煤矿2东201工作面作业规程

枣庄大兴矿业有限责任公司采煤工作面作业规程采煤工作面名称2东201工作面编制人区队长施工单位采煤二区编制日期2009年6月8日执行日期2009年6月16日目录矿审批意见4作业规程学习和考试记录作业规程复查记录5第一章概况6第一节工作面位置及井上下关系6第二节煤层6第三节煤层顶、底板7第四节地质构造7第五节水文地质9第六节影响回采的其它因素9第七节储量及服务年限9第二章采煤方法11第一节巷道布置11第二节采煤工艺13第三节设备配置17第三章采煤顶板管理19第一节支护设计19第二节工作面顶板管理23第三节回采巷道及端头顶板管理28第四节矿压观测30第四章生产系统33第一节运输系统33第二节通防与监控系统35第三节排水系统48第四节供电系统49第五节通讯照明系统50第五章劳动组织和主要经济技术指标51第一节劳动组织51第二节主要经济技术指标52第六章灾害预防及避灾路线53第七章安全技术措施57第一节一般规定57第二节顶板管理58第三节防治水67第四节爆破管理68第五节通防及安全监测78第六节运输管理80第七节机电设备85第八节工作管理制度86第九节集中生产、集中休班安全技术措施89第十节其它92矿审批意见会审人员签字生产技术部年月日通防科年月日调度设备部年月日安全部年月日安全经理年月日生产经理年月日总工程师年月日作业规程复查记录作业规程名称施工单位复查时间复查人员签字一、存在主要问题二、处理意见第一章概况第一节工作面位置及井上下关系2东201回采工作面是位于辅助水平东翼采区，是辅助水平东翼采区首采工作面，具体位置及井上下关系见表（11）。工作面位置及井上下关系表表11水平名称辅助水平采区名称辅助水平东翼采区地面标高320330（M）井下标高515615（M）地面相对位置位于井田东部，福兴庄东北部，胜利渠以南，没有大的建筑物、河流，均为农村一片农田。回采对地面设施的影响2东201工作面地表为耕地，根据同煤层地表岩移观测，由于煤层埋藏较深，回采对地面设施基本无影响。井下位置及相邻关系井下位于辅助水平东翼采区西部,南邻辅助水平东翼轨道，西邻辅助水平轨道，东与2东203工作面相邻。北至北部边界保护煤柱线。走向长度（M）325倾向长度（M）96面积（M2）31200第二节煤层本工作面设计开采煤层为2层煤，走向北东310，倾向西北，倾角一般为250350，切眼处倾角最大达350，后部依次减缓。平均煤厚25米，经材料巷、运输巷、切眼圈定，该工作面范围内2煤赋存不稳定。煤质属低硫、低灰、低磷。具体情况见表（12）。煤层情况表表12煤层厚度（M）051（25）煤层结构简单煤层倾角（0）2535开采煤层2煤煤种气煤稳定程度不稳定煤层情况描述本工作面运输巷侧煤层较稳定4551米，靠近材料道侧较薄，局部无煤，从2东201材料道开门处向里230米基本无煤，向里煤层逐渐变厚，2东201切眼处煤厚20米。附工作面综合柱状图（图11）年代柱状层厚（M）岩性岩性描述P21P12Q4P191340872105（2M）198420453冲积层粗砂岩泥岩柴煤细砂岩中细砂岩煤3泥岩泥岩煤2中砂岩地面为耕植土，下为黄色砂质粘土地，含丰富姜结石及铁锰结核，底部含砾石、粘土、沙、砾钙质粘土。粗砂岩为红褐色，泥岩以杂色、深灰色、紫红色为主，夹姜黄色、浅宗色，此层为强含水层，粗砂岩层含水丰富。灰白色，呈互层状水平层理，靠近切眼附近煤层顶板为砂泥岩裂隙发育。深灰色、块状含植物化石及炭质。黑色粉末状，亮煤、半亮煤为主，夹带片层丝碳。根据材料巷侧揭露，局部煤层中含夹矸。灰黑色、块状、含植物化石和炭质。