银堂煤矿炮采作业规程(11103工作面)2014年8月10.doc

目 录第一章 概 况4第一节 编写依据4第二节 工作面位置及井上下关系4第三节 煤层4第四节 煤层顶底板5第五节 地质构造6第六节 水文地质6第七节 影响回采的其它因素7第八节 储量及服务年限8第二章 采煤方法10第一节 巷道布置10第二节 生产能力11第三章 采煤工艺12第一节 采煤工艺12第二节 运煤工艺16第三节 支护工艺20第四节 矿压观测48第四章 运输系统49第一节 运输方式49第二节 提升运输安全措施50第三节 下料安全技术措施52第四节 起吊运输重物及大件安全技术措施54第五章 排水系统55第一节 工作面涌水情况55第二节 排水路线56第三节 防治水措施56第六章 通防与监控系统57第一节 通风系统57第二节 防尘系统61第三节 防灭火62第四节 防瓦斯64第五节 监控及辅助系统66第七章 供电系统69第一节 供电设计69第二节 机电设备配置参数74第三节 机电安全技术措施77第八章 劳动组织和主要经济技术指标85第一节 劳动组织85第二节 主要经济技术指标86第九章 煤质管理87第一节 煤质指标87第二节 提高煤质措施88第十章 灾害应急措施与避灾线路88第一节 矿井灾害预防措施88第二节 矿井灾害应急措施89第三节 避灾线路92第十一章 安全管理规定93第一节 一般安全制度93第二节 交接班制度94第三节 支护质量监测、验收制度95第四节 爆破管理96第一章 概 况第一节 编写依据依据贵州省瓮安县龙腾焦化有限责任公司银堂煤矿开采方案设计（变更）说明书、银堂煤矿11103工作面地质说明书、煤矿安全规程。第二节 工作面位置及井上下关系工作面位置及井上下关系如表1-1 所示。表1-1 工作面位置及井上下关系一览表水平名称+860m水平采区名称第一采区地面标高最高为+1130+1133m井下标高+860+890m地面的相对位置及建筑物地面相对位置位于工业广场南部，地表为山体，主要为山林无耕地及建筑物和河流等。回采对地面设施的影响工作面上部地面为山体，由于煤层较薄，埋藏较深，目前工作面范围内无任何建筑物和设施，不会造成破坏。井下位置及与相邻关系工作面位于主、副、回风井右翼，工作面上部为原小煤窑的采空区，下部为未开采煤田。走向长度120m倾斜长度65m面 积7800m2 第三节 煤层煤层赋存情况如表1-2所示。煤层厚度0.863.49m煤层结构简单煤层倾角平均31开采煤层D层煤硬度23煤种气肥煤稳定程度基本稳定煤层情况描述工作面范围内煤层赋存基本稳定，局部段煤层有变薄现象，煤层厚度为0.863.49m，平均厚度1.84m，煤层呈褐黑色，黑色，以粉粒状为主，少量块状及碎块状，油脂光泽，半暗型煤为主，少量半亮型煤；夹少量镜煤细条带。细条带状结构；参差状断口为主，局部裂隙充填钙质薄膜；含透镜状、浸染状黄铁矿。，属气肥煤型。煤层倾角为31硬度为23。煤层中间有0.10.2m厚的夹矸。表1-2 煤层赋存情况一览表第四节 煤层顶底板煤层顶底板情况如表1-3所示。表1-3 煤层顶底板一览表顶、底板名称岩石名称厚度（m）特 征间接顶粉沙质泥岩粉砂岩几十米深灰色，薄层状，水平及微波状层理，含铁菱铁质结核，半坚硬，裂隙发育，被方解石脉充填；RQD值为0-84%，岩石质量极劣到好，岩体破碎至较完整。直接顶泥灰岩及泥质粉砂岩58米灰-深灰色，中厚层状，裂隙较发育；坚硬；RQD值为57%，岩石质量中等，岩体中等完整。D层煤0.863.491.84煤层呈褐黑色，黑色，以粉粒状为主，少量块状及碎块状，油脂光泽，半暗型煤为主，少量半亮型煤；夹少量镜煤细条带。细条带状结构；参差状断口为主，局部裂隙充填钙质薄膜；含透镜状、浸染状黄铁矿。直接底铝土质泥岩、泥岩2429 25铝土质泥岩浅灰灰白色，薄至中厚层状，水平层理；半坚硬；RQD值为45%，岩石质量劣，岩体完整性差；泥岩深灰色，薄层状，水平纹理，遇水软化，软弱，RQD值为18%，岩石质量极劣，岩体破碎。间接底板细砂岩、泥灰岩泥灰岩灰深灰色，中厚层状，裂隙较发育；坚硬；RQD值为57%，岩石质量中等，岩体中等完整。 附图11103工作面地层综合柱状图第五节 地质构造一、断层本工作面从运输巷及回风巷掘进过程分析，没有断层，所以断层对本工作面回采构不成影响。二、断层以及褶曲情况对回采的影响本工作面从两顺槽的掘进过程分析，可能有小的褶曲，但对回采工作不会构成影响。第六节 水文地质一、上部含水层对工作面的影响根据我矿水文地质报告及钻孔资料分析，煤层顶板为泥质灰岩与砂质泥岩，本层含灰岩溶隙水，富水性中等，本层中的灰岩溶隙水将成为工作面开采时的直接充水水源。