2904回采作业规程.doc

大方县海燕煤矿2904回采工作面作业规程大方县海燕煤矿回采工作面作业规程 工作面名称:2904回采工作面煤 矿 名称:(盖章) 编 制 人：王良毕 施工负责人:总工程师:主管矿长: 批准日期: 年 月 日执行日期: 年 月 日矿 会 审 意 见本2904工作面回采作业规程于2013年4月25日在矿会议室进行了集体会审，参加人员有：矿长、工程师、常务副矿长、安全副矿长、生产副矿长、各科室负责人、施工队长等。通过集体会审，讨论研究一致通过。各自所提补充意见如下:会审人员签名：职务意见 签字及日期施工队长通风主管调度主任机电矿长带班矿长生产矿长安全矿长常务矿长工程师矿 长规程措施贯彻学习记录规程措施名称2904工作面回采作业规程及补充说明学习地点排班室学习日期主持人早班时间：中班时间：夜班时间： 参加学习职工签名应到人数 人， 实到人数 人， 缺席人数 人缺席人员名单： 目 录第1章 慨况 1第1节 工作面位置及井上下关系 2第2节 煤层 2第3节 煤层与顶底板 2第4节 地质构造 3第5节 水文地质 3第6节 影响回采的其他因素 3第7节 储量及服务年限 4 第2章 采煤方法 4第1节 巷道布置 4第2节 采煤工艺 5第3节 设备配置 16第3章 顶板控制 17第1节 支护方式 17第2节 工作面顶板控制 20第3节 运输顺槽、回风顺槽及两端头顶板控制 26第4节 矿压观测 27第四章 生产系统 29第1节 运输 29第2节 “一通三防”与安全监控 29 第3节 排水 36第4节 矿井压风 37第5节 供电 37第6节 通信照明 45 第5章 劳动组织与主要技术经济指标 47第1节 劳动组织 47第2节 主要技术经济指标 49第6章 煤质管理 50第7章 安全技术措施 50第1节 一般规定 51第2节 使用截煤机的安全技术措施 52第3节 顶板 54第4节 防治水 61第5节 “一通三防”与安全监控 62第6节 爆破 66第7节 机电运输 68第8节 其他 74 第八章 灾害应急措施及避灾路线 77 第一章 慨况 海燕煤矿为设计生产能力9万吨/a的生产矿井，矿井采用斜井与平硐综合开拓，中央并列式通风方式。开采M18、M29、M44三煤层，首采M18煤层。三层煤均无瓦斯爆炸危险性，自燃倾向性均为三类。根据贵州省能源局文件（黔能源煤炭【2009】330号文件）批复:M18煤层在井田范围内+1754m标高以上开采区域不具突出危险性。根据贵州省煤炭管理局（黔能源煤炭【2008】1093号文件）批复：M29煤层在井田范围内+1725m标高以上开采区域不具突出危险性。M44煤层未作煤与瓦斯突出危险鉴定，要求矿井按煤与瓦斯突出矿井设计和管理。2011年矿井瓦斯等级鉴定为高瓦斯矿井。本次设计M29煤层按突出煤层设计和管理，其中2904工作面按突出矿井中非突出区域管理。本规程是根据我矿海燕煤矿储量核实报告、海燕煤矿开采设计方案及煤矿安全规程、操作规程、煤炭工业技术政策、中华人民共和国煤炭法、岗位安全作业标准，进行编制。本规程在编制时，充分考虑到我矿生产技术和现有设备配置条件，总结以往的掘进经验，采取了相应的技术措施。本规程在执行过程中，将根据工作面情况的变化及时修改和补充，以满足生产需要。第1节 工作面位置及井上下关系 2904采煤工作面位于我矿主斜井西部，其西侧为未采区，北侧是2902采空区。具体位置及井上下关系见表1。 表一 工作面位置及井上下关系水平位置1704水平采区名称2409采区地面标高1810-1870m井下标高1740-1751m地面相对位置工作面对应地表，位于后山岩东面山坡足回采对地面设施的影响回采对地面设施无影响井下位置及与四邻关系工作面东面是M29回风上山，南面是未开采煤体，西面是未开采煤体，北面是2902采空区。走向长度平均150m倾斜长度平均100m可采面积15000第2节 煤层煤层赋存情况见下表：煤层厚度0.9-1.4m煤层结构煤层倾角4-6开采煤层M29煤种无烟煤稳定程度较稳定煤层描述为二叠系龙潭组M29#煤层，属结构简单的较稳定性可采近水平煤层第3节 煤层顶底板 工作面顶板岩性泥质粉砂岩、粉砂岩，基本稳定，不易垮落。