2123采煤工作面作业规程

第一章概况第一节工作面位置及井上下关系根据技术科2015年2月11日提交的2123采煤工作面地质说明书编写本规程。2123采煤工作面,北部为工业广场保护煤柱，南部为大堤保护煤柱，上部为99平巷，下部为123平巷。具体位置及井上下关系见表1工作面位置及井上下关系表表1水平名称123M采区名称主井煤柱开采设计地面标高330M工作面标高99M123M地面的相对位置位于工业广场西南方向。回采对地面设施的影响回采时会造成地面沉陷。井下位置及邻近关系工作面北部为工业广场保护煤柱，南部为大堤保护煤柱，上部2煤99平巷平巷，下部为2123平巷。走向长度/M91M倾斜长度/M50M面积/M24632M2第二节煤层本工作面设计开采的煤层为2层煤，通过地质资料分析，该工作面范围内2层煤赋存稳定，全区完全可采，煤层平均厚度25M，为结构简单，发育稳定的中厚煤层。具体情况见表2。煤层情况表表2煤层厚度25M煤层结构简单煤层倾角45开采煤层2煤煤种气煤稳定程度稳定煤层情况描述根据2123及周围巷道揭露分析，该区域煤层结构简单，煤层走向40，属低灰，低硫，高发热量煤种。第三节煤层顶底板工作面煤层顶底板情况见表3煤层顶底板情况表表3顶、底板名称岩石名称厚度/M特征老顶直接顶中粒砂岩12灰褐色硅胶结层面，含黑斑。伪顶直接底中粒砂岩10灰白色以石英为主层面含煤质及植物干茎。老底第四节地质构造一、断层情况以及对回采的影响本工作面地质条件简单根据现有资料及周围巷道揭露，无大于1M断层出现，对回采无影响。二、褶曲情况以及对回采的影响根据本工作面地质说明书分析确定，区内无大的褶曲，且不会对回采造成影响。三、其他因素对回采的影响（陷落柱、火成岩等）根据现有资料及2123工作面上、下顺槽巷道揭露，2123工作面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）分析本煤层顶、底板砂岩含少量裂隙水，对回采影响不大。二、其它水源的分析相对地表均为农田，第四系粘土层均有隔水作用，地表水与井下无直接水力联系。二、涌水量预计最大涌水量05M3/H，正常涌水量02M3/H。2煤灰褐色，硅质胶结，层面含黑斑。深灰色夹浅灰色砂岩条带，含植物化石。煤岩层特征简述层厚M柱状（130）煤岩层名称砂质泥岩8120中细砂岩煤层及顶底板综合柱状图顶部暗灰色，中部以镜煤为主，局部火成岩入侵变焦。25灰白色，以石英为主，层面上含煤质及植物干茎。10岩中粒砂岩泥30深灰黑褐色，含植物化石。3煤泥岩以镜煤为主，暗玻璃光泽，近底板侧含夹矸01502M深褐色，含植物化石。323570浅灰深灰色，岩细砂细砂岩岩泥20深灰色，含植物化石。中细砂岩192灰褐色，硅质胶结，层面含黑斑。附图1工作面地层综合柱状图第六节影响回采的其它因素一、回采的其它地质情况影响回采的其它地质情况见表4。影响回采的其它地质情况表表4瓦斯瓦斯相对涌出量267M3/T，绝对涌出量039M3/MIN。瓦斯矿井CO2CO2相对涌出量719M3/T,绝对涌出量105M3/MIN煤尘爆炸指数有爆炸危险性，煤尘爆炸指数为4115煤的自燃倾向性II类自燃地温危害无冲击地压危害无二、冲击地压和应力集中区根据本工作面地质说明书资料分析本工作面不会受到冲击地压及应力集中的影响。第七节储量及服务年限一、储量工业储量16215T。可采储量本矿炮采工作面回采率参考值为95，可采储量为154042T。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91303个月第二章采煤方法第一节巷道布置一、采区设计、采区巷道布置概况主井工广煤柱开采设计是福兴集团有限公司一矿2014年9月20日设计，枣庄市峄城区煤炭工业局于当年批准并投入生产的。本工作面上材料道部布置在2煤99平巷兼做工作面回风巷。下材料道布置在2煤123上平巷兼做工作面进风巷。2123采煤工作面伪斜布置沿走向推进，采用柔性掩护支架采煤法。二、采煤工作面上顺槽上顺槽布置在2煤99平巷，巷道采用钢棚支护，梯形断面，钢棚棚距07M，上净宽16M，下净宽26M，净高20M，断面积42M2。主要用于该工作面的回风、行人和运料。上顺槽内布置有2寸的防尘管路一趟，19MM的液压管路一趟，2寸压风管路一趟及监测监控等线路，并在靠近工作面的地点设有泵站等设备。三、采煤工作面下顺槽下顺槽布置在2123上平巷，采用11矿用工字钢棚支护，梯形断面，钢棚棚距07M，上净宽16M，下净宽26M，净高20M，断面积42M2。主要用于该工作面的进风和运煤。下顺槽内布置有2寸的防尘管路一趟，19MM的液压管路一趟，2寸压风管路一趟及监测监控等线路。四、采煤工作面切眼1、小眼布置在2123平巷至2煤99平巷平巷之间，垂高235M，采用木盘支护。矩形断面，长10M，宽10M，S荒144M2，S净10M2。共设切眼两道。2、联络巷小眼联络巷采用11矿用工字钢棚支护，棚距07M，巷道采用梯形断面，上净宽16M，下净宽26M，净高20M，断面积42M2，主要用于联络各个小眼。随着掩护支架的下放，距下顺槽还有3M时，在下顺槽与架尾段保留三个小眼，下拐点处的小眼即为溜煤眼，以后随着工作面的推进，始终在下顺槽超前5M开掘溜煤眼。