煤矿机采工作面技术作业规程.doc

23上608东工作面技术作业规程编号：CCL2009003枣庄矿业集团柴里煤矿采煤工作面技术作业规程工作面名称：23上608东工作面施工单位 ： 回收工区施工负责人：编 制 人 ：总工程师 ：批准日期 ：2009年 月 日执行日期 ：2009年 月 日目 录会审意见1第一章 概况2第一节 工作面位置及井上下关2第二节 煤 层3第三节 煤层顶底板3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5第七节 储量及服务年限5第二章 采煤方法6第一节 巷道布置6第二节 采煤工艺8第三节 设备配置 11第三章 顶板管理14第一节 支护设计14第二节 工作面顶板管理 17第三节 顺槽顶板管理24第四节 支护材料及坑代用品管理29第五节 矿压观测30第四章 生产系统32第一节 运输系统32第二节 “一通三防”与安全监控34第三节 排水46第四节 供电 49第五节 通讯照明系统 55第五章 劳动组织和主要技术经济指标56第一节 劳动组织56第二节 主要技术经济指标59第六章 煤质管理、油脂管理60第一节 煤质管理 60第二节 油脂管理60第七章 安全技术措施61第一节 一般规定61第二节 顶板64第三节 防治水70第四节 爆破管理71第五节 “一通三防”及安全监控74第六节 运输管理77第七节 机电管理92第八节 单体液压支柱的使用与管理101第九节 文明生产的要求102第十节 其它103第八章灾害预防及避灾路线105第一节 灾害预防与自救 105第二节 避灾路线 109重特大顶板事故应急救援预案111水害事故应急救援预案116火工品事故应急救援预案120火灾、瓦斯煤尘爆炸事故应急救援预案124作业规程学习和考试记录130作业规程补充学习和考试记录131作业规程复查记录132137会审意见会签单位及人员名单：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23上608东工作面位于236采区东南部，工作面具体位置及关系如表一所示： 工作面位置及井上下关系表 表一水平名称二水平采区名称二三六采区地面标高+35.44+35.90m井下标高-290.91-326.32m地面相对位置地面位于小屯村西虎村旧址南侧，北为23607综放工作面塌陷区，南为23610综放工作面塌陷区，西为23上608东综放工作面塌陷区，地面无建筑物。回采对地面设施的影响工作面上部为农田，无建筑物。本工作面的回采将使地面出现塌陷。井下位置及与相邻关系该工作面井下位于236采区东南部，北为23607综放工作面采空区，南为23610综放工作面采空区，西为23上608东综放工作面塌陷区。走向长度（m）252.8311.0倾斜长度（m）28.6139.5面 积m224294.8附图1：工作面地层综合柱状图第二节 煤 层 煤层情况表 表二煤层厚度（m）4.86.2煤层结构5.2煤层倾角5225.213开采煤层3下煤硬度2.22.5煤种气煤稳定程度稳定煤层情况描述本面开采二叠系山西组3上煤，煤层赋存稳定，属半亮半暗型气煤，色黑、性脆，似玻璃光泽。3上煤厚4.86.2米，平均5.2米，中矸厚02.50米，平均1.0米，为灰黑色泥岩，厚度变化较大，呈透镜体赋存，由运输巷侧靠切眼附近向面内逐渐变薄。第三节 工作面顶底板表三煤层顶底板情况表顶、底板名称岩石名称厚 度（m）特 征备 注老 顶中砂岩26.3130.11灰白色，以石英、长石为主，钙质胶结，较坚硬。本工作面直接顶为3煤顶板，直接底为剩余3上煤。直接顶砂质泥岩泥岩0.42.0深灰色，泥质胶结，致密坚硬。灰黑色，含植物化石，易冒落。直接底（中矸）泥 岩02.5灰黑色，含炭质及植物根部化石，遇水易软化。1.0第四节 地质构造一、断层情况以及对回采的影响通过本分层巷道掘进揭露，及邻面开采揭露情况，本工作面轨道巷侧揭露F23608-1断层，对生产的影响及断层产状详见断层情况表。 断层情况表 表四断层名称走向（0）倾向（0）倾角（0）断层落差断层性质对回采的影响F23608-12503407800.6正无二、褶曲情况以及对回采的影响本工作面总体呈一单斜构造形态，倾向NW，倾角522，平均13。本工作面最低洼点在轨道巷与切眼交汇点导10点附近。三、其它因素对回采的影响根据本分层掘进及邻面开采证实23上608东高档工作面回采范围内，没有陷落柱和火成岩侵入。