煤矿1101采煤作业规程.doc

此文档收集于网络，如有侵权，请联系网站删除 第一章 概 况第一节 工作面位置及井上下关系1101工作面位于井田中部，具体位置及井上下关系如下表所示。工作面位置及井上下关系表水平名称一水平采区名称1101工作面地面标高1377m+1382m 井下标高1200m+1225m地 面相 对位 置1101工作面位于凯口煤矿工业广场西北部，相对地面位置为山地、陡坡，标高为1377m+1382m，无其它建筑物，无地表水体。 回采对地面设施的影 响1101采煤工作面的煤层与地面相对高差为177157m，地面无建筑物及地表水体，采面结束后可能引起地面山地的轻微下沉，但不会造成较大影响。井下位置及与相邻关系1101工作面，南邻主平硐。 走向长度70m平均倾长350m面 积24500m2第二节 煤层情况工作面开采煤层为A1煤层，根据运输巷、回风巷和开切眼掘进的煤层揭露实际情况，1101采煤工作面的A1煤层厚度比较稳定，全区可采。具体情况如下表所示。煤 层 情 况 表煤层厚度0.7m煤层结构较简单煤层倾角平均7开采煤层A1煤 种无烟煤稳定程度较稳定煤 层情 况描 述1101工作面，煤层厚度平均为0.7m。本工作面煤质稳定、结构简单。该区的A1煤层黑色半亮型，夹镜煤条带，断口呈阶梯状，块状构造。地层综合柱状图 第三节 煤层顶底板情况A1煤层位于含煤地层祥摆组（C1x）中下部，为矿区目前主采煤层，全区较稳定可采。上距石英砂岩（标志层）0.501.00m，煤层厚度0.60.8m，平均0.7m。产状与地层产状一致。煤层层位较稳定，属较稳定煤层。顶板：直接顶板为黑色薄层炭质粘土岩厚0.200.50m，其上为中厚至厚层状石英砂岩。炭质粘土岩，强度较低，水稳定性差，易风化破碎；间接顶板为中厚至厚层状石英砂岩，稳定、坚硬，抗压强度大。 底板：为灰黑色炭质页岩，强度较低，水稳定性差，易风化破碎。第四节 地质构造工作区大地构造位置位于扬子准地台次级构造单元黔南台陷、贵定西北向构造变形区之南东部，都匀向斜西翼，低层总体呈一单斜构造，倾向245260，倾角59，局部发育次级小褶皱，区内未发育断层，构造较简单。第五节 水文地质该区域的水文地质情况比较简单，区内地下水补给来源主要为大气降水和地表水，大气降水的大部分是沿着山坡和沟谷径流补给地下水，少部分则是通过第四系松散层的孔隙和岩层的节理、裂隙及断层的构造破碎带渗入地下补给地下水，区内最低侵蚀基准面+1030米，煤层最低开采标高+900米，低于最低侵蚀基准面标高130米。地下水一般限于顺层运动，有的部分通过泉点涌出地面，流入冲沟排出矿区，我矿是平硐开拓，坡度+3，井下水沿排水沟自然流到地面。矿井的顶板断层和部分裂隙淋水形成矿井充水，含水层补给条件差，富水性弱。第六节 影响回采的其它因素一、影响回采的其它地质情况1、瓦斯：矿井2009年、2010年鉴定为低瓦斯矿井。2、自燃：根据贵州省煤田地质局实验室都匀市凯口煤矿煤炭自燃倾向等级鉴定报告 ，A1煤层的煤炭自燃倾向性分类为类，即不易自燃煤层。3、煤尘爆炸性根据贵州省煤田地质局实验室都匀市凯口煤矿煤尘爆炸性鉴定报告，该矿区范围内A1煤尘无爆炸性。 第七节 停采线位置及工作面储量一、停采线位置：1101工作面停采线以主平硐保护煤柱为界。二、工作面储量地质储量： 2.1万吨可采储量： 2.0万吨 第二章 采煤方法、回采工艺及顶板管理第一节 回采工作面巷道布置一、工作面巷道布置情况1）回风巷1101工作面回风巷，沿A1煤顶板布置，巷道长度350m,设计回采330m，其中有20m在主平硐煤柱线内。330m回采巷道采用锚喷支护。主要用于该工作面的回风。巷内布置有一趟50mm的进水管路、一趟50mm的压风管路。2）运输巷1101工作面运输巷，沿A1煤层顶板布置，巷道总长度370m，可采巷道长度350m，其中有20m在主平硐煤柱线内。采用锚杆支护。沿巷道敷设SGB-420/30型刮板输送机，布置有一趟50mm的进水管路、每50米设一个三通筏门，并在转载点设置喷雾，运输巷主要用于该工作面的煤炭运输。4）切眼1101工作面切眼沿A1煤层顶板布置，长度70m，采用铰接顶梁配单体液压支柱支护，净宽2.4m，净高0.7m。附图：1101工作面位置及巷道布置图第二节 采煤工艺一、采煤方法一）、采煤方法的选择根据A1煤层的赋存条件和工作面巷道的布置方式，采用倾斜壁后退式开采。工作面最小控顶距为3.2米，最大控顶距为4.2米。工作面配备DW06-30/100型单体液压支柱配HDJA-1000金属铰接顶梁控制顶板，支撑高度为485630mm，初撑力为118157KN，额定工作阻力300kN/根；采用“三、四”排控顶，排距1.0m，柱距0.8m，最小控顶距3.2m，最大控顶距4.2m，选用HDJA-1000型金属铰接顶粱，长度1000mm。