炮采作业规程.doc

第一章 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见表1表1工作面位置及井上下关系水平名称1180m采区名称一采区地面标高15341269m井下标高11901175m地面相对位置本工作面位于井田西南角。回采对地面设施的影响地表被黄土覆盖为山地和冲沟，无民房及其他建筑物。井下位置及四邻关系 本工作面位于2102回风顺槽以西，南邻第一探巷小采工作面，北靠4204采空区。走向长度/m180倾斜长度/m106面积/19080第二节 煤 层工作面煤层情况见表2。表2 煤 层 情 况 表煤层厚度/m1.47煤层结构简 单煤层倾角/()02开采煤层2#煤 种1/3焦煤稳定程度稳定煤层情况描述 该区煤层赋存稳定，煤层平均厚度为1.47m，煤层结构简单，黑色、半光亮型一光亮型、沥青玻璃光泽、粉末状、粒状结构较少，条带状结构为主，块状构造。内生裂隙发育性脆易碎。以亮煤为主，暗煤次之。第三节 煤层顶底板工作面煤层顶底板情况见表3。表3 煤 层 顶 底 板 情 况 表顶、底板名称岩石名称厚 度/m特 征基本顶粉砂岩20 灰白色泥岩、白色砂质泥岩、白色粉砂岩互层，含不稳定、不可采的2号薄煤层。直接顶泥岩7.38灰色泥岩和灰白色细砂岩组成，泥岩中含植物化石。直接底泥岩1.6 深黑色，致密状结构，薄层状构造，泥质胶结，遇水变软。基本底细砂岩6 灰白色，细粒结构，块状构造，砂质胶结，岩石较硬。附图1：工作面地层综合柱状图第四节 地 质 构 造一、断层情况及其对回采的影响（表4） 第三探巷掘进20m时揭露一条逆断层，落差为1.8m，又掘进165米遇见F7断层。后退5m开切眼。第一条断层在停采线以内，第二条断层在切眼以外，据分析这两条断层对回采影响不大。表4 断 层 情 况 表断层名称走向/()倾向/()倾角/()性质落差/m对回采的影响工作面1#1510538逆断层1.8影响不大F74013075逆断层17影响很大二、其他因素对回采的影响根据工作面实际揭露的资料分析，本工作面内无岩浆岩侵入体、冲刷带、陷落柱、陷落柱等。第五节 水 文 地 质一、主要含水层含水层组含水层厚度孔深（m）涌水量L /s.m涌水形式水位标高（m）地面水的放、径排条件影响程度奥陶系中统岩溶裂隙含水层154.560.0695裂隙涌水1187.74 碎屑岩以及碎屑岩夹碳酸岩类含水层，在井田内为深埋区，因此该含水层主要以侧向补给为主，上层越流补给极其微弱，在露头和第三系砾岩接触部位能接受上覆松散岩含水层补给，其地下水接受补给后，一般顺岩层倾斜方向运动，排出井田外。松散岩类孔隙含水层补给来源主要是大气降水，接受大气降水后一般沿沟谷向下游运动或补给下伏基岩裂隙含水层，局部以泉的形式排出地表，该地下水是当地居民主要的生活用水水源。无影响石炭系上统太原组2.90.0357裂隙涌水1329.75无影响二叠系下统山西组及下石盒子组1.20.0014含水性弱1389.37无影响二叠系上统上石盒子组0.0091裂隙涌水1243.04无影响松散岩类孔隙含水层12.60.0013孔隙涌水无影响二、主要隔水层井田内较稳定隔水层主要为石炭系本溪组泥岩、粘土岩或铝土岩和太原组、山西组煤系地层中的灰岩及泥岩。1、本溪组隔水层组岩性为粘土岩或铝土岩，厚度1.724.76m，平均厚度3.24m，该层粘土或铝土岩隔水性能好，岩性致密完整，区域稳定性较好，夹薄层灰岩和细砂岩，据钻孔资料，沉积连续稳定，是奥陶系石灰岩岩溶裂隙水与上覆煤系地层裂隙水之间的较稳定隔水层。2、太原组灰岩隔水层组太原组夹于煤层之间的3层灰岩、泥岩及炭质泥岩，厚度变化较大且不太稳定。各层灰岩、泥岩岩性致密较完整，使太原组各层灰岩砂岩裂隙含水层之间水力联系减弱，形成多个层间含水层，其隔水性能好。3、山西组泥岩隔水层组山西组泥岩隔水层厚度变化较大且不太稳定。有多层薄层泥岩，泥岩岩性致密较完整，使太原组各层灰岩砂岩裂隙含水层之间水力联系减弱，形成多个层间隔水层，其隔水性能好。4、二叠系下石盒子组中的泥岩隔水层据钻孔资料，二叠系下石盒子组地层中夹有多层泥岩、粉砂质泥岩，这些细粒柔性岩石，裂隙不发育，结构致密，孔隙率小，渗透力差，可视为盖层与煤系地层间的良好隔水层。5、地下水的补、径、排条件，碎屑岩以及碎屑岩夹碳酸岩类含水层，在井田内为深埋区，因此该含水层主要以侧向补给为主，上层补给极其微弱，在露头与第三系砾石接触部位能接受上覆松散层含水层的补给，其地下水接受补给后，一般顺岩层倾斜方向运动，排出井田外。