新汶采煤工作面作业规程.doc

编号： 新矿集团协庄煤矿采煤工作面作业规程工作面名称：1401W（上）工作面编 制 人： 李修忠区 队 长： 陈勇施工单位： 机采队批 准 人： 李伟编制日期: 2004年 2月20日执行日期: 2004年 3月 1日目 录矿审批意见 3作业规程学习和考试记录 5作业规程复查记录 6第一章 概况 6第一节 工作面位置及井上下关系 6第二节 煤层 6第三节 煤层顶底板 7第四节 地质构造 7第五节 水文地质 7第六节 影响回采的其它因素 8第七节 储量及服务年限 8第二章 采煤方法 9第一节 巷道布置9第二节 采煤工艺 9第三节 设备配置 10第三章 顶板管理 11第一节 支护设计 11第二节 工作面顶板管理 15第三节 顺槽及端头顶板管理 19第四节 矿压观测 21第四章 生产系统 21第一节 运输系统 21第二节 通防与监控系统 22第三节 排水系统 24第四节 供电系统 25第五节 通讯照明系统 26第五章 劳动组织和主要经济技术指标 26第一节 劳动组织 26第二节 主要经济技术指标表 28第六章 灾害预防及避灾路线 29第七章 安全技术措施 29第一节 一般措施 29第二节 顶板管理 30第三节 防治水 35第四节 “一通三防” 37第五节 运输管理 41第六节 机电管理 42第七节 打眼定炮爆破安全措施 48第八节 其它 48第八章 安全管理制度 50矿 审 批 意 见会审单位及人员签字单位人员时间单位人员时间技术部区长地质组安监处通防办机运部煤质组提运组采煤副总回采矿长总工程师审批意见：作业规程学习和考试记录负责人： 传达人： 班次：贯彻时间听传达人贯彻时间听传达人年月日姓 名成绩签字年月日姓 名成绩签字作业规程复查记录作业规程名称施工单位复查时间参加复查人员签字一、存在主要问题：二、处理意见：第一章 概况第一节 工作面位置及井上下关系1401W（上面）工作面位于-850水平一采上山区西翼，为-850水平一采上山区四层煤第一个工作面；该面南起回风巷，标高-356.4-357.8m；北至运输巷，标高-393.9-399.5m，西至工作面上巷S13点以西10 m、下巷J5点，东至矿井（与韩庄矿）边界煤柱。具体位置及井上下关系如表一所示。 工作面位置及井上下关系表 表一水平名称-850水平采区名称一采上山区地面标高+152.0m井下标高-393.9-399.5m地面的相对位置1401W工作面以南为韩庄矿越界四层煤采空区，以北四层煤尚未开采，以东为韩庄矿西边界四层煤柱。工作面上覆为韩庄矿越界二层煤采空区，下伏六、十一、十三、十五层煤均未开拓。回采对地面设施的影响1401W工作面对应地表位置为农田，位于韩庄村西南450m。无河流及其他建筑物，开采对农田无大的采动影响，对主要井巷无影响。井下位置及与相邻关系1401W工作面以南为韩庄矿越界四层煤采空区，以北四层煤尚未开采，以东为韩庄矿西边界四层煤柱。工作面上覆为韩庄矿越界二层煤采空区，下伏六、十一、十三、十五层煤均未开拓。-850水平一采反上山从工作面下方经过，最近距离为85米。走向长度165m倾斜长度84m面 积14140m2第二节 煤层本工作面设计开采煤层为4层煤，通过地质资料分析和韩庄矿回采证实，该工作面范围内，4层煤赋存较稳定，全区可采，煤层的厚度在2.03.0m之间。具体情况如表二所示。煤 层 情 况 表 表二煤层厚度m煤层结构较简单煤层倾角（度）28开采煤层4硬度中等煤种气 煤稳定程度较稳定煤层情况描述四层煤为矿井主要可采煤层之一，结构简单，硬度中等，工业牌号为气煤，视密度1.34t/ m3。煤岩组分以亮煤为主，暗煤次之，属半亮型煤。 工作面范围内煤层走向95，倾向NE，煤层倾角平均 28。煤厚2.03.0 m，平均2.4 m，工作面上头、回风巷附近煤层较薄，下部较厚，从上至下呈逐渐变厚的趋势。工作面地层综合柱状图见平面图。第三节 煤层顶底板 煤层顶底板情况表 表三顶、底板名称岩石名称厚度特征基本顶中粒砂岩8.5m直接顶砂质页灰色，性脆致密，具贝壳状断口，厚3.2 m；其上为基本顶中粒砂岩，灰白色，钙质胶结，成分以石英长石为主，含较多暗色矿物，厚8.5m直接顶砂质页岩3.2 m伪顶直接底粘土岩0.05m灰色，遇水膨胀变软，厚0.05m老底砂质页岩3.0m灰色砂质页岩，性脆，水平层理发育，厚3.0m；再下为煤4-2，厚0.2m。