4423(4)工作面回采作业规程.doc

牛马司矿业有限公司铁箕山煤矿生产技术科湖南省煤业集团牛马司矿业有限公司铁箕山煤矿文件铁生字20101号 4423（4）工作面回采作 业 规 程编制： 陈大再 2010-1-12生产： 机电： 通风： 安监： 矿长： 总工： 二一年一月1规程会签栏生产科职称机电科职称通风科职称安监科职称生产矿长职称总工程师职称会审意见：生产部：机运部：通风部：安监部：目 录第一章 工作面概况1第一节 位置与范围1第二节 工作面地质情况2第二章 采煤方法、回采工艺及质量要求4第一节 采煤方法的确定依据和采区的巷道布置情况4第二节 工艺过程及工程规格质量5第三节 支护设计8第四节 顶板管理10第五节 顶板管理图16第三章 机电和运输16第一节 机电设备16第二节 运输17第四章 通风、监控、防灭火、防尘18第一节 通 风18第二节 监控系统20第三节 防灭火系统21第四节 防尘21第五章 供风、供水、供液、通讯22第一节 供风系统22第二节 供水系统22第三节 供液系统23第四节 通讯系统23第六章 作业组织形式、劳动组织及主要技术经济指标24第七章 安全技术措施26第一节 顶板管理措施26第二节 火药管理及放炮制度28第三节 通风瓦斯管理措施29第四节 防止煤与瓦斯突出的措施30第五节 防止煤层自燃的措施31第六节 防止煤尘爆炸的措施32第七节 防止水灾的措施32第八节 保证工程质量的措施33第九节 其他措施33第八章 避灾路线36附图：一、图1-1 4423（4）工作面工程平面图，比例1：1000； 二、图1-2 4423（4）工作面综合柱状图，比例1：200；三、图2-1 工作面炮眼布置图，比例1：50；四、图2-2 工作面顶板管理图；五、图2-3 工作面支护平、剖面图；六、图3-1 工作面设备布置图； 七、图3-2 工作面供电系统图； 八、图3-3 工作面提升运输系统图； 九、图4-1 工作面通风系统、监测系统图；十、图4-2 工作面防尘系统图；十一、图5-1 工作面供风系统图；十二、图5-2 工作面供液系统图；十三、图5-3 工作面通讯系统图；十四、图6-1 工作面循环作业图；十五、图8-1 避灾路线图。附表：一、作业规程发放登记表；二、作业规程学习登记表；三、作业规程复学登记表；四、作业规程复查登记表。 铁箕山煤矿生产技术科第一章 工作面概况第一节 位置与范围铁箕山矿4423（4）工作面位于442采区第二区段，工作面东到井筒边界，西到4423石门，上为4421采空区，下为井筒保护煤柱。4423（4）工作面按走向后退长壁式采煤法布置，工作面倾斜长4555m，平均50m，走向长500m，面积为：50500=25000m2。一、工作面所在地表位置4423（4）工作面地面标高为+252.0m+262.0m，位于康家垅一带，该区域内地表分布为农田，小丘，水塘。二、工作面的井下位置工作面井下标高为-360m-400m，上部为4421采空区，下为井筒保护煤柱，东为井筒边界，西为4423石门。三、工作面与邻近各工作面的开采情况铁箕山矿为单一煤层，相邻4423（1）工作面采用走向长壁式开采，支架为齐梁齐柱布置，全部垮落法管理顶板，最大控顶距为4m，最小控顶距为3m，放顶步距为1m，从相邻工作面开采情况来看，地质构造较复杂，工作面伪顶随采随落，直接顶较破碎，底板受压易离层；当煤层较松软，煤层坡度大于40时，工作面煤壁有片帮空顶现象；初次来压步距为6m10m，工作面周期来压步距为8m12m，在周期来压和初次来压前，工作面来压预兆比较明显，工作面支架的“三量”明显增加；在开采下部工作面时，由于放顶的影响导致上覆岩层离层，有时有导通上部老采空区积水的现象，致使在开采过程中有时顶板出现淋水；由于受开采的超前动压的影响，两巷和上、下出口的支架受压变形现象较为严重。 第二节 工作面地质情况一、煤层赋存情况及煤质1、煤层赋存情况：根据工作面切眼下山及风巷、机巷的揭露情况可知，本工作面煤层较稳定，煤厚在1.0m2.5m之间，平均煤厚为2.0m，煤层倾角为2560，平均为45，为倾斜、急倾斜煤层，煤层倾向为90130。2、煤质情况：根据邻近工作面煤质化验资料得知，本工作面煤层为低磷、低硫、低灰份的优质主焦煤，如表1-1所示：MAVQPSY工业牌号2.12%3.55%21.7%79180.05%0.7815mm主焦煤 表1-1二、顶板底岩性及顶板分类、分级1、煤层顶、底板岩性：、顶板：老顶：中粒砂岩，厚10.8m，灰白色，中厚层状，钙质和泥质胶结；直接顶：砂质泥岩，厚2.0m，灰黑色，中厚层状，含丰富的植物化石；伪顶：厚0.05m，黑色，炭质泥岩，薄层状，随采随落。