31322采煤工作面作业规程

统一编号采第2017071号X煤业公司采煤工作面作业规程采煤工作面名称31322回采工作面施工单位采煤一队编制人X批准日期年月日会审单位及人员签字生产技术部机电部通防部安监处安全副经理机电副经理生产副经理总工程师目录第一章概括1第一节编制依据1第二节工作面位置及井上下关系1第三节工作面参数及煤层赋存情况1第四节煤层顶底板2第五节地质构造2第六节水文地质2第七节瓦斯情况3第八节影响回采的其它地质情况3第九节储量及服务年限计算3第二章采煤方法4第一节巷道布置4第二节采煤方法及采煤工艺5第三章顶板控制7第一节支护设计7第二节工作面顶板管理11第三节运输巷、回风巷及端头顶板管理15第四节矿压观测17第四章生产系统17第一节运输系统17第二节“一通三防”与安全监控18第三节排水23第四节供电23第五节照明、通信和信号26第五章劳动组织及主要技术经济指标27第一节劳动组织27第二节循环作业27第三节主要技术经济指标27第六章煤质管理28第七章安全技术措施29第一节一般规定29第二节顶板30第三节防治水32第四节打眼、装药、放炮安全技术措施33第五节“一通三防”与安全监控35第六节运输37第七节机电38第八节初采安全技术措施38第九节采面放水眼掘进作业规程38第十节回柱绞车使用安全技术措施38第十一节安架、运架、撤架安全技术措施39第十二节皮带运输安全技术措施41第十三节刮板输送机运输安全技术措施42第十四节其它42第八章六大系统、灾害应急措施及避灾路线43第一章概括第一节编制依据一、批准的X煤矿采掘接替计划；二、批准的31322回采工作面地质说明书；三、依据31322回采工作面安全风险辨识成果编制；四、煤矿安全规程及执行说明，采煤专业安全生产标准化标准；五、采煤各工种操作规程、工种岗位责任制；六、安全管理制度工作面交接班制度、工程质量验收制度、巷道维修制度、机电运输、一通三防和采煤工作面的安全管理等制度。第二节工作面位置及井上下关系表一工作面位置及井上下关系表水平名称400M水平采区名称32采区区段数（南或北）二区段西地面标高最高（M）9992最低（M）720井下标高机巷（M）400风巷（M）511地面相对位置31322回采工作面地表位于干树湾、寨梁上，地表植被以松树和灌木丛林为主，局部地势陡峭，地表无民房、甘树湾河由北向南横切工作面，掘进施工对地表无大的影响。井下位置与四邻关系及四邻采动情况工作面位于32采区13煤层中，北为515M水平底板巷道和水平隔空煤柱；南为31324回采工作面（未布置）；西为31321回采工作面；东为井田边界；上部515水平开采完毕为采空区。第三节工作面参数及煤层赋存情况工作面参数走向长度899M，真倾斜长度137M，煤层最大倾角58，最小倾角27，平均倾角54，煤层实际倾斜面积125685M2。表二煤层情况表煤层厚度（M）21444结构式（025）188（01）075（006）容重（T/M3）15057（022）煤层硬度（F）F23煤种贫廋煤稳定程度煤层情况描述31322采煤工作面布置13煤层，煤层结构较复杂，一般含夹矸15层，煤层厚度稳定。煤层厚度总厚21444M，硬度系数F23,走向为265，煤层倾角2758，平均54。本区煤岩层为简单单斜构造。沿走向和倾向都有一定程度的舒缓波状起伏变化。顶底板岩性无明显变化。第四节煤层顶底板工作面煤、岩层综合柱状图及顶底板情况表三煤层顶底板情况表顶底板名称岩石名称厚度（M）岩性特征老顶粗粉砂岩6631241灰色中厚层中粒砂岩直接顶泥岩003072黑色泥岩含菱铁矿结核伪底含砂泥岩01070含砂质泥岩煤层顶底板情况直接底细粒砂岩39124灰白色细砂岩附图一煤层顶底板岩性综合柱状图。第五节地质构造本区煤（岩）为单斜构造，产状较稳定，煤层16554，平均54，为急倾斜煤层，本工作面地质构造简单，在工作面东部有一古河床冲刷带，对31322回风、运输巷布置造成较大影响。由浅部到深部延伸，造成运输巷与回风巷少布置153米，受其影响，冲刷带作为31322回采工作面东部边界；根据煤层底板等高线分析31322回采工作面开切眼布置中可能会受冲刷带影响，使其煤岩层倾角变缓，对工作面回采有较大影响。第六节水文地质一、工作面水文地质情况及注意事项1工作面位于隔水层中，对应地表为陡坎地段，防止515水平采空区老窑水及裂隙水渗入工作面。2工作面局部顶板有滴、淋水，保持运输巷水沟通畅，防止巷道积水。3该工作面，地质情况及构造情况比较清楚，地质情况简单。回采中应加强工作面顶底板管理。4由于物探及钻探资料较少，开切眼掘进期间及工作面回采中，须加强超前预探和预测预报，坚持“有疑必探，先探后掘”的探放水原则，密切关注异常水情。5排水路线31322采煤工作面31322采煤工作面运输巷32采区通风上山300M水平东大巷300M水平主石门中央水泵房主、副水仓。6避水灾路线当工作面发生突水或大量涌水时,沿下列路线撤退31322采煤工作面31322采煤工作面回风巷508M区段回风巷515M水平东大巷515M水平主平硐地面。二、最大涌水量10M3/H，最小涌水量05M3/H。第七节瓦斯情况X煤矿属低瓦斯矿井，绝对瓦斯涌出量012M3/MIN。第八节影响回采的其它地质情况表四影响回采的其他地质情况表其它因素对回采工作面的影响瓦斯绝对瓦斯涌出量012M/MIN。