第五节 水文地质 一、含水层（顶部和底部）分析23上608东高档工作面水文地质条件相对简单，不受周边老空积水的影响，开采期间直接充水水源为3煤顶板砂岩水，3煤顶板砂岩水经周边23607、23609、23610等工作面的开采，受到强烈疏放，预计对本工作面开采构不成水患威胁。二、其它水源分析本工作面防灭火注浆、煤体注水，可能造成工作面局部淋水，水量较小，对回采的影响不明显。三、涌水量预计该面正常涌水量为2m3/h,最大涌水量5m3/h。第六节 影响回采的其它因素一、影响回采的其他地质情况：见表五二、冲击地压和应力集中区本工作面无冲击地压影响，预计局部的应力集中对正常回采影响不大。 影响回采的其它地质情况表 表五瓦斯瓦斯涌出量低，为低瓦斯矿井，CH4相对涌出量0.870 m3/t 。CO2CO2相对涌出量1.342 m3/t。煤尘煤炸指数煤尘具有爆炸危险，爆炸指数为41.9%。煤的自燃倾向性煤层自燃倾向类，自燃期46天。地温危害27.5冲击地压危害井田内不受冲击地压影响。 第七节 储量及服务年限一、储量工作储量：6.56万吨。可采储量：6.10万吨。回采率： 93%，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 =252.8311.0/89米3.2个月第二章 采煤方法第一节 巷道布置一、采区设计、采区巷道布置概况该工作面位于236采区东南部，北为23607综放工作面采空区、南为23610综放工作面采空区、西为23上608东综放工作面采空区。二、采煤工作面轨道顺槽1、轨道顺槽外段采用12#矿用工字钢棚支护，工字钢棚棚距0.7m ，工字钢梁长3.2m,腿长3.0m;巷道采用梯形断面，上净宽2.96m，下净宽4.2m，净高2.7m，断面积10.2m2。主要用于该工作面的进风和运料。2、轨道顺槽水袋棚区采用12#矿用工字钢棚支护,工字钢棚棚距0.7m ，工字钢梁长3.2m，腿长2.6m;巷道采用梯形断面，上净宽2.96m，下净宽4.06m，净高2.3m，断面积8.42m2。主要用于该工作面的进风、运料和吊挂水袋棚。3、轨道顺槽里段采用12#矿用工字钢棚支护，工字钢棚棚距0.7m ，工字钢梁长3.2m,腿长2.2m;巷道采用梯形断面，上净宽2.16m，下净宽3.74m，净高1.9m，断面积6.70m2。主要用于该工作面的进风和运料。4、轨道顺槽内布置有50的防尘管路一道，每50米安设一个三通及截止阀，并在其上方布置50的注浆管路一道，在其下方布置一道排水管路。三、采煤工作面运输顺槽1、运输顺槽采用12#矿用工字钢棚支护，工字钢棚棚距0.7m ，工字钢梁长2.4m,腿长2.2m;巷道采用梯形断面，上净宽2.16m，下净宽2.96m，净高1.9m，断面积5.02m2。主要用于该工作面的回风和运煤。2、运输顺槽水袋棚区采用12#矿用工字钢棚支护,工字钢棚棚距0.7m ，工字钢梁长2.4m，腿长2.6m;巷道采用梯形断面,上净宽2.16m,下净宽3.18m，净高2.3m，断面积6.4m2。主要用于该工作面的回风、运煤和吊挂水袋棚。3、运输顺槽内布置有50的防尘管路一道，并在其下方布置一道排水管路。四、采煤面切眼切眼位于23上608东工作面的最下部，沿顶板布置。初掘进为梯形断面，采用12#矿用工字钢棚支护，工字钢棚棚距0.70m。上净宽2.96m，下净宽3.74m，净高1.9m，断面积6.7m2。五、溜煤眼溜煤眼直径2.0米,深25米;储煤量为78.5吨。上口壁用水泥混凝土浇注,下口中线左、右3米范围内石料砌碹。并安设老虎嘴，人工放煤。六、工作面位置及其它巷道布置（工作面位置及巷道布置详见附图2）附图2 ：工作面位置及巷道布置示意图第二节 采煤工艺一、采煤工艺采用高档普采回采工艺，即MG160/375-W型采煤机落、装煤，工作面采用SGZ-630/264、运输巷采用SDJ-80皮带及SGW-40T型可弯曲刮板输送机运煤，DZ22-30/100单体液压支柱配合HDJB-1000金属铰接顶梁支护顶板，人工回柱放顶，采空区顶板采用全部垮落法处理。二、采煤方法走向长壁倾斜分层垮落采煤法。三、落、装、运煤方式1、落、装、运煤方式及概述：采用MG160/375-W型采煤机落、装煤，工作面两端头做缺口采用人工打眼、装药，爆破落煤，人工装煤，工作面采用SGZ-630/264可弯曲刮板输送机、运输巷采用SDJ-80皮带及SGW-40T型可弯曲刮板输送机运煤。2、落煤及开缺口说明：落煤采用煤机由工作面下部割三角煤，返机割煤至工作面上端头，再返机斜切进刀，然后在工作面上部割三角煤后返机割煤至工作面下端头，然后返机斜切进刀，完成一个循环的落装煤。