21116作业规程.doc

龙固煤矿 21116工作面回采作业规程 目录第一章 概 况3第一节 编制依据3第二节 工作面位置与井上下关系3第三节 煤层情况4第四节 煤层顶底板5第五节 地质构造7第六节 水文地质7第七节 瓦斯情况8第八节 影响回采的其它因素8第九节 储量及服务 年限9第二章 采煤方法10第一节 巷道布置10第二节 采煤方法及采煤工艺13第三节 设备配置18第三章 顶板控制20第一节 顶板支护设计20第二节 工作面顶板控制21第三节 运输巷、回风巷及端头顶板支护33第四节 矿压观测34第四章 主要生产系统36第一节 运输系统36第二节 “一通三防”与安全监控38第三节 排水45第四节 供电47第五节 照明、通信和信号59第六节 人员定位系统61第七节 压风自救系统62第八节 供水施救系统64第五章 劳动组织及主要技术经济指标65第一节 循环作业65第二节 劳动组织形式66第三节 主要技术经济指标67第六章 煤质管理68第一节 煤质要求68第二节 保证煤质的措施68第三节 保证煤炭回收率的措施68第七章 安全技术措施69第一节 一般规定及标准化要求69第二节 顶板71第三节 破煤、装煤82第四节 防治水84第五节 机电85第六节 运输92第七节 “一通三防”及安全监控100第八节 其它102第八章 灾害应急措施及避灾路线107第一节 工作面水灾避灾路线107第二节 工作面火灾、瓦斯、煤尘爆炸避灾路线107第三节 发生重大事故时的应急预案109第一章 概 况第一节 编制依据一、煤矿安全规程、煤矿岗位技术操作规程二、已经批准的东一采区设计三、已经批准的21116工作面回采地质说明书四、已经批准的2011年度采掘接续计划第二节 工作面位置与井上下关系工作面位置及井上下关系表 表1-1-1水平名称-440水平采区名称东一采区地面标高+33+35m井下标高-292.8-316m地面相对位置季节性农田、鱼塘和洼地。回采对地面设施的影响地表为季节性农田、鱼塘和洼地，回采将对地表产生一定的影响。井下位置及与四邻关系南临井田边界煤柱，间隔张庄断层与龙东井田相毗邻；西临21106采空区；东临21112采空区及井田边界煤柱与湖区毗邻；北临原21116运输联络巷。 走向长度/m79倾斜长度/m240面积/18960第三节 煤层情况 煤层情况表 表1-2-2煤层厚度（m）1.441.31.6结 构简单容重（t/m3）1.32硬度2.02.5煤 种肥煤倾角（）509稳定程度较稳定煤层情况描述黑色、半光亮型、块状构造，局部为粉末状构造，玻璃光泽，含有较多黄铁矿薄膜，性脆，内生裂隙发育。第四节 煤层顶底板 煤层顶底板情况表 表1-3-3顶、底板名称岩石名称厚 度（m）特 征老顶粉砂岩、灰岩19.581.0m灰黑色粉砂岩、0.3m浅灰色灰岩（十一）、19.58m深灰色粉砂岩、1.8m浅灰色粉细砂岩互层、0.34m煤19、1.8m浅灰色灰岩（十）、5.4m深灰色粉砂岩。直接顶十二灰岩4.5致密块状,硬度68,裂隙较为发育,方解石脉填充，局部为双合顶，易于冒落抗压强度4491139kg/cm2 。直接底深灰色粉砂岩1.4直接底为浅灰绿色粘土质粉砂岩,厚约1.4m,含较多植物根部化石，遇水易膨胀，硬度f=35老底灰色灰岩33.250.9m棕灰色灰岩（十三）、0.6m煤22、2.55m浅灰绿色细砂岩、2.8m灰色粉砂岩、3.7m深灰黑色泥岩、5.25m浅绿灰色粘土岩、1.0m灰黑色泥岩、1.2m浅棕灰色灰岩（十四）、1.15m暗灰色粘土岩、7.7m中粗粒铁质石英复矿砂岩、0.5m灰灰绿色粘土岩、6.5m浅棕灰白色灰岩（十五）。附图1-1-1：综合柱状图第五节 地质构造断层情况表 表1-4-4断层名称走向（）倾向（）倾角（）性 质落差/m对回采的影响F11310382正断层1.6无影响F21031385正断层1.2无影响F31031385正断层0.3无影响F417126165正断层7.0无影响本工作面内煤层赋存较稳定，平均1.44m。整个工作面实际揭露4条正断层，其中F1、F2、F3断层落差1.4m1.6m，落差较小，且在停采线以外；F2断层在21116材料道揭露时落差为1.2m，在跳面切眼揭露落差为0.3m，该断层向工作面延伸有逐渐尖灭的趋势，且该断层在陷落柱保护煤柱中；F4断层在21116运输联络巷揭露时落差为6.0m，在21116溜子道揭露落差为7.0m，该断层在停采线以外；该工作面材料道4#导线点在陷落柱保护煤柱线内，根据中国矿业大学提供的陷落柱物探资料表明：该陷落柱上下40m范围内部含水，不导水；但回采期间由于受采动影响不排除深部灰岩水向上导出的可能。