煤（矿）尘煤尘有爆炸性煤的自燃不易自燃（级）地温地温无异常，对回采无影响地压无冲击地压第九节储量及服务年限计算一、工作面储量工作面工业储量为640994T；工作面可采储量为608944T。表五工作面储量预算表项目走向长真倾斜长垂高采高煤厚容重回采率可采储量单位MMMMMT/MT数量89913711133214441595608944二、工作面正规循环生产能力和服务年限（一）工作面正规循环生产能力WLSHC137073315954501T式中W正规循环生产能力，T；L工作面真倾斜长度，M；L137M；S正规循环推进度，07M；H采厚，33M；煤的视密度容重，15T/M；C工作面回采率，95（二）工作面服务年限额工作面的服务年限可采储量/月计划产量（每天按1个循环推进，正规循环率按90）。TZK/Q循ZK/LSHCN30608944/（1370733159513090）50（月）式中T工作面服务年限，月；ZK工作面可采储量，T；Q循工作面月产量，T/月；N循环落煤次数，取1循/天第二章采煤方法第一节巷道布置一、采煤工作面及巷道布置31322采煤工作面位于32采区东翼13煤层中。上为回风巷，下部为运输巷，两巷相互平行，且都布置于13煤层中。开切眼布置于采煤工作面东侧，开切眼上段安架长度为3116M，随着依次推进工作面逐渐增长直至延伸到31322运输巷形成30真倾角的长工作面。31322采煤工作面北为515M水平底板巷道和水平隔空煤柱；南为31324回采工作面（末布置）；西为31321回采工作面；东为井田边界；上部515水平开采完毕为采空区。附图二31322采煤工作面及巷道布置示意图。二、工作面运输巷31322运输巷在32采区400M区段，高程为400M的K13煤层中，为新掘机轨合一的异形断面巷道，巷道断面参数宽4400MM，高3200MM，断面积为134，采用锚网索W型钢带进行联合支护；该巷道主要用于工作面的进风及煤炭、材料运输。附图三31322运输巷断面图。三、工作面回风巷31322回风巷位于32采区东翼区段内的K13煤层中，掘进期间采用锚网索W型钢带进行联合支护，巷道断面参数高度3650MM，上宽度3500MM，下宽度3800MM，断面积975M2。该巷道主要用于工作面的回风及工作面材料运输等。附图四31322回风巷断面图。四、开切眼工作面开切眼沿煤层倾向呈“”型布置，伪倾角30；在31322运输巷内保证装车线巷道底板上15M的高度）后开口施工溜煤斜巷，先以真倾斜顺13煤层掘进2M，再以300伪斜角（偏东）掘进170M，最后按300伪倾角（偏西）掘进开切眼，开切眼长度为3116M，直至贯穿31322回风巷。开切眼高度2200MM，宽度2200MM,净断面积484，眼内用双排单体液压支柱配横梁架设抬棚支护；若底板软时，支柱要穿鞋；煤壁采用排柴背帮严实，间距为08M，排距为08M；立眼和溜煤斜眼宽度16M，柱距为08M，排距为1M，下立眼采用1215MM圆木进行井子架支护。附图五开切眼布置示意图。五、工作面放水眼及八字眼按照设计本工作面正常推进时的放水眼在运输巷顺13煤层中掘进，坡度为伪斜角300顺煤层顶板向工作面掘进并贯通工作面。放水眼掘进时先在开口处向上掘进6M，再按伪斜角300顺煤层顶板向右上方掘进10M,接着在立眼左侧10M处开口向上掘进6M再以伪斜角300与顺煤层顶板向右上方掘进10M与之前右侧所掘的眼子贯通形成行人八字眼，再从放水立眼上方以伪斜角300顺煤层顶板向右上方掘进直至与工作面贯通形成放水眼；放水眼内用单体液压支柱配9工字钢横梁架设抬棚支护，所以立眼宽度16M，高16M，采用1215MM圆木进行井字架支护，八字眼段和放水斜巷宽度16M，高16M，柱距08M，排距1M；若底板软时，支柱要穿鞋，上帮煤壁采用排柴背帮严实。附图六放水眼及八字眼布置示意图。第二节采煤方法及采煤工艺一、采煤方法该工作面设计为俯伪斜走向柔性掩护支架采煤法，工作面伪斜角为300，采高33M。附图七工作面布置示意图。二、采煤工艺打眼爆破铺设搪瓷溜槽攉煤移架（一）落煤方式打眼爆破落煤。（二）爆破作业1、炮眼布置方式及爆破方法1）炮眼布置方式采用五花眼布置，炮眼深度09M,炮眼利用率80。2）爆破方法采用毫秒延期电雷管、三级煤矿乳化炸药，串联连线放炮，正向爆破。装药结构示意图附图八炮眼布置示意图。附图九放炮警戒示意图。表六爆破说明书注一次起爆个数不得超过17个，总装药量不得超过34KG。（3）采煤工作面设备布置炮眼角度（）装药量水平坚直炮眼名称炮眼编号眼深（M）眼距（M）最小抵抗线（M）封泥长度（M）水炮泥数（个）左右仰零俯眼数（个）眼装药数（个）总装药数（条）总装药量（KG）雷管段数雷管数量联线方式顶眼1230910100451539033130633串联中眼4560910100451509002120422串联底眼7890910100451503130613串联炮泥雷管炸药水炮泥雷管脚线表七工作面设备配备表序号设备名称型号数量用途备注1液压泵站BRW80/202支护2回柱绞车JH751护架3单体支柱DZ35150/100130支护4单体支柱DZ22300/100900放水眼、行人眼支护5单体支柱DZ25250/10043工作面控架6单体支柱DZ35150/100DZ40250/1104020上下平巷超前支护、尾架控架7柔掩支架ZRYC24/34L860支护全长10的富余量8注液枪10支护9气动风钻ZQHS40/215钻眼附图十工作面设备布置示意图。