1013-4采煤作业规程.doc

长春羊草煤业有限公司二矿1013-4顶层工作面悬移支架回采作业规程采 煤 作 业 规 程 规程名称：1013-4顶层工作面作业规程 呈报单位：长春羊草煤业股份有限公司二矿二采段 矿 长： 生 产 矿长： 技 术 矿长： 安 全 矿长： 通 风 矿长： 机 电 矿长： 通 风 段长： 机 电 段长： 通风技术员： 机电技术员： 采 煤 段 长： 编制人：汪经略、张晋辉 2012-3-11目 录 第一章 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-4第四节 地质构造-5第五节 水文地质-5第六节 影响回采的其他因素- 5第七节 储量及服务年限-7第二章 采煤方法-8第一节 巷道布置-8第二节 采煤工艺-8第三节 设备配置-11第三章 顶板控制-11第一节 支护设计-11第二节 工作面顶板管理-13第三节 运输巷、回风巷及端头顶板管理- 13第四节 矿压观测- - 14第四章 生产系统- -16第一节 运输 - 16第二节 一通三防 与安全监控系统，-17第三节 排水 - 22第四节 供电 -22第五节 通信照明 -23第五章 劳动组织和主要技术经济指标-23第一节 劳动组织-23第二节 作业循环-24第三节 主要技术经济指标- -24第六章 煤质管理-25第七章 安全技术措施-25第一节 一般规定-25第二节 顶板 - 29第三节 防 治 水- -32第四节 爆破 -32第五节 一通三防及安全监控- -34第六节 运输管理- -37第七节 机电管理- -38第八节 其他- - -39第八章 灾害预防及避灾路线- -42 第一章 概 况 第一节 工作面位置及井上下关系 1013-4 工作面位于-345采区右翼， 具体位置及井上下关系见表1。工作面位置及井上下关系表 表1水平名称-345水平工作面名称1013-4顶层工作面地面标高228232 m井下标高-303.76-349.46 m地面的相对位置回采巷道及停采线均为坡地、农田。回采对地面设施的影响本回采区域内无钻孔通过。地表无塌陷坑，均为坡地、农田，对本次回采无影响。该回采区域距地表最近距离为550m。井下位置及相邻关系本工作面位于二段右翼-300m至-345m水平。右部起顶层工作面开切；左部至FA断层前10 m为停采线；上部至顶层回风道，标高-303.76m；下部至底层溜子道，标高-349.46m。 工作面走向长度顶层 70米平均倾斜长度51米面积3570 m2 第二节 煤层 本工作面设计开采煤层为 2+3煤层，通过地质资料分析和1013-3顶底分层工作面回采证实，该工作面范围内煤层赋存较稳定，全区可采 。具体情况见表2。 煤层情况表 表2 煤层厚度/m2+9煤层厚度H=7.15 m；煤层结构较简单煤层倾角/（。）36开采煤层2+3硬度较硬煤种长焰煤稳定程度较稳定煤层情况描述 2+3煤层为亮黑色，条带状结构，层状构造，沥青光泽，阶梯状断口，性脆易碎，层、节理均较发育，本煤层有夹矸6层，厚为0.050.30m之间；附图1：1013-4工作面煤层柱状图 第三节 煤层顶底板 2+3煤层顶底板情况表 表32+3 煤 层顶底板岩石情况岩 性厚 度岩 性 描 述顶板老 顶粗砂岩、砂砾岩大于25m凝灰质粗砂岩，灰灰白色，粉砂状结构，层状构造，岩层结构细软，硬度较低，由粉砂和火山灰组成。直接顶泥岩、少量的粉砂岩611m灰黑色，泥质结构，层理构造，与煤层接触的泥岩含炭量较高，局部夹煤线或少量的粉砂。伪 顶页岩0.4m由炭质页岩组成，较松散，随采随落，呈片状，暗黑色。