3135上面炮采规程.doc

3135上面回采作业规程编号：CI-2012-0820 山东能源淄矿集团埠村煤矿采煤工作面作业规程 工作面编号：3135上面回采作业规程 编 制 人：杨铭 施工负责人：李学东 施 工单 位：采一队 总 工程 师：杨平 编 制日 期：2012年8月20日会审单位及人员签字 技 术 科： 年 月 日地 测 科： 年 月 日通 防 科： 年 月 日安 监 处： 年 月 日机 运 科： 年 月 日调 度 室： 年 月 日副总工程师： 年 月 日总工程师： 年 月 日60目 录 第一章 概况3第一节 工作面位置及井上下关系3第二节 煤 层4第三节 煤层顶底板5第四节 地质构造5第五节 水文地质6第六节 影响回采的其它因素6第七节 储量及服务年限7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9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14第三节 工作面上、下出口及端头顶板管理16第四节 矿压观测18第四章 生产系统19第一节 运输系统19第二节 一通三防与安全监控20第三节 排水26第四节供电26第五节 通讯照明29第五章 劳动组织和主要经济技术指标30第一节 劳动组织30第二节 主要经济技术指标32第六章 煤质管理33第七章灾害预防及避灾路线34第八章 安全技术措施36第一节 一般规定36第二节 顶板37第三节 防治水38第四节 爆破39第五节 一通三防及安全监控44第六节 运输44第七节 机电45第八节 攉煤、挂梁、支柱、回柱、及单柱管理46第九节 刮板运输机、胶带运输机管理49第十节 其 它53 矿审批意见2012年8月23日，在埠村煤矿西区技术科，对3135上面回采作业规程进行了会审，参加会审的人员有：矿总工程师、副总工程师、矿调度室主任、及各生产科室的科长及西区安监处主任工程师。经过会审，同意本规程的内容，要求在现场严格遵章执行，并提出如下意见： 1、严格按照规程规定的工艺进行回采。2、工作面要严格各项放炮制度的落实，做好对现场设备的保护工作。3、要根据现场变化及时制定专项措施。4、初次放顶期间做好现场矿压资料的收集工作，加强初次来压期间的顶板管理。 埠村煤矿总工办 2012年8月23日第一章 概况第一节 工作面位置及井上下关系3135上面位于313采区东翼，东部为石炭区，未开拓；西部为正在回采的3135工作面；南部为埠村煤矿东西区隔离保护煤柱；北部为313二节轨道下山；顶部为的113采空区 (1煤距3煤29.37m)，底部9、10煤不可采。地面相对位置：该工作面位于东姚庄以东200m，铸造厂以西135m,东邻瓜漏河，北部为圣井立交桥。对应的地表为基本农田。工作面位置及井上下关系表(表一)水平名称-390m水平采区名称313采区地面标高+98.0+105.4井下标高-523.3-600.6地面的相对位置该工作面位于东姚庄以东200m，铸造厂以西135m,东邻瓜漏河，北部为圣井立交桥。对应的地表为基本农田。回采对地面设施的影响根据山东省煤炭工业局鲁煤规发字【2007】187号关于埠村煤矿113、313采区建（构）筑物下压煤开采方案设计的批复意见，该工作面全采试采。开采后建（构）筑物损坏程度控制在级范围以内。井下位置及相邻关系该工作面位于313采区东翼，东部为石炭区，未开拓；西部为正在回采的3135工作面；南部为埠村煤矿东西区隔离保护煤柱；北部为313二节轨道下山；顶部为的113采空区 (1煤距3煤29.37m)，底部9、10煤不可采。走向长度(m)407倾斜长度(m)111面积(m2)45177第二节 煤 层该工作面回采煤层为3煤，厚度从0.70m-1.40m变化不大，煤层结构简单。该煤层属瘦煤，为中硫高发热量，是优质的动力用煤。还具有弱粘结性，经洗选后，可作炼焦配煤。 煤层情况表(表二)煤层厚度(m)0.701.40煤层结构结构简单无夹矸煤层倾角（）23321.1027开采煤层3煤煤 种瘦煤稳定程度较稳定煤层情况描述该工作面煤层厚度从0.71.40m变化不大，煤层结构简单。 附图一：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顶板名称岩石名称厚度（m）岩 性 特 征老 顶砂页岩7.60以深灰色砂质页岩为主与细砂岩成互层状，显水平波状层理，下部含植物碎片化石。直接顶砂质页岩1.52灰黑色，团块状，含植物茎叶及碎片化石。伪 顶直接底细砂岩3.32灰色，长石石英砂岩，泥质胶结，含白云母片，上部见植物根部化石。