12305采煤工作面作业规程.doc

保存单位： 织金县安桂良煤矿 编 号： AGL2012NO：01号 织金县安桂良煤矿采煤工作面作业规程工作面名称：12305采煤工作面施工单位: 审 核: 矿 长: 安全副矿长: 生产副矿长: 机电副矿长: 编 制: 2012年10月23日作 业 规 程 会 审单 位参加人员审批意见:技术负责人： 年 月 日贯彻情况和记录早 班中 班夜 班姓 名姓 名姓 名姓 名姓 名姓 名贯 彻 人:班 长:现场跟班:时 间:贯 彻 人:班 长:现场跟班:时 间:贯 彻 人:班 长:现场跟班:时 间: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、 存在的主要问题：二、处理意见：目 录第一章 地质概况3第一节 工作面位置及井上下关系 3第二节 煤层 3第三节 煤层顶底板4第四节 地质构造 4第五节 水文地质4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 8第一节 巷道布置 8第二节 采煤工艺9第三节 设备配置 10第三章顶板管理 12第一节 支护设计 12第二节 工作面顶板管理 15第三节运输巷、回风巷及端头顶板管理15第四节 矿 压 观 测 16 第四章 生产系统 16第一节 运 输 系 统 16第二节 通防与监控系统 16第三节 排水系统 22第四节 供电系统 23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 27第一节 劳动组织 27第二节 主要技术经济指标28第六章灾害预防及避灾路线 28第一节 灾害预防 28第二节 避灾路线 29 第七章 安全技术措施 29第一节 一般规定29第二节 顶板管理31第三节 防 治 水33第四节 爆破管理34第五节 通防与安全监测38第六节 防突措施管理 40第七节 运输管理42第八节 机电管理47第九节 其 它64第一章 地质概况第一节 工作面位置及井上下关系 工作面位置及井上下关系表 表一水平名称(m)+1800采区名称一采区地面标高(m)+2037.1+2211.1工作面标高(m)+1894.4+1926.7地面相对位置及建筑物12305工作面对应地面位置在小炉塘村以东260m680m处，在V字形切割沟谷及山丘内，地表无村庄、民房，西侧200m位置有一条流向与副井井筒方向大致平行的季节性河流，东侧有陡峻山岩。回采对地面设施的影响12305工作面回采后地面将缓慢下沉，预计最大下沉值为：0.49m。井下位置及相邻关系12305工作面北是已回采的12303工作面和M23#煤层的薄煤带，东是M23#煤层矿界煤柱，南是M23#煤层未开拓区，西是M23#煤层风井煤柱。上覆M2#、M6#、M7#、M14#、M16#、M21#煤层未开拓，下伏M27#、M32#煤层均未开拓。走向长度（m）445倾斜长度(m)58面 积（m2）25668第二节 煤层 煤层情况表 表二煤层厚度（m）0.71.5煤层结构(m)无夹矸煤层倾角()22241.223开采煤层M23煤层煤种无烟煤稳定程度稳定煤层情况描述12305工作面煤层厚度较稳定，结构简单，煤呈黑色和灰黑色，柱块及碎块状，以半亮煤为主，夹镜煤和暗煤细条带，局部宽条带。内生裂隙发育，见细脉状及薄膜状方解石充填，贝壳断口为主。同一煤层中，暗煤较坚硬，镜煤和亮煤性脆，上距M21#煤层48.6m，下距M27#煤层84.44m。附：工作面地层综合柱状图第三节 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(m)岩性特征老顶粉砂岩6.09灰色，薄层状，水平层理，见裂隙，方解石充填，夹泥岩薄层。直接顶炭质泥岩1.58灰黑色，块状。直接底 粉砂质泥岩1.76深灰色，薄层状，水平纹理，见裂隙，方解石充填，含菱铁质结核，夹泥岩薄层。老底炭质泥岩1.37灰黑色，块状。第四节 地质构造一、 断层情况及对回采的影响12305工作面位于井田东翼M23#煤层中，地质构造简单，整体为单斜构造，煤岩层走向北东，倾向南东。