当煤机能采至两巷煤壁时，上下端头不须开缺口，反之，上下端头必须开缺口，开缺口采用爆破落煤方式：采用ZQS-45/300手持式气动钻机湿式打眼，山东盛世达化工有限公司生产的8#毫秒延期电雷管与MFd-150（200）型矿用隔爆兼本质安全型发爆器引爆。35mm重300g，长度为26010mm的二级煤矿许用安全乳化炸药爆破落煤。爆破眼采用正三花眼布置，一次装药一次起爆，一次起爆的最大装药量不准超过19kg；缺口长1.5m,宽1m,高度1.7m2.1m。爆破眼深度、角度、装药量及连线方式详见附图五爆破眼布置图及装药量计算表：采煤机进刀方式及开缺口示意图详见附图3四、工作面正规循环生产能力W=lshrc=85121.3593%=213.4t5=256.7吨据公式式中:l - 平均面长: 85 m S - 循环进尺: 1 mh - 采高: 2 m r - 煤容重: 1.35 t/m3c - 回收率: 93 % W - 循环产量: 213.4 t附图3：采煤机进刀方式及开缺口示意图附图4、爆破眼布置图及装药量计算表5、药量计算表项 目单 位顶 眼底 眼合 计循环炮眼个数个12226装药量公斤0.60.61.2循环用药量公斤1.22.43.6消耗定额公斤/万吨54.1108.2162.3第三节 设备配置 一、主要机电运输设备1、采煤机型号：MG160/375-W 采高：1.43.0m滚筒直径：1.4m 截深: 0.63m电机功率: 160KW 电机转速: 1472r/min滚筒转速: 35r/min 牵引速度: 05.7m/ min煤机重量: 25T2、工作面刮板运输机（一部）型号：SGZ-630/264电机功率:2132KW 运输能力:400t/h3、胶带输送机（两部）型号：SDJ-80电机功率:240KW 运输能力:630t/h4、刮板运输机有两部，型号为SGW-40T电机功率：240KW 运输能力：150t/h5、辅助运输设备：选用1.0吨的矿车和叉车，牵引设备选用JM-14型和JH-8型回柱绞车及JD-11.4型，JD-25型调度绞车，其主要技术参数如下：JM-14型回柱绞车技术参数型号：JM-14 静拉力：140KN 绳径：22mm 绳速：5.65-10.07m/min绳容量：150m 滚筒直径：0.4m；宽度0.43m外型尺寸：2655978 902mm 重量：2570kgJH-8型回柱绞车技术参数 型号：JH-8 静拉力：80KN绳径：15.5mm 绳速：4.97m/min绳容量：80m 滚筒直径： 280mm ;宽度0.23m外型尺寸：1550530632mm 重量：638kg JD-11.4型调度绞车技术参数型号：JD-11.4 静拉力：9.8KN绳速：2662m/min 平均 44m/min 绳径：12.5mm 绳容量：200m 滚筒直径：550mm外型尺寸：1100765 730mm JD-25型调度绞车技术参数型号：JD-25 静拉力：18KN绳速：2662m/min 平均 44m/min 绳径：18.5mm 绳容量：300m 滚筒直径：600mm外型尺寸：1350140 1190mm （工作面机采设备布置详见附图五）二、移溜设备每三节安设一台移溜器，并随工作面延长或缩短，及时增安或撤除移溜器。保证正常移溜。本面循环进尺1m，故选用YQ-100A/1100型或YQ-100A/700型。YQ-100A/1100型移溜设备技术参如下：型号：YQ-100A/1100 推力：77KN行程：1100mm 缸径：100mm外型尺寸：1620mm 系统压力：10MpaYQ-100A/700型移溜设备技术参如下：型号：YQ-100A/700 推力：77KN行程：700mm 缸径：100mm外型尺寸：1220mm 系统压力：10Mpa三 、钻岩设备煤体打眼时,采用ZQS-45/300型手持式气动钻机打眼。具体技术参数如下：型号：ZQS-45/300 工作压力MPa 0.4-0.63； 额定压力 Mpa 0.5；空载转速r/min 1000； 最大输出功率KW 1.8；工作转矩Nm 45； 转速r/min 300；最大的负荷转矩Nm 80； 耗气量L/min 2600；钎套尺寸（内六方）mm S19 重量（kg） 约7.5外形尺寸mm 345180245附图5：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、工作面支护1、选取支护材料：1）支护材料选型：支 柱 型 号 规 格： DZ22-30/100， DZ25-30/100金属铰接顶梁型号规格： HDJB-1000， HDJB-600双 楔 顶 梁 规 格： HDJS-1000十 字 顶 梁 规 格： HDJB-600300 HDJB-10006002）支柱工作阻力确定：初撑力90KN，初工作阻力90KN，最大工作阻力294KN。 