（4）柔掩开采安全规程规定采用柔性掩护支架开采急倾斜煤层时，地沟的尺寸，工作面循环进度，支架的角度、结构，支架垫层数和厚度，以及点柱的支设角度、排列方式和密度，钢丝绳的规格和数量。第三章顶板控制第一节支护设计一、采煤工作面的支护设计、选型1支护选型液压支架选型根据煤层顶底板岩性较差的特性，工作面选用掩护式液压支架。液压支架的选型计算如下支护强度计算估算法计算31089COS1NKMP332420COS549810/（141）0228MPA式中P支架单位面积上应有的工作阻力（即支护强度），PA；K顶板岩石碎胀系数，取14；N考虑支架受力不均衡的安全系数，取20；M煤层平均采高，M；顶板岩石平均容重，取24T/M；煤层平均倾角（54）。经验公式计算PNMCOS9810（68）3324COS549810027036MPA式中N支架荷载相当于采高岩重的倍数，对中等稳定顶板取68；煤层倾角；其它参数同上。结论支架支护强度应不小于上述两式计算结果的最大值。工作阻力PNMF9810833136025249810211KN式中F支架的支护面积，FLBL支架控顶距，1M；B支架中心距，250MM；根据厂家提供数据ZRYC24/34L型柔性掩护液压支架可承受的矸石压力为980KN/M，可得出每组支架可承受的矸石压力为245KN，大于工作面阻力211KN，故工作面选用ZRYC24/34L型柔性掩护液压支架能满足要求。支护形式采面用三环链将ZRYC24/34L型柔性掩护液压支架联成整体，把采空区和工作面全部隔开，形成一个安全的工作空间。ZRYC24/34L型柔性掩护液压支架支护高度为2434M，由导向梁、顶梁、掩护梁、液压缸、尾梁及操作阀等构成。主要技术参数支架梁宽200MM、支架中心距250MM、支架间隙50MM、导向梁可调角度为106、尾梁可调角度为70、顶梁与掩护梁夹角为120150。2回风巷的单体液压支柱支护设计、选型（一）采用经验公式PT981HK9813325427468KN/式中PT工作面合理的支护强度，KN/；H采高，M；顶板岩石重力密度，取25T/M；K工作面支柱应该支护的上覆岩层厚度与采高之比，取4。（二）选用相邻、相似工作面矿压实测工作面初次来压时的支护强度PT。（三）支柱实际支撑能力可以采用下列公式计算RTKGKZKBKHKAR099095091130025394KN式中RT支柱实际支撑能力，KNR支柱额定工作阻力，300KN/根K支柱阻力影响系数，可以从表中查得。表八矿压观测成果统计表项目液压支柱微增阻支柱急增阻支柱工作系数KG09909105增阻系数KZ09508507不均衡系数KB09080723M2434M2434M采高系数KH100950951011252645倾角系数KA1009509表中系数根据矿压观测成果统计，适宜一般采煤工作面。（四）回风巷合理的支护密度，可采用下列式计算NPT/RT27468253911根/式中N支柱密度，根/；PT回风巷合理的支护强度，27468KN/；RT支柱实际支撑能力，2539KN/根。故支柱选用确定支柱型号为DZ35150/100，间距为1M，排距为1M。2两巷支护管理见本章第三节3其他支护要求（1）工作面各眼段支架必须保持成直线；各眼段折线长度不得大于1M。（2）工作面每隔57M打一根控架支柱，当工作面走架不正常时，根据现场缩小控架支柱间距，合理支设控架支柱，保证支架走至正常架位。由于控架支柱不参与巷道支护受力，故单体支柱初撑力要求为04MPA。（3）工作面各眼口必须使用单体液压支柱加密支护，空顶面积不得大于05；遇顶板破碎带用排材做假顶支护，遇底板松软时必须穿鞋支护。且所有支柱必须使用注液枪注液，将支柱打正打牢。（4）各放水眼严格按放水眼作业规程要求支护外，采煤队在投入使用前，必须进行全面加固；保证各放水眼行人、通风安全畅通。（5）生产中打落的支柱必须及时补齐；打坏、打变形和失效支柱必须及时更换。（6工作面单体液压支柱使用好防倒绳，防倒绳直径为8MM。4采空区处理工作面采空区采用全部垮落法处理。二、合理控顶距的选择在满足安全生产的前提下，根据工作面的实际工作条件和采煤工艺确定最大控顶距。工作面工作空间必须全部受支架掩护，沿工作面斜长2M范围内，露棚面积不得大于05M2，超过05M2必须进行支护和接顶工作。三、工作面行人规定及防止上部矸石、材料等滚下伤人等规定要求1、工作面、放水眼内，坡度大于30及尖子处必须设防矸挡栏，避免矸石下落伤人。2、人工向工作面运料要稳，要做到安全喊话，防止碰手碰脚或伤及他人。一次向工作面运料不能太多,确保工作面畅通。3、工作面放煤时要做好敲帮问顶工作，边刨煤边处理松帮、危岩、活矸。待煤稳定，不朝下滚时，才铺设溜槽，溜槽搭接必须稳、直、平。刨煤过程中，要注意工作面的情况，发现堵塞、风量变小时，要立即停止放煤，查明原因。4、溜口放煤时，放煤人员要站到溜口旁边安全地方，用长木柄工具攉煤。放煤人员溜口攉煤时必须严格按照安全操作规程执行，若溜煤眼闸口被卡住时，可站在留口的一边，由下往上桶，但不准将身体探入眼内，也不准手握锹柄顶端桶，以免煤块冲力大，打飞铁锹伤人。