第四节 地质构造一、断层情况以及对回采的影响工作面范围内地质构造较为简单，根据工作面巷道揭露共有1条，其它巷道施工时，没有揭露断层。但不排除在工作面内存在落差较小断层的可能性。断层叙述如下：f1断层：正断层，走向45，倾向NW，倾角50，落差0.5米，位于回风巷S9点东5米处揭露。由于1条断层落差较小，对工作面开采不会造成较大的影响。二、褶曲情况以及对回采的影响： 工作面范围内无褶曲构造。 断 层 情 况 表 表四断层名称走向倾向倾角断层性质断层落差对回采的影响F145NW50正0.5m不大三、其他因素对回采的影响工作面中无河流冲刷、陷落柱、岩浆侵入体等特殊地质构造现象。参见附图2：工作面上、下平巷、采面切眼素描图。第五节 水文地质一、含水层（顶部和底部）分析四层煤老顶砂岩属弱含水层，工作面开采过程中有顶板裂隙淋水出现。预计工作面正常涌水量0.1 m3/min，最大0.15m3/min。对回采的影响较小。底部含水层对本工作面的开采没有影响。 二、其它水源的分析根据1401W工作面地质资料及周围巷道揭露，工作面上、下平巷与韩庄矿越界开采采区巷道相同，已分别在工作面停采线以东105米（上平巷）、90米（下平巷）修建了-350和-400水闸墙。三、涌水量： 预计工作面正常涌水量0.1 m3/min，最大0.15m3/min。第六节 影响回采的其它因素一、 回采的其它地质情况瓦斯四层煤瓦斯绝对涌出量0.2 m3/min，低级，无瓦斯突出趋势。CO2四层煤二氧化碳绝对涌出量0.3 m3/min。煤尘爆炸指数煤尘爆炸指数36.2%，具有煤尘爆炸危险性。煤的自燃倾向性自燃发火期6个月，具有自燃发火性。地温危害平均地温23，无地温异常现象。冲击地压危害无冲击地压危害。二、 冲击地压和应力集中区本工作面以上为二层采空区，预计局部的应力集中对正常回采影响不大。 响回采的其它地质情况表 表五瓦斯低瓦斯矿井，瓦斯相对涌出量0.42m3/t,绝对涌出量5.31 m3/min,采面参考值0.82 m3/min。CO2低CO2矿井，CO2相对涌出量1.51m3/t,绝对涌出量19.21 m3/min。采面参考值2.35 m3/min。煤尘爆炸指数煤尘具有爆炸性，指数为36.2%。煤的自燃倾向性自然发火煤层，发火期6个月。地温危害无冲击地压危害无第七节 储量及服务年限 一、储量工业储量：45000t；可采储量：工作面回采率参考值为95%，可采储量42750t。二、采煤工作面服务年限工作面的服务年限=可采推进长度/月设计推进长度 =165/（0.8330）=2.3个月第二章 采煤方法第一节 巷道布置一、采区设计、采区巷道布置概况-850一采上山区是协庄煤矿2003年变更设计，新矿集团公司2003年批准，并于2004年1月投入生产的。工作面采用倾斜长壁布置。1401W（上）工作面为韩庄煤矿越界开采布置工作面。二、采煤工作面轨道顺槽1401W工作面北侧一采二段轨道,沿煤层顶板布置，与工作面下平巷及-850回风反上山相连，敷设铁路。一采二段轨道采用锚带网支护。锚杆为18180Omm全锚锚杆，护顶锚杆排距间距=1000650mm；护邦锚杆排距间距=1000800mm。巷道采用矩形断面,上净宽3m,下净宽3.987m, 净高2.8m,断面积9.8m2。主要用于该工作面的回风和运料。一采二段轨道内布置有80的防尘管路一趟，并在轨道下车场以东设有移动电站一处。三、工作面运输巷（回风巷）：工作面回风巷沿煤层底板布置，采用12#矿用工字钢棚支护，架间距为：0.9m。巷道采用梯型断面，净宽2.2m，净高2.0m，净断面4.4 m2。主要用于该工作面回风、运料、运煤、行人。回风巷内布置防尘管路一趟、压风管路一趟，并有乳化泵站一套。并自工作面至-850煤仓采用三部40T型溜子运煤。四、工作面上平巷（进风巷）：工作面上平巷沿煤层底板布置，采用12#矿用工字钢棚支护，架间距为：0.9m。巷道采用梯型断面，净宽2.2m，净高2.0m，净断面4.4 m2。主要用于该工作面进风、行人。上平巷内布置防尘管路一趟、压风管路一趟，五、切眼该工作面属正常推采工作面。六、联络巷联络斜巷：木棚支护,矩形断面,净宽2.2m, 净高2.0m,断面积4.4m2。通过联络巷下平巷和运输巷、采面形成通风系统。靠联络斜巷的东邦布置有运煤自溜道。