、底板：直接底：砂岩,厚5.0m，上部为灰白色中粒砂岩，下部为条带状细砂岩；老底：砂质泥岩，厚4.5m，灰黑色，中厚层状，岩石较破碎。2、顶、底岩石的结构、节理、强度及分类、分级：顶、底岩石的结构：顶、底岩石的结构较为简单，按组成岩石的矿物晶粒绝对大小来分，老顶和直接底为中粒结构，直接顶和老底为细粒结构，具体详见顶、底岩性柱状图。 顶、底岩石节理。顶、底岩石的节理较为发育，主要为构造节理和非构造节理两种，在向斜和背斜构造以及断层附近节理的发育密度和频率明显增多。顶、底岩石强度及分级：按普氏岩石等级和岩石坚固性来划分：底板岩石属于级岩石，普氏系数为f=714，垂直抗压强度为6631350/2，抗剪强度为2631330/2，内摩擦角为81528555；顶板岩石属于级岩石，普氏系数为f=916，垂直抗压强度为3571625/2，抗剪强度为862/2，抗拉强度为1828/2，内摩擦角为86258340。 顶板的分类：根据直接顶的初次来压步距和岩石的强度结合相邻工作面开采情况，直接顶随放随落，直接顶破坏的厚度大于煤层68倍，可知直接顶板为不稳定顶板，为类顶板；老顶的分级根据直接顶的厚度和采高的比值，再参照老顶初次来压步距（8m12m），可知老顶为类顶板（来压明显）。三、地质构造情况及对回采的影响1、断层对工作面的影响：本工作面为单一构造，煤层倾向为90130，倾角为2560，地质构造较复杂，从机、风巷揭露的情况看，工作面揭露断层三条，给工作面的推进带来一定的影响，各构造详细情况见表1-2。2、褶曲对工作面的影响：工作面在回采过程中，可能会遇到褶曲，导致煤层走向发生变化、顶板起伏和煤层厚度局部发生变化，对工作面的开采带来一定的影响，届时视其实际情况另补充安全技术措施。断层详细情况一览表构造名称性质走向倾向倾角落差影响程度F4W079断层正断层4004502.0米边界断层F4W077断层逆断层31506002.0米破断层推进F4W078断层正断层13007002.0米破断层推进 表1-2四、瓦斯、煤尘、煤的自燃情况1、瓦斯：本工作面绝对瓦斯涌出量为2.05m3/min，属煤与瓦斯突出区域。2、煤尘：具有煤尘爆炸性，爆炸指数为22.4%。3、煤的自燃：煤层具有自燃性，自燃发火期为36个月。五、储量计算及服务年限：1、工作面的工业储量：工业储量=工作面走向长度倾斜长度煤层厚度煤的容重=5005021.3=65000吨。2、可采储量：可采储量=工业储量回采率=6500090=58500吨。3、工作面的服务年限：可采采储量/设计工作面的月产量=58500/3000=19.5(月) 六、水文地质情况 本工作面水文地质条件简单，主要涌水水源来自4421工作面采空区老窑水，对工作面回采影响较小，预计工作面回采时正常涌水量为1m3/h,最大涌水量为3m3/h。后附：图1-1 4423（4）工作面工程平面图，比例1：1000。 图1-2 4423（4）工作面综合柱状图，比例1：200。第二章 采煤方法、回采工艺及质量要求第一节 采煤方法的确定依据和采区的巷道布置情况一、采煤方法根据本区域开采条件和地质情况，结合传统的开采经验，工人的操作水平，巷道的布置和设备的配备情况综合考虑，本着安全上可靠，技术上合理，资源回收率高的原则综合考虑选用走向长壁后退式采煤方法进行回采，单体液压支柱配金属铰接顶梁支护，全部垮落法管理顶板。二、确定的依据442采区设计说明书；报批的4423（4）工作面回采地质说明书；相邻工作面的开采资料和矿压观测资料；现有巷道的布置和设备的配备情况；煤层的赋存情况和顶、底岩性。三、工作面巷道布置情况 4423（4）运道沿煤层走向布置，采用金属梯形棚支护，设计巷道净高为2.028m，净宽为2.617m（腰线处），巷道净断面为5.30,主要用于工作面进风和运煤之用。4423（4）机巷沿煤层走向布置，采用金属梯形棚支护，设计巷道净高为1.832m，净宽为2.334m（腰线处），巷道净断面为4.34,主要用于工作面进风和铺设溜子之用。4423（4）风巷沿煤层走向布置，采用金属梯形棚支护，设计巷道净高为1.832m，净宽为2.334m（腰线处）,巷道净断面为4.34,主要用于工作面回风和运送材料之用。