTA640L个1111皮带运输机DSJ80/40/4040kW部1112钻机ZDY-650150m，5.5kw，开孔89mm台112 二、设备布置情况详见图3：工作面机电设备布置示意图第三章 顶板管理第一节 支护设计一、 工作面支护设计1、估算顶板下沉量S的计算S=NMR=0.012.24.2=0.0924 m2式中：N顶板下沉系数，本采面取0.01M平均采高，2.2mR最大控顶距，m2、工作面顶板压力的计算初次来压前阶段顶板压力PT的计算PTmin=A=mii=82.4=19.2t/m2式中：A直接顶压力，t/m2mi，i直接顶各分层厚度（m）及容重（t/m3），根据以往经验，直接顶各分层厚度取8m，容重取2.4 t/m3PTmax=A+MC/(48)LK=19.2+82.412/（63.7）=35.2t/m2式中： PTmax初次来压最大顶板压力，t/m2M老顶厚度，取8m老顶容重，t/mC初压步距，根据以往经验取12mLK平均控顶距，（4.2+3.2）/2=3.7m3、周期来压顶板压力PT的计算PTmin=A=19.2 t/m2PTmax=A+MC/(48)LK=19.2+82.48/（63.7）=23.2t/m2式中：PTmin，PTmax周压期间最小，最大顶板压力，t/m2C周压步距，根据以往经验取8m二、工作面支护密度的确定1、支柱实际支撑力RT的计算RT=KBKZRBKG=0.920.9300.9=22.36 t/棵式中：RT单体液压实际支撑能力，t/棵KB支柱受力不均衡系数KZ支柱的增阻特性系数RB支柱的理论支撑能力，t/棵KG支柱的工作系数2、工作面支护密度的计算：、初压期间：Nmax=PTmax/RT=35.2/22.36=1.57棵/m2、周压期间：Nmax= PTmax /RT=23.2/22.36=1.03棵/m2式中：Nmax，Nmax初、周压期间工作面允许最大密度，棵/m2三、支柱的型号选择计算第一步确定顶板下沉量：SL=ML=0.012.24.20.924m，即924mm式中：SL顶板下沉量，m；下沉系数，取0.01；M采高，m；L最大控顶距，m。第二步确定支柱规格：选用DW型柱塞悬浮式单体液压支柱HmaxMmaxb =25001382362mmHminMminSLba1800801381001482mm式中：SL顶板在最大控顶距处的平均最大下沉量；Mmin工作面最小采高；Mmax工作面最大采高；b顶梁厚度；a支柱的卸载高度，取100mm。工作面选取DW25-300/100型单体液压支柱，支撑高度为14302500mm，额定工作阻力300kN，初撑力108.5144.7kN。第三步支护密度验算：支护强度:P（48）M 62.22.4=31.68t/m2式中：P支护强度，t/m2；M为平均采高，按2.2m计算；为顶板容重，取2.4t/m；66倍取值。工作面采用分段放炮回柱放顶的方式推进，因此最大控顶段长度30m，则采煤面最长110m时最大面积S=304.2+803.2=382m2，所需支柱数n1100.6733棵，则支护密度为733382=1.92棵/m2，根据前面计算，DW25-300/100单体液压支柱实际支撑力为RT=22.36t/棵，则支柱实际提供的支护强度为1.9222.36=42.9t/m2，而支护所需要的支护最大强度为PTmax=31.68t/m2，因此，所设计工作面的支护密度能满足支护采场顶板压力要求。