二、下部含水层对工作面的影响下部为铝土质泥岩、含铝土泥岩及凝灰岩薄层，厚度为24-29米，平均厚度25米，层位稳定。据勘探钻孔简易水文地质观测记录资料，本层段在钻进中漏失量相对较小，一般小于0.5立方米/小时，本层富水性弱，为相对隔水层。三、采空区积水对工作面的影响 据现场调查，矿区内小窑分布较多，开成采空区，由于吴家坪级以粉砂质粘土岩、泥岩为主，深部风化裂隙弱，起一定的隔水作用，使采空区易形成积水。但由于煤层底板为铝土泥岩，遇水膨胀，采空区被底板膨胀充填，积水较少。矿井主要充水水源位于煤层上的含水层水，地下水通过煤层顶板直接涌入矿井。目前煤层下伏茅口灰岩含水层由于有煤层直接底板铝土质泥岩隔水层的隔挡，对本采区充水无影响，另上覆夜郎组第二段含水层亦因有夜郎组第一段砂泥岩隔水层，也未影响本采区。综上所述，本工作面以上的采区区积水的水患，成为本工作面回采时的直接突水水源，回采过程中，要严格注意因采动影响，使顶板裂隙增大，对本工作面的出水量的影响。四、工作面涌水量预计该工作面涌水量来自顶板裂隙水，顶板砂岩裂隙水和采空区积水。在施工切眼时，遇到一股裂隙水，已采用水管直接引到+900临时水仓，其他地点砂岩裂隙水为静态水，含水量弱，一般表现为在裂隙发育处，出现少量淋水。 五、陷落柱水害根据有关报告结论：该工作面无岩溶陷落柱，无岩浆岩侵入体。六、钻孔情况该工作面内无钻孔。第七节 影响回采的其它因素一、影响回采的其它因素该采煤工作面揭露的煤层为D层煤，该煤层硬度为23，煤尘具有爆炸性，煤层具有二类自然发火性，瓦斯等级为低级，CO2等级为低级。根据地质报告提供资料本矿井为地温正常区，无热害影响。本回采工作面主要在井筒下进行采掘活动，但采面离井筒高差较大，对井筒无较大影响。该工作面无瓦斯突出，冲击地压危险。表1-4 影响回采的其它开采条件表瓦 斯瓦斯等级为低级，瓦斯相对涌出量为8.35 m3t，瓦斯绝对涌出量为0.41 m3min。CO2CO2等级为低级，CO2相对涌出量为4.16m3t, CO2绝对涌出量为0.23m3min。煤尘爆炸指数煤尘具有爆炸性,火焰长度大于400mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉量（85%）。煤的自燃倾向性二类自燃煤层。地温危害无冲击地压危害无二、地质预报书提出的建议1、应坚持“预测预报 有疑必探，先探后掘、先治后采”的原则。2、工作面配备了采区临时排水系统，敷设排水管路，以备排水。3、工作面顶板较为破碎，应加强顶板的管理工作，施工中应加强支护，防止泥岩层风化冒顶。4、编制工作面初次来压及初次放顶安全技术措施。第八节 储量及服务年限一、储量 地质储量=面积煤厚容重 =7800（平方米）1.3（米）1.35（吨/立方米）13689吨 可采储量=地质储量设计回采率 =1.368997% =1.3278万吨 注：设计工作面回采率为97%二、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平均推进长度 120801.5月第二章 采煤方法11103工作面采用走向长壁后退式采煤法，炮采落煤工艺，采用全部垮落法管理顶板。第一节 巷道布置11103工作面做为三采工作面，位于一采区上部，井底车场北部，上部为11101工作面采空区。回风顺槽通过回风石门与回风斜井相联。通过11103联络巷与主斜井相通。运输顺槽直接与主井底相通。运输顺槽主要用于行人、运输、通风、供电等。回风顺槽主要用于通风。工作面切眼连通运输及回风顺槽。1、工作面运输顺槽：11103运输顺槽直接与主井底相通。巷道断面为梯形，采用锚网支护，上帮净高2.5m,下帮净高1.5m , 净断面积6.1m2 ，主要用于该工作面的进风、行人、运输。下帮敷设一路供水管路，用于防尘、防灭火及供水；一路压风管道，用于采面压风及压风自救等。2、11103回风顺槽通过回风石门与回风斜井链接，巷道沿煤层顶板破底板掘进。巷道断面为梯形，采用工字钢支护，上帮净高2.5m,下帮净高1.8m , 净断面积6.1m2 ，主要用于该工作面的回风。上帮敷设一路供水管路，用于防尘、防灭火等。3、采煤面切眼切眼布置为矩形断面，净宽2.6m，净高1.8m（根据煤层高度确定），断面积4.68m2，沿煤层掘进。附图：11103工作面位置及巷道布置图第二节 生产能力一、日生产能力 W=Lghrc =6531.31.350.97=332吨式中：W日产量（t/ 日）； L工作面长度（m）；g日循环进度（m）； h采高（m）；r煤的容重（1.35t/m3）； c 回采率（97%） 二、月产量Q=W3085%=3323085%=8466吨式中:W日产量（t/ 日）；85%月正规循环率第三章 采煤工艺第一节 采煤工艺一、采煤工序简述：采煤工艺包括:1、煤电钻打眼吹洗炮眼装药爆破打排接顶梁支护顶板及临时支护人工攉煤刮板出煤打正规单体液压支柱支护移刮板回柱支柱维修采面安全及质量检查。