不放煤时，使用挡煤板将眼口封闭，挡煤板规格500MM300MM20MM。尾架端口处随煤炭被开采后要及时撤出原运输巷的支护材料，包括煤层中的锚杆、钢带、锚网等材料并安全运出巷道。5各放水眼口必须设置跨越皮带“过桥”，便于行人。同时必须注意溜口下端运煤运输设备的运行状况，出现意外及时关闭运行设备以免造成人员受伤。5、工作面放水眼应保持畅通并设置引水管。6、工作面放煤时一定要作好临时支护，放煤发现残药、残管要拣出交班组长或放炮员，工作面还要做好支架固定和绞棚工作。四、工作面支护作业的有关要求1、操作时要两人配合，一人操作，一人观察顶板，严禁单人作业，操作时必须在支护完好的安全地点进行工作。要清理好退路，并告知在附近工作的其它人员。2、当顶板来压和遇到其它安全隐患时，要停止作业，待处理好安全后再进行作业。3、工作面上段操作时下段附近不准有行人通过，作业段内不得有无关人员。五、乳化液泵站1、乳化液泵站及管路选型乳化液泵站型号BRW80/20；柱塞直径40MM；乳化液浓度不低于35，额定压力18MPA；外形尺寸（长宽高）MM2000840795；主管直径19MM，工作面主管直径16MM，支管直径10MM。2、乳化液泵站上下平巷各设置一台，上部位置设置在回风巷内距离工作面上出口不小于200M处,下部运输平巷乳化液泵站设置在距离工作面下出口不小于200M处，工作面每间隔20M配置一把注液枪，并列连接到乳化液泵主管，分别供工作面上各个区段支柱添加乳化液使用，并且上下端口也须各留一把注液枪，注液前要保证注液枪压力大小调节到最佳范围。3、乳化液泵站使用规定操作司机必须经过专门培训合格，并持证上岗。新泵站或较长时间未运转的泵投入使用时应首先检查各部是否有锈蚀、损坏，密封是否完好。泵的工作位置应尽量水平，安装在相对较干燥的地方，不得影响行人，通风，运输要求。检查泵与电机的对正情况，泵与电机两半联轴节间应留有24MM间隙。用手扳动联轴节转动。灵活，无卡阻现象。检查泵内润滑油位是否正常，油位不应低于油标的红线及高于绿线，柱塞腔的滴油腔内是否有足量的润滑油。开泵前应打开液箱出液阀门，然后开动电机，观察电机转向应与指示标牌箭头标记一致。泵运行中箱体油温不应超过700C，液温不得超过500C,电机温度不得超过650C。随时观察电机，及泵运行情况清理油污，泵体的声音及压力表的摆动量，检查系统是否有漏液，如发现异常情况，立即停机检查处理。停机不使用时，应及时将控制开关打至“停止”位置，并将开关闭锁。每班上班前，值班队干必须使用乳化液浓度检测仪对乳化液浓度进行精确检测，确保乳化油浓度达到35，若浓度未达到标准，则须及时更换新的乳化液。第二节工作面顶板管理根据矿井已收集的地质料，该工作面伪顶及直接顶为黑色泥岩，老顶为灰色中厚层状粉砂岩，中粒砂岩，节理不发育。在工作面回采过程中，伪顶、直接顶随工作面推进而垮塌充填采空区。工作面初采时，按照强制放顶专项措施执行。工作面回采初期，配备137架ZRYC24/34L型柔性掩护液压支架（支架数量随工作面长度增加），上部平巷超前安架35M，共计152架支架对初采工作面进行全支护法管理。1、正常工作时期顶板支护方式工作面支护型式由ZRYC24/34L型柔性掩护液压支架支撑到煤壁与底板上，由三环链将支架连接成柔性整体，配合采空区充填垫层（不小于2M）把工作面作业空间与采空区矸石带隔离。在走架过程中每隔57M用单体支设打好迈步支撑和斜撑支柱，保证走架姿态正常。尾架撤架时必须使用单体支柱进行控架处理防止甩架。由于该工作面煤层倾角较大，风巷安设支架时必须保证支架上梁水平，防止支架进入工作面造成仰架，工作面如果出现仰架或趴架必须及时打单体控架，要求支架顶梁、掩护梁及尾梁所确定的平面与巷道法线形成向上山方向35的夹角支架顶梁法向夹角为45，支架左右偏角不能大于10。2、正常工作时期顶板特殊支护方式工作面各眼口的支架容易出现趴架仰架，为了保证岔口处的支架正常架姿，需在工作面放水眼口的支架前方沿倾斜方向打设一排密集支柱和斜撑控架支柱，支护采用单体支柱支设，其柱距为08M，行人道及溜煤道处柱距为08M，斜撑控架支柱支护方式，斜撑控架支柱的柱脚抵在密集支柱上柱脚上，斜撑控架支柱的柱头抵在支架上端确保支架架姿，以及斜撑控架支柱必须采用木垫板穿鞋带帽防止支柱滑脱。眼口在工作面推进过程中，每次攉煤前先打设好替换密集支柱，每攉1M煤立即走架及打设好斜撑控架支柱后方可继续攉煤。生产中遇断梁、支架悬空、窜矸等情况时，必须及时处理。如遇断梁时及时更换，加强支护；遇构造带造成顶板不规则或破碎漏档，支架不能很好地接顶或接帮时，必须对支架上端用排材或木支柱接顶，防止采空区矸石下窜。三、移架放顶与其它工序平行作业的安全距离（一）移架方式采用人工进行移架；工作面移架至少两人一组，一人移架一人观察顶底板及支护情况，两人都应站在支架牢固的安全地点作业；尾架端口甩架时必须停止整个尾段工作面溜煤并关闭挡矸闸栏，必须先打好尾架的控架支柱将端口支架支撑起来，随后组织撤出端口的金属架厢，当撤出端口的金属架厢后再缓慢卸载控架支柱从而使尾架下移，卸柱时严禁端口下方有人员逗留；端口移架成功后又要及时加强支护和清理锚杆、锚网、钢带等报废材料，为下一次尾段放煤创造出安全环境。（二）移架顺序移架顺序是，每刨完一道炮的煤，就由下至上，依次进行移架，严禁工作面煤刨完后一次性大量移架，一次移架距离不得大于10M。