切眼下山沿煤层倾向布置，采用木支架梯形棚支护，设计巷道净高为1.856m，净宽为2.084m（腰线处）,巷道净断面为3.92,主要用于联接两巷形成生产和通风系统。斗口上山（联络上山）沿煤层倾向布置，采用金属梯形棚支护，设计巷道净高为1.856m，净宽为2.144m（腰线处）,巷道净断面为4.04,主要用于联接运道和机巷，以形成生产和通风系统。 第二节 工艺过程及工程规格质量一、工艺过程工艺流程：打眼装药放炮挂梁扒煤铺地梁支柱回柱放顶。二、工艺过程的要求1、打眼：采用MSZ1.2 KW煤电钻打眼，眼深为1.0m，炮眼采用双排三花眼布置，要求其爆破后以不破坏顶、底的完整性为标准。2、装药：选用3#煤矿许用乳化炸药，12段毫秒电雷管，要求底眼装1号雷管，顶眼装2 号雷管，装药方式为正向装药，炮眼内必须使用水泡泥，并用黄泥充填满。3、放炮：采用串联法联线，MFB100型放炮器放炮，要求放炮前必须对放炮地点10m范围内的支架进行加固，并做好撤人、断电工作，到指定地点进行放炮。4、挂梁：首先从上往下把顶梁挂好，上好水平楔，挂梁的同时将顶板背好卡紧，挂梁要求垂直煤壁，空顶处必须用老木接好顶，顶梁要水平，铰接顶梁铰接率不得低于90%，且不得连续两根不铰接。5、扒煤：扒煤人员必须站在支架完整的地方进行工作，扒煤前必须严格执行“敲帮问顶”制度，及时处理松煤活矸，煤矸要求分开。6、铺地梁：地梁要求沿倾向方向铺设，必须铺在实底上，地梁规格为2000200mm50mm，并砍出碗口。7、支柱：要求支好一根单体支柱，及时用尼龙绳套牢连锁，单体液压支柱初撑力不得低于90KN，支柱迎山角为35，严禁退山或过山。8、回柱放顶：正常回采过程中，工作面采用单体液压支柱与金属铰接顶梁配合支护，最大控顶距4m，最小控顶距为3m，放顶步距为1m，即“见四回一”，具体详见顶板管理章节的说明。三、采高和循环进尺1、采高：一般要求采全高，即见顶见底。局部煤层变薄段，煤厚小于1.4米时,要求挑顶或卧底保持采高1.4米；若煤层厚度2.4m时，留底煤，保持采高不大于2.4m。2、循环进尺：1m。四、落煤1、落煤方式：采用爆破落煤。2、炮眼的布置方式及爆破方法：炮眼的布置方式：炮眼采用双排三花眼布置，要求其爆破后以不破坏顶、底板的完整性为标准。 爆破方法：串联联线，毫秒微差，正向爆破。炮眼布置三视图见图2-1，爆破说明书见表2-1。爆破说明书序号项 目 名 称单位数量备 注1爆破方式毫秒爆破2起爆方式一次装药，一次起爆3联线方式串联4炮眼布置方式双排三花眼5炸药种类3#煤矿许用乳化炸药6雷管种类12段毫秒电雷管7封泥长度5008炮眼排距10009炮眼眼距120010炮眼深度100011炮眼距顶板50012炮眼距底板50013炮眼与工作面夹角7514炮眼与底板夹角8-1015炮眼与顶板夹角8-1016每循环炮眼个数个8217每循环装药量Kg16.418顶眼装药量筒/眼1煤松软、顶板破碎不装药19底眼装药量筒/眼120放炮母线长度m30021吨煤炸药消耗量Kg/t0.132822吨煤雷管消耗量个/t0.664023一次放炮个数个1224一次最多起爆炸药量Kg2.425循环产量t123.5表2-1五、装煤、运煤方式 、工具工作面爆破落下的煤通过溜槽板自溜到机尾，经4423（4）溜子道溜子载到斗口装车，然后由1吨矿车装车，再由2.5吨蓄电池机车拉到-400车场，经442绞车提升至442轨道上山上车场，再由-300m水平5吨蓄电池机车拉到322轨道上山-300车场，经322绞车提升至322轨道上山上车场，再由-50m水平5吨蓄电池机车拉至-50m井底车场，再由主斜井提升至地面。六、工作面支护方式的确定1、支护形式：采用单体液压支柱和金属铰接顶梁配套支护，支护形式为齐梁齐柱式，单体支在铰梁正中，一梁一柱走向棚支护，排距为1.0m，柱距为0.6m，工作面初采时，最大控顶距为5m，正常开采时，最大控顶距为4m，即“见四回一”。 2、支护质量要求：、采用单体液压支柱和金属铰接顶梁配套支护，支护形式为一梁一柱，单体支柱支在铰梁正中，其排距为1000100mm；柱距为600100mm；支柱迎山角为35，专用背顶材料护顶（1400800mm），要求单体的初撑力90KN，其支护高度必须见顶见底。、工作面支柱、顶梁、水平销要编号管理，编号要清晰。、支护顺序：煤层坡度大于35度时，必须由上往下逐根支护；若煤层坡度小于35度时，则由下往上逐根支护。、必须坚持挂线采煤，支柱要打成直线，偏差不得超过100mm，端面距不得大于300mm,新暴露的顶板要及时支护。