2、人工落煤打排接顶梁支护顶板及临时支护人工攉煤刮板出煤打正规单体液压支柱支护移刮板回柱支柱维修采面安全及质量检查。二、采高和循环进度：根据煤层赋存情况和支护方式，本工作面一次采全高，采高为 1.3m（根据现场采面煤层厚度进行及时调整，确保原煤质量），循环进度为1m。三、落煤、装煤、运煤和顶板控制方式：1、本工作面采用煤电钻打眼，爆破落煤，工作面煤通过刮板机运煤，经11103运输巷刮板机转经主井二部DTL80/15带式输送机转载至主斜井胶带输送机，经主斜井皮带机输送至地面。2、本工作面采取三四控顶，见四回一，全部垮落法管理顶板。四、爆破：1、炮眼布置：根据煤层的结构特点决定采用双排三花眼方式布置炮眼。顶眼布置在直接顶岩层下0.6m的煤层内，斜向顶板方向打眼，夹角为8，终孔位置距煤层顶板垂距200mm；底眼布置在距煤层底部0.4m的煤层内，夹角15，终孔位置距煤层顶板垂距100mm，炮眼间距均为1.2m。2、放炮：采面采用3号煤矿安全炸药和瞬发电雷管爆破，连线方式为大串联，每次放炮的长度不得超过10米 ，顶板较破碎时，一次起爆长度不超过6m，顶板十分破碎时，一次起爆炮眼个数不能超过2个。放炮地点必须在距离启爆点不小于100m的新鲜风流中，并严格按爆破说明书规定进行装药炮眼布布置图3、爆破说明书，按工作面一个循环炸药和雷管消耗量，见表3-1：表3-1 一个循环所需炸药和雷管消耗量 项目名称每排炮眼个数（个）眼深（米）每眼装药量（kg）循环消耗连线方式炸药（kg）雷管（发）顶眼621.40.159.362串联低眼621.40.159.362合计12418.6124 按工作面每次爆破10米的炸药和雷管消耗量，见表3-2：表3-2 每次爆破10米所需炸药和雷管消耗量 项目名称每排炮眼个数（个）眼深（米）每眼装药量（kg）循环消耗连线方式炸药（kg）雷管（发）顶眼101.40.151.510串联低眼101.40.151.510合计203.020五、工作面支护及采空区处理：全部垮落法管理顶板，采空区顶板随支柱前移自行垮落充填采空区。各工艺方式： 1、落煤方式：采用放炮落煤。 2、装煤方式：采用人工攉煤配合工作面刮板机运煤。 3、运煤方式：采面用一部刮板机，运输巷采用一部刮板输送机联合主井两部皮带输送机运煤。 4、支回方式：采用单体液压支柱配合排接顶梁支护，人工支、回柱，见四回一，可根据实际情况灵活采用支护方式。第二节 运煤工艺一、运煤方式工作面采用爆破落煤，人工攉煤配合工作面刮板机运煤，经11103运输巷刮板运输机，经主斜井两部皮带机输送至地面。二、移动刮板机工艺工作面采用人工移动刮板机，推移步距为1m。刮板弯曲度不得超过35，推移工作面刮板时最小弯曲段不得小于15m，推移方向为自上而下或自下而上顺序。三、刮板输送机运行安全技术措施1、所有操作、检修人员必须经过培训，考试合格，取得操作资格证后，持证上岗，严格执行操作规程及岗位责任制。2、操作顺序：检查发出信号试运转检查出来问题进行处理正式启动打开喷雾正式运转结束停机。3、输送机司机必须在支护完好，顶板完整，安全可靠的地点操作，不准正对机头方向。操作按钮、信号按钮必须悬挂，便于操作。4、人员通过工作面机头、机尾时，必须和司机联系好后打点停车通过。5、设备运转前，应认真检查设备各部螺丝、链接环、各传动装置确保正常，联结良好。开机前先发出开车信号，确定人员离开机器转动部位，点动二次后，方可正式启动。6、多台运输设备连续运行，应按逆煤流方向逐台启动，按顺煤流方向逐台停止。输送机或转载机一般不得重载停车，严禁大块煤、矸通过刮板输送机，有大块煤、矸应停机进行处理。7、在输送机正常运行时，机头正前方严禁有其他人员逗留或进行其他工作。8、输送机需要反转时，应在机头、机尾、煤机处设专人看管，并清除可能进入底槽的煤及杂物。9、工作面运输巷机尾的淤煤、杂物必须清理干净，并始终保留不低于1.0m宽的人行出口。10、刮板输送机司机在工作中要集中精力，认真观察刮板输送机运转情况，出现故障时能正确判断，并协助电工排除；刮板输送机上有大矸石、木料等物件时要及时停刮板输送机处理。11、刮板输送机运转应平稳，无异常响声和振动。电机、减速器及各部件轴承温度不得超过70C，否则要停机处理，不得超负荷启动或运转。经常清扫机头、机尾附近及底溜槽露出的浮煤。12、刮板输送机运行时，严禁清理转动部位的煤粉或用手调整刮板链，严禁人员从机头上部跨越。