老 底砂质页岩8.50灰黑色致密含砂多，不均一，含泥质条带。局部互层状，含碎片化石。第四节 地质构造一、断层情况以及对回采的影响3135上面处在一单斜构造中，煤岩层走向151172；倾向6182；倾角2332，平均27o。据3135下出口和3135皮带道揭露情况分析，该回采工作面内共发育1条断层，编号为F1，其具体特征见下表：断层情况表断层名称走向倾向倾角断层性质断层落差对回采的影响F11282187080正0.61.5影响较大二、褶曲情况以及对回采的影响3135上面处于单斜构造块段，工作面回采不受褶曲的影响。三、其他因素对回采的影响（陷落柱、火成岩等）根据3135、3135面回采和3135上面两顺槽及切眼掘进时揭露，3135上面范围内，没有陷落柱和火成岩侵入。 附图二: 工作面运输顺槽、轨道顺槽、采面切眼素描图第五节 水文地质一、涌水量正常涌水量：3m3/h最大涌水量：5m3/h二、含水层（顶部和底部）分析3煤顶板无强含水层，以砂岩裂隙水为主，以淋水形式泄入回采工作面。根据附近正回采的3135工作面最大涌水量为4m3/h，正常涌水量为2m3/h。预计：3135上面最大涌水量为4m3/h，正常涌水量为2m3/h。三、其它水源的分析无其它涌水水源。第六节 影响回采的其它因素一、影响回采的其它地质情况矿井为低瓦斯矿井；煤尘为弱爆炸性，爆炸指数为15.69%；煤层属三类不易自燃煤层。地温17190。见表五影响回采的其它地质情况表(表五)瓦斯低瓦斯矿井：CH4绝对涌出量为：0.05m3/minCO2绝对涌出量为：0.28m3/min煤尘爆炸指数弱爆炸性，其爆炸指数为15.69%煤的自燃倾向性三类不易自燃地温危害170190冲击地压危害根据正回采3135面观测资料，初次来压步距为24m，周期来压步距为15m。二、冲击地压和应力集中区 本面无冲击地压和应力集中区。三、地质部门的建议1、 工作面过断层时顶板破碎，应加强顶板支护，预防事故发生。2、 回采过程中应加强矿压观测。3、 由于工作面倾角较大，应加强工作面内设施设备的固定工作，防止滑动伤人。4、回采过程中应加强煤层厚度及产状变化观测。第七节 储量及服务年限一、储量 基础储量：6.70万吨 可采储量：6.50万吨二、工作面服务年限 工作面的服务年限 =N=MU=65000/400=163（天） N：工作面的服务年限 单位：天 M：工作面可采储量 单位：吨 U：工作面每天回采产量 单位：吨/天第二章 采煤方法第一节 巷道布置一、采区设计、采区巷道布置概况本采区为双翼下山采区，开拓3煤层，确定采用双下山开拓。主巷沿3煤层布置，副巷布置在1煤、3煤中间岩层中。采区顶车场采用甩车场，大巷装车。采区泵房、水仓、布置在采区二节底盘。辅助水仓、泵房、变电所布置在一节底盘。1、采区轨道下山主要为采区提矸、运料及进风。一节下山全长440m，坡度13；布置在3煤层顶板的砂质页岩中；二节下山全长415m，坡度1422，布置在3煤层顶板的砂质页岩中。 2、采区皮带下山一节皮带下山全长550m，坡度15，为采区回风、运煤、行人。二节皮带下山全长400m，坡度16。3、采区车场采区顶车场全长80，一节底车场全长100，均布置在3煤顶板岩石中。二节底车场全长100，均布置在1煤顶板岩层中。4、区段运输平巷沿3煤层布置。5、采区煤仓位于311石门，313绞车道车场门口以外110m，为垂直圆形煤仓。 6、采区泵房布置在3层煤顶板岩石中。主泵房长度35.3m，配电峒室长度32m，泵房通道8.6m，总工程量76m。7、采区变电所 布置在3煤层顶板岩石中。8、采区水仓 布置在3煤层底板岩石中，主要水仓全长241m，其中左仓长度107m，右仓108m，配水仓25m。 主要水仓长度计算： 313采区正常涌水量QC=0.7m3/min 水仓允许容量：0.7604=168（m3） 需要长度：L=168/7.1=24（m）根据计算，取水仓有效长度为100m，水仓总长度为241m。9、风道 313总回风道140m，一节绞车风道全长40m，二节绞车风道全长30m。二、工作面轨道顺槽 沿3煤顶板布置,半煤岩,全长210m。三、工作面运输顺槽 沿3煤顶板布置,半煤岩,全长219m。四、采煤面切眼 切眼3135上面沿煤层底板布置。为矩形断面,采用架棚支护，净宽4.4m,净高1.4m,断面6.16m2第二节 采煤工艺一、采煤工艺根据我矿历来回采一层煤的经验和技术装备水平及人员素质，决定对3135上面第二条带采用炮采回采工艺。具体：爆破落煤、人工攉煤、刮板运输机、皮带运输，煤仓接车的装运煤方式，具体工艺包括打眼、装药、爆破、挂梁、打临时支柱、攉煤、移溜、支柱、回柱。