111201采煤工作面作业规程(终稿)

编号TM201702号习水县泰丰煤矿111201采煤工作面作业规程编制日期2017年6月24日会审意见表名称111201采煤工作面作业规程会审地点会议室参加部门签字日期参加部门签字日期安全副矿长通防负责人生产副矿长技术科机电副矿长调度室矿长安全科总工程师施工队会审意见年月日贯彻签字表名称111201采煤工作面作业规程贯彻人贯彻地点贯彻时间参加贯彻学习人员签字111201采煤工作面作业规程补充学习签字表学习地点学习时间补充学习人员签字目录目录1前言7编写依据7第一章概况8第一节工作面位置及井上下关系8第二节煤层8第三节煤质9第四节煤层顶底板10第五节地质构造12第六节水文地质12第七节影响回采的其它因素13第八节储量及服务年限14第二章采煤方法15第一节巷道布置15第二节采煤工艺16第三节设备配置19第三章顶板管理19第一节支护设计19第二节工作面顶板管理23第四节矿压观测30第四章生产系统32第一节运输32第二节一通三防与安全监控33第三节排水系统37第四节供电系统38第五节通讯、照明系统38第五章劳动组织和主要技术经济指标39第一节劳动组织39第二节作业循环39第三节主要技术经济指标41第六章质量管理42第一节原煤质量管理42第二节采面质量管理42第七章安全技术措施44第一节一般规定44第二节回采安全管理制度46第三节顶板49第四节防治水55第五节爆破管理56第六节一通三防与安全监控60第七节运输管理64第八节机电管理66第九节其它69第八章灾害预防及避灾路线71第一节灾害预防71第二节灾害分析71第三节灾害处理程序及应急措施72第四节避灾原则及路线73前言根据本年度采掘布署，为保证111201回采工作面安全顺利投入生产，特编制此作业规程。编写依据1、煤矿安全规程（2017年版）2、煤矿操作规程3、开采设计方案（变更）4、安全设施设计5、安全生产标准化（2017年版）6、习水县泰丰煤矿两采四掘方案7、泰丰煤矿各工种岗位责任制及安全制度8、泰丰煤矿矿井质量标准和文明生产标准9、泰丰煤矿煤炭生产质量管理办法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下表表1工作面及井上下关系表水平名称一水平采区名称一采区地面标高12621392M井下标高上界高1132M下界高1068M地面相对位置该巷地面为荒山，无任何建筑物回采对地面设施的影响工作面相对应地面范围内无村庄、农田及水体。因此开采时对地面设施无影响。井下位置及与相邻关系该采面位于矿井一采区一区段C12煤层西翼，西以切眼为界，东以停采线为界，上以回风巷为界，下以运输巷为界。111201采煤工作面的开采对井下其他区域无影响。320倾向长度（M）90面积28800走向长度（M）注明111201运输巷走向560米，111201回风巷走向470米，因受副平硐影响，留设保护煤柱，故111201采煤工作面可采走向长度为320米。第二节煤层煤层1、含煤性矿区含煤地层为上二叠统龙潭组，总厚7887M。该组以灰、灰黄、灰黑色细砂岩、粉砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、含炭质泥岩及煤层（线）组成。总含煤12层，煤层总厚度352M，含煤系数427。含可采煤层3层（C5、C8、C12号），煤层总厚度295M，可采含煤系数358。2、可采煤层C5煤层位于龙潭组上部，上距长兴大隆组底部约4045M。煤层结构较复杂，含夹矸一层，厚030043M。煤层上分层厚度024047M，下分层厚度035074M，净煤厚（采用厚度）074117M,平均094M。高瓦斯，无煤尘爆炸性，自燃倾向性级，为不易自燃煤层。C8煤层位于龙潭组中部，上距C5煤层22M左右，下距C12煤层约16M。煤层结构简单，煤层中含较多的黄铁矿结核，C8煤层厚04115M,在矿区北东及北西部簿化，可采区主要分布于矿区中部，煤层厚度一般为10M，为局部可采煤层。高瓦斯，无煤尘爆炸性，自燃倾向性级，为不易自燃煤层。C12煤层煤层位于龙潭组底部，下距茅口组P2M23M左右。煤层结构简单，厚度变化较小。C12煤层103125M,一般厚114M。为较稳定煤层，全区可采。高瓦斯，无煤尘爆炸性，自燃倾向性级，为不易自燃煤层。矿井可采煤层煤层特征详见表2。表2可采煤层煤层特征表煤层顶底板岩性煤层编号煤层厚度M煤层平均间距M煤层结构顶板底部C5074117094较简单泥岩、粉砂岩粘土岩、泥质粉砂岩22C80411510简单泥质粉砂岩、粘土岩粘土岩、粉砂质泥岩C1210312511416简单粉砂质泥岩、泥岩粘土岩第三节煤质一、煤岩物理性质井田内可采煤层均为无烟煤。C5煤层黑色，粉末深黑色，半金属光泽，内生裂隙发育中等，阶梯状及参差状断口，性脆，易碎，为半暗型至光亮型煤，以半亮型为主。C8煤层黑色，粉末黑色，半金属光泽为主，丝绢光泽次之。具宽条带及少量条带结构，裂隙面多为方解石脉充填。阶梯状断口为主，参差状、贝壳状断口次之，性较脆，硬度较大，为半亮型光亮型煤。C12煤层黑色，粉末为深黑色，半金属光泽，具宽条带状结构，上部内生裂隙发育中等，裂隙面见黄铁薄膜。阶梯状及参差状断口，硬度较大，可达4级摩氏硬度，半亮型煤为主，半暗型和光亮型少许，即为半亮、半暗至光亮型煤。二、煤的容重各煤层的容重均为152M3/T。