选用平均工作阻力：265KN。3）选择顶板管理方法：工作面基本支架采用DZ22-30/100型单体液压支柱配合HDJB-1000型金属铰接顶梁支护顶板，支架采用中悬臂、齐梁齐柱式布置，两端头特殊支架根据端头高度选用相应规格单体液压支柱配合HDJS-1000型金属双楔顶梁支护顶板。采空区处理采用全部垮落法。工作面最大控顶距5.3m，最小控顶距4.0m，放顶步距1.0m，两端头可滞后工作面1.0m回柱放顶。2、工作面支护设计：（采用类比法进行设计）1）确定工作面支护强度（1）依据已开采的23610工作面矿压观测资料，选择本工作面矿压参数（见表7） Pc=323.7（kN/m2）（2）采用经验公式计算支护强度，预计本工作面最大支护强度为： Pt=8hr9.81=82.02.59.81=392.4（KN）式中：h-采高（m） r-顶板岩石容重（T/m3）一般可取2.5。（3）取其中最大值，则工作面最大平均支护强度： Pt=392.4（KN/m2）2）支柱实际支撑能力Rt= kgkzkbkakhR=249式中：R-支柱额定工作阻力，KNk-支柱阻力影响系数，可以从支柱阻力影响系数表中查得kg=0.99,kz=0.95,kb=0.9,ka=1.0,kh=1.03）计算工作面支护密度（1）根据直接顶板选择支密度n1= Pt / Rt =392.4/249.1=1.57（根/平方米）Pt-支柱平均工作阻力（千牛/根）； Rt-工作面支柱实际支撑能力（千牛/根）n1-支密度（根/平方米）（2）根据直接顶板选择护密度根据生产技术条件及同煤层开采经验和直接顶板情况，初步确定：柱距a=0.8m； 排距b=1m因此护密度为 n2=1/（ab）=1/（0.81）=1.25（根/平方米）（3）确定支护密度、柱距、排距依据实际支护密度大于或等于理论支护密度的原则，两支护密度大者优先选用的原则，确定基本支架柱距a=0.6m； 排距b=1m，支护密度n=1/（0.61）=1.67（根/m2）4）选择合理的空顶距本面顶板为3煤中矸，根据工作面实际条件，选择三四峒顶板管理。最大控顶距离控制在5.3米以内，最小控顶距4米。两正巷及端头双楔顶梁棚可滞后工作面1.0米回柱放顶。5）柱鞋直径的计算：当工作面支柱钻底量大于或等于100mm，支柱须穿铁鞋。柱鞋一般选用圆形铁鞋，根据支柱对底板的压强应小于底板容许比压的原则，采用下列公式计算铁鞋的直径。 200(Rt/Q)1/2式中Rt=249,Q：底板比压，从矿压参数参考表中查得：26.7（Mpa）。通过计算344.67，铁鞋的直径取350mm。预计工作面矿压参数参考表七二、乳化液泵站1、泵站及管路选型、数量乳化泵选用XRB2B-83/350型两台和XPB-200/55清水泵两台。输液管路选用高压胶管，耐压20MPa以上。主要技术参数如下:乳化泵:型 号: XRB2B-83/350 公称流量 : 83L/min 公称压力 : 20Mpa 电机功率 : 75kW高压泵:型 号: XPB-200/55 公称流量: 200L/min公称压力: 20Mpa 电机功率: 30kW2、泵站设置位置泵站安设在2365通道内。3、泵站使用规定要保证泵站压力不小于19MPa，乳化液浓度2%3%，浓缩液浓度为0.91.5%。要加强对泵站及整个供液管路系统的维修,杜绝系统的窜漏液。预计工作面矿压参数参考 表七序号项目单位23610一分层实测本面选取或预计1顶底板条件直接顶厚度m0.42.00.42.0老顶厚度m26.3130.1126.3130.11直接底厚度m02.5002.502直接顶初次跨落步距m17173初次来压来压步距m4040最大平均支护强度KN/m2392.4392.4最大平均顶底板移近量mm100100来压程度明显明显4周期来压来压步距m1616最大平均支护强度KN/m2392.4392.4最大平均顶底板移近量mm99.599.5来压程度明显明显5平时最大平均支护强度KN/m2294.3294.3最大平均顶底板移近量mm70706直接顶悬顶情况mm117底板容许比压MPa26.726.78直接定类型类二类二级二类二级9老顶级别类10巷道超前影响范围m10501050第二节 工作面顶板管理 根据已开采的23610工作面矿压观测资料，其煤层顶板为老顶来压明显，直接顶不稳定的二类二级顶板，本工作面开采3上煤，直接顶为3煤顶板，直接底为3上煤。 