附图：工作面爆破说明书二、采煤方法3135上面采用倾斜长壁后退式布置。3135上面开采3煤层，厚度为0.71.4m，平均煤厚1.10m，平均采高1.10m。回采时一次采全高。炮采回采工艺：本工作面回采工艺为：打眼装药、放炮落煤、挂梁攉煤、移溜支柱、回柱放顶。诸工艺间平行作业安全距离，在时间和空间上力求做到平行作业，同时，又要有一定的安全距离，挂梁攉煤超前移溜15m，回柱滞后支柱15m，分段回柱距离不小于15m，装炮与其它回采工艺间距不小于20m，放炮时人员必须在放炮地点50m以外的安全地点进行躲避。根据山东省煤炭工业局鲁煤规发字【2007】187号关于埠村煤矿113、313采区建（构）筑物下压煤开采方案设计的批复意见，该工作面全采试采。开采后建（构）筑物损坏程度控制在级范围以内。三、工作面正规循环生产能力根据公式 =1291.001.101.430.97=203t式中 l - 工作面平均长度（m） 129 s - 工作面循环进尺（m） 1.00 h - 工作面设计采高（m） 1.10 r - 煤的容重（t/m3 ） 1.43 c - 工作面回采率（） 97 W = 工作面正规循环生产能力 (t)第三节 设备配置一、运输设备：1、刮板运输机型号为：SGW-40T型，电机功率：40KW 、小时运输能力: 150t/h。2、吊挂式皮带型号为：SPJ-800型，电机功率：37KW 小时运输能力:350t/h。3、回柱绞车型号为：ZH-11型，电机功率：11KW。4、调度绞车型号为：JD-25型，电机功率：25KW。设备布置情况工作面机械设备配置表序号设备名称型号单位数量功率合计(KW)1皮带SPJ-800部2742固定溜子SGW-40T部1203循环溜子SGW-40T部1404乳化泵XRB2B台1555调度绞车JD-25部3756回柱绞车ZH-11部222合计25771.6第三章 顶板管理第一节 支护设计一、单体支柱工作面的支护设计（一）使用顶底板控制设计专家系统：1、参照本工作面煤层及顶板底岩性柱状图以及顶板控制设计矿压依据，利用主动控顶法进行支护设计计算。2、该面煤层直接顶为砂质页岩，厚1.52m，砂页岩，厚7.60m，煤层倾角270度；直接顶为冒落带，老顶已进入裂隙带。因此本工作面的控顶原则为：支、切、让。支：支工作面空间上头冒落带岩层重量。 切：老塘内岩层。让：裂隙带岩层允许下沉量。1.支：支护强度计算。PT=9.8rhcos=9.82.52.40COS270=57.52(KN/m2)式中：PT支护强度(KN/m)r冒落岩层平均容重(t/m3)，一般取2.5h冒落带岩层厚度2.40(m)煤层平均倾角270度以支柱初撑力设计工作面内的支护密度。因此，支护密度为：n=PT/P0=57.52/90=0.64(棵/ m2)式中：n支护密度 (棵/ m2)PT支护强度57.52(KN/m2)P0支护的初撑力90(KN)本工作面采用HDJA-1000铰接顶梁，因此，工作面控顶内排距1.0m。柱距为：I柱=0.8/(I排Ikn)=0.8/(1.01.10.64)=1.14(m)式中：I柱柱距(m)I排排距(m)n设计支护密度0.64(棵/m2)Ik考虑到机道和顶梁长度系数。1.0m顶梁时取1.1；0.8m顶梁时取1.2。通过计算柱距取为0.8m。工作面实际支护密度为：n实=0.8/(I排I柱)=0.8/(1.00.8)=1.00.64(棵/m2)n实n，符合要求。2.切：密集线支柱的支撑力q1=9.8rhll=9.82.52.402COS120=115.03(KN/m)式中：q1密集线支柱的支撑力r岩层容重，一般取2.5T/m3 h1冒落带岩层厚度2.40m l岩梁悬臂长度，一般取2.m 工作面倾角120，度 切顶排线密度为：n1 (棵/m) n1=q1/p。=115.03/90=1.28(棵/m)式中p。新设密集支柱的初撑力。根据以上设计计算，密集线每个档内加支1棵戴帽点柱形成密集支柱，符合要求。3、支护设计密度校核：根据顶板控制参数直接顶初垮时的工作面实际支护强度，校核设计支护密度,n初=P初/P0 =107/90=1.19(棵/m2)实际支护密度n实=1.281.19 满足支护要求式中：n初-直接顶初垮时工作面满足要求的支护密度P初-直接顶初垮时工作面实际支护强度107KN/m2P 0-工作面支柱初撑力90KN让：h (m)h=HI/I老=0.054.2/4.50=0.047(m)式中：h允许顶板下沉量 (m)I工作面最大控顶距4.2（m)H冒落岩层至老顶高度0.05 (m) 冒落带岩石碎胀系数，取1.5(或现场实测)I老老顶总厚度4.50(m)根据质量标准中要求，顶底板移近量小于采高的10%。