三、化学性质及有害成分（1）工业分析各煤层主要煤质指标详见如下表表3表3可采煤层原煤煤质分析成果表煤层名称煤种水份MAD灰份AD挥发份VDAF固定碳FCD（硫ST，D）磷P（）发热量QB，DMJKG容重T/M3）C5WY155154381474951640222681152C8WY264159376476430520032956152C12WY30121051058706018600242553152（2）煤岩的工业类型根据工业分析结果可以看出，该区各煤层原煤挥发份为900962，胶质层厚度2MM。依据中国煤炭分类国家标准，确定区内可采煤层均为无烟煤。三、煤的用途本矿各煤层可作为化工、动力用煤及民用。第四节煤层顶底板一、顶、底板条件C12煤层煤层位于龙潭组底部，下距茅口组P2M23M左右。煤层结构简单，厚度变化较小。顶板为粉砂质泥岩、泥岩；底板为粘土岩、茅口灰岩。煤层颜色为黑色、条痕灰褐色，半金属光泽，内生裂隙较发育，阶梯状及参差状断口，断脆，半亮型至光亮型煤，以半亮型为主，可采区域煤厚为11164M，煤层结构较简单,属较稳定煤层，含夹矸一层，厚0103M,夹矸岩性为粉砂岩、泥岩。为大部可采煤层。附图工作面地层综合柱状图浅灰、灰色厚层至块状粉晶灰岩、含生物碎屑灰岩。由灰、灰黄、灰黑色粉砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质粘土岩、含炭质粘土岩、铝土质粘土岩及煤层（线）组成。灰、深灰色中至厚层状含燧石团块灰岩，含腕足类、腹足类等化石。为灰黄、灰绿色薄至中厚层状钙质泥岩、泥灰岩。为紫红、灰紫色薄至中厚层状泥质粉砂岩、泥岩、泥灰岩。主要由灰黄、土黄色粘土、砂及砾石等组成。灰色中至厚层状泥晶灰岩、泥质灰岩夹泥质条带。C5煤层平均厚08M,较稳定，局部可采；8煤层平均厚09，较稳定，局部可采；C12煤层平均厚M，较稳定，全区可采。第五节地质构造一、地层矿区内含煤地层为二叠系上统龙潭组P31，下伏地层茅口组P2M，上覆为二叠系上统长兴组和下三迭统夜郎组T1Y及第四系Q。现由老到新分述于下（1）、茅口组P2M矿区内出露不全，岩性为浅灰、灰色厚层至块状粉晶灰岩、含生物碎屑灰岩，产腕足类、蜓等生物化石。厚度大于100M。（2）、龙潭组P3L岩性由灰、灰黄、灰黑色细砂岩、粉砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、含炭质泥岩及煤层（线）组成。与下伏茅口组呈假整合接触，厚度约7887M。（3）、长兴组P3C岩性为灰、深灰色中至厚层状含燧石团块灰岩、粉晶灰岩夹钙质粉砂岩，含腕足类、腹足类等化石。厚5070M。（4）、三叠系下统夜郎组T1Y该组在区内出露较好，分布广，根据岩性特征分为三段。1）夜郎组第一段（沙堡湾段）（T1Y1）岩性主要为灰黄、灰绿色薄中厚层状钙质泥岩、泥灰岩，厚度911M。2）夜郎组第二段（玉龙山段）（T1Y2）为灰色中至厚层状泥质灰岩、泥质泥晶灰岩夹泥质条带。厚120130M。3）夜郎组第三段（九级滩段）（T1Y3）紫红、紫灰色粉砂质、钙质泥岩、泥岩、泥灰岩，灰色透镜体，显水平层理。厚度263M左右。（5）、第四系（Q）矿区内大部分被风化残积、坡积物覆盖，低洼处和沟谷中有洪积和冲积物堆积。厚度06米。二、构造矿区位于桑木场背斜北西翼，整体为一北东向单斜构造，地层走向南西北东，倾向320350，平均倾向335；倾角3045，平均倾角37，矿区断层和褶皱构造不发育，地质构造简单。第六节水文地质一、含水层（顶部和底部）分析区内煤层的顶、底板均泥岩、粉砂质泥岩为主，粉砂岩、泥岩属中等坚硬岩组，力学强度中等，有一定遇水软化性，岩体稳定性中等；粘土岩、煤层属软弱岩组，力学强度很低，遇水时极易软化，塑性强，岩石完整性不好，岩体稳定性很差，巷道掘至该层段时，易产生顶部塌陷及底鼓、片帮等现象。因此，在采掘过程中应加强底板软岩管理及破碎地段顶板的支护。在今后生产过程中，并根据顶板矿压显现及回采高度随时调整支护密度，以保证生产安全。该面对应地表无大型水库，河流、堰塘及大型建筑物，在回采过程中要预防地下水经断层导入回采工作面，煤系地层的上部为长兴灰岩含水层，是矿井开拓的主要水源，在回采过程中发现有渗水、淋水现象时，必须停止作业进行水害调查，必须确保安全后方可作业。二、工作面预计涌水量1、一般涌水量目前约为2M3/H2、最大涌水量预计8M3/H第七节影响回采的其它因素一、瓦斯1、煤层瓦斯含量、压力资源/储量核实报告没有提供煤层瓦斯含量、瓦斯压力等相关资料。根据经验公式，预测各煤层最低标高时的瓦斯含量，预测结果见表4。表4矿井各煤层最低开采标高时瓦斯压力、瓦斯含量表WHP水平煤层M3/TMPA1068M标高以上C1215771262、矿井瓦斯涌出量根据矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ10182006）标准，采用分源预测法对矿井的相对瓦斯涌出量进行预测，预测结果见表5。表5各煤层开采时矿井的瓦斯涌出量回采工作面掘进工作面生产采区矿井相对瓦斯涌出量矿井绝对瓦斯涌出量水平煤层M3/TM3/MINM3/TM3/TM3/MIN1068M标高以上C1238007672910026333、矿井煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出危险性根据2011年9月5日贵州省能源局文件“关于对习水县东皇镇泰丰煤矿C5、C8、C12煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告的批复”（黔能源煤炭2011568号）。