（三）操作方法1、准备工作（1）备齐刨煤、移架工具（琢子、掏锄等）。（2）在采场内认真检查顶板支护状况，整改不正规支柱。（3）清理维护好退路，处理好作业范围内的安全。2、操作方法（1）在工作面推进过程中，支架必须走拢煤壁。工作面放炮后，必须及时移架。（2）移架过程中，根据支架位置情况，及时打好棚支或迈步支撑，保证支架沿设计层位移动，支架的仰角、偏倒度必须合乎规定。（3）在放煤移架时，人员必须检查架端情况，如发现有窜矸征兆的必须绞好，移架人员的脚应站在支架下肢上，以防支架走动过程中挤伤移架人员的脚。（4）放煤过程中必须支设绷支或支撑固定好支架，顶板不完整时及时打好临时支护。（5）工作面作业过程中，严禁将头伸到支架上肢上面观察采空区情况。3、技术要求（1）正常移架时，工作面同时移架相隔距离不得小于23M；移架与打眼、眼口支护只能在保证不小于20M安全距离时平行作业，移架与装药、爆破不得平行作业。（2）刨煤、移架至少两人一组，一人刨煤、移架放顶一人观察顶底板及支护情况，两人都应站在支架牢固的安全地点作业。（3）回出的支撑等材料应及时转运运输巷码放整齐，严禁堆放在工作地点；确保行人畅通。（4）刨煤、移架时必须做到先支护煤壁侧暴露的顶板，再刨煤、移架；严禁不支护就进行刨煤、移架工作。4、安全注意事项（1）刨煤、移架人员必须站在顶板完整，支架完好地点进行操作。（2）刨煤、移架过程中要时刻注视顶板及支护状况，发现异常立即停止作业，及时维护。如老顶来压或顶板有大面积垮落趋势时和工作面发生窜矸时，应立即撤人，待顶板稳定后维护好，确认安全后，方可再刨煤、移架。四、回撤尾架1、作业前，必须带好手拉葫芦、撬棍、锤子、改锥、扳手、钳子等工具并准备好单体支柱、注液枪等支护材料。2、用支柱把尾架控制好，防止在撤架过程中，采空区矸石应力重新分布，引起支架位移伤人。3、回撤尾架采用从里向外的顺序，并打好护身支柱，清理好退路。4、支架连接三环链拆除后，用葫芦远距离回撤，严禁人员用手工直接取架。5、撤支架只能一架一架的回撤，严禁多架同时撤掉三环链或用葫芦同时拉多架支架。6、每回撤出一架支架及时运送、放至运输巷指定地点，严禁堆放在工作地点，影响退路。7、回撤过程中，必须对支架接顶不充分、支架上受大块矸石挤压等安全隐患先进行处理。如果人员接近操作点困难，安全威胁大，必须立即向调度室汇报，待有关业务部门管理人员在现场制定出措施后，由现场值班人员监督下按措施处理，严禁违章蛮干。8、撤架过程中，必须对上下人员的眼口及作业区域巷道进行严格的敲帮问顶，对顶板压力大、破碎等安全隐窜及时进行处理后，才能正常回撤尾架。五、特殊时期的顶板控制（一）工作面初采及初次来压的顶板控制在工作面初采及初次来压期间（推进1520M期间），增加工作面及上下端头控架支柱数量，并加强工作面及眼口支护强度，支柱间距缩小。工作面依次推进期间，回风巷每隔10M要及时打好放顶眼以促进采空区自动卸压。机、风巷应加强支护，适当缩小支柱间距，打设撑木并进行背帮接顶。强制放顶方式1、采用钻眼爆破法强制放顶。采用ZDY1900S型钻机打孔，炮眼成“品”字形布置，眼距为300MM。爆破作业时掏槽方式为楔形掏槽，使用煤矿许用乳化炸药（二级）、毫秒电雷管，电雷管必须编号。起爆使用MFD100型发爆器全断面一起爆，联线方式为串联联线。采用正向装药结构眼深6000MM。2、强制放顶期间，施工单位必须加强支架支护质量管理，工作面回风平巷超前支柱必须符合规范（单排20M，双排10M），且支护牢固、可靠。工作面及上部平巷安设的掩护支架，每隔2M必须使用单体液压支柱支设一根支撑加强支护，减小放炮后顶板垮落对支架的冲击。3、放顶人员必须站在支架完整，无绷绳、崩柱、甩钩、段绳抽人等危险的安全地点工作。4、强制放顶时，起爆点设置在31322回风巷外，必须撤离31322采煤工作面、上下大巷作业人员。（二）过断层及顶板破碎时的顶板控制回采时如遇过断层及顶板破碎突然垮落时另外编制专项安全技术措施。（三）应力集中区的顶板控制加强回风巷支护，必须提前对风巷折断、推帮、失效支护进行更换和加强支护。当风巷应力集中区巷道变形严重，不能正常使用时，需进行专门维修时另编制专项安全技术措施。（四）工作面末采的顶板控制工作面末采时另外编制专项安全技术措施。附图十一工作面推进示意图。第三节运输巷、回风巷及端头顶板管理一、工作面运输、回风巷的顶板控制工作面回风巷掩护支架与回风平巷连接010M范围内，打双排加强支柱；1020M范围内，打单排加强支柱，单双排超前支护支柱间距1M，且支柱必须穿木板柱鞋、打紧打牢打直，由于巷道为全煤巷道，属软岩巷道，故单体支柱初撑力要求为56MPA。行人宽度不小于08M。若回风巷顶板压力突出则须及时采用金属梯形架厢进行加强支护，严格要求背帮背顶严实。回收的材料必须及时转走，浮煤（矸）清理干净。超前支护段巷高不低于16M。工作面运输巷超前支护采用010M范围内，打双排加强支柱；1020M范围内，打单排加强支柱，支柱间距为1M,所有单体支柱必须穿木板柱鞋、严格系好防倒绳并支护牢靠。采煤期间若工作面开采期间尾架压力突出则须及时提前补增金属梯形架厢加强支护，尾架移架时再逐次回收金属架厢。二、工作面上、下端头安全出口的支护管理（一）支护形式。