底板直接底角砾岩5.0m灰白色凝灰质角砾岩，砾石结构，块状构造，矿物成分为玄武岩、花岗岩、长石、石英，砾径2cm15cm，硬度高。第四节 地质构造 表4地质构造本工作面内,无岩浆侵入体、无陷落柱、火成岩侵入体。经四邻巷道实际揭露，采区内共有1条断层存在,其产状性质如下:断层编号断层产状断层落差(m)对回采的影响F1275532.0影响较小 第五节 水文地质 表5水文地质1. 本采区内水文地质条件简单，无岩溶水和断层水导水。2. 在1013-4采面回采前，顶层回风巷内有积水，现水泵已将积水排干，但在回采过程中，要随时观察涌水量情况，如有异常现象，立即采取探放水措施进行处理。3. 本采区内无钻孔通过，在回采过程中，上部少量的采空区水可能会顺煤层裂隙流入工作面内，局部地段短期可能有少量滴水现象，但对生产影响不大，可以不予考虑。 第六节 影响回采的其它因素一、 影响 影响回采的其它因素 表6瓦斯低瓦斯采区、 相对涌出量:5.16 m3 /t：CO2 相对涌出量:1.54 m3 /t煤尘爆炸指数爆炸指数：28.15-44.19%煤的自燃性发火期一个月，最短17天地温危害无冲击地压危害无二、 地 地质部门对工作面回采过程中的具体建议 表7其它地质情况1. 本采区内总体上煤层赋存较平稳，但局部煤层走向和倾向可能会有变化，所以在回采时要保证工作面走向方向推进。2. 本矿井为低瓦斯矿井，在回采时采区应加强通风管理，防止瓦斯积聚造成安全隐患。3. 由于本回采区域距地表垂深达500多米，地应力瓦斯应力也会增加，顶板压力增高，在加上泥岩类、泥质砂岩类岩性本身强度不够，属于易跨落的松软顶板和中等跨落顶板，易造成顶板事故，回采期间要加强顶板管理，特别是在过断层时，应引起施工者的高度重视，确保安全生产。4. 本区域煤层层、节理较发育，局部煤层煤质较破碎，回采时应加强顶板管理。 第七节、储量及服务年限 表8 储量计算1. 利用自然块段法划分块段，取其几何面积进行计算2. 顶层工作面走向长度141m，倾斜长度51m，煤层厚度6.7m， 地质储量：70517.151.46 = 37267吨 工作面回采率按93计算 回采储量：3726793% = 34658 吨 3、1013-4工作面顶、底层工作面平均走向长度70米，月设计推进长度40米。工作面服务年限=70/40=1.75个月 第二章采煤方法 第一节巷道布置采区巷道布置情况1、1013-4回采工作面运输巷、回风巷和开切都是沿煤层底板掘送。 2、运输巷支护形式：1013-4回采工作面顶运输巷采用拱形29圆U钢棚支护，净高2.8米，净宽3.7米。3、回风巷支护形式：1013-4回采工作面顶回风巷采用拱形25圆U钢棚支护，净高2.5米，净宽2.8米。4、开切支护形式：1013-4回采工作面顶层开切眼采用锚网+单体钢棚支护，净高2.3米，净宽2.9米。附图2：1013-4工作面巷道布置工程平面图5、压风自救硐室 位置 规格 支护形式 1）、 在1013-4回采工作面运输顺槽和回风顺槽内，距炮采工作面40m范围内，施工压风自救硐室。2）、采用拱形25U钢棚支护 ，帮顶铺设菱形金属网， 棚距800mm。 3）、 金属网用8铁线编制而成，菱形结构，规格为8004500mm。 4）、金属网要紧贴煤壁，网间必须连接紧密。（:附图 ：压风自救硐室断面图）第二节采煤工艺一、 采煤工艺回采工艺：落煤、装运煤、支护、放煤、移溜。工艺流程交接班 放炮 敲帮问顶 铺网伸出右顶梁（副顶梁）的前伸梁 出货 移左顶梁（主顶梁） 收回右顶梁（副顶梁）的前伸梁移右顶梁（副顶梁） 剪网放货打开帮眼 装药 前移托梁 扫货 移溜落煤方式：爆破落煤：由打眼、装药、填炮泥（水炮泥、黄泥）、联炮和放炮等工序组成。