七、硐室及其它巷道布置无详见附图22123工作面巷道布置平面位置示意图附图3上、下顺槽断面图及支护参数附图4切眼及联络巷断面图附图3工作面上（下）顺槽断面图及支护参数26016091609509040防尘管路电力电缆通讯电缆40204010150液压管路压风管路巷道形状梯形断面积荒断面棚距支护材料矿用工字钢每米用量支护说明表净断面102、1022601609160950904防尘管路电力电缆通讯电缆40201150液压管路压风管路附图4切眼及联络巷断面图（MM）第二节采煤工艺一、采煤工艺根据2123工作面煤层的赋存条件,结合我矿现有的开采水平，确定该工作面的采煤方法为伪倾斜柔性掩护支架采煤法，工作面伪斜倾角为45。该工作面煤层平均厚度为25M，结合采高不易改变的特点，尽可能减少破岩量，选用11工字钢制成18M八字形掩护支架，确定采高为18M。二、落煤方式（一）落煤方式本工作面采用爆破配合手镐落煤下放支架。（二）炮眼布置1、布置形式架内眼布置二排，炮眼深度10M。架外眼布置单排，炮眼深度视顶底板煤厚情况，炮眼深度不小于10M，不大于2M。溜煤眼布置对眼，炮眼深度10M。2、炮眼间距架内眼沿伪斜方向的间距10M，顶底板方向眼排距0810M。架外眼沿伪斜方向的间距10M，炮眼距架内底10M。溜煤眼沿煤层倾向的间距05M。掏槽眼间距06M。3、炮眼角度架内眼炮眼与工作面夹角为度60。架外眼平行顶、底板架爪并与煤壁保持6570夹角。4、爆破警戒爆破作业时,严格执行“一炮三检制”和”三人联锁爆破制度”，警戒人由班组长亲自布置和撤回，警戒及爆破距离直线大于100M,曲线大于75M。详见附图5工作面及溜煤眼炮眼布置示意图工作面BA05M05M06M05M10M10M0806M、工作面BBAA65、76、710溜煤眼CDDC1234568380085856M10M112CD10M200M0101附图5工作面及溜煤眼炮眼布置示意图（平、剖面图）（三）炸药雷管的选用和要求爆破采用煤矿许用二级乳化炸药；15段MS延期电雷管，最后一段延期不得超过130MS。炸药、雷管消耗量工作面一次最大爆破长度10米，即一次最大炸药消耗量为10米03KG260KG，即炸药消耗为1933KG/万吨，雷管消耗为6929个/万吨。详见表6爆破图表表6炮眼名称炮眼深度炮眼角度炮眼间距每眼装药装水泡泥封口泥（M）架内眼双排10M6010M2卷12卷大于05M架外眼单排10M657510M1卷12卷大于05M溜煤眼10M808505M06M1卷12卷大于05M（四）起爆器的选用和联线方式用MFB200型起爆器，正向装药串联联线。工作面122654321溜煤眼附图6工作面联线方式图（五）钻眼、爆破工具的使用和维护要求1、使用MQS50/19型手持式气动帮锚杆钻机打眼，打眼前先检查钻机，确认完好后方可打眼，打眼完毕后把钻机放置在工作面茬口以外不少于20M的安全处，爆破时使用搪瓷流槽或其它物件遮盖严实，预防因爆破损坏帮锚机，不得使用浮煤掩埋，爆破后用不低于6MM钢筋钩悬挂在靠近底板支架下。2、打眼时，人员必须站稳，毛巾、袖口等系好，防止卷入钻杆伤人；帮锚机必须定期检修，确保正常使用。三、采煤工作面正规循环生产能力工作面每天10个循环，每循环进尺10M，采高25M，回收率95，则循环产量WLSHRC50102514095166吨式中W工作面正规循环生产产量，TL工作面平均长度，50M（伪倾角按45计算）；S工作面循环进尺，10M；H工作面设计采高，18M；R煤的容重，14T/M3C工作面回采率，95。月产量RWIND1661030934631T式中R月产量，T；W工作面正规循环生产产量，TI每天循环个数，10个；N每月天数，30天；D正规循环率；93第三节设备配置一、煤帮锚机选用四台MQS50/19型手持式气动帮锚杆钻机，2台供工作面使用，2台供掘进小眼时使用，其主要技术参数如下工作气压0406MPA；额定转矩5075NM，钻孔直径38MM。最大输出功率2030KW，耗气量3552M3/MIN，空载转速9001000R/MIN。二、回柱绞车选用两台JH8型回柱绞车，一台供架头回棚使用，一台供架尾回架和回棚时使用，其主要技术参数如下牵引力80KN，绳速010M/S绳经155MM，容绳量80M电动功率75KW，外型尺寸1600530670MM三、调度绞车选用一台3KW调度绞车，供上下顺槽上下料用，其主要技术参数如下牵引力5KN，绳速072M/S绳经93MM，容绳量150M电动功率3KW，外型尺寸1100765730MM四、辅助运输选用07吨非标准矿车和叉车。五、其他（见表7）其他设备表表7设备名称规格型号数量（台）控制功率用途真空馈电开关KBZ200/6603上、下顺槽及溜子开关矿用电磁起动器QBZ1202控制乳化液泵真空电磁起动器QBZ60N375KW控制回柱及调度绞车刮板输送机SGB420/40Z140KW运煤乳化泵BRW80/20型237KW照明、信号综保ZBZ4MX1控制信号第三章顶板管理第一节支护设计一、支护形式的选择（一）工作面采用“八”字形掩护支架维护作业空间，采用DZ22型单体液压支柱控架管理顶板，超前支护采用单体支柱配合铰接顶梁，间排距10M10M。（二）支架的组成。支架的组成见表8支架组成表8材料名称规格单位每M用量矿用11工字钢18MKG324U型卡子2050MM副32夹板220MM60MM14MM个32钢丝绳32MMM4铁丝网2M1MM22螺帽20MM个643支架的宽度。