地板岩性为泥岩、泥质粉砂岩。复图一于后：工作面地质综合柱状图第4节 地质构造情况 该工作面位于大方县背斜东翼，大方背斜位于尚家寨-大方-鼠场一带，呈北、北东、南、南西展布，矿区总体为一单斜构造，煤层走向为20-95，斜向为70-190，倾角在4-7之间，该区内无大的断层和褶曲，但有较小的断层和褶曲，可能对回采工作会产生一定的影响，该区构造属一般型。第5节 水文地质 该工作面水文地质资料显示，本井田最低侵蚀面标高在+1280m以下，本工作面标高在+1734m以上，比侵蚀面标高还高，故对今后开采不会有大的影响。但井田内小窑较多，其开采历史较长，资料尚不太清楚，因此，在开采过程中必须加强工作面周边水文地质调查了解工作，时刻观察工作面顶、地板变化情况及对应地表的采动情况，防止突水事故发生，发现有突水预兆必须停止工作，撤出所有受水害威胁人员，待查明原因经处理完善后方可恢复作业。第6节 影响回采的其他因素1、 影响回采的其他地址情况（见下表）瓦斯经鉴定，相对涌出量为22.08m/tCO2经鉴定，相对涌出量为4.24m/t煤层爆炸指数经2010年鉴定为：无煤的自燃倾向性经2010年鉴定为：三类地温危害无影响2、 冲击地压和应力集中区无冲击地压和应力集中区。第7节 储量及服务年限1、 储量计算1、 工作面工业储量：1501001.21.4=25200T2、 工作面可采储量：2520097%=24444T2、 工作面服务期限：24444T7500T（月）=3个月第2章 采煤方法 根据2904采煤工作面地质及煤层赋存情况，以及我矿现有的生产技术水平，遵循“安全、经济、煤炭回收率高”的基本原则，确定本工作面的采煤方法是：走向长壁采煤法，工作面采全高。 第一节 巷道布置1、 工作面运输巷工作面运输巷沿煤层走向，采用平巷布置方式，梯形断面，设计上净宽1.8m，下净宽2.8m，净高2m，净断面4.6，采用11#工字钢支护。2、 工作面回风巷工作面回风巷沿煤层走向，采用平巷布置方式，梯形断面，设计上净宽1.8m，下净宽2.8m，净高2m，净断面4.6，采用11#工字钢支护。3、 工作面开切眼工作面开切眼顺煤层倾斜布置为矩形断面，高度为煤层厚度，宽度为3m，单体液压支护配铰接梁支护。第2节 采煤工艺 一、采煤工艺工作面采用MJ50型链式截煤机水冷型截煤槽; 打眼放压炮的回采工艺方式，即截煤机截煤槽、清理煤碴及煤槽、打压炮眼、爆破落煤、人工装煤、刮板运输机运煤。根据煤层赋存条件、顶底板性质，本着确保回采面回采空间作业安全，力求减少顶板事故，提高开采的设计思想，本工作面选用DZ-31Z型单体液压支柱和HDJA-1000型金属铰接顶梁及30mm厚度优质板料或挂联网支护顶板。三、四排人工分段回柱放顶。工作面设备及支护材料配备见表3-2。2、 回采工艺流程截煤机截煤槽清理煤碴及煤槽打压炮眼移刮板运输机爆破落煤移梁护顶清煤、运煤移梁放顶。3、 工艺流程 一、截煤机截煤槽1、工作前的检查 （1）、首先检查工作地点附近的支护及机道情况, 确保支护完好可靠, 机道畅通无阻且宽度在0.7m以上。 （2）、检查机器设备完好情况, 严禁带病工作及电缆破损等, 2、截煤机截煤槽操作（1）、截煤机司机必须熟悉截煤机的性能及构造原理和作业规程，善于维护和保养截煤机，懂得回采基本知识，尽快联系参加专业培训，考试合格后，持证上岗。（2）、截煤机司机要和工作面工作人员及运输巷刮板机司机、支护式等密切合作，按规定顺序开机停机, 每次进刀截煤深度为1m。（3）、启动截煤机前，必须巡视截煤机周围情况，确认对人员危险和机器转动范围内无障碍后，方可接通电源。（4）、牵引部端头由电动机引出的电缆上装有防爆二通接线盒配上防爆可逆磁力起动器的防爆起动按钮，接上电缆，可实现电动机的正、反转及停机控制。（5）、本截煤机工作方式是沿煤壁贴底板来回作业，要求工作面底板平顺，机道畅通和煤壁直（煤壁凹凸不平影响截割深度）。（6）、开机前应检查： 各紧固、传动零件有无异常，润滑是否良好； 各电器是否完好； 冷却防尘系统是否符合要求；截链松紧是否符合要求。（7）、空机试运转检查： 点动按钮启动电机、听声音有无异响； 转动调压手柄、松开摩擦片，带空链运转，无异常方可做截煤准备工作。