要求满足工作面循环进度，工作面平直等工程质量要求。工作面采用湿式打眼，上下缺口各3米，采用风镐作业，顶煤采用高压注水预裂。工作面采高1.7米，循环进度0.8米。二、工作面正规循环生产能力1、工作面循环产量：1）、开帮：WLSHYC=511.01.71.46100%=126.58吨2）、放顶：W= LSHYC=511.05.01.4690.6%=337.38吨合计： 126.58+337.38= 463.96 回采率：463.96498.88 =93%式中： W 正规循环生产能力，t； L 工作面长度，m；S 正规循环推进长度，m；H 采高，m；Y 煤的容重，t/m3；C 工作面回采率，%；三、工艺说明1、交接班交接班时，跟班队长与跟班队长、工程质量验收员与工程质量验收员、支架维修工、特殊工种人员之间交接班，交清问明事故隐患和注意事项，机、电工检查设备情况，各岗位填写相应交接班记录。2、铺联网工艺：主要采用架前人工铺顶网，选取12号铁丝，机织菱形网，网格规格为50MM50MM，网长6米、网宽1米，沿工作面方向铺设，长边、短边搭接长100MM，用14号铁丝进行人工联网，然后用前探梁将网挑起。这样控制了破碎煤块漏矸，行之有效。3、打眼放炮(1)采用人工打眼，毫秒爆破落煤，炮眼布置及特征：炮眼布置采用三花眼，眼深1.0m，顶眼间距1m，距顶梁0.5m，底眼间距1m，距底0.3m，孔深1m。(详见炮眼布置图)煤层松软时停止打中眼。 (2)爆破器材：该工作面采用ZQS-65型手持式气动钻机配合1.0m的空心麻花钻杆打眼, 所用雷管为毫秒段发电雷管,三级煤矿许用炸药，用MFB150型起爆器起爆。(3)起爆顺序:先放底眼，再放中眼。(4)封孔方式：采用水炮皮封孔，并用黄土填满封实。要求封泥长度不低于500mm。(5)联线方式：串联。(6)放炮方式：采用一次打眼，分组装药，分组起爆。4、爆破说明(1)采用正向爆破,严格按炮眼布置图的联线顺序联接起爆,一次起爆长度为6炮，其中中眼最大装药量150g，底眼最大装药量300g。(2)采煤工作面煤层变薄时，另行下发专项措施和炮眼布置图。(3)引药制作由专职放炮员制作, 数量根据工作面当班需要,引药制作完毕后必须将雷管的脚线扭成短路。(4)爆破方法根据工作面顶底板情况,每次最多起爆5米炮，以减少空顶面积，严禁放通场炮，以保证顶板的稳定性。炮眼布置：炮眼布置为三花眼，顶眼的仰角为6度左右。爆破方法：串联联炮，正向爆破后附图 ：采煤工作面炮眼布置三视图 爆破说明书见下表：内 容单 位数 量炮采 工作面特征煤尘情况煤尘爆炸指数：28.1544.19%，强爆炸性。顶板性质较硬煤质硬度f1.43采高米1.7煤层倾角度36循环进度米0.8一循环工作面眼数个104平均眼深米1.0火药火药种类矿用3乳化炸药装药数顶眼卷2底眼 卷3一循环消耗量Kg2601吨煤消耗量Kg/吨0.56雷管一循环消耗量个1041吨煤消耗量个 /吨0.22 5、移梁爆破落煤后敲帮问顶，铺网，前伸伸缩梁临时护顶。在伸缩梁的掩护下攉煤工进行攉煤。附图 移架工艺流程图1)、分步前移式移架顺序1 起始位置：开帮煤 6 收回右顶梁的前伸梁，提起其两根立柱，使其落在托梁上2 伸出右顶梁的前伸梁，出煤 7、右顶梁的推进缸活塞杆伸出，推动其带着立柱前移3、提起左顶梁的两根立柱，使其落在 8、落下右顶梁的立柱，支撑起顶板托梁上4、左顶梁的推进缸活塞杆伸出，推动其 9、所有推进缸的活塞杆缩回，带动托梁带着立柱前移 前移，完成一个动作循环 5落下左顶梁的立柱，支撑起顶板6、移架采煤移架过程：炮后前伸副梁（右梁）伸缩梁护顶提起主梁（左梁）二根立柱移主梁（左梁）落二柱支撑顶梁收回副梁（右梁）伸缩梁提起副梁（右梁）二根立柱移副梁（右梁）落二柱支撑顶梁移托梁(1)放炮后伸出伸缩梁护顶，在伸缩梁掩护下攉煤工攉出爆破落煤量的2/3左右，采煤工开始手镐落煤，刷出0.8m的移架空间。 (2)操作手柄提起副梁（右梁）或主梁（左梁）二根支柱，使支柱柱鞋脱离底板100300mm。(3)操作手柄伸出移架千斤顶，推动顶梁带动二根立柱同时操作手柄向前移动0.8m。(4)每个工作段伸缩梁全部伸出，不能超过3架，超过3架必须移架。(5)顶梁移到位后，操作手柄落下副梁（右梁）或主梁（左梁）二根支柱，使顶梁与顶板严密接触约2-3秒，相邻支架顶梁要平直，以保证足够的支柱初撑力。(6)移架时要保证梁平衡，受力均匀，且垂直煤壁，若偏差较大时要及时调整支架或顶板不平整应加垫木块。(7)整排巷采通后，收回移架千斤顶活塞，使托梁整体前移0.8m，托梁恢复到炮前位置。(8)将各操作手把恢复到“零”位。7、装运煤(1)落煤：采用爆破落煤与手镐落煤相结合的方法。(2)装煤:采用爆破自装和人工装煤相结合的方法。(3)运煤:工作面采用SGB620/40T型溜子运煤，运输巷采用一部SGB620/40T型溜子、集中运输斜巷采用六部SDJ-800/240型带式输送机。8、放顶煤当工作面移架后开始剪网放顶煤，让采空区侧煤自行滑到刮板机;放煤顺序自上而下,根据工作面长度和刮板机的负荷情况,工作面分2-3个分段,第一轮在一个分段内先在两端开口放煤,每隔17米左右开口放一次,当放煤口出现石块时，及时连网 ,使石块不能从放煤口放出,然后再开两个放煤口之间放煤,放煤间距变为10米,第三次在两放煤口之间再加一个放煤口,依次逐渐缩小放煤口间距,直至放煤口缩小至1.5米.至此第一轮放煤结束,将以上过程连续三次,直至顶板均衡下落,工作面放顶煤采用间隔分段、多轮次放煤法进行放煤，具体步骤如下：(1)放煤口的位置每架一口，距刮板输送机边缘上方0.30.5m处剪网放煤。(2)放煤顺序：由机尾向机头方向(由上而下)。(3)编号方法：工作面分为2-3个作业段同时放煤作业，放煤口间隔距离大于10m，每个作业段每次只准一架放煤。工作面从上向下的每个作业段将放煤口依次编为1、2、3、4。(4)单双号间隔放煤：先在1、3编号口放煤，再在2、4编号口放煤。(5)多轮次循环放煤为了控制工作面顶板，使顶板均匀下沉，保证回收率达到要求。放煤时间视顶煤厚度确定，第一轮次放出顶煤总量的1/2，然后将放煤口用横三道竖三道铁线联网，待工作面放煤口全部放完一遍后，再进行第二轮放煤。第二轮仍是单、双号间隔放煤，依次进行，直到把顶煤放完。9、移刮板输送机工作面设计采用一台SGW-40刮板机,刮板机布置在架内,既采煤又放煤,放炮落煤后先移架,使刮板机靠后排支柱,放完煤后,再将刮板机前移.移溜时要采用移溜器进行推移.如用单体液压支柱移溜时,应加横挡,以2根支柱的根部作为支撑点,并对该2根支柱再次注液,撑紧顶板,严禁顶在单独的一根支柱的中部进行推移，柱腿与刮扳机保持垂直并成一条直线。(1)工作面顶煤放完后，浮煤、杂物清理干净，然后移刮板输送机，移刮板输送机采用单体柱移溜，推溜器每10m安装一个。(2)移刮输送机要做到平、直、稳、正、牢，弯曲段长度不低于9m。移刮板输送机移好后与前柱保持0.15m间距。（3）移溜时从下往上或从上往下依次移设，严禁从两头同时向中部或多头移溜。10、深孔爆破震松顶煤：打眼方式，架间打眼。