采煤工作面所有安全出口与巷道连接处20m范围内，必须加强支护；此范围内的巷道高度不得低于1.8m。安全出口必须设专人维护，发生支架断梁折柱、巷道底鼓变形时，必须及时更换、清挖。因此，采煤工作面上、下出口20m范围内，设临时超前支护，其中距采煤工作面前10m采用双排支柱支护，后10m采用单排支柱支护，柱距为1m，采用顺巷棚支护。二）工作面落煤、装煤及运煤方式采用爆破落煤、人工装煤辅助爆破自装；工作面采用SGB420/30刮板运输机运煤，运输巷采用刮板机转载，胶带运输机运输。三）钻眼爆破方法及炮眼布置采用电煤钻打眼，串联预裂微差松动爆破，一次打眼，一次装药，一次爆破，一次爆破长度不得超过15m,爆破长度过大会加大顶板管理难度。瓦斯异常时一次爆破长度不得超过6m。 炮眼布置采用“三花眼”布置（见炮眼布置三视图） B 1.2米 0.2米 A A 0.7米 1.0米 7 0.2米 B B-B0.7米 0.7米炮眼装药量、雷管用量、水炮泥用量及炮泥长度见爆破说明书。序号项目单位数量说明1煤层普式系数232炮眼布置方式三花眼3炮眼间距m1.04炮眼深度mm12005顶眼黄泥充填长度mm7006底眼黄泥充填长度mm6007每眼水炮泥个数个18循环炮眼数个699一次放炮个数个15破碎段不超过3个眼10联线方式串联11顶眼每眼装药量kg0.312底眼每眼装药量kg0.413顶眼雷管段别煤矿许用毫秒延期雷管14底眼雷管段别煤矿许用毫秒延期雷管15顶眼装药长度m0.316底眼装药长度m0.417炸药选择乳化炸药说明：1、正常情况采用三花眼布置炮眼，若遇煤壁松软片帮严重、顶板破碎处不装药。2、采用三级煤矿许用炸药及煤矿许用毫秒延期雷管, 一次起爆总延期时间不超过130毫秒。3、装药必须采用正向连续装药，炮眼封泥应先用小段粘土炮泥（黄泥）充填封孔后再装水炮泥，最后用粘土炮泥充填至眼口。封泥长度不得小于0.6m,严禁用煤粉、块状材料或其它可燃物作炮泥。4、严禁裸露爆破、放糊炮,无封泥或封泥不足不实的炮眼严禁爆破。5、装药时每装好一个炮眼,雷管脚线必须短路扭结。二、回采工艺及工序: 一) 主要工艺流程第 一 班:(1) 检查瓦斯浓度;(2) 交接班(安全)检查;(3)打眼;(4)装药设岗、连线放炮; (5) 检查瓦斯浓度;(6)安全检查;(7) 洒水、扶倒柱 (顶板破碎、片帮时打贴帮点柱) 、打临时柱、挂梁; (8)出货;(9)移溜(改柱时先支临时柱后改柱,移溜后及时支柱);(10)回柱放顶;(11) 设备检修、掐接溜子;(12) 安全检查、交接班补充说明:需强制放顶时,在移溜后打强制放顶炮眼和连线,在回柱后放炮强制放顶。第二班、第三班操作同第一班二)各工序操作规定：(一) 交接班(安全)检查跟班队长及班组长在现场交接班,当面交清生产、安全、工程质量、材料消耗及设备运转状况后,全面检查工作地点的顶板、煤壁、支护等情况，发现隐患时,必须坚持先排除后生产的原则，确认无危险时方准工人进入工作面。(二) 瓦斯检查通风队瓦斯检查员检测工作面瓦斯浓度,当瓦斯浓度0.8%时通知跟班队长安排人员进入工作面工作。当瓦斯浓度0.8%时,必须汇报矿调度室和矿长总工程师, 通风部门制订措施进行处理。(三) 打 眼经交接班检查后,由打眼工进行打眼,钻眼质量的好坏直接影响爆破质量和爆破装煤效果。打眼要求：打眼要按爆破图表要求施工，顶眼布置在煤层上部，距顶板0.2米，间距1000mm,炮眼深1200mm；底眼布置在煤层下部，距底板0.2米，与顶眼成三花眼布置,间距1000mm炮眼深1200mm。打眼的操作工序为：打眼前检查敲帮问顶定眼位打眼撤钻具。1、检查电煤钻是否完好，部件是否齐全;钻杆是否平直、钻杆安装是否牢固、钎尾是否合格。2、打眼前，应对工作面顶板、煤帮、支护等进行认真、全面检查，敲帮问顶，应及时处理掉危帮，伞檐、活块等,由班长指定支柱工补齐缺柱、更换失效支柱，处理安全隐患。3、 打眼时，首先调整好方向和角度。推进时要均匀使劲，不可用力过猛。眼深打够后，应排净煤粉。4、打眼时,钻杆不要上下、左右摆动,以保持钻进方向;钻杆下方严禁站人,以免钻杆折断伤人。5、打眼工应按爆破说明书的炮眼布置方式打眼。对凹凸不平的煤壁要根据情况减少或加大眼深，保证放炮后煤帮平直，采高和开帮都符合规程要求。6 、处理拒爆时的打眼工作: （1）在距拒爆炮眼0.3m以外与拒爆炮眼平行打新炮眼，重新装药起爆。（2）严禁用镐刨或从炮眼中取出原放置的起爆药卷或从起爆药卷中抖出电雷管；无论有无残余炸药，严禁将炮眼残底断续加深；严禁用打眼的方法往外掏药；严禁用压风吹拒爆（残爆）炮眼。（3）处理拒爆的炮眼爆炸后，爆破工必须详细检查炸药的煤、矸，收集未爆的电雷管。（4）在拒爆处理完毕以前，严禁在该点进行与处理拒爆无关的工作。