1401W（上）工作面位置及巷道布置图见平面图。第二节 采煤工艺一、采煤工艺本工作面依据采区设计采用单一走向长壁后退式采煤法，全部垮落法管理顶板。WG-200W双滚筒采煤机割煤，采高2.03.0m，割煤深度为0.8m。三、 落煤方法WG-200W双滚筒采煤机机械落煤，当上下端头煤机割不透时，上、下端头实行爆破落煤开机窝，上、下机窝长度2.0m。1、采煤机的进刀采煤机的进刀采用下端部自开缺口、斜切进刀的方式，斜切进刀段长度为1520m，进刀深度0.8m。具体操作如下：采煤机向下割透下端头煤壁后，将进刀茬以上溜子推移到位，使得刮板运输机弯曲段为1520m，然后前移进刀茬型钢支设正规柱并予挂顶梁后，将两个滚筒的上下位置调换，向上进刀，通过1520m的弯曲段至进刀茬，使得采煤机达到正常截割深度（即0.8m）。按要求推移刮板运输机至平直状态。附图4：采煤机进刀示意图。2、采煤机正常切割。工作面为单向割煤，上行割顶煤，下行割底煤并清扫浮煤，往返一次进一刀 。采煤机正常提机割煤采用前滚筒在上部、后滚筒在下部的方式；正常推机割煤采用前滚筒在下部、后滚筒在上部的方式。三、采煤工作面正规循环生产能力工作面每天3个循环，每循环进尺0.8m，割煤高度2.4m，则日割煤量=842.40.831.37=648吨月产量=64829=18792吨第三节 设备配置 一、采煤机采煤机选用MG200W双滚筒采煤机，其主要技术参数如下：采高:1.4-3.0m电机功率: 200KW截深:80mm牵引速度:O-5.5m/min二、运输设备1.刮板运输机有两部，其中工作面运输机型号为SGD630/264 功 率： 132 KW 运输能力： 400Th 链 速：0.93ms 刮板链形式：中单链 刮板间距：1080mm 中 部 槽： 1500630mm（长宽）转载机型号为SGW-40T电机功率:255KW运输能力:200t/h中间槽尺寸:1500620180 mm5.辅助运输设备选用1.0吨的矿车和花车,牵引设备选用JD-25型调度绞车，其主要技术参数如下：型号：JD-25静拉力:18KN绳径: 18.5mm绳速:26-72m/min, 平均44m/min绳容量:350m滚简直径:550mm外形尺寸: 外形尺寸:143812171255mm6、防尘加压泵：型号：DA1-10010安设在-550西大巷、D46-507安设在1401W辅助运输上山上端。附图5：1401W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、单体液压支柱工作面的支护设计（一）系统的工作方式验算基本顶在采空区触矸处沉降值Sa=H-Mz（R-1）顶板下沉量 ha=（LrSa）/C=H-Mz（R-1） Lr/C =2.4-3.3（1.5-1） 3.7/11.4=0.325（m）其中：H：采高，取平均采高2.4m。Mz：直接顶厚度，取3.3mR： 岩石碎胀系数，取1.5Lr：最大控顶距，3.7C：周期来压步距11.4m。ha=0.325m大于顶板“下沉限量”ho=2.410%=0.24m通过计算比较，在现在这种顶板条件下，切顶线顶板岩梁无阻碍下沉量最大值ha大于顶板下沉限量ho，故需要对顶板进行“控制设计”。1、支护强度计算1)、回归分析法PS= CK（39hm+2.4Lf-6.9N+134）=1.0(392.4+2.427.93-6.95.3/2.4+134)=309.9KN/=30.99t/m2其中： PS：支护强度，KN/ CK： 备用系数，一般取1.01.4；hm：采高 取2.4m； N：采空区充填系数；N= Mz / hm Mz：直接顶厚度（按3.3m计算） Lf =2.45Lp Lp：周期来压步距 11.4 m2)、位态方程法PS =A+K*h/hTA=Mzr K=P-APS =3.32.6+(22.67-3.32.6) 0.0645/0.23 =12.58t /式中：Mz： 直接顶厚度3.3m; r： 直接顶岩石容重2.6t/m3， K： 位态常数， P： 顶板来压时的载荷平均值22.67t，h：来压时顶板下沉量的平均最大值64.5mm，hT： 要求控制的顶板下沉量 230mm,3)、用周期来压期间支柱的最大载荷平均值法计算（1）防止直接顶初垮时沿煤壁子切顶的支护强度P1=(MzrL0)/2LK =3.32.614/(23.7)=16.23t/m2 