根据以上计算，工作面选取DW25-300/100型单体液压支柱，支撑高度为14302500mm，额定工作阻力300kN，108.5144.7kN，采煤面最大控顶距4.2m， 最小控顶3.2m， 放顶步距1.0m。五、合理控顶距的选择工作面选用单体液压支柱和铰梁支护顶板，支护形式采用一梁一柱正悬臂齐梁齐柱支护。采用三、四排控顶，最大控顶距4.2m最小控顶3.2m， 放顶步距1.0m。六、顶梁选型采面顶板支护采用长1.0m铰接顶梁，支护强度大，使用方便。七、乳化液泵站设计1、乳化液泵及管路选型使用BRW80/20型液压泵，二寸钢质水管沿14101运输巷敷设，工作面内采用DN16高压管进行供液。2、泵站使用规定坚持每天两个小时的检修时间，主要设备每天检修一次，其它设备定期检查、加油、紧固及更换零配件，确保各台设备良好运转，并作好检查检修记录。要保持各台设备清洁卫生。严格执行包机制度，并执行挂牌管理。泵站压力不得低于18Mpa，两台液压泵每班换开一次；及时添加乳化油，乳化液浓度控制在23，并且现场要备有检测乳化液浓度的工具。3、泵站位置见设备布置图第二节 工作面顶板管理一、回采时顶板控制方式1、根据本采区顶底板岩性的具体情况，确定本工作面采用全部跨落法管理顶板。2、14101工作面煤层顶板为薄层粘土岩、粘土质粉砂岩、粉砂岩，其抗压强度及抗剪强度均较低、易破碎，稳定性较差，故在开采过程中应加强支护。底板为灰白色粘土岩。粘土岩吸水后易膨胀发生底鼓现象，在开采过程中应引起注意。根据以往经验，工作面直接顶板初次跨落步距为1012m，周压步距为68m。3、工作面选用单体液压支柱和饺接顶梁支护顶板，支护形式采用一梁一柱正悬臂齐梁齐柱支护。三、四排控顶。排距1.0m， 柱距0.6m，最大控顶4.2m， 最小控顶3.2m， 放顶步距1.0m。4、工作面上下安全出口处采用四对八根型钢梁支护。5、每梁至少用35块小板背顶。如果顶板破碎要增加金属网背顶， 以防漏顶。6、工作面必须执行拉线认柱，柱距均匀，迎山有力，按规定掌握好支柱的迎山角，严禁出现退过山现象。6、柱窝要见硬底，底板软或有底煤的地段，支柱必须穿铁柱鞋或尼龙钢柱鞋，严禁把支柱支设在浮煤或浮矸上。7、柱爪必须卡在梁子的牙内，其后留45个牙，形成正悬臂的形式支护顶板。8、工作面严禁使用折损、漏液、失效或没经试压合格以及掉柱爪的单体支柱。9、工作面的支柱排、行均要成直线，其偏差不大于100mm，局部地质变化地段可增加支护密度。10、班班坚持二次注液，确保基本柱初撑力不低于11.4Mpa。11、工作面内的单体柱必须栓防倒绳。12、工作面伞檐长度超过1m时，其最大突出部分不超过200mm，伞檐长度在1m以下时，其最大突出部分不超过250mm。二、特殊支护及要求1、机头支护：机头支护采用四对八根走向抬棚，3.2m钢梁交替迈步前进，随推随及时移设，并保证一梁三-四柱。四对八根长钢梁每对间距1000mm，的两根间距200mm，每次前移1.0m。2、戗柱：初采时靠老塘侧打戗柱，一梁一戗；正常回采时，老塘侧有局部悬顶较大超过25m2时，必须打戗柱，戗柱顶部紧靠第三排支柱顶盖处，卡在顶梁的牙槽内，柱脚支在实底上，不得打在浮煤上，斜戗角度7080。3、煤墙柱：靠煤墙每3-5m要支设贴帮柱， 紧贴煤墙，保证初撑力不得低于8Mpa。4、密集柱：正常回采时，靠老塘侧三-四排控档内每三控加打一棵密集柱和一棵戗柱，起切顶、挡矸作用，可直接打在顶板上，与末排柱子成一条直线。5、丛柱、木垛：老塘悬顶较大，工作面有回柱危险时，根据要求及现场情况进行支设。三、回柱放顶1、只有当工作面达到作业规程规定的最大控顶距，且各种支柱支设齐全后，方可进行回柱放顶工作。