工作面上安全出口安架长度35M，安架时，必须找准煤层在平巷中的位置，卧好地沟，且支架必须安在煤层上；地沟要求为倒矩形，深度不低于400MM,平均宽度不小于400MM安架时必须收尽架底浮煤，上端头10M范围内伪斜角度调缓，伪斜角度为280，打好支撑，保证走架时的安全；回采期间若上安全出口范围压力增大则须及时增加金属梯形厢支护进行加固，采煤之后再对金属架厢进行回收，同时保证金属架厢必须滞后两部柔掩支架，防止巷道顶部冒落。（巷道锚网索支护时，必须进行退锚，其退锚必须滞后2M柔掩支架）。工作面下尖子10M范围内必须形成坡度为200的倒角。回采期间尾架端口处必须提前架设好金属梯形厢，架厢步距为1M，负压大时则调密步距到072M,同时要求自下端口010M范围内，打双排单体加强支柱；1020M范围内，打单排单体加强支柱，支柱间距为1M,所有单体必须穿好柱鞋，单体支护随下端口推进依次延伸。所有下安全出口与运输平巷连接处必须设置下人梯子，立眼段与斜眼交叉处必须设置下人的安全拉绳，其长度大于立眼段的长度；并于每排单体支柱柱脚处搭设横木，确保行人安全。要求安全出口高度不低于16M。安全出口内出现的多余材料、浮煤（矸）必须及时清理；打落、松动的支柱必须及时更换补齐，确保出口安全畅通。（二）质量要求支柱迎山有力，支在实底上，底板变软时必须“穿鞋”；符合矿井质量标准化要求。运输平巷掘放水眼开口时，必需在开口位置进行架厢加固，保证放水眼开口及掘进安全。三、工作面运输巷护巷方法（一）巷道掘进支护情况根据31322运输巷施工设计、围岩性质、矿压观测资料（顶板离层监测每300M一处）、巷道层位布置及水平标高等，31322运输巷已采用锚网索联合支护。锚杆采用MSGLW335/20无纵肋螺纹钢树脂锚杆金属杆，HRB335材质，公称直径20MM，长度2200MM，间排距为850MM850MM。托盘厚度为8MM、长宽150150MM的钢板制作。选用MSK2350树脂药卷，直径23MM、长度500MM，每眼装药卷2条。锚索采用长度7100MM的SKP15/1860型矿用锚索，配套使用型KM151860锚具。每根锚索使用6支MSK2350树脂药卷。锚索托板采用160型的槽钢加工制作，长300MM160MM的方形型托板。锚索布置形式为每排1根，排距255M。钢带采用WD28033型钢带，锚网采用8铁丝机制菱形，80MM80MM网格。钢带、锚网配合锚杆或锚索使用。（二）回采期间护巷方法1、架设金属梯形支架31322采煤工作面回采前，应提前对压力大区段架设梯形金属支架。金属梯形架采用11矿用工字钢制作，顶梁长为2960MM，柱腿为3300MM，排距10M（特殊时可调密至07M）。挖柱窝先量取棚距，按腰线和下宽定腿窝位置，按腰线确定其深度，控制好顶帮后，再把腿窝挖至设计深度。挖腿窝时，须由专人监护。上柱腿竖上棚腿，调整好扎角，并稳固好棚腿。上顶梁前探梁上的棚头与棚腿合口，先合一头后，再合另一头。禁止人员在下方逗留或通过。每架厢与厢之间使用2个固厢器及4根撑木，固厢器使用在两边梁头与柱腿接触位置安装一个；撑木使用在两边梁头及两根腿子的腰线位置各一根。背帮绞顶先将用水泥背板或排柴铺设于巷道顶部及两帮，再利用矸石进行填充，确保巷道顶部及两帮受力均匀。水泥背板尺寸为长宽厚1370MM400MM50MM。2、工作面下端口护巷方法护巷方法采用上面所述的密集架设金属梯形架厢并和打单体密集支护相配合。四、支护材料的使用数量和存放管理工作面使用的ZRYC24/34L型柔性掩护液压支架、配件及单体支柱等材料存放点与工作面上出口的距离必须大于30M，按照要求分类摆放整齐，实行上架、挂牌管理，材料管理牌中必须标明材料名称、型号、数量等内容，并指派专人负责。材料存放地点必须保证有07M以上宽度的人行道和必需的运输通道，确保行人、运输与通风安全。表九支护材料使用和存放数量表材料名称型号单位使用数量备用数量掩护支架ZRYC24/34L架83684单体支柱DZ22300/100根90090单体支柱DZ35150/100根404单体支柱DZ40250/110根202单体支柱DZ25250/100根435半圆木1215根250工字钢梁9根250排材M20第四节矿压观测一、矿压观测1、矿成立以总工程师为组长，采煤标准化专业组所有人员为成员的矿压观测组。2、要求人员组织到位，培训到位，观测仪器落实到位。3、矿压观测人员将测出的数据，进行收集、整理并分析，要及时将工作面情况向生产矿长、安全矿长、总工程师汇报。二、矿压观测的内容1、顶、底板的移近量，离层监测（测距300M）。2、单体支柱的工作阻力。3、初次和周期来压情况。三、矿压观测的方法1、顶、底板的移近量。使用量尺测量支柱下缩量。2、单体支柱的压强。使用单体支柱测力计测量支柱压强。3、随时掌握工作面推进度。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）运煤设备及装载方式工作面运输巷初采期间采用胶带输送机运输方式；工作面整体回采时调整运输方式为皮带输送机运煤。工作面内煤炭采用搪瓷溜槽自溜经溜口放煤进入运输设备运出。煤炭经31322运输巷皮带机运至32采区煤仓。该工作面正规循环生产能力为451T，除交接班、安全检查及打眼等工序，每小时生产能力约为237T,运输巷安装的DSJ80/40/2110型带式输送机每小时运量为400T，能满足工作面生产需求。