7、打眼结束后,爆破前要将电煤钻、钎子及时收回,放在距工作面10m以外的安全地点。（四）爆 破：1、领取炸药、电雷管、发爆器1)放炮员领到药、雷管后必须检查其数量、型号、质量、编号。2)雷管检查后要及时将脚线末端扭结短路。3)将药管分别装入专用箱内并上锁4)领退药管、装药及连线等重要环节，放炮器应挂在附近，不准接近炸药和雷管。2、运送炸药、电雷管、发爆器1)发爆器及钥匙由放炮员随身携带，电雷管只能放炮员亲自运送。 2)放炮员向背药人员要回炸药箱的钥匙，炸药可由放炮员或指派专人运送。专人运送炸药时，每人不得超过29kg.放炮员和背药人员应保持10m以上的距离，且放炮员在后。3)中途行走要避开电缆和金属导体,运送炸药、雷管途中，不准逗留，也不得跑步前进,要将爆炸材料直接送到临时存放地点。3、储存炸药、雷管 1）电雷管和炸药严禁装在同一容器内,严禁将爆炸材料装在衣袋内。 2）领取的火药，放炮员必须把炸药、电雷管分开存放在专用的爆炸材料箱内锁好，严禁乱扔乱放，火药箱必须放在顶板完好，支架完整避开机械、电气设备等导电体和无淋水的地点，每次放炮时，都必须将火药箱放在警戒线以外的安全地点。3）雷管箱和炸药箱必须保持10米以上的距离，并摆放整齐。4）放炮员负责打扫炸药箱、雷管箱前后5米内的文明卫生。4、装配起爆药装配起爆药卷时，必须遵守下列规定： 1)必须在顶板完好、支架完整、避开电气设备和导电体的爆破工作地点附近进行。严禁坐在爆炸材料箱上装配起爆药卷。2）从成束的电雷管中抽取单个电雷管时，不得手拉脚线硬拽管体，也不得手拉管体硬拽脚线，应将成束的电雷管顺好，拉住前端脚线将电雷管抽出。抽出单个电雷管后，必须将其脚线扭结成短路。3)装配起爆药卷必须防止电雷管受震动、冲击，折断脚线和损坏脚线绝缘层。4)电雷管必须由药卷的顶部装入，严禁用电雷管代替竹、木棍扎眼。电雷管必须全部插入药卷内。严禁将电雷管斜插在药卷的中部或捆在药卷上。5)电雷管插入药卷后，必须用脚线将药卷缠住，并将电雷管脚线扭结成短路。6)装配引药只能由放炮员操作，其他人员不能代替或帮助。7) 装配引药要避开电器设备及导电体，不准坐在炸药箱上，周围人员离其5米以外。8)装配起爆药卷数量以需要为限,每次装配引药的数目不准超过该次放炮的炮眼数目，已装好的引药要单独存放，不得同其他炸药、雷管混放。9) 起爆药卷制作完后清点数目，妥善保存，将剩余炸药、雷管及时放回专用箱并加锁。5、做炮泥和水炮泥 1）炮泥须选用优质黄泥，水分适中，捏成长100mm直径20mm的圆柱形，严禁用煤粉、块状材料或其它可燃材料作炮眼封泥。2）、炮眼必须使用水炮泥，水炮泥须饱满不漏水，灌水时须用专用水针灌水。6、敷设放炮母线1)从工作面向后敷设放炮母线，按规定使用“专用母线卡”，并保持扭结短路，接头必须错开一定的距离，用绝缘胶带缠好，严禁与带电体、导电体和大地相接触。2)放炮母线不应与电缆、信号线和金属管路挂在同一侧，如果必须挂在同一侧或跨越电缆时，放炮母线必须挂在下方，且相距0.3米。3)母线的最短敷设长度：放炮母线长度曲线段不得少于70米,直线段100米。4)放炮母线应随用随敷设,每次爆破完毕后都应及时将母线收起。7、装药、封泥严格按爆破说明书中要求装药量进行装药,打眼与装药平行作业时间距不得小于25米。1)班组长配合放炮员将炸药引药、炸药、炮泥、水炮泥分别运送工作地点。2)装填炮眼前,班组长要对工作面及炮眼进行全面检查,对所检查出的问题,及时要求处理。安全员监督班组长进行检查。 (1) 检查放炮地点20m以内是否有煤、矸和其它物体堵塞通风断面1/3以上。(2)检查工作面顶板的完好情况；检查控顶距是否符合作业规程规定；检查工作面是否全部停电。(3)检查闲杂人员是否撤到警戒线之外。3)装药前，瓦检员必须检查瓦斯浓度,超过0.8%时必须立即通知班组长进行处理,否则严禁装药。4)装药前，首先必须清除炮眼内的煤粉或岩粉， 5)装药前，引药的电雷管脚线末端必须保证扭结短路。6)装药、填炮泥: 装药必须采用正向连续装药，炮眼封泥应先用小段粘土炮泥（黄泥）充填封孔后再装水炮泥，最后用粘土炮泥充填至眼口。封泥长度不得小于0.6m,严禁用煤粉、块状材料或其它可燃物作炮泥。(1) 工作面装药，一般允许二人熟悉爆破材料性能和有关规程规定的人员协助放炮员装药（一人观山，一人递炸药和炮泥），特殊情况最多不准超过3人（一人观山，二人递炸药和炮泥）。同时，班组长、瓦检员必须在现场监督装药工作。(2)必须采用正向装药，药卷的聚能穴必须朝向眼底，不准使用垫药和盖药。(3)一个炮眼只准装入一个引药，严禁使用双引药。(4)严格按爆破图表及装药结构图安排装药量和雷管。(5)装药顺序，应先上眼、再底眼，依次进行。(6)放炮员一手拉脚线，一手拿炮棍将装入眼口的药卷轻轻送入眼底。