结论为习水县泰丰煤矿C5煤层在鉴定范围（开采标高9675以上（ABCDEFGH所围区域）的C5煤层）内无突出危险。C8煤层在鉴定范围（开采标高965以上的C8煤层）内有突出危险。C12煤层在鉴定范围（开采标高965以上的C12煤层）内有突出危险。二、煤尘根据2013年6月13日贵州煤矿矿用安全产品检验中心对该矿所作的煤尘爆炸性鉴定报告，C12煤层煤尘无爆炸性。三、煤的自燃倾向根据2013年6月13日贵州煤矿矿用安全产品检验中心对该矿所作的煤层自燃倾向性鉴定报告，C12煤层自燃倾向性为III类，属不易自燃煤层。四、地温本井田无地温异常现象，属于正常地温矿井。五、冲击地压无冲击地压和应力集中区。第八节储量及服务年限一、储量1工作面工业储量可采走向长度采煤工作面斜长比重3209015265664吨。2工作面可采储量回采工作面采出率为97，可采储量为64万吨。二、工作面服务年限回采工作面的服务年限（可采储量/计划月产量）85/088个月该回采工作面的服务年限为8个月。第二章采煤方法111201采面采用走向长壁后退式采煤方法，根据采区地质资料及开采设计，采区煤层平均倾角为39，采煤方法为走向长壁后退式采煤，工作面采煤工艺为炮采，工作面支护形式为DW12300/100、DW10300/100、DW8300/100型单体支柱配合HDJA1000型金属铰接顶梁齐梁齐柱走向正悬臂支护，采空区采用全部跨落法管理。第一节巷道布置一、采区设计、采区巷道布置情况设计划分为一个水平两个采区，965M水平以上为一采区，以下为二采区。本工作面为一采区。三条上山通过各区段石门联系。二、工作面设计设计可采走向长320M，倾斜长90M。煤层倾角39。运输巷和运输石门、运输上山相接,回风巷通过专用回风巷和总回风巷相接形成独立的通风系统。三、工作面运输巷、回风巷、开切眼、避难硐室一巷道形状、支护方式与断面1、111201工作面运输巷形状矩形，锚网支护，净断面为936M2。2、111201工作面回风巷形状矩形，锚网支护，净断面为936M2。3、111201工作面开切眼掘进宽34M，掘进高度煤层厚度，单体液压支柱加金属绞接顶梁支护，断面不小于35M2。4、避难硐室分别布置在111201回风巷和111201运输巷内，净断面为45M2,掘进断面为51M2，锚网喷支护。（二）巷道布置方式111201工作面运输巷、回风巷沿煤层走向布置，工作面开切眼沿煤层倾向布置。（三）停采位置、煤柱位置111201采面距离最近需要保护的巷道为副平硐里段,保护煤柱宽按30M留设。停采线为距副平硐里段30米的煤层倾向线。附图工作面巷道布置平面图第二节采煤工艺一、采煤工艺工作面设计采用钻眼爆破落煤的采煤工艺。二采高和循环进度采高平均15M。循环进度10M。三、落煤、装煤、运煤及顶板控制方式一落煤、装煤及运煤1、落煤爆破落煤。2、装煤由人工将放落的煤装入搪瓷溜槽3、运煤工作面由搪瓷溜槽自滑；运输巷采用矿车运输。（二）顶板控制方式（1）支护形式。单体液压支柱配合金属铰接顶梁，齐梁齐柱形式，一梁一柱后定位700MM/300MM进行支护顶板，正常生产时采用“三、四”排管理。（2）支护质量工作面支柱、顶梁、鞋和水平销对号管理，编号清晰。支柱打成一条直线，排距1000MM、柱距800MM，偏差均不超过100MM；端面距不大于500MM。新暴露的顶板要及时支护。支柱有迎山角，迎山角35，工作面支柱必须全承载。支柱钻底量大于100MM时要穿鞋，初撑力不得低于90KN，不足的要进行二次补液。工作面配齐水平销，挂梁后水平销要打满劲，水平销应水平插入梁牙口内，严禁将水平销立插，禁用木或其他物品代替水平销。煤层变化时，必须及时更换适应采高的支柱，防止支柱超高或压死，活柱伸出量不小于200MM。不得使用折损的坑木，损坏的顶梁和失效的支柱。工作面顶梁挂设平直，梁小头垂直指向煤壁，梁与梁之间相互平行，过顶材料均匀排列。煤壁采用棚棚背帮管理，所有支柱（除贴帮柱外）应拴齐防倒绳。临时支柱的位置不妨碍架设基本支柱，基本支柱未架设好不准回撤临时支柱。（3）接顶要求每棚不少于4块劈材，均匀过在上、下两棚之间，接顶料横跨两梁，顶板破碎和漏掉顶处，必须用大料、塘材等接实过严，严禁空顶，超前挂梁管理顶板，要补上临时支柱。（4）防倒防滑由于本煤层平均倾角39，坡度较大，采煤工作面支柱一旦有卸压支柱，将会出现支柱倒滑现象，对采面人员、设备及下方支护及安全造成极大的威胁，以致发生安全事故。所以采煤工作面必须有防止支柱倒滑的措施，方法为一是采煤工作面的每一根支柱，必须用强度足够的绳索相联，倒柱发生后，不致继续下滑，造成更大的损失；二是要对使用的支柱加强观察，发现不合的支柱必须立即升井维修，不得使用损坏或不合格的支柱。三是对采面支柱定期升井作压力试验，不合格支柱及时维修，否则不得继续使用。（5）防窜由于本煤层平均倾角39，坡度较大，采煤工作面支柱一旦有卸压支柱或采空区窜矸，将会对采面人员、设备及下方支护及安全造成极大的威胁，以致发生安全事故。