该面采用宽度为18M的掩护支架。详见附图7。附图7支架结构示意图（单位MM）（四）支护设备配套及有关要求单体支柱选用DZ22型单体液压支柱，要求支柱完好不漏液，便于调架。钢丝绳选用32MM钢丝绳，要求不断丝、封头完好。掩护支架选用11工字钢制成八字形18M掩护支架，要求支架焊口完好，不出现裂缝。二、乳化液泵站（一）泵站及管路选型、数量乳化泵选用南京六合生产的BRW8020型乳化液泵。乳化液泵站由二台泵（一台工作、一台备用）和一台水箱组成。输压管路选用19MM高压胶管，耐压30MPA以上。注液枪选用DZQ1型。（二）主要技术参数如下1、乳化泵型号BRW80/20型公称流量80L/MIN公称压力20MPA电机功率37KW2、注液枪额定工作压力1025MPA注液手把力30NM外形尺寸162MM205MM65MM操作方式扳动手把进行注液3、泵站设置位置泵站设置在2123硐室内，不得影响运输和行人。4、泵站使用规定（1）液压泵站必须由经过专门培训的司机操作管理，司机必须持证上岗，认真负责。（2）注意观察泵站压力是否稳定在调定的范围内，如发现压力变化较大时，应立即停泵，查明原因进行处理。规定压力12MPA（3）乳化液箱内乳化液浓度规定浓度23每小班检查不少于3次。浓度不足时，需及时补充，否则不准开泵。（4）乳化液泵站必须保持2台乳化液泵交替循环使用，每台泵连续运转时间不得超过4小时。乳化液箱应高出泵体100MM，乳化液的液面位置应在乳化液箱的三分之二高度位置以上。坚持使用自动配液装置，检测乳化液浓度的配比仪要放在现场，随时使用。（5）供液管路在巷道内要用软质皮子悬挂整齐，并与电缆分挂在两帮。供液管路要保持良好状态，不得出现漏液现象，不得受挤压和磨擦，否则，应立即更换或处理。（6）要按照下列要求进行定期检查、检修并做好记录每班清洗1次油污；按一定方向旋转过滤器12次；检测3至5次乳化液浓度。每天检查1次过滤器网芯。每10天清洗1次过滤器。至少每月清洗1次乳化液箱。（7）停泵时应首先打开手动卸载阀，使泵空载运行，然后关闭高压供液阀和泵的吸液阀，再按泵的停止按钮，切断电源。开泵时要先启动电动机，然后慢慢关闭手动卸载阀，使泵压逐渐升到额定值。（8）泵站司机要经常检查机器润滑情况，并及时加注润滑油。（9）泵站司机要认真负责，操作时发现有异声异味、乳化液温度较高、压力表指示不正常、管路破裂、乳化液液面高度不符合规定时，应立即停泵进行处理。检修泵站必须在停泵时进行。（10）泵站司机要严格执行交接班制度，并填好泵站运转和维修记录。第二节工作面顶板管理根据本工作面煤层赋存条件及急倾斜煤层顶底板的压力特点，本工作面采用单体液压支柱支设柔性掩护支架自行下放式顶板管理。一、正常工作时期顶板支护方式（一）支架安装1、支架安装要求架子钢梁排距（中至中）0125M，即要求每米安装钢梁大于8排，且钢梁中每隔4排要有一排带翅的钢梁，以便于领架子用。详见附图8初摆掩架下拖梁施工示意图2、支架安装技术规定（1）架子结构和宽度必须严格按作业规程规定执行，如需改变，必须有经过批准的联系书。（2）摆架位置与摆架方向摆架具体位置由技术科现场给定，施工单位按规定要求从切眼以南5M处逐排进行摆架施工，初摆时沿煤层方向要支设两棵长度2024M的11工字钢托梁。（3）安装掩护支架施工不得少于3人，且必须由有经验的人员施工。（4）架子下用4根32MM钢丝绳作为托绳，其中梁下2根，两侧架爪各一根。（5）架宽变化时，每次不超过05M，走向不少于1M。（6）架子装好后，地沟内要及时打双排点柱，点柱打在地沟两侧，点柱走向间距15M。（7）摆架需要接钢丝绳时，钢丝绳接头处相互搭接长度不小于35M，每头绳卡子不少于6个，接时应把钢丝绳一头弯过来，搭在另一根绳子上，再各卡上6个绳卡子。（8）对于接多根绳时，新老绳接头严禁在同一位置上。1一二三五六七八九十十一十二十三十四十五十六十七十八十九二十四2113423411534图8初摆掩架下拖梁施工示意图、开切眼、回风巷、掩架、托梁、横塘木（9）支架紧跟顶板安装，沿煤层走向方向摆正，即钢梁垂直顶、底板法线，保持上仰35。第一根钢梁安装要紧贴迎头，托架大绳拉直使上劲，位置符合要求，卡子螺帽要拧紧，钢梁呈紧密排列，架子安装和安装完毕时，将架子尾部大绳各挽回35M，用6道卡子与钢梁卡紧。（10）架爪处要用枇子背严，严防煤矸窜入地沟内。（三）支架内支柱技术要求1、支柱材料及规格架内使用DZ22型单体液压支柱，DZ22型单体液压支柱参数如下初撑力50KN最大高度2240MM，最小高度1440MM。额定工作载荷300KN，额定工作液压382MPA。2、支柱使用规定（1）设专职单体支柱管理员，定期对单体支柱，查数及使用情况，并汇报。（2）工作面内不得使用不同类型和不同性能支柱。（3）新使用的单体支柱必须反复升降二至三次排空柱腔内的空气。（4）上下顺槽超前使用单体配合交接顶梁支护，支护范围为受采动压力影响范围，并不低于20M，支柱必须拴牢固可靠的防倒绳，且必须穿鞋，支柱初撑力不得低于90KN，合格率不低于90，间距不大于10M，不得出现空载、漏液、卸液现象。（5）架内所有支柱要打成直线特殊情况下如遇底鼓等需调架子时，也应一段保持平直，架内打双排点柱，点柱打在地沟两侧，走向间距15M。