6、松散岩孔隙含水层补给来源主要是大气降水，接受大气降水后一般沿沟谷向下游运动或补给下伏基岩裂隙含水层，局部以泉的形式排出地表，该地下水是当地居民主要的生活用水水源。三、地质特征和充水因素井田内山西组可采煤层为2号、4号煤层，两煤层之间仅相距3-5米左右，故可视为一层来分析，2号煤直接顶板为砂岩及砂质泥岩，其上为15.38米左右厚的泥岩，与K5砂岩相隔，区内施工钻孔，钻过至K5砂岩及山西组砂岩时，水位及消耗量变化都不明显，梁家河煤矿勘探时对煤系及下石盒子组砂岩含水层进行抽水均证明含水属富水性较弱，井田属水文地质中等。由于井田东南部F2逆断层的影响，使井田2号、4号煤层大部位于奥灰水位线下，使井田2号、4号煤层水文地质条件复杂化，局部可采煤层有承压现象；井田奥灰水位标高为1187.74m，第二小采工作面底板最低标高为1170m，利用突水系数预测奥灰水对第二小采工作面底板突水有效厚度以地层厚度计算，2号煤层底板距奥灰水位线17.74m。突水系数计算公式： PT =M式中：T一突水系数(MPa/m)P一底板隔水层承受的水压 (MPa)M一底板隔水层有效厚度(m) 2号煤层:隔水层最大厚度149.10m。（1187.74-1170+149.10）0.0098T = =0.0109MPa/m149.10底板受构造破坏块段突水系数一般不大于0.06MPa/m，工作面开采煤层有承压水现象；开采时要特别注意，遇有突水预兆时采取相应安全措施，防止奥灰水突出，杜绝矿井突水事故发生。第六节 影响回采的其他因素一、影响回采的其他地质情况（表5）表5 影响回采的其他地质情况表瓦斯绝对涌出量0.64m3/min，属于低瓦斯矿井。CO2绝对涌出量0.68m3/min煤尘爆炸指数具有爆炸性,挥发性指数25%，火焰长度400mm煤的自燃倾向性级自燃煤层地温危害无冲击地压危害无二、冲击地压和应力集中区本矿历史上从未有过冲击地压。三、地质部门的建议1在断裂构造发育区，要加强顶板的管理。2初次来压、周期来压应特别注意井田承压水的来水迹象，提前做好准备工作。第七节 储量及服务年限一、 储量工业储量=面积煤厚煤的密度Q工=1801061.471.38 =3.87万t可采储量=（工业储量停采储量）95%Q可=（Q工301061.471.38）万t95% =（3.870.65）万t95% =3.06万t二、 工作面的服务年限工作面的服务时间=可推进长度/月设计推进长度n=（150/40）/12 =0.3年第二章 采煤方法和回采工艺一、采煤方法及其依据本回采工作面采用走向长壁后退式炮采法，爆破落煤，一次采全高，单体液压支柱型钢梁配菱形金属网，一梁三柱正悬臂支护，齐梁交错迈步布置，爆破落煤，刮板运输，全部垮落法管理采空区顶板。依据：煤层赋存稳定，倾角大，平均采高为1.47m，顶板比较完整，并且能及时垮落，综合上述条件，故选用此采煤法。第一节 巷道布置一、采区设计、采区巷道布置概况采区布置三条大巷（采区运输大巷、采区轨道大巷、采区回风大巷）。工作面进风顺槽兼作进风、运煤、，回风顺槽主要起回风、运料作用。二、工作面运输顺槽回采工作面的进风顺槽方位角为270，全长180m，为梯形断面，净宽2.6m，净高1.5m。顶板采用锚杆及W型钢带配合菱形网工字钢梁复合支护。顺槽中安装有SGB-620/240型转载刮板输送机，。该顺槽主要服务于工作面的进风、运煤、等。三、工作面回风顺槽回采工作面的回风顺槽方位角为270，全长180m，为梯形断面，净宽2.6m，净高1.5m, 顶板采用锚杆及W型钢带配合菱形网工字钢梁复合支护。该顺槽主要服务于回采工作面的回风、行人、运料等任务。四、工作面切眼工作面的切眼长106m，坡度25，断面为净宽2.6m，净高1.5m，采用单体液压支柱派型梁支护顶板。附图2：工作面及巷道布置平面图第二节 采煤工艺一、具体工序安全检查维护打眼装药放炮挂网整顶临时支护攉煤移溜移梁支柱检修二、工艺步骤及具体操作（1）安全检查维护：进入工作面必须全面安全检查，即检查瓦斯、顶板的压力情况、支护及设备的质量检查，确认安全后方可开始打眼作业。（2）打眼：采用MZ1.5型煤电钻与1米螺旋麻花钻杆打眼,眼深1米。（3）联网：采用1.0m10m的菱形网，长边搭接不小于10，短边对接不小于20，联网的网扣间距不大于15。 （4）装药放炮：爆破材料及设备a、炸药：35的煤矿许用铵锑炸药；b、雷管：瞬发电雷管；c、发爆器：MFB100型矿用电容式发爆器；d、爆破母线：50m良好钢丝绝缘双线。 爆破说明书及各种技术参数炮眼采用三花眼形式布置。