回采过程中共揭露4条断层，落差0.11.1m，其断层情况详述如下：2断层名称走 向()倾 向()倾 角()性质落 差（m）对回采影响程度控制程度f15114170逆0.20.4较小控制f211520570正0 0.1较小控制f35814865正0 0.2较小控制f465711551615565正 0.41.1较小控制二、褶曲情况及对回采的影响整体为单斜构造，对回采没有较大影响。附：工作面进风巷、采面切眼素描图第五节 水文地质一、邻区水文地质情况：1、12305工作面北是已回采的12303工作面和M23#煤层变薄带，东是M23#煤层矿界煤柱，南是M23#煤层未开拓区，西是M23#煤层风井煤柱，底板不受承压水威胁，富水性弱。 2、12305工作面与相邻12303工作面已留足煤柱，不受老空积水威胁。二、防治水措施：1、工作面低洼处已安设11m3/h排水泵。2、加强工作面的顶、底板管理，支柱钻底超过100mm时，支柱下垫铁鞋，支柱钻底严重时铁鞋下加垫板梁。4、及时清理工作面至风井水沟的泄水线路，保持泄水路线畅通。工作面泄水路线：12305工作面12305运输巷风井副井底车场主水仓。5、加强工作面水情观测，发现异常及时汇报调度室、地测科等有关部门，并采取相应措施进行处理。三、结论：综合以上诸因素分析认为：12305工作面可以进行正常回采。 第六节 影响回采的其它因素一、影响回采的其它地质情况我矿为高瓦斯矿井，其具体情况见下表：瓦 斯矿井绝对瓦斯涌出量5.35m3/min，矿井相对瓦斯涌出量32.37m3/t。CO2二氧化碳绝对涌出量1.13 m3/min，二氧化碳相对涌出量5.39m3/t。煤尘爆炸指数M23#煤层无煤尘爆炸性。煤的自燃倾向性三类不易自燃煤层地温危害不超过20。无危害冲击地压危害未发生异常的地压现象。二、煤与瓦斯突出情况：M23煤层+1900m水平以上无煤与瓦斯突出危险性，12305工作面处于+1900m水平以上，但回采过程中必须加强通风和瓦斯管理，每班必须配备专职瓦斯检查员检查瓦斯，严防意外事故的发生。三、影响回采的钻孔201#钻孔位于工作面外段12305回风巷F4#点南东17m处，回采过程中要加强观测和保护。第七节 储量及服务年限一、储量工业储量：445581.21.5648050（t）可采储量：480509746608（t）二、工作面服务年限工作面的服务年限可采推进长度设计月推进长度445/（327）5.5个月第二章 采煤方法第一节 巷道布置一、12305采煤工作面位置概况1、该回采工作面位于一采区23#煤层副斜井东侧。2、该面上部为12303采煤面（已采）、东部为矿井边界，下部为12307工作面尚未开采，西部为回风斜井保护煤柱。二、工作面回风巷12305工作面回风巷沿煤层走向布置，用于工作面通风和运输，为锚网支护，锚杆株、排距均为0.8m，巷道净宽3.0m，净高2.4m，巷道净断面7.2m2。巷道内设防尘管路、压风管路、抽放瓦斯管路，并铺设铁路用于运料。三、工作面运输巷12305工作面运输巷按中线掘进，沿煤层走向布置，用于工作面运煤和通风，为锚网支护，锚杆株排距均为0.8m，巷道净宽3.0m，净高2.4m，巷道净断面7.2m2。巷道内设防尘管路、压风管路、抽放瓦斯管路，安设皮带运输机、刮板运输机运煤。四、采煤面切眼12305工作面切眼沿煤层倾向布置，用于布置安设循环运输机，形成生产系统。切眼支护为锚网支护，锚杆株、排距均为0.8m，巷道净宽3.5m，净高1.8m，巷道净断面6.3m2。第二节 采煤工艺6一、采煤方法：由于该面里段地质条件复杂，煤层赋存厚度较薄，根据煤层赋存情况及巷道布置方式，工作面里段采用单一走向长壁后退式采煤方法，采用爆破法落煤、人工攉煤。二、采煤工艺流程：打眼放炮引挂顶梁支设临时支柱前撺钢梁攉煤、清理浮煤推移刮板输送机支设正规柱回柱、放顶清理工作面内浮煤。1装落煤方式:本工作面采用爆破法采煤，爆破落煤由人工装入刮板输送机。2引挂顶梁、支设临时柱、前撺钢梁：每次放完炮后，必须“由外向里”认真检查工作面支护情况，摘除悬岩危石，在敲帮问顶的前提下，引挂好顶梁，用条笆将顶板串严背实，打紧圆销和扁销子，然后扒出柱窝支设“隔二打一”的临时柱。顶板破碎、压力大及断层处要棵棵支设临时柱；在顶板破碎地段长钢梁或木板梁要隔一个顶梁档套支一架，在顶板极破碎地段要提前掏出梁窝，支设好长钢梁，托住顶板后，再放炮，严禁空顶作业。3攉煤：采用人工攉煤。4推移刮板输送机:面前浮煤清理完毕后，回掉临时支柱后使用YT77C/1100型液压移溜器移工作面刮板输送机，沿工作面每隔3节溜槽安设一台，溜头、溜尾各安设一台。