2、回柱前对工作面应进行全面检查，有隐患时，由跟班副队长或班长监督处理完之后，方可开始回柱。有下列情况之一时不得进行回柱放顶工作：浮煤未清理干净，采面溜槽未移完。第一排支柱没认够数，或有坏柱没更换。局部悬顶面积大于或等于25m2，或冒落高度不充分而未采取加强支护措施。有局部冒顶而未处理或处理得不彻底。退路不畅通或附近有其他人员作业或休息。支柱的初撑力达不到规定的要求。回柱工具不齐备。3、回柱前要首先清理好退路，移设好特殊支架，准备好卸载把手，拔柱器等工具，并检查周围顶板及支护情况，发现问题及时处理，回柱时至少三人一组，其中一人观山， 一人运柱，一人进行回柱。4、顶板破碎时，可在手把上栓绳或用长把钩钎实行远距离放液，禁止用其它东西代替手把放液。5、回柱时，保险绳要边回边解开，不得将回柱地段的保险绳一次性解开完，以防倒柱伤人。6、回柱前必须对周围支柱进行二次注液。7、严禁在控顶区域内，提前摘柱取梁，碰倒的、撑坏的、失效的支架应立即恢复或更换。8、工作面必须及时回柱放顶，机头、机尾支护滞后距离不得超过一排，超过规定的控顶距离时，不得采煤。9、如果顶板较坚硬，不能随回柱而垮落时，要加强对老塘的管理，当老塘悬顶面积达到25m2时，靠老塘侧一排支护打戗柱，一棚一戗，当老塘悬顶面积超过1000m2时，应采取强制放顶措施。10、分段回柱放顶必须按下列要求进行：分段的开口应选在顶板较好，支架完整的安全地点。分段开口处的中间必须打上半排收尾柱。在顶板破碎点回柱时，必须打好替柱，并有班队长在现场指挥回柱。11、分段接茬处应在采空区已落实，顶板完好处；地质构造、顶板破碎带应分在同一段。12、用专用工具降柱。13、严禁工作人员在空顶的情况下拉柱梁，或进入老塘内取柱梁。14、回最后一棵柱子时，要首先仔细观察附近的支护情况，顶板情况，如有隐患，必须及时处理好，并且清理好退路后，方可慢卸载将柱梁回出。15、回出的支柱必须及时承载，严禁有空载支柱。16、如有支柱钻底，或遇到“死柱”，回柱困难时，应采用挑顶或卧底的方法回出，或用拔柱器拉出，严禁用炮崩。17、回柱时，必须有一名经验丰富的工人站在回柱者上方23m的安全地点认真观山，发现意外情况及时通知回柱人员进行躲避，待将危险排除后，方可继续作业。18、需要改支柱时，必须坚持先支后改的原则。19、对于顶板破碎、压力大或地质构造地段要安排有经验的老工人在此地段作业。并要坚持远距离回柱，回柱时必须有一名经验丰富的工人观山，发现险情及时通知作业人员撤离到安全地点，待顶板压力稳定后方可继续回柱。20、回柱前必须对工作面内的所有支柱进行二次注液，确保基本柱的初撑力不低于11.4MPa。21、工作面内三用阀嘴略朝向老塘。22、工作面每30m安设一把注液枪，使用过后，必须将其挂好，不得扔在底板上。23、放顶区的柱梁要回收干净，不得任意在老塘任意丢弃柱梁。第三节 回采巷道及端头顶板控制一、14101运输、回风巷管理14101采煤工作面运输、回风巷的超前支护均采用单体液压支柱和钢梁进行支护， 20m范围内沿走向支设成一梁三柱的抬棚形式，并且在20m范围内巷道高度不得小于1.8m，并保证有宽度不小于0.8m的人行道。每棵钢梁上背板35块，顶板破碎地段要增加背板数量。如果顶板破碎、压力大，可增设抬棚的方式加强支护。超前支护的支柱初撑力不得小于12Mpa。二、端头支护机头支护采取四对八根走向抬棚，型钢梁交替迈步前进，随推随及时移设，并保证一梁三柱。