（8）、截煤操作程序 松开绳轮离合器放出钢丝绳，顺煤壁截煤方向固定绳头。 启动电机通入冷却水，把运转的截链顺煤壁牵入截槽，机身沿煤壁、帖底原运行。缓慢调动压力手柄，给摩擦片加压至截煤机向前移动，并保持机身平衡行走。 当钢丝绳卷完后，把绳轮离合器打开，放出卷入的钢丝绳，重新固定绳端，按此循环，工作面截通一个作业循环，第二个截煤作业循环，必须将截煤机在工作面煤壁端已经挖出的机窝内调转（调头）180度后，按上述方法作业。（9）、操作维护 截煤时截盘发生爬棚、钻底或自然退出，主要是截齿合金片损坏，脱落较多的缘故，应及时退出截盘停机断电处理。 机梁弯曲，截盘变形引起爬棚、钻底，主要是机道不平而造成，初始发现机身颠簸应及时就地取砂炭或木方垫平使机身运行平稳。 电动机出现声音异常，应迅速调整摩擦片压力或断电停机检查。 出现卡链、夹切盘，主要是截链带回煤粉或岩压大的缘故，应勤打扫煤粉，调松摩擦片，减慢牵引速度，禁止强行多次起动。 出现断链、脱齿，应将切盘退出，断电停机处理。 发现截链松动，应停机检查，调整张紧螺杆至截链松紧适度。（10）、操作时的注意事项 截煤时不得用手或铁件在截煤部下耙煤，更不能伸头去看，以防截齿、煤粒弹出伤人，铁铲打扫煤粉时不能伸到截链的转动部位。 截煤机在工作运行中，保持设备平移运行，防止扭坏截盘、机梁,严禁机身侧面蹲人，防止截齿破煤时碰上硬矸突然退出机身伤人。 电缆、水管不得同时绞在一起，以防电缆绝缘损坏漏电，水管漏水造成人身伤亡，煤层瓦斯爆炸事故。 脉动调速器前端的钢球，如磨损过甚，应及时更换;钢丝绳不正常拉断，应检查摩擦片是否已烧粘在一起，如果是则应更换。 注意钢丝绳的缠绕，防止钢丝绳的过度卷入;截链松紧要适当，在截链的中部，能向侧面撬出20mm为宜。截链松紧调节方法：用撬棍撬动螺杆适宜后，在孔内放入适当长度的螺栓，防止其后退。 检查所有操作手把和按钮是否灵活、可靠。 初步截煤时，工作牵引不宜过大，要加以摸索。 在放绳时，不能全部放出，应在绳筒上留三圈。 不允许用机械或木锤等物锤打牵引部的操作手柄，只能用点动开关，借电机惯性换档。 在上顺槽内利用防爆电磁起动器的起动按钮下放机器时，机器旁边不能有人，但在后面应有人发信号。（11）、截煤机的日常检查维护 保持截齿锋利、完整； 保持电器干燥、不缺件，无损坏、不漏电； 检查各油封部位有无漏油，发现漏油应及时处理； 检查截齿有无脱焊、裂口，眼孔变形、断裂发现应及时处理； 检查截链调紧装置是否灵活。（12）、截煤机的润滑 截煤箱和牵引箱的一部分的齿轮、轴承大部分采用油池飞溅润滑，蜗轮、蜗杆采用油浸润滑。每周应开机检查一次两箱的油位，油的尝试约浸至小齿轮直径的三分之一处。对外露的齿轮，每班都应加油润滑。 每三个月应检查一次油封和油质情况。（13）、截煤结束后，要将截煤机开到工作 面切口处，停止截煤机，切断截煤机电源，断开控制开关的隔离开关，关闭供水喷雾装置。二、打眼装药 1、钻机工具采用GMZ-12型手持煤电钻，1.5米麻花钻杆，煤钻头及煤电钻综合保护设备。2、炮眼布置及装药量采用单排眼布置方式，眼间距1.3m,炮眼深度：1.1m。炮眼角度：水平角（炮眼方向与煤层的夹角）均为85-90。竖直角：为010的仰角。药炸采用矿用乳化炸药，装药量为：0.2Kg/眼。装药时 ，将跑眼内煤粉除掉将药卷塞进，用炮棍轻轻送人，然后塞入一个水炮泥，再用炮泥将剩余炮眼填满。该工作面放炮 严禁与其他工作平行作业。采用正向装药并实现一次装药一次起爆。爆破说明书名称眼距眼深工作面长度共计炮眼数水平角仰角每眼装药量循环雷管数循环装药量每次联线数联线方式单位米米米个度度kg发kg发大串联压眼1.31.11108585100.2438.643合计85438.6432、 背板料或挂联网当工作面顶板正常时，顺煤层倾斜每米4块30mm厚度优质板料支护顶板，如工作面顶板破碎时，工作面进行铺顶网护顶，将经纬网片展开，长边对接，短边搭接0.2m，将0.4m长的14#铁丝对折，用联网钩联网，隔一连一，每一道必须三扭一扣压辨。网卷规格：100.7m，网孔30mm40mm。3、 连线放炮本工作面采用一台放炮器放炮，放炮器型号为MFB-100型，联线方式为串联联线，每一次联炮个数原则上为43个计划两次放完，顶板不好地段要逐一联放。