（6）架头平段支柱支设高度应符合作业规程规定要求，架内支柱支设必须牢固可靠，每棵支柱必须拴设牢固可靠的防倒绳，防倒绳必须每班检查，防倒绳断上两股后立即更换。（7）支柱垂直工作面且带35迎山角进行支设，不得出现退山。（8）架尾应及时清理浮煤，单体垂直平段牢固均匀支设，柱距不大于15M，支柱高度应保证不得低于14M，必要时单体应穿鞋。（9）工作面必须有足够备用单体支柱，挂牌管理，明确负责人，备用数量不少于在用数量的10。（10）支柱使用时间超过8个月及工作面回采完毕都必须上井检修。（11）单体支柱在使用期不得人为丢失，否则根据相关制度进行处罚。（12）工作面严禁用失效和损坏部件的单体支柱。（13）使用中出现的坏柱要做上明显标记，并放在指定地点，统一返回地面检修。（14）支设单体时，严禁注液枪枪口对操作者及其他人员，严格按照操作规程执行。（15）单体支柱初撑力必须定期检测，并及时汇报检测记录，初撑力不符合规程要求时，要及时进行补液。（16）单体支柱在装卸车时，要轻拿轻放，其活柱部分必须全部缩回，在井下人工搬运单体支柱时，不要磕碰三用阀。（17）单体的三用阀必须用扳手上紧，并拧到位后方可正常使用。（18）每班必须对工作面内单体支柱的三用阀进行全面检查，发现有失效、漏液、变形、弯曲时应及时进行更换。（19）操作人员对单体进行注液时要将注液枪卡紧注液阀，注液时不准将注液枪对人。（20）回柱时，必须使用专用工具，人站在上方，严禁用锤，镐等工具直接敲击柱体。（四）地沟技术要求地沟必须卧在架子中间位置呈倒梯形，并始终超前架头2M，保持畅通无阻，地沟高度不小于13M，地沟上宽1316M，地沟下宽1013M。（五）架内出煤安全技术措施1、每次爆破作业前，出煤工在炮茬口下方5M处，用板子、溜板将下煤溜板挡牢，防止爆破完毕后，作业人员从下方进入工作面过程中，爆破地点大块煤（矸）自动往下滑动中伤人。2、攉煤工进入爆破地点后，出煤前，要严格执行“敲帮问顶”制度及时找掉悬矸、危岩，保证作业人员安全。3、出煤时，先在工作面下出口处挑棚必须齐全可靠，当顶底板破碎时采取打贴帮柱等方法管理。对应架尾要按规定打点柱并管理好架爪。4、溜槽必须挂得牢固可靠，第一节溜槽必须生根牢固，防止块煤打掉。5、出煤时禁止出大块煤和矸石，防止打掉溜槽或者伤人。出煤时、遇大块煤（矸）处理作业时，要相互提醒，待人员躲避后，再进行作业。6、出煤过程中，发现有倾倒的、不稳定的控架支柱要及时处理，使支架的控架支柱齐全有效。7、出煤时要保持溜槽畅通，禁止乱扒两帮煤，形成无地沟的危险状态。8、支架下放时要调整顶板架爪，根据煤层倾角调整支架仰角但不得大于45。9、攉煤工在正常出煤及调架时，严禁人员从下安全出口进入工作面，只准从上安全出口进入工作面，以防止出煤过程中，煤（矸）从溜槽飞出伤人。10、放煤时，放煤口以下到溜煤眼之间严禁有人，工作面内溜煤眼向上每隔30M设置一个自行加工的挡矸网（用废旧的钻杆），防止煤（矸）冲到架尾伤人。11、架尾平段行人眼、拉料眼上口铺设铁篦子（使用不得于16MM圆钢加工制作，长宽12M1M，网格边长020M），生根牢固。（六）架外放煤1、架外放煤的位置、工序当顶、底板侧架爪外煤较厚，可沿倾斜方向每隔5M设一个放煤点进行放煤。架外放煤采用由下至上一次单轮放煤。2、架外放煤的安全技术措施（1）掩护支架由下向上单循环下卧两茬后，可由架内向顶、底板外进行放煤作业。（2）爆破后出煤时出煤口处要打上点柱，出煤口附近准备一些盘木、木板等材料，出煤前必须将出煤点上方的架爪煤壁背好，长度不少于3M，出煤点下腰背不少于1M。以备应急封堵出煤口。（3）放煤前，人员必须站在安全地点进行作业，放煤时人员的头、身体和四肢严禁钻入进入架外。（4）工作面只准安一组放煤作业，由下向上逐次进行，一轮放完后方可进行下一轮的作业。（5）放煤见矸后要及时停止放煤作业，并将放煤口腰堵严实，严禁将矸石与煤混出。（6）架头平段及上拐点向下5M和架尾向上5M范围内严禁进行放煤作业。（7）放煤后必须及时将放煤口用枇子、木板等将其背实、管理好。（七）支架下放方式、要求1、当掩护支架摆够2025M且顶板垮落平段长度不少于7M，压实碴不少于5M，工作面调整正常后方可正常下放掩护支架。2、掩护支架初次下放时要保证工作面伪倾角在2530。3、工作面支架下放安全技术措施（1）正常下放期间伪倾斜掩护支架工作面倾角应保持2530。（2）掩护支架工作面下拐点向上10M范围架子应保持25以内，为上方下煤起缓冲作用。（3）掩护支架下放要及时用单体液压支柱打好双排点柱，间距15M，打在顶板侧，且与底板侧支架腿成三花。（4）操作人员的姿势，要始终保持前倾式，手镐要超过胸前，并能立即匍匐在地沟的最安全处，防止落架子伤人。（5）支架下放时仰角一致，伪倾斜度数一致，不留台阶，分段下放时相邻两点度数不超过5。（6）支架下放要严格掌握和控制架子下放轨迹线。（7）工作面所有单体液压支柱必须保证初撑力，坏支柱及时运出工作面，确保支柱支设牢固可靠。（8）架内高度必须控制在不低于14M。详见图9掩架安装、下放与放顶煤关系图图10掩架在下放过程中的问题和处理4、支架调整措施（1）架子遇到有局部悬空或下坠，必须及时进行调整或用单体液压支柱支撑管理。（2）调整架子时，严禁人员直接站在悬空危险处用手镐、长钎或铲子进行调整作业。（3）领架子时单体必须正对所要打的钢梁，防止单体打滑。