根据煤矿防治水规定留设30m的防水煤柱。第六节 水文地质一、含水层（顶部和底部）分析21煤层直接充水含水层为该煤层顶板十二灰，十二灰裂隙较发育，方解石充填，富水性差，以静贮量为主。在21116两道掘进过程中，无出水等异常现象。21煤层距下部十四灰18.2m左右，距奥灰41.15m左右。矿井精查地质报告阐明：十四、十五灰与奥灰有一定的水力联系，奥灰具有含水量大，水量丰富的特点，因此奥灰含水层对本区的开采有较大的威胁。21116工作面两侧均有开采史，其中距该面35m为2003年回采结束的21106采空区和邻面2010年回采结束的21112采空区，两个工作面实际回采期间涌水量相差较大，21106工作面涌水量为25m/h，21112工作面无出水现象，21106工作面经过多年的自流放水，水量呈逐年减少趋势（其中21106工作面采空区出水量为5m/h）这说明大堤煤柱区域21煤下部的水源水已经得到很好的疏放。但根据工作面物探资料结论表明：影响该面回采的为A、B、C、D四个异常区，其中A和C两个异常区富水性弱、B和D异常区富水性中等弱，因此应重点关注B和D异常区。工作面在回采前必须在规定时间内对异常区进行处理，确定安全后再回采。工作面在材料道掘进到4#导线点前15m揭露一陷落柱，为了探明其导水性和范围，采用瞬变电磁勘探方法进行探查，其结论表明：1、该陷落柱上下40m范围内部含水，不导水；但回采期间由于受采动影响不排除深部灰岩水向上导入的可能。2、该陷落柱不具有明显的含水性，陷落柱与周围的岩层在物理电性差别不大，探测的曲线上有些细微的异常，据此分析出该陷落柱的长轴约30m短轴约15m。二、涌水量1、正常涌出量：7.4m3/h2、最大涌出量：11.1m3/h第七节 瓦斯情况本矿属于低瓦斯矿井，瓦斯相对涌出量0.32m3/t，瓦斯绝对涌出量0.35m3/min，本工作面瓦斯相对涌出量0.76m3/t，瓦斯绝对涌出量0.21m3/min。第八节 影响回采的其它因素影响回采的其它地质因素情况表 表1-5-5其它因素对回采工作面的影响CH4低CO20.5 m3/min煤层爆炸指数45.71%煤层自燃倾向性I类易自燃地温危害无冲击地压危害无地质部门对回采工作的建议：1、施工单位要增强水害防治意识，注意观察出水征兆，发现有出水征兆立即停止作业，撤出人员至安全地点后汇报调度室。2、在21116工作面回采过程中，必须加强底板水的防治管理工作，加强观测工作面涌水量变化情况，建立健全排水制度。3、该煤层属类自燃发火倾向，强爆煤层，同时煤层较干燥，要加强综合防尘和防止煤层自燃工作。4、煤层顶板为十二灰，裂隙较发育，回采时要加强顶板管理。5、过断层时，制定切实可行的过断层措施，减少破底量，尽量少扰动底板。第九节 储量及服务年限一、储量工业储量： 3.604 (万t)可采储量： 3.496 (万t)（回采率为97%）二、工作面服务年限每日按4个作业循环，日进4.8m服务年限计算如下：工作面的服务年限=可采推进长度/设计月推进长度 a =（240/120）月 =2.0月第二章 采煤方法 第一节 巷道布置一、采区设计、采区巷道布置概况南临井田边界煤柱，间隔张庄断层与龙东井田相毗邻；西临21106采空区；东临21112采空区及井田边界煤柱与湖区毗邻；北临原21116运输联络巷。开采水平-292.8-316m。开采区域走向长79m，倾斜长240m，面积18960。地层倾角0 9,平均5左右。该采区现有一条采区轨道巷和一条采区皮带巷，轨道巷开窝于屯头系轨道巷4点后3.3m为开窝中，按方位N123施工，皮带巷平行轨道巷布置。岩巷巷道规格为：宽3.0 m高3.0m，半圆拱，煤巷巷道规格为：宽4.0 m高1.8m，矩形。二、工作面进风巷 1、支护方式：正常情况下巷道支护方式为裸体支护，遇地质构造或顶板状况不好等情况时采用1.8m普通螺纹钢锚杆配合钢筋梯梁支护顶板。2、巷道净断面：巷道断面为矩形，规格：净宽4.0m净高1.8m，净断面7.2m2。3、管线敷设：靠左帮敷设供电线路、通信电路及绞车信号电缆，靠右帮敷设2寸防尘管路、压风管和供液管路。看现场后，决定在21116联络巷处设置移动变电站、乳化液泵站等。4、用途：工作面的进风、材料供应及废料回收、行人等。三、工作面回风巷1、支护方式：正常情况下巷道支护方式为裸体支护，遇地质构造或顶板状况不好等情况时采用1.8m普通螺纹钢锚杆配合钢筋梯梁支护顶板。2、巷道净断面：巷道断面为矩形，规格：净宽4.0m净高1.8m，净断面7.2m2。