附图3：炮眼布置三视图及装药结构示意图表6 爆破说明书炮眼布置方式对眼放炮方法正向装药爆破连线方法串联一次放炮个数4个炸药种类矿用铵锑炸药装药量顶眼200g/眼底眼400g/眼炮眼封泥长度不得小于炮眼深度的1/2，并装水炮泥循环用药量52.8kg循环雷管量176个水炮泥个数176个 炮眼总长度176m表7 爆破参数表序号炮眼名称连线方式间距（m）深度（m）装药量夹角雷管（个）起爆顺序kg/眼总计水平竖直1顶眼串联1.210.217.675852分次2底眼1.210.435.27585序号项目单位数量备注1循环炮眼长度m176分次装药，分次放炮2炮眼利用率%803循环进尺m0.84炸药消耗量kg/循环52.85雷管消耗量个/循环176表8 预期爆破效果参数表.装药与封泥：装药采用正向装药，装药前需清理眼内的煤粉。封口使用水炮泥与黄土，使用水炮泥时，先加57cm黄土，再加水炮泥，再用黄土封口，开始轻轻用力，然后逐步用炮棍用力捣实，封泥长度不得小于炮眼深度的1/2，装好后雷管脚线必须扭结，盘圈放入眼口内，以防落入刮板上，造成事故。联线放炮：联线采用串联放炮，一次装药一次起爆，为了防止顶板破碎冒顶，以及刮板负载大，一般情况每次只准放一炮，最多两炮。放炮母线不少于50米，放炮顺序：先发底炮再发顶炮，从机尾到机头进行，放炮前把工作面附近的工具设备运到安全地点，炮眼口尽量避开支柱，否则打好刮板侧的戗柱，维护好工作面的顶板，人员撤到警戒线外，再由瓦检员检查放炮地点的瓦斯，符合煤矿安全规程规定方可放炮。放炮地点必须设在30米外顶板支护完好的地点，并挂好警戒牌，以防伤人，等到一切准备工作就绪后，方可严格按照“三人连锁”和“一炮三检”的放炮制度进行放炮。砍壁整顶、移梁：滞后放炮地点30m，处理离层顶板及煤壁伞檐，首先加固前一排支柱及间隔前移后梁迈步，支好梁头。回收带帽点柱至新的滞后梁之间：在每对后梁的空档内加带帽点柱，和后梁的尾柱支成一排，要求每隔35米留一不小于50的安全出口（即留设的安全出口不加点柱），柱帽规格30013080，然后回收放顶线外的点柱。攉煤运煤： 支好迈步梁后开始攉煤、运煤。采用人工刨锹与铁锹配合装煤，SGB620/40T型刮板运煤，攉煤时必须站位正确，退路畅通，随时检查作业地点的安全状况。移溜：移溜前必须把各空档内的浮煤清理干净,从机尾依次进行移溜,至少使用两台移溜器交替顶溜,不得使溜子出现死弯.其弯曲段不小于15米,推移后的溜子要保持平、直、稳。支柱：移溜后，立即在迈步梁上距第二根支柱0.8m（中中）的地方，支设第三根支柱。 b、各点柱必须支成一条直线，迎山有力，一个标准，新支支柱必须及时挂好防倒链。c、支柱必须支在实底上，底板光滑时要处理成麻面。如果底板松软，支柱钻底超过100时，必须给支柱穿鞋。二、工作面正规循环生产能力本工作面平均走向长度为180m，采高平均为1.47m，每班一循环，循环进度为0.8m。W=LShrc=1060.81.471.3895%=163.42吨式中:W正规循环生产能力，t； L工作面长度，106m； S正规循环推进长度，0.8m； h采高，1.47m； r煤的视密度，1.38t/m3； c工作面采出率，取95%；第三节 设 备 配 置 一、设备配备 工作面所采用的运输刮板为SGB620/40，转载刮板机SGB620/40，皮带运输机为11.4kW电滚筒皮带。表9 工作面设备配备表序 号名 称规格型号备 注1工作面刮板机SGB620/402转载刮板机SGB620/403电滚筒皮带11.4kW4乳化液泵YBK2-225S-45馈电开关KBZ400Z6总控开关KBZ2007隔爆开关QBZ1208隔爆开关QBZ809手持式风钻ZQS-30/2.510发爆器11单体液压支柱DW18-300/100L12型梁HDL-260013型梁HDL-3200第三章 顶板控制第一节 支护设计一、支护材料工作面支护使用HDL-2600型梁，DW18-300/100L型单体液压支柱，柱子初撑力不得小于90kN，工作阻力300kN。二、支柱设计选型计算1、支柱规格的选择支柱的最大采高HmaxHmax=Mmaxbe=1.50.10.1=1.5m 式中：Mmax工作面最大采高，1.5m； b支护顶梁厚度0.1m； e活柱富于行程，一般取0.1m。由上可知工作面支柱的最大高度为：1.5m支柱的最小采高HminHmin=Mminsba式中：Mmin工作面最低采高，1.44m； b顶梁厚度 0.1m； s顶板平均最大下沉量，取0.1m； a支柱卸载高度，取0.1m；则Hmin=1.440.10.10.1=1.14mDW18-300/100L型单体支柱支护行程为1.11.8m，工作面选择支柱型号规格DW18-300/100L,最大高度1.8m,大于计算所需高度1.5m；最小高度1.105m，小于计算最小高度1.44m。