自溜尾向下移输送机，溜尾移够1m后，在溜尾打好压柱子，再继续移溜子，溜子弯曲段长度控制在1215m之间，溜槽扒口不超过30mm。5支设正规柱: 溜子移到位后，每隔23架顶梁支一棵正规柱及时护顶，其余支柱及时补齐，支柱前拉好工程线。6施工顺序:三、爆破：1打眼：使用风煤钻湿式打眼，眼深1.1m。2装药：炸药使用三级煤矿许用乳化炸药，雷管使用毫秒电雷管，正向装药。装药前首先清除炮眼内的煤粉，然后将药卷轻轻推入，不得冲撞或捣实，保证各药卷彼此紧密相接。3封孔：装完药以后，先填上小块炮泥(约50mm)，再填上水炮泥，最后用炮泥封孔，炮眼封泥封满封实，用炮棍捣实。4爆破：采用全工作面分次装药、分次爆破，一组装药一组爆破的方法。顶板完整时一次联炮个数不超过20个或工作面倾向长度不大于10米。顶板破碎，压力大时，一次联炮个数不超过10个，均采用串联爆破，起爆顺序由溜头向溜尾逐段进行，全工作面分次起爆，由专职爆破工采用矿用本安型爆破器起爆。全工作面爆破作业未完成阶段不得进行与爆破无关的其它工作。5炮眼布置：采用五花眼布置，炮眼与煤壁成角度布置，（见爆破说明表）眼深1.1m，眼距为1.0m。顶眼距顶板0.2m，并有58o的仰角,底眼距底板0.25m，并有79o的俯角。6装药量:顶眼300g，底眼225g附图3工作面炮眼布置三视图。爆 破 说 明 表炮眼名称眼深（m）眼距（m）角度（）每孔装药量（g）炸药种类雷管种类封 泥长 度（m）连线方法水 平垂直水平垂直工作面炮眼顶眼1.11.00.257058（仰）300三级煤矿许用乳化炸药煤矿毫秒延期电雷管0.5串联腰眼1.11.00700225底眼1.11.00.307058(俯)300机窝炮眼顶眼1.21.00.27058(仰)300腰眼1.21.00700225底眼1.21.00.257058(俯)300放顶眼工作面炮眼1.81.001525(仰)450600两巷炮眼1.81.0451525（仰）450600四、溜头、溜尾机窝：采用人工炮采的方法提前打好溜头、溜尾机窝且支护好，待全面出完炭后，停下工作面刮板机，用34台液压移溜器（其中溜头用1台），进行移溜。、机窝规格溜头机窝：长宽4.51.2m溜尾机窝：长宽3.01.2m、机窝的落装煤工艺工作面溜头、溜尾机窝都要至少超前一刀，溜头、溜尾机窝采用四对八根3.0m长钢梁进行支护；溜头、溜尾机窝响炮后要先将顶梁引挂，拖后的长钢梁前窜，支好临时柱子后，再进行攉煤工作。三、工作面正规循环生产能力8LShRC581.21.01.560.97105(t)式中：工作面正规循环生产能力，t；L 工作面长度，m；S 循环进尺，m；h 工作面采高，m；R 煤的容重，1.56 t/m3；C 工作面回采率，97。 第三节 设备配置一、设备配置情况:工作面循环溜子采用SGB-40T型，运输巷固定溜子选用SGB-40T型，皮带选用DTL-65/20/222S型固定式胶带输送机；乳化泵选用BRW80/20型，风煤钻选用MZ-2.2型。二、单体液压支柱及金属铰接顶梁（一）单体液压支柱主要技术参数:型 号：DZ1.03.2型 支柱直径：100mm支柱初撑力90KN（11.5MPa） 额定工作阻力294.5KN。 （二）金属铰接顶梁主要技术参数：型 号：HDJA-1200型 长度：1.0m三、运输巷选用一部SGB-40T型刮板运输机，选用三部DTL-65/20/222S型固定式胶带输送机。其中SGB-40T型刮板运输机主要技术参数如下：电机功率：40kW运输能力：150t/h溜槽尺寸：1500620175mm其中DTL-65/20/222S型固定式胶带输送机主要技术参数如下：电机功率：44KW运输能力：200t/h带 宽：650mm带 速：1.6m/s四、辅助运输设备1、选用1t矿车、花车，牵引设备选用JD-11.4型。JD-11.4型绞车主要技术参数如下：型 号：JD-11.4静 拉 力：9.8kN 绳 径：15.5mm绳 速：2662m/min绳 容 量：250m外形尺寸：1100765730mm五、设备的维修与保养：1、各种设备应使用规定的牌号油，油脂不得混用，油量达到规定标准，班班检查，不得缺油。 表七设备名称变速箱液力偶合器轴 承油脂牌号150号工业中极压齿轮油难燃液体钙钠基润滑油2、刮板运输机必须保证平直，刮板螺栓齐全完整，链子松紧适当，如有坏溜槽、弯刮板、断刮板、老链子要及时更换，确保刮板运输机正常运转。