、单体的初撑力达不到90KN时，必须进行二次注液。、底板破碎或松软段要安设半圆木地梁,钻底量100mm。、支架必须及时用粗尼龙绳联锁，要求工作面的支架必须全部联锁。第三节 支护设计一、单体的支护强度计算：1、采用经验公式计算支护强度： P1=9.81hrk =9.8122.56 =294.3KN/式中：P1为工作面合理的支护强度，KN/； h为工作面的采高，m； r顶板岩石的密度，t/m3 ，一般为2.5； k工作面支柱应支护上覆岩层的厚度与采高之比，一般为46。2、单体支柱的实际支撑能力 Rt=kgkzkbkakhR =0.990.950.911250 =211.61KN式中：Rt单体支柱的实际支撑能力，KN；Kg工作系数；Kz增阻系数；Kb不均匀系数；Ka采高系数；Kh倾角系数；R支柱的额定工作阻力。二、单体的支护密度计算：1、工作面合理的支护密度 n=P1/Rt =294.3/211.61=1.39(棵/m2)式中n支柱的支护密度，棵/m2。2、工作面的实际支护密度 按设计排距为1.0m，柱距为0.6m计算： n=1（AB）=1（10.6）=1.67（棵/m2） 因为nn，即1.671.39(棵/m2)，所以单体的支护密度符合要求。3、单体的支护柱距计算根据煤矿安全规程的要求，参照走向长壁式开采的质量标准，工作面基本支架的排距为1m，则基本支架的柱距为： L距=1.0(L排n) =1.0(1.01.39) =0.72（m）式中：L距工作面基本支架的柱距； L排工作面基本支架的排距。根据上述计算，结合煤矿质量标准，取工作面基本支架的柱距为600。4、支护的选择通过上述的计算，选择DZ1600DZ2400共5种规格单体液压支柱，金属铰接顶梁型号为HDJA1000，具体详见材料规格表2-2。材料规格表项目支柱型号项梁型号地梁柱距排距参数DZ1600DZ2400HDJA-1000mmmmmm2000200506001000项目支护密度支护强度初撑力名称规 格根/m2KN/ m2KN/ m2挡矸帘1400800mm参数1.39211.6190撑筒50mm项目油缸直径额定承载力尼龙绳16#参数100mm25t荆条每空不少于5根表2-2第四节 顶板管理1、顶板管理的方式：根据煤层顶底板状况以及其它开采技术条件，同时结合本矿井邻近工作面的开采经验，采用全部垮落法管理顶板。项目阶段控顶距（m）初撑力（KN/根）放顶步距（m）顶底板移近量（mm/m）端面距（mm）底板比压（MPa）最大最小初次放顶539021003003.7正常回采439011003003.7 表2-32、控顶距的要求：正常回采过程中，最大控顶距4m，最小控顶距为3m，放顶步距为1m，放顶前后控顶距如图2-2所示，初次放顶及收尾分别见初采初放措施和收尾措施。3、回柱放顶工艺过程： 检查工作面的的安全情况加固上、下支架挂挡矸帘卸压拉柱回铰接顶梁。4、回柱放顶顺序为：从下往上依次逐根进行回柱，由老塘往煤壁逐排进行。5、回柱放顶方法：采用手工回撤，要求配备专用回柱器和葫芦进行回柱放顶。6、工艺规定和安全注意事项：回柱放顶前，首先必须检查工作面的支架、煤壁、老塘的安全情况，发现隐患及时处理，并清理好退路，确保其畅通无阻。放顶人员只能站在回柱上方控顶区内的安全地点，卸压不下时，只能用长柄工具撬敲顶板处理，如工作面倾角大于35必须架设操作平台，平台架设要牢固可靠，并随放顶地点而移动。对难回收的单体和铰梁只能采用专用回柱器或葫芦进行回撤，严禁“锤打斧敲”。回出的单体必须及时升好在切顶排,并用尼龙绳联锁，回出的铰接梁必须悬挂在尼龙绳上,每空悬挂的铰接梁不得超过三块。回柱放顶由专业放顶人员担任，放顶人员必须固定，每次参加放顶人员不得少于3人，其中1人观察顶板拉绳，1人卸压，1人搬运。放顶过程中，施工人员必须集中精神，密切配合，队干必须跟班把关。回柱放顶后，若其悬顶面积大于10时（52），必须采取强制性的放顶措施，措施另报。7、采煤与放顶之间的间距：如工作面倾角大于35，工作面严禁采煤与放顶平行作业；如工作面坡度小，顶底板条件好则采煤与放顶间距不得小于30m。8、材料回收率：单体液压支柱与铰接顶梁的回收率必须保证100%，如果遇地质变化时，其单体丢失率不得高于1.5，铰接顶梁的丢失率不得高于8，溜子道、风巷钢支架随着工作面的推进实行同步回撤，采用回柱绞车进行回收，回撤出来的金属支架及时拖出外运至地面加工厂，坑木及其它支护材料能复用或能作它用的，必须码好堆，码放地点离上下出口煤壁距离不少于20m，不能用的运地面加工厂。