其中：Mz：直接顶厚度，取3.3m； r: 直接顶板岩石容重, 取2.6t/m3； L0: 直接顶初垮步距,取 14m； LK: 最大控顶距,取3.7m. （2）8倍采高的岩石重应力对支柱造成的载荷强度P2=8Hr=82.42.6=49.92t/m2 （3）基本顶初次来压时的支护强度计算P=A+ ME rE Lf/2KTLK A=MT rT（1+LS/LK）=3.32.6（1+2/3.7）=13.22t/m2 KT=2MT/H =23.3/2.4=2.75P=13.22+8.52.630.9/22.753.3=50.84t/m2其中：A： 直接顶作用力 A=MT rT（1+LS/LK） ME： 基本顶厚度 8.5mrE： 基本顶岩石容重, 取2.6t/m3 Lf： 初次来压步距 30.9m KT： 岩重分配系数 KT=2MT/H Mz： 直接顶厚度，取3.3m H： 采高 取2.4m LK： 控顶距,取3.7m4、根据以上计算结果，设计支护强度取最大值 P=50.84t/m2 (二)工作面支护密度计算1、支柱实际工作阻力：Rt=R0KzKgKbKaKh =250.950.990.90.950.95=19.1t/根其中：R0：支柱额定工作阻力，取25t/根 Kz：支柱增阻系数,取0.95Kg：支柱工作系数，取0.99 Kb：支柱不均匀系数，取0.9Ka：工作面倾角系数，取0.95 Kh：工作面采高系数，取0.952、工作面支护密度N=Ps/Rt=30.99/19.1=1.62根/ 3、通过计算工作面支护密度取1.78根/m2大于计算数据1.62根/m2，能够满足支护要求。（三）、采用类比法进行设计1、参照3415E工作面矿压观测资料，选择本工作面矿压参数。（见表六） 2、合理支护强度的计算（1）采用经验公式计算：Pt=89.81hr=89.812.42.0=376kN/ m2（2）选取“同煤层矿压观测选择或预计本工作面矿压参数参考表”中最大平均支护强度。由表六知道，最大平均支护强度=241.1 kN/ m2上述两项中最大值376 kN/ m2即为工作面合理支护强度。3、支柱实际支撑能力计算Rt=KgKzKbKhKaR=0.990.950.90.90.9245=168（kN/根）式中：Kg-单体液压支柱工作系数 0.99Kz-单体液压支柱增阻系数 0.95Kb单体液压支柱不均匀系数 0.9Kh单体液压支柱采高系数 1.4m取1.0；1.5-2.2m取0.95；2.2m取0.9；Ka倾角系数10o取1.0；11-25o取0.95；26-45o取0.9；45o取0.85；R单体液压支柱额定工作阻力，245kN4、工作面合理的支护密度计算：n=Pt/Rt=376/（2450.9）=1.71根式中：Rt-支柱实际支撑能力（kN/根）5、根据合理的支护密度，确保安全生产，确定排距为 0.8m，柱距为 0.7m。6、选择合理的控顶距：最大控顶距为3.7m，最小控顶距2.9m。7、柱鞋直径的计算： 200 = 200=237（mm）式中：-铁鞋的直径（mm）Q-底板比压 38 Mpa工作面开采时,正规支柱穿铁鞋应保证最小直径不能低于23.7厘米，我矿生产的铁鞋型号直径为25厘米，故工作面正规支柱选取直径为25厘米的铁鞋。 同煤层矿压观测选择或预计本工作面矿压参数参考表序号项目单位同煤层实测本面选取或预计1顶底板条件直接顶厚度m3.33.3老顶厚度m8.58.5直接底厚度m222直接顶初次跨落步距m14143初次来压来压步距m30.930.9最大平均支护强度kN/ m2241.1241.1最大平均顶底移近量mm230.6230来压程度明显明显4周期来压来压步距m11.411.4最大平均支护强度kN/ m2241.1241.1最大平均顶底移近量mm322.6322.6来压程度明显明显5平时最大平均支护强度kN/ m2226.7226.7最大平均顶底移近量mm64.564.56直接顶悬顶情况m7底板容许比压MPa38388直接顶类别类9老定级别级10巷道超前影响范围m1230二、乳化液泵站（一）泵站及管路选型、数量乳化泵选用RB80/200型两台，装备两泵一箱。输液管路选用高压胶管，耐压30MPa以上。主要技术参数如下: 乳化泵:型号: RB80/200 公称流量 :200L/min 公称压力 :20MPa 电机功率 :37kW （二）泵站设置位置泵站安设运输巷距离采煤面160m180m的位置。