3、电缆、管子要吊挂整齐，开关要上架，电煤钻电缆要盘好。闲置设备和材料要放在安全出口30m以外的安全地点。电器设备上方有淋水，要妥善遮盖。电煤钻用完后要放在工作面上下出口5m以外支架牢固、顶板完整、无淋水地点，电缆水管要分别吊挂整齐。4、注液枪用完后，要挂在循环运输机后第二排支柱手把体上，严禁乱扔乱放。第三章顶板管理第一节 支护设计一、工作面支护设计： 1、合理的支护强度采用下列方法计算：（1）采用经验公式计算：Pt =9.8hk =9.81.22.57 =205.8（kN/m2）式中：Pt工作面合理的支护强度，kN/m2； h 工作面设计采高，1.2m； 顶板岩石容重，取2.5t / m3 k工作面支架应该支护的上覆岩层厚度与采高之比，取7 。（2）支柱实际支撑能力计算RtkgkzkbkhkaR 0.990.950.90.951.0294.5kN 236.8kN式中：RDZ1.03.0支柱额定工作阻力，294.5kN； k支柱阻力影响系数，从支柱阻力影响系数（下表）中查得。 支柱阻力影响系数表 表十六项目液压支柱微增阻支柱急增阻支柱木支柱工作系数kg0.990.910.50.5增阻系数kz0.950.850.70.7不均匀系数kb0.90.80.70.7采高系数kh1.4m1.52.2m1.5m2.2m2.2m1.00.950.950.9倾角系数ka1011252645451.00.950.90.85（3）计算工作面合理的支护密度nPt Rt 205.8（kN/m2）236.8 kN 0.87根m2式中：Pt最大平均支护强度，205.8kN/m2； Rt支柱实际支撑能力，236.8kN。（4）、根据工作面合理的支护密度和支护装备确定工作面柱距 BZ=1/（d n）式中：BZ工作面柱距，m； d排距，1.0m； n支护密度，0.87根/m2。 BZ=1/（1.00.87）=1.17m根据以上计算可知，工作面柱距应为1.17m。根据计算结果，为确保支护可靠，增加支护密度，确定该面柱距为0.7m，排距为1.0m，支护密度为1.42根/m2，大于计算结果，满足安全生产需要。2、工作面使用DZ1.02.0型外注式单体液压支柱配合HDJA-1000型金属铰接顶梁支护，采用正悬臂齐梁齐柱的支护型式，用条笆背顶。输送机机头、机尾，分别使用“四对八梁”做特殊支护。支护参数：排距1.0m，支柱柱距0.7m，工作面中间段，最小控顶距3.2m，最大控顶距4.2m，三四排控顶方式，放顶步距1.0m。要求工作面支柱初撑力达到90kN。回风巷和运输巷超前支护，采用DZ1.83.2型单体液压支柱配合HDJA-1000 型金属铰接顶梁三排平行巷道方向支设，支柱初撑力达到50kN。当支柱钻底超过100mm时，在支柱下穿铁鞋，选用直径为300mm的铁鞋，以保证支柱初撑力达到要求。二、乳化液泵站：1、泵站选型、数量：乳化泵采用两台RB80/350型,一台正常使用，一台备用。为提高采煤机喷雾降尘效果，采用WPZ-125/5.5型喷雾泵。2、泵站位置设置：泵站安设在12305工作面运输巷3、输液管路上出口选用无缝钢管，工作面选用高压胶管，耐压均在30Mpa以上。4、泵站使用规定：乳化液泵要有专人看管，开动时要按操作规程操作。乳化液泵要保持清洁，乳化液配比浓度要达到2%3%，乳化液泵压力不低于18MPa，现场使用自动配比器,有检测仪器，并由专人定期检修；泵站设备与轨道的安全距离不低于0.5m。移动变电站用圆环链或绳套子固定牢固。第二节 工作面顶板管理一、正常推采时期顶板支护方式：工作面使用DZ1.02.0型外注式单体液压支柱配合HDJA-1000型金属铰接顶梁支护，采用正悬臂齐梁齐柱的支护型式，用条笆背顶。输送机机头、机尾，分别使用“四对八梁”做特殊支护。工作面采用同一路顶梁下“见四回一”的控顶方式控制顶板，全部垮落法处理采空区。炮道宽度1000mm，支柱后爪支设在顶梁靠老空侧第23个牙口上,则平均端面距为200mm，所以本面最大控顶距为4.2m，最小控顶距为3.2m，放顶步距为1.0m。、支护形式：10采用正悬臂齐梁齐柱的支护型式。即：、柱子成直线，其偏差不超过100mm，排距1m、柱距0.7m，均不超过100mm。