13、刮板输送机运行中，大链出槽、漂链、有异响、刮板输送机槽拱起等异常现象时必须停机处理。严禁用脚蹬、手扳或用撬棍别正在运行中的刮板链。14、严禁人员蹬乘刮板输送机，用运输机运送物料及爆破物品。15、刮板输送机头及开关附近20m内风流中瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止运转，切断电源，撤出人员，进行处理；工作面回风巷风流中瓦斯浓度超过1.0%或二氧化碳浓度超过1.5%时，必须停止运转，撤出人员，进行处理。16、运转中发现下列情况之一，必须立即发出停机信号停机，进行妥善处理：超负荷运转，发生闷车时。刮板链出槽，漂链，掉链，跳齿时。溜槽背拉开或者被提起时电气、机械部件温度超限或运转声音不正常时。液力耦合器的易容塞熔化或油（液）喷出时。发现大木料、金属支柱、顶梁、竹笆、大块煤矸等异物时。运输巷转载机或下台刮板输送机停止时。信号不明或发现有人在刮板输送机上时。17、紧链、掐链工作：（1）严格按照紧、掐链顺序进行工作。人员躲开链条的受力方向。（2）紧链时，必须用紧链器进行紧、掐链，严禁用单体液压支柱或其他物体进行紧、掐链。（3）紧链时，输送机上无浮煤、矸，无杂物，无关人员要远避链条。（4）紧链前应认真检查紧链装置，如止链楔、刹车器的完好情况，否则不得进行紧链工作。（5）紧链程序：将调整链运行到机头3m左右停机。将止楔链固定在机头第四节溜子上。反转输送机，停止链楔楔紧输送机刮板，这时一人点动电机，一人紧握刹车器，待紧到合适位置，拧紧刹车器，严禁松动，严禁操作刮板输送机。待紧、掐链完毕，松刹车器，输送机恢复到正转位置。点动输送机，取下止链器，正常转动。18、 检修时必须停止运转，开关停电闭锁，将工作地点及附近危岩悬矸找掉，支护好煤帮、顶板。每班工作结束后或刮板输送机司机离开刮板输送机时，必须切断电源，闭锁控制开关，挂上停电牌。表3-3 同煤层矿压观测表序号项 目单 位同煤层实测本面选取（米）1顶底板条件老顶厚度m20米以上20直接顶厚度m2.736.704.5直接底厚度m2429252直接顶初次垮落步距m7108老顶初次跨落步距m3初次来压来压步距m最大平均支护强度kN/m2272272最大平均顶底板移近量mm339339来压显现程度不明显不明显4周期来压来压步距m最大平均支护强度kN/m2272272最大平均顶底板移近量mm102.7102.7来压显现程度不明显不明显5平时最大平均支护强度kN/ m2262262最大平均顶底板移近量mm75.575.56直接顶悬顶情况m117巷道超前影响范围m2020第三节 支护工艺一、支护设计根据矿压观测及邻近煤矿采煤工作面的实际采动观测资料，初次来压步距35m，周期来压步距1214m，工作面超前压力步距20m。采用类比法设计如下。1、根据本矿同煤层矿压观测数据，预测本工作面矿压参数。同煤层矿压观测数据如表3-3所示。2、确定支护强度 采用经验公式计算：t 6ghr69.811.842.5270.8（kNm2）h采高 r顶板岩石重量吨/立方米（一般取2.5），P=（4-8）工作面顶板压力为采高4-8倍上覆岩层的重量，取6倍。根据经验公式算出的支护强度及同煤层矿压观测表中实测最大平均支护强度，选择272kNm2作为为工作面合理支护强度。3、支柱实际支撑能力计算Rt = kgkzkbkhkaR =0.990.950.90.950.9300 =217.1（kN）式中: 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0.95 ka倾角系数，取0.9 R支柱额定工作阻力支柱阻力影响系数如表3-4所示。4、工作面合理的支护密度计算： R= 272/217.1= 1.253（根m）5、工作面排距（b）为1.2m，则柱距为：a=（NS）/（Nb+F）=0.638m式中：N工作面支柱排数， 取4 S每根支柱的支护面积，取1/1.253 F端面距，取0.2m故确定柱距为0.61m，支柱间净间距0.5m,符合规程规定。6、选择合理的控顶距采用三四排控顶，用排接顶梁支护时，最大控顶距为4.2m，最小控顶距为3.2m。表3-4 支柱阻力影响系数表项目液压支柱微增阻支柱急增阻支柱工作系数kg0.990.910.50增阻系数kz0.950.850.70不均匀系数kb0.900.800.70采高系数kh1.4m1.52.2m1.5 m1.00.950.95倾角系数ka10112526451.00.950.907、柱鞋的选择：根据公式 qm = pmsT =30010312010-4 =25MPa式中 : qm支柱达到的最大支撑能力时对底板产生的比压。 