符合工作面使用的要求。2、工作面支护参数确定。（1）工作面合理支护强度 Pt=69.81hk=（69.811.472.5）kN/ =216 kN/式中：Pt工作面合理支护强度，kN/； h工作面的采高取平均值，1.47m; 顶板岩石密度，t/m,一般取2.5kN/m3； K工作面支柱应支护的上覆岩层厚度与采高之比，一般为48。(2)支柱实际支撑能力。 =（0.990.950.911300）kN =253.9 kN式中 Rt支柱实际支撑能力kN kg工作系数 kz增阻系数 kb不均匀系数 kh采高系数 倾角系数 R支柱额定工作阻力，300kN (3)工作面合理支柱密度计算：单体支柱额定工作阻力PA=300kN;n= PA/Rt =300/253.9=1.18根/m2；(4)支柱排距和柱距的确定炮采工作面，排距不应小于0.8m，否则行人困难，会降底工人的生产效率。按照采煤作业的需要，最少需要3排柱来保证工作面的作业空间。当排距小或工作面所需支护材料较多时，一条材料道不能满足需要，工作面最少需要4排柱，即最小控顶距为4排。工作面柱距可根据所需支护密度排距b,求出柱距a =1.175m通过上式计算工作面所需柱距为1.17m,但是为了安全将柱距缩小为0.9m，梁距为0.3m。（5）进回风巷超前工作面20m范围顶板压力估算=（4/3251.31.32.5）=22.5 kN/m20m超前顶板压力为Q采=（22.520）=450 kN选用工作阻力为300 kN单体液压支柱应支单体柱（理论数）为 N=Q采R=450/300=1.5根 实际应支数量为42根，远远超过理论数量。附图4：工作面支护、端头支护、超前支护示意图 三、乳化液泵站（一）泵站选型、数量工作面用液量和乳化泵的供液量和供液压力，本工作面选用YBK2-225S-4型乳化液泵完全可以满足工作面安全生产的需要；工作面共设有两台同型号的乳化液泵，一台工作，一台备用。（二）泵站设置位置乳化液泵位于2012回风巷中，距工作面180米。（三）泵站使用规定1、乳化泵站每班应配备专职司机一名，负责乳化液泵站的操作和班中设备运转中的维护工作，使泵站正常无误地向工作面供应高压乳化液。2、乳化液泵站的司机必须经过专门的培训，了解和掌握本设备的结构、性能和操作规程，会开动、会日常维护、会排除故障，经考试合格，并持有司机操作证，方可上机操作。3、司机接班后首先要对乳化液泵站的设备和其周围的环境进行检查并清理卫生，使设备和环境保持整洁。4、司机接班后，要了解和检查设备供电线路和供水 管路，使其保持良好的状态，并熟悉其供电、供水系统。检查乳化液泵运行情况、连接件、防护罩等是否齐全可靠。检查各个过滤器并清洗，使其保持清洁、畅通。5、检查泵曲轴箱（减速器）的油位，使箱内润滑油面保持在规定的范围内。6、开泵前，检查乳化液箱的液量大于箱体1/2，用浓度计检查乳化液浓度在2%3%之间，每次加水和加油后，都必须检查一次乳化液浓度，并用工具将悬浮于液面上的杂物和析出的油污清除使乳化液箱内的乳化液保持清洁。7、检查压力表和其它指示仪表保持完好状态.8、检查乳化泵站的吸液和排液管，泵站到工作面支架的主液管路，完好无损，不跑液漏液。9、乳化泵起动前将卸载阀的手动阀打开，使泵在轻载下起动。10、起动空转35分钟，同时司机将柱塞密封上的黄油杯顺时针方向旋转1/2圈，为其压注润滑油或将柱塞密封上方的其它形式的注油装置检查，确保润滑油的供给。然后使用泵头柱塞孔端部的放气螺钉,排出柱塞腔中的空气.再将卸载阀的手动卸载阀关闭,将高压乳化液送往工作面,将卸载阀上的压力表开关打开。11、开泵时，时刻注意泵的声音，正常时，声音清晰，压力大于或等于18Mpa。司机应集中精力，注意监听设备运转中声音是否正常，如有导样，应立即停机，检查处理后方可开机。12、乳化液配制标准为每97-98kg水加乳化油2-3kg，并每次配制后用浓度计检查，要做到管路不漏液，泵站压力正常。在泵箱附近挂管理牌，明确配比方法，用液比例、责任人等，有维修保养制度，并有专人维护，保证设备性能良好，并做好检查记录。13、现场配比法：制作一个长宽高=500mm200mm250mm的铁箱，箱底焊一个19号截止阀，在铁箱周边距离高200mm处，标明显标志线，将该铁箱置于泵箱上。每次加水到200mm标志线时，停止加水，然后加入0.40.6kg乳化油，搅匀即为2%-3%浓度的乳化液。将配制的乳化液经截止阀注入箱内，再用浓度计检测其浓度。