即：采高0.9210%=0.092(m) h0.092m，符合要求。4、如果工作面底板受水等因素影响，支柱钻底时，必须按要求穿铁鞋。柱鞋选用园铁鞋，根据支柱对地板的压强小于地板容许比压的原则，采用下式计算铁鞋的直径。200（RT/Q)1/2=200(25/24)1/2=206.35(mm)式中RT支架有效支撑能力25(t/棵)Q底板比压值 (MPa)故该面支柱必须先用250mm园形铁鞋，以增强工作面支护强度。工作面矿压参数参考表八序 号项 目单位地质说明书提供本面选取或预计1顶底板老顶厚度m7.607.60基本顶厚度m1.421.42直接底厚度m1.651.652直接顶初次垮落步距m15153初次来压来压步距m2424最大平均支护强度kN/m2198198最大平均顶底板移近量mm100100来压显现程度明显明显4周期来压来压步距M1515最大平均支护强度KN/m2161161最大平均顶底板移近量mm7070来压显现程度明显明显5平时最大平均支护强度kN/m2116116最大平均顶底板移近量mm50506直接顶悬顶情况m117底板容许比压MPa28.2828.288直接顶类型类类类9基本顶级别级10巷道超前影范围m2020二、乳化液泵站(一）泵站选型、数量乳化泵选用GRB80/31.5型两台，输液管路选用高压胶管，耐压45MPa以上。主要技术参数如下:乳化泵:型 号:GRB-80/31.5 公称流量 :80L/min 公称压力 :31.5MPa 电机功率 :55kW（二）泵站设置位置泵站设置在3135上面下出口绕道。（三）泵站使用规定1、配制乳化液的乳化油要符合要求，有产品合格证书，所有水质要清洁，PH=69。2、乳化液泵站和液压泵系统完好不漏液,20Mpa的泵站不小于18MPa，乳化液浓度2%3%，有自动配比箱和检测仪器。3、配制乳化液时，要使用自动给液装置，严禁使用铝制品，并防止杂物混入，防止吸空。4、泵站运转10天后，应清洗一次乳化液箱的各过滤部分，包括沉淀坑内的杂物垃圾。5、乳化液箱及各种保护装置要一月彻底清洗一次，泵站系统的各级滤网、过滤器、管路要经常清洗，以保持清洁。水质每季度化验一次，过滤器应按一定方向每班义务旋转12次。6、开泵前要检查各部件是否完好无损，表针是否回零，各接头是否松动。手动部分是否灵活，过滤器是否堵塞，吸排液管是否曲折和被压。7、检查润滑油量油标是不是红线以上、绿线以下，油质是否变质，乳化箱内的液位在液标管2/3以上。8、打开手动卸载阀，拧开泵头放气螺丝至出液为止，然后拧紧，并点动电机，看转向是否与转向箭头方向一致，否则更正。9、泵站司机经过培训考试合格并持有合格证后方可操作机器。泵站司机每班设置一人，不得兼干其它工作，严格现场交接班制度。10、泵站运行中司机要时刻注意到声音是否正常，有无漏液现象，压力是否符合要求，卸载阀是否灵活准确，发现后及时处理。11、要随时补充乳化液，使液面保持在液标2/3以上，液压箱不能敝盖工作。12、要观察泵体温度变化，不得超过650。13、泵站司机必须配有糖量计，以保证乳化液浓度达到要求，泵站压力达到规定要求。14、电动机及开关地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止运转，切断电源，待瓦斯浓度降到1%以下时，方可再送电开泵。15、高压管路必须吊挂在巷道一侧，并严禁和电缆线吊挂一起，需和电缆吊挂在巷道一侧时，必须吊在电缆以下0.5m处。16、吊挂高压管路严禁使用铁丝和钩子，要使用软绳和皮子绑挂。17、高压管路吊挂的不宜太紧但也不宜跨度过大，应保持5%的垂度。18、高压管路的快速接头要使用U型卡销住，严禁使用铁丝代替U型卡。19、高压管路漏液，注液枪漏液要立即更换，以免影响压力。20、面上更换管路和注液枪时，要通知泵站司机停泵，未停泵之前不准更换；严禁用柱子打住管路。21、面上高压管路要妥善管理，严禁拉在溜子底下或挤住；注液枪每10m一把，上下两头要适当加密。要保证泵站压力大于20MPa，乳化液浓度不低于2%3%。要加强支架与泵站的维修,杜绝系统的窜漏液。第二节 工作面顶板管理一、正常工作时期顶板支护方式根据一层煤顶板岩性及我井历年来回采经验，确定采用全部垮落法管理顶板。1、根据本工作面所选用的支护形式，支护设计，确定采用单体液压支柱配合HDJA1000金属铰接顶梁支护，三、四排控顶距，见四回一的支护方式。排距1.00m,柱距0.80m；炮采时工作面最大控顶距4.20m，最小控顶距3.20m；放顶步距1.00m。密集为单排单列密集切顶。每个柱挡内加支一棵戴帽点柱形成密集。