3、管线敷设：靠左帮敷设供电线路；靠右帮敷设2寸防尘管路、压风管路。4、用途：主要用于工作面的回风、行人，并在巷道靠上帮布置40T刮板输送机、SPJ-650胶带输送机将煤炭外运东一皮带机巷。 四、工作面开切眼 工作面开切眼长度79m，裸体无支护，矩形巷道，巷道规格：宽4.0m高1.6m。附图2-1-2：工作面运输巷、回风巷、开切眼布置图附图2-2-3：工作面及巷道布置平面图第二节 采煤方法及采煤工艺一、采煤方法1、采煤方法：单一走向长壁。2、采煤方法选择依据：根据已批准的工作面设计及该面的地质条件，采用单一走向长壁采煤法。根据地质资料和煤机选型，确定采高为一次采全高。二、采煤工艺：工艺顺序: 打松动炮眼装药、放松动炮采煤机割煤（刮板运输机运煤）返刀挂梁支护顶板推溜临时支护采煤机割煤（刮板运输机运煤）返刀推溜打正规支柱、挂短梁回柱放顶。1、落煤方式：放松动炮后采用MG132/320型采煤机螺旋滚筒截割落煤，滚筒截深0.6m。2、采煤机主要技术特征采煤机主要技术特征表 表2-1-6采 高0.851.55m电动机形式偏心出轴定子水冷滚筒直径0.85m电动机功率及电压180/200KW，660/1140V牵引方式液压无链牵引防尘方式内外喷雾牵 引 力22T摇臂长度1285.7mm卧 底 量750mm滚筒转速84r/min牵引速度05m/min配套输送机SGD-630/220W截 深0.6m外形尺寸85122030840 mm3、松动炮工艺及技术参数：1）、钻爆工具：选用ZM-12型煤电钻、长1.4m麻花钻杆及配套Y型钻头（有水孔），MFB-200型电容式发爆器。2）、雷管炸药的选择：雷管选用15段毫秒延期电雷管（延时不超过130ms）；炸药选用煤矿许用安全等级不低于二级的乳胶炸药。3）、炮眼布置：炮眼沿工作面中部布置，间距1.0m1.5m。4）、装药量：视工作面煤层硬度，每眼装药23卷，即400g600g/眼。5）、装药及联线：采用正向装药方式，封泥长度不得低于0.5 m，水炮泥外剩余炮眼部分用粘土填满封实，放炮采用串联方式。6）、装药、放炮要求:一次装药长度与一次起爆长度不超过26m，一次装药一次起爆。7）、放炮：正常情况下，工作面放炮从溜尾向溜头进行，采用分段放炮方式，若遇地质构造或顶板破碎压力较大特殊情况，应减少装药量或减少一次放炮长度。8）、爆破说明书及火工品材料消耗：附图2-3-4：爆破说明书及炮眼布置图炮眼布置图爆破说明书炮眼指标循环指标眼距1.0m1.5m眼数5380个顶距0.8m雷管数5380个底距0.8m炸药量2148Kg仰角水炮泥5380个俯角5炮泥水平角75其它装药方式正向装药量23卷/眼联线方式串联封泥0.5m/眼孔径38mm水炮泥1个/眼孔深1.4m4、割煤方法1）、采煤机的进刀方式采煤机的进刀采用端部自开缺口、斜切进刀的方式，斜切进刀段长度不少于25m（以煤机前滚筒为准），进刀深度0.6m。具体操作如下：采煤机向下（上）割透端头煤壁；按上（下）推移刮板运输机，使得刮板运输机弯曲段为15m后，将两个滚筒的上下位置调换，向上（下）进刀，通过15m的弯曲段至23m处，使得采煤机达到正常截割深度（即0.6m）。按要求推移刮板运输机至平直状态。将两个滚筒的上下位置调换，向下（上）割三角煤至割透端头煤壁。割完三角煤以后，将两个滚筒的上下位置调换，采煤机空机返回，进入正常割煤状态。2）、采煤机正常切割：正常割煤长度为25m，采煤机以2.04.0m/min的速度向上（下）割煤，采煤机正常割煤采用前滚筒在上部、后滚筒在下部的方式。3）、工作面采用单向割煤，往返进一刀，采煤机牵引方式为液压无链牵引。进刀方式见下：附图2-3-4：采煤机进刀示意图5、移溜方式: 采用推溜器人工推移工作面输送机，移溜步距0.6m，移溜距煤机1015m，追机作业。输送机弯曲度不得超过35，移溜时最小弯曲段长度不得小于15m，推移方向按自下（上）而上（下）顺序进行。1）、采煤机向下（上）端正常割煤时, 按照自上（下）而下（上）的顺序，依次推移刮板运输机，距离至采煤机后滚筒1015m。2)、在采煤机向上（下）斜切进刀切入煤壁规定截深后，将工作面运输机按自下（上）而上（下）的顺序推向煤壁,成一条直线。6、装煤：通过MG132/320型采煤机螺的旋滚筒配合SGZ-630/220W型刮板运输机铲煤板实现装煤自动化。