本工作面的顶板管理采用全部跨落法。工作面最大控顶距5.3m，最小控顶距4m，放顶步距1m，两端头可滞后工作面1m回柱放顶。一、正常工作时期顶板支护方式（一）支护方式1、采用追机挂梁支柱，分组分段作业的方式对顶板进行及时支护，单刀割煤时，可留200mm400mm厚的顶煤，待第二刀割煤时将其挑下，每峒第一刀后及时移溜，并沿挡煤板支齐临时支柱。如此时顶板破碎，可加挂600mm短梁维护，待割完第二刀后用1000mm顶梁将其替下；煤机割完第二刀后，及时上网，网下用条捆托网接顶，及时挂梁并支设正规柱，正规支柱垂直于顶底板支设，做到迎山有力。 （二）支护要求1、保证支架的支护强度，严禁使用不合格的支护材料，确保支护质量达到要求，正规支柱初撑力不得小于90KN。面内临时柱及备用柱要支设牢固有力。面内所有支柱拴齐防倒链。2、面内顶板采用8#铁丝编制的菱形网护顶。搭茬符合要求。3、单刀割煤后，要及时按规定挂短梁，严禁长时间空顶。双刀后及时上网、接顶挂梁，并支设正规柱和贴帮柱，正规支柱垂直于顶底板支设，做到迎山有力。4、挂梁和支设贴帮柱前，必须进行敲帮问顶，找掉伞檐和松软煤体再工作。5、工作面出现漏矸、冒顶时，要及时避开，待压力稳定后，及时挂梁上网用优质木料接顶，并支牢支柱。6、工作面初采期间，戗柱棚棚支设。初次来压过后，戗柱隔一棚支一棵。7、支设正规支柱时，人员应站在支柱的斜上方操作，躲离支柱倾倒方向及崩阀崩水平楔正对方向，先将支柱与顶梁接触，升柱时一手扶柱，一手持注液枪升柱，待升至支柱与顶梁接触时缓慢注液，使支柱初步带压后，挂好防倒链，再持续注液3-5秒钟，使其达到初撑力后，在人行道顶梁鱼口内，打紧打牢水平楔。8、工作面生产以前另行编制初采措施。 9、工作面过断层、大倾角段等特殊地质构造带前，另行编写补充措施 （三）支护质量控制标准1、基本支架垂直煤壁中悬臂、齐柱齐梁布置，排距为1m，架距为0.6m，允许误差100 mm。工作面应达到动态质量标准化要求，确保三直、一平、二净、二畅通即：煤壁直、溜子直、支柱直、溜子平、浮煤净、杂物净、上下出口畅通。2、支架端面距不得大于0.3m，超标时应支设戴帽点柱。点柱用HDJB-1000或HDJB-600铰接顶梁，点柱应支在实底上并升紧升牢。3、支架支设正规，支柱应掌握好迎山角，每68迎1，保证迎山有力。上支在顶梁下，下支在实底上，初撑力不得低于11.5MPa。支柱钻底量不大于100mm，超标时必须穿铁鞋，确保顶底板移近量按采高不超过100mm/m。5、面内支柱三用阀卸载端朝向下出口，手提把的方向要一致，朝向上出口。压车支柱三用阀的卸载端朝向老塘。6、水平销要成对使用，保持机道一排水平销，人行道一排，销子链挂在棚的同一侧。两端头弧形楔，挂梁后必须插牢打紧，成对使用，并保持每梁一对弧形楔插牢打紧。7、网顺面倾向敷设，拉直，拉紧，余网掐掉。长边搭茬不小于150mm，短边用穿条或网筋连接，无搭茬。穿条两头要环绕拧扣，长边连网扣不大于200mm。8、支架棚棚用坑木或枇子捆、塘材等接实顶，保证支架的稳定性。9、剩余支护材料一律竖放在老塘一峒内排放整齐，不得放在人行道内。二、正常工作时期的特殊支护形式及要求1、贴帮柱采用DZ22-30/100的单体液压支柱隔两棚支一棵（两端头双楔顶梁棚下贴帮柱需棚棚支设），遇顶板压力大时需棚棚支设。正常情况下，单刀割煤后不支设贴帮柱。单刀交班时，每节溜子顺面打一棵带帽点柱，柱帽可用HDJB-1000或HDJB-600的金属铰接顶梁。2、临时柱每峒第一刀后及时移溜，在每棚下沿挡煤板打齐临时支柱，且打成直线。两端头双楔顶梁棚第一刀移完机头或机尾时，也必须及时在每棚下打齐临时支柱。3、挂短梁要求当工作面顶板破碎极易漏冒时，每峒第一刀后及时加挂600mm短梁维护顶板，并用塘材或条捆接实顶，待第二刀割完后用1000mm的顶梁将其替下，正规推采时，短梁只作为面前临时支护的调节梁，不得在面内作基本棚梁使用。挂梁前，必须进行敲帮问顶，找掉伞檐和松软煤体后再工作。4、戗柱本工作面戗柱棚棚支设，支设时支设角度根据顶底板情况适当掌握，一般为7585。5、机窝的支护及要求煤机存放于机头（尾）顶板完好、支架完整处，且在两滚筒间的顶梁上交挂600mm短梁，至少支设四棵贴帮柱，贴帮柱支在短梁上。