所以采煤工作面必须设有限防窜矸的措施1是采煤工作面的每一根支柱，必须用强度足够的绳索相联，倒柱发生后，不致继续下滑，造成更大的损失；2是要对使用的支柱加强观察，发现不合的支柱必须立即升井维修，不得使用损坏或不合格的支柱。3是对采面支柱定期升井作压力试验，不合格支柱及时维修，否则不得继续使用。4密集排必须严格按照设计打设，严禁偷摘密集支柱。并且在密集排使用高度不低于05米挡板。5采煤工作面每隔15米安设一组防窜挡板，档板采用厚度不低于5CM木板，高度不低于06米。（6）采空区管理工作面采空区采用全部垮落法管理。四、落煤1、落煤方式放炮落煤。煤电钻打眼。2、爆破说明书。炮眼布置方式采用GMZ112风煤钻打眼，炮眼采用三花眼布置，底眼俯角1213，眼距12M，眼口距底板030M，眼底应接近底板,防止丢失底煤,顺煤层倾斜向下方打眼，角度为60；顶眼仰角5眼距12M,眼口距顶板03M，眼底距顶板02M,防止破坏顶板。炮眼装填结构炮眼装填结构示意图如下采用煤矿许用三级乳化炸药和15段毫秒延期电雷管，底眼每眼装药量为03KG，雷管一个；顶眼每眼装药量015KG，雷管一个；沿倾斜方向由下向上依次连线，正向装药。工作面分段分组装药。一组装药必须一次起爆（一次性装药，一次性爆破）。爆破方法正向起爆；联线方式串联。工作面炮眼布置图采煤工作面炮眼布置图爆破参数表6爆破参数表炮眼名称眼深（M）眼距（M）每眼装药量（KG）炮眼个数（个）每眼雷管（个）雷管用量（个）炸药量（KG）连线方式底眼12120375175225顶眼1212015751751125合计1501503375串联五、工艺流程安全检查实施防突措施效果检验安全检查安全确认生产班打眼装药警戒排炮烟安全检查防尘挂梁（临时支护）攉煤移溜支护文明生产安全检查（注实施防突措施和效果检验根据四位一体防突措施流程为主）。六、回采工作面正规循环生产能力工作面平均长度96M，循环进尺10M，平均采高094M，容重152T/M3回采煤率为97。则WLSHRC90101515297199044T式中W工作面正规循环生产能力，T；L工作面平均长度，M；S工作面循环进尺，M；H工作面设计采高，M；R煤层视密度，M；C采出率，；第三节设备配置表7工作面设备及主要工具配备设备名称规格型号单位数量备注风煤钻GMZ12型台2其中备用一台放炮器MFB150台1铰接顶梁HDJA1000根443单体液压支柱DW12300/100根680含10的备用支柱乳化液泵BRW80/20套1两泵一箱掏扒把5溜槽M955米备用第三章顶板管理第一节支护设计1、工作面顶板压力估算Q（68）MGCOS式中Q工作面顶板荷载，KN/M2；68相当于维持采高68倍岩柱的重量；M采高，111201采面平均取15M；G98N/KG；顶板岩石重力密度，一般取2；工作面平均倾角，39。则Q（68）15298COS39（1370918278）KN/M2。2、单体液压支柱选型C12煤层厚度1128M平均15M,111201工作面采高平均15M，顶板压力为（1713622848）KN/M2，回采工作面选用DW12300/100型外注式单体液压支柱支撑高度0787120M，额定工作阻力300KN，初撑力L18157KN和HDJA1000型铰接顶梁联合形成支架对顶板进行支护。3、单体支柱支护强度验算1、采用经验公式计算P918HRK918152822032KN/M2P工作面合理的支护强度。H采高MR顶板岩石重力密度，一般取2K工作面支柱应该支护的上覆岩层厚度，一般为482、选取“同煤层矿压观测或预计本工作面矿压参数参考表”中最大平均支护强度，本矿无矿压资料，在以后的生产中加强矿压观测并积累资料。估算为118KN/M2选以上两项中最大值3、支柱实际支撑能力计算RTKGKZKBKHKAR099095091093002532854KN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；KA倾角系数；R支柱额定工作面阻力，KN。K支柱阻力影响系数，可以从支柱阻力影响系数表中查得表8支柱阻力影响系数表项目液压支柱微增阻支柱急增阻支柱木支柱工作系数KG0990910505增阻系数KZ0950850707不均匀系数KB0908070722M采高系数KH100950950945。倾角系数KA10095090854、工作面合理的支护密度NNPT/RT22032/22854096棵/M25、排、柱距根据推进度，工作面基本支柱的排距取10M，则基本柱距为L柱1（L排N）1（10068）1041M式中L柱工作面基本柱距，M；L排工作面基本排距，M。根据111201采面顶板不稳定情况，为增加安全性，取基本支柱的柱距08M。6、控顶距根据顶板条件，本工作面采用“三、四排支护，见四回一”的管理方式。最大控顶距为42M，最小控顶距为32M，放顶步距为10M。根据该工作面的顶底板条件，结合采高等因素，工作面选用DW12300/100型单体液压支柱，HDJA1000型金属铰接顶梁。