放炮时，放炮母线不得少于300m，放炮员、班组长、安全员都必须现场执行“一炮三检”和“三人连锁”放炮制度，并必须在距放炮地点300m以外的上、下方设置好警戒。人员都要撤到进风中。联线放炮过程中，发现有支柱倾倒，顶板破碎等不安全因素时，放炮员要立即停止放炮，通知面上人员进行维护，无问题后方可放炮。4、 支护顶板 （1）支护质量 、采煤工作面110m，每排支柱184根，铰接顶梁184根；戗柱93根，密集柱184根；上下风巷超前支护需要80根支柱，80根铰接顶梁；备用90根支柱，70根铰接顶梁。总计：采面使用需要支柱1100根，铰接顶梁264根；备用支柱90根，铰接顶梁70根。工作面支柱、顶梁、水平销和柱鞋对号管理，编号清晰。 、支柱打成一直线，排距1000mm、柱距600mm，偏差均不超过100mm；新暴露的顶板要及时支护。 、支柱支设应垂直顶底板，迎山有劲，迎山角度2-3，工作面支柱必须全承载。 、支柱钻底量大于100mm时要穿铁鞋，初撑力不得低于70kn，不足的要进行二次补注液。 、若支柱钻底还超过规定时，必须下底梁料（其规格为505018mm），以增大底板压力，老塘侧如下沉量大，密集支柱必须支在木鞋底梁上。 、工作面配齐水平销，挂梁后水平销要打满劲，水平销应水平插入顶梁牙口内，严禁将水平销立插，正常情况下的插入方向是不头朝工作面上方。禁止用木契或其他物品代替水平销。 、煤层变化时，必须及时更换适应采高的支柱，防止支柱超高或压死，活柱伸出量不少于150mm。 、不得使用折损的坑木，损坏的顶梁和失效的支柱，一旦发现立即更换。 、工作面顶梁挂设平直，梁小头垂直指向煤璧，梁与梁之间互相平行，过顶材料均匀排列。 （2）过顶要求。用塑料网配合木板过顶，顶板破碎和漏掉顶处，必须用木料、塘材、棍等接实过严，严禁空顶，超前挂梁管理顶板，并补上临时支柱。 5、清煤 移梁护顶结束后，在支护良好的情况下清煤，并随时敲帮问顶，处理伞詹，将责任区内煤帮、落山浮煤清理干净。 6、移刮板运输机工作面清煤完毕后，由班长统一指挥，从机头向机尾依次移刮板运输机。移刮板运输机使用单体液压支柱，用单体液压支柱时，应采取如下措施：清净浮煤，检查单体质量，柱体两端加垫破板，平直地分次顶尽，不得用手把顶刮板运输机，所用戗柱要打紧打牢，防止防止移刮板运输机时倾倒伤人，移刮板运输机时，首先将机头移过，打好支柱，随后依次将机身移过，最后移机尾并打好两根尾柱。 7、回柱放顶 （1）、回柱方式采用人工的方法进行回柱 （2）、回柱顺序挂回柱器打水平销拔柱器卸载拉柱回收铰接顶梁（3) 、操作方法 A、准备工作 a、备齐回柱工具（卸载手把、拔柱器、手锤、水平销、牵引绳、麻绳等）。 b、认真检查从煤璧到采空区的顶板支护情况，改正不正规支架。 c、清理维护好后路，打好拉柱，挂好挡矸芭，并连续打紧3-5棚水平销。 B、技术要求 a、回柱顺序由下向上，从采空区向煤璧逐棚回收，严禁提前摘梁拔柱或进入采空区。 b、分茬时，尽可能将断层或顶板破碎带分一茬，拉茬点应尽可能在顶板条件较好、支护较可靠的安全地带，并注意移车补齐柱后方可回柱；如回柱地点顶板破碎，支护歪斜，需先进行维护，确认安全后方可回柱。 c、正常回柱放顶，拉茬距离不小于15m，回柱与打眼最小安全距离不得小于15m，回柱与移车平行作业最小安全距离不得小于30m，回柱装药爆破不得平行作业。 d、回柱放顶至少两人一茬，先在采空区侧挂好档杆芭，一人回柱放顶，一人观察顶板及支护情况，两人都应站在支架牢固的斜上方安全地点作业。 e、视顶板状况，拔柱器必须牢固的安放在距回住处1-3m正规有劲的支架上。 f、实行安全承载支护，回出的支柱及时垂直顶底板整齐的支撑在材料道采空区侧顶板上，顶梁站靠整齐，材料堆码放整齐，确保人行道畅通。 g、回柱后局部悬顶超过沿走向5m，倾向20m（面积大于100）不冒落时，必须进行强人制放顶。 C、安全注意事项 a、禁止在顶板破碎、压力大、支柱状况不好等地点开茬。 b、回柱人员必须站在顶板完整、支架完好的地点，避开拔柱器力的作用线方向进行操作。 c、遇死柱时，先架好临时支架，后采用挑顶或卧底的方法回撤，严禁用炮崩或机械等其他方法强行回撤。 