某煤矿有限责任公司采煤工作面作业规程.doc

此文档收集于网络，如有侵权，请联系网站删除编号：111128枣庄王晁煤矿有限责任公司采煤工作面作业规程 采煤工作面名称： 2 0 3 0 3编 制 人： 华 枫 区 长： 施 工 单 位： 采煤一工区批 准 人： 编 制 日 期: 2011年 11月 28日执 行 日 期: 2011年 12月 18日目录第一章 概 况2第一节 工作面位置及井上下关系2第三节 煤层及其顶底板3第三节 煤层顶底板3第四节 地质构造5第五节 水文地质8第六节 影响开采的其他因素8第七节 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 采煤工艺13第三节 设备配置18第三章 顶板管理19第一节 支护设计19第二节 工作面顶板管理24第三节 顺槽及端头顶板管理31第四章 生产系统33第一节 运输系统33第二节 通防与监控系统35第三节 排水系统43第四节 供电系统43第五节 通讯照明系统44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48第六章灾害应急措施及避灾路线49第七章安全技术措施53第一节 一般规定53第二节顶板管理55第三节 防治水66第四节 爆破管理67第五节 通防及安全监测73第六节 运输管理75第七节 机电管理80第八节 其它84第八章煤质管理87第一章 概 况第一节 工作面位置及井上下关系20303工作面位于203采区西翼，西部和北部为20301工作面采空区，东南部为20305工作面采空区，西南部以井田边界与新安矿相邻，东北部距本矿工业广场1687米，西南部距新安矿工业广场350米，西南部距北沙河1100米，西北部距峦谷堆村590米。地面标高为+33.00+34.00m。 工作面位置及井上下关系表 表一水平名称二水平采区名称203采区地面标高+33.00-+34.00m井下标高-287.1-370.6m 地面的相对位置及建筑物20303工作面相对位置为粮田，东北部距本矿工业广场1687米，西南部距新安矿工业广场350米，西南部距北沙河1100米，西北部距峦谷堆村590米。回采对地面设施的影响20303采区开采12下煤，开采设计由台儿庄煤炭局以台煤字200557号批准的，自2009年4月份开采以来，20303工作面是203采区第五个回采工作面。回采会对地表影响较小。井下位置及与相邻关系20303工作面位于203采区西翼，西部和北部为20301工作面采空区，东南部为20305工作面采空区，西南部以井田边界与新安矿相邻，东北部为203轨道上山和203皮带上山。走向长度552m倾斜长度191m面 积101390m2第二节 煤层及其顶、底板20303工作面回采12下煤，工作面圈定范围内煤厚在1.01.5m之间变化，正常厚度在1.25m左右，直接顶板为2.24.04m厚的灰黑色、灰白色泥岩，硬度46。煤层直接底为八灰，厚0.81.5m，棕灰色，硬度15.2，煤层大部分存有伪顶和伪底，一般厚为00.4m，为泥岩或砂质泥岩。煤 层 情 况 表 表二煤层厚度（m）1.25煤层结构简单煤层倾角（）313开采煤层12下煤种气煤稳定程度稳定煤层情况描述煤（12下） 黑色，油脂光泽，块状构造，以亮煤为主，镜暗煤次之，为半暗半亮型内生裂隙发育，含黄铁矿。工作面圈定范围内煤厚在1.01.5m之间变化,正常厚度在1.25m,煤层结构简单，煤层倾角313。第三节 煤层顶底板顶底板岩性特征表 表三顶底板名称岩石名称厚度（m）岩性特征直接顶泥岩2.24.04上部灰白色,下部灰黑色,块状构造,富含植物化石,并含有黄铁矿结核,具滑面。伪顶泥岩00.4灰黑色、块状，具膨胀性。伪底泥岩00.4灰黑色、块状，具膨胀性。直接底灰岩（八）02.39m八灰：棕灰色、致密，性脆,微晶细晶结构,厚层状,生物碎屑结构,块状构造,含海百合茎,蜒科等化石,具裂隙,充方解石.附图一：工作面煤岩层柱状图 第四节 地质构造一、断层情况以及对回采的影响： 20303工作面地质构造类型属中等偏复杂，本工作面巷道掘进过程中共揭露正断层25条。20303材料道东部为一条落差815米的断层F23，该断层延伸至新安井田时断层落差增大至50米。工作面西部和20301工作面之间为一条落差010米的断层，延伸至井田边界附近尖灭。两条断层之间发育的伴生断层和次生断层较多，具体断层延伸和联系情况见平面图和巷道素描图。