不能交挂600mm短梁时，可顺面打四棵带帽点柱，机窝处严禁留伞檐。三、回柱放顶及支、回柱关系1、回柱放顶方法： 采用人工回柱放顶，专用卸载手把卸载，分组分段放顶，每组不少于两人，一人观察顶板，一人回柱，全面回柱方向要保持一致，并遵循由下而上、由里向外、先难后易的原则。回柱分茬要选在顶板完好、支架完整处，并在回柱分茬处打好收尾支柱,两相邻组相互错开15m以上的安全距离，回柱前要在新切顶线超前一棚打好戗柱，维护好后路；回柱时，先回支柱后掐顶梁，卸载要由小到大逐渐放液，回最后一棚时,专用泄载手把拴上2m长绳远距离泄载,回柱过程中应随时观察顶板，对不安全隐患要立即处理，备齐水平楔每组不少于一对。回柱点上下5m范围内严禁其它人员逗留。2、支、回柱顺序关系描述：回柱时要坚持先支后回的原则，先支后回包括以下内容：（1）支柱顺序为：先支临时柱再支正规柱最后支贴帮柱。但遇特殊情况时，可根据实际需要进行支柱。原则上先支护顶后护帮。（2）每一组必须全部支好基本支柱、戗柱后，方可回柱。（3）超前支设特种支护，后回收原有的特种支护。（4）人员在支设正规支柱、贴帮柱、临时支柱或其它特殊支护时，要站在有支护的安全地点侧身支柱。（5）需要拆除附近支架时，必须先打好临时支架。（6）回柱与支柱、割煤及分段回柱的安全距离均不得小于15米.（7）回出的单体不得空载存放，所回出的戗柱用来超前打相邻棚的戗柱，所回出的基本柱必须支设在本棚新放顶线内侧作备用柱，随用随取。（8）回出梁子要竖放整齐，回出的铁鞋要挂在溜后一排支柱的柱把上，禁止乱放或堵塞人行道。3、各工序平行作业的安全距离1、回柱点滞后支柱点不小于15米的安全距离，此范围内支柱和回柱不能平行作业。2、分段支柱点滞后煤机不大于30m米安全距离，超范围时要停煤机跟上。3、挂梁点滞后煤机不大于10米，不小于5米的安全距离，超范围时要停煤机跟上。4、超前煤机50米倒贴帮柱，双刀后超前回柱点15米支设贴帮柱。特殊情况下，可随时停机停溜支设贴帮柱。四、特殊时期（地段）的顶板管理（一）来压及停采前的顶板管理 1、工作面基本顶初次来压前必须编制专门安全技术措施。2、初次来压、周期来压期间，要保证支护质量，设专人进行二次补液，确保支柱初撑力。3、来压期间设专人观察顶板，对不安全因素及时采取措施处理。4、科技中心矿压组及时预测预报初次来压和周期来压的时间范围，以便及时采取措施作好来压前的准备工作，确保安全生产。5、初采期间，戗柱棚棚支设，并成立初采放顶领导小组到现场指挥。确保放顶期间安全工作。6、加强工作面工程质量，液压系统不渗不漏，安全阀满足要求。工作面基本顶初次来压和周期来压期间,应加强来压的预测预报工作,由矿压部门在轨道、运输顺槽挂牌标明来压位置。7、工作面支架以及轨道、运输顺槽所有正规的单体支柱必须达到初撑力,特别注意工作面两出口支架的初撑力及支架状态,及时采取措施预防冒顶。8、加强上、下端头顶板管理,要提高支护质量,适当加大支护密度。9、工作面停采时要编制停采措施,加强顶板管理。（二）应力集中区的顶板管理1、两端头及两巷交接区（1）两端头采用HDJS-1000型双楔顶梁配合DZ22-30/100mm型或DZ25-30/100mm型单体液压支柱倒悬臂、齐柱、齐梁支设顶板。棚距为0.50.1m，排距为1.00.1 m。两出口处在上巷下帮或下巷上帮，紧靠两巷支架棚梁头支设一架抬棚支护顶板。（2）两顺槽超前工作面煤壁不小于20m范围替棚维护。维护形式及质量要求必须符合本作业规程的具体要求。（3）两端头过安全峒时，按下列规定执行： 过安全峒时，必须对安全峒先进行替棚维护，维护形式质量要符合本作业规程的要求。 过安全峒时，一次暴露面积较大压力相对集中，待安全峒采通前20米时,应对安全峒内的支架替棚加强支护；当安全峒采通后，需挂梁调棚时，必须坚持先支后挂或先支后替的原则支护挂梁。调整后及时支设支柱。 过安全峒时，一定按超前替棚维护的顺序组织施工，且煤壁区顶梁不得缺梁少柱。 过安全峒，替棚维护后要清理干净浮煤及杂物，多余柱梁及铁鞋及时外运到指定地点排放整齐。 安全峒内喷浆后，不能超前替棚维护时，要超前在工字梁下，打齐一排点柱加强支护，待安全峒采通后，先支护好顶板，采用卧底的方法，将安全峒内工字钢棚腿回出，外运到指定地点码放整齐。然后，对安全峒进行超前替棚维护，维护时必须坚持先支后回的原则。回工字钢梁时，要先支设临时戴帽点柱支护顶板，然后从里向外逐棚回撤，并及时顺基本棚梁交挂顶梁、上网、支柱，同时必须坚持维护一棚，回撤一棚的原则。