四对八根钢梁每对间距1000mm，每对的两根间距200mm，每对的两根交替迈步前进，每次前移1.0m，型梁使用三柱支撑。机尾支护与采面机头支护方式相同，即采用3.2m型钢梁交替迈步前进。三、安全出口两巷的安全出口超采面煤壁一排控制，规格3m1.2m，高度不得低于1.6m，支护使用3.2m钢梁进行。端头及安全出口支护方式详见下图：四、支护材料料场设在14101回风巷上段，料场内必须备有足够一个圆班生产所需用的各种支护材料，并归类存放，码放整齐，挂上标志牌。料场物料的码放不得超过巷道有效通风断面的1/3。正常回采期间，临时料场设在14101回风巷内，距离工作面不得超过100m。运料工负责料场日常的环境卫生，保证每个圆班打扫、整理一次。另外，运料工负责对各种材料的回收工作，对回收的工字钢或液压柱及其它废料及时装车升井。第四章 生产系统第一节 运输系统一、运输设备14101采煤工作面选用SGB620/40T型刮板运输机运输，14101运输巷SGB620/40T型刮板转载机和DSJ80/40/40型胶带输送机运输煤炭。二、运输设备管理各部溜子要有牢固可靠的机头机尾压柱或地锚，防止溜子在运行中弹起伤人。14101运输巷溜子要随采面推进及时缩短，人工掐槽子时严格遵守刮板输送机管理规定；14101运输巷胶带输送机使用要严格按其煤矿安全规程、操作规程及其他相关规定使用，严防机头、机尾伤人事故的发生。三、运输路线运煤系统：14101工作面（刮板输送机）14101采面运输巷（刮板输送机+胶带输送机）溜煤眼（给煤机）主斜井（胶带输送机）地面；运料系统：地面副斜井（提升绞车）+1020轨道石门（人工）14101回风顺槽14101工作面。第二节 “一通三防”与监控系统一、通风设施为保证不发生风流短路以使采面通风系统稳定，必须有专人对全矿风门的完好情况进行检查。若发现风门有破坏现象，及时安排人员进行处理。二、风量计算1、按采煤工作面绝对瓦斯涌出量计算：Q采q采KCH41252.752687.5（m/min）式中：Q采采煤工作面需要风量，m/min；q采回采工作面绝对瓦斯涌出量， 考虑高、低负压抽放后q采2.75m/minKCH4采面瓦斯涌出不均衡通风系数，本矿按有突出危险性矿井设计，本矿工作面采用机采，KCH4取值2.0。2、按炸药使用量计算：Q采25A m/min式中 AC采煤工作面一次使用最大炸药量 kg；Q采25Ac=2528=700m/min3）按回采工作面同时作业人数计算每人供风4m/min：Q采4N437 148（m/min）；式中 4每人每分钟应供给的最低风量，m/min；NC采煤工作面同时工作的最多人数为37人（含矿当班全部管理人员及安全、通风人员）。4）按工作面温度计算Q采=60VCSCKi =601.08.10.9=437m/min式中：V采回采工作面适宜风速，取1.0 m/s（回采工作面温度低于20度）；S采采煤工作面的平均有效断面积，2.2=8.1m2；Ki工作面长度系数，工作面均按75m设计，取0.9。5）按风速验算取Q采max687.5、468.75、700、148、418=700m/min600.25S Q采604S即:600.257.74Q采6047.74121m/min700 m/min1944m/min，满足风速验算的要求。根据风量情况，工作面风量按900m/min配备，风速符合煤矿安全规程要求。三、通风路线新鲜风:地面副斜井+990轨道石门14101运输巷14101采面。乏 风：14101采面14101回风巷14101回风巷外段+1020回风平巷回风井引风道地面。