深灰色、呈薄层状、泥钙质胶结，局部有泥岩夹层。黑色、粉状和块状煤质好，局部见火成岩或天然焦。第三节煤层顶底板煤层顶、底板情况表表13顶、底板名称岩石名称厚度（M）普氏硬度（F）特征直接顶中砂岩2111灰白色，钙泥质胶结。伪顶泥岩02黑色、局部分布。2煤252黑色粉末状，亮煤、半亮煤为主，夹带片层丝碳。直接底泥岩1926灰黑色、块状，含植物化石及碳质。老底细砂岩842深灰色，泥钙质胶结，局部有泥岩夹层。第四节地质构造一、断层情况以及对回采的影响2东201工作面埋藏稳定，地质构造较为简单，局部小断层发育，落差在10米以上断层有8条，为正断层，对回采不会造成很大影响。材料巷侧煤层较薄，局部无煤。切眼处顶板裂隙发育，为砂泥岩，较破碎易冒落。附地质构造情况表（14）构造名称走向（）倾向（）倾角（）性质落差（M）对回采的影响程度材11028040正断层10较小材21028045正断层10较小运19518555正断层12较小运290060正断层13较小运3603305560正断层30较小运46033045正断层10较小运57016050正断层10较小运68835850正断层13较小附工作面运输巷、材料巷、采面切眼素描图（图12）2东201运输巷剖面图纵150横1106062563063556570575805859059605610615620辅助水平东翼东皮3辅助水平东翼东轨2东201切眼5H12M60H13M560H30M50H10M50H13M6062563063556570575805859059605610615620505758058515205253053540545560565702东201材料巷剖面图纵150横110辅助水平东翼轨道2东201切眼40H10M50575805851520525305354054556056570联络巷657089605122东01切眼剖面图纵50横12东01材料巷2东01运输巷65708960512第五节水文地质工作面基本水源为2煤层顶板砂岩水，另外北部F逆2断层钻探和物探未发现，工作面内小断层较为发育，因此，生产时必须重点防止断层导水。2东201工作面预计正常涌水量为1M3/H，最大涌水量为5M3/H，施工时必须安装足够的排水设备。第六节影响回采的其它因素一、影响回采的其它地质情况影响回采的其它地质情况表表15瓦斯低瓦斯煤层，绝对涌出量017M3/MIN，相对涌出量051M3/T。煤尘具有爆炸危险性二氧化碳绝对涌出量023M3/MIN，相对涌出量069M3/T。煤尘爆炸指数3452煤的自燃倾向性属自燃发火煤层，自燃发火期76天。地温危害地压较大，22冲击地压危害直接顶初次跨落步距10米，老顶来压初次跨落步距15826米。走向长325米倾斜长96米斜面积31200M2煤厚25米容量153T/M3工业储量1317万T回采率93可采储量1225万T第七节储量及服务年限一、储量工业储量1317万吨可采储量本工作面回采率为93，既可采储量为1225万吨。二、工作面服务年限工作面的服务年限可采推进度/月设计推进长度325/4867个月第二章采煤方法第一节巷道布置一、采区设计及巷道布置2东201工作面是2008年由矿自行组织设计并准备回采施工的工作面，其工作面是辅助水平东翼采区首采工作面。工作面采用走向长壁式布置，材料巷、运输巷、切眼沿煤层顶板掘进，均采用锚网索支护。二、工作面运输巷运输巷采用锚网索支护，沿煤层顶板掘进，巷道宽32米，高22米。该巷道主要用于工作面回风、排水、运输、行人。运输巷敷设乳化泵高压胶管，一路2寸防尘管路，一路4寸的排水管路、束管监测系统及监测监控系统，沿下帮铺设SGB40T刮板输送机一部和STJ800皮带机一部。