工作面上、下两端头必须超前工作面一个循环处理；采用四对八架长型钢支护时，必须成对交替迈步使用，对与对间距中中0.70m，每对两条间距中中0.20m。采用调角定位顶梁支护时，弧形肖的配对，溜头处不少于3排，溜尾处不少于2排，双肖对打要均匀有力。工作面端头采用双肖梁支护时，排距1.00m,柱距0.70m。2、工作面内支护，铰接顶梁采用正悬臂前七后三齐梁式支护，顶梁上方用小杆（板皮）足顶，每梁上方使用4条，两端头各探出5cm（小杆规格见材料消耗表）,工作面内支柱必须迎山有力，周围落实。工作面支柱所有支柱必须使用我矿专门加工的细钢丝绳拴牢，新加密集挡在采空区一侧，防止倒柱伤人，回密集支柱时，要卸一棵回撤一棵，支柱时支一棵拴一棵。3.采用单排单列密集切顶，即每个柱档中间在老空侧加支一棵支柱形成密集支护，密集支柱和正规支柱齐直一条线。4、支柱的迎山角为向上为3-5。5、工作面必须设置专人使用特殊的专用工具（长度不少于1.2m的长钎子），巡回对工作面进行撬放活石、伞檐。6、工作面必须配齐镐、带绳的专用卸载把手、回柱钩子、长钎子。7、所有人员必须严格执行敲帮问顶制度,及时松掉伞檐活石,做好自保和互保,随时注意下滚的煤矸。8、工作面机头处,必须按规定支好四压,两趄支柱,机尾支好两压支柱,防止刮板输送机下滑,移机头机尾时,必须停下刮板输送机进行,移好后打好压趄柱子再开刮板输送机，压趄柱必须有可靠的防倒措施。9、顶梁不得随意摘开,发现单挑梁必须及时倒挂,倒挂时,严格执行先支后回及敲帮问顶制度。回柱时,必须使用长柄工具,并远距离卸载。10、支柱要二人作业,相互照应好,支柱要迎山有力,仰卧一致。11、工作面支柱及上、下出口所有单体支柱必须达到初撑力，工作面支柱初撑力不小于11.5Mpa，上下出口超前支护支柱初撑力不小于6.5Mpa。二、正常的特殊支护形式工作面正常工作时期，后部悬顶达到8m不垮落时，沿工作面倾斜方向沿密集线每隔10m建一组组式密集，每组不少于5棵支柱，密集支柱和备用支柱齐直一条线。5、当后部悬顶达到12m不垮落时，沿密集线每隔倾斜长5m建一组组式密集；并且沿工作面每隔倾斜长15m，走向长5m支设一棵信号木柱（木柱小头直径不得小于0.12m），并在信号木柱的中部砍上深为木柱直径一半的口子以利于观察顶板来压情况。6、当后部悬顶达到15m不垮落时，工作面全部建成双排密集，直到初次放顶结束。7、如果后部悬顶达到20m仍不垮落时，经矿、井放顶领导小组人员现场会诊后，编制人工强制放顶措施进行人工强制放顶。三、回柱放顶及与其他工序平行作业的安全距离放炮时人员必须全部撤离到放炮地点50m以外的安全地点躲避；攉煤应超前移溜15m；移溜与支柱之间错距不大于15m；回柱放顶要滞后支柱15m；分段回柱时，分段距离不小于15m，分段掐头回柱，斜截密集不少于5棵支柱。打眼工作在攉煤工作上方20m穿插进行，不允许在攉煤下方作业。四、特殊时期的顶板管理（一）工作面初次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、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,由矿压部门在上、下出口挂牌标明来压位置。3、工作面支柱以及上、下出口所有单体支柱必须达到初撑力，特别注意工作面中部支柱的初撑力及支架状态，及时采取措施预防冒顶。4、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，确保端头支架与巷道超前支护之间距离在0.7m以内，防止出现端头冒顶现象。5、工作面停采时要编制停采措施,加强顶板管理。（二）顶板破碎、顶板遇断层、顺面滑、煤壁溜帮超宽处，必须在柱挡内加支2.2m型钢进行前探临时支护控制好顶板（型钢梁头探到煤壁子跟）。（三）过断层及顶板破碎时的顶板管理工作面推采时，若遇夹角250的斜交或走向断层时，要在暴露的断层面上支上一梁二柱戗棚子，断层上下5m范围内加强支护，缩小柱距，并使用一梁二柱木棚板加强控制顶板。顶板破碎处，要用木料足实顶板，严禁空顶作业。面前支好临时支柱，支柱不到实底时，要穿铁鞋，严禁柱子支在浮煤浮矸上，遇倾斜断层时，要根据工作面与断层的延伸方向，提前调面，使工作面的方向与断层的方向夹角大于250。不论工作面遇有什么样的断层，在过断层时，要根据顶板的完整程度及断层处顶板破碎情况，适当加密炮眼，并减少每眼装药量，放小炮或震动炮，结合手镐采出，并超前处理一峒，支好戗棚和大板棚，需起底或放顶过断层时，可根据现场实际情况，另行制定安全技术措施。工作面若遇顶板破碎段，提前掏窝挂梁，减少每眼装药量，放小炮或震动炮，结合手镐采出，并超前处理一峒。