（二）辅助运输设备及运输方式材料采用专用材料车配合蓄电瓶机车的方式运输；运材料采用人力推车，但只能每次推一个车；同时严格执行行车不行人，行人不行车的规定。2、移皮带运输机的方式随着工作面的推进须及时收缩皮带。3、运煤路线工作面自溜31322运输巷皮带机32采区煤仓300M水平东大巷皮带机300M水平主石门皮带运输机胶带主斜井皮带运输机地面。4、辅助运输路线1、地面515M水平副平硐轨道暗斜井300M东翼运输大巷32采区轨道上山508M区段运输石门31322回风巷工作面。2、31322运输巷400区段石门32采区轨道上山300M东翼运输大巷轨道暗斜井515M水平副平硐地面。3、31322运输巷400区段石门32采区轨道上山508M区段运输石门31322回风巷。附图十二运输系统示意图。第二节“一通三防”与安全监控一、通风方式1、新鲜风流515M平硐胶带斜井、轨道暗斜井、人行暗斜井）300M水平主石门300M水平东大巷32采区轨道上山400M区段运输大巷31322运输巷31322工作面。2、乏风风流31322工作面31322回风巷508M区段回风巷515M东翼回风大巷总回风上山638M水平总回风巷638M水平主扇风机地面。二、风量确定1、高瓦斯矿井按照瓦斯（二氧化碳）涌出量计算一般情况下采用下列公式Q采125Q采KCH4125012230M3/MIN式中125按瓦斯浓度不低于08的换算系数；Q采回采工作面实际需要风量，M3/MIN；Q采采煤工作面中瓦斯平均绝对涌出量，012M3/MIN；KCH4采煤工作面瓦斯涌出不均衡系数1420，故取20。2、按工作面温度选择适宜的风速进行计算Q采60V采S采K采K高601561141047124M3/MIN式中Q采采煤工作面实际需风量，M3/MIN；V采采煤工作面风速，取1M/S；S采采煤工作面平均断面积，561M2；K采采煤工作面长度风量系数，取14；K高采煤工作面采高风量调整系数，根据煤矿通风能力核定标准，取1。表十采煤工作面温度与对应风速调整系数K温表表十一采煤工作面长度风量系数表3、按工作面每班工作最多人数计算Q采4N428112M3/MIN式中Q采采煤工作面实际需风量，M/MIN；N工作面最多人数，28人。4、按炸药用量计算（二、三级煤矿许用炸药）Q采10A103434M3/MIN式中Q采煤工作面实际需要风量，M3/MINA采煤工作面一次爆破所用的最大炸药量，KG。按爆破说明取34KG。5、按二氧化碳涌出量计算Q采67Q采CO2KCO267022268M3/MIN式中Q采采煤工作面实际需风量，M3/MIN；67按采煤工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过15的换算系数；Q采CO2工作面二氧化碳的绝对涌出量，02M3/MIN；KCO2二氧化碳涌出不均衡系数，1420，故取20。6、按风速验算按最低、最高风速验算工作面的风量15S采Q采240S采15175Q采240561采煤工作面进风风流气温/0C采煤工作面风速/（M/S）15030515180508182008102023101523261518采煤工作面长度/M采煤工作面长度风量系数5008508009801201012015011150180121801314式中Q采采煤工作面实际需风量，M3/MIN；S采采煤工作面平均断面积，M2。最低风速Q采02560S025605618415M3/MIN；最高风速Q采460S46056113464M3/MIN。7、确定工作面实际需要风量通过以上计算,综合考虑采煤工作面所需最大风量，最后确定Q47124M3/MIN。8、工作面放水眼通风为安全管理各放水眼内通风，各放水眼内须统一设置相应的风帐从而将各放水眼通风量调整均衡，避免各放水眼风量大小悬殊，并保障放水眼安全通风。附图十三通风系统示意图三、综合防尘系统（一）防尘管路系统1、回风、运输平巷各铺设一趟50MM的钢管防尘供水管路。2、防尘管路距轨面吊挂高度不小于03M，与帮间距不大于01M。3、采煤工作面进风巷内设置两道全断面水幕，第一道水幕在采煤工作面进风巷口向里1015M范围内；第二道水幕在采煤工作面进风巷安全出口以外30M范围内。4、采煤工作面回风巷内至少设置三道全断面水幕，第一道水幕在采煤工作面回风巷安全出口以外30M范围内；第二道水幕与第一道水幕间距不得大于20M；第三道水幕在采煤工作面回风巷口下风侧1015M范围内。（二）综合防尘措施1、保证回风、运输平巷内防尘供水水源和水压，定期冲洗巷帮，减少煤尘堆积。2、各防尘设施能正常使用，并设专人维护和管理，由通防队安装维护，由生产单位管理和使用。3、装煤口必须设置洒水喷雾装置并保持完好，做到装煤时喷雾降尘。4、在运输平巷和回风平巷内安设一道净化风流的水幕，距上、下安全出口不大于30M，喷雾必须雾化良好、封闭全断面。5、必须确保运输平巷和回风平巷内的隔爆水袋齐全完好。6、打眼装药严格执行使用水炮泥制度，坚持使用好水炮泥。7、劳动保护齐全，做好个人防护；所有作业人员必须使用好防尘口罩，做好个体防护。（三）喷雾和洒水防尘点的设置及有关要求1、水质PH68,水内悬浮颗粒不大于03MM。2、每隔50M安装50MM的三通球形阀一个。附图十四防尘系统示意图（四）防止瓦斯、煤尘爆炸措施1、入井人员严禁携带烟草和点火物品，严禁穿化纤衣服。