SGZ-630/220型刮板运输机主要技术特征表 表2-2-7 实际长度 79m刮板链规格 1864mm转运量 400T/h中部槽水平弯曲度2刮板链速 0.93m/s刮板间距 920mm电机功率1102KW中部槽规格 (mm)1500630220电机转速1475R/min刮板链式双中链7、运煤：工作面采用一部79m长SGZ-630/220W型可弯曲刮板输送机运煤，溜子道采用1部70m长SGB-40T型刮板输送机和两部共计240m长SPJ-650型胶带运输机运煤（随工作面的推进，逐渐缩短）。第三节 设备配置工作面设备配备表 表2-3-8序号设备名称型号数量单位备注1刮板输送机SGZ-630/220W1部2采煤机MG132/3201部3真空电磁起动器QJZ1-300/11402台4皮带机SPJ-6503部5刮板输送机SGB-40T1部6乳化泵XRB2B2台7提升绞车JD-256部8提升绞车JD-401部9煤电钻综保BBZ1-2.52台10照明综保BBZ-41台附图2-4-5：工作面设备布置示意图第三章 顶板控制第一节 顶板支护设计 一、顶板支护设计1、采用类比法进行设计结合我矿回采东二、东三、东一采区及21111工作面的实践经验，采用工程类比法，工作面选用单体液压支柱配合金属铰接顶梁进行支护，三、四档管理，正悬臂，四、八分梁，支柱间距0.75m、排距1.2m。 2、合理支护强度的计算 1）、采用经验公式计算：Pt=9.81hk =9.811.682.5103 =0.31MPa式中：Pt工作面的合理支护强度,MPa；k 68倍的采高，本规程采用8倍采高进行计算；h采高，取最大采高1.6m；工作面顶板岩层容重，2.5103 N/m3。2）、选取同煤层矿压观测选择或预计本工作面矿压参数参考表中最大平均支护强度：380 kN/m(0.38MPa)，比较经验公式计算的结果0.31MPa，选取Pt=380 kN/m3、支柱实际支撑能力计算DW-18型单体液压支柱额定工作阻力为300kN，Rt=kgkzkbkhkaR=0.990.950.90.951.0300=241kN式中：Rt支柱实际支撑力,kN； kg工作系数,取0.99； kz增阻系数,取0.95； kb不均衡系数,取0.9； kh采高系数,0.95； ka倾角系数,1.0； R支柱额定工作阻力,300kN；4、工作面合理的支柱密度计算：N= Pt/ Rt=380/241=1.6棵/5、根据工作面的实际工作条件和采煤工艺确定工作面最大控顶距5.1m，最小控顶距3.9m，放顶步距1.2m。6、因为选取的铰接顶梁的长度为1.2m，所以排距a=1.2m，柱距b=a/N=1.2/1.6m2=0.75m。7、柱鞋直径的选择：根据现有条件，柱鞋直径选择400mm，满足支护要求。二、选择支护材料 根据上述分析计算，结合我矿回采21煤层的实践经验及现有支护材料等情况，进行综合分析后，确定该面的支护材料选用单体液压支柱配合金属铰接顶梁支护回采空间。单体液压支柱和铰接顶梁规格：本工作面煤层厚度1.31.6m，平均厚度l.44m，根据煤层厚度变化及顶底板移近量特征情况及以往开采经验，该工作面以选用DW18-300100、DW22-300100型外注式单体液压支柱为主，在回采过程中根据煤层厚度变化及时对支柱规格进行调整；选用DJB-1200型金属铰接顶梁和70cm的短铰接顶梁。第二节 工作面顶板控制一、工作面顶板管理工作面采用单体液压支柱配合金属铰接顶梁按齐梁直线柱布置，正悬臂四、八分梁。支柱间距0.75m，排距1.2m。三、四档管理顶板，见四回一。回料后老塘顶板自然垮落，全部垮落法管理。1、基本支护1）、本工作面煤层厚度1.31.6m，平均厚度l.44m，根据煤层厚度变化及顶底板移近量特征情况及以往开采经验，该工作面以选用DW18-300100、DW22-300100型外注式单体液压支柱为主，在回采过程中根据煤层厚度变化及时对支柱规格进行调整；选用DJB-1200型金属铰接顶梁和70cm的短铰接梁。工作面柱径为100mm的支柱，其初撑力不小于90KN（11.4MPa），两道超前支护、工作面密集支柱初撑力不低于50KN（6.3MPa），戗柱初撑力不低于50KN（6.3MPa）。 2）、工作面采用单体液压支柱配合金属铰接顶梁按齐梁直线柱布置，正悬臂四、八分梁。工作面支柱间距0.75m，排距1.2m。三、四档管理顶板，见四回一，最大控顶距5.1m，最小控顶距3.9m，放顶步距1.2m，进刀后要及时挂梁支护。根据要求，端面距控制在300mm以内。早班检修期间，在现有三档铰接梁靠煤壁侧每隔一棚挂一根70cm短梁，割煤一刀后，及时将短梁调换成1.2m铰接梁，割完第二刀打设好正规支柱后再将铰接梁靠煤壁侧每隔一棚挂一根70cm短梁护顶。