第三节 工作面上、下出口及端头顶板管理一、工作面上、下出口的超前支护工作面推采期间，上、下出口超前煤壁线20m进行支护，其支护方法是：1. 工作面上出口超前煤壁线0米进行超前支护，要求支设三路（小于2.4米支设两路），工作面上出口超前支护按排距1.0米、柱距（三路按：上帮一路与中间一路柱距为中中0.9米，中间一路与下帮一路柱距为中中1.2米），工作面下出口超前煤壁线0米进行超前支护，要求支设三路，上帮支设一路，贴溜子下沿边支设一路，下帮支设一路。工作面下出口超前支护按排距1.0米、柱距（三路按：上帮一路与中间一路柱距为中中1.0米，中间一路与下帮一路柱距为中中0.9米）、顶梁按前七后三比例钢梁卡花进行支设，钢梁必须铰接护顶，支柱不准空肩，初撑力必须达到.5Mpa以上；支柱严禁钻底，必须全部穿铁鞋。2超前支护支柱必须支到实底，并棵棵穿好铁鞋，支柱严禁支在浮煤浮矸上，必须拉线支柱并达到规定的初撑力，人行路净宽度不低于0.7m，所有支柱必须棵棵用防倒连杆连接好或栓好防倒绳，防止倒柱伤人。3.超前支护其它规定：1）凡已沿空留巷的出口，顺巷道方向走向支设三排挂铰接顶梁的超前支柱，控制长度不小于20m。2）底板松软或遇水钻底超过100mm的采煤面出口，所有超前控制支柱必须穿铁鞋，且超前控制的长度，延长到超前压力范围以外。3）在巷道顶板比较破碎，特别是原支架棚顶上有较厚的顶垛，应根据现场情况支设走向或倾斜木棚进行加固处理,单体支柱必须达到初撑力。在巷道三岔、四岔门口或车场等特宽巷道处，应在本规定的基础上，再根据现场实际，加密超前支柱，但不得少于3排，支柱与两帮间用木板棚背好帮，防止溜帮伤人，人行路宽度不小于0.7m。二、工作面端头的管理1. 工作面上、下两端头必须超前工作面一个循环处理；采用四对八架2.60m长型钢支护时，必须成对交替迈步使用，对与对间距中中0.70m，每对两条间距中中0.20m。采用调角定位顶梁支护时，弧形肖的配对，溜头处不少于3排，溜尾处不少于2排，双肖对打要均匀有力。工作面端头采用双肖梁支护时，排距1.00m,柱距0.70m。2.端头支护最上（下）端一架支架与顺槽支架或煤壁带煤支架间距不得超过0.7m。3.工作面循环溜头（溜尾）最大控顶距为6.20（5.20m）；最小控顶距为5.20（4.20m）。4.工作面使用双销调角定位顶梁时有关规定：1）循环溜头溜尾采用六路双销调角定位顶梁，走向一梁一柱支护，梁与梁间距中一中0.8m。上端头六、五排控顶，下端头五、四排控顶，每根顶梁上均匀摆设不少于4根小杆，前七后三正悬臂支设，齐梁式布置。2）上下两端头爆破后等炮烟排净先掏出梁窝挂梁。3）挂梁时，甲乙两人配合作业。甲在支架顶板完整处两手抓住顶梁，将顶梁插入已安设好的顶梁两耳中，乙插上顶梁圆销并用锤将圆销打到位，然后甲托起顶梁，乙由下向上插上后边调角楔，使顶梁与顶板留有0.10.15m的间隙。之后甲在顶梁上均匀串好3根小杆，小杆粗细要均匀，托起顶梁，乙由下而上插上前边调角楔，并用大锤将两边调角楔或木板背实（工作面上下两端头要各配备一把大锤）。4）顶梁挂好之后，必须在顶梁下支上临时支柱。5）移溜头、溜尾将顶梁变为多铰接大跨距梁前，应将各铰点调角楔用大锤打紧（顶梁出现整体梁金属声为止），方可撤撑煤壁侧支柱，移溜头、溜尾。6）溜头、溜尾移到位置后，应及时支设支柱（支柱要根据规程要求支在适当位置），并将老空侧的调角楔取下，挂在顶梁上备用，禁止乱扔乱放，以防丢失。7）回撤后部的支柱及顶梁时，至少二人配合作业，一人负责照明，掌握好安全，观察顶板及周围支架情况,一人回撤柱梁。回柱人员要站在待回柱梁斜上方牢固的支架掩护下进行操作，观察人员要站在待回柱梁斜上方安全地点协助回柱人员工作，不得兼做其它工作，回撤人员要听从观察人员的指挥。8）回柱时，先在需回顶梁上，由下往上插上调角楔并要打紧，回出支柱，回梁时，用大锤打下调角楔，打脱圆销子，使梁脱离连接，用长铁钩子钩出顶梁。9）回出的支柱要支在适当位置，回出的顶梁要整齐竖放在密集线备用，严禁乱扔乱放。10）顶梁挂设必须平行于顶板垂直于煤壁。11）回柱时，要严格按照三角回柱法及回柱八大要领 （一问；二松；三清；四支；五喊；六回；七运；八竖）操作，严格按照自下而上，由密集到面前的顺序回撤。12)端头弧形销的配备，溜头处不少于三排，溜尾处不少于二排。13）循环溜尾处与密集线相齐，循环溜头处可放宽一排。14）双销梁与上下出口超前支护的铰接顶梁间距不得大于0.5m，严禁出现空顶。5.型钢梁使用有关规定：1）循环溜头、溜尾处的型钢梁要按本规程规定的数量、间距进行支设。2）型钢梁下的支柱要迎山有力，周边落于实底，初撑力达到规定要求。