（4）施工时人员必须站在安全地点进行作业。（5）调整支架时不得进行其它作业。（八）支架的拆除方式1、拆除位置架尾平段从下拐点至最后一根钢梁处，至少应相隔12M的距离，要求架尾平段保持有三个小眼。2、拆架前准备工作拆架子迎头向后范围内架尾高度不小于16M，架爪下煤（岩）体必须用料封背严实，且保持后路畅通无阻。附图9掩架安装、下放与放顶煤关系图、2煤9平巷回风巷）、架头、拐点、超前支护切入底板切入顶板顶底板窜矸子煤层倾向变化窜矸子处理插板向窜矸子煤插入插板切入底板处理切入顶板处理倾向变化处理先放底板先放顶板调整仰角附图10掩架在下放过程中出现的问题和处理3、支架的拆除（1）扩大两帮煤体到两侧钢丝绳位置。（2）施工时不得提前拆除原架内的支柱。（3）即架尾末端向下拐点方向逐排卸去螺母且必须卸一排拆一排。4、拆架的安全技术措施（1）同时拆架施工人员不少于2人。（2）拆除支架使用手拉葫芦、拨柱器、扳手、撬棍由架尾向溜煤眼方向一根一根地拆除。（3）架子卡子拆除数量不得超过3排，卡子拆除后及时回收架子，架内原单体支柱距架尾最后一根架子距离大于10M时必须在架子下打上不少于2根临时点柱。（4）拆架人员必须站在安全地点进行作业，并随时注意观察顶板情况。（5）回出的架子要及时运走，不得阻塞后路。（6）每次拆架终止处距运料眼不超过2M。二、特殊时期的顶板管理（一）工作面初采及收作时的顶板控制1、工作面初采时必须编制专门的安全技术措施，以加强顶板管理。2、工作面初次来压时应加强架头及架尾平段的支护质量，确保单体支柱初撑力不小于90KN，并适当缩小间距至12M。3、工作面收作时必须编制专门的安全技术措施，以加强顶板管理。（二）过断层及顶板破碎时的顶板管理本工作面虽然没有揭露断层，但也不排除较小断层的存在，因此在工作面的实际回采过程中，一但揭露断层或顶底板破碎时必须编写专门的补充安全技术措施。第三节顺槽及扩巷顶板管理一、工作面上、下顺槽的超前支护（一）支护要求上、下顺槽超前支护均采用单体液压支柱配铰接顶梁，支护距离不得少于20M，下顺槽最后一个小眼向后不超过6M打设临时板障，板障用厚度005M，宽度02M木板打设，板障断面与下顺槽断面相同，并用撑木加固，挂牌管理，随着工作面推进，板障不断向前推移。超前支护以外的巷道出现工字钢棚梁变形时应及时打点柱加强支护，棚腿损坏时要及时更换。（二）支护材料及支护密度上、下顺槽均使用双排单体液压支柱配合铰接顶梁，一梁一柱支设，柱距10M。（三）支护质量要求1、工作面上、下出口要保持畅通无阻，工作面上、下出口向外20M范围内巷道高度不得低于20M。2、上、下顺槽采用钢棚支护，梯形断面，上净宽16M，下净宽26M，净高20M，棚距中至中07M。3、支柱纵横成线,偏差小于L00MM，4、所有单体液压支柱三用阀口方向一致,朝向架内方向。5、安全出口必须安设专人进行维护，安全出口范围内无淤泥积水、无杂物废料堆积、无坏棚。保证足够的通风、行人、运输空间。6、支柱应支到实底,并做到迎山有力，保持35的迎山角。7、巷道底部松软地段支柱必须穿鞋。支柱初撑力不得低于90KN，且必须拴设牢固可靠的防倒绳。二、扩巷方法、扩巷支护要求（一）扩巷方法采碴进行扩巷。详见附图11采碴扩巷施工示意图工字钢梁挑棚回风巷工字钢梁掩架横塘木1钢梁回风巷挑棚掩架底板顶板附图1采碴扩巷施工示意图（二）扩巷支护要求1、摆架前必须进行采碴扩巷施工，采碴前架头向外的双排架梁必须齐全可靠。2、扩巷使用长为2024M“”形钢梁配合长为22M单体液压支柱，一梁三柱走向支设支护煤顶。3、根据现场情况，视顺槽偏离煤层顶底板情况及摆架需要，由原巷道起采碴时可向顶板或底板方向采，直到摆上掩护支架为准。4、采碴时先由原巷道向顶板或底板采（顶底板方向组间距06M），一排采到位后再采下一排，排与排之间钢梁相错搭接长度15M（排距12M）。采碴扩巷超前架头最大距离不得超过07M。5、采碴时第一根钢梁要紧抵顺槽棚梁架设，拆除原巷道棚腿前必须先将原巷道内棚梁支护好。6、采碴时采高15M，一次开帮走向长24M。遇淌漏打撞楔木板施工（撞楔木板规格15M03M03M），遇空顶要用盘木等硬料装垛接实顶。7、采碴后如有必要必须及时在钢梁下方打上挑棚。挑棚用长20M，直径20CM半圆木配单体液压支柱一梁二柱架设，走向间距15M。必要时煤壁侧要用长20M，直径20CM半圆木配单体液压支柱一梁二柱在顶板侧帮上打上抗山，防止片帮淌漏。8、摆架时对于碍事的单体液压支柱要替成木柱，木柱直径不得少于16CM。长度符合现场安全要求为准。9、初摆时遇回棚压碴通常摆够4M，架头顶、底板支好支柱进行回棚，以后架头摆至距前方煤壁1M进行移架和回撤原支护巷道棚，移梁和回撤原支护巷道棚必须由里向外逐棚进行；其塘口终止位置距第一根钢梁不得超过15M。10、扩巷浮煤杂物必须及时清理运走。平巷采碴落煤装车外运，严禁浮煤杂物等滞留现场阻塞出口。三、支护材料使用数量、备用数量工作面上、下顺槽正常超前支护20M，需要40排计80棵单体支柱，铁鞋80个，10M铰接顶梁80根。采碴扩巷时需用3棵单体支柱，21M长钢梁一根。架内正常需要用单体液压支柱66棵。整个工作面共需要用单体支柱146棵，铁鞋80个，铰接顶梁80根。备用量单体支柱1461014棵，铁鞋80108棵，铰接顶梁80108棵。备用材料的存放地点，应保持距上顺槽架头外及下顺槽架尾溜煤眼外50100M之间的位置。