pm支柱最大支撑能力 取300（kN） sT支柱底座面积120cm2经计算得qmqz 灰 D层煤底板的底板容许比压取8.3MP。 所以由于11101工作面底板为铝土泥岩，需要采取穿鞋措施。当根据公式 s鞋= pmqz泥 =251038.3106 =0.03m2 D = 2（s铁3.14）12 =0.196m故选用直径不小于0.2m的柱鞋满足要求。 8、支护材料的设计选取（1）工作面支柱规格的选取在最大采高时支柱架设的最大高度Hmax=Mmax-b+e+c =3.0-0.096+0.1+0.15=3.154m在最小采高时支柱架设的最小高度Hmin=Mmin-s-b-a+c=1.25-0.209-0.096-0.05+0.15=1.045m式中：Hmax支柱架设最大高度Hmin支柱架设最小高度Mmax工作面最大采高，2.09m Mmin工作面最小采高，1.25mb顶梁高度，0.096me为避免支柱在完全抽出状态下而留的活柱富余行程取0.1mc伪顶或软底板厚度，本煤层底板为泥岩，平均厚0.15m泥岩下为坚硬的石灰岩s顶板在最大控顶距处平均最大下沉量，按采高100mm/m,0.209ma安全阀安全卸载高度，0.05m在采高变化在1.41.8m时，支柱架设的高度范围，通过计算在1.46m2.0m之间。因此通过查表可选用DW20-30/100型单体液压支柱能满足工作面的支护要求。工作面煤层局部增厚处，可采用DW25-30/100型单体液压支柱，在使用单体液压支柱的过程中，及时根据工作面高度的变化，选用相应高度的支柱，严禁超高架设支柱。单体液压支柱架设最大高度应小于支柱设计最大高度0.10m，最小高度应大于支柱设计最小高度0.20m。单体液压支柱技术特征如表3-5所表。 （2）选取顶梁的型号规格：工作面采用HDJA1200型金属铰接顶梁，工作面上下端头均采用4m长型钢梁支护。铰接顶梁技术特征如表3-6所示。表3-5 单体液压支柱技术特征表型号支撑高度mm工作行程mm额定工作阻力KN工作液压力MPa初撑力kN油缸直径mm底座面积cm2最大最小DW162200160060030038.290100109DW2431502400750表3-6 铰接顶梁技术特征表型号销孔中心距mm许用弯矩/kNm许用载荷力kN外形尺寸mm调整角度（）梁铰接部许用最大上下左右HDJA-1200120042.819.6245343129016513873二、供液设计1、泵站选型、数量乳化液泵选用两台BRW80/20型乳化液泵和一台XR80/6.3型乳化液箱。BRW80/20型乳化液泵技术特征如表3-7所示，XR80/6.3型乳化液箱技术特征如表3-8所示。表3-7 BRW80/20型乳化液泵技术特征表乳化液泵型号公称流量公称压力电动机功率BRW80/2080L/min20MPa37kW表3-8 XR80/6.3型乳化液箱技术特征表乳化液箱型号公称流量公称压力容积X10RX-100080 L/min31.5 MPa630L卸载阀调定压力卸载阀恢复压力蓄能器充气压力外形尺寸1031.5MPa调定压力的60%泵调定工作压力的54%20007551045mm3 2、泵站位置确定 泵站安设在11101运输石门左侧侧，不影响行人、运输的安全地点。3、高压管路的布置 高压胶管采用KJRB2-10-54MPa、KJRB2-25-40MPa两种高压胶管，其中自泵站通过主井11103运输巷至工作面敷设一条作为主液压管路，在工作面内沿KJRB2-25-40MPa高压胶管每隔10m安设一个KJ4-10/25三通，连接一根长度为10m的KJRB2-10-54MPa的高压胶管，KJRB2-10-54MPa高压胶管与DZ-Q1型注液枪相连接。在上面面机头及下面机尾处各安设一个25的截止阀，能够在工作面高压胶管破裂、漏液时迅速停止向相应的工作面供液。4、高压管路使用规定（1）工作面使用的高压管路必须全部符合质量标准要求，必须有出厂合格证书。（2）高压管路接头必须使用与其相适应的U形卡，不得用铁丝代替，U形卡必须双腿都插在接头上，不得单腿使用。（3）检修或更换高压管路时，必须关闭高压管路的截止阀。（4）乳化液泵站的压力必须控制在1821MP，不得随意增加泵站压力。（5）工作面保证不超过10m有一个注液枪，注液枪的出口压力不低于13MPa。注液枪技术特征如表3-9所示。表3-9 注液枪技术特征表型号额定工作压力注液时手把力钜DZ-Q11025MPa30Nm质量操作方式外形尺寸2Kg扳动手把进行注液162mm205mm65mm5、乳化液泵使用规定（1）两台乳化泵要交替使用，一台泵连续使用不超过4小时，若损坏及时更换。