炮眼参数：初次放顶煤时孔深2.5米，孔仰角65-75度，正常放顶煤时，每一架间距布置两个炮眼，尾部炮眼深3米，孔仰角70度，装药量750克，架前端孔深3米，孔仰角85度，装药量750克；布设双排煤孔，孔距0.8米；孔深及装药量均要根据放顶煤厚度的变化而进行更改,既不能打穿顶煤又要与整体顶梁留有0.5米以上的距离（即最小低抗线），以防放炮引起其它事故。爆破松动顺序采用隔架爆破，由工作面尾部向头部分段进行，一次爆破不超过五架。11、工作面铺单层金属经纬网，放炮以后进行敲帮问顶，然后开始铺网工作。金属网的规格为5.5m1m，沿走向、倾向压边100搭接，铺网后正帮网头余不小于0.2m的网，方便与下一片网相接。12、放炮后，严格执行敲帮问顶制度，及时除掉浮石、危岩。保证作业人员安全。13、人员必须在有支护的情况下作业，严禁空顶作业。后附图 ： 移架工艺流程图 四、采煤方法采用走向后退式炮采放顶煤采煤方法。第三节 设备配置设备（运输设备名称、型号、主要技术参数和数量）设备名称规格型号单位数量主要技术参数备注工作面刮板运输机SGB620/40T部1额定电压：660v额定功率：40kw 运输巷、回风巷刮板运输机SGB620/40T部2额定电压：660v额定功率：40kw 运输巷皮带SPJ-800部6额定电压：660v额定功率：40kw乳化液泵站XRB2B台2额定流量：80L/min电机功率：37kw一台备用绞车JT-800部5额定电压：660v额定功率：22kw 气动手持式钻机ZQS-50/1.6台8额定功率：1.6kw附图3：1013-4工作面设备布置示意图第三章顶板管理第一节支护设计一、工作面的支护设计根据我矿矿压观测和顶板分类：金属网假顶全部陷落法管理顶板采场压力按 PTk r h计算PTKRH82.31.731.28吨/m2其中：PT采场压力（工作面压力）： K系数：我矿取8 R顶板容重：按岩石计算取2.3g/cm3 H采高：1.7MZH2000/17/25F分体顶梁组合悬移液压支架额定初撑力1545 kN (P=31.5 MPa)工作阻力2000 kN(P=40.8MPa)P PT支护密度验算 上述计算中P=31.28吨/m2，按比值计算支护密度：N1=P/F=31.28（310.9）=1.12根/平方米式中：N1：理论计算支护密度（根/M）P：支架受的压力理论值F：单体支柱额定工作阻力0.9最小控顶距时支护密度：N=4/2.7=1.211.48根/平方米最大控制距时支护密度：N=4/3.5=1.14根/平方米 上式说明所选择的架间距在最大控顶距时能完全满足顶板的需要，但根据现有开采支护现状来看，工作面压力并末达到理论值，所以在生产过程中还应根据观测结果进行调整，确定支架间距。二、 选择支护材料选用ZH2000/17/25F分体顶梁组合悬移液压支架，顶板铺金属经纬网。一架四柱，开帮进度0.8m,架间距1m（中对中），最大控顶距3.5m，最小控顶距2.7m。最大控顶距工作面支护密度为1.14根/M2,最小控顶距时工作面支护密度1.48根/M2。操纵方式:液压集中控制,立柱本架操作,顶梁邻架操作三、乳化液泵站（一）泵站的选型、数量安装BRW200/31.5型乳化液压一箱两泵，32高压胶管向采面供液，用液压接头连接。 两台（其中一台备用）。（二）泵站设置位置 布置在-370 液压管路：泵站 -345右翼皮带巷-345右翼1号上山1013-4顶层工作面上顺1013-4顶层工作面（三）泵站及液压管线使用规定1、乳化泵和乳化液箱必须处于水平稳固状态，乳化液箱位置要高于泵体超过100mm以上。2、乳化液浓度必须始终符合规程规定（浓度3%-5%），保证配液用水清洁。3、必须保证乳化泵输出压力，为ZH2000/17/25F分体顶梁组合悬移液压支架供液应不小于31.5兆帕。