9、工作面过断层、过老巷、顶板破碎处、压薄带、悬顶、初次回柱放顶以及上下出口、两巷超前支护等特殊支架规格质量：工作面过断层支架规格质量：工作面遇断层时，若断层落差小于煤层厚度时，采用挑顶和卧底相结合方式进行，用短单体过断层；短单体支护采用一梁一柱走向棚子，其排距为1000100mm；柱距500mm；支柱迎山角为35，专用搭子护顶，要求其支护高度1.4米,切顶线必须抬好单体直栌,单体的初撑力90KN,撑筒每梁一个，工作面过断层时，要求适当加大控顶距，当工作面采过断层面一个最小控顶距以后，一次回撤断层处外侧支架。工作面过老巷支架规格质量：工作面在过老巷前，首先将工作面的推进方向调整，与老巷斜交，若老巷顶板较破碎，必须首先采用探板或长边块将顶板控制好，然后在探板下进行支架，其支护要求采用一梁一柱走向棚子，其排距为1000100mm；柱距500mm；支柱迎山角为35，专用搭子护顶，切顶线必须抬好单体直栌，单体的初撑力90KN，撑筒每梁一个。工作面遇顶板破碎处支架规格质量：工作面顶板较破碎时，必须首先采用探板或长边块将顶板控制好，然后在探板下进行支架，若顶板冒落高度较大时，必须采用打“井”木垛形式首先接好顶，其支护要求采用一梁一柱走向棚子，其排距为1000100mm；柱距500mm；支柱迎山角为35，专用搭子护顶，切顶线必须抬好单体直栌,单体的初撑力90kN,撑筒每梁一个。工作面遇变薄带支架规格质量：因工作面煤层厚度小于1.4m而不能破顶底板时，可采用短单体过压薄区；短单体支护采用一梁一柱走向棚子，其排距为1000100mm；柱距600mm；支柱迎山角为35，采用专用搭子护顶，撑筒每梁一个。工作面放顶后，老塘侧悬顶支架规格质量：当工作面放顶后，老塘悬顶面积大于10m2时，必须采取人工强制性放顶措施，若悬顶面积小于10m2时，必须沿切顶线抬好直栌。必要时，在老塘侧架设“井”木垛，其木垛的间距和大小届时视工作面压力和工作面具体情况另报安全技术措施。初次放顶支架规格质量： 具体详见初采初放安全技术措施。上、下出口（端头支护）：工作面上、下端头采用“四对八梁”加强支护，“”型梁（2.6m）必须成对使用，迈步交替前进。“”型梁距上风巷或机巷支架距离不得超过0.3m，每对梁的组间距为0.4m（2根为一组），组内两根梁之间的间距为0.2m , 迈步距离为1.0m。机、风巷的超前支护回采煤壁10m 范围内必须抬好双边洗角栌，10m外至20m内必须抬好上帮洗角栌，抬栌材料为单体液压支柱和铰接顶梁，一梁一柱，铰接梁必须全部铰接好。横杠子支护：工作面收尾时，原则上用横杠子将单体替换出来，替换方法从下往上一次性每空掺一根横杠子后，再从下往上逐架收回单体支柱和铰接顶梁。如工作面压力大，或遇地质构造带，顶底板起伏不平，可根据实际情况架设横杠子辅助护顶，支护形式为一梁三柱走向棚，柱距为1000mm100mm；梁长为2000mm，顶梁采用圆木或厚度不小于70mm的圆木边块，底梁采用厚度不少于50mm的圆木边块。戗柱、芒柱支护：使用木材或单体支柱，在地质构造带位置时，若需沿空护巷，则必须在巷道上方设置戗柱，每空3根，用材质为14cm以上的圆木作为戗柱。戗柱间距为0.5m，戗柱上交叉铺2块木边块，边块上铺荆条及挡矸帘，戗柱下抬双栌。坎边支柱必须设好芒，要求每个芒的两端各架设70mm厚的边块，芒柱必须打正、打紧、打牢。当工作面如需要保倒机、风巷开采及悬顶面积较大（压力大）时，必须视其实际情况架设“井”木垛。工作面支护平、剖面图：见图2-3。10、机、风巷支架的回撤要求及与工作面的滞后距离的规定：机、风巷的支架均随工作面放顶进行回撤，要求一般情况下机、风巷的支架与工作面的切顶线一致（整齐对线），特殊情况下不得滞后工作面切顶线1m，机巷的支架回撤在缩溜子后进行，回撤方式采用回柱绞车回撤，回撤支架前必须首先对回收地点进行加固，检查其瓦斯，回柱绞车要求安装在安全地点，并打好四根压柱，每班回收人员不得少于3 人，其回收顺序为由里向外逐架进行，每架先顶梁后棚腿逐根进行，在绞车开动前，所有人员必须站在绞车后面的安全地点，在回收过程中，必须指派专人观察顶板，发现顶板来压，及时发出撤人信号，在回收期间必须确保后路畅通无阻。11、上、下安全出口及机、风巷的维护要求：工作面上、下安全出口必须指派人员专门维修加固，高度不低于1.6m，并有0.7m宽行人道。