3）型钢梁上方要使用板皮子足顶，严禁空顶。支柱不准空肩。4）移动长钢梁时，要一根一根的前移，未卸柱前，必须先支好临时支柱，再卸柱前移。移型钢时不得少于3人操作。两人抬住型钢两头，一人扶住支柱，升柱时必须缓慢进行，柱子升紧前必须足好顶，工作人员的头部不得超过型钢梁的下平面，移型钢梁时必须停止溜子运转。5）型钢梁后边，从密集线开始必须支设走向顶梁，支上柱子，以增加端头的支护强度。三、支护材料的使用数量和存放管理生产期间所使用的各种备用材料，均要放置在上、下出口超前支护以外30m100m范围内，材料分设在无淤泥、积水、顶板完整处，且不影响行人和通风。不同类型、规格的材料分别码放整齐并挂牌标明规格、数量、负责人。工作面严禁使用已压折、压断和压扁的坑木材料，复用次数不超过两次。工作面上的备用柱梁、坑木均要有顺序地竖放在材料道一侧。在材料道内，必须沿密集线每条梁下支上一棵备用支柱，竖上一条备用顶梁，坏柱、坏梁及时运出工作面，并及时补齐。人行道内严禁有任何材料堆放。第四节 矿压观测1.由矿压观测部门定期对工作面进行矿压观测，主要观测内容：日常支柱支护质量动态监测。2.设置采煤工作面支护质量及检查记录表（同时兼作跟班安监员交接卡）。记录表分两部分：一是单体支柱初撑力的监测，二是现场存在的问题。3.单柱初撑力的监测每班不少于两次，抽测率不少于初排支柱的30。4.对查出的问题，现场能立即解决的，必须通知跟班队长或班长立即整改，不能立即解决的，将问题填写到记录表上，上井后再责成有关单位进行整改。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、转载方式工作面采用放炮落煤，人工攉煤，工作面循环刮板输送机运出，再经下出口刮板输送机、胶带输送机，313皮带下山胶带输送机运入煤仓。（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矿车和JD-11.4绞车，通过轨道顺槽运进工作面。二、推移输送机方式1、移刮板输送机时要使用液压移溜器，如果使用单体液压支柱移溜时，必须打好支杆，单体液压支柱两端与刮板输送机和支杆间垫上木料，防止打滑，严禁利用刮板输送机本身自移。2、移刮板输送机前，要清好面前浮煤，替好面前碍事的柱子，替柱前，要严格执行先支后回制度。3、移刮板输送机工作必须从一个方向进行，严禁从两头向中间移。4、移刮板输送机时，刮板输送机的弯度不宜过大，在10m长度内的弯度不能超过3-5，要上下顺直，严禁移成急弯。5、刮板输送机移完后要打好机头机尾的压、戗支柱。6、在顶板破碎处移溜时，要用木板棚控制好顶板后再移溜，并随移溜随支柱替柱。在此处需要停下刮板输送机运转后再移溜。否则，不准移溜。7、在断层处、底板不平处移刮板输送机时，除对顶板支护外，刮板输送机移完后要垫平顺直顺好。8、移机头机尾时，都必须停止刮板输送机运转，方可卸掉压戗柱子，刮板输送机移完后，必须及时打压戗柱子，移刮板输送机时，煤帮侧和机头、机尾附近的人员都必须撤离。如果工作面下出口为挑顶掘进的，必须在顺槽刮板输送机机尾上帮打好一梁三柱架架相连的戗棚子，并超前煤壁2峒打好，移机尾时对碍事的支柱要边替边移，严禁空帮空顶作业。9、在移刮板输送机时，若发现坏溜板，如溜板缺爪、舌头攉起，溜槽沿子磨损严重造成跳链，要及时汇报并更换。三、运煤路线 运煤路线：3135上面3135上面皮带道3135上面转载皮带道313一节皮带下山煤仓东大巷立井地面四、辅助运输路线地面料场立井东大巷311石门313一节轨道下山313一节轨道下山3135上面上出口工作面。第二节 一通三防与安全监控一、通风系统风量计算3135上面实际需要风量，应按瓦斯、二氧化碳的绝对涌出量、工作面的气温和风速以及人数等因素分别进行计算后，采取其中最大值。 1、 按瓦斯绝对涌出量计算Q采=100qCH4K采通 =1000.052=10m3/min式中：Q采-采煤工作面实际需要风量，m3/min。100-单位瓦斯涌出配风量，以回风流瓦斯浓度1.0%的换算值。qCH4-采煤工作面的瓦斯绝对涌出量0.05m3/minK采通-采煤工作面瓦斯涌出不均衡通风系数，（机采面可取1.21.6，炮采工作面可取1.42）本工作面K采通取值2。2、按二氧化碳绝对涌出量计算Q采=67qCO2K采通 =670.282=38m3/min式中： Q采-采煤工作面实际需要风量，m3/min。67 -单位二氧化碳涌出配风量，以回风流二氧化碳浓度1.5%的换算值。qCO2 -采煤工作面的二氧化碳绝对涌出量0.28m3/min。