（三）泵站使用规定要保证泵站压力大于18MPa，乳化液浓度2%-5%。要加强支架与泵站的维修,杜绝系统的窜漏液。第二节 工作面顶板管理根据已开采3415E工作面矿压观测资料,其煤层直接顶不稳定的二类顶板，老顶为二级顶板，顶板来压时最大支护强度241.1kNm2。本工作面的顶板管理采用全部跨落法。一、正常工作时期顶板支护方式工作面基本支护规格表名 称支 护形 式支 柱控 顶 距支 护 参 数顶板管理方 式放 顶步 距排距柱距最大最小密 度强 度支回方式见四回一规 格单体柱顶梁 水平销0.8m 0.7m3.7m2.9m1.78根/ m230.99t/ m20.8m机道内采用预挂挂梁的方式支护顶板。柱梁采用齐梁齐柱式，顶梁正悬壁布置，前悬0.3m，后悬0.5m。施工顺序为：提机割煤移型钢梁推机割煤移运输机支柱、挂梁、联网。a、移型钢梁：提机后及时前移型钢梁，移型钢要三人一组操作，一人扶柱两人向前移,移型钢时必须停机停溜子，将煤机停电闭锁，管制器打到零位，并摘下煤机滚筒离合器，人员需进机道时首先用长把工具进行敲帮问顶，摘除危矸伞檐，确认安全无误后，先在顶梁的掩护下支设临时柱，人员在临时柱的掩护下施工，严禁空顶作业。型钢梁必须一梁二柱或三柱支设，支设在两顶梁档内，不得代替正规支柱，型钢梁支柱必须穿铁鞋支设，初撑力不得低于90KN,支柱拴齐防倒绳。b、工作面支柱挂梁：支柱挂梁按自下而上的顺序每组23人拉线对号支柱，用定位卡具确定柱位。支柱前，对号回出临时密集支柱，随支随回。支柱时，人员站在支柱地点上方操作，一人扶柱，将手把体和注液阀调整至正确位置，一人用注液枪清洗注液阀嘴，均匀注液升柱接触顶梁，持注液枪的手臂应在人行道一侧。挂梁时，一人在下方将顶梁托起，贯满圆销，由下而上插设水平销，降柱将顶梁调至适当角度，使顶梁前端翘起23度，将网展开，人员躲至人行道内用手钩拉住予挂的顶梁，使之垂直煤壁子，然后柱梁同步升起，接顶后持续注液35秒初撑力不得小于90KN。升柱后及时拴好防倒绳。（2）支设2.8m单体支柱时23人操作，一人扶柱将手把体和注液阀调整至正确位置，一人用注液枪清洗注液阀嘴，均匀注液升柱接触顶梁，持注液枪的手臂应在人行道一侧。顶梁接顶后持续注液升柱时其下方不得有人。支设3.15m单体支柱时不少于3人操作。（3）挂梁支柱工作结束后，必须对新支设支柱进行二次注液。 C、工作面铺设编织网： 联网两人一组，一人操作一人监护。分段范围内支齐正规柱预挂齐顶梁后，即开始联网。按照合适的距离自上而下展开网，先固定好，然后用塑条沿走向和倾向逐步向下联网。当两段之间距离不合适时，可用短编织网（长2.0m）联接或上下网重叠铺设。每个循环联网一次，倾向走向，网与网全部联接，编织网必须扯平拉直不得出现网兜，联网时，网与网之间不能出现3个不连接的网眼，防止在切顶排被拉开漏矸。网片要始终在顶梁前端下垂0.4m左右，联网要始终超前一茬，联好的网要用绳子或铁丝拉至正规柱一侧拴在顶梁上，防止煤机割煤时撕网。因煤机通过滚筒割破的网，以及切顶排出现撕网时必须重新铺设或补联。联网距离煤机的距离不得小于15m，联网时人员站立在正规支柱西侧溜子挡煤板上，在顶梁及型钢的掩护下进行，严禁站立在溜子内或靠近煤壁子一侧进行联网。二、正常工作时期特殊支护形式特殊支护规格表名称联柱抬棚丛柱密集支柱数量（架）位置柱距（m）数量（根）棵数（棵）间距（m）柱距（m）分段出口距离规格2上下端头各一架1.42.138350.7不小于0.5m三、回柱放顶及与其他工序平行作业的安全距离1、回柱采用分段回柱法：分段回柱距离不小于15m，分段点选在顶板完整处，支设两棵隔离支柱，按照“三角回柱法”进行回撤，即由下而上、由里而外，人员在两棵完好支柱的保护下回撤斜下方支柱。回柱人员应站立在所回支柱第二排斜上方第二个支柱空挡内。监护人应站立在回柱人员斜上方人行道内。2、回柱不少于两人一组，每一回柱小组配备一对专用水平销并带齐下述工具：注液枪、锤（锤把长度不小于1.0m）、镐、钎子（长度不小于1.5m，在钎子一端焊有挂钩，使用完后及时挂在单体支柱手把提上）、手把（绳长不少于1.5m）、手钩（长度不小于1.5m）。3、回柱前，首先将回柱地点的特殊支护（抬棚、丛柱、联柱等）挪至新次顶排并按照本规程的要求支设完好，然后回撤切顶排支柱。