二、其他因素对回采的影响根据本工作面巷道掘进过程中所揭露情况，20303工作面范围内，没有陷落柱和火成岩侵入。 断层参数表 表四断层名称走向（）倾向（）倾角（）性质落差（m）对回采影响f110/19010045正断层5.0大f215/19510555正断层5.0大f3360/1809040正断层0.8小f420/20011050正断层1.0小f540/22013050正断层1.0小f620/22011065正断层5.0大F7345/1657565正断层2.5大F830/21012054正断层0.7小F90/1809065正断层17大F10165/34525555正断层2.0大F11350/1708065正断层5.0大F12130/31022050正断层0.5小F13215/3530545正断层0.8小F1430/21012045正断层1.0小F15330/1506065正断层2.0大F16280/1001050正断层1.0小F17355/1758565正断层4.0大F18295/1152555正断层1.5小F19190/1028050正断层1.1小F20320/1405055正断层1.5小F21105/28519545正断层0.7小F2220/20011045正断层0.8小F2310/19010065正断层4.5大F2430/21012045正断层1.2小F2530/21012045正断层3.0大附图二：工作面运输顺槽、轨道顺槽、采面切眼实测剖面图第五节 水文地质1、涌水量正常涌水量：10m3/h最大涌水量：30m3/h2、含水层分析：影响20303工作面回采的涌水水源为三灰、五灰、七灰、八灰、九灰。12下煤上距三灰52m，上距五灰28m，本井田三灰埋藏较深，无露头，补给条件差，充水空间不发育，赋水性弱。按照国标公式计算，“两带”冒裂高度为40.8m，但小构造和人工塌陷复合作用可使“两带”高度到达三灰。五灰分布不均匀，局部缺失，其涌水量14m3/h，我矿主暗斜井实揭五灰涌水量3m3/h。开采12下煤时，“两带”高度将达到五灰。七灰在局部裂隙发育时，可赋存少量裂隙水，出水量在12m3/h。八、九灰基本无水，只有极少处裂隙发育时有滴水现象。3、其它水源分析： 40-3、40-30孔封封闭情况良好，本工作面不受钻孔水影响。相邻的20305工作面回采后老塘出水量23m3/h，20301工作面在下材料道开门处的密闭墙处出水量小于1m3/h，20303工作面附近无采空区积水。附近无其它影响20303工作面回采的涌水水源。第六节 影响回采的其他因素12下煤层硬度0.85，比重1.35，顶板泥岩硬度24之间， 12下煤尘爆炸指数44%。有爆炸危险，低瓦斯，无瓦斯突出危险，无地温危害，无冲击地压危害。影响回采的其它地质情况表 表五瓦 斯本工作面瓦斯等级为低级，瓦斯相对涌出量0.31m3/t，瓦斯绝对涌出量为0.12m3/min。二氧化碳本工作面CO2等级为低级，CO2相对涌出量为2.13m3/t，绝对涌出量为0.66m3/min。煤尘爆炸指数煤尘具有爆炸性，爆炸指数为44%。煤的自燃倾向性自燃发火煤层，有自燃发火倾向性。地温危害无冲击地压危害无第七节 储量及服务年限1、工业储量：工作面圈定储量：20303工作面圈定面积101390m2,平均煤厚1.25米，容重1.35，计算工作面工业储量17.11万吨。可采储量：1013901.251.3597%=16.60万吨。本工作面设计回采率97%。2、采煤工作面服务年限工作面的服务年限=可采推进长度/月设计推进长度 =552/（23093.3%）=9.9个月第二章 采煤方法第一节 巷道布置一、采区设计、采区巷道布置概况20303采区开采12下煤，开采设计由台儿庄煤炭局以台煤字200557号批准的，自2009年4月份开采以来，20303工作面是203采区第五个回采工作面。20303工作面位于203采区西翼，西部和北部为20301工作面采空区，东南部为20305工作面采空区，西南部以井田边界与新安矿相邻，东北部距本矿工业广场1687米，西南部距新安矿工业广场350米，西南部距北沙河1100米，西北部距峦谷堆村590米。二、工作面轨道顺槽20303材料道东南部为断层集中带和20305工作面采空区，北邻203采区西翼轨道巷和203轨道上山。材料道采用11#矿用钢棚支护，净断面为5.5 ，是工作面的进风巷和辅助运输巷。三、工作面运输顺槽20303运输巷西部和北部为20301工作面采空区，东北部和203皮带上山、203轨道上山相邻，净断面为5.5 ，为工作面主要运输巷和回风巷。