上、下出口必须畅通无阻，支架完整无缺，对断梁折柱及时更换，顶帮背严卡紧，上、下隅角必须放实，杜绝瓦斯积聚。维护长度至安全出口外以及距出口20m机、风巷。超前出口走向长35m，倾斜长2.0m，超前支架采用侧山式断面，上帮棚腿采用木树，下帮棚腿采用单体支柱，棚腿要见顶见底，棚梁长2m，14的圆木，支架棚距为0.5m，用单体支柱配铰接顶梁抬上下帮洗角栌，棚帮用竹搭子、荆条背严卡紧，巷道内余煤矸清扫干净，棚梁要平行一致，支架不得前倾后仰，撑筒每架4个，所有单体支柱用尼龙绳套牢。溜子道和风巷的维护：设计断面：风巷设计断面形状为梯形支架，上风巷净高为1.78m，净宽为2.0m（棚梁处）；溜子道采用侧山式木支架支护，棚梁长2.0m，上帮棚腿见顶见底，下帮棚腿（14木树）不低于1.6m，并抬上帮洗角栌，在溜子道内铺设SGW17型刮板运输机运煤。维护区域划分：溜子道和上风巷在采煤过程中煤壁侧20m 范围内由采煤队负责抬栌加固及维修，要求整个巷道内的冷煤冷矸清扫干净，断梁折柱要及时更换，破帮烂顶处要及时背严卡紧，支架完整牢固，材料及设备码放整齐，电缆及管线等要悬挂整齐，20m以外由修理队负责维护。人行侧宽度：不论是码放材料，设备或抬栌加固巷道都必须保证行人侧宽度不得小于0.7m，高度不得小于1.6m。12、备用材料：在工作面的上风巷必须保证存有足够的备用材料，备用材料必须整齐的码放在巷道一侧，严禁乱丢乱放，搞好文明生产，具体详见备用材料的规定。第五节 顶板管理图顶板管理图具体详见图2-2。第三章 机电和运输第一节 机电设备一、 机电设备配置：机电设备配置情况如表3-1所示，机电设备布置见图3-1。序号设备名称型 号 规 格台数安装地点1电溜子SGD-17型刮板运输机1溜子道2电溜子SGD-30型刮板运输机1溜子道3电溜子SGD-5.5型刮板运输机2溜子道4液压泵RE80/1502003502-400运道5电煤钻MSZ1.2KW2工作面62.5吨机车KX2.56/48KBT2-400大巷7回柱绞车JH-82机、风巷8黄泥注浆泵1-350车场表3-1二、机电设备的安装和要求1、全部机电设备都必须具有良好的防爆性能，并定期检修，严禁失爆；机巷溜子必须安装平直，机头防护罩板和螺丝齐全，溜子司机每班必须检查减速箱内的润滑油，溜子司机每班启动前必须对溜子进行一次全面检查。每班出班时，必须把溜子道两侧的浮煤矸清扫干净。开溜子时要集中精力，防止溜子吃“回煤” 卡死。在过渡槽底部挖出漏回煤坑和水沟,并及时清理溜子余煤和放出积水。2、电煤钻要使用综合保护装置，并保证灵敏可靠，过流保护整定值整定正确并及时调整。3、液压泵在下井前必须进行调试，各种部件运转正常方可下井，液压泵司机必须由培训合格的专职人员担任，机电队派专人维护，每天必须对液压泵进行一次全面检查，并做好专门记录。坚持使用液压泵站压力表，选用优质的乳化油，按要求配比。采煤队必须保征液压管路和注液枪不漏液。4、所使用的电器设备必须台台完好，严禁失爆。5、回柱绞车安装和使用：、回柱绞车要求性能完好，安装牢固，打齐打牢压车柱。、绞车司机必须经培训后，持证上岗，严格按操作规程进行操作。、使用的钢丝绳和钩头要经常进行检查，发现问题及时处理。、信号要灵敏，绞车的制动系统要可靠。三、供电系统图： 见图3-2。 第二节 运输1、运输设备和运输方式：、煤炭的运输：工作面爆破落下的煤通过溜槽板自溜到机尾，经4423（4）溜子道溜子载到斗口装车，然后由1吨矿车装车，再由2.5吨蓄电池机车拉到442-400车场，经442绞车提升至442上车场，再由-300m水平5吨蓄电池机车拉至322-300车场，经322绞车提升至322上车场，再由-50m水平5吨蓄电池机车拉至-50m井底车场，再由主斜井提升至地面。、工作面所需材料运输路线为：由地面加工厂经人力推车至主井口由绞车下放至-50井底车场由5吨机车拉到322上车场由绞车下放至-300车场由5吨机车拉到442上车场由绞车下放至-350车场人力推到4423回风上山上车场由绞车下放至-373m回风平巷人力拖至4423（4）风巷人力推到4423（4）工作面上出口人力拖至4423（4）工作面。2、提升运输系统图：见图3-3。第四章 通风、监控、防灭火、防尘第一节 通 风一、工作面风量计算1、按瓦斯涌出量计算：Q=qK100式中：q绝对瓦斯涌出量，取2.05m3/min；K瓦斯涌出不均衡系数，取1.4。Q=2.051.4100=287m3/min。2、按班最多出勤人数计算：Q=4NK式中：N一班最多出勤人数，取20人；K风量备用系数，取1.35。