二、支护材料数量及规格1、单体液压支柱采面在正常生产期间，采面支柱采用“三、四”管理，则所需单体液压支柱为基本柱900834342根贴帮柱90082158根挡矸柱90082158根超前支护60根上下安全出口支护100根合计618根备用柱62根（10的备用率）共计680根2、铰接顶梁采面在正常生产期间，采面支柱采用“三、四”排管理，则所需铰接顶梁为基本梁900834342根超前梁60根合计402根备用梁41根（10的备用率）共计443根3、水平锲每班生产所需水平锲的数量为90081114块备用水平销12块（10的备用率）共计126块4、材料规格表9材料规格表柱距排距备注项目支柱型号铰梁型号MMMM参数DW12300/100HDJA10008001000三、乳化液泵站设计（一）、泵站选型、数量乳化液泵站型号为BRW80/20，数量为2台，一备一用，使用配套乳化液箱，其额定流量为200L/MIN，额定工作压力为18MPA；输液管路选用253MM无缝钢管，耐压20MPA以上。（二）液压管路副平硐井口副平硐12石门111201回风巷111201采面111201运输巷。（三）泵站位置泵站安设在副平硐井口。（四）、泵站使用及管理规定1、泵站设备的维修管理由采煤队负责，维修管理措施质量要求及管理制度由机电科负责制定实施。2、工作面每班设一名乳化液泵站司机管理，乳化液泵站司机必须熟悉乳化液泵的性能和构造原理，具备保养、处理故障的基本技能，经过培训方可上岗操作。3、泵站司机必须配带乳化液浓度计且认真填写乳化液浓度检查记录，严格执行操作规程及交接班制度，在现场向接班司机详细交待本班设备运转情况、出现的故障、存在的问题，并按规定填写乳化液泵站工作日志。4、泵压达到18MPA，乳化液浓度达23，有配比和检测手段，配液用水为中性水泡油型，且泵站周围不得有积水、积物。5、油箱必须有过滤网，正常情况下油箱盖必须盖好。6、泵箱的自动给液装置应配备齐全完好，严禁开空泵、满油箱。7、注液枪及管线设专人管理维护，管线吊挂整齐，注液枪使用后应悬挂在人行道两侧，不得放在地上。8、液压管路无跑、冒、滴、漏现象，密封圈和油管损坏后及时更换。9、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。10、检修泵时必须把开关停电闭锁。11、修理、更换液压管或液压管密封，必须停油泵或关闭断路阀，不得在井下拆检各种压力控制元件，严禁带压更换液压件。12、严禁擅自找开卸载阀、安全阀、蓄能器等部位的铅封和调整部件的动作压力。13、适当调整泵的安装状态，始终让泵处于水平状态。14、发现泵开关、电动机、按钮、接线盒等电气设备无法避开淋水时，必须妥善遮盖。15、开泵前检查泵站和液压系统各部件有无损伤，各连接螺丝是否紧固、润滑油要正常、液位适当，各种保护齐全可靠，运行方向为正向。达不到完好标准不准开泵。16、电动机及开关地点附近20M以内风流中瓦斯浓度达到10时，必须停止运转、切断电源，撤出人员，进行处理。17、开泵前，必须事先通知采面作业人员，停泵时，也必须事先通知采面作业人员，切断电源，断开隔离开关。17、泵在启动后，要注意监听泵的运转状态，发现有异声异味、温度（泵、液）超过规定、压力表指示不压力不正常、乳化液浓度、液面高度不符合规定、控制开关失效、失控、过滤器损坏堵塞及供液管路破裂、脱开时，应立即停泵处理，严禁带病运转，严禁反向运转。18、再开泵时必须得到呼叫停泵人的开泵命令后方可开泵。开泵前，必须向工作面发出开泵信号再等S后再启动。19、按规定程序开、停泵，停泵后要卸载，不得重载启动泵站。20、无论是停泵还是开泵期间，泵站司机均不得脱离岗位。21、供液管路要吊挂整齐，保证供液畅通。22、加强液压系统的清洁卫生，各种胶管液压元件应保持清洁，严禁泵箱随意敞口，严禁不经过过滤网直接向泵箱加入乳化油。应按以下要求进行定期检查、检修，并做好记录（1）每班擦洗一次油污、脏物；按一定方向旋转过滤器12次，检测2次乳化液浓度；（2）每天检查一次过滤器网芯；（3）每10天清洗一次过滤器；（4）每半个月清洗一次乳化液泵箱。第二节工作面顶板管理一、正常回采时的顶板控制方式1、工作面采用单体液压支柱配合金属铰接顶梁对顶板进行支护，齐梁齐柱式走向棚布置，一梁一柱的形式，按定位700MM/300MM正悬臂支护顶板，支柱排距为10M，柱距为08M。采用“三四排管理，见四回一”，最大控顶距为42M，最小控顶距为32M，放顶步距为10M。2、支柱时，铰接顶梁必须打成正悬臂，铰接顶梁与顶板之间必须铺设34块背板（或者铰棍），背顶时，背板必须垂直于顶梁，并且必须搭接在两根顶梁上，采面背板规格为长宽高140014050（MM），支柱必须成排成行。3、工作面煤壁不得留有伞檐，铰接顶梁末端靠在煤壁上，并有梁窝，有片帮冒顶的地方必须使用半圆木或小板背实，防止大量片帮。4、打柱时必须严格采用拉线打柱，确保采场的支柱成排成行；支柱必须有35的迎山角，支柱必须向老空区倾斜，倾角为13。5、每排支柱间必须用防倒绳连接，防卸压柱倒下伤人。二、正常回采时的特殊支护形式正常回采时采取的特殊支护形式主要有单排切顶柱、密集支柱、木垛、四对八梁及临时支护。1、单排切顶柱单排切顶柱必须打在切顶线上，为带帽点柱，每两棵正规柱之间打一棵，打成直线，迎山有力，并向老空区倾斜13，初撑力不小于8MPA。2、密集支拄用于采面上、下安全出口到老空区之间，为正规支柱密度的一半，采取支柱柱距不变，排距为正规支柱的1/2，即采用一梁二柱支护。3、临时支护在爆破后、移溜前进行支护，通常采用挂梁、打水平销、出煤时每隔一棵正规支柱打一棵临时支柱等，移溜后改打为正规支柱。4、木垛用于工作面上、下端头支护，在新切顶排内打木垛，木垛规格为15M15M，采用半圆木，半圆木规格为长宽厚1400160100MM。