4、电动机及开关附近20米内风流瓦斯浓度不应超过1%，否则必须停止运转，切断电源，撤出人员进行处理。5、供液管路要吊挂整齐，保证供液，回液畅通。6、要按以下要求进行定期检查、检修，并做好记录：（1）每班擦洗一次油脂赃物；按一定方向旋转过滤器1-2次，检测两次乳化液浓度。（2）每天检查一次过滤器网芯。（3）每10天清洗一次过滤器。（4）每月清洗一次乳化液泵箱。（5）每季度检验一次水质。7、操作时发现有异味，温度（泵、液）超过规定，压力表指示压力不正常、乳化液浓度、液面高度不符合规定、控制阀失效、失控、过滤器损坏或被堵不能过滤及供液管路破裂、脱开时应及时停泵处理。8、设备维修管理由专人负责，泵站司机必须持证上岗。9、注液枪及管线必须设专人管理维护，管线吊挂整齐；工作面注液枪使用后悬挂在ZH2000/17/25F分体顶梁组合悬移液压支架顶梁处，不得乱扔乱放。10、更换液压管或液压管密封圈时，应停油泵或闭断截止阀。第二节 工作面顶板控制一、工作面支护工作面基本支架和端头支架采用ZH2000/17/25F分体顶梁组合悬移液压支架支护,每架四柱,基本架长2.7m，端头架长3.6m，支架中心距1000mm20mm。最小控顶距2.7米，最大控顶距3.5 m。间隔5个支架，在托梁下加打一根单体支柱，同时加打一根防止支架倾倒的戗柱。支架主要技术参数 （1）支架支架高度1.72.5 m 支架长度2.7m中心距1 m 支架行程0.8 m伸缩梁行程0.8 m 立柱缸径125mm柱鞋直径300mm 立柱数量4根泵站压力31.5 MPa 额定初撑力1545 kN (P=31.5 MPa)工作阻力2000 kN(P=40.8MPa) 控顶距2.73.5 m支护强度0.5710.740 Mpa 支架重量约2吨工作液M-10乳化液操纵方式:液压集中控制,立柱本架操作,顶梁邻架操作(2) 立柱： 单伸缩 4根缸径： 125 柱径： 110行程： 800mm初撑力 (P=31.5 MPa) ： 386 kN提柱力 (P=31.5 MPa) ： 87 kN工作阻力（P=40.8MPa）： 500 kN (3) 推进缸： 2根缸径： 63 mm杆径： 45 mm 行程： 800 mm推力(P=31.5 MPa) 98 kN拉力(P=31.5 MPa)： 48kN(4) 前伸梁油缸： 2根缸径： 63 mm杆径： 45 mm 行程： 800 mm推力(P=31.5 MPa) 98 kN拉力(P=31.5 MPa)： 48kN二、控顶距与放顶步距该工作面基本支架最小控顶距2.7m，最大控顶距3.5m;放顶步距0.8m。三、特殊支护1、上、下安全出口支护上安全出口采用ZH2000/17/25F分体顶梁组合悬移液压支架4架支架端头支架。安全出口超前煤壁0.6m，净高不低于1.7m。下安全出口使用ZH2000/17/25F分体顶梁组合悬移液压支架4架端头支架支护，安全出口超前煤壁0.6m，净高不低于1.7m。2、 上下端头支护工作面上下端头采用ZH2000/17/25F分体顶梁组合悬移液压支架支护，必须保证畅通。端头支架与超前替棚搭接严密，禁止出现台阶。 3、尾巷回收上、下尾巷与放顶线回齐，回收尾巷后放落顶煤。三、特殊时期的顶板控制1、来压及停采前的顶板控制1）、来压时：加强工程质量管理，加快开帮速度，改善顶板状况。2）、停采前：坚持10刀不拣货。2、过断层及顶板破碎时的顶板控制过断层破碎带时期要加强工作面的支护质量，保证支护强度，加强为正帮提前打锚杆。放炮后及时支护，缩短空顶时间，适当缩小一次开帮距离，放小炮，单连单放。第三节运输巷、回风巷顶板控制一、1013-4顶层回采工作面运输巷、回风巷及端头顶板控制1、运输巷、回风巷使用单体、钢架棚替换U钢棚，一梁两柱支护（压力大时改为两梁四柱），棚距0.8米 。