不得直接将清水注入箱内或在泵箱内配制乳化液。（或使用乳化液自动配比仪）14、乳化液配比不合格，司机不得开泵。15、泵压由检修工调定，其他人员不得调整，正常情况下只准开一台泵，另一台泵备用，若有损坏及时修复。16、更换液压管或液压管密封，应停泵或关闭断路阀。第二节 工作面顶板管理一、工作面支架布置方式（1）工作面顶板管理采用全部垮落法。工作面支护选用DW18300/100单体液压支柱配合L=2.6m型钢梁支护，柱距0.7m，排拒1.05m，三四排控顶，端头支护选用DW18300/100L型单体液压支柱、配合L=3.2m型钢梁支护顶板。底板为泥岩，若顶板压力大，支柱钻底，按采高超过100mm/m，支柱需穿木鞋（规格：0.2m0.20.05m木板）。（2）工作面煤壁不得留有戗岩、伞岩。如遇冒顶处和弯曲顶板时，要用圆木或勾板勾顶，顶板与梁或支柱之间必须有勾板或柱帽，严禁硬物直接接顶。梁柱支设的技术要求：2.6m型梁与单体柱接触要吻合，梁下两柱间距1.05m，伸向煤壁的梁头距支柱0.9m（即正悬臂），落山梁头距支柱0.2m，支设戗柱时要与型钢梁基本支在一直线上，支柱手把统一向上山，注液咀统一向落山，所移梁全部接顶。循环步距0.8m。（3）顶板铺设110m的金属网护顶，网与网搭接长度不小于20cm，并用12#铁丝环环相连。二、特殊支护工作面机头机尾上方的支护采用四对八梁，一梁三柱支护，同步梁间距0.6m，对梁间距0.10.15cm 。三、两巷超前支护工作面顺槽至煤壁20m范围内进行超前支护，先进行补联网，然后在网下靠煤壁0.3m处，沿顺槽走向两边铺设3.2m的型梁，梁头必须有0.1-0.2 m的搭接。一梁三柱超前维护。四、工作面初采工艺及初次来压的支护措施1）工作面的初采工艺：工作面安装验收完毕形成完整的生产系统后，便可进行初次试采，试采前先将工作面内的浮煤杂物清理干净，而后把回采溜子沿工作面煤壁移直，便可开始从机头向机尾装药、放炮、采煤，待一循环完毕后，即可加梁柱，按正常循环作业进行。2）初次来压时的支护措施：(1)在采煤工作之前，必须首先检查并时刻注意顶板及周围情况，若发现有明显来压现象，必须停止采煤和放顶工作，加强对工作面支架的维护，根据开采经验，预计工作面初次来压步距为左右2025m，周期来压步距为1015m。(2)明显来压现象有出现片帮，顶板掉碴，维护时注意加点柱数量，煤帮加贴帮柱，维护好工作面支架后，在周期来压期间要加快推进速度，以甩掉顶板压力，加强支护，尽量不在此期间由各种原因影响循环作业。五、回柱放顶方法及措施1、初次放顶工作面在开采前按要求进行两巷超前维护，并在切眼内把溜子调平调直，推向煤壁，按工作面初采工艺试采，一循环后，调整好工作面的支护，当工作面推进一段距离后，直接顶塌落高度达采高的1.5倍以上时，长度达工作面全长时，即可认为初次放顶结束，如悬顶沿走向达5m时，要按0.25m间距在该处及其上下各3m的范围内加密抬棚，当其悬顶长度l0m时，则在工作面悬顶段沿倾向每l0m架设一个木垛，移木垛时要先架后拆，并在切顶线靠采空区侧每隔10m打一根信号柱，每班派1至2名有经验的老工人专职巡回观察顶板，贴邦柱柱距根据情况保持5m一10m，不过据我矿顶板情况以及邻矿回采工作面的经验悬顶不会达到5m一l0m，视实际情况，若超过l0m则报矿研究采取措施后再放顶，初次放顶期间，段与段之间不得对头放顶，安全距离不小于15m，作业人员不得进入采空区取柱，点柱的顶部退回切顶线为0.2m。2、正常放顶 (1)回柱放顶顺序必须严格执行自下而上、由里向外的原则。(2）回柱放顶必须两人配合、一个负责安全、一人放顶。放顶前必须先观察顶板及周围支架情况，并预先整改好退路及放顶地点5m以上范围的支架，使之迎山有力，支设牢固，确保安全后，方可进行正常放顶，回柱人员撤柱时，必须站在所撤支柱的斜上方，并时刻保持退路畅通，在放顶处5m范围内不得进行与其它工序无关的作业。(3）放顶各分段距离不得小于15m，各分段处必须设有收口，还要各打两根以上临时支柱，分段接茬处要设在顶板完整且采空区顶板已垮落的地点，严禁设在顶板破碎，压力大，采高过高或过低的地点。(4）放顶时，加大密集柱与戗柱的支护。(5）工作面顶压较大或不安全时，一般不得替换支柱，若必须替换支柱时，必须先打好临时支柱，确保安全后再进行替换支柱。五、运输巷、回风巷及端头顶板控制1、运输巷、回风巷支架超前支护以及回撤(1)在运输巷，回风巷内需超前支护，超前支护从煤壁向外不小于20m，由于两顺槽原为锚网支护，在原支护下靠煤壁30cm处，沿顺槽走向两边铺设3.2的型梁一梁三柱的超前维护。