(7)装药时必须将每眼应装的全部用量的药卷依次紧挨装入眼口,再用木质或竹质炮棍将药卷轻轻推入，不得冲撞或捣实。炮眼内的各药卷必须彼此密接，以免部分炸药产生拒爆现象。(8)仰角大的炮眼装药时，将全部药卷一次送入眼口，最后装一卷炮泥，随药一起推眼底，用炮棍轻捣几下。(9)药卷装入后，先装一至二卷炮泥，再装水炮泥。(10)装药后，雷管脚线必须悬空且扭结，盘好在眼口。 (11)装药后，必须把电雷管脚线悬空，严禁电雷管脚线、爆破母线与机电设备等导电体相接触。班组长安排专人在工作面内洒水灭尘。(12)工作面淋水较大炮眼内有积水时采用防水套。8、设置、撤离警戒:(1)必须由班(组)长亲自布置专人在可能进入爆破地点的所有通路上设设置警戒。(2)警戒处必须设在顶板完好、支架完整的安全地点,并设置警戒牌和拉绳。(3)连好线，放炮员最后撤出工作面、撤到放炮地点，并挂好警戒牌。(4)打开回风顺槽水幕。(5) 撤人距离，按母线敷设最短距离确定。 9、连线:1)脚线的连接工作，可由经专门培训的班组长协助放炮员进行。2)必须采用串联方法连接，先底眼后顶眼。3)连接顺序必须由上端开始向下端进行。4)脚线与脚线，脚线与母线联接必须采用对头连接。5)接头有锈蚀或污物必须清除掉，各连线头都必须使用绝缘胶布包严。(1) 眼深大于脚线长度时，需延长脚线时接头要错开，并用胶布包好。(2) 连线后的所有接头必须悬空, 连线后最后两根脚线末端必须扭结短路。(3) 放炮不准使用小线作为连接线, 只准放炮员一人在工作面进行脚线与母线的连接工作。(4) 连线后, 瓦检员检查放炮地点20m范围内风流中瓦斯浓度，并按规定内容填写一炮三检记录，记录内容包括检查时间和瓦斯浓度。5) 工作面上出口20米范围内安设甲烷自动报警断电仪装置，工作面回风流中瓦斯浓度达到0.8%时，甲烷自动报警仪发出报警信号，停止工作面的打眼放炮工作，当瓦斯浓度达1.2%时或回风巷瓦斯浓度达0.8%时，报警断电装置自动切断工作面和回风巷电气设备电源，并撤离人员，采取措施进行处理，只有瓦斯降到0.8%以下后，方可送电，恢复工作。6)按“三人联锁放炮制”要求顺序进行换牌。换牌顺序“放炮员将警戒牌交给班组长，班组长将命令牌交给瓦检员，瓦检员将放炮牌交给放炮员。7)放炮员吹一声长哨撤出，班组长、瓦检员,放炮员必须最后离开。10、放 炮每次爆破，爆破长度不得超过15m,瓦斯异常段一次爆破长度不得超过6m, 顶板破碎段一次爆破不超过3个炮眼。必须单向起爆(由下至上或由上至下),中间不留煤垛。1) 每次放炮前，放炮员必须做电爆网路全电阻检查。必须使用矿用爆器，严禁使用2台发爆器同时进行放炮,一组装药必须一次起爆，严禁使用其他方法起爆。2)放炮前，班长必须清点人数，确认无误后，方准下达起爆命令。3)放炮员接到起爆命令后，必须先发出放炮警号，至少再等5秒，方可起爆。4)放炮员必须在安全地点起爆。起爆地点距工作面装药地点的距离不得小于70米(拐弯),直线100米。5)爆破时,炸药箱、雷管箱及所有人员都必须在警戒线之外。爆破后，必须立即将钥匙拔出，摘掉母线并扭结成短路。6)装药的炮眼应当班放炮完毕。特殊情况下，当班留有尚未爆破的装药的炮眼时，当班放炮员必须在现场向下一班放炮员交接清楚。11、验炮：1)、炮响15分钟待工作面炮烟散尽 (瓦斯异常区域必须等30分钟) 后 , 瓦检员检测瓦斯浓度符合规定后,方可允许放炮员和班组长进入放炮地点验炮。2)、放炮后，待工作面的炮烟被吹散，放炮员和班组长必须首先巡视放炮地点，检查工作面的通风、煤尘、瞎炮、残炮、顶帮支护等情况，发现崩倒或卸液的支柱及时扶正、补液；发现漏顶超高地点，及时接顶严实。发现不安全因素，必须立即处理。3)瓦检员检查放炮地点20m范围内回风流中瓦斯浓度，并按规定内容填写一炮三检记录，记录内容包括检查时间和瓦斯浓度。4)通电以后拒爆时，放炮员必须先取下钥匙，并将放炮母线从电源上摘下，扭结成短路，至少等15分钟后，才可沿线路检查，找出拒爆的原因。5) 处理拒爆时，必须遵守下列规定：处理瞎炮工作必须在班组长亲自指挥下进行;由于连线不良造成的瞎炮重新连线放炮;在原瞎炮口0.3m处重新打眼装药放炮;严禁用手拉镐刨,严禁用压风吹或水管冲瞎炮眼,严禁用打眼的方式向外掏药,严禁将炮眼残眼继续加深;如瞎炮当班未处理完毕,放炮员和班组长不准离开放炮地点,必须在现场将瞎炮数目、放炮深度、角度及装药量等问题，向下一班放炮员交接清楚。6)在拒爆处理完毕以前，严禁在该地点进行与处理拒爆无关的工作。7)处理拒爆的炮眼爆炸后，放炮员必须详细检查炸落的煤、矸，收集未爆的电雷管。12、爆破器材退库1)严格执行用多少，领多少，用不了交回去的火药领退制度。2)放炮员清理剩余的电雷管及炸药，核对无差错后，找跟班队长签字，签字内容包括当班药管实际消耗量和姓名。