四、采煤面切眼20303面切眼位于20303材料道与20303运输巷之间。沿煤层底板掘进，采用11#矿用钢棚配合单体液压支柱支护。五、联络巷20303皮带联络巷从20301材料道E3点处开门，断面为5.5，采用钢棚支护，辅助运输及行人。六、溜煤眼无。七、峒室及其它巷道 无。附图三：工作面位置及巷道布置图 第二节 采煤工艺一、采煤工艺单一走向长壁采煤法，炮采工艺，工作面采用单体液压支柱配合金属铰接顶梁支护。二、采煤方法1、采用单一走向长壁采煤方法，采用全部垮落法管理顶板。2、采高和循环进尺的确定本工作面一次采全高，煤层平均厚度为1.25m，因而确定采高为1.25m。由于工作面采用齐梁直线且长1.0m的金属铰接顶梁支护，因而确定循环进尺为1.0m。3、落、装、运煤方式及概述：落煤：人工打眼，爆破落煤；装煤：人工攉煤；运煤：可弯曲刮板输送机配合胶带输送机运煤。4、爆破说明： 采用ZMS-12Q湿式煤电钻打眼。 采用安全等级不低于二级的煤矿许用炸药和煤矿许用毫秒延期电雷管爆破。采用FD200D型防爆连锁发爆器引爆。 采高低于1.25米时，炮眼布置为对眼；装药量：顶眼为 0.225 Kg，底眼为 0.375 Kg。采高大于1.25米时炮眼布置为五花眼，装药量：顶眼都为0.15Kg，腰、底眼为0.3Kg。眼距均为 1.0 米，眼深为 1.1 米（详见炮眼布置三视图）；根据现场情况可适当增减装药量。 采用反向装药结构，分组串联起爆，分组距离：对眼为10米，五花眼为 7m；分组间距为 5 m，一组装药必须一次起爆。 必须由工作面回风一侧向进风一侧（逆风流方向）放炮。 全面只能用一台放炮器放炮，放炮不得与其他工序平行作业。 严格执行“一炮三检”、“三人连锁”放炮制度并坚持谁联谁放的原则。5、炮眼布置（正视、俯视、侧视）三视图（见附图四）。6、炮眼装药结构示意图（见附图五）。7、装药量计算表 对眼布置 表六-1项目单位顶眼底眼合计炮眼个数个191191382装药量Kg0.2250.3750.6循环用药量Kg42.97571.6251146消耗定额Kg/万T3555.6项目单位顶眼腰眼底眼合计炮眼个数个191190191572装药量Kg0.150.30.30.75循环用药量Kg28655757.3142.95消耗定额Kg/万T44351五花眼布置 表六-2三、工作面正规循环生产能力循环产量 =19111.2511.3597% = 312.6吨日产量 =312.62 =625.2吨月产量 =625.23093.3%（循环率）= 17499.3吨第三节 设备配置一、设备配备情况1、可弯曲刮板输送机4台， 型号：SGB-620240T（双边链），技术参数如下：电机功率：240KW运输能力：150t/h 中间槽尺寸：1500620180mm2、 带式输送机二部，型号：SSJ-800275，技术参数如下： 电机功率：275KW 运输能力：400t/h 带宽：800mm 带速：1.93m/s3、辅助运输设备选用1.0吨的矿车和叉车，牵引设备选用JD-1型调度绞车，其主要技术参数如下：型号：JD-1静拉力：10KN 绳径：12.5 mm绳速：1.0330.433 m/s绳容量：400m滚筒直径：550mm外形尺寸：1100765780mm第三章 顶板管理第一节 支护设计一、单体支柱工作面的支护设计（使用顶底板控制设计专家系统）（一）采用类比法进行设计1. 参考本煤矿同煤层矿压观测资料，选择本工作面矿压参数。(见表六) 2. 合理支护强度的计算 采用经验公式计算：t 89.81hr =89.811.252.5=245.25（KNm2）式中：Pt工作面合理支护强度（KN/m2） h采高（m） r顶板岩石容重（t/m3 ），一般可取2.5。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。选取上述两项中最大值 245.25 （KNm2），即为工作面合理支护强度。3. 支柱实际支撑能力计算Rt = kgkzkbkhkaR =0.990.950.91.01.0300 = 249.1 （KN） 式中：Rt支柱实际支撑能力（KN/根）。 Kg工作系数取0.99 Kz增阻系数取0.95 Kb不均匀系数取0.9 Kh采高系数取1.0 Ka倾角系数取1.0 R支柱额定工作阻力，KN4. 工作面合理的支护密度计算： R= 245.25/249.1 = 0.98 （根m）5. 