(2）两顺槽内支架均随工作面放顶回撤，要求该支架后方与工作面切顶线整齐。(3）运输巷溜子缩短后，该溜子正后方即从工作面机头后第二排正规柱起至切顶线范围内，在每个朝向短梁下方补架一梁三柱可抬棚并与超前支架平行。(4）为了防止隅角瓦斯积聚，必要的情况下，工作面回风巷支架可超前切顶线半排或一排进行回撤。回撤后，回风巷上帮以下4m范围内的切顶线要加打特种支柱，支柱要戴帽，以确保上出口行人安全。2、工作面安全出口的管理（1）工作面机头、机尾上方顶板采用四对八粱、3.2m型梁、一梁三柱交错迈步支护，同步梁间距0.6m，对梁间距0.1-0.15m。3、要求 （1）端头切顶线戗柱与支架顶梁相齐，回收时坚持先支后回的原则。 （2）切顶戗柱必须戴柱帽，当顶板破碎或压力大时，需再加戴棚板，确保有效管理顶板。3、停采前的顶板控制（1）停采线准备：不准在周期来压压力大时停采，保证停采线直度。（2）工作面距停采线l0m时，开始加强铺金属网，一直铺到停采线，严格铺网质量。（3）工作面煤壁距停采线1.8m停止移架，做拆除设备通道，继续向前移刮板输送机，落煤后暴露顶板采用支架顶梁挑梁。（）最后一次循环将支架上所挑梁梁头靠煤帮，并在梁下打贴帮柱，刹好顶，背好帮。同时注意将网铺至煤帮并使之下垂，调直调平工作面溜子。（5）先拆除工作面输送机，后除型梁与柱子。（6）支架拆除时应设专人观察顶板变化，随时支临时棚子和点柱。（7）准备好一切备用的支护材料，（松木柱、单体液压柱）以及拆除支架所需的器具。（8）拆除通道和清理架间的浮煤浮矸，要清理干净。（9）停采回收期间要严把工程质量关，严格执行“敲帮问顶”制度，执行“先支后回”的原则。（10）拆除设备过程中，派专人跟班检查瓦斯，发现超限，立即采取措施，且由有关科室跟班人员进行处理。（11）末采回收期间，调度室，安检站，技术科等有关科室派专人到现场监督指导，发现问题及时协商组织处理,具体另定专项末采措施及回收方案。4、周期来压时的顶板控制（1）周期来压步距为10-25米左右。（2）周期来压明显时，在支架顶梁下加打单体液压支柱。严格检查支架和端头支护的可靠性，接顶严实，达到初撑力要求。（3）工作面底板松软时，采取给支柱下穿铁鞋或木鞋，视压力情况而定。（4）及时移梁，因故不能及时移梁时，必须在煤帮支载棚板点柱，柱距为1.5米。（5）加快工作面推进速度，尽快摆脱压力影响区。（6）两巷内必须存放一定数量的坑木，并备有足够数量的单体液压支柱。第三节 矿 压 观 测一、工作面矿压观测1、工作面初放期间，单体液压支柱必须全部观察，主要了解本采煤工作面顶板运动规律及顶板对支架产生的压力特征，由此可确定顶板初次来压和周期来压步距，掌握工作面的矿压显现规律。2、工作面支护质量检查，对液压支柱的初撑力、工作阻力进行检查，确保工作面支护质量，准确及时地预报顶板来压，保证安全生产。3、观察梁柱接顶情况、是否存在接顶部位不在支柱受力作用点上。片帮深度、顶板垮落情况。4、观察两顺槽在初采期间，巷道压力变化情况及超前影响范围。5、利用预先设置好的巷道表面位移观察点的顶板离层仪，对两巷进行观察。二、数据处理1、工作面压力观察数据打印成表。2、观测工作面三次周期来压后，编写观察报告，对顶板动态进行综合描述，作为来压预报的依据。第四章 生 产 系 统第一节 运 输 系 统一、运煤系统工作面采出的煤通过工作面刮板输送机1部运输巷刮板输送机1部皮带输送机1部运至流煤眼4102回风顺槽采区运输大巷运输平巷南运输下山井底煤仓主斜井地面储煤仓。 二、运料系统 地面副斜井井底车场南轨道下山轨道平巷采区回风大巷2102回风顺槽向西第二探巷工作面附图5：运输、运料系统示意图第二节 “一通三防”与安全监控一、通风系统1、进风路线新鲜风流：地面主斜井（副斜井）轨道下山巷轨道平巷一采区运输大巷4102回风顺槽通风绕道向西第三探巷回采工作面2、污风：回采工作面向西第二探巷2102回风顺槽一采区回风大巷采区回风平巷南回风下山总回风巷回风立井地面二、风量、风速计算1、按瓦斯涌出量计算Q回 = 100qk=1000.681.3=88.4 m/min 式中：Q回采工作面所需风量m/min；Q回采工作面瓦斯绝对涌出量m/min；K回采工作面瓦斯涌出不均衡风量系数，取1.3。2、按人数计算Q掘 = 4N = 435 = 140m/min式中：N回采工作面同时工作的最多人数，人；4每人每分钟所需风量m/min。3、按炸药量计算Q回 = 25A = 252 = 50 m/min式中： A该工作面一次爆破的最大炸药量，公斤；25每公斤炸药爆破后所需风量，m/min。