详见附图4： 通风系统示意图四、瓦斯检查及监测1、加强通风管理，工作面配风量要符合规程要求。2、加强瓦斯检查，重点是工作面上隅角的检查。除专职瓦斯检查员每班进行两次检查外，若采面需爆破过断层或其他构造带，则班长和放炮员要正常使用好便携式瓦斯报警仪，严格执行“一炮三检”和“四人联锁”放炮制度。3、瓦斯传感器距顶板（顶梁）下方不得大于300mm，距一帮不得小于200mm。4、上隅角瓦斯传感器T报警浓度为0.8%CH4，断电浓度为0.8%CH4，复电浓度为0.8%CH4，断电范围为工作面及其回风巷道内的全部非本质安全型电气设备。工作面瓦斯传感器T1报警浓度为0.8%CH4，断电浓度为0.8%CH4，复电浓度为0.8%CH4，断电范围为工作面及其回风巷道内的全部非本质安全型电气设备。回风流中瓦斯传感器T2报警浓度为0.8%CH4，断电浓度为0.8%CH4，复电浓度为0.8%CH4，断电范围为工作面及其回风巷道内的全部非本质安全型电气设备。5、保证探头悬挂位置正确，监测设施完好、可靠。6、在工作面迎头悬挂便携式瓦斯检查仪，用来检测采面隅角瓦斯浓度。7、管好用好为本工作面服务的所有通风设施，以防风流短路，造成工作面风量不足。8、在工作面机巷中，如果冒高超过2m，体积超过6m的空洞，必须采取封堵或其它排放措施，以防瓦斯积聚。9、加强机电设备管理，杜绝电气失爆和产生电火花。10、加强矿灯管理，严禁井下拆卸、敲打、撞击矿灯。五、综合防尘1、从液压泵站到采面，除了供液管路外，采面运输、回风巷安装不低于1寸的洒水管路，每50米安装一个三通，洒水软管长度满足冲尘的需要。2、采面刮板输送机、顺槽刮板输送机、顺槽胶带输送机机头、机尾等各转载点各安设喷雾降尘装置，出煤时要保证正常喷雾洒水，机巷距采面50m内设置声控自动水幕。3、工作面采用湿打眼，严禁干打眼，炮眼封孔坚持使用水炮泥。4、放过炮后，对放炮地点要进行洒水降尘。5、采面运输、回风巷内距采面50100m范围内各安设一道全断面风流净化水幕，运输、回风巷口以里50米处各安设一道全断面风流净化水幕，保证出煤时正常喷雾洒水。6、采面运输、回风巷随时冲洗，不得积尘，定期清扫煤尘，符合相关管理规范要求，并有记录可查。7、职工佩戴防尘口罩。8、本矿安设KJ133型矿井人员考勤定位系统，在主斜井、副斜井、回风斜井设人员定位分站，主斜井、副斜井看出入井人员情况，回风斜井看是否有人违规出入。14101采面运回两巷入口设人员定位分站，监控采面人员情况；避难硐室内设人员定位分站，监控避难硐室人员情况；在井底车场设人员定位分站，监控车场人员情况；在底抽巷上下两巷设人员定位分站，监控底抽巷人员情况；在14102运回两巷入口设人员定位分站，监控掘进头人员情况；定位分站安装矿用读卡器，入井人员每人在腰带上配置一张人员标识卡，每人固定一个编号，通过传输电缆将矿用读卡器检测到的人员标识卡信号传输到地面的主机。主机与区域局域网联网，实现与监测人员和管理人员在监测室可看到井下所有人员的情况。第三节 排水系统一、涌水因素根据资源/储量核实报告调查结果，矿区地表无塘堰和河流，地处高山的斜坡地带，矿区地下水靠大气降水补给。补给区在矿区北部地形高处，坡度陡、汇水面积小，大气降水多形成地表迳流从沟谷排走，渗入补给地下水的水量较小。煤层的顶底板均为层状裂隙含水层与层状隔水层相间，地下水补给条件差。矿床充水水源来自层状裂隙含水层，地下水沿裂隙呈浸出状从顶板或底板渗入矿坑。根据矿山提供的矿井正常涌水量一般为15m/h，最大涌水量为30m/