支柱必须迎山有力（即在垂直于顶底板的基础上向倾斜上方仰一定角度），其迎山角1 1 1（ - ）2044 5 5则迎山角值约为8.39cm。其中：为支柱与垂直顶板方向所成角度。为煤层倾角：20。柱子顶盖的后缘支在顶梁靠采空区侧第23个牙口上。支柱顶盖与顶梁要实现面接触，避免点线接触。、金属铰接顶梁要沿工作面走向呈正悬臂齐梁铰接使用，铰接率大于90，但不得出现连续两架不铰接顶梁，若发现顶梁不能正常引挂时，应重新及时补挑新顶梁，新挑顶梁必须向采空区侧引挂一根顶梁并支上正规柱子，连续新挑顶梁不准超过两架。当放顶线出现单挑顶梁时，要在该顶梁下再补支一棵柱子，成一梁两柱。顶梁接挂要垂直于工作面，顶梁上用34块条笆背顶，均匀压肩。顶梁有圆销的一头（大头）应朝面前，顶梁间的扁销子要打紧，扁销子在正常情况下插入方向是小头朝工作面上方，若成对使用，扁销子两小头（或两大头）必须相对。扁销和圆销都必须打紧到位。、煤壁：、煤壁：煤壁要求平、直，且与顶底板垂直。伞檐标准为：当沿煤壁长度超过1m时，其最大突出部分不得超过150mm；当沿煤壁长度在1m以下时，其最大突出部分不得超过200mm。若伞檐超过规定时，应及时采取措施处理。12、端面空顶的支护对端面空顶应尽量控制在最小程度，端面距不得大于0.3m。当端面距大于0.3m小于0.8m时，在顶板完整的情况下，在面前支设柱距两米的戴帽点柱；当顶板破碎压力大，片帮严重时，除要求放炮后每根钢梁下支设贴帮柱外，还要在顶梁档内套支梁距0.7m的一梁三柱3.0m的长钢梁（或2.4m的木板梁）加强支护。当端面距大于0.8m时，要刨一刨煤壁子及时引挂1m的顶梁，凡引挂顶梁必须在顶梁间插紧扁销子，并在顶梁下支上临时柱。二、正常推采时期特殊支护形式：1、对柱支设：支设方法：正常回采期间，每隔一根顶梁支设一棵对柱，柱脚距老空侧第一排正规柱不大于0.2m处，回柱后，备用柱支在老空侧第一排顶梁下，形成一梁三柱，支柱时卸该柱。支设要求：支设牢固，迎山有力，力争达到90KN，若因底板松软，顶板破碎等特殊情况下初撑力难以达到90KN时，其最低初撑力不得低于50KN；回柱前，在分段处新放顶线一排超前所回撤支柱12路顶梁下支齐对柱后方可开始回柱。2、丛柱支设：支设方法：在工作面放顶线排相邻三架顶梁下各加支两棵柱子，支柱要均匀布置，柱脚间距0.2m。支设要求：丛柱的支柱必须迎山有力，初撑力达到90KN以上。初次来压前支设中中8m一组的丛柱；确认初压已过，方可拆除面内丛柱，只保留溜头、溜尾处的循环丛柱。丛柱不能提前回撤，回撤前，要将丛柱移支到新放顶线排顶梁下，然后方可回柱。3、溜头（尾）循环丛柱：在工作面采空区侧第一排和第二排支柱之间，循环溜头（尾）后部沿走向不超过2m范围内，与运输巷超前支护（与上帮煤壁子）、回风巷超前支护（与下帮煤壁子）间隔一路始相邻三路顶梁下各加支两棵支柱，两棵支柱要均匀布置。4、密集柱支设：支设方法：在放顶线排顶梁档内支设一棵戴帽点柱，作为挡矸密集柱。支设要求：密集柱支设应迎山有力，支设牢固，支设时力争达到90KN，若因底板松软，顶板破碎等特殊情况下初撑力难以达到90KN时，其最低初撑力不得低于50KN。回柱时，应先支好密集柱后方可回柱。四、特殊时期的顶板管理： 1、初压及停采前的顶板管理：初次来压前的顶板管理：工作面切眼长48m，顶板为粉砂岩较完整，采用锚网支护。工作面开采前，在切眼内沿工作面走向加支双排铰接顶梁，背实顶，底板软时垫鞋支设两排正规柱形成正悬臂齐梁齐柱支护形式，柱距0.7m，排距1.0m。当工作面推采5m后，在材料道内沿工作面方向支设中中8m一组的丛柱，同时沿放顶线一排支柱棵棵加支成对柱，并且矿压组每班要派人设点监测顶板动态与支护质量，直到采空区的顶板完全充分垮落，待冒落高度达采高的1.5倍以上，并经矿有关人员现场鉴定，确认初压已过，方可拆除面内丛柱，只保留溜头、溜尾处的循环丛柱，同时将放顶线排对柱改为“隔一打一”，即谓初压解除，工作面继续进行正常的推采。初压前由生产矿长或总工程师组织初压管理领导小组成员及工区干部，现场会诊，制定相应过初压措施，并安排现场实施。初采时面后悬顶沿走向达到5m，仍不冒落，要实行人工强制放顶，初次放顶后，回采时面后悬顶达到（25）m2，仍不垮落或无缓慢下沉现象时，要进行人工强制放顶。初压过后及周期来压期间的顶板管理：经矿初压管理领导小组现场会诊，确认初压已过，制定相应的管理措施，方可解除初压管理，撤除顶板观测员，并拆除面内丛柱，只保留溜头、溜尾处的循环丛柱，同时将放顶线排对柱改为“隔一打一”。