4、按工作面适宜的气候条件计算S最大 = 1.64.2 = 6.72 Q=60VSK =6016.720.7=282.24 m/min。式中 V工作面适宜风速取V=1m/sS工作面最大控顶断面积K有效断面系数，取0.75、按风速验算 15SQ采240S（m/min） Q最小=15S =156.27=94.5m/minQ最大=240S=2406.27=1504.8m/min，通过验算可以看出94.05282.241459.2根据上述原则，确定工作面实际需风量为282.24 m/min。附图6：通风系统示意图二、瓦斯防治1、设专职瓦斯员巡回检查，每隔35小时检查一次，每班至少检查两次。2、瓦斯检查结果要填写真实。3、爆破落煤时,严格执行一炮三检,并加强对生产安全过程的的监督检查，若发现工作面瓦斯浓度达到1%时，立即停止爆破作业，停电撤人，进行处理。 4、回风巷距工作面5-10m范围内，安设探头，报警浓度为1%，断电浓度为1.5%，复电浓度小于0.5%，断电范围为本工作面及巷道的全部非本质安全型电气设备。 传感器在巷道中允许悬挂的距离范围内支护必须良好，且便于观察，并应垂直悬挂，其传感器元件的位置距顶梁不得大于300mm，距巷道侧距不得小于200mm。 每周对各瓦斯传感器进行调校一次，同时对闭锁断电系统进行试验，每班用便携式瓦检仪和光学瓦斯检定器对瓦斯探头数据进行校对，发现问题及时处理。 生产单位每班对工作面供电系统检查一次，认真填写检查记录，以保证电器设备完好，杜绝电器设备失爆，跟班班组长，流动电工，瓦斯员必须携带便携式瓦斯报警仪，报警浓度为1%。附图7：安全监控系统示意图三、综合防尘系统1、防尘设施的布置在工作面机头、机尾及进风巷每一转载点设置喷头，工作面进风、回风巷每50m设“三通”，供消防洒水用，回风巷每隔50m设一支头供消防洒水，回风巷距工作面20m处和巷道中部各设置一净化水幕，工作面进、回风巷均布设隔爆水棚，均采用吊挂式，水棚需设在直线巷道内，与巷道交差口，转弯处保持5070m，与风门的距离必须大于25m，水棚排距为2m，水袋边与巷道壁、支架、顶板、构筑物之间的距离不得大于0.1m,并经常保持水袋的完好和规定的水量,每隔3天检查一次。2、防尘要求（1）工作面运煤系统各转载点必须安装喷雾洒水装置，且必须保证雾化完好。（2）回风巷内安设两道降尘水幕，放炮时保持常开状态。（3）工作面必须用喷雾降尘装置，无水和水压低时严禁爆破。（4）进、回风巷防尘管路每隔50m留设一个“三通”，定期冲洗两帮及顶部煤尘。（5）其它各项严格执行有关综合防尘规定。3防止瓦斯煤尘爆炸要求(1) 距工作面50m-200m处的上下巷必须安设水幕和隔爆水棚。(2) 辅助隔爆水棚用水量按巷道断面积计算不少于200L/,棚区长度不小于20m。水量为S200=2.61.7200=884L水。(3) 隔煤水棚的排间距为1.21.5m,前后5m不得堆放杂物。(4)巷道净断面不得小于原设计的80%。四、防灭火1、工作面要加快推进速度，浮煤清干净不留顶底煤。2、如发生毒气，煤雾高温点，一氧化碳等异常现象人员立即撤退到进风巷道内并及时汇报矿调度室，调度室及时通知通风科、救护队、迅速查明原因，采取紧及措施进行处理，同时要向矿长、总工汇报。3、防灭火要求采煤工作面及上下巷发生火灾时，首先维持正常风流状态，直接灭火，同时打开上风侧水幕，降低火焰温度，必要时增加工作面的风量，以免形成火风压造成风流逆转。如直接灭火无效时，则人员按规定的避灾路线撤离，采取措施封闭，在确保安全的前提下，尽量缩小封闭范围。封闭时，火源的进风侧要同时密闭，不具备封闭条件下，先封闭上风侧再封闭下风侧。五、防火、瓦斯管理措施：、防火： 要坚持“预防为主，消防并举”的原则，严格控制引火火源。（1）下井人员严禁携带烟草火种，穿化纤衣服，防止明火。（2）爆破必须使用煤矿许用炸药和电雷管，放炮时坚持使用水炮泥。（3）加强设备的维护和使用管理，确保设备完好消灭失爆，防止发生机械设备撞击，摩擦火花，做到“三无”即“无鸡爪子、无羊尾巴、无明接头”。（4）发现井下火灾隐患或发生火灾时，应遵照煤矿安全规程第226条规定，立即采取一切可能的方法直接灭火，控制火势，并迅速报告矿调度室采取措施。2、防瓦斯等有害气体（1）本矿井虽然属于低瓦斯矿井，但必须加强通风，保证工作面所需的风速和风量，使工作面风流中有害气体浓度不超过相关规定，在生产过程中，安全员必须携带瓦斯报警仪，任何人严禁私自打开密闭和私自进入打栅栏的肓巷内。严格执行瓦斯管理制度,回采工作面每班检查瓦斯三次,认真检查并填写牌板、记录，严格执行汇报制度。 （2）安全监控： 工作面安装瓦斯电闭锁回风口距工作面1015米处安装一台甲烷传感器。上隅角安装一台甲烷传感器。回风顺槽距采区回风巷口10-15m处安设一甲烷传感器.代班长必须随手携带便携式瓦检仪。各传感器必须随时根据回采推进情况移设到规定位置，并保护好。维修人员及时处理各种故障，以保系统合理利用，正常运行。甲烷传感器报警、断电、复电浓度及断电范围表 表10名称报警浓度断电浓度复电浓度断电范围工作面J1 1.0%1.5%1.0%掘进巷道内全部非本质安全型电气设备回风流 J2 1.0%1.0%1.0%附图8：防尘管路系统示意图第三节 供 电一、 供电系统1、供电情况第二小采工作面供电引自中央变电所10号馈电开关，型号KBZ-400Z，电缆采用MYP395135,供电距离650m。总开关为KBZ400供电设备总负荷统计 表11序号设备名称型 号数量功率（kW）使用地点1刮板机SQB420/30155工作面2刮板机SQB420/30155工作面3皮带机DSJ80/40/240111.4工作面4水泵BQS30-70-18.5N118.5工作面5乳化泵YBK2-225S-4237工作面6180额定电流可通过下式计算为216A。I额=KP=1.2180=216A式中：I额定电流 K系数一般取1.2P总功率A过载电流可通过下式计算为226.8A。I过=1.05I额=1.05216=226.8A式中：I过过载电流=1.05倍的I额。附图9：供电系统示意图 第四节 排 水一、设备选型选用BQS30-70-18.5N型潜水，功率18.5kW,排水管路采用100纳米管。二、排水系统路线第二小采工作面2102回风顺槽一采区回风大巷、一采区轨道大巷下山临时排水点主水仓地面三、排水办法：在探巷最低凹处设两个小水坑，选用BQS30/70-18.5KW的矿用隔爆型潜污水泵一台，用2寸塑料水管沿顺槽排到下山临时排水点，巷道内积水不能超过煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法的相关规定。附图10：排水系统示意图 第五节 通 讯第二小采工作面通讯采用KTH108型防爆电话，工作面两个安全出口5米处各安装一部，顺槽刮板机头一部，皮带机头一部，乳化泵站一部，排水地点一部。工作面刮板机头、各搭接和转载点以及皮带巷每30米一盏灯，乳化泵站必须安装照明灯。附图11：通迅系统示意图第五章 劳动组织和主要技术经济指标第一节 劳 动 组 织一、作业方式采用“三八”制作业制度，每班作业八小时，两班生产，一班准备。实行正规循环作业，正规循环作业必须符合规程规定的循环进度、循环时间、工程质量、定额定量四项基本要求，只有完成了回柱放顶工序后，才能认为完成了一个循环。积极推行正规循环作业，加快循环周期，提高月循环率，是加强回采工作面技术管理的一项重要内容，是预防冒顶的重要措施。1、循环方式：日进二循环，循环进度0.8米工作面循环产量：Q=LMSC式中：L工作面长106m； M平均采高为1.47m； C工作面回采率为95%； S循环进度为0.8m； Q=1061.470.81.3895%=163.42吨；日产量163.422326.84吨、月进度40m、可采长度150m。工作面可采期：150403.75（月） 附图12：工作面正规循环作业图表二、劳动组织工作面人员配备见表13表12 工作面人员配备 序号工种早班中班检修班1瓦斯员1112安全员1113班组长1114电钳工1115放炮工336攉煤工10107刮板机司机2228皮带机司机1119乳化泵司机11110回柱放顶工1010机修工111合计32328总计72第二节 主要经济技术指标工作面主要经济技术指标见表表13 主要经济技术指标表序 号项 目单 位参 数1工作面倾斜长度m1062工作面走向长度m1803工作面可采长度m1504采高m1.475容重t/m1.386循环进度m0.87循环产量t163.428回采率%959月进度m4010日产量t326.8411月产量t817112在册人数人7213日勤人数人6814出勤率%9415回采工效率t/工4.816坑木消耗m/吨0.006217雷管消耗发/吨1.0718炸药消耗kg/吨0.32第六章 煤质管理一、煤质指标和要求 工作面开采原煤煤质指标必须符合规定，但是在回采期间受采高等因素影响，要求尽量减少矸石进入正常煤流。 二、提高煤质的措施 1、采煤队成立煤质管理领导组，以队长为核心，各管理人员全部参加，提高全员煤质意识，加强产品的质量管理。 2、各队制定煤质管理具体措施，并严格执行。 3、在溜煤点设立拣矸点，保证大