根据合理的支护密度及顶板完整情况，确定排距为 1.0 m、柱距为 0.7 m。（由于煤层厚度不稳定，当采高为2米时该支护密度也能满足要求。）6. 选择合理的控顶距最小控顶距为3.2m，最大控顶距为4.2m，放顶步距 1.0米。7.直接底为八灰， 如果由于八灰缺失或其它原因造成钻底超过100毫米时须穿直径为300毫米的柱鞋。柱鞋直径的计算： 200 = 285.2（mm）。 其中：Rt=249.1KN，Q=39MPa。因此取=300。同煤层矿压观测选择或预计本工作面矿压参数参考表 表六序号项 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m4.55.27.2基本顶厚度m4.54.5直接底厚度m2.04.002.42直接顶初次垮落步距m11.511.53初次来压来压步距m2525最大平均支护强度KN/ m2171.5171.5最大平均顶底板移近量mm33.933.9来压显现程度不明显不明显4周期来压来压步距m1111最大平均支护强度KN/m2171.5171.5最大平均顶底板移近量mm10.2710.27来压显现程度不明显不明显5平时最大平均支护强度KN/ m2171.5171.5最大平均顶底板移近量mm7.557.556直接顶悬顶情况m117底板容许比压MPa39398直接顶类型类229基本顶级别级10巷道超前影响范围m1010二 、乳化液泵站（一）泵站选型、数量乳化液泵站选用BRW12531.5C型两台。供液管路选用19和10的高压胶管，耐压25MP以上。主要技术参数如下：型号：BRW12531.5公称流量：125L/min公称压力：31.5MPa电机功率：75KW（二）泵站设置位置泵站安设在20303材料道距离采煤面80200m的位置。（三）泵站使用规定1、 两台泵要交替使用，一台泵连续使用不超过4小时。2、 要保证泵站压力不低于18 MPa，乳化液浓度为 23%，用配比容器配制，每隔2小时检查1 次，发现问题及时处理或汇报，并做好运转记录。3、 供液管路必须用皮子或塑料绳每隔 3 米吊挂整齐，严禁用铁丝吊挂。4、 泵站、供液管路和注液枪不得漏液，否则应立即处理；如有损坏立即更换。5、 经常维护泵站及其附近的支护，确保安全。每班认真检查，确保正常运转。6、 泵站及其附近保持清洁；备用件及坏件在指定地点分类码放整齐并挂牌管理。第二节 工作面顶板管理根据已开采的相邻工作面的经验，本工作面顶板为 级二类顶板，基本顶初次来压和周期来压均不明显，最大支护强度171.5 kN/ m2 。本工作面采用全部垮落法管理顶板。工作面基本支架为 DZ 系列单体液压支柱配合HDJB-1000型金属铰接顶梁，采用齐梁直线柱正悬臂形式布置；全面共配置270架基本支架，工作面端头各四对八架长3.2米的形大棚，两机尾各使用四对八架长2.4米的11#工字钢大棚，对工作面顶板实行全支护法管理。本工作面采用全支护法，三、四控顶，见四回一；最大控顶距4.2米，最小控顶距3.2米，放顶步距1.0米。一、 正常工作时期顶板支护方式1、工作面支回顺序（1）进入煤帮攉煤前要挂好顶梁并卸对柱支设临时支柱，攉出两棚距离（1.4 m）时要打贴帮柱；（2）移溜前卸溜前临时柱，在移溜后支设前排柱，并卸老塘剩余的对柱把前排基本柱支设齐全；（3）基本支柱全部打齐后，方可分段回柱放顶； （4）必须 “回一棵打一棵”，严禁回多支少，不得出现空载支柱或闲置支柱。2、工作面支护要求（1）工作面应达到动态的质量标准化要求，确保“三直、一净、二畅通”的质量要求。（2）加强支架的支护强度，支柱的初撑力不得小于90KN。（3）确保支护质量，支设前排柱时必须保持上、下成线，支设迎山有力，迎山角一般为 01度（煤层倾角的1/6），支柱接实顶板后要持续注液 5 秒钟，保证初撑力不小于 90KN；支柱后必须对中排支柱重新注液，以保证支柱支撑有力；保证支护密度：排距 1.0 m、柱距 0.7 m，偏差均不大于 0.1 m（特殊情况需增加支护强度，采取加强支护措施除外），顶梁必须垂直煤帮。（4）支柱必须与采高相适应，严禁超高使用，超高时应更换与采高相适应的支柱或用木料接实顶，活柱剩余量应不小于 100 mm。（5）支柱与底板要全面接触，否则应刨柱窝或凿麻面，不准打在浮煤、浮矸上；底板松软、支柱钻底量超过 100 mm 时必须穿铁鞋，铁鞋直径为300mm。（6）端面距不得大于300mm，否则应及时加支贴帮柱或掏梁窝挂超前挂梁支护顶板。