d、回柱过程中要时刻注意顶板及支护情况，发现异常立即停止作业，及时维护，人力不可抗拒时，应立即撤人，待顶板稳定后维护好在回柱。 e、当顶板压力较大时，卸载手把必须手牵引线进行远距离操作，缓慢卸载，牵引绳的长度不得小于3米。 f、严禁使用其他工具代替卸载手把操作。 （4）、特殊支架 A、单排切顶密集：正常回采期间，采空区采用单排密集切顶，并加挂大芭档杆，切顶密集打在放顶线一侧，没棚挡一个，与正规支柱一样，打成直线，迎山有劲，初撑力不小于70Kn。 B、背帮柱：有周期来压，顶板破碎才需要架设背帮柱，每一棚打一背帮柱，并用大芭、木板背好，正常情况下少打或不打。 C、三角密集：老塘悬顶面积达25时，每5棚打一组三角密集。 D、挑棚：在采面初访、顶板压力较大、顶板破碎、过断层破碎带、支架不正规、支柱下沉量大等异常情况下在材料道上架设一梁三柱的顺山挑梁，梁子用2.0m大料，必须下底梁，并要垂直顶底板打成一直线，柱头必须打在木料与正规支架顶梁接茬处，初撑力不得小于70Kn。 E、木垛：当工作面过老硐时，采面停采及遇有其他异常情况时架设，其规格及质量要求将在届时出台的补充措施视具体情况确定。 8、各工序平行作业的安全距离截煤机截煤槽和打压炮眼平行作业的安全距离不小于15米。清煤槽, 机道和截煤机截煤槽平行作业的安全距离不小于15米。清煤和移刮板运输机平行作业的安全距离不小于15米。支架放顶平行作业的安全距离不得小于15米。移梁护顶平行作业的安全距离不得小于15米。打眼和清煤不得平行作业，落煤和放顶不得平行作业。装药和放炮不得与任何工作平行作业。第3节 设备配置工作面设备配备表设备名称规格型号单位数量主要技术参数备注乳化泵BRW80/20台2额定工作压力20.35MPa，额定电流80L/min,电动机功率27KW一台备用刮板运输机SGB420/40台2额定电压660V，额定功率40KW，输出量130t/h,链速0.88m/s刮板运输机SGB420/30台2皮带运输机DTL80/35/30+18.5部2额定电压660V，额定功率30+18KW，输送量323-131t/h,输送速度1.6-1.3m/s煤电钻ZBZ-4KW/2.5Z台2额定电压660/127V，额定功率1.2KW，截煤机MJ50型链式水冷型台1额定电压660/380V，额定功率50KW，第3章 顶板控制第1节 支护设计1、 工作面的支护设计工作面采高为1.4m，采用单体液压支柱铰接顶梁支护，全部垮落法管理顶板。1、 支护载荷：由于没有M29#煤层矿压观测资料，所以用传统的经验公式Pt=9.8hgk计算。其中Pt：工作面合理的支护强度KN/H:采高 H=1.4mg、岩层容重（KN/m） 一般取2.5N：支柱工作阻力倍数，取8所以Pt=9.81.42.58=274.4KN/2、 支柱实际支撑力计算：Rt=KgKzKbKhKaR其中：Rt: 支柱实际支撑力；KN/ Kg：工作系数取0.99 Kz：增加系数取0.95 Kb：不均匀系数取0.9 Kh：采高系数取0.95 Ka：倾角系数取0.95 R: 支柱额定工作阻力 DZ-22单体液压支柱额定工作 阻力为309.8KN/故 Rt=KgKzKbKhKaR =0.990.950.90.950.95309.8=224.6KN/3、 支护密集N=Pt/Rt=274.4/224.6=1.23根支护强度：DZ-31型单体液压支柱额定工作阻力为30T故RT=309.81.23=359.2(KN/)Pt=274.4(KN/)可知，支护强度符合要求。2、 选择支护材料工作面支护材料技术特征表支护形式技术特征单体液压支柱型号最大高度mm最小高度mm伸缩mm额定工作载荷KN重量KgDZ-311600600800309.855金属铰接顶梁型号高度mm长度mm宽度mm结构形式重量KgHDJA-1000701700铰接备注上下端头使用4.2米型梁3、 乳化液压泵1、 液压管路：泵站M29#回风巷2904运输巷2904工作面2904回风巷2、 泵站及管理要求（1） 、泵站设备的维修管理由机电负责。（2） 、泵站司机持证上岗，严格执行操作规程及交接班制度，必须配带乳化液浓度计且认真填写乳化浓度检测记录。