3) 将剩余药管分别入箱加锁，严禁私存、乱放或销毁。4) 收拾放炮工具。5)按运送药管有关规定返回火药库。6)将剩余炸药、雷管及残管交给库管员7) 由库管员审核后，换回三联单。8) 将炸药箱钥匙交还背药人员。9) 升井后，将放炮器、便携仪、雷管箱交回发放室，不得个人保管，出了故障送交修理人员修理。无论井上井下，严禁私自拆开、拍打和修理。四）、通风及安全检查所有人员在警戒线外等待炮烟散尽，瓦检员检测瓦斯浓度符合规定后,放炮员、安检员、班组长进入工作面检查有无拒爆熄爆，有拒爆、熄爆按规定处理；检查顶帮及支护情况，无安全隐患后才能准许攉煤工、支护工、回柱放顶工进入工作面。第三节 顶板管理根据矿井矿压观测资料及工作面顶板管理经验,并综合本工作面地质条件和采煤方法,确定采用单体液压支柱配合铰接顶梁支撑顶板、全部垮落法处理采空区。一、采高和单体液压支柱高度的确定(一) 根据煤层厚度0.7米，采高为0.7米。(二)支护材料选择首采工作面选用DW06型单体液压支柱，支撑高度485630mm，工作行程145mm，初撑力118157KN，工作阻力为300kN/根。在本矿井采高条件下，可以满足支护要求。在采面上下端头要使用“四对八梁”，煤壁线要使用贴帮柱，放顶线要使用戗柱和加强柱。（三）回采工作面支架选择论证矿区范围内一采区开采的A1煤层，平均厚度0.61m，属薄煤层，顶板力学强度高和稳定性好；底板会产生底鼓现象。根据煤层赋存情况，结合我国现有技术条件，回采工作面选用单体液压支柱和金属铰接顶梁联合支护顶板。顶板不稳定时，投产后视顶板情况，可加强顶板支护。煤层底板偏软地段，支护时可在支柱底部加垫板作“穿鞋”处理，防止支柱插入底板。3、支柱的型号选择计算第一步确定顶板下沉量： SL=ML=0.020.645.20.066m=66mm式中：下沉系数由于无邻近工作面借鉴，取0.02。 第二步确定规格：采用DW06型单体液压支柱：Hmax=Mmaxb+a+c =640118+100622mmHmin=MminSLba+c6006611830+100486mm式中：SL为顶板在最大控顶距处的平均最大下沉量；Mmin为工作面最小采高；Mmax为工作面最大采高；b为顶梁厚度；88mma为支柱的卸载高度，取30mm。c为支柱钻底量，取100mm。首采工作面选用DW06型单体液压支柱，支撑高度485630mm，工作行程145mm，初撑力118157KN，工作阻力为300kN/根。在本矿井采高条件下，可以满足支护要求。第三步支护密度验算：支护的强度：P=(48)M t/m2 P=80.612.5= 12.2 t/m2式中：M为平均采高，0.61m；为顶板岩石容重，取2.5t/m3。按8倍采高取值。首采工作面长70m，因此采场最大面积S=705.2=364m2，所设支柱数n=(70/0.8)5=437根，支护密度为437/364=1.2根/m2，DW12型单体液压支柱每柱的额定承载能力为30t，考虑相关因素的影响，使支撑能力减小，承载能力考虑0.8的系数，则每根支柱的承载能力为30t0.8= 24t/根。支柱实际提供的支护强度为1.224=28.8t/m2，而支护所需要的支护强度为12.2t/m2，因此，所设计工作面的支护密度能满足支护采场顶板的要求。根据以上计算，工作面配备DW06型单体液压支柱，支撑高度485630mm， 初撑力118157kN，工作阻力为30t/根，最大控顶距4.2m、最小控顶3.2m，放顶步距1.0m，满足支护采场顶板的要求。（四）、临时超前支护根据煤矿安全规程(2010)第五十条规定：采煤工作面所有安全出口与巷道连接处20m范围内，必须加强支护。因此，采煤工作面上、下出口20m范围内，设临时超前支护，其中距采煤工作面前10m采用双排支柱支护，后10m采用单排支柱支护，柱距为1m，采用顺巷棚支护。（五）、工作面上下出口支护及相关措施（1）在开采过程中根据顶板情况，若顶板压力较大，则将支柱柱距作适当调整。（2）工作面支柱要布置整齐，排、行成直线，接顶及时，防止出现过大伞檐(小于0.2 m)。（3）工作面破碎带处要加强支护，采用密集支柱和铺荆芭或木板，防止串矸、漏矸等。（4）要及时放顶，不得进入老塘作业；沿切顶线采用密集支柱和戗棚等加强支护并切顶。在回柱放顶前必须先打好放顶线的特殊支护，禁止先回后打。回下的支柱必须放牢靠稳。（5）换柱时，一定要先打临时柱，后换柱；沿工作面不能打正式柱时，必须打临时柱，不得空顶作业。（6）特殊支护：在放顶线采用单体支柱密集支护、戗柱切顶。在煤壁线采用单体支柱打成贴帮柱进行支护，贴帮柱柱距1.6m。在上、下安全出口20 m范围内采用单体支柱打成托梁加强支护。