Q=4201.35=108m3/min。3、按一次最多炸药量计算：Q=25KA式中：K风量备用系数，取1.15；A一次最多起爆炸药量取2.4Kg。Q=251.152.4=69m3/min。 4、按温度计算：Q=60VCSC式中Vc为工作面平均风速(工作面进风流温度1820，风速取0.9) Sc为工作面平均断面(最大控顶距和最小控顶平均值，取6)Q=600.96 =324 m3/min5、按风速校核：根据煤矿安全规程规定，采煤工作面风速最大不超过4m/s ,最小不小于0.25m/s。Vmin=Q/60S大=324（607）=0.77m/s0.25m/s；Vmax=Q/60S小=324（605）=1.08m/s4m/s；式中：Q工作面最大供风量，取324m3/min；S大工作面初次放顶前，采面面积取 7S小工作面初次放顶后，采面面积取5。机风巷的风速：V风=Q/60S风=324（604.34）=1.24m/s4m/s；V机=Q/60S机=324（604.34）=1.24m/s4m/s。结论：经过上述风量计算及风速校核，确定该工作面有效供风量为324m3/min，风速符合规定要求，如工作面温度超过26或瓦斯浓度超限应立即向有关部门汇报，并及时采取有效措施进行处理。 二、通风系统1、通风方式：根据煤矿安全规程之要求，所有具有突出危险性煤层开采的工作面，必须采用上行通风方式，因此该工作面采用上行通风方式，其进风巷和回风巷的布置采用“U”形后退式。2、通风系统：、新鲜风流路线：由主（副）井口主（副）斜井-50m车场-50m副石门50m西大巷322上车场322轨道下山-300m车场-300m大巷442上车场442轨道下山400车场4423底板运道4423（4）运道4423（4）斗口上山4423（4）溜子道4423（4）工作面。、泛风风流路线：由4423（4）工作面4423（4）风巷4423回风上山4423底板风巷442350回风通道442管缆上山442回风巷-322管缆上山122回风上山90西总回风巷风井由风机排入地面大气层。、通风系统图：见图4-1。第二节 监控系统一、瓦斯监测传感器安装示意图：1、4423（4）工作面安全监控分站及传感器安装位置：从4423底板运道安全监控分站接出传输线路至4423（4）机巷，安装4423（4）工作面进风流甲烷传感器，报警浓度为0.5%，断电浓度为0.5%，复电浓度0.5%，断电范围为：4423（4）工作面及其进风巷内全部电气设备。从442-350车场安全监控分站接出传输线路至4423（4）风巷，在距回风口1015米的位置、4423（4）工作面上出口510米处分别安装一个甲烷传感器，报警浓度和断电浓度都为1%，断电范围为：4423（4）工作面及其回风巷内全部电气设备。在4423（4）风巷合适位置分别安装一个温度传感器、一个风流风速传感器和一个一氧化碳传感器。温度传感器的报警点为25度，断电点为30度，复电点为30 度以下；风流风速传感器报警点为0.25米/秒和4米/秒；一氧化碳传感器报警浓度为0.0024%。2、瓦斯监测传感器安装示意图：见图4-1。3、在该工作面安装瓦斯断电装置，并安设三个瓦斯报警传感器： 距工作面下出口不大于10米处机巷安设一个瓦斯报警传感器； 距工作面上出口510米处风巷安设一个瓦斯报警传感器； 距工作面回风口1015米处风巷安设一个瓦斯报警传感器； 温度传感器的报警点为25度，断电点为30度，复电点为30 度以下。详见图4-1。二、CO传感器的安装：在4423（4）风巷合适位置安装一个一氧化碳传感器。三、技术要求：、下出口的瓦斯报警传感器，报警浓度为0.5%，断电浓度为1%。、上出口瓦斯报警传感器，报警浓度为1%，断电浓度为1.5%。、工作面回风口瓦斯报警传感器，报警浓度为1%，断电浓度为1%。、一氧化碳传感器报警浓度为0.0024%。四、监测系统图：见图4-1。第三节 防灭火系统一、黄泥注浆系统黄泥注浆泵安装在442-350车场内，采用随采随注的方式进行，黄泥和水的配合比为1：5，要求将采空区密封。供水路线：322轨道下山-100水池322管缆下山442管缆下山4423底板风巷4423回风上山4423（4）风巷4423（4）工作面。压风路线：地面压风机房副井-50西大巷322管缆下山442管缆下山-350车场4423底板风巷4423回风上山4423（4）风巷。二、防灭火措施：1、下井人员严禁携带烟火和点火物品，严禁穿化纤衣服下井。