第四节矿压观测一、矿压观测内容该工作面采用伪斜柔性掩护支架采煤方法，对上下顺槽超前支护及工作面内的单体支柱初撑力、补撑力、工作阻力进行观测。二、矿压观测方法观测方法班班抽专人（验收员）对超前支护及工作面内单体支柱初撑力、补撑力、工作阻力每隔23M，双排交叉进行观测。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、转载方式工作面上的煤爆破后经搪瓷溜槽自溜至溜煤眼，然后直接进入2123上平巷，经人工推车进入3123系统小眼，通过3213系统小眼进入3152平巷，经人工接车进入3152溜子道，经溜子进入皮带，然后上井。（二）辅助运输设备及运输方式工作面需要的材料、设备等物资，采用07T矿车或叉车，通过上顺槽运至工作面。下顺槽所需的材料和工作面回出的材料，采用JD053KW调度绞车通过拉料眼进行运输。二、运煤、料系统（一）运煤路线工作面溜煤眼2123上平巷（刮板输送机运输巷）3123系统小眼3152平巷3152刮板输送机运输巷皮带主井煤仓地面。（二）运料路线1、副井井底车场2123拉料小眼2煤99平巷工作面。2、架尾回料阶段运料眼工作面下顺槽2123平巷井底车场副井。详见附图122123采煤工作面运输系统示意图。第二节“一通三防”与安全监测一、通风系统一）风量计算1、按气象条件计算Q采6070V采S采K采高K采长60701530110918711M3/MIN式中Q采采煤工作面实际需要的风量，M3/MINV采采煤工作面风速，15M/SS采采煤工作面的平均有效断面积，30M2K采高采煤工作面采高调整系数，11K采长采煤工作面长度调整系数，0970有效通风断面系数60为单位换算产生的系数2、按瓦斯涌出量计算Q采100Q瓦采K瓦采通100021836M3/MIN式中Q瓦采采煤工作面的瓦斯绝对涌出量，M3/MIN，取02；K瓦采通采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,取18。3、按二氧化碳涌出量计算Q采67Q碳采K碳采通6702182412M3/MIN式中Q碳采采煤工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量，M3/MIN，取02；K碳采通采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数,取18。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4、按炸药量计算Q采10A106060M3/MIN式中10每千克二级煤矿许用炸药需风量，M3/MIN；A采煤工作面一次爆破所用的最大炸药量，60KG5、按人数计算实际需风量Q采4N41664M3/MIN式中N采煤工作面同时工作的最多人数，16人6、按风速进行验算（1）按最低风速验算，采煤工作面的最小风量Q采60025S采大600253045M3/MINS采大1采大H采高70式中S采大采煤工作面的在最大控顶有效断面积，30M21采大采煤工作面的最大控顶距，MH采高采煤工作面的实际采高M025采煤工作面允许的最小风速，M/S70有效通风断面系数（2）按最高风速验算，采煤工作面的最大风量Q采604S采小2402480M3/MINS采小1采小H采高70式中S采小采煤工作面的在最小控顶有效断面积，2M21采小采煤工作面的最小控顶距，M04采煤工作面允许的最大风速，M/S通过上述风量计算及验算，确定本工作面需要风量为18711M3/MIN（二）通风路线新鲜风流地面副井井底车场2123大巷下顺槽工作面乏风风流工作面工作面上顺槽99至243系统回风小眼243平巷343平巷风井地面。详见附图132123采煤工作面通风系统示意图二、瓦斯防治（一）瓦斯检查1、工作面设瓦斯检查员巡回检查,每隔35小时检查一次,每班至少检查两次。2、瓦斯检查点分别设在工作面下顺槽架尾、上顺槽及回风隅角。3、瓦斯检查牌板应设置在下顺槽距工作面架尾50M附近，检查结果要及时填写，并及时向有关人员汇报。（二）瓦斯监测1、加强对工作面瓦斯的监测,在距回风出口5LOM处安装安全监测系统的甲烷传感器,甲烷传感器布置在巷道的上方，垂直悬挂，距顶板不得大于300MM，距巷帮不得小于200MM。2、瓦斯报警浓度08、断电浓度15、复电浓度08,断电范围为工作面及其回风巷内的全部非本质安全型电气设备。传感器每隔7天调校一次。3、监测系统必须由专人进行维护,确保系统的灵敏可靠。4、当瓦斯超限或监控系统报警时，要按规定安排撤人，并及时查明原因，进行处理。三、综合防尘系统（一）防尘管路系统1、供水灭尘系统2123采煤工作面的防尘用水,由地面到井底车场经工作面上顺槽、工作面和下顺槽，供给两顺槽和工作面的用水。上、下顺槽道供水管路选用50MM的水管，上顺槽每隔50M设一个三通阀门给泵站及工作面喷雾头和除尘水幕供水。下顺槽每隔50M设一个三通阀门，在水管进入下顺槽处安装阀门，给防尘水幕和各转载点供水。2、灭尘方法工作面使用湿式打眼，用好水炮泥，上、下顺槽及工作面洒水灭尘，各溜煤眼、机头转载点喷雾灭尘。（二）防尘措施1、防尘设施要按设计要求安装齐全、可靠，并坚持正常使用，损坏失效的要及时维修更换。