该工作面直接顶为4.5m厚的石灰岩（十二灰），致密、坚硬、性脆，裂隙发育。回采后裂隙发育处的顶板会离层冒落。无裂隙发育处的顶板会缓慢下沉。工作面回采后采用全部垮落法管理顶板。3）、材料消耗：材料消耗量见下表（以工作面每推进1m计算） 表3-1-9项目煤厚及类别1.3m-1.6m 21煤 煤层倾角10工作面长度79m单位材料名称定额量支护材料块/m木枇40块/m木帽30块/m木垛料0.3松动爆破材料Kg/m乳化炸药13.2发/m8#雷管44只/m水炮泥44m/m21放炮线0.8Kg/m放炮角线0.1m/m6电缆/牛头线0.02“三铁”材料根/万吨液压单体支柱1根/万吨铰接顶梁/双楔梁2块/万吨水平楔/圆弧楔3块/万吨铁鞋/塑料鞋15个/万吨三用阀3采煤机个/mU84耐磨截齿4元/万吨其他配件5000工作面输送机个/万吨刮板4个/万吨连接环10元/万吨其他配件300040T刮板输送机个/万吨刮板5个/万吨连接环10元/万吨其他配件1000溜子道皮带机元/万吨配件500开关及五小元/万吨配件2000油料及油脂kg/万吨乳化油180kg/万吨100#抗磨液压油170kg/万吨320#齿轮油170kg/万吨锂基脂/钙基脂60工具台/万吨煤电钻0.4根/万吨煤钻杆5只/万吨煤钻头30台/万吨拔柱器0.2台/万吨注液枪0.2其它元/万吨杂品费用30002、特殊支护1）、正常工作时期的特殊支护形式、木垛：工作面上下端头距两道5m范围内及工作面中部应各设一个木垛，木垛布置在第二、三排支柱之间。要求木垛材质良好，四角对线，且打在实底上，用木楔撞足劲，不重楔不重料。木垛上部必须与顶板接实。、密集柱：在第三排每一棚档内打一棵支柱（柱距0.375m），加强切顶线处支护，支柱初撑力不小于50KN（6.3MPa）。、戗柱：在第三排每隔两棚打一棵戗柱，角度7075，初撑力不低于50KN。2）、特殊时期的顶板控制、来压及停采前的顶板控制：A、工作面老顶初次来压前必须编制专门安全技术措施。B、老顶来压时及工作面裂隙发育处的顶板，及时用板梁配合单体支柱打好支护。C、初放期间，工作面机头、机尾各打一个木垛，工作面每10m（中中）布置一个木垛。木垛布置在第二、三排支柱之间。要求木垛材质良好，四角对线，且打在实底上，用木楔撞足劲，不重楔不重料。木垛上部必须与顶板接实。工作面老顶初次来压和周期来压期间,应加强来压的预测预报。 D、工作面支柱初撑力不低于90KN（11.4MPa），轨道、运输巷所有单体支柱初撑力不低于50KN （6.3MPa）；特别注意工作面中部、两端头支柱的初撑力及支柱状态, 确保整体支护强度，预防冒顶。E、丛柱：顶板周期来压或采空区悬顶面积超过规定（25m2）时，工作面第二、三排之间每5m打一组丛柱，每组四根，组内呈正方形布置（0.750.75m）。F、加强上、下端头顶板管理。G、工作面停采时要编制停采措施，加强顶板管理。停采前，工作面控制在最小控顶距；工作面上下端头距两道5m范围内各打一个木垛，工作面每10m（中中）布置一个木垛，木垛布置在第二、三排支柱之间。要求木垛材质良好，四角对线，且打在实底上，用木楔撞足劲，不重楔不重料，木垛上部必须与顶板接实；靠煤壁侧按照间距1.0m打设一排带帽点柱，支柱支设角度、初撑力符合要求，拴好防倒绳；对工作面工程质量进行整改，对支柱初撑力不足、未穿鞋、不垂直顶底板或钻底量过大等问题，必须彻底进行处理；对工作面所有支柱进行二次补液，确保支柱的初撑力不小于90KN。、过断层及顶板破碎时的顶板控制正常情况下，顶梁与顶板之间不需要加枇子。对于局部顶板破碎带，在铰接梁上用枇子护顶，每根铰接梁上用3块枇子；视现场情况如果需要，用笆片将顶板背严。必须加强过断层回采时的顶板管理工作，要控制好采高，断层处的支柱要确保达到初撑力，支柱间距可适当缩小；根据现场情况用板梁配合单体支柱打好支护；煤机割煤后要及时挂梁支护；在断层面两侧各布置一个木垛，要求木垛材质良好，四角对线，且打在实底上，用木楔撞足劲，不重楔不重料，木垛上部必须与顶板接实；届时必须编写有针对性的补充措施。、应力集中区的顶板控制 应力集中区为老塘悬顶地段，要求在第三排每一棚档内打一棵支柱（柱距0.375m），加强切顶线处支护，支柱初撑力不小于50KN（6.3MPa）。在第三排每隔两棚打一棵戗柱，角度7075，初撑力不低于50KN。采空区悬顶面积超过规定时，工作面第二、三排之间每5m打一组丛柱，每组四根，组内呈正方形布置（0.75m0.75m）。