（7）工作面人行道两侧支柱应及时拴齐两排防倒绳，绳有破损应及时更换。3、煤壁伞檐最突出部分不得超过150 mm，长度不得超过2 m，否则应及时用镐刨去。4、护顶要求工作面顶板完整处不铺竹笆。如顶板破碎，顶梁上方应沿倾斜方向铺设1.71.0的矿用竹笆，竹笆不需连接，但倾向搭茬不少于200；端头大棚上也应沿倾斜方向铺设1.71.0的矿用竹笆，竹笆不需连接，但倾向搭茬不少于200；二、 正常工作时期的特殊支护形式1、临时支护及贴帮柱进入煤帮作业前，必须先在人行道支架完整处用长把工具敲帮问顶，除去顶、帮活矸，确认无危险后，看好退路，选择顶板较好处挂上一块顶梁，在梁下掏出柱窝，摘取对柱支在梁上作临时支柱，然后依次挂梁；每挂一梁必须用锤镐将调角水平楔砸紧。每三梁至少打一棵临时支柱，其初撑力不小于 90 KN。当攉出两棚距离时，要及时摘取对柱打上贴帮柱；贴帮柱隔一棚（即1.4米）支设一棵，必须带木帽，迎山有力，初撑力不小于90KN。2、对柱对柱作为备用支柱，并起到加强支护的作用，必须每棚支设，应根据顶板情况适当掌握角度，一般以85900迎向老塘为宜。 3、密集柱密集柱戴大木帽以85900支设在放顶线上，起挡矸和辅助支护的作用。4、挡矸要求当采高大于1.6米，切顶线应设挡矸帘挡矸, 挡矸帘要挂严。三、回柱放顶及与其他工序平行作业的安全距离1、回柱放顶方法（1） 采用人工回柱放顶, 专用卸载手把回柱，特殊情况下，可用生根牢固的手拉葫芦辅助回料；正规循环时，采用见四回一。（2） 工作面分段分组回柱放顶，分茬点应选在顶板完整处，各组相互错距不小于 15 m，每组不能少于 2 人配合作业。（3）坚持“先支后回”、由里到外、由下到上的原则，回料前必须支设新对柱和密集柱，并且迎山有力，回一棵打一棵，不得出现闲置支柱，不得提前摘柱和进入采空区内作业。（4）必须由下向上，由老塘向煤帮回撤；回柱前必须维护好后路，两人配合作业，一人观察顶板及周围支架情况，另一人具体操作。观察人除协助回柱外，不得兼做其他工作。回柱时，应在卸载手把上拴 2 m 以上的长绳，进行远距离回撤。2、回柱放顶与支柱的距离不得小于15m。3、回柱放顶地点上5米下8米范围内严禁从事与放顶无关的工作。四、特殊时期（一）来压及停采前的顶板管理1、工作面顶板初次来压前必须编制专门安全技术措施。2、根据20301工作面回采情况和矿压观测资料知，初次来压和周期来压不明显，不需增加支护，但应加强工作面工程质量管理和矿压观测、预报工作，指派专门的顶板管理员在回柱放顶期间专门观察顶板。3、老塘顶板垮落不充分的地段，悬顶面积小于(25)时，可支设双密集柱；悬顶面积大于(25)时，采取强制放顶，使顶板冒落充分。4、放炮前、后、开工前、收工前必须对全面支柱重新注液加固，放炮崩倒崩歪的支柱应及时支好；放炮后必须及时支护，端面距不得大于300mm，否则应用单体液压支柱戴大木帽支设超前支护，支柱初撑力不得小于90KN。5、加强上、下端头的顶板管理，要提高支护质量适当加大支护密度，防止端头冒顶。6、工作面停采前要编制停采措施，加强顶板管理。（二）过断层及顶板破碎时的顶板管理 1、根据203采区已回采工作面揭露情况，工作面内隐伏小断层较多，生产过程中注意观测，加强断层附近的顶板管理。受压岩和底鼓影响，注意根据煤厚情况适当调整采高，更换单体支柱，加强煤质管理工作。2、板破碎处的顶板管理措施（1）贴帮柱每 0.7米支设一棵，并必须带大木帽。（2）顶板破碎范围内可及时加直径不小于180、长不小于 2米的半圆木进行一棚三柱支护或长 2.4 米的工字钢对棚支护。窜棚前应背实顶，并密切注意观察顶板，工字钢棚必须交替迈步前移。（3）坚持多打眼、少装药、放小炮的原则，必要时可预掏梁窝逮顶，待支护好再放炮，严禁放炮崩倒支柱造成冒顶。（4）放炮后及时靠煤帮支设临时支柱，挂梁时临时支柱必须卸一棵打一棵。（5）支柱迎山有力，迎山角符合规定，顶梁铰接率不小于 90。（6）竹笆的铺设、搭接、压茬应符合规定。第三节 顺槽及端头顶板管理一、工作面材料道、运输顺槽的顶板管理（一）材料道、运输顺槽的超前支护两巷超前维护不少于 20 m，材料道采用平行于巷道的铰接顶梁配合单体液压支柱支设两排支柱，初撑力不小于90KN；运输顺槽采用平行于巷道的铰接顶梁配合单体液压支柱支设两排支柱，初撑力不小于90KN；棚距 1.0 m；梁上原铺竹笆破损严重时可重新铺竹笆并搭接严实，并用木料背实顶板。