2、工作面每隔20M安一组雾帘,爆破时开启。架尾溜煤口安一组雾帘，溜煤时开启。3、坚持综合防尘制度，工作面上、下顺槽每天必须洒水灭尘一次，工作面必须每班洒水灭尘二次，局部煤尘要有人清理，保证整个工作面无煤尘堆积。4、工作面运煤系统内，下顺槽、上顺槽距架头第一根钢梁20M处必须设置两道保持常开状态并覆盖全断面的喷雾装置。所有喷雾必须达到雾化效果，否则由生产单位联系通防科及时更换。运煤系统内各转载点喷雾装置由刮板输送机司机在开机时开启，停机时关闭。5、工作面风速要控制在1216M/S范围内，且作业人员必须戴好防尘口罩，搞好自我保护。6、工作面爆破前必须进行短壁注水，使用水炮泥，爆破前后必须洒水灭尘。7、要定期测尘，工作面及回风巷有煤尘堆积现象及防尘设施使用和检修不正常时应及时处理。（三）隔绝瓦斯煤尘爆炸措施1、在工作面上顺槽、下顺槽均安装一组软质隔爆水棚。2、隔爆水棚安装质量要符合煤矿安全规程和防尘规范要求。3、棚区长度20M,每棚间距20M,隔爆水袋40L/个。4、每处隔爆水棚不小于22个水袋,做到经常清刷,每周检查一次，确保水量。5、第一组防爆水棚距架头和架尾溜煤眼50200M,并随工作面推进而移动。详见附图142123采煤工作面防尘系统示意图包括供水管路三通喷雾等安设位置（四）防治煤层自然发火技术措施1、综合防灭火方式（1）防止内因火灾的预防措施严格按设计和回采工艺采煤，提高回采率，做到不留浮煤和顶底煤，加快工作面推进速度，使采空区自燃源难以形成。协助搞好通防管理，重点是通防设施的管理，严禁风流短路，确保系统稳定。适时停采，严禁盲目超采，必须严格按照现场标定的停采线进行停采。在回采过程中对每个小眼阶段的最下碴，每个小眼都必须进行封闭。采煤工作面采到停采线时，撤面前对工作面煤帮、顶板、底板和采空区喷洒阻化剂，防止自然发火。回采结束后，必须在45天内进行永久性封闭。摆设掩护支架时，在架上铺设黄泥，铺设黄泥的厚度不低于200MM，且铺设要均匀，以防止往架上采空区窜风，并且可以防止架上的煤层自燃。摆设及回撤掩护支架时，要对架上和架尾的浮煤及时喷洒氯化镁阻燃剂，防止煤层自燃，另外严格执行通防科编制的专门防止煤层自然发火措施。确保工作面具有独立稳定的通风系统。（2）防止外因火灾的预防措施入井人员严禁携带烟草和点火物品，严禁穿化纤衣服。爆破作业必须严格执行“一炮三检”制度，加强对炮眼封泥的管理，必须将炮眼封满、封实炮泥。杜绝不正确的爆破作业所形成的爆破火焰。爆破必须使用水炮泥，炮眼剩余部分必须用黄泥填满、填实，杜绝无风、微风、瓦斯超限作业。坚持使用好煤矿井下电气设备的接地保护，漏电保护和过电流保护，杜绝电气失爆。工作面所有电气设备必须选用矿用防爆型，防爆电气设备的运行、维护和修理，必须符合防爆性能的各项技术要求。防爆性能遭受破坏的电气设备，必须立即处理或更换，严禁继续使用。井下爆破器材和井下爆破作业必须使用煤矿许用炸药和煤矿许用电雷管，严禁使用变质的炸药，以防拒爆燃烧。机械设备搬运时必须轻搬轻放，在易摩擦撞击产生火花的地方洒水降温，避免机械摩擦撞击产生火花。在工作面上、下顺槽距离工作面不超过50M范围内均备有不少于2台干粉灭火器、消防沙02M3、消防铲2把等灭火器材。井下用过的棉纱、润滑油、布头和纸等，必须存放在盖严的铁桶内。用过的棉纱、布头和纸，也必须放在盖严的铁桶内，并有专人送到地面处理，不得乱放乱扔。严禁将剩油、废油泼洒在巷道或硐室内。附图同防尘系统图2、监控系统充分利用安全监测系统,进行预测预报工作。工作面经过的每一个石门和溜煤眼都要及时封闭,并在所有小眼密闭内安装束管,进行监测；工作面生产时始终在工作面下顺槽内安装甲烷、一氧化碳、温度、风速、粉尘传感器进行环境监测,加强灾害的预测预报能力。对监测系统的数据及时进行分析，发现温度上升明显、有芳香族碳氢化合物、CO浓度超过00024或增加较快时，要按照应急救援预案及时组织进行撤人、防灭火等。3、其他要求（1）摆架、回棚、回撤掩架等施工时迎头必须悬挂便携式瓦斯检测仪。（2）回棚、回撤掩架前必须先洒水灭尘净化环境，施工时严禁一切可产生静电火花的操作，严禁铁与铁硬性碰撞、摩擦以防产生火花。（3）监控设施必须由监控部门定期调校、确保灵敏可靠。详见附图152123采煤工作面监测系统示意图五职业健康第一节管理和监测1、加强职业危害的防治与管理，做好作业场所的职业卫生和劳动保护工作。采取有效措施控制尘、毒危害，保证作业场所符合国家职业卫生标准。2、作业场所空气中粉尘（总粉尘、呼吸性粉尘）浓度应符合表16要求。表16作业场所空气中粉尘浓度标准最高允许浓度/（MGM3）粉尘中游离SIO2含量（）总粉尘呼吸性粉尘1010505080801022235105033、通防科负责井下作业场所的总粉尘浓度的测定，采掘工作面每半月测定一次，其它地点每月测定一次。呼吸性粉尘每三个月测定一次，其它工作面或作业场所每六个月测定一次。粉尘分散度，每六个月测定一次。粉尘中游离SIO2含量，每六个月测定一次，在变更工作面时也必须测定一次。通防科负责安装采掘工作面粉尘转感器做到对粉尘随时监测，使用单位负责管理、保护、保洁。总粉尘作业场所的粉尘浓度，井下每月测定2次；粉尘分散度，每6个月测定1次。呼吸性粉尘工班个体呼吸性粉尘监测，采、掘工作面每3个月测定1次，其他工作面或作业场所每6个月测定1次。