该工作面周期来压期间，压力大时面后要加设丛柱，支设要求同初压期间支设要求，以保证有足够的支护强度。 工作面正常推采期间，当采空区悬顶（25）m2，放顶线排支柱棵棵加支成对柱，并支设一组丛柱支护顶板；如局部悬顶和冒落高度不充分，大于（25）m2地段要进行强制放顶；特殊条件下不能进行强制放顶时，要专门会诊制定措施。停采前的顶板管理：严格工作面的支护质量，及时对支柱进行二次注液，面后特殊支护齐全有效，保证工作面支护强度。顶板破碎压力大时，每隔23架顶梁套支一架3.0m长钢梁加强支护，支柱初撑力达到90KN。面前压力大有片帮现象时，要采取面前支设戴帽贴帮柱、前窜钢梁或超前挂梁等加强支护措施。2、过断层及顶板破碎时的顶板管理：当工作面过破碎带时，在此范围顶梁档内平行于工作面顶梁套支3.0m长钢梁，一梁三柱支护，钢梁下支柱与工作面支柱相齐。原则上在顶梁档内每隔23架顶梁套支一根长钢梁，放炮后要及时引挂顶梁，把顶板背严背实并打好临时柱子后，再把长钢梁前窜至煤壁子跟。前窜前，为防止背顶料被压断而造成漏顶，要先紧贴长钢梁两侧各挑上一根道木支设临时点柱，然后方可前窜长钢梁。如顶板来压较大或顶板十分破碎，前窜长钢梁确有困难时，要提前再准备一根长钢梁，放炮挂梁后紧贴在用的那一根长钢梁前窜至煤壁跟套支上，待回柱前，再前窜拖后的长钢梁，保证一个顶梁档内的两根长钢梁交错迈步前移，这种情况下，两根长钢梁之间距不大于150mm，两根长钢梁下同一排的两棵支柱可前后错开100mm，支柱三用阀仍平行于工作面方向。如现场顶板特别破碎，前窜长钢梁确有危险时，则改用一梁三柱的长2.4m的木板梁支护。、过断层时的处理措施：本工作面在推采过程中，遇到断层时，在断层的上、下盘各支设1对3.0m长钢梁，达到初撑力，并在断层上、下盘5m范围内各支设丛柱一组，过落差大于0.5m的断层，另补措施。长钢梁的支设：长钢梁前头距煤壁不低于0.1m，不大于0.2m，落煤后长钢梁一梁三柱（面前一棵，面后两棵，初撑力达到90KN以上）。前窜钢梁时，至少要3人协同操作，钢梁背顶要实；必须停止溜子运转，人员进入面前时，严格执行敲帮问顶制度，严禁空顶作业；前窜钢梁到位后升柱时，人员要配合好，防止发生意外。套支长钢梁处，其相邻两侧两路顶梁之间距不得超过0.8m，不得在每个顶梁档内套支，至少要“隔一套二”，即不得出现连续4个以上柱距小于0.5m的柱档。四、回柱放顶及与其他工序平行作业的安全距离1、该面采用人工回柱，回柱放顶拖后支齐正规支柱的距离不少于15m，回柱必须两人一组。一人照明监护，一人回柱，监护人员只作监护，并配合回柱人员拖柱、升柱，不准干其它工作。回柱前必须准备好所用工具，每个回柱头至少一把锤（把长0.7m）、一个卸载把手（把长不小于0.4m，并拴有麻绳，麻绳长度不少于0.5m）、一把镐（把长0.7m）且至少配备34个扁销子。回柱前认真清理浮煤杂物，确保后退路畅通无阻。回柱必须严格按照“自下而上，由采空区向工作面”的顺序。当煤层倾角较小，可分段多头同时作业，分段距离不少于15m，当煤层倾角大于15度, 分段距离不得少于20m，在分段处应留一路顶梁不回撤，并紧固好扁销，给下段回柱创造条件。回柱前，要超前原放顶线回柱点23个柱距在新放顶线的顶梁下支齐对柱。然后将水平销子打紧（扁销子的插入方向是小头朝向工作面上部），要把铁鞋链子挂起来，要回一棵对柱，回一棵基本柱，对柱不准提前回撤。回柱及监护人要站在有可靠支护的斜上方安全地点操作或监护并避开扁销子大头方向，防止扁销子伤人，然后打开卸载阀，配合回柱器将正规柱子回出，并拖出铁鞋，最后砸开扁销子和圆销子将顶梁拖出竖放整齐。回顶梁拖后回基本支柱正常情况下不得超过两根，不少于一根。因工作面局部坡度较大，回柱时要用条笆、挡矸帘或打点柱挡好矸，以防滚矸伤人。按照同样的方法将工作面缩小到最小控顶。2、工作面横头：下横头固定溜尾拖后循环溜头最多不得超过1节溜槽，下横头支柱拖后放顶线不得超过1m。在回撤下横头的正规支柱前，必须先把横头处的趄柱挪到新位置支好。横头回撤完后，在两路顶梁空档内，各加支一棵戴帽点柱与最后一排顶梁下支柱支齐, 横头最后一排支柱间距不得超过0.7m。五、强制放顶：初采时面后悬顶沿走向达到5m，必须进行强制放顶，初次放顶后，回采时面后悬顶达到（25）m2，仍不垮落或无缓慢下沉现象时，要进行人工强制放顶。