K采通-采煤工作面二氧化碳涌出不均衡系数，（正常生产时期连续观测一个月，日最大绝对二氧化碳涌出量与月平均日二氧化碳绝对涌出量的比值。通常机采面取1.21.6，炮采面可取1.42）本工和面K采通 取值2。 3、按工作面气象条件计算采煤工作面应有良好的劳动气象条件，其温度和风速应符合采煤工作面温度与风速对应表要求。采煤工作面实际需要风量，按下式计算：根据地质说明书该面回采期间采高最小0.7m，最大1.4m。、当采高为0.7m时：Q采=6070V采S采K高K长 =60701.02.591.01.1=120m3/min式中：V采-采煤工作面平均风速m/s，根据气温条件，参照表1中数值1.0S采-采煤工作面的平均断面，可按最大和最小控顶断面积的平均值计算。S采=0.7（4.23.2）/2=2.59m2（该面最小控顶距3.20m，最大控顶距4.20m，） K高-采煤工作面采高调整系数。从表2中查取1.0K长-采煤工和面长度调整系数。从表3中查取1.1S采大=L大H采高=4.20.7=2.94m2S采小=L小H采高=3.20.7=2.24m2L大-3135上面最大控顶距，4.20mL小-3135上面最小控顶距, 3.20m、当采高为1.4m时：Q采=6070V采S采K高K长 =60701.05.181.01.1=240m3/min式中：S采=1.4（4.23.2）/2=5.18m2S采大=L大H采高=4.21.4=5.88m2S采小=L小H采高=3.21.4=4.48m2L大-3135上面最大控顶距，4.20mL小-3135上面最小控顶距, 3.20m采煤工作面进风流气温与对应风速 表1采煤工作面进风流气温（）采煤工作面风速(m/s)201.020231.01.523261.51.8采煤工作面采高调整系数K高 表2采高（m）2.02.02.52.5及放顶工作面系数K高1.01.11.2采煤工作面长度调整系数K长 表3采煤工作面长度（m）长度风量调整系数（K长）150.815800.80.9801201.01201501.11501801.01.21801.31.4注：有降温措施的工作面按降温后的温度计算。4、按炸药量计算（1）、一级煤矿许用炸药：Q采25Acf（2）、二、三级煤矿许用炸药：Q采10Acf式中：Acf采煤工作面一次爆破所需最大炸药量，kg 25每千克一级煤矿许用炸药需风量，m3/min 10每千克二、三级煤矿许用炸药需风量，m3/min本工作面采用二级煤矿许用炸药，每次起爆药量0.3kg,即Q采3m3/min5、按采煤工作面每班最多人数计算实际需要风量Q采=4N=436=144m3/min 式中：N-炮采工作面同时工作的最多人数36人。6、按风速进行验算a、采高0.7m时 按最低风速进行验算，采煤工作面的最低风量（Q采）：Q采=15S采大=152.94 =45m3/min109m3/min 式中： S采大-采煤工作面的最大断面积，2.94m2。 按最高风速验算，采煤工作面的最高风量（Q采）：Q采=240S采小=2402.24=538m3/min109m3/min式中： S采小-采煤工作面的最小断面积，2.24m2。b、采高1.4m时 按最低风速进行验算，采煤工作面的最低风量（Q采）：Q采=15S采大=155.88=89m3/min218m3/min式中： S采大-采煤工作面的最大断面积，5.88m2。 按最高风速验算，采煤工作面的最高风量（Q采）：Q采=240S采小=2404.48=1076m3/min218m3/min式中： S采小-采煤工作面的最小断面积，4.48m2。结论：由以上验算可知3135上面的需要风量为：采高0.7m时所需风量120m3/min，采高1.4m时所需风量240m3/min，经验算风速符合煤矿安全规程规定。随着采高的不断变化，由通风队按每月矿井配风计划调整风量，满足工作面需风量。通风路线 1、新鲜风流:立井-390东大巷311石门313一节轨道下山3135上出口3135工作面乏风流：3135上面3135皮带道313一节皮带下山-390东翼总回回风斜井地面二、防治瓦斯1、瓦斯检查在采煤工作面风流中和回风流中各设置一处瓦斯检查点，工作面风流瓦斯检查牌板（1）设在工作面煤壁20m以内的回风巷道中，回风流中瓦斯检查牌板（2）设置在距回风口以里10-15米处。瓦斯检查次数每班2次，间隔时间35小时。瓦斯检查员要严格执行井下现场交接班制度，瓦斯检查结果要及时填写并做到三对口制度（瓦斯检查手册、记录牌版和瓦斯日报表），瓦斯检查员必须每班至少检查一次采煤工作面炮眼内的瓦斯浓度，时刻掌握前进方向的瓦斯赋存情况，发生变化立即向调度室汇报，采取相应措施进行处理。2、瓦斯监测采用一台DJ4G-20