3、备用支护材料：1）、使用数量 工作面进风道超前支护40m，需要51棵单体支柱，34 根双楔梁和17根金属铰接顶梁；端头支护需要27棵单体支柱，20根双楔梁。合计需要78棵单体支柱，54根双楔梁，17根金属铰接顶梁。工作面回风道超前支护40m，需要51棵单体支柱，34根双楔梁和17根金属铰接顶梁；端头支护需要27棵单体支柱，20根双楔梁。合计需要78棵单体支柱，54根双楔梁，17根金属铰接顶梁。 备用支护材料的数量、规格见下表 表3-2-10名 称型号应有数量 备用量合计支护材料单体支柱DW18-300100DW22-300100558棵152棵56棵16棵614棵168棵板 梁长宽厚3.50.250.15m1010木垛料长宽厚1.20.160.16 m26327290铰接顶梁DJB-120070cm短铰接梁4643547551140木 帽0.260.150.05m316316柱 鞋铁 鞋71071781临 时 木 鞋0.30.30.06m枇 子1.50.080.05m700700注：随着生产的进行，工作面的煤厚可能发生变化，为此在生产中应及时调整单体支柱的规格，使之与采高相适应。2）、存放管理 、支柱、顶梁要建帐统一管理，现场牌板与实物相符。 、支柱、顶梁分类码放整齐，损坏的柱、梁不得使用，及时更换上井。 、按工作面正常使用量的10%准备备用支护材料，支护材料存放于轨道巷距工作面300350m处（材料硐室），距轨道距离不少于0.5m, 有1.0m以上宽度的人行道和必需的运输通道，分类码放整齐，专人负责并挂好标志牌。附图3-1-6：工作面支护图附图3-2-7：工作面剖面图4、支护顺序和要求：1）、支护顺序：、工人进入工作面，应先找掉危矸、活石，整理好歪倒的支柱。、煤机单刀割煤过50m后，应返刀拾煤；浮煤装净后，滞后煤机1015m推移溜子、挂梁，顶板破碎处靠人行侧，每一节溜槽打一棵临时支柱。、煤机割过一刀，返刀后，滞后煤机1015m，调整推溜器，推移溜子至煤壁；支护时，应先打好替柱，再回临时支柱，并及时在溜子后打一排正规支柱，然后在铰接梁靠煤壁侧每隔一棚挂一根70cm短铰接梁支护顶板。、挪移木垛、打好戗柱。、回柱放顶。2）、支护要求、工作面应达到动态的质量标准化要求,确保“三直、二平、一净、二畅通”的质量要求。、加强支护强度,确保支护质量, 工作面柱径为100mm的支柱，其初撑力不小于90KN（11.4MPa），两道超前支护、工作面密集支柱初撑力不低于50KN（6.3MPa），戗柱初撑力不低于50KN（6.3MPa）。、采煤机割煤后，要及时挂梁支护，防止长时间空顶，挂梁时必须使用水平楔。顶梁的圆柱销小头必须沿工作面倾斜方向向上布置（即小头朝向工作面溜尾方向）。梁头要垂直于煤壁并成一条直线，悬臂长度合适；否则要及时调整。靠煤帮一档的顶梁要打齐水平楔。、工作面出现冒顶时，要及时用木料接顶，接顶质量必须符合要求。、基本支柱的架设必须做到及时、牢固、迎山有力，迎山角度35，严禁退山，并支设在实底上，底板松软时必须穿鞋，保证钻底量不超过100mm。若穿鞋后钻底量仍超标应及时更换大尺寸柱鞋。支柱间排距必须控制在规定范围内并保持均匀。5、单体支柱的管理1）、入井前所有的单体液压支柱必须进行压力试验，全面检查，登记造册。井下必须每班清点，实行现场交接班管理，确保支柱不丢失。2）、支柱必须对号入座，不得串号，回出的支柱必须全承载。3）、材料道要有足够的备用支柱，并分类码放整齐。4）、工作面损坏的支柱及时运出、回收升井，材料道、溜子道存放损坏支柱不得超过50根。支柱在运输、装卸过程中严禁摔砸。二、最大控顶距、最小控顶距、放顶步距确定：1、端头支护的支设在工作面支护前完成，端头支护的回料在工作面回料完成后进行。端头支护滞后工作面的距离与工作面放齐。2、根据工作面控顶设计，最大控顶距5.1m，最小控顶距3.9m，放顶步距1.2m。三、初次放顶和正常放顶期间的顶板管理1、初次放顶期间的顶板管理1）、初放期间，矿成立专门的初放领导小组，小组成员分组三班现场跟班检查、指导，对现场存在的隐患、出现的问题及时提出整改意见。2）、对领导小组提出的整改意见必须及时、认真整改完毕方可继续施工。3）、按作业规程要求及时做好工作面两道超前支护，并认真检查、维护，保证安全出口畅通。4）、端头支护采用双楔梁，双楔梁一梁一柱,操作时必须有专人负责监护及观察顶板。5）、工作面局部顶板破碎处，用板梁打一梁两柱加强支护，根据现场情况必要时加枇子护顶。6）、严格落实工作面测压制度，每班必须有专人负责测量和记录支柱初撑力、间排距及端面距，发现不符合要求的必须立即整改。