回撤抬棚时，先回下棚腿，并观察棚梁运动方向。回撤时一人卸载，一人把钩拉柱，抬棚用长钩拉出。支设抬棚时将支柱竖在柱位上，一人将棚梁一端抬起放在支柱上，一人注液升柱，使棚梁与顶梁肩窝接触紧密，另一棵按相同方法支设，再将第一棵支柱注液升紧。抬棚必须对接使用，一梁二柱支设。抬棚柱支在棚梁与顶梁交叉点上，接触不严密时，用木料垫实。无论回撤还是支设抬棚人员必须站立在抬棚支柱上方操作。4、回柱时，切顶排保持一对水平销交替上移使用，卸柱前由下而上打好，一人卸载一人拉钩并观察顶板，回出的支柱支在新切顶排对应支柱空档内戴帽支设，用作临时密集切顶挡矸，铁鞋挂在次切顶排对应支柱的手把体上，回顶梁时人员应站在第二排斜上方第二个支柱空挡内，用锤由上而下将水平销和顶梁圆销分别倒掉，然后用手钩将顶梁和水平销拉出，顶梁用专用铁钩（或绳套）对号挂在末前排支柱手把体上，竖放整齐。回柱时要做到一问顶、二放悬矸、三清理退路、四喊附近人员，否则不准回柱。5、回撤分段隔离支柱时，必须细心问顶、清理好退路，人员站在所回支柱的斜上方并在有效支护的保护下远距离操作。6、回柱时回柱人员严禁进入采空区，掉入采空区的物料必须用钩子拉出。7、埋压支柱必须手拉葫芦远距离回撤，手拉葫芦用“40T”链条固定在所回支柱斜上方人行道东侧支柱上，手拉葫芦与所回支柱的距离不小于2.0m，拴挂支柱时先将悬矸放掉，在附近支架处于完好状态下进行，回撤时人员应站立在手拉葫芦以上进行操作。8、单体液压支柱压成死柱时，必须提前用相应高度支柱替出。替换死柱时先在需替换的死柱一侧支设临时支柱，临时柱穿铁鞋支在顶梁下，连同死柱一起拴好防倒绳，然后用镐刨出支柱底端将死柱回出。9、出现难卸支柱时，可以使用回柱钎子下压支柱上端促使其卸荷，但操作时人员必须站在所回支柱的斜上方，严禁冲所回支柱操作。难卸支柱回出后及时运走不得再次使用。10、回撤埋压支柱、死柱、难卸支柱时，必须做到一人操作，一人监护。11、工作面顶板破碎段、淋水段、断层段等特殊地段要分在同一段内进行回撤。12、支柱与回柱平行作业时，支柱必须超前，超前距离不低于8.0m。13、工作面遇到顶板来压、支柱严重变形等情况时，应立即停止回柱，撤出人员，待压力稳定并整改完变形支柱后，方可继续回柱。14、 使用编织网护顶，切顶线出现破网、撕网，应及时进行补联防止漏矸；顶板为细砂岩未使用编织网护顶时，必须使用竹笆作挡矸帘，挡矸帘挂在切顶排支柱采空区侧，沿倾向全部搭接使用，回柱前提前挂好挡矸帘，超前距离不得小于0.7m。15、回撤2.8m单体柱的操作方法：23人一组，回撤前，在次切顶排正对所回支柱的支柱和切顶排所回支柱上方支柱的手把体上挂好防倒绳，防倒绳为两头带钩的油丝绳，长3m。回柱时一人用手把远距离卸柱，让支柱倒在防倒绳上，然后将支柱拉出，支在新切顶排对应支柱空档内，回撤3.15m的单体柱必须三人一组。16、分段回柱距离不小于15m，回柱与支柱距离不小于8m，移溜与回临时柱的距离不大于15m。跟炮挂梁距离不大于15m。回柱点以上5m，以下8m范围内严禁有其他人员逗留（除回柱人员外）或进行其它工作。附回柱工艺示意图四、特殊时期的顶板管理（一）来压及停采前的顶板管理1、根据工作面矿压观测提前预报周期来压位置，并向施工人员传达，周期来压期间，加强工程质量管理，提高支柱的初撑力，坚持二次注液，确保支柱初撑力不低于90KN，按规程规定支设特殊支护。工程质量严格按“八个三”的要求施工。2、工作面停采检修，执行本规程第七章第二节“五、工作面停产检修安全措施”。3、工作面调采、撤除另行编制措施。五、断层落差小于0.5米的处理方法：1、断层上下盘分别按间距0.71.4m使用型钢加强支护，其数量均不少于两架，型钢一梁二柱支设，支柱穿铁鞋初撑力不得低于90KN。断层面必须用编织网包严，并支设戗柱防止断层面顶板掉落。2、断层段控制好采高，断层上盘采高不得低于1.6m，下盘不得超过2.8m，超过2.8米支柱不够高时，可在顶梁上用方木按井字型支设木垛接顶维护顶板。3、因受断层影响顶梁不能正常铰接时，可掐开重新铰接使用。4、断层段机道顶板出现局部冒落时，必须用木料穿实。顶板压力大出现片帮、顶板爆皮、局部断裂等情况时，机道内按间距1.42.1m支设临时柱或贴帮柱，防止机道顶板掉落。支设临时柱或贴帮柱人员进机道施工时，必须先用长把工具进行敲帮问顶，摘除危矸伞檐，并有专人负责监护。