2、加强对电器的维护和管理，杜绝失爆现象，不带电检修和搬迁电器设备，防止引起电火花，产生火灾。3、加强通风管理，防止瓦斯超限和煤尘堆积。4、加强放炮管理和火工品管理。5、工作面采后及时封闭，每周对封闭区进行CO和温度的检查工作。第四节 防尘一、防尘设施：防尘设施主要是喷雾和防尘水幕。二、防尘系统：防尘水管路：322轨道下山-100水池322管缆下山442管缆下山4423底板运道4423（4）运道4423（4）斗口4423（4）溜子道4423（4）工作面。防尘系统图见图4-2。三、综合防尘措施：1、溜子道的机头机尾、斗口等各转载点要安装好喷雾降尘装置，喷雾降尘装置由通风队防尘工负责安装和检修，由采煤队溜子工负责使用。2、通风队防尘工必须定期清扫机、风巷内积尘，每周清扫不少于2次。3、坚持使用水炮泥，每眼内装水炮泥不少于1节。4、搞好个体防护，人人都必须佩戴口罩。5、水源必须清洁无杂质，并保证经常有足够的水源供应。6、运道和回风巷各设两道净化水幕，喷雾水幕的水压达到要求。7、运道和回风巷内的隔爆水棚必须完好齐全。第五章 供风、供水、供液、通讯第一节 供风系统一、供风设备：地面采用34.3m3或20m3压风机向井下供风，主要大巷采用6寸铁管，一般大巷采用4寸铁管，支巷采用2寸铁管。二、供风系统：地面压风机房副井-50西大巷322管缆下山442管缆下山4423底板运道4423（4）运道4423（4）斗口4423（4）溜子道4423（4）工作面。供风系统图见图5-1。第二节 供水系统一、水源采用322轨道下山-100净化水池的水源，利用其标高直接向井下各用水地点供水。二、供水路线：322轨道下山-100水池322管缆下山442管缆下山4423底板运道4423（4）运道4423（4）斗口4423（4）溜子道4423（4）工作面。第三节 供液系统一、液压泵的安装液压泵站设在4423（4）底板运道内，乳化液的掺入量为3%，应尽量选用优质乳化液，液压泵要安装压力表，泵站压力不小于16MPa，液压管路必须达到机巷20m以外的长度，液压管路选择直径为16mm的高压胶管，其抗压强度为40 MPa。二、液压系统液压泵站4423（4）运道4423（4）斗口4423（4）溜子道4423（4）工作面。供液系统图见图5-2。第四节 通讯系统一、通讯系统：地面值班室副井-50西大巷322管缆井442管缆井4423底板运道4423（4）斗口。通讯系统图见图5-3。二、通讯设施及相关事项：1、通讯工具为电话机，要求在斗口附近安装电话机，能通向矿井总机调度室，电话机由矿井电话检修人员负责安装和维护。2、通讯线不得和电缆安装在同一侧，井下工作人员不得随意乱打电话。3、严格执行三班汇报制度，发生事故必须及时向值班室汇报。第六章 作业组织形式、劳动组织及主要技术经济指标一、作业组织形式1、作业方式：工作面采用“三八”工作制度，边采边准的作业方式，其作业方式为：交接班工作面安全检查爆破落煤挂铰梁（支护顶板）人工扒煤打支柱回柱放顶。2、循环方式：三班采煤，三班准备，即边采边准备的循环方式，昼夜单循环，循环进尺为1m。3、4423（4）工作面正规循环作业图：见图6-1。二、劳动组织采用专业工种和综合工种相给合的劳动组织形式，瓦斯检查员，液压泵司机，放顶工，上下出口维护工，现场值班长，放炮员，溜子司机为专业工种，其余为综合工种。劳动力配备表如下： 班次工种一班二班三班累计备注打眼放炮工1113联合作业采煤支架工2226拖材料工2226溜子司机2226放顶工3339维护工1113维护上下出口扯斗口工1113扒煤工2226泵站司机1113值班长1113队干4合计16161652在册人数为65人表6-1 三、主要技术经济指标表序号指标名称单位数量备注1在册人数人652出勤人数人523出勤率%804采高m25煤的容重1.36工作面斜长m507循环进度m18日循环数个19日产量t123.510正规月循环率%86.711月产量t321112月循环数个2613月推进尺m2614回采工效t/工2.37515煤炭回收率%9516雷管消耗个/万吨664017炸药消耗Kg/万吨132818单体消耗2根119顶梁（长梁）消耗5块220坑木消耗m3/万吨80 表6-2 第七章 安全技术措施 第一节 顶板管理措施1、队干必须认真组织开好每班的进班会，根据上一班的汇报情况明确分工，详细交待有关安全注意事项，对没有参加进班会的不许进班。2、严格执行汇报现