（7）计算、估计和观测周期来压步距，在初次来压和周期采压期间必须在放顶线打双排丛柱，必须加打木垛，(木垛每6m打一个，呈“井”字形)切顶。并在来压时撤退人员。由于目前该矿尚未进行矿压观测，暂无矿压观测资料，待今后进行矿压观测后，利用矿压观测资料，进行合理的采场选型设计。（8）注意观测顶板来压情况和顶板稳定完整情况，过断层和老巷时要制定专门措施。（9）回采工作面出口20m内巷道的净高不得低于1.6m。（10）直接顶不稳定时，投产后视顶板情况，可加强顶板支护，若底板吸水后易膨胀，支护时可在支柱底部加垫板，防止支护插入底板。（11）工作面回风巷和工作面运输巷出口(包括回风巷和工作面运输巷离工作面前和工作面后)采用16根3.5m长工字钢梁一梁三柱成对加强支护，柱距1.0m、棚距为0.40.5m。（12）工作面上下出口采用3.2m长的8根型钢梁（又称花边梁），走向交错抬棚加强支护，并保持上下出口畅通。工作面上下出口配合“四对八梁”必须有35m超前一排的安全出口。（六）、防止顶板事故措施（1）采煤工作面放炮后，必须及时挂梁，及时恢复好被放炮冲倒的支柱，并打好临时护身顶柱，人员必须在护身顶柱下攉煤，攉完煤及时打好支柱和贴帮柱，严格按设计或作业规程规定及时支护，严禁空顶作业。掘进工作面放炮后，首先恢复好被放炮冲倒的支架，并必须及时挂梁挑顶，挂梁上必须铺上挑板，根据顶板情况在挂梁上打好临时柱，严禁空顶作业。（2）当进入采掘工作面工作时，严格执行敲帮问顶制度，及时找掉活石悬矸(煤)，以免掉落伤人。（3）当遇顶板条件变化时，必须及时修改作业规程，制定有针对性的支护措施。（4）支柱必须垂直于顶、底板打设，严禁打在浮煤浮矸上，要保证支柱有足够的初撑力(90kN)。（5）在回柱时，人员不得顶梁掉落的地方，以免伤人。（6）工作面的浮煤必须清理干净，不得随意留顶、底煤。（7）支柱打设必须迎山有劲，支柱必须拉线打设，成排成行，保证排、柱距不超宽，确保有足够的支护密度。（8）打柱时必须用小板将顶背实，确保不发生漏顶。（9）回柱时，人员必须站在支柱完好、顶板完整的安全地点进行，回柱前必须事先清理好退路，确保退路畅通。（10）加强采掘工作面的工程质量管理，不合格的支柱必须推倒重来，支柱或支架必须符合作业规程的规定。（11）在初次来压、周期来压期间必须加强支护，确保有足够的支护强度和支护密度。在初次来压或周期采压期间顶板悬露面积超过作业规程规定时，必须进行强制放顶，并制定强制放顶措施，并报有关主管部门审批后严格执行。（12）在回柱放顶前必须先打好放顶线的特殊支护，禁止先回后打，回下的支柱必须支设在新的切顶排上，梁子堆码整齐，保证退路畅通。（13）在作业过程中必须保持文明生产，杜绝冒险蛮干；狠反“三违”，严禁工人违章作业，干部违章指挥。（14）损坏、卸压的柱梁必须及时出井检修，工作面严禁使用坏柱坏梁。（15）端面距超过300mm时，必须在煤壁侧加打贴帮柱。（七）、回采工作面安全措施（1）工作面上下出口采用3.2m长的8根型钢梁（又称花边梁），走向交错抬棚加强支护，工作面上下出口配合“四对八梁”必须有35m超前一排的安全出口，并保持上下出口畅通。（2）工作面支架要布置整齐，排、行成直线，接顶及时，防止出现过大伞檐(应小于0.2 m)。（3）回柱放顶时，人员必须靠煤壁侧，不得靠采空区侧，初次放顶时撤离工作面，待回柱放顶后顶板相对稳定时再进入工作面。（4）采煤时要注意检查支柱的安全状况，歪倒的支柱要及时修复，工作面上、下端头在必要时采用密集支柱加强支护。（5）工作面顶板破碎处要加强支护，采用密集支柱和铺荆芭，防止串矸、漏矸等。（6）计算、估计和观测周期来压步距，在工作面老顶周期来压前，采用木垛、密集支柱、戗棚等加强支护，并在来压时撤退人员。（7）注意观测顶板来压情况和顶板稳定完整情况，过断层和老巷时要制定专门措施。（8）要及时放顶，采用自下而上回柱，不得进入老塘作业；沿切顶线采用密集支柱和戗棚等加强支护并切顶。（9）换柱时，一定要先打临时柱，后换柱；沿工作面不能打正式柱时，必须打临时柱，不得空顶作业。（10）回采工作面出口20m内巷道的净高不得低于1.6 m。（11）直接顶不稳定时，投产后视顶板情况，可加强顶板支护，若底板吸水后易膨胀，支护时可在支柱底部加垫板，防止支柱插入底板。（12）在开采过程中观测其初次和周期来压步距，若小于控顶距可考虑加强顶板支护，若大于控顶距可采取强制放顶措施。必须注意初次和周期来压时对矿压显现的影响，及时采取措施并报有关主管领导处理。（13）注意观测周期来压预兆，周期来压时必须撤出所有工作面人员。（14）编制初次放顶和工作面收尾安全措施，并报县级煤炭管理部门批准。详见回采工作面支护图 （八） 顶板管理各工序(一) 洒水、扶倒柱 (顶板破碎、片帮时打贴帮点柱) 、挂梁安检员、班组长进入工作面检查无安全隐患后, 支护工进入作业地点,先检查煤壁及支护状况，先敲帮问顶，补齐缺柱、更换失效支柱，顶板破碎、片帮时打贴帮点柱。