7）、技术科及时做好工作面顶板来压的预测、预报工作。8）、工区带班干部每班向矿调度室汇报工作面顶板变化情况。9)、工区安排有经验的老工人专门负责观察顶板变化情况，若发现顶板初次来压且有冒顶征兆时，必须及时发出撤人信号。工作面所有人员在收到撤人信号后，必须全部立即撤到工作面两道至少20m以外的安全地点，由带班区长清点人数，并及时向矿调度室汇报。待顶板变化稳定后，由带班区长和初放领导小组跟班人员共同指定专人进入工作面维护好顶板，在确保安全的情况下，方可安排其他工人进入工作面恢复生产。10)、当工作面出现四档支柱后，必须在第三排正规支柱上每隔两棵打好戗柱，然后才能回第四排的支柱。2、回柱前必须对工作面支柱进行二次补液，确保支柱的初撑力符合作业规程要求（90KN）。1)、工作面木垛必须严格按照作业规程要求支设，不得随意更改其间距。2)、工作面末排严格按作业规程要求支柱支设密集点柱，以防止顶板垮落时向工作面窜矸。3)、初放期间采空区悬顶距离大于10m时，必须及时在工作面支护后方用竹竿打信号柱（信号竹竿直径不低于10cm）。信号柱不得采用腐烂、变质的竹竿且必须架设牢固，柱距6m，排距4m，随工作面的推进不断打设直至初放工作结束。4)、回柱后，顶板不垮落或者缓慢下沉，悬顶面积超过规定（面积大于25 m2）时必须采取措施，增打切顶支柱，并有适当的迎山角（35），形成戗柱。同时在第二、三排之间每隔5m打一组丛柱，丛柱每组四棵，组内呈正方形（0.75m0.75m）布置。如顶板压力显现过于强烈或采空区悬顶面积过大时，根据现场情况采用一梁两柱托棚加强支护。5)、工区安排专人做好该面矿压资料的收集工作并做好初放记录。6)、工作面老顶初次跨落后，经初放领导小组成员现场检查确认初放工作已经结束后，方可转入正常回采。3、正常放顶期间的顶板管理1)、基本支护、特殊支护不齐全不准回柱放顶。2)、回柱前必须先维修作业区内歪斜、变形支柱，补齐基本支柱，清理好退路。3)、采用人工分段放顶，分段距离不得小于15m，段与段之间要互创有利条件。4)、回柱时必须二人配合，一人观察顶板，一人回柱，观察好退路开始回柱。5)、不准两组在一起同时开口或对头回柱。6)、割煤与放顶平行作业时，割煤与回柱地点的安全距离不得小于20m，严禁在最小控顶区域内摘、回支柱。7)、回柱顺序为自机尾向机头方向，必须集中精力，注意观察顶板及支柱情况，发现异常必须停止回柱，进行维护加固，确认无危险时方可继续回柱。顶板压力大或破碎时要打临时柱或加板梁维护，待压力稳定后再回柱。8)、严格执行先支后回的操作顺序，严禁提前摘柱和进入采空区内作业。9）、采空区悬顶面积在25m2以上时，必须及时上齐打牢特殊支护。四、回料方式1、回料方式及其顺序1）、工作面回料方式工作面采用人工分段回料，两人一组，一人观察顶板，一人回料。相邻两回料组的间距应不小于15m。回柱前必须认真检查顶板和支柱情况，若有顶板来压，棚档缺少支柱、支柱歪扭、支柱失效等情况，应先对其进行处理，尔后，在压力稳定、工具用料齐全、特殊支护完整的情况下，按自下而上的顺序，先回木垛料，后回支柱，再回收其它材料。2）、回料工艺、 回料前应先对回料地点的支柱进行二次补液，补齐特殊支护及基本支护，坚持用长把卸载阀（不小于1.5 m）或拴长绳远距离放顶。 、回料前应清理好工作面的浮矸（煤）、杂物，确保退路畅通。 、回料顺序由机尾至机头方向，由老塘至煤壁，特殊地段可先回撤，但不能反向回料，先回木垛料再回支柱，回木垛前先加固木垛周围的支护，回出的木垛料及时转走。 、回柱时，回柱工和观察顶板人员都必须站在回柱地点的斜上方支架牢固安全的地点进行操作，一人回柱放顶，一人观察顶板，直到把支柱回完，回出的支柱打在新切顶线处，严格坚持边回边支的规定。回末排支柱时，必须固定好拔柱器后再卸载拔柱。 、第三排的正规支柱必须每隔两棚打一棵戗柱，工作面切顶线所打的密集点柱必须进行全承载支护。 、工作面出现错茬时，错茬处要留不少于两棚的支柱暂不回撤。 、工作面倾角较大时（15），回料时各回料组之间用竹笆或荆笆配合镀锌钢丝绳设立不低于1.0m的挡矸栏，防止窜矸伤人。 、停液、停电、柱子失效、工作面未二次补液、支柱间排距不符合规程要求、工作面支柱未经验收员测压，不得回柱。、 回撤最后一根或一组支柱时，要支设好护身柱后再回撤。3）、回料与打眼、装药、放炮不得同时作业；与机械落煤平行作业时必须保持20m以上的安全距离。两道的回撤应坚持“机尾向机头方向，先里后外”的原则，逐棚逐架地进行。