（2）乳化液箱应高出泵体100mm，乳化液的液面位置应在乳化液箱的2/3高度位置以上。（3）使用自动配液装置，检测乳化液浓度的折光仪要放在现场，随时使用。（4）乳化液浓度要保持在23%，并经常使用自动配比仪配置乳化液，乳化液泵的输出压力不得低于18MP。（5）供液管路在巷道内要用软质皮子悬挂整齐，并与电缆分挂在巷道两帮。供液管路要保持良好，不得出现漏液现象，不得受挤压和摩擦，否则应立即更换或处理。（6）要加强泵站设备、管路的维修和保养，保持液压系统完好，杜绝跑、冒、滴、漏、窜液现象。（7）泵站司机要严格执行交接班制度，并填好乳化液浓度和泵站运转和维修记录。三、支护方式根据支护设计得出本工作面基本支架选用DW外注式增阻系列单体液压支柱，配合金属排接顶梁支护顶板；工作面上、下端头选用4mII型花边钢梁“四对八架”支护方式，配合单体支柱支护；三、四排管理，最大控顶距4.8m，最小控顶距3.6m,见四回一，放顶步距1.2m。（一）工作面支回顺序1、支护顺序：放炮落煤后在后面一组排接顶梁向前移动，移刮板机时摘取对柱靠刮板机下支设正规支柱；2、 回柱顺序 放炮落煤时：采取分段回柱的方式，分段作业间距不得小于15m。回柱放顶前，先摘取2棵移溜器生根柱分别作为新切顶的对柱、挡矸柱，然后将原对柱回出，作为新切顶的对柱，最后回出原挡矸柱作为新切顶的挡矸柱，依次类推，直至放顶完毕。3、支回柱与其它工序平行作业的安全距离落煤与回柱的安全距离不得低于15m。支柱与回柱的间距不得小于15m。（2） 工作面顶板基本支护方式采用液压支柱配合排接顶梁支护： 1、支柱布置方式基本支架：排距1.2m（采用大木帽支护时排距为1.0m），柱距0.6m。要确保支柱初撑力不低于90kN，支柱时必须前后照应柱排距，允许误差为100mm。支柱必须垂直于顶、底板支设，做到端正平直，垂度适宜，迎山有力，并支到实底。架设支柱时支柱在工作面走向与倾向方向上要同时保持一定的迎山角（本采面迎山角为46度）。进入工作面必须及时进行支护，严禁空顶作业。所有支柱必须支设牢固，严禁支柱支设在浮煤、浮矸上。工作面内基本支柱的三用阀阀口超向采空区，上面柱把超向机尾，下面柱把超向机头。所有支柱必须拴好防倒链，拴在柱帽与阀之间，做到紧固牢靠。架设正规柱时应注意前后支柱和顶板的变化情况，发现歪倒、失效和损坏的支柱应立即恢复或更换。每班工作结束前要对新架设的支柱二次注液加固。3、溜煤通道支护要求落煤后510m排接梁向前移，要及时跟上，梁上有空隙要接顶，保证背顶严密。当煤帮侧端面距超过300mm或顶板破碎时，必须在排接顶梁端头与煤壁间支带帽点柱或挂梁作为临时支护，临时支柱的柱距为1m（可适当缩小柱距）。挂梁必须用水平楔，水平楔小头向工作面溜尾方向，并挂好防飞钩。4、伞檐的规定伞檐长度超过1m，其最大突出部分不得大于150mm，伞檐长度在1m以内的，其最大突出部分不得超过200mm，伞檐超过规定时应及时将其撬落。（三）工作面特殊支护方式1、临时支护放炮落煤之后，排接梁向前移，移刮板机进尺达0.5m后，摘取对柱及时沿刮板机排接梁下支设临时支柱，对柱隔一摘一。再刮板机达0.5m后，摘取对柱及时沿刮板机沿排接梁下支设正规柱，对柱隔一摘一，并将排接梁下临时支柱改为正规支柱。2、对柱支护在切顶排每棚梁下打一棵对柱加强支护，对柱柱头要紧靠老塘切顶排支柱柱头，并保证打在实底上。排接梁下对柱打在切顶排的煤帮侧，排接梁梁下对柱打在切顶排的老塘侧。3、密集支护工作面第四排回出的挡矸柱应以带帽点柱的形式打在新切顶线的两棵正规支柱之间，起到密集切顶的作用，同时起到挡矸作用。4、超前支护（1）基本支护运输巷、回风巷选用单体液压支柱配合铰接顶梁及工字钢进行支护。回风巷及运输巷分别支设两排柱子进行超前支护，人行道宽度不小于0.8m。回风巷超前支护距离不低于20m，运输巷超前支护距离不低于20m，顶梁铰接完整，单体液压支柱打成直线。接顶选用半圆或板皮穿梁垂直顶梁排列，顶板破碎或不平整时使用半圆或板皮进行加密装顶。（2）加强支护当煤壁向外超前支护段顶板出现压力增大时，在原超前支护的每个顶梁下加打一棵单体液压支柱成对使用。关门支柱中到中间距保证不大于300mm，与端头支护切顶排支柱支齐并随回柱放顶支设完好。超前支护外的巷道出现顶板破碎成网兜、片帮或缓慢下沉时，应增加带帽点柱进行超前维护。（3）支护质量标准回风巷和运输巷超前支护的支柱要拴齐防倒链，链子在柱帽和柱阀之间，必须拴设牢固，以防倒柱伤人。支柱打在实底上，迎山有力，保证支柱初撑力不低于50kN。金属铰接顶梁必须互相铰接，保持平直，严禁空顶。所有正规支柱三用阀方向一致，平行与煤壁。单体支柱活柱行程不得小于200mm。