每个采样工种分2个班次连续采样，1个班次内至少采集2个有效样品，先后采集的有效样品不得少于4个；定点呼吸性粉尘监测每月测定1次。粉尘中游离SIO2含量，每6个月测定1次，在变更工作面时也必须测定1次；各接尘作业场所每次测定的有效样品数不得少于3个。粉尘检测和采集样品具体由通防科负责。4、作业场所的噪声，不应超过85DB（A）。大于85DB（A）时，需配备个人防护用品；大于或等于90DB（A）时，还应采取降低作业场所噪声的措施。5、矿区水源和供水工程应保证矿区工业用水量，其水质应符合国家卫生标准。6、噪声及其他物理因素每年至少测定1次。监测结果由必通防科进行建档留存。第二节健康监护1、必须按国家有关法律、法规的规定，对对接尘工人的职业健康检查必须拍照胸大片。2、应按照国家法律、法规和卫生行政主管部门的规定定期对接触粉尘、毒物及有害物理因素等的作业人员进行职业健康检查。对检查出的职业病患者，必须按国家规定及时给以治疗、疗养和调离有害作业岗位，并做好健康监护及职业病报告工作。查体时间间隔必须符合下列要求对在岗接触粉尘作业工人，岩石掘进工种每23年拍片检查1次；混合工种每34年拍片检查1次。职业性健康检查、职业病诊断、职业病治疗应由取得相应资格的职业卫生机构承担。3、期尘肺患者每年复查1次。疑似尘肺患者（0）岩石掘进工种每年拍片复查1次、混合工种每2年拍片复查1次。4、有下列病症之一的，不得从事接尘作业活动性肺结核病及肺外结核病。严重的上呼吸道或支气管疾病。显著影响肺功能的肺脏或胸膜病变。心、血管器质性疾病。经医疗鉴定，不适于从事粉尘作业的其他疾病。5、有下列病症之一的，不得从事井下工作本节第4条所列病症之一的。风湿病（反复活动）。严重的皮肤病。经医疗鉴定，不适于从事井下工作的其他疾病。6、癫痫病和精神分裂症患者严禁从事煤矿生产工作。7、患有高血压、心脏病、深度近视等病症以及其他不适应高空（2M以上）作业者，不得从事高空作业。8、粉尘、毒物及有害物理因素超过国家职业卫生标准的作业场所，除采取防治措施外，作业人员必须佩戴防尘或防毒等个体劳动防护用品。第三节排水系统一、排水系统一排水系统1、上顺槽水2煤99平巷至2123系统小眼123大巷中央水仓副井地面。2、下顺槽水123大巷中央水仓副井地面。二、排水方法在工作面上、下顺槽内使用排水管，使其自流至123大巷。三、排水设施及其管理（一）水沟必须及时清理，保证排水畅通无阻。（二）严格控制积水混入出煤系统详见附图162123采煤工作面排水系统示意图第四节供电设计南翼123配电点4变压器KBSG500/6/066供一、二、三部胶带输送机及2123采煤工作面电源，现使用负荷340KW，负荷率47，2123采煤工作面需安装负荷1275KW。其中架头及泵站负荷475KW，运输巷负荷80KW。（一）、4变压器容量验算需用系数按炮采工作面（急倾斜煤层）输送机平均系数取045，加权平均功率因数取065。有功功率（3401275）0452104KW视在功率21040653237KVA500KVA（二）、供电线路选择校验1、2123采煤工作面架头及乳化泵站供电线路选用350116电缆长度400M，支线选用325110电缆长度100M，支线选用34125电缆长度100M。干线电压损失UG119V支线电压损失UG6V支线电压损失U382V4变压器电压损失SB3237KVA，PB2104KWQB246KVARUB135V电网允许电压损失为63V119682135396V故所选电缆满足要求。2123采煤工作面运输巷供电线路干线选用350116电缆长度400M，支线选用325110电缆长度200M，干线电压损失UG201V支线电压损失U210V电网允许电压损失为63V20110135436V故所选电缆满足要求。（三）、开关整定1、2123总馈1馈电开关KBZ6200总负荷为1275KW过流整定IZ112751151466A，整定为150A短路整定IZ21506900A低压电缆换算为标准电缆（50MM2）的长度为LHK1L1K2L2K3L3400110019110011971788M查表得两相短路电流为ID（2）417A校验ID2/IZ41715028152、2123架头及乳化泵站2馈电开关KBZ6200总负荷为475KW过流整定IZ1475115546A，整定为55A短路整定IZ2556350A查表得两相短路电流为ID（2）417A校验ID2/IZ4175576153、乳化泵站控制开关QBZ120整定电机37KW过流整定37115426AIZIE整定为40A低压电缆换算为标准电缆（50MM2）的长度为LHK1L1K2L2K3L34001100191103016211M查表得两相短路电流为ID（2）1163A校验ID21163（840）49124、回料绞车电机控制开关QBZ80N整定电机75KW电流7511586AIZIE整定为8A低压电缆换算为标准电缆（50MM2）的长度为LHK1L1K2L2K3L3400110019180119715486M查表得两相短路电流为ID（2）480A校验ID2480（88）75125、拉料绞车控制开关QBZ80N整定电机3KW过流整定3115345AIZIE整定为3A低压电缆换算为标准电缆（50MM2）的长度为LHK1L1K2L2K3L3400110019110011971788M查表得两相短路