1、强制放顶采用风煤钻或风钻在工作面人行道内打眼，要求眼深1.8m，眼距2.0m。初次放顶时炮眼方向平行工作面，朝工作面下方；再次放顶时炮眼方向垂直工作面，方向朝面后，炮眼与顶板夹角6575度。2、随推采，当放顶眼进入放顶线排回柱整修后，开始装药定炮放顶，定炮使用长炮杆；定炮及连线，必须在有效支架的掩护下进行，严禁空顶作业，必要时打护身点柱。每孔装药量为450g，使用电雷管不低于2发，余眼用水炮泥、炮泥封满。装药前，雷管脚线要加长，不得低于4.5m，脚线接头用绝缘胶布缠好。 3、放炮时，可采用分组装药，但一组装药必须一次起爆；组与组之间的距离不得小于5m，且一次拉炮个数不得超过6个。拉炮顺序自下而上，爆破工必须最后离开爆破地点，撤离至工作面100m之外的运输巷安全地点进行起爆。放炮员操作放炮的地点，必须配备压风自救系统或自救器并在安全地点起爆。严格执行“一炮三检”及“三人连锁放炮”制度，由班组长安排专人在通往放炮地点的所有通路上站岗堵人，放炮点、站岗点要有明显警示标志（警示牌）站岗人员接不到撤岗通知，严禁私自撤岗。4、打眼、装药、联线、定炮时，要严格执行敲帮问顶制度，及时找掉危岩活石，人员在有效支架掩护下操作，严禁空顶作业。顶板来压时，禁止装药定炮，待顶板压力稳定后方可继续进行。5、放炮前后洒水降尘，放炮前，用长炮杆将便携式瓦斯报警仪伸入采空区，检测采空区瓦斯浓度，如瓦斯超限，要停止作业，采取措施，加强通风。6、爆破前，检查支柱初撑力，进行二次注液，特殊支护齐全有效，爆破后，待炮烟吹散后，由班组长、安监员检查顶板、支架情况，将放炮打倒、打歪的支柱及时扶正支好，确认无危险后，其它人员方可进入工作面作业。7、工作面内安钻打眼困难时，可分别在上、下出口及面上部分地点打眼放顶，炮眼方向垂直工作面，朝向面后与顶板夹角控制在5565度以上。 第三节运输巷、回风巷及端头顶板管理一、工作面运输巷、回风巷的超前支护1、支护要求运输巷、回风巷超前支护是在本面运输巷、回风巷距工作面煤壁20m范围内采用单体液压支柱配合金属铰接顶梁沿巷道方向各支设相互平行的三路顶梁，柱距1.0m，人行道宽度不小于700mm，每根顶梁下均支单体液压支柱，支柱钻底超过100mm时支柱下垫铁鞋，铰接顶梁下的支柱沿巷道方向成一直线。顶梁之上用条笆背顶，均匀压肩，接顶牢固，不掉渣。支柱牢固迎山有力，支到实底，其初撑力不小于50KN。当超前顶梁与铁棚之间的空顶大于0.5m时，若顶板完整压力较小必须支设柱距1m的戴帽点柱；顶板破碎压力较大时，则必须支设一梁三柱木板梁加强支护；在车场、配电点、绞车窝、躲避峒、钻场房等加宽部分，除按以上要求支好四路顶梁外，还要在加宽部分按梁距0.7m加支顶梁，不准出现单挑顶梁。当工作面上下两巷压力较大时要及时延长超前支护长度。2、支护材料及密度运输巷、回风巷超前支护均采用三排DZ1.83.2m单体液压支柱配合HDJA-1200型金属铰接顶梁支护，柱距1.0m。3、支护质量标准支柱纵横成线，偏差不小于100mm。支柱支到实底，并做到迎山有力，支柱初撑力不低于50kN。铰接顶梁之间要用圆柱销联好，并保持平直。所有单体液压支柱三用阀阀咀方向一致，朝向老空。两巷的支撑高度不低于1.6m，人行道宽度不低于0.7m。二、工作面安全出口的管理14、支护形式1、端头支护：、在循环溜头（溜尾）处沿倾向距运输（回风）顺槽最下（下）一路超前顶梁0.5m向上（下）逐架支设四对八根3.0m的长钢梁。相邻两对中的两根超前长钢梁或两根拖后长钢梁之间距为0.8m，每对中两根钢梁之间距为0.2m，各钢梁间距偏差不超过50mm，交错迈步使用，其错距1m。每对长钢梁下同排的两棵支柱三用阀的注液阀方向均朝外，以便于二次注液。、为加强循环溜头（溜尾）处支护，确保移溜头（溜尾）期间的安全，在上、下出口处支设一对抬梁。在运输（回风）顺槽靠面一路超前顶梁处、循环溜头（溜尾）大架之上支设一对3.0m的长钢梁做为抬梁，抬梁沿倾向与下（上）机窝内四对八架长钢梁冲齐，成对使用，两抬梁之间距为10cm，最下（上）一根抬梁与下（上）机窝内最下（上）一根四对八架长钢梁之间距不得大于0.5m，交错迈步前移，错距1m。在两根抬梁的后端向老空区各引挂一根顶梁，拖后抬梁后的顶梁与下横头放顶线冲齐，并在该顶梁下支设趄柱。