（3） 、油箱必须有过滤网，正常情况下油箱盖必须盖好。（4） 、泵压超过18MPa，乳化液浓度达2%-3%，有配比和检测手段，配液用水为中性泡油型，且泵站周围不得有积水、积物。（5） 、泵箱的自动给液装置应配备齐全完好，严禁开空泵、漫油箱。（6） 、开泵前检测查泵站和液压系统各部件，达不到完好标准不得开泵。（7） 、注液枪及管路设专人管理维护，管线吊挂整齐，注液枪使用后悬挂在人行道两侧，不得放在地上。（8） 、液压管理无跑冒滴漏现象，密封圈和油管损坏后及时更换。（9） 、泵压由检修工调定，其他人员不得调整，正常情况下只准开一台泵，一台备用，若有损坏及时维修。（10） 、更滑液压管及液压管密封，应停油泵或关闭断路阀。第2节 工作面顶板控制1、 正常工作时期顶板支护方式 工作面基本支护采用铰接梁配单体液压支柱支护，一梁一柱，均匀布置。三、四排管理顶板，开邦后隔一移一，移刮板运输机后再将后梁移过。 支架参数循环进度1.0m、排距1m、柱距0.6m移梁步距1.0m、最大控顶距4.2m、最小控顶距3.2m支柱高度1-1.2m、放顶步距1.0m，炮道高度1.0-1.2m2、 正常工作时期特殊支护方式（1） 、密集柱 回进风巷落山侧5米范围内在切顶线上支设密集柱。（2） 、戗柱 戗柱用于推移工作刮板运输机时的戗柱，戗柱倾角75-80（3） 、贴帮柱煤帮侧每隔一米打一根贴帮柱，贴帮柱支设在梁头下或贴煤帮带帽支设（4） 、戗柱用于初次放顶期间压力增大时的特殊支护，一梁两柱，梁采用2m(18-20)的圆木，柱采用单体液压支柱，一梁两柱，倾角75-80度，倾向落山。3、 回柱放顶与其他工序平行作业的安全距离回柱放顶与移梁平行作业的安全距离不得小于15米。回柱放顶与移刮板运输机平行作业的安全距离不小于15米回柱放顶与清煤平行作业的安全距离不小于15米回柱放顶与打眼平行作用的安全距离不小于15米回柱放顶与装药平行作业的安全距离不小于15米4、 特殊时期的顶板管理（1） 、初采工艺1、 开采前的准备工作（1） 、首先清理工作面浮煤，将生产刮板运输机移至开采侧煤帮，将刮板运输机调平调直，起伏不平的地方用破板垫平。（2） 、在切眼进度棚梁下卡两排单体柱，第一排贴刮板运输机边支设，第二排支在距第一排0.6米梁下落山侧，一梁两柱支设，排距0.6米，调整梁间距到0.5米，使支架布置均匀，然后从机头向机尾依次取棚腿，并及时运出工作面，放在指定地点，堆码整齐。（3） 、回取棚腿后，在落山侧联一茬金属网，为初次放顶创造条件。（4） 、在第二排支柱的位子上，每隔一米打一“丁”字棚，梁为0.8m(18-20)/2cm的半圆木，退用单体液压支柱。（5） 、上述工序完成后方可开帮。 2、初采(1) 、在开第一茬帮放炮后，隔一移一进行护顶。清煤移刮板运输机后贴刮板运输机边在前移梁下支柱，然后移后梁并支柱，形成一梁三柱，之后按回采工艺和支架说明书的要求进行回采。(2) 、开第二茬帮放炮后，做好缺口，按照规程要求支好端头支架，并将卸下的金属梁运出工作面，放在指定地点，码放整齐，此时工作面控顶距达3.2米，然后煤帮每一米打一贴帮柱。(3) 、在第三排支柱的位置上，从机头后连续支设戗棚，一梁两柱倾向落山，柱用单体柱，倾角70-75度，梁用切眼回出棚腿。(4) 、在机头机尾各5米范围内三排柱位置上支设密集柱。上述工序完毕后，即可进行初次放顶。（2） 、初次放顶 1、组织措施（1） 、放顶工作即为回收落山侧“丁”字棚，放顶步距1.0米， 取掉“丁”字棚后，将单体液压支柱第三排支柱的位置上带帽支设作为切顶柱，切顶线上每隔5米应当留有一个0.5米宽的口子，待落山顶板冒落高度达到采高的2倍以上时，戗棚和切顶住才可取掉。（两端头各5米内的密集柱不取）。（2） 当工作面达到初次放顶条件时，由施工队通知调度室，调度室放顶领导小组。该小组由工程师、生产矿长、安全矿长、技术科、安全科、调度室等有关科室的人员及施工队组成，生产矿长为组长，待放顶领导小组进入现场并根据要求仔细、全面地检查工作面支护质量、顶板情况及特殊支架等，确实符合要求并排除各种隐患后，方可进行初次放顶，放顶期间由施工队队长亲自在现场指挥，放顶领导小组的其他成员协助，安全科派专职安全员参加。