施工木垛必须牢固可靠，木垛要必须打在实底上，4角对齐，并用木楔背牢，严禁打在浮煤浮矸上，严禁歪扭。如遇顶板破碎、压力较大、有应力集中、顶板下沉量较大时，采取打木垛、戗柱、贴帮柱等特殊支护，其规格及质量要求将在届时编制的补充措施视具体情况确定。当工作面过老巷时架设木垛，其规格及质量要求将在届时编制的补充措施视具体情况确定。三、各工序平行作业及其安全距离与回柱放顶方法（一）各工序之间平行作业的顺序和安全距离各工序之间平行作业的顺序为打眼、攉煤、支柱、移溜、回柱、装药爆破不得与其他工序平行作业。正常回柱放顶，分段距离不小于30M，并且保证防窜措施的有效性；回柱与打眼、攉煤平行作业最小安全距离不小于10M，（只能为打眼在上，回柱在下）；回柱与移溜、支柱平行作业最小安全距离不小于30M，并且保证防窜措施的有效性。（二）回柱放顶1、回柱放顶的方法是采用人工回柱，利用单体卸液手把远方操作，由里向外，由下向上，先柱后梁。2、回柱顺序安全检查打水平销挂拨柱器卸载拉柱回收铰接顶梁。3、准备工作（1）备齐回柱工具（卸载手把、拔柱器、手锤、水平销、牵引绳等）。（2）认真检查从煤壁到采空区顶板支护状况，改正不正规支架，所有支柱必须打齐。（3）清理维护好后路，打好挡矸柱，设好挡矸小板，并连续打紧35棚水平销。（4）在新切顶排打上戗柱、木垛（木垛打设根据现场实际情况决定是否打设），并拆除待回排戗柱、木垛。检查采场内正规柱是否栓齐防倒绳。4、技术要求（1）回柱顺序由下向上，从采空区到煤壁逐棚回收，严禁提前摘梁盗柱或进入采空区作业。（2）分段时，尽可能将断层或顶板破碎带分一段，分段点应尽可能在顶板条件好、支护较可靠的安全地带，必须严格执行先支后回的原则；如回柱地点顶板破碎，支护歪斜，需先进行维护，确认安全后，方可回柱。（3）回柱放顶至少两人一组，先在采空区侧挂好挡矸小板，一人回柱放顶，一人观察顶板及支护情况，两人都应站在支护牢固的斜上方安全地点作业。（4）视顶板状况，拔柱器必须安放在牢固的距回柱处13M正规有劲的支架上。（5）如遇特殊情况需要利用回柱绞车回柱时，回柱绞车安装在采面回风巷距上安全出口20米外、顶板完好、视线清楚的地方（目前未设回柱绞车，需要时重新安装）。（6）回柱绞车必须安设牢固，要求在其前后各支设两棵压柱，并牢固有力。（7）绞车的定向滑轮用三根圆木打成丛柱固定，圆木直径不小于180MM，且深度不小于04米的柱窝，上端用木楔刹紧，设在二三排之间，导向滑轮和丛柱的连结必须用绞车钢绳同型号的绳环和卡子来固定。（8）实行全承载支护，回出的支柱及时垂直顶底板整齐的支撑在材料道采空区侧顶板上，顶梁站靠整齐，材料码放整齐，确保人行道畅通。（9）回柱后局部悬顶超过沿走向5M、倾向20M（面积大于100M2）不冒落时，必须进行强制放顶，措施另行编制。（10）支护材料的复用回柱放顶时，必须是在确保安全的前提下把背板、半圆木等回收出来，立放在新切顶线排支柱内侧备用和复用，回收出来的顶梁立放在新切顶线排支柱内侧，有圆销子的一头朝上，禁止丢弃、浪费材料现象。四、特殊时期的顶板控制（一）顶底板变化时的顶板控制顶底板变化时，应及时调整工作面支拄规格，工作面支柱的支撑高度应符合采高的要求，支柱要确保达到初撑力（不小于10MPA）。顶底板变化时必须编写有针对性的补充措施。（二）过断层及顶板破碎带时的顶板控制根据地质资料及工作面运输巷和回风巷揭露的地质情况，本工作面内有落差小于5M的断层较发育，必须加强过断层的顶板控制工作，要控制好采高，断层处的支柱要确保达到初撑力（不小于10MPA），在顶板破碎的地段，为了有效地防止顶板冒落，可采取铺网的方法护好顶板。在过断层及顶板破碎带时必须编写有针对性的补充措施。（三）来压及停采前的顶板控制1、初采来压时，运输巷、回风巷和工作面每隔20米在放顶线处采用木垛和单体联合支护。木垛15M15M，采用半圆木。木垛要排在实底上，4角对齐，并用木楔背牢，随回采前移木垛至基本顶初次跨落为止。巷道上下帮及巷中采用单体支护。支护方法顺巷道支护，一梁一柱，严禁出现单梁单柱。2、工作面基本顶初次来压前必须编制专门安全技术措施。3、工作面初次来压和周期来压期间，应加强来压的预测预报。4、工作面支柱的初撑力不低于10MPA，运输巷、回风巷所有单体柱初撑力不低于6MPA，特别注意工作面中部、两端头支柱的初撑力和支护状态，确保整体支护强度，预防冒顶。5、加强上、下两端头顶板控制，并穿齐防倒绳。6、工作面停采时应编制停采措施，加强顶板控制。（四）特殊情况时可采用“三五”排控顶特殊时期可以采用“三五”排支护、见“五回二”方法管理顶板。采面在受其它情况影响不能完成日循环，煤层变化极大或支柱倒运难度太大等情况时，也可采用“三五”排支护、见“五回二”方法管理顶板。特殊时期渡过或特殊情况消除后，应及时恢复“三四”排支护、见四回一方法管理顶板。五、顶板管理参数及采场、支护管理质量要求（一）、顶板管理参数顶板管理参数见表10。表10顶板管理参数表项目规定项目规定顶板管理方法全部垮落法最大控顶距42M选择依据顶板岩性及邻区矿井实践最小控顶距32M回柱方法人工回柱放顶步距100M回柱工艺由下向上初次来压步距待观察切顶方式单排密集切顶周期来压步距待观察（二）采场及支护质量要求1、采场必须保持“三直”、“三光”、“两畅通”。“三直”即采场的煤壁采直，支柱支直，刮板运输机（溜槽）安直。