超前替换U钢棚长度不小于5米。2运输巷、回风巷加强支护 超前支护单体支柱，按标准化要求初撑力达到50KN，即6.6Mpa，底板丢底煤处要穿底鞋，给压吃上劲后再过5-8秒才能撤下液压枪。1) 、运输巷从煤壁开始向外05米单体钢棚并架双抬棚，520米在原U钢棚梁下加打单体中心顶子。20米外为原U钢棚支护。2）、回风巷从煤壁开始向外05米单体钢棚并架双抬棚，520米在原U钢棚梁下加打单体中心顶子。 20米外为原U钢棚支护。附图4：工作面支护平、剖面示意图二、工作面安全出口及两巷的管理1) 安全出口自煤壁开始20米范围内巷道高度不得低于1.6米，向外不低于1.8米。2) 加强两巷维修，发现棚子变形、片帮、漏顶要及时支护，确保两巷支护完整。3) 巷道无积水，无杂物，无淤泥。4) 损坏的单体钢及时装车运出，不得影响通风和行人。三、支护材料的使用和存放管理1、材料存放地点距离工作面上出口向外100米以内，回风顺槽超前支护段以外。2、备用材料： 2.0m长坑木20根，半拉瓜（小料）5矿车，金属经纬网30片，2.5单体液压支柱60根，2.4m钢10根。3、所有备用材料放到固定地点码放整齐，严禁乱放。第四节 矿 压 观 测为掌握工作面顶板活动规律，预计老顶断裂来压时间和预报工作面来压情况，作好准备，保证工作面的安全和支护质量，坚持工作面矿压观测。1、矿压观测小组：组长：技术矿长 组员：段技术员、跟班段长2、观测时间：每天观测一次，时间为二班10：0011：003、测量仪器：仪器名称：CLZ-1型单体支柱工作阻力监测仪生产厂家：常州市常武安全仪器厂第一分厂测量范围：060Mpa4、观测点布置：工作面每隔5个架子进行测量，分别记录；上下顺槽从工作面煤壁向外在超前支护段内均匀选择三个点，每一点测两根单体，取其平均值为该点压力。5、矿压观测要求：（1）详细阅读测量仪器使用说明书，按要求操作使用，防止损坏观测设备，观测仪器定期维修，保证观测数据准确可靠。（2）测量支架立柱压力前，要先三用阀进行清洗，防止煤粉进入三用阀内，测量压力后导致在用立柱卸压失效。（3）必须坚持每日观测，观测结果必须真实，压力读数精确到1。（4）每日观测工作面及上下顺槽规定的测点压力变化情况，并填写井下牌板及地面台帐，每5天做分析报告上报技术部及矿、公司有关生产、技术负责人，发现压力增大应及时汇报，采取加强顶板支护及放顶控制顶板压力措施。6、预防措施如果工作面压力观测数值有增大现象，必须提前作好周期来压前的准备，加强工作面的支护质量和支护强度，采取以下措施，保证工作面的安全：（1） 加快工作面的推进度，以开帮为主，后排少量放货，尽快将工作面的切顶线甩到后排。（2） 缩短一次开帮长度，放炮后及时支护，缩短空顶时间。（3） 工作面片帮处放炮前必须提前维修，提前挂网，打开护帮板，顶到硬帮，必要时先打锚杆，刹严顶板，防止片帮进一步扩大。 第四章 生产系统 第一节运输一、运输设备及运输方式1运煤设备刮板运输机：SGB620/40T 皮带运输机：SPJ-800、SPJ-1000爆破落煤和人工攉货装煤。2辅助运输设备 绞车：J T-800 一吨矿车二、移溜 由下至上人工顺序分段移溜三、运煤路线1）、运煤系统 工作面1013-4顶层工作面溜子道-345右翼皮带道-345煤库二段大倾角皮带 -80煤库一段大倾角皮带地面 2）、运料系统A：地面主井-80主井车场-80材料井车场材料井-300材料车场-300右翼回风道1013-4顶层工作面集中回风道1013-4顶层工作面B：地面主井-40主井车场-40风井车场风井-300风井车场-300右翼回风道1013-4顶层工作面集中回风道1013-4顶层工作面附图5-1：1013-4工作面运煤、运料系统图第二节 “一通三防” 与安全监控 一、通风系统 附图5-2：1013-4工作面通风系统图说明：；1013-4采煤工作面顶层开采，该工作面为走向长壁后退式开采，采用上行通风，U型通风方式；即下顺槽入风，上顺槽回风，系统合理。