（二）轨道、运输顺槽的加强支护两巷超前支护以外的巷道出现棚腿折断、弯曲变形时或巷道冒顶时，应及时用单体液压支柱替换原棚腿，棚梁变形时应及时紧靠原棚用直径不小于180mm、长度与原棚梁相同的圆木或11#工字钢棚配合单体液压支柱架设棚加强支护。二、工作面安全出口的管理（一）支护形式工作面溜头分别采用四对八架长3.2m的形钢大棚，溜尾采用四对八架长2.4米的11#工字钢大棚，配合单体液压支柱支护。（二）质量要求端头大棚要保证一梁三柱，交替迈步前移，走向错距1.0 m；大棚对间距不超过0.6 m，架间距0.2m，每对的两架间在工作面推进方向上的错距为1.0m，最外一架大棚与两巷超前维护的距离不得大于0.5米，最里一架大棚与工作面基本支护间的距离不得大于0.6m。每对大棚撇后老塘一架打一棵对柱，每对大棚间用一棵带帽点柱打在切顶线上加强支护并切顶，另外每对大棚间煤帮侧打一棵带帽点柱便于窜棚及加强煤帮支护。煤壁三角区应至少打一棵戴帽点柱，护顶护帮。工作面放炮后，应及时将每个端头四对大棚中撇后的四架大棚移至煤帮，对煤壁顶板起超前支护作用，此时超前棚可保持“一梁两柱”，但其他大棚必须保持“一梁三柱”；煤壁区煤攉完以后，应及时补齐“一梁三柱”。（三）与其他工序之间的衔接关系 必须在相邻的基本支架挂好顶梁、煤帮侧做好临时支护后，才能前移大棚；端头大棚未移设到位或支柱不齐全、不牢固时，不得回柱放顶。 三、支护材料的使用数量和存放管理1、工作面备用支护材料码放在材料道超前外3080m范围内宽敞、干燥、顶板完好、支架完整的巷道一侧，并不得影响通风和行人。物料必须分类码放整齐并挂牌管理。备用支护材料一经消耗，必须及时补齐。2、支护材料的使用数量和备用数量见表七支护材料及坑代用品消耗计算表 表七材 料 名 称规 格循环用量（根）备用数（根）丢失率（）单体液压支柱DZ25-250/100300300.4单体液压支柱DZ22-300/100400400.4单体液压支柱DZ18-300/100300200.4单体液压支柱DZ16-300/10013501500.4单体液压支柱DZ12-300/100300500.4金属铰接顶梁HDJB-1000140015010形钢大棚形钢，长3.2m1620工字钢大棚11#，长2.4m1620大木帽（半圆木）长0.30.5m，直径不小于180mm。60023m330坑木1000mm150mm150mm2m310第四节 矿压观测一、矿压观测内容对工作面前排支柱的初撑力、中排和老塘排支柱阻力和超前支柱压力进行观测。二、观测方法利用测压仪检测支柱初撑力和阻力。测线布置：工作面两溜头、两机尾处各布置一条测线，然后在工作面均匀布置10条测线。每天三班各进行一次检测，并将检测结果进行记录。每天三次对顺槽的支柱压力进行检测并记录。通过矿压观测掌握工作面顶板活动规律，从而达到有效控制工作面的支护质量，保证安全生产。附图六：工作面、顺槽及端头支护示意图（平面、剖面图）。第四章 生产系统第一节 运输系统一、运输设备及运输方式（一）运煤设备及装、转载方式工作面采用爆破落、装煤，人工装煤的方式，煤经由工作面刮板输送机、运输巷刮板输送机、运输巷胶带输送机运出。（二）辅助运输设备及运输方式工作面所需的材料、设备等物资，采用1.0吨矿车或叉车通过轨道巷用JD-1型调度绞车运到两巷指定地点。二、移溜方式采用自上而下或自下而上依次推移的方式移溜，移溜步距为1.0m，弯曲段不得小于15m。除溜头 15 米外，移溜时溜子不得停止运转，移溜后应及时支护。三、运煤路线20303工作面 20303运输巷 203 皮带上山 -400集中皮带巷 二水平煤仓 主暗斜井 -315皮带巷 井底煤仓 主井 地面。四、辅助运输路线地面 副井 井底车场 副暗斜井 -400集中轨道巷203采区轨道上山 20303材料道20303采区西翼轨道巷 20303工作面。附图七：运输系统示意图。第二节 通防与监控系统一、通风系统（一） 工作面风量计算：采煤工作面实际需要风量，应按瓦斯、二氧化碳涌出量和爆破后的有害气体产生量以及工作面气温、风速和人数等规定分别进行计算，然后取其中最大值。