每循环支、回完柱子后，开始前窜拖后的抬梁，前窜时，必须按照前窜（支好三棵支柱）去超前顶梁（运输顺槽最上一路、回风顺槽最下一路）的顺序进行，超前顶梁支除后，超前的一根抬梁前端与超前顶梁的后端之间距不得大于10cm，否则，不得去除超前顶梁。溜头（溜尾）抬梁下保持不少于3棵牢固有力的支柱， 超前抬梁在溜头（尾）前侧支2棵，后侧支1棵；拖后抬梁在溜头（尾）前侧支1棵，后侧支2棵。、端头丛柱为加强上、下头的顶板管理，正常推采期间，要求在循环溜头、溜尾各支设一组循环丛柱。、支设方法：在工作面老空侧第一排和第二排支柱之间，在倾向不超过1.8m范围之内，循环溜头和循环溜尾后部，沿倾向加支三排支柱，每排三棵，支柱要求支在顶梁下。、支设要求：丛柱的每棵支柱必须迎山有力，初撑力不低于90KN，支柱支到实底，回柱前，必须在新放顶线排支设好丛柱。、质量要求1、溜头（溜尾）四对八根3.0m长钢梁16长钢梁应垂直煤壁子，架设平整，压肩严实，每根长钢梁下不少于3棵牢固有力的柱子，柱子要迎山有力，沿走向要成一直线。 上、下机窝响炮后，及时前移拖后的长钢梁到煤壁子。每次前移时，先将拖后的长钢梁前窜2m，把顶板背严实，在后端部和面前中部各支设一棵支柱，在出煤过程中及时补齐长钢梁前端的一棵支柱。移溜头（尾）前，长钢梁要确保移设完好，并将超前一根长钢梁向老空侧引挂顶梁，与放顶线引齐，每架顶梁下均支上柱子。机窝及工作面出完炭，把长钢梁下影响溜头（溜尾）进入机窝的柱子改掉（超前长钢梁前端的柱子不得改动），将循环溜头移进机窝，拉过溜头（溜尾）后，支齐长钢梁下的正规支柱，长钢梁放顶线拖后工作面顶梁放顶线不得超过1m。当工作面与运输顺槽不垂直时，下端头的长钢梁可平行于运中巷超前支护顶梁支设，但一梁仍不少于三柱。若工作面延长（缩短）时(倾斜距离不大于0.5m)，要及时加或减挂顶梁,保证柱距不大于0.6m。三、支护材料的使用数量和存放管理：1、按平均面长65m计算工作面支护材料的使用及备用数量： 单体柱:57/0.74+65/0.7+6(65/8）+164+902=468棵 正规柱 趄柱 丛 柱 端头 超前顶 梁：57/0.74+180=506根3.0m钢梁：102=20根备用数量：单体柱4680.05=24棵 顶梁：5060.05=26根 3.0m钢梁:200.1=2根支护材料总量：单体柱:468+24=492棵 顶梁:506+26=532条 3.0m钢梁:20+2=22根2、支护材料存放地点：工作面内必须保证有三班生产的各类备用材料，备用材料要放置在距工作面100m之内的料场内，挂牌分类存放，码放整齐，距轨道不少于0.3m。附图：12305采煤面支护示意图（平面、剖面图)第四节 矿 压 观 测一、矿压观测内容：本工作面重点观测顶板下沉速度、支柱载荷量、活柱下缩量观测及支护质量动态监测。二、观测方法：1、工作面的矿压观测：顶板下沉速度观测:初压期间，在工作面设两台顶板动态仪观测顶板下沉速度，当顶板下沉速度变化不大时，须1小时记录一次,有明显变化时，须半小时记录一次，有较大变化时，须10分钟记录一次，以便能准确的预测来压时间及位置。支柱载荷量观测:利用增压式测力计测量支柱载荷量，在工作面布置五条测线观测后排支柱的载荷量，每班至少观测三次，记录在支柱监护表上。测线布置：上下端头各一条，工作面中部三条。活柱下缩量观测:用标记法在工作面布置五条测线，支柱前、后用钢尺测量活柱下缩量，其测线布置和支柱载荷量测线相一致，根据循环次数，算出支柱循环下缩量。2、工作面人行道、出口的矿压观测:利用增压式测力计在人行道、出口超前工作面20m范围内间隔45m进行初撑力监测，并做好记录。三、支护质量检测：每班由班组长、安监员对工作面支柱初撑力进行不少于三次测量并记录好数据。四、观测时间：1、工作面矿压观测：整个初压期间（由矿顶板管理人员观测） 2、工作面人行道、出口矿压观测：整个生产期间。3、支护质量监测：整个生产期间。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：使用SGW-40T刮板运输机和DTL-65/20/222S皮带运输机。二、辅助运输设备及运输方式：工作面运料设备为JD-11.4KW绞车，均使用四根锚杆固定，安设在12305采煤面回风巷内。三、运煤线路：12305回采工作面12305运输巷12305运输石门主斜井皮带地面煤场。四