（一）、1013-4顶层工作面风量配备1）、本区域煤层经2011年瓦斯鉴定，相对瓦斯涌出量为5.16m3/T；2）、1013-4顶层工作面绝对瓦斯涌出量为：按原班设计产量696 T计算，工作面绝对瓦斯涌出量为696 t *5.16 m3/ T /（60*24） =2.49m3/min3）、该工作面瓦斯排放采用抽放和风排两种方法进行排放。瓦斯抽放泵设置在-300右大巷皮带井侧；该瓦斯泵流量为功率为160KW，额定流量为85m/min，效率为65%，流量按顶（底）层各50%计算抽放浓度平均为4%进行计算；抽排瓦斯量为：85*65%*50%*4%=1.11m/min.同时需要风排为2.49-1.11=1.38m/min，4）、风量计算：按“规程”规定每个采煤工作面实际需风量，应按瓦斯或二氧化碳涌出量、爆破后的有害气体产生量、工作面的气温和风速以及人数等因素分别进行计算后，并取其中最大值作为该采煤工作面风量：（1）、按瓦斯涌出量计算： Q100Qk1001.381.5207 m3/min（2）、按工作面温度计算： Q60vS600.84.93237m3/min( 1013-4顶层工作面空气温度1820时，风速取0.81.0m/s；1013-4炮采顶层工作面最小控顶距时，断面为S1=4.08m2，最大控顶距时断面S2=5.78 m2；取其平均值为S=4.93 m2）；（3）、按工作面最多人数计算：Q4N440160m3/min（4）、按炸药用量计算： Q25A259.45236 m3/min工作面一次爆破最多炸药用量为9.45kg。（5）、确定工作面实际需要风量通过以上计算，确定1013-4顶层工作面配风风量为 240m3/min， 在开采过程中可根据瓦斯涌出量变化情况随时调节风量，风量调节措施另报。（6）、按风速进行验算按最低风速验算，工作面的最小风量 Q0.2560S2155.7887m3/min按最高风速验算，工作面的最大风量 Q460S1 2404.08979m3/min经上述计算87m3/min240m3/min979m3/min；故：240m3/min满足风速要求。1013-4 顶层工作面正常生产时配风量Q=240m3/min。（7）另开采期间顶层回风设均压局扇两台，即（主供一台备用一台）；风筒出口接至工作面上隅角，用以排释上隅角瓦斯及均压；该均压局扇为11 KW*2对旋局扇，该局扇设置在-345右翼2号上山中（如图所示位置），该局扇必须为双风机、双电源，风电及瓦斯电闭锁齐全且保证灵敏可靠。风机自动切换装置必须安装齐全且灵敏可靠。均压风筒出口风量保证160m3/min，在该均压局扇全风压处使用卸压三通调节，并随工作面的向前推进要随时进行调节，使风筒出口风量始终控制在160 m3/min. 风筒采用600变485软质抗静电风筒。即工作面总回风量为Q=240+160=400m3/min.，（8）正常开采时顶层工作面总回风量为：Q=400m3/min.初放顶期间由于后排空间较大易积存瓦斯，故工作面可增加风量50 m3/min，工作面风量为Q=240+50=290m3/min.工作面总回风量为：Q=400+50=450 m3/min。（二）、1013-4顶层工作面入、回风风流路