同时将煤机溜子停电闭锁，煤机管制器打到零位，并摘下滚筒离合器，距煤机的距离不得小于3.0m。5、为控制采高断层下盘可留设顶煤，但必须铺设编织网和竹笆护顶，割煤后及时前移型钢至煤壁子支护顶板。断层上盘可留设底煤推采，因留设底煤支柱钻底量超过0.1m时，支柱必须穿塑料板鞋配铁鞋支设保证支柱初撑力不低于90KN。6、工作面遇倾向断层时，必须根据断层的产状采取相应措施进行处理。割煤后先揭露断层上盘时及时进行卧底使工作面呈俯采趋势，推过断层面以后再抬溜子降低采高使工作面呈仰采趋势，煤层正常后进行平推，以保证采高。割煤后先揭露断层下盘时及时抬溜子降低采高使工作面呈仰采趋势，推过断层面以后再进行卧底使工作面呈俯采趋势，煤层正常后进行平推，避免因采高过大造成支护困难降低支护强度。随工作面推进采空区侧断层上盘或下盘剩余两排支柱时，可在断层上盘或下盘用方木按井字型支设木垛加强支护，同时采取见五回二的支回方式，实行见五回二时仍按照由下而上、由里向外的顺序依次回撤两排支柱。7、断层段可根据现场条件确定支柱迎山角和迎山距，保证支柱迎山有力初撑力达到规定要求。断层段支柱必须分在同一区段内回撤。8、 断层落差大于采高的0.5倍时制定具体补充技术措施。（三）应力集中区的顶板管理从工作面地质资料及现场情况看，该工作面无大的应力现象，但不排除开采期间有应力集中，届时根据现场情况采取加强支护的措施。第三节 工作面上、下巷及端头顶板管理一、工作面上下巷的顶板管理工作面上下巷的超前支护：走向双排单体配HDJB1000型金属铰接顶梁，上平巷排距不小于1.2m，柱距不大于1.0m，超前支护距离不小于30m，下平巷排距不小于0.8m，柱距不大于1.0m，超前支护距离不小于30m。支护要求：1、顶梁从切顶线往外沿走向全部铰接使用，支柱支在棚梁与顶梁的交叉点下，支不在棚梁与顶梁交叉点下的要用木料穿实顶梁上部，超前支护要拴齐防倒绳，并全部穿铁鞋支设，支柱初撑力不低于50KN。2、工作面上平巷高度不低于1.8m，宽度不小于2.0m，上平巷超前支护段行人侧宽度不小1.2m，下平巷超前支护段行人侧宽度不小于0.8m，超前支护范围内高度不低于1.6m。二、工作面上下端头的顶板管理上、下端头使用六架双楔调角定位铰接顶梁护顶，上、下端头最大控顶距6.0m 。上下安全出口净宽不小于0.8m，净高不小于1.6m。端头支护措施1、上、下端头的六架双楔调角定位铰接顶梁，顶梁间距0.6m，正悬臂布置，前悬0.5m，后悬0.3m，顶梁鱼口必须用双楔销插紧，双楔销凹面朝上并且反向打紧打牢，双楔的伸出量应一致，伸出长度不小于30。2、机窝内必须支设齐全，柱距0.6m，排距0.8m，支柱穿铁鞋支设初撑力不低于90KN，拴齐防倒绳。一茬机窝时支柱为两排，两茬机窝时支柱为三排。端头支护与平巷支护间距不得大于0.5m。3、机窝爆破后，先铺网挂梁，挂梁时一人托起顶梁接顶后，另一人插全打紧调角销，然后降柱调整调角销与顶梁，并使顶梁前端翘起23度并垂直煤壁子，最后柱梁同步升起，升柱时人员躲至第一、二排支柱柱挡内，人员在柱梁保护下攉煤。攉煤时先洒水灭尘，自上而下进行攉煤，随攉煤随支柱。4、推移溜头、尾前，要先对支柱进行二次注液打紧双楔销，自下而上回撤溜头、尾西侧第一排支柱，将输送机推移到位，对号支设正规支柱。5、溜头、溜尾移设到位后，首先支齐压戗柱方可开机开溜子，然后及时在顶梁下支设正规柱，压戗柱使用单体液压支柱支设。6、工作面机头外上侧和机尾外下侧切顶排各支设一组联柱加强支护，联柱支在切顶排顶梁下，一梁三柱，与顶梁接顶严实，支柱穿铁鞋初撑力不低于90KN，联柱棚长不低于1.8m。7、工作面上下端头与平巷搭接处各支设一对长3.15m兀型钢梁，抬住平巷（铁棚头），一梁三柱，随工作面推进交替前移，移动步距2.0m，其距工作面第一架顶梁不超过0.5m。8、 移兀型钢梁的操作顺序为： 移兀型钢梁必须三人一组，其中一人支（卸）柱，另外两人抬住兀型钢梁前移至煤壁子跟。 首先卸掉兀型钢梁下第二排正规柱处的柱子，升在顶板下，带帽支设。 卸掉第一排支柱处的兀型钢梁下的柱子，将兀梁移至煤壁，升起第一排处的柱子，然后支上第二棵柱子，拴好防倒绳。 顶板不平破碎时用木料穿实，确保支柱初撑力达到90KN。