（3） 初次放顶后，如果顶板冒落高度未达到采高的2倍以上，由调度室派出跟班人员跟班，具体人员由生产、安全、调度等有关科室的人员组成，直至顶板完全垮落后，跟班人员取消。 2、技术要求放顶要求：安全的取掉“丁字棚”，使其顶板垮落。并将回出的坑木、单体液压支柱搬运到指定地点堆码整齐。放顶顺序：从机头向机尾依次逐架回取。具体要求如下：（1） 、在卸“丁字棚”放顶期间，发现有顶板来压或顶板活动异常时，要立即 撤人，当顶板稳定后先维护在卸“丁字鹏”。（2） 、卸“丁字棚”时，人员要站在上山方向的安全地点操作。并预先找好退路，（3） 、在初采及放顶期间，必须必须保证支架质量符合要求。保证工作面及进回风巷畅通无阻。（4） 、只有当顶板完全放彻后，戗柱、贴帮柱才可取消。对顶板未放彻地段，戗柱要随工作面推移而前移。（5） 、初次放顶步距1.0米，放顶后工作面控顶距为3.2米。（6） 、初采期间采高要控制在1.2米。（7） 、当工作面顶板冒落高度达到采高的两倍以上时，即为初采放顶工作结束。（8） 、初采放顶后，施工队队长要向调度室详细汇报情况.（3） 、末次放顶 工作面推进到距禁采线5米时，将支架调整到最小控顶距3.2米，维护好工作面支架，排除不安全隐患，清净工作面浮煤，然后用木支架替换单体柱，铰接梁支架，一梁一柱，骑刮板运输机支设，替棚材料用（18-20）/2(1.6-1.8)m的圆木。替柱后拆除工作面刮板运输机，然后用回柱绞车进行放顶，详细措施另行编制。5、 采空区处理 （一）、循环放顶工作面循环放顶为人工分段回柱放顶，放顶步距1.0米，各段一律由下向上依次放顶，回柱时由段长站在上山方向操作卸载手把，将支柱缓慢卸载，回出的单体液压支柱贴刮板运输机边支设，不得将支柱躺倒或乱放。放顶时，两人一组，一人观察，一人放顶，顶板来压时，要停止放顶，撤到安全地点。待压力过后顶板稳定时，在进行放顶。遇到“死柱”时，应采取卧底的方法取出，严禁用单体和刮板运输机拉“死柱”。（2） 、放回、进风巷 由于回、进风巷均采用梯形木棚支护，结合工作面实际情况，确定回收率必须达到80%，施工队必须派专人负责，并及时运出工作面。 撤换支架时，一定要确保安全，用带帽单体柱超前支护。回风巷必须与工作面切顶线放齐，进风巷可适当滞后工作面0.6米，放顶方法为人工放顶，特殊情况时，可利用回柱绞车和顺槽刮板运输机进行，放顶时，现取棚腿，然后将单体柱卸载，将顶放回并及时只好密集柱。放顶时要找好退路，发现不安全隐患要及时撤离，待顶板稳定后在进行处理，确无问题时，在进行放顶，放顶回出的坑木要运到能够装车的地方堆码整齐，并立即回收。第3节 运输顺槽、回风顺槽及两端头顶板控制 一、工作面运输巷、回风巷的顶板控制 （一）、运输巷、回风巷的超前支护从煤壁线开始在运输巷、回风巷的原进度棚梁下20米范围内支设单体柱。（2） 、运输巷、回风巷的加强支护 运输巷、回风巷距煤壁线20米范围内进行超前加强支护。具体规格：从煤壁线开始0-10米范围内支设双排单体支柱，10-20米范围内支设单排单体柱。回、进风巷工业卫生应符合两巷文明生产要求，20米范围内净高不得低于1.8米，人行道宽度不得小于0.7米。二、质量要求每根梁下支设三根单体液压支柱，两梁一组交替迈步，同组两梁间距0.3米，迈步步距1.0米，组间距0.8米,最靠边一组梁距工作面基本支架或顺槽抬棚间距不大于0.5米，进回风落山侧5米范围内切顶线上支设密集柱。3、 上、下缺口规格均为：长宽高=3.01.01.2米、上、下出口顺槽管理 工作面上、下安全出口各用两根4.2米型梁支护顺槽内进度棚梁，支设要求同工作面”四梁八柱”，最靠近工作面一根梁支在顺槽进度棚梁的梁口下。4、 支护材料的使用数量和存放管理 （1）、备用材料及支护材料的存放地点 备用型梁、铰接梁、单体液压支柱、刮板运输机槽和电机应放在回、进风巷距工作面30-50米的范围内堆码整齐，单体液压支柱要立在巷道两旁，不准躺倒或平放。破板、柱帽、坑木等支护材料放在距工作面30米之内回风巷两侧，堆码整齐。工作面回出的坑木，需检修的电器机械设备要及时运到指定地点，并及时回收出井。（2） 、施工队必须每班配备一名专职梁柱管理员，对工作面所以梁柱进行清点和验收，发现丢失的梁柱要寻找。