且回撤后的工字钢及时运到指定地点码放整齐。2、两巷三岔门或四岔门处的顶板管理措施1）超前维护以内两巷三岔门或四岔门处超前维护时，人行道侧应用双楔顶梁配合单体液压支柱，支设台棚加强支护；抬棚垮度应大于人行道宽度的3倍以上，并打紧打牢弧形楔。2）超前工作面20m以外随工作面推进压力显现明显。当压力显现时，要超前维护。对三岔门或四岔门进行维护时，可采用在原支护棚下打点柱的方法加强支护，也可采用双楔梁或工字钢梁及“”型钢梁，配合单体液压支柱支设抬棚的方法加强支护。抬棚采用双楔梁时，只准中间一梁空柱，其它双楔梁下不得少柱。抬棚采用“”型钢梁或工字钢梁时，工字钢梁必须加工有花牙，支柱要支在花牙内，且不得少于一梁三柱。3）支设抬棚加强支护时，顶梁与原棚梁之间应加防滑垫料，严禁抬棚打滑或失稳。4）压力集中区内的支架必须用优质接顶材料接实，支柱必须颗颗穿铁鞋，且生紧生牢。顶梁重叠时顶梁间要加垫防滑材料，严禁顶梁打滑、支架不正规或失稳。 五、顶网敷设及联网要求1）全面敷设单层金属网，规格为5 1.15(m)菱形网，沿倾向敷设，长边搭茬不小于150mm，短边用穿条或网筋连接，无搭茬，长边搭茬处用12#扎丝双股联接网边第二扣，扣距200mm，每扣拧3圈以上，扎丝头向上以防伤人。2）正巷顶网与面里顶网搭茬处扣扣相联。3）联网前必须带足带齐所用材料及工具，进入工作地点先敲帮问顶，全面检查支柱、支架的安全情况，确定无隐患后方可工作。4）敷设顶网时要将网展开拉紧，余网掐下，严禁余网接在顶板上，严禁有网兜或垂网。5）遇顶板压力大、顶板破碎等情况，要先支护顶板，支设临时支柱或临时棚后上网，上网时逐棚上网。6）上网联网时严禁空顶作业。7）塘材的规格为2.0米，枇子捆的规格为1.62.0米，用于网下托网接顶。六、工程质量及特殊支护要求1.工作面所有施工人员严格按照本规程的要求施工。认真搞好工程质量管理，始终保持“三直、一平、两净、两畅通”即：煤壁直、支柱直、溜子直、溜子平、浮煤杂物净、上下出口畅通，保证工作面动态达标。2.严格现场工程质量管理，质量符合要求，支柱与顶梁接合紧密，端面距不得超过300mm，超过的要加临时支护（带帽点柱）。柱帽采用2001500半圆料、HDJB-1000或HDJB-600金属铰接顶梁。3、重点加强顶板管理，本工作面总体沿中矸下界面开采3下煤，局部区段顶板跟上分层假顶开采剩余3上煤。加强工作面初采期间面内由顶板跟中矸向跟假顶开采过渡的虚实交接段的顶板管理，严防漏冒。当中矸小于0.5m时工作面沿上分层假顶开采，当中矸大于0.5m时工作面沿中矸下界开采。4.支柱要支在实底上，特别本工作面倾角较大，要掌握好支柱迎山角，使其迎山有力，保证正规支柱初撑力不低于11.5MPa，临时柱、点柱及面内备用柱支设要牢固可靠。底软时，支柱钻底量大于100mm，要穿铁鞋，铁鞋摆放平稳，支设有力，严禁支柱失脚。5.工作面基本支架采用齐梁齐柱式中悬臂布置，梁子的耳端一律朝老塘方向使用，梁子摆放平稳、整齐、成线，棚距均匀；所有支柱的三用阀卸载端一律朝向上出口。6.支架结构完整，严禁连续掐棚，杜绝生单腿棚；确保顶梁铰接率大于90%。7.工作面必须坚持拉线移溜、支柱，配齐使用好两排水平楔，即：机道一排，人行道一排。所有支柱拴齐安全绳或挂好防倒链钩。水平楔要成对前后使用，且加防脱钩，生根在顶网上，保证每棚一对水平楔，不得窜棚使用。8.加强穿顶瞒顶工作，接实顶，及时追机维护顶板，保证工作面顶板的整体性，遇顶板破碎时，要停机、停溜维护好再开机。9.回采过程中，遇煤体松软或顶板来压、折帮时要及时挂梁支护，折帮严重时，要采用长3.2米“”型钢梁超前掏窝扶棚加强支护，所扶大棚要保证不少于一梁三柱,所扶大棚只作为超前加强棚，原基本棚照常支设。10.工作面戗柱支在切顶线一排支柱内侧，支设要牢固，角度根据采场情况适当掌握，一般7585。11.工作面贴帮柱隔两棚支一棵，贴帮柱上要支在顶梁上，下要支在实底上，人员支贴帮柱时，要站在有贴帮柱的一侧。12.缺口爆破后，要先上网挂梁，在煤帮挖窝用支柱升起顶梁，并达到初撑力，将贴帮柱棚棚支齐后再把缺口清理干净。13.机头、机尾安全出口高度不低于1.6m，人行道宽度不小于0.7m。14.工作面所有支柱必须承载，回出的支柱要重新支在新切顶线一峒的顶梁或顶板下，严禁空载存放，梁子都必须竖放，穿铁鞋时，回出的铁鞋要将鞋链挂在初排支柱的柱把上，以防丢失。15.双楔顶梁弧形楔必须成对使用，且只用于端头支护，严禁挪作它用；损坏变形的双楔顶梁、弧形楔及时更换。