2、加强机电设备维护与管理，杜绝失爆，严禁带电检修、搬迁电器设备，防止引起电火花，产生火灾。3、加强通风管理，杜绝瓦斯积聚，定期冲洗巷帮，防止煤尘堆积。4、工作面收尾时采煤队及时打好关门支柱，通防队及时封堵报废放水眼。5、运输巷、回风巷距石门口5070M各设一道隔爆水袋，隔爆水袋设置在巷道直线段内，与巷道的交叉口拐弯处的距离不得小于50M，水棚距巷道顶梁、两帮的间隙应小于100MM，水棚间距为12M，水棚长度不得小于20M，水量按巷道断面计算不低于200L/M2。每处水袋必须使用同一规格的水袋，不得混用。四、通风安全监测系统（一）监测监控系统1、监测主机必须安装在顶板、巷帮支护完好、无淋水的新鲜风流中的专用台架上、离巷道底板高度03M，接地保护安好。传输电缆铺设整齐，每隔23M用棕绳捆扎，与动力电缆间距01M，严禁相互绞缠；严禁出现芯线裸露，接线盒失爆。2、监测监控路线监测监控路线传感器井下监测监控主机515M东大巷监测主线地面监测监控中心站。（二）各类传感器设置技术规范1、各类甲烷传感器的配备和使用，严格按照煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范安装。监测电工按规定定期调试、校正，确保监测设备灵敏可靠。工作面瓦斯传感器距工作面10M，报警点08、断点13、复电点08，断电范围为工作面及回风巷所有非本安型电气设备。工作面回风流瓦斯传感器距回风石门口1015M，报警点08、断点08、复电点08，断电范围为工作面及回风巷所有非本安型电气设备。工作面进风流瓦斯传感器距工作面通风行人眼35M，报警点05、断点05、复电点05，断电范围为工作面及进、回风巷所有非本安型电气设备。2、风门开停传感器及语音报警装置安装在31322回风平巷调节风门上。3、远程断电仪安装在工作面进、回风巷的供电线路控制开关输出线上，并有接地保护。（三）监测监控管理1、机关管理人员和工程技术员、工作面值班队长、爆破作业工和流动电钳工下井时都必须携带甲烷报警仪，对经过的路线和地点连续进行瓦斯监测。2、传感器应垂直悬挂，距顶板不得大于300MM，距巷帮不得小于200MM，且该处巷道顶板、巷帮支护完好、无淋水。3、安全监控设备必须定期进行调试、校正，主机每月至少一次。甲烷传感器、甲烷检测设备，每10天必须使用校准气样和空气样调校一次，每10天必须对甲烷超限断电功能进行测试，并有记录可查。4、安全监控设备在井下连续工作6个月时，必须出井检修；发生故障时，监测电工必须在23小时以内进行处理，在故障期间必须有安全防范措施。5、工作面上隅角瓦斯传感器报警点08、断点13、复电点08，断电范围为工作面及回风巷所有非本安型电气设备。6、工作面所有人员必须爱护和正确使用监测监控设备，严禁擅自搬移传感器或人为设置故障降低传感器导致灵敏度或失去监控功能。7、工作面及小眼各点传感器设定报警浓度、断电浓度、复电浓度必须符合AQ10292007及集团公司关于传感器浓度规定。附图十五监测监控系统示意图五、防灭火措施1、加强机电设备管理，严禁失爆，做到无“鸡爪子”、无“羊尾巴”、无明接头；有过电流和漏电保护，有螺丝和弹簧垫，有密封圈和挡板，有接地装置；电缆悬挂必须整齐，坚持使用检漏继电器保护。2、在各机械设备点和运输皮带端头放置好灭火器以便发生火灾时可进行及时灭火。3、工作面上下平巷必须铺设有消防管路，要求每隔100M设置支管和阀门，但在帯式输送机巷道中应当每隔50M设置支管和阀门，随时保证供水畅通。4、如果发现井下着火，首先要切断电源，采取一切可能方法灭火并迅速汇报矿调度室，如火势太大，无法扑灭，要迅速带上自救器，有组织地沿避灾路线撤退，并通知可能受火灾威胁的人员。第三节排水一、采煤工作面涌水情况工作面预计最大涌水量10M3/H，最小涌水量05M3/H。2、回风巷排水31322回风巷508M区段联络巷515M水平东大巷515M水平副平硐地面。工作面排水31322运输巷400M区段回风联络巷32采区回风上山300M水平东大巷300M水平主石门300M水平主、副水仓。附图十六排水系统示意图第四节供电一、供电系统设计及电缆、设备选型（一）选择供电方式、电压等级31322工作面供电，配电点设在400水平人车联络巷，由一台KBSG800型干式变压器供电，回风巷供电由400水平配电点经32轨道上山至508区段设置一总馈电开关馈出电源，再经31322回风巷向工作面供电；运输巷供电由400水平配电点经400区段联络巷巷向31322运输巷供电。根据原有已形成的供电系统及设备供电要求，选定电压等级为660V。（2）计算电力负荷和选择电缆、防爆设备的选型31322工作面回风巷敷设的MY350116型矿用电缆，长度为850米，主要配置设备乳化液泵站和回柱绞车。运输巷敷设的MY395125型矿用电缆，长度为800米，主要配置的设备皮带机、转载机等。低压馈电开关为KBZ系列，共计3台，设备启动开关均选用QBZ系列，共计6台。31322工作面总装机容量为316KW（3）电气保护整定计算过载整定公式过载整定选取整定系数取K115，代入相关数据，可得整定值，再根据灵敏度校验公式校验灵敏度得出结论如下表直接保护（后备保护）综上所述，得出结论列入下表。表十二31322回风电气设备整定表设备型号设备用途