被压或被埋的梁柱要及时挖出，当班未能挖出的要与下一班交代清楚，发现损坏的支柱、漏液柱要及时更换，并负责登记。坏柱、坏梁要及时运到能够装车的地点，并及时出井检修。所以单体柱在进入工作面前必须在回风巷进行注液实验，严禁漏液柱和坏柱进入工作面。第四节 矿压观测一、工作面的矿压监测（1）、监控工作必须按照有关要求执行，把监控工作纳入正常生产技术管理中，切实掌握支护质量和顶板动态，及时消灭“死角”，把好安全关。（2)、装面和初放期间，支柱必须棵棵监控，正常回采期间，第一排支柱的监控率不低于30%，第二、三排不低于10%，有重点，有选择的监控，发现达不到要求的应及时补液。（3）、跟班人员带表进面，认真填写当班发现的问题及处理意见，并反馈到分管的矿领导。（4）、值班人员对当班反馈的信息，在班前会上向职工及时贯彻，分析原因，并提出处理意见。（5）、对工作面上、下断头破碎带、断层处及冒顶处异常地段的支柱棵棵三班监测，以加强对事故多发点的薄弱区域的管理。（6）、初撑力和工作阻力，达标率不低于80%。2、两巷的矿压观测巷道围岩变形观测：利用移动观测站观测。在回风巷超前工作面20米范围内，间隔4-5米安设4台顶板动态观测仪，监测两巷顶底板的相对移近量，用来推测顶板的运动过程和状态。动态观测仪的编号始终由煤璧起依次为1号、2号、3号、4号，当1号动态观测仪距煤璧不足一个循环的距离时，需将其回撤，并重新安设在原4号动态观测仪的前面，同时调整各动态观测仪的编号，使其仍然从煤璧起依次为1号、2号、3号、4号，各动态观测仪的间距及1号动态观测仪至煤璧的距离，在观测时必须做好记录。观测次数一般为1-2h观测一次，当临近顶板来压时加密观测，可视变化情况每10-30min观测一次，观测时必须记录观测时间。3、 支持质量监测每旬由矿技术部门不定期对工作面和两巷支护质量动态检查两次，对存在问题，由采煤队立即整改。监测内容要包括支架初撑力、煤璧片帮情况、梁断距、采高及端面顶板冒落情况、两巷单体支柱初撑力、超前支护质量等。4、 观测时间要求 （1）、工作面：观测到老顶初次来压和六次同期来压。 （2）、两巷：观测至工作面推进结束止。 （3）、支持质量监测：整个生产期间。第4章 生产系统第1节 运输 一、运煤系统 工作面2904运输巷溜煤下山车场转载皮带机主皮带地面转载皮带储煤场 二、运料系统 地面回风井2904回风顺槽工作面 运输设备型号 皮带运输机：SSJ-650型 刮板运输机：SGB-420/30 刮板运输机：SGB-420/40 皮带运输机：SSJ-800型 第二节 一通三防与安全监控 一、通风系统 （一）、风量计算 1、工作面通风系统与风量确定工作面采用倒退式“U”型通风系统。新鲜风流从主斜井进入2904运输巷，经工作面后流入2904回风巷排入M29#回风下山在进入总回风。根据煤矿安全规程规定的计算方法，工作面风量计算如下所述。、按瓦斯涌出量计算Qal=100qgaKal m3/min式中Qal回采工作面实际需风量, m3/min;qgal回采工作面回风巷风流中瓦斯的平均绝对涌出量,m3/min; 经3月28实测计算为1.53, 按2012年鉴定结果计算全矿为4.41。取大值。Kal回采工作面瓦斯涌出不均衡系数,取1.25.Qal=1004.411.25=551.25 m3/min、按工作面气温与风速的关系计算Q采2=60V采S采（600.84.8）230.4（m3/min）。式中V采工作面适合温度，取0.8m/sS采工作面平均断面m2，最大控顶距时断面取4.8m2按炸药消耗量计算Q1=25A（m3/min）。式中：A一次爆破炸药量为8.6Q采=8.625=215（m3/min）。 按回采工作面同时工作的最多人数,29人;Q=4N=429=116（m3/min）。式中N回采工作面同时工作的最多人数,29人;4按井下每人每分钟4 m3的单位风量计算;按以上四种方法计算，取其最大值为551.25m3/min为该采煤工作面所需风量； 采煤工作面按风速验算Q采0.25S采60154.872 m3/minQ采4S采602404.81152m3/min所选取的551.25m3/mi