回料时，可提前一峒倒出弧形楔。16、工作结束后，推溜器要收到零位，注液枪管线盘放并吊挂在老塘侧支柱的手把体上。17、如工作面安装扩音电话，则安装扩音电话的地点支柱可不按线支设，支设时支柱与扩音电话之间留有50mm的距离，以保护扩音电话。同时将人行道老塘侧支柱改直，保证人行道宽度不小于0.7m。第三节 两端头安全出口及顺槽顶板管理一、工作面两端头安全出口的管理 （一）支护形式1、两端头选用DZ2230/100或DZ2530/100型单体液压支柱配合HDJS-1000型金属铰接顶梁倒悬臂、齐柱齐梁支护顶板；机头、机尾各八棚，其中最外一棚托住超前维护棚副梁的梁头，并超前煤壁1m，双楔顶梁按要求相互铰接并上齐打紧弧形楔。当煤机能采至两巷煤壁时，上下端头不须开缺口，反之，上下端头必须开缺口，开缺口采用爆破落煤方式进行，长、宽符合规定要求。2、双楔顶梁棚平行于巷道支设;跨机头、机尾上方双楔顶梁棚，各允许两梁下无柱，但必须打紧打牢双楔。抬棚超前煤壁铰挂一双楔顶梁,并支齐支柱。（二）质量要求1、双楔顶梁棚距为500mm，托超前维护副梁梁头的双楔顶梁棚与面内第一架双楔顶梁棚棚距不大于600mm，双楔顶梁棚与面内基本棚棚距不大于600mm。允许误差均为100mm。2、双楔顶梁的耳端一律朝老塘方向使用，支柱三用阀卸载端朝向上出口。正确使用好弧形楔，且保证好“一梁一组”，成对使用，不得反向插入，严禁用其它物品代替。回料时，机头、尾老塘一峒可提前倒出双楔。3、工作面机头、尾做出长1.5m、宽1.0m的缺口；缺口爆破后，先敲帮问顶找掉悬矸危煤，再挂梁上网支柱。顶网搭茬不小于150mm，贴帮柱棚棚支设。缺口内要保持二排支柱并拴齐挂牢防倒链。4、两端头安全出口宽不小于0.7m，高度不低于1.6m，出口处不得出现“十字梁”空梁。使用水平楔时打紧打牢，挂牢防飞钩。5、在双楔顶梁抬棚上挂双楔顶梁时，抬棚上顶梁应提前打紧所有水平销挂好防飞链或支设临时柱，防止棚梁坠落，挪移棚梁严禁人员在其下方行走或站立。6、面端头顶网与正巷顶网要及时连接，搭茬不小于150mm，网扣不大于150mm。7、工作面缩短时，上（下）巷双楔顶梁棚与面内基本棚之间形成的三角区，按下列规定执行：（1）缩面过程中，双楔顶梁与面内基本棚间距小于500mm时，及时减铰接顶梁棚。三角区及时缩棚，煤壁棚距可小于500mm，但老塘侧棚距要符合标准。（2）工作面溜子要及时缩短，面溜子一般不超过超前维护中柱，以确保出口高宽，如确需超过中柱，将十字梁配齐水平销并打紧打牢后将中柱撤除，反之要加强该处的顶板管理，成对使用好两架“”型钢或用双楔梁加强支护，并使用好过桥，改出人行道和出口，确保人行道宽度不低于700mm，（3）工作面机尾要及时缩溜子，缩溜子需改柱时，坚持先支后改的原则，即先支临时柱后改正规柱，此项工作结束后，及时补齐正规柱。挺溜后，始终保持工作面出口的畅通。8、随着工作面的延长（缩短），上、下端头要及时增加（减少）基本支护棚。9、双楔顶梁棚随推采及时交挂，交挂时2人配合作业，一人插圆销兼观察顶板，一人托梁。10、当两端头顶板与两顺槽顶板有落差较大时，两端头5米范围内的支柱可改用DZ25-30/100型单体液压支柱配合原顶梁支护顶板。 （三）与其他工序之间的衔接关系工作面做缺口爆破后，先维护出口，清理浮煤，及时挂梁支柱，确保出口的支架完整，牢固可靠，且畅通无阻。二、工作面轨道、运输顺槽的超前支护（一）轨道、运输顺槽的超前替棚支护1、支护方式运输巷超前维护采用主梁为HDJB-600300的十字梁，副梁为HDJB-1000的金属铰接顶梁，构成网状顶梁结成一体，沿“十”字交叉点和两副梁的靠帮侧支设三排DZ25-30/100的单体液压支柱。轨道巷超前维护采用三个HDJB-1000600的十字梁构成网状，沿“十”字交叉点支设三排单体液压支柱（根据现场分别选择2.8m、2.5m、2.2m单体），并每隔2棚在两帮各支设一颗戴帽点柱以防折帮，柱帽为HDJB-1000的金属铰接顶梁。如现场无法支设戴帽点柱，也可将点柱支设在十字梁靠外帮贴近梁子头处。两顺槽内侧安全峒采用金属铰接顶梁交挂十字顶梁，配合单体液压支柱架设走向棚进行支护。外侧安全峒内工字钢全部回出，只在抬棚处采用十字顶梁铰挂1000mm铰接顶梁，配合单体支柱支设一门棚。超前维护范围内顶空初撑力不能满足要求时，可于该梁下支设加强支柱，或采用在网状顶梁下顺巷支设双楔顶梁抬棚加强维护顶板。2、支护质量控制标准：（1）两顺槽超前维护长度不少于20m，人