1、按气象条件确定需要风量，其计算公式为：Q采=6070%V采S采K采高K面长=6070%1.1（4.2+3.2）/21.251.01.1=235.1m3/min式中: Q采采煤工作面需要风量，m3/min；V采采煤工作面的风速，取1.1m/s；S采采煤工作面的风速平均有效断面积，按最大和最小控顶有效断面的平均值计算，m2；K采高采煤工作面采高调整系数，取1.0；K面长采煤工作面长度调整系数，取1.1； 70%有效通风断面系数；60单位换算产生的系数；2、按照瓦斯涌出量计算Q采=100q瓦采K瓦采通=1000.121.6=19.2 m3/min式中：q瓦采 采煤工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量，取0.12m3/min；K瓦采通采煤工作面瓦斯涌出量不均匀的备用风量系数，正常生产时连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量和月平均绝对瓦斯涌出量的比值，取1.6；100按采煤工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1%的换算系数。3、按照二氧化碳涌出量计算Q采=67q碳采K碳采通=670.661.6=70.752 m3/min式中：q碳采 采煤工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量，取0.66m3/min；K碳采通采煤工作面二氧化碳涌出量不均匀的备用风量系数，正常生产时连续观测1个月，日最大绝对二氧化碳涌出量和月平均绝对二氧化碳涌出量的比值，取1.6；67按采煤工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5%的换算系数。4、按炸药量计算Q采10 A=109=90 m3/min式中： A采煤工作面一次爆破所用的最大炸药量，为9.0kg；10每千克二、三级煤矿许用炸药需风量，m3/min。5、按工作面人员数量验算选取上述计算最大值Q采4 N213.675 4 27=108m3/min 式中：N采煤工作面同时工作的最多人数，人；4每人需风量，m3/min。6、按风速进行验算选取上述计算最大值验算最小风量Q采60 0.25 S采大213.675600.25（4.21.2570%）=55.125m3/minS采大= L采大h高70%=4.21.2570%=3.675 m2验算最大风量Q采60 4.0 S采小213.675604.0（3.21.2570%）=672 m3/minS采小= L采小h高70%=3.21.2570%=2.8m255.1235.1672，即风速符合要求。则20303采煤工作面需要风量确定为235.1m3/min，计划配风量为240 m3 /min。（二）通风路线地面 副井 副暗斜井 -400集中轨道巷 203采区轨道上山 203采区西翼轨道巷20303材料道 20303工作面 20303运输巷 203采区皮带上山 -400 集中皮带巷主暗斜井 -315皮带巷主井 地面。地面 副井 行人暗斜井 -400集中轨道巷 203采区轨道上山 203采区西翼轨道巷20303材料道 20303工作面 20303运输巷 203采区 皮带上山 -400 集中皮带巷主暗斜井 -315皮带巷主井 地面。二、防治瓦斯（一）瓦斯检查（设点、次数） 工作面设瓦斯检查员巡回检查，每隔35小时检查一次，每班至少检查 2 次。瓦斯检查点分别设在：工作面、进风巷、老塘、回风出口以外510m处、回风上隅角。瓦斯检查牌板应设置在运输巷中距工作面20m附近，检查结果要及时填写，并及时向有关人员汇报。（二）瓦斯监测 1、加强对工作面的瓦斯监测，在距回风出口5 10m处安装安全监测系统的KGJ7C型瓦斯传感器，瓦斯报警浓度为0.8%，断电浓度1.5%，复电浓度不大于1.0%；运输巷回风出口处1015米处安装安全监测系统的KGJ7C型瓦斯传感器，瓦斯报警浓度为0.8%，断电浓度1.0%，复电浓度不大于1.0%；在运输巷距开门点500m处安装安全监测系统的KGJ7C型瓦斯传感器，瓦斯报警浓度为0.8%，断电浓度1.0%，复电浓度不大于1.0%,断电范围为工作面和回风巷内的全部非本质安全型电气设备。传感器每10天调校1次。在工作面回风隅角悬挂便携式甲烷检测报警仪。2、监测系统必须由专人进行维护，确保系统的灵敏可靠。当瓦斯超限或监控系统报警时，要按规定安排撤人，并及时查明原因，进行处理。3、每班都要把瓦斯传感器与便携式甲烷检测仪显示的数据对照，发现问题及时汇报。（三）其他传感器在20303运输巷皮带机头后20m左右处，应安设温度传感器、CO传感器，报警温度为26，报警浓度为24ppm。