“三光”即采场应回的支柱回光，浮煤扫光，杂物运光。“两畅通”即上、下安全出口畅通。2、采场的刮板运输机（溜槽）安设要求为“平、直、稳、牢”。溜槽必须固定可靠。3、采场的支护形式为“齐梁齐柱式”。4、采面的顶板管理采用全部垮落法管理顶板，控制顶板方式为“三四”排。最大控顶距为42M，最小控顶距为32M。如遇顶板破碎、压力较大、有应力集中、顶板下沉量较大时，采取打木垛、戗柱、丛柱等特殊支护。打柱时必须严格采用拉线打柱，确保采场的支柱成排成行；支柱必须有35的迎山角，支柱必须向老空区倾斜，倾角为13。5、为确保支柱有足够的初撑力，液压泵的出口压力不得低于20MPA。留底煤开采和煤层底板松软的地方，必须穿鞋支护，支柱初撑力不得低于10MPA。6、支设支柱时，铰接顶梁必须垂直于煤壁；单体支柱的三用阀必须平行于煤壁，并且卸载孔必须朝上方，当单体支柱不适应煤层变化时，另行编制措施。7、切顶排必须每空打一根单体支柱进行切顶，切顶柱顶端必须戴帽并打在切顶线上；如遇顶板破碎、压力较大、有应力集中时，采场采取打戗柱或木垛的方式控制顶板。8、采场不得随意丢失顶煤、底煤和浮煤，采高超过单体支柱的支撑高度时，另行编制措施。9、采场的高压管路必须悬挂在第二排的上部，以防放炮冲坏。10、采场支柱的高度必须与采场的采高相符，不得超高或超低使用。采场必须有10的备用单体支柱和相应的铰接顶梁，而且必须在回风巷堆放整齐。第三节回采巷道及端头顶板管理一、风、运两巷及超前管理方法1、支护要求采用单体支柱配合铰接顶梁，走向布置，一梁一柱后定位600MM/400MM管理，上、下出口外10M为双排，10M到20M处为单排靠采面煤壁支设，超前支护拴齐拴牢防倒绳，初撑力不低于8MPA。超前支护以外的巷道出现煤壁片帮时应及时打点柱支护，顶板破碎时扶棚铺网支护。2、支护材料及支柱密度采用DW20300/100型单体柱配合HDJA1000型铰梁支护，柱距10M，排距08M。3、支护质量标准（1）超前支护的单体支柱要打成一条直线，其偏差不得超过100MM，采用防倒绳或防倒杆，以防倒柱伤人。（2）单体支柱迎山有力，拴好防倒绳。两巷无空载、失效支柱，巷压力大时应穿木鞋。升紧打牢所有单体支柱必须底板松软时单体必须穿木鞋。（3）支柱应打到实底上，迎山有力（迎山角度为2左右），支柱初撑力不小于8MPA。（4）铰接顶梁之间要用圆柱销联好，并保持平直，顶梁上方起伏不平处用木料接实顶板。所有单体液压支柱三用阀方向一致，朝向采空区。4、两巷的维护（1）加强两巷管理，自工作面煤壁线向外20M范围内，保持巷道净高不低于16M，人行道宽度不小于08M；运输巷超前靠上帮、回风巷超前靠下帮。（2）两巷净高不得小于16M，行人侧宽度不小于08M，断面最低不小于设计断面的80。（3）钻底超过规定时，支柱需穿齐铁鞋，铁鞋下面需垫底料以增大底板比压，拴齐拴牢防倒绳，支柱初撑力不小于8MPA。（4）加强两巷维护，发现支架变形、锚杆松动、锚网脱落、兜网、局部严重冒顶、片帮、漏顶要及时维护，确保两巷支护完整，无断梁折腿，无空帮空顶。（5）在断层处或破碎带掉漏处，使用架棚管理，一梁二至三柱，帮顶背接牢实，并打紧木楔。（6）巷道无积水，无浮矸杂物，柱梁、材料、设备等必须挂牌，固定地点堆放整齐，严禁乱堆、乱放。（7）回出的工字钢及从工作面运出的坏柱，坏梁达一定数量后，要及时装车运走，不得影响通风、行人及运输。（8）定期进行防尘、及时清理水沟及巷内的浮煤、杂物，确保两巷的文明生产。（9）巷内低洼地段如积水严重，必须及时掘临时水仓，采用污水泵进行排水，其措施必须根据具体情况另行编制。二、端头支护工作面的下端头支护采用工字钢配合单体液压支柱打成“四对八梁”进行支护，一梁四柱，工字钢长40M，成对交替迈步进行支护，每对之间的距离为08M，初撑力与工作面要求相同。采面上端头支护采用单体支柱配合铰接顶梁，一梁一柱沿走向布置支护，后定位700MM/300MM管理，防倒绳拴齐、水平销配齐，柱、排距、初撑力与工作面要求相同。上端头支护距回风巷和下端头支护距运巷的永久支护距离不得超过05M。三、上、下出口及两巷维护要求（一）支护形式采用单体液压支柱配合铰接顶梁进行支护，支护的管理与采场相同。（二）质量要求1、采面必须提前施工上、下安全出口，并加强上、下安全出口安全管理。2、下安全出口的走向长1M，倾向长4M，净高不低于18M。3、上安全出口做成圆角，必须能满足通风、行人、运输的要求，4、上、下安全出口支护的管理和质量要求与采场相同。四、支护材料的使用数量及存放管理（一）支护材料的使用数量运输巷，回风巷超前支护30M，需要80棵单体支柱，80棵铰接顶梁；端头支护需要64棵单体支柱，16棵长钢梁。合计需要144棵单体支柱，80棵铰梁，16棵长钢梁。（二）材料管理1、材料必须码放整齐，分类挂牌管理，严禁影响通风、运料及行人。2、单体柱必须竖立，顶梁靠放整齐，编号管理。3、备用材料工作面回风巷经常备足不少于100根半圆木（规格为1800MM300MM200MM）等抢险木材，以及两圆班的塘材、等接顶材料，单体柱、顶梁按工作面正常使用量的10准备备用量且不少于20根，用完及时补充，专人挂牌管理，放置于距工作面不小于30M以外的地方。4、乳化液不少于300KG，存放于泵站附近，距泵站向外50M处。5、运输巷必须备用一定数量的机电设备配件，放置于运输巷距工作面50M处，配件必须上架，并封口，向工作面运配件时严禁摔碰，防止损坏。