5、端头支护（1）工作面上、下端头采用3.8m型花边钢梁“四对八架”支护方式，长钢梁成对使用，交替迈步前移，错距1.20m，配合1.20m铰接顶梁使用和0.6m短梁使用。对距中到中为0.25m，架距中到中为0.35m，允许偏差不大于50mm。（2）“四对八架”大棚支护，顶板高低不平时必须使用木料接顶，确保大棚的水平。第一架钢梁距顺槽超前支护和第八架钢梁距工作面基本支柱间隙不大于0.5m。刮板输送机机道采空区侧留有不少于0.8m的行人道。（3）移支长钢梁必须符合下列规定：前移长钢梁时至少3人协同操作。正常情况下，必须保持一梁三柱。移输送机时可保持一梁二柱，移完输送机后必须及时补齐。放炮落煤之后要进行临时支护，被顶接实，打好临时支柱。攉完煤之后，及时前窜滞后的四架长钢梁，与煤帮保持200mm的端面距，并及时在老塘侧支设好正规柱。柱爪必须卡住梁牙，角度迎山有力。支设工作完成后，必须对支柱进行多次注液、循环注液，保证初撑力不低于90kN。附图：工作面、顺槽超前支护示意图（四）、工作面顶板特殊时期的支护方式1、初采时的顶板管理 （1）做好初采前的组织准备工作，各种支护材料要准备齐全，并按照规程规定放到指定位置，两巷及切眼内的杂物要清除干净。（2）两巷按作业规程规定支设好超前支护，各项技术标准达到规程要求。（3）移刮板时，应将推采侧的贴帮柱，随刮板的前移逐棵替到刮板后侧。替柱时，必须严格执行先支后回的原则,及时支设正规柱。接顶必须接实。（4）推采二排后，上齐四排正规柱，顶梁棚棚铰接上齐溜头、槽尾大棚。四对八架交替迈步。（5）工作面形成四排正规柱，经初采领导小组进行全面支护质量检查，取得同意后，方可进行回柱。回出的支柱全部支成密集柱。（6）初采期间，严格加强工程质量管理，工作面内的所有支架设必须达到规程要求。每班必须对所有的支柱进行二次注液，确保支护安全可靠。（7）严格执行敲帮问顶的制度，及时除掉危岩悬矸，严禁空顶作业。施工期间必须时刻注意检查工作范围内的顶、帮及支护情况，出现问题立即处理。（8）每班设有一名班长做兼职顶板管理员，严密监视顶帮及支护情况，发现问题及时处理。（9）开工前，初采领导小组必须对工作面情况进行全面检查，验收合格后，方准采煤。（10）初采期间，必须卧到实底，严禁任意撇底煤和顶煤。（11）初采期间，加强瓦斯监测及风量观测，确保符合规程要求，出现问题必须立即汇报处理。（12）初采过程中，若出现压力急增时，必须立即停止来压地段的工作。必要时撤除人员，待压力稳定后，方可恢复工作。2、初次放顶时期初次放顶前及时补充详细的安全技术措施。当工作面形成四排支柱后进行回柱放顶，必须采取以下措施：（1）初次放顶前，经矿或工区验收质量合格后，方准回柱放顶。生产期间加强工作面工程质量管理和矿压观测，每班开工前对工作面进行全面检查，严格按作业规程要求操作。并加强通风管理、当老塘窜风严重时应挂挡风帘减少风量损失。（2）支柱支设必须垂直于顶、底板，支设牢固，迎山有力。支柱必须支到实底，严禁将支柱支在浮煤、浮矸上。卸液、失效的支柱必须立即更换。（3)顶梁必须铰接使用，严禁出现单梁单柱现象，梁上用木料接实顶板，顶板破碎处必须用木板背严。（如采用液压支柱配合大木帽支护，要写出专门的安全技术措施。）（4）合理调节支柱使用，严禁支柱超高使用，支柱活柱下缩量不得低于200mm。（5）当工作面推采6m后，沿切顶排在工作面中部设4-5棵砍口信号点柱（砍口程度为点柱的1/32/3），工作面每推进三硐增设一组，以便及时掌握工作面顶板来压情况。（6）放炮落煤后，必须及时观察顶板的动态变化，发现有来压征兆时，必须立即撤人，待压力稳定后，方可工作。（7）放顶时，距回柱地点上下15m范围内不得有闲杂人员，不得同时进行与放顶无关的工作。（8）放顶前应对全面支柱进行二次注液，确保支柱棵棵迎山有力。放顶时必须有工区管理人员现场指挥。（9）设有经验的老工人在来压期间专门负责观察顶板，及时预报来压情况，当顶板来压明显，有冒顶危险时，应迅速撤除所有人员至全地点，待压力过后在由里至外检查无误后方可重新开始工作。（10）加强各端头、安全出口的支护和清理工作，确保端头高度不小于1.6m，巷道高度不低于1.8m，人行道宽度不低于0.8m。（11）回柱时，必须严格执行先支后回制度，严禁空顶作业。回出的支柱在新的切顶排支设成密集柱。（12）分段回柱时，开口和收尾必须选择在顶板完好，支架完整的地段，分段回柱距离不得小于15米。（13）回柱时，输送机必须停止运转，并停止风镐作业，以便听清顶板信号；距回柱地点15m范围内不得有闲杂人员逗留和做与回柱无关的工作。