附安全监控设备表:监烷设备名称型号数量安设位置控制范围甲烷传感器KGJ7C320303工作面回风出口5 10m处、运输巷回风出口1015m及距运输巷开门口500m处工作面及回风巷全部非本质安全型电气设备 温度传感器KJFW02120303工作面皮带机头后1015m工作面基本分站KJFT-1120303工作面皮带机头工作面及回风巷全部非本质安全型电气设备CO传感器KGA21120303工作面皮带机头后1520m工作面电缆干线MHYVR-1*2*7/0.52支线MHYVR-1*2*7/0.37 三、综合防尘系统（一）防尘管路系统地面 副井 副暗斜井-400集中轨道巷 203采区轨道上山 203采区西翼轨道巷 20303材料道 20303工作面。地面 副井 副暗斜井-400集中轨道巷联络巷 203采区皮带上山20303运输巷20303工作面。（二）防尘措施1、按规定正常使用各种综合防尘措施：湿式打眼、水炮泥、爆破前洒水、爆破时喷雾、出煤时洒水、转载点喷雾、顺槽净化水幕（材料道一道、运输顺槽两道）、冲刷顺槽（材料道 10 天一次、运输顺槽每班一次）。2、煤层注水:采用ZF-A型煤层注水封孔器进行煤层注水, 通过煤层注水能够达到湿润煤体、减少放炮煤尘，更好地防止煤尘事故的发生，煤层注水施工期间必须遵守下列规定：（1）煤层注水采用ZF-A型煤层注水封孔器进行煤层注水。（2）煤层注水所采用的水源是由地面通往井下的静压水。（3）煤层注水前必须按要求连接好管路和截止阀并且同沿工作面布置的静压水源连接。（4）煤层注水器由进水接头、膨胀软管、喷嘴组成，其工作原理可简单的理解为封孔和注水两部分。压力水经过封孔器使胶管内的压力升高，促使胶管长度变短，直径膨胀变大，直到钻孔的孔壁完全贴紧为止，这时的水压与单向阀调整的数值相等，实现封孔的目的；当水压大于单向阀调整数值时，单向阀打开达到注水目的。（5）煤层注水是利用工作面布置的现有炮眼，三排眼布置方式时利用中眼，双排眼布置方式时利用底眼，注水间距3米，注水和打眼可平行作业，或提前将注水眼打出注水后在继续打眼。（6）煤层注水的施工工序：施工炮眼将注水器连接好后放入待注水的炮眼打开截止阀注水关闭注水阀打开卸压阀将注水器从注足水的炮眼拔出。（7）注水必须达到的效果：煤壁有水渗出或相邻的炮眼有水渗出。（8）连接管路的销子严禁用铁丝代替。注水必须达到应有的效果后再注下一个炮眼。（9）注水期间，封孔器必须全部插入辅助眼内，否则严禁进行封孔注水。（10）注水期间注水人员应熟知本工作面的供水系统，并随时观察注水情况，特别是煤壁变化情况。若发现漏水情况或其他异常情况应及时处理，处理不了的或因特殊情况不能正常注水，应及时汇报工区跟班副区长，查找原因，进行处理。（11）注水完毕后及时关闭进水阀打开放压阀，打开放压阀时要缓慢打开，且放压阀嘴严禁对准他人。（12）注水完毕后必须及时把注水器收好，妥善保管。（13）发现封孔器有破裂迹象必须及时更换注水器。（14）每班必须坚持注水，否则严禁放炮。跟班副区长、班长负责对注水效果进行检查、验收，及时积累注水经验、掌握注水规律，对不按要求注水的要追究当班班长的责任。3、进行个体防护：生产期间，进入工作面和回风侧工作的所有人员应佩戴防尘口罩。（三）隔绝瓦斯煤尘爆炸措施 在两巷距工作面60200m之间应安设隔爆水棚，共设置15棚，棚间距为 2 m，每棚两个水袋，棚区长度为28 m，30个水袋，水量60L/个，总水量为1800L。水棚每天检查一次，每月至少换水一次，每周加一次水，保持水袋的完好和规定的水量。隔爆水棚的安装质量必须符合煤矿安全规程和防尘规范要求。隔爆水棚随工作面推进而移动。四、防治煤层自然发火技术措施（一）监测系统 充分利用安全监控系统KJF2000N煤矿安全生产综合监控系统和KSS2100束管监测系统，对工作面回风流、工作面风流、进风流及其它地点采用人工取样分析，进行预测预报工作。对监控系统和数据及时进行分析，发现温度上升明显、有芳香族氢化合物、CO 浓度增加较快时，要及时组织进行撤人、防灭火等。（二）综合防灭火措施1、工作面一次采全高，不得随意留顶煤或撇底煤。2、工作面老塘不存在遗煤问题，因而不采取灌浆、喷洒阻化剂等专项措施，但老塘浮煤必须清理干净。3、工作面老塘浮煤在回柱放顶前必须清理干净，材料道和运输巷的浮煤、淤炭必须经常清理，并且在两巷回料之前必须清理彻底。4、通防科必须定期对工作面老塘的CO等气体进行监测。（三）防灭火要求 本工作面12下煤的自燃发火期最短为43天，在正常回采期间，应尽量保持设计的推进速度，并且不准遗留煤炭。 工作面结束生产后，应及时进行密闭。附图八：通风、防尘系统、安全监测监控系统（设备）布置图。第三节 排水