（三）单体液压支柱的管理1、工作面及两巷所使用的单体柱必须完好，注液枪和阀芯应配套。2、回柱时应先卸载，禁止带压强行回柱，两巷回出的单体支柱应运到工作面出口30M以外的指定地点靠放好，严禁乱扔乱放，影响行人及运料。3、严禁用手锤或其他物品敲打缸体、内柱，以防损坏单体，损坏的单体达一定数量后，应及时打运升井、修复、更换。4、两巷备用的单体柱、顶梁均不得少于20根。5、单体柱、铰梁编号应清晰，对号管理，每班验收员要认真清点，并严格执行交接班制度。6、装运单体柱到工作面时，用塑料塞子塞住活柱阀口及三用阀注液口，以防煤尘或其他物品进入，并有专人跟车。7、人工运送时，严禁拖拉支柱，应人工抬运轻抬轻放。（四）工作面平、剖面图（图工作面支护平、剖面图）工作面支护平、剖面图1201回风巷1201运输巷38M26M38M26M工作面支护剖面图剖面32M铰梁10M15M04M正规柱贴帮柱塘瓷溜槽10M08M戗柱剖面42M铰梁15M04M正规柱贴帮柱塘瓷溜槽10M戗柱10M08M10M第四节矿压观测一、矿压观测内容应日常支柱支护质量动态监测、巷道变形离层观测、顶板活动规律分析等内容。二、工作面的矿压监测1、监控工作必须按有关文件要求执行，把监控工作纳人正常生产技术管理中，切实掌握支护质量和顶板动态，及时消灭“死角”，把好安全关。2、装面和初放期间，支柱必须棵棵监控，正常回采期间，第一排支柱的监控率不低于30，第二、三排不低于10，有重点有选择地监控，发现达不到要求应及时补液。3、跟班人员带表进面，认真填写当班发现的问题及处理办法，遗留问题要附处理意见，并反馈到矿调度室。4、值班人员对当天反馈的信息，在班前会上向职工及时贯彻，分析原因，并提出处理意见。5、技术科矿压组对原始数据和宏观记录要进行分析处理，报分管领导，并将结果反馈给采煤队。6、质量管理员必须对支柱进行精心测量，认真填写，不得滥造数据，上井后及时将数据交技术科。7、对工作面上、下端头破碎带、断层处及冒顶处等异常地段的支柱棵棵三班监控，以加强对事故多发点和薄弱区域的管理。8、初撑力和工作阻力，达标率不低于80。三、两巷的矿压观测（一）巷道围岩变形观测利用移动观测站观测。在回风巷超前工作面20M范围内，间隔45M安设4台顶板动态观测仪，监测两巷顶底板的相对移近量，用来推断顶板的运动过程和状态。动态观测仪的编号始终由煤壁起依次为1号、2号、3号、4号，当1号动态观测仪距煤壁不足一个循环的距离时，需将其回撤，并重新支设在原4号动态观测仪的前面，同时调整各动态观测仪的编号，使其仍然从煤壁起依次为1号、2号、3号、4号，各动态观测仪的间距及1号动态观测仪至煤壁的距离，在观测时必须做好记录。观测次数一般12H观测一次，当临近顶板来压时加密观测，可视变化情况每1030MIN观测一次，观测时必须记录观测时间。（二）巷道围岩表面位移观测利用两巷成巷期间设置的观测基点，并视情况补设部分基点，在回风巷、运输巷分别距开切眼60M、80M、100M、120M、140M处布置5个测区，用测尺和测枪测量巷道受采动影响过程中的顶底板及两帮移近量，每天观测一次，根据观测时间可算出移近量。（三）两巷超前支护范围内单体液压支柱阻力观测在工作面推进至60M后，分别在回风、运输巷超前支护范围外端的支柱上安设23台单体支柱压力自记仪，连续观测单体支柱支护阻力的变化情况，每天换表纸一次，观测35个循环。测站处同时设置一组顶底板移近量观测点，以便分析围岩变形时，支柱阻力的变化情况。四、支护质量监测每旬由技术科不定期对工作面和两巷支护质量动态检查两次，对存在问题，由采煤队立即整改。监测内容要包括支架初撑力、煤壁片帮情况、梁端距、采高及端面顶板冒落情况、两巷单体支柱初撑力、超前支护质量等。五、观测时间要求1、工作面观测到老顶初次来压和6次周期来压。2、两巷观测至工作面推进200M止。3、支护质量监测整个生产期间。六、板顶板活动规律分析要充分利用工作面现场所取得的第一手资料，坚持每旬、每月进行顶板活动规律分析，并认真记录在案，以便充分掌握工作面顶板活动规律，为工作面今后生产更好支护、管理顶板提供充足的理论和经验依据。第四章生产系统第一节运输一、运输设备及运输方式1、运煤设备及装、转载方式工作面采用人工攉煤，装入工作面搪瓷溜槽内、自溜到111201采面下出口，运输巷采用1T矿车运输；13运输石门选用1台SGZ630/150型可弯曲双链刮板输送机运输，运输能力250T/H，长度150M，电机功率275KW，电压660V；选用1台SGZ630/150型可弯曲双链刮板输送机运输，运输能力250T/H，长度150M，电机功率275KW，电压660V；主斜井选用DTC型大倾角胶带机其技术参数B800MM，Q200T/H，26，L550M，V16M/S，功率2132KW，电压380V。运输路线111201工作面（搪瓷溜槽）111201采面运输巷（矿车运输）13运输石门（刮板输送机）运输上山（刮板输送机）煤仓（往复式给煤机）主斜井（胶带输送机）地面；2、辅助运输设备及运输方式井下辅助运输主要包括人员、设备、材料和矸石的运输，由于煤炭采用胶带输送机运输，采区掘进煤进入煤流系统，因此，辅助运输总量并不大。副平硐采用蓄电池防爆电机车担负矿井矸石、材料、设备、运送人员、进风、铺设管线等任务。井筒内铺设600MM轨距22KG/M钢轨。轨道上山选用JTPB1612