洒水灭尘、润湿煤(矸),然后进行挂梁，梁前端局部空顶时须用半圆木和塑编网护顶。挂梁后在煤壁侧每棵梁下打临时支柱。挂铰接顶梁、支设支柱的操作顺序：挂梁插水平销背顶清理柱窝(垫柱鞋)立柱用注液枪冲洗注液阀内煤粉供液升柱并达到初撑力。 挂梁时一人两手抓住铰接顶梁，将其插入已经安设好的顶梁两耳中，另一人站在人行道上，插上顶梁圆销，并用锤将圆销打到位，达到平直。将顶梁托起，插入水平销子，使顶梁与棚梁留有0.10.15m的间隙。背顶。用板皮与相邻顶梁、棚梁间背好，并插好销子。 清理和定柱位。先确定柱位，再清理浮煤，扒出柱窝将木鞋平放在柱位上。 立柱与升柱。将支柱抬到柱窝处，将支柱立在柱位上，扶正支柱，拿好注液枪，转动支柱使手把朝向上顺槽方向,三用阀注液阀口朝向空区,然后冲洗注液阀内煤粉，将注液枪卡套卡紧注液阀，开动手把供液升柱，使柱爪卡住铰接顶梁的第3、5牙(从老空侧开始数)并供液达到规定初撑力为止，退下注液枪挂在支柱手把上,挂好防倒绳。(九）装煤、运煤放炮时能使一部分崩到刮板输送机上，剩余部分需要人工清理浮煤。（1） 攉煤工进入工作地点前要检查顶板、煤壁及支护状况，先敲帮问顶，由班长指定支柱工补齐缺柱、更换失效支柱，处理安全隐患。（2） 清除作业区间控顶范围内的障碍物。（3） 先洒水灭尘,再清理材料道、人行道内的浮煤,后清理炮道内的煤。（4） 先装碎煤，后装块煤，以防块煤滚动伤人,矸石必须扔进老空区。（5） 握紧锹把，自上而下攉煤。先从煤堆边沿把煤顺势推入溜槽内，再沿底由溜 槽边向煤壁方向逐步将煤攉入溜槽内，攉煤过程中要进行洒水灭尘。(6)攉煤时人员应面向溜子运行方向进行操作。(7)跨越溜槽时，应精力集中；攉煤时应时刻注意溜子运载情况，有大块或物料时应躲开。(8)靠近移溜、回柱地点10米范围内，严禁攉煤。(9)在缺口处攉煤时，应在打好贴帮柱后进行。(十)移刮板运输机1、移输送机遵循由下向上的顺序,即支好机尾压柱后撤除机头压柱,自下而上移输送机,待机头推移至煤壁打好压柱后,方可撤除机尾压柱将输送机推至预定位置,重新打好机尾压柱。2、移机头机尾时溜子必须停止运转, 溜子一次推移进度不得超过1.0米, 必须分段移溜,严禁整部溜子同步前移。分段移溜(改柱)长度不大于15米,移溜后及时补齐移溜段支柱。3、工作面移输送机必须在临时支护的保护下进行, 先观察溜子移设路线，即在先支后回的前提下将临时支柱托住顶梁后,卸掉阻碍溜子移设支柱，从溜头向溜尾单向移设到位,然后支好基本柱。4、移溜改柱时撤掉的支柱必须及时支在溜子后,保证整排顶梁支撑力不因改柱而降低。5、移输送机时必须增设独立的支点支柱,防止顶倒工作面支柱。输送机弯曲段长度不小于9m。除输送机弯曲过渡段，其它要保持齐直，偏差50mm；水平弯曲角度1；输送机要平，上下弯曲度3；工作面输送机与顺槽输送机搭接合理：底链不拉回头煤，链轮中心线距顺槽输送机中线500mm。6、为保证溜子不致发生飘底、啃底现象，移溜时应3人以上同时操作。移设的溜子应达到“三平”、“三直”、“一稳”、“二齐全”、“一不漏”、“两不”的要求。“三平”：溜槽接口要平，电动机和减速器底座要平，对轮中心接触要平；“三直”：机头、溜槽和机尾要直，电动机和减速器的轴中心要直，大小链轮要直；“一稳”：整台溜子要安设平稳，开动时不摇摆；“二齐全”：刮板要齐全，链环螺丝要齐全；“一不漏”：接口严密不漏煤；“两不”：运转时链子不跑偏，不漂链。（十一）回柱放顶：在25米范围内推溜与回柱放顶不得平行作业, 推溜与回柱放顶平行作业必须间隔25米以上。回柱时，必须先打好切顶柱，否则不准回柱放顶。回柱放顶必须在溜子移设到位后进行,如需强制放顶则必须在打完强制放顶炮眼并且装药连线后进行。1、回柱要派有经验的老工人进行，每组不少于三人，二人回柱放顶，一人观察顶板及支架周围情况，观察人除协助回柱外，不得兼做其他工作。严禁单人独自操作。2、回柱放顶应由下至上，由采空区向煤壁按顺序进行回撤。回柱应先清理好退路，站在所回支柱的斜上方,用长把工具将单体液压支柱放液后拉出，然后再撤铰接顶梁，严禁人员进入老塘作业。4、回柱时，不得跨在运转的刮板机或站在溜子机头、机尾上作业。回柱前应提前观察好顶板煤帮，顶板破碎时可用水平销配合顶梁支护挂好防飞链，严禁空顶作业。5、回柱与支柱的距离不得小于15米。回柱工在回撤顶梁时，应首先检查周围支护情况，发现问题后要及时处理。6、回贴帮支柱时应首先检查煤壁折帮及支护情况，支柱受煤帮压力较大时，人员必须站在可靠的安全地点回柱。严禁人员站在支柱弹出歪倒、煤壁片帮波及的地点。7、严禁人员正对运输机头方向站立，防止大块煤或其它异物窜出伤人。8、回柱或改柱时，严格执行先支后回原则，人要站在支护完好的安全地点，防止片帮或柱子等弹出歪倒伤人。