（14）初次放顶回柱后顶板不冒落或冒落不充分、悬顶倾向超过7m时，应每隔6m增加一组丛柱加强支护，每组丛柱不少于4棵；初次放顶期间悬顶走向及倾向均超过10m时，应采取加打木垛的方法或放震动炮强制放顶。3、初次来压及周期来压时期（1）每班进行顶板观测，掌握初次来压和周期来压步距。在来压前加大支护密度，提高工作面总体支撑力。（2）来压前重点对切顶排多次注液，提高切顶线支架切顶能力。（3）来压期间，提高工程质量验收标准，柱排距误差100提高到50mm，各种特殊支护齐全有效。（4）落煤后及时维护，保证接顶严密。临时支护齐全可靠。煤壁片帮时及时支设贴帮柱。（5）在工作面和采空区架设木支柱作为信号柱，来压时及时报警。（6）分段回柱时，分段点避开来压压力集中区。（7）回收的支柱在规定的位置全部承载，超前于回柱支设，保证回柱人员在有效可靠的支护下操作。（8）顶板压力大，支柱一松马上压下时，先打上临时支柱控制顶板，然后采取挑顶、卧底的方法进行回撤。（9）根据采高合理，调配适宜采高的支柱防止支柱超高或压死，活柱伸出量不少于200mm。（10）工作面钻底严重时，要穿柱鞋增大底板比压。（11）来压期间，工作面对柱及密集切顶柱架设向采空区来压方向倾斜。（12）坚持多次注液，保证初撑力，及时更换卸载支柱。（13）轨道顺槽、胶带运输顺槽所有单体支柱出撑力不得小于50KN。特别注意工作面中部的支护状态，确保整体支护强度，预防冒顶。4、停采前的顶板管理工作面停采前必须编制停采措施，加强顶板控制。（五）特殊地段的支护方式1、过断层及顶板破碎时的顶板管理（1）在遇断层或破碎带时必须对工作面顶板控制工作，要控制好采高，确保工程质量及构造带的支护强度。（2）顶板破碎带是指下列的任何一种情况：工作面顶板产生裂隙的地点；工作面存在二合顶的地点 ；工作面在过断层的过程中，工作面已经进入断层另一盘顶板完整地段，但工作面局部或全部地段仍处于断层破碎带范围内。（3）放炮落煤后，在断层带架设临时支护时，人员应站在工作面断层带两侧的顶板完整、顶板支护完好处由外向里逐棚对断层带进行支护并架设临时支护。在支护过程中要严格执行敲帮问顶制度。（4）站在已有完好支护的保护下，用长度不小于1.2m的长把工具自上而下、由外向里的顺序进行敲帮问顶，摘除悬矸危岩和超过作业规程规定的伞檐，工作面遇到伪顶时，必须及时找掉。（5）当顶板压力较大或较破碎时，可适当增加支柱密度，使用半圆、板皮及小板接牢背实顶板。（6）过断层破碎带时，采取顶板破碎处用2.8米花边长钢梁进行套棚加密支护，长钢梁至少保持一梁两柱，但长钢梁作为密集加强支护，不能作为正规棚使用。移动长钢梁前必须进行“敲帮问顶”工作，两人操作，一人观察顶板。（7）接顶时对顶板、煤帮进行全面、细致的观察并保证退路畅通。（8）对工作面落煤后落下的大块矸石进行妥善的处理，防止阻碍运输及在支护过程中滚动伤人。（9）对顶板破碎带首先进行挂梁，挂梁之前应检查煤帮的宽度，对煤帮不够宽的，要站在支护完整的地点用镐或长钎子将其找够宽度。（10）移动后在排接顶梁上装木料进行接顶，将顶板接实。木料与顶板应紧密接触，若局部冒顶时，必须用木料装顶背实。最后给单体液压支柱注液至升实顶板。（11）由于断层、褶曲影响，顶板下倾时，柱子的迎山角过大时应增加戗柱支护，防止崩柱或失脚。（12）当工作面断层、底鼓及顶部破碎带处是仰采并且仰采的角度较大时，该处架设完正规柱后，必须在处刮板输送机后面架设顶柱，防止刮板输送机下滑。顶柱的柱距为24m，顶柱采用DZ20-30/100或DZ22-30/100型单体液压支柱配合随机移溜器架设使用，顶柱后面的生根柱必须牢固可靠。（13）工作面断层及破碎带的顶板支护工作必须是在副班长及以上干部的指导下，富有经验的工人进行操作，支护时每组不得少于2人，其中一人观顶，观察人员除协助支护、传递木料外，不得兼做其它工作，当出现危险情况必须立即组织工作地点的所有人员撤离至安全地点，然后进行处理。新工人不得进行断层、破碎带的支护工作。进行改柱操作时，必须先架设替柱，替柱没有架设好之前，不得进行改柱操作。（14）在推采过程中应及时对工作面断层及顶板破碎带处进行逮顶，当工作面断层及破碎带处逮住顶后，在断层及顶部破碎带没有完全进入采空区之前，临时支护要求和标准仍按照断层及破碎带处的临时支护的要求和标准执行。（15）强化工程质量管理，加强支护质量及监测。断层及顶板破碎带处的支护密度不得小于作业规程的规定，局部压力增大或顶板局部破碎严重的地段可以增加支护密度。2、褶曲地段支护方式（1）工作面遇褶曲时，支柱支设在实底上，底板有滑面时要首先用镐刨出柱窝，创造麻面，防止支柱打滑。（2）如支柱支设在褶曲斜面上时合理掌握支设角度，架设要迎山有力，牢固可靠，出撑力不小于90kN。严禁