三、支护材料的使用数量和存放管理上下平巷超前各30m，共需用单体液压支柱120棵 ，HDJB-1000型金属铰接顶梁120根，铁鞋120块，（一）坑木、支柱、顶梁管理（包括备用数量及存放点的要求）1、坑木管理工作面需材料，工区材料员要提前做计划，由运搬工区按计划及时运到下平巷料场，实行定置化管理，物料分类挂牌管理，排列在巷道的一帮，料场走向齐直一条线，宽度小于巷道的三分之一，木料应回收复用。断折木料运出距面50m处，码放好，回收升井。2、金属支柱顶梁管理a、 单体柱的锚爪、手把体损坏及柱体、三用阀变形等均属于坏单体之类。顶梁变形、开焊、无圆销等情况下均属于坏梁之类。单体柱、顶梁、水平销、铁鞋、双楔销由金管员负责管理，包括清点、维修、更换。每班清点两次，登记入帐，单体丢失率为零，顶梁丢失率不大于2，损坏的柱梁要作出标记并由金管员负责撤出工作面，坏柱、梁要集中挂牌存放并及时升井检修。单体柱、顶梁、铁鞋要编号管理。b、 新支柱必须按规定检查验收，达到标准要求方可下井使用。新柱和大修支柱下井前要进行统一编号，并在油缸上部焊不锈钢编号，建卡入账、登记下井。支柱下井前必须根根试压，不合格支柱不准下井使用。c、 单体投入工作面前其三用阀必须由金管员按设齐全并拧紧，单体排完空气，并经试压合格后方可投入面中。损坏的柱、梁、水平销严禁投放工作面。3、备用量及存放地点：a) 备用料存放在下平巷距面50m外，按类码放整齐。b) 单体支柱、顶梁、水平销、铁鞋等备用品不少于总用量的5%。支护材料用量及消耗计算表材料名称规格循环用量回收率%复用率%消耗定额实际消耗消耗率%单位数量单体支柱DZ2.5-25/100 DZ2.8-25/100棵120100100000铰接顶梁HDJB-800根120100100000塑料戗棚2.2 0.14m架35100100000双楔顶梁根12100100000水平销对60100100000型钢2.83.2m 架20100100000铁鞋250mm块120100100000高分子鞋0.40.250.08块编织网40.8片2100100竹笆20.8片坑木1.20.150.15根0.5808020附图：1401W工作面、端头及两巷超前支护示意图（平、剖面图）第四节 矿压观测一、矿压观测内容 因工作面已推进100米，工作面“三量”观测、巷道围岩表面位移观测已经完成，以后的观测内容主要是支护质量动态监测二、观测方法1、 由工区三班验收员进行观测，每班观测两次，用单体支柱测力计观测支柱载荷变化情况，观察矿压显现状况，填写“回采工作面支护动态监测表”。2、 工作面共有53节溜槽，全面共设三条线，分别设在第三节、第二十六节、第四十七节；观测时间：工作面四排支柱时，每班测两次，分接班后一小时，交班前一小时。第四章 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、转载方式采煤机组割装煤，工作面运输机、转载机和胶带输送机下运出。（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1.0t矿车或花车、JD-25绞车，通过轨道上山运至工作面下平巷，人工运进工作面。二、运煤路线1401w工作面1401W运输巷1401W辅助运输下山1403W回风巷-850一采运输上山-850分运煤仓三、辅助运输系统辅助运输路线：地面料场 1、2副井 -300井底车场 -300西大巷 -550轨道暗斜井 -550西大巷 -850回风反上山一采二段轨道1401W下平巷工作面四、移溜方式（一）推移前部运输机1、采煤机向下端正常割煤时, 按照自上而下的顺序，依次推移刮板运输机，至距离采煤机后滚筒10 15m处。2、在采煤机向上斜切进刀切入煤壁规定截深后，将刮板运输机按自下而上的顺序推向煤壁,成一条直线。详见附图：工作面平面布置图。第二节 通防与监控系统一、通风系统（一）风量计算1、按温度计算：Q采=60VH均B均PKL=601.32.43.30.81.0=494m3/ minT：230C 面长：84米 采高：2.4米 V=1.09m/s KL=1.0 P=0.8 B均=3.3 2、按照每人每分钟不低于4m3计算风量Q需=67 4 =268m3/min3、按瓦斯涌出量计算Q采=100q瓦*K采通=1000.62=120m/min4、根据计算工作面风量取494m3/ min5、按风速验算：风速要求不大于4m/s，不小于0.