第三节 运输巷、回风巷及端头顶板支护一、进风巷、回风巷的顶板管理 ：1）、进风巷、回风巷的超前支护：根据相关技术规定及我矿现场生产实际，该工作面两道超前支护均采用单体液压支柱配合金属铰接顶梁（双楔梁）、柱鞋进行支护。自煤壁起2Om范围内为双排支护，2040m范围内为单排支护（靠煤壁侧）；靠煤壁侧的超前支护全部使用双楔梁，另一侧使用金属铰接顶梁，顶梁的圆销大头朝向巷道两帮。柱距1.2m，每根柱子都必须拴好防倒绳。、 进风巷：中心线1.2m 的上下两侧各架设一排支柱。、 回风巷：一排靠溜子边打，与溜槽保持150200mm间距；另一排靠上帮打设，两排超前支护之间应留0.8m以上的人行通道，以便于行人、运输等。、 两道超高段采用2.5m长方木配合木垛料将顶板接实后，视现场情况选用2.5m或2.8m长单体液压支柱进行支护。、顶板破碎或地质构造带采用单体液压支柱配合板梁一梁两柱进行扶棚支护，视现场情况棚距控制在1.0m1.5m。、巷道压力大、支护变形的动压区内必须及时进行超前支护(除采用单体支柱配合板梁支护外，还可采取架设临时支架如托梁棚、点柱等措施进行加强支护)。、超前支护以外的巷道出现煤壁片帮时应及时打点柱支护，顶板破碎时扶棚瞒笆支护。（支护密度根据现场情况确定。）二、工作面端头及安全出口的管理1）、支护形式、端头支护:a、 因该煤层顶板坚硬，根据顶板岩性及经验考虑，使用双楔梁配合单体液压支柱进行支护。每个端头不少于五棚，出口高度不低于1.6m。b、 工作面上下端头距两道5m范围内各设一个木垛，要求木垛材质良好，四角对线，且打在实底上，用木楔撞足劲，不重楔不重料。木垛上部必须与顶板接实。C、安全出口：工作面安全出口与巷道连接处采用超前支护的方式加强支护。超前支护采用单体液压支柱配合金属铰接顶梁（双楔梁）、柱鞋进行支护。自煤壁起2Om范围内为双排支护，2040m范围内为单排支护（靠煤壁侧）；靠煤壁侧的超前支护全部使用双楔梁，另一侧使用金属铰接顶梁。柱距1.2m，每根柱子都必须拴好防倒绳。2)、质量要求 、安全出口高度不得低于1.6m，行人宽度不得小于0.8m。巷道内不得有浮碴、杂物、余料等。、工作面端头支柱与上下两道超前支柱的间距不得大于0.5m，顶板必须接实，严禁漏顶。、双楔梁的弧形刹必须齐全，梁间要用圆柱销联好,并保持平直，顶梁上方起伏不平处用木料接实顶板。、所有单体液压支柱三用阀方向一致，朝向采空区。、端头支护必须满足以下要求：a、 要有足够的支护强度（初撑力90KN），保证工作面出口安全畅通。b、 要有足够空间为运输机头、机尾的正常运转、维护和操纵设备人员提供条件。g、 工作面运输机的机头、机尾压柱齐全、质量可靠，并拴好防倒绳。d、 覆盖运输机电机、减速箱区域的双楔梁，梁上必须有双楔。不得出现二根悬梁，悬梁间柱与柱间距不得超过2m。e、回采工作面回风隅角，瓦斯监测、监控传感器位置合理，监测数值准确，设置断电点、报警点，复电浓度，断电范围必须符合本规程 “一通三防与安全监控”的规定。f、工作面上下口消防设备、设施等必须符合本规程 “一通三防与安全监控”的规定。第四节 矿压观测一、 矿压观测资料1、煤层的冲击倾向该区为一宽缓褶皱，地层倾角平缓，不会造成较大的应力集中。2、该工作面直接顶属4类，坚硬顶板；老顶属II级，来压明显。根据我矿东一、东二、东三采区各工作面收集的矿压资料显示，在正常情况下，工作面初次垮落步距为3040m，周期来压步距为1520m。3、同煤层临近采区的矿压资料及本工作面矿压参数同煤层临近采区的矿压资料及本工作面矿压参数表 表3-3-11序号项 目单位同煤层实测本面选取或预计1顶底板条件直接顶厚度m4.494.5基本顶厚度m17.319.58直接底厚度m2.190.92直接顶初次垮落步距m1825203初次来压来压步距m304035最大平均支护强度kN/m380380最大平均顶底板移近量mm150200来压显现程度较强较强4周期来压来压步距m152015最大平均支护强度kN/m360360最大平均顶底板移近量mm8080来压显现程度明显明显5平时最大平均支护强度kN/m350350最大平均顶底板移近量mm801006直接顶悬顶情况有悬顶面积大于25 m的情况。情况类似7底板容许比压MPa888直接顶类型类四四9基本顶级别级IIII10巷道超前影响范围m1012第四章 主要生产系统第一节 运输系统一、材料运输工作面需用及回收的材料、设备等物资，采用1.0t矿车或平板车，JD-25绞车、JD-40绞车，通过轨道巷或运输巷运进、运出工作面。1、工作面进料路线:地面副井-440东翼轨道巷21煤轨道巷屯头系轨道巷21112