9、回梁时,站在支护完整的斜上方,用长把工具将水平销及圆销打脱后, 用长把工具将梁拉出。回出的支柱和梁闲置不用时应及时码放整齐，不得堵塞人行道和安全出口或埋入煤矸中。10、回柱放顶工要做到“三勤、两高”。即勤拴、勤拉、勤捡、回收率高、复用率高。11、当采高大于顶梁长度时，先回柱后回梁，即回收完支柱后再打掉调角楔和圆销，使顶梁落下后拖出；当采高小于顶梁长度时，先退出顶梁圆销后回柱，落柱时同时落下顶梁后一并拖出。(强制放顶打眼时打眼工站在第三四排铰接顶梁间,岩石较硬时须用风钻打眼,装药连线后进行回柱,然后才能放炮。)(十二)上、下巷关门支柱回撤滞后距离上、下巷老空侧支柱应与工作面放顶线对齐,及时回撤，不得滞后。第四节 顶板控制说明及支护材料管理一、 顶板控制及支护材料用量说明序号项目规格单位数量说明1顶板类别2类2周期来压显现不明显3放顶方式人工放顶4支柱排距m1.05支柱柱距m0.76最大控顶距m4.27最小控顶距m3.28初次来压步距m9采空区处理方法全部垮落法10工作面使用支柱DW0630/100根40011工作面备用支柱DW0630/100根4012超前支护使用支柱DW28-25/100根6013金属绞接顶梁HDJA-1000根40014型梁长3.5m根2015备用坑木(半圆木)长2.6m，宽、厚150根5016工作面支柱密度根/m21.3017工作面支护强度Mpa0.431二、支护材料的使用和存放管理1、在用支护材料管理单体液压支柱合计500棵，应编号管理，要保证不卸载、不漏液，柱帽符合要求，防止丢失。发现失效支柱应先补齐完好支柱，再把坏支柱回出工作面放置到指定地点。单体液压支柱在井下储存3个月以上或使用超过8个月或是工作面结束，必须全部上井检修，不得直接转入其他接续面使用。铰接顶梁400根和型钢梁20根应编号管理，失效的要及时更换，并运到超前支护外指定地点处码放整齐，防止丢失。工字钢棚梁和棚腿，应及时回撤，不得滞后，不得丢失，并把当班回出的运到指定地点码放整齐。当确因受压变形严重回出有困难时，需报请矿有关部门批准后方可实施。2、备用支护材料管理工作面备用材料的数量需按照在用设备数量的10%备足，即单体支柱不少于40棵、铰接顶梁不少于40根、型钢梁不少于4根、板梁和道木不少于50根。备用材料应码放在距工作面50100米的地方。支护材料要码放整齐，不能影响行车行人及通风，并有人保管，及时上报数量。单体支柱不能倒地存放，也不能倒立存放。要求所有能回收的材料必须回收。第 三 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、转载方式放炮落煤及人工装煤由工作面刮板输送机运输，经运输巷刮板输送机，经运输巷刮板输送机到运输巷DSJ65/10/30型胶带运输机，经运输巷输送至主平硐煤仓，主平硐装0.75T矿车运出地面。（二）辅助运输设备及运输方式工作面需用的材料、设备等物资，采用0.75吨矿车或架子车，通过主平硐、1101回风巷、人工运入工作面。二、运煤路线工作面1101运输巷运输巷胶带运输机煤仓主平硐矿车地面。第二节 压风系统压风系统:1101回风巷设压风管路:压风管路由主平硐经1101回风巷至工作面用风。 第三节 供电系统及机电设备配备一、 供电系统工作面供电由地面变电所向工作面乳化泵、刮板输送机、电煤钻供电。附供电系统示意图。二、机电设备配备机 电 设 备 配 备 表 序号名 称规格型号主要技术参数使用备用合计1工作面刮板输送机SGB-420/30电压660V,N=30kW112运输巷刮板输送机SGB-420/30电压660V,N=30kW113胶带输送机DSJ65/10/30带宽B=650mm,带速v=1.6m/，输送量Q=100t/h电动机：30kW，660V14乳化液泵XRB40/200公称压力20Mpa、15kW1125电煤钻ZM15D(A)电压127V,N=1.5kW1126乳化液箱XRXTA-640升117注液枪QZ-Q1额定工作压力1025MPa4268发爆器MFB-100每次引爆电雷管100发112第四节 通讯 (信号)系统一、通讯系统运输巷刮板输送机尾处安设一台直通地面调度室的生产电话。二、信号系统工作面、运输巷装设声光齐全的电铃传递信号。第五节 一通三防与监测监控系统一、通风系统（一） 风量计算1、工作面需风量1）、按最大班人数计算Q=4N=430=120m3/min=2m3/s其中 4-每人需风量m3/min；N-最大班下井人数，30人；K-风量备用系数，取2.0。2）、按一次起爆最大炸药量计算Q采25Ac式中：Ac采煤工作面采煤工作面一次使用最大炸药量，根据工作面煤层厚度、长度及以住开采经验，本矿井工作面一次爆炸药量为18kg；故：Q