三、工作面材料巷材料巷采用锚网索支护，沿煤层顶板掘进，巷道宽28米，高22米。该巷道主要用于工作面进风、进料、行人等。材料巷敷设一路2寸的防尘管路、注浆管路和监测监控系统。四、采煤面开切眼切眼采用锚网索支护，沿煤层顶板掘进，巷道宽24米，高2米，铺设一部SGB40T刮板输送机。附工作面平面位置图（图21）2东01工作面平面布置图214五、硐室及其他巷道布置辅助水平东翼皮带巷在2东201运输巷的外侧，与2东201运输巷连接，该巷道采用矿用锚网索支护。2东201第一联络巷采用锚网索喷浆支护，宽度32米，高度22米。第二节采煤工艺一、工艺流程注水、打眼装药爆破挂网、挂梁（临时）维护攉煤移溜打正规柱回柱巷道整修。二、采煤方法、循环进度和采高1、采煤方法走向长壁伪倾斜后退式，采空区顶板全部垮落法管理顶板。采用煤矿许用3级乳化炸药，正向装药结构，毫秒延期电雷管引爆落煤，装煤由爆破自装与人工相结合，刮板运输机运煤，人工支、回柱。工作面全程铺设金属网，开采期间，地质人员及时将本工作面揭露地质构造、顶板垮落情况等一并绘制到图纸上。2、工作面循环进度为10米。3、工作面沿煤层顶板回采，初次来压期间，采高控制在20米之内。4、在初采之后，注意观测顶板来压情况，如压力较稳定，底煤较厚，可将采高提高到25米。工作面刮板输送机尾部煤层较薄，采高最低不低于14米，特殊情况措施另补。三、落煤1、落煤方式放炮落煤。2、炮眼布置方式及爆破方法、炮眼布置方式三角眼布置。、爆破方法串联连线，毫秒延期电雷管，正向装药爆破，采用连锁放炮器爆破。附炮眼说明表（表21）炮眼布置方式三角眼放炮方法毫秒延期电雷管，正向爆破连线方法串联连线一次放炮个数15种类3级乳化炸药眼位装药量个数装药总量合计顶眼0225KG/眼84189KG腰眼炸药每采一硐装药量底眼030KG/眼168504KG693KG每采一硐雷管消耗总量252发炮眼封泥长度500MM附炮眼布置三视图及装药结构图（图22）132465连线方式为串联，起爆顺序先底眼，后顶眼，毫秒延期电雷管，正向爆破。工作面炮眼布置三视图2材料巷运输巷单位M连线方式雷管段数炮眼123456324炸药雷管炮泥水炮泥炮泥1688425302518954个克千克KG/万吨发万吨69316058装药量计算表项目循环炮眼个数装药量循环用量炸药定额消耗雷管底眼合计腰眼顶眼单位串连四、装、运煤工作面装煤由爆破自装和放完炮后人工装入刮板输送机，由刮板输送机运出工作面；运输巷采用刮板输送机、带式输送机运煤。五、工作面支护及采空区处理、工作面支护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“前七后三”（前700MM/后300MM）悬臂布置进行支护顶板，正常生产时工作面采用“三四峒”（见四回一）管理。2、支护质量。、工作面支柱、顶梁、水平销和柱鞋对号管理，编号清晰。、铰接顶梁、支柱打成一直线，排距1000MM、柱距600MM，偏差均不超过100MM；端面距均不大于300MM。新暴露的顶板要及时支护。、支柱支设应垂直顶底板，迎山有力，迎山角35，工作面支柱必须全部承载。、工作面所有支柱除贴帮支柱及戗柱外全部穿铁鞋，正规支柱初撑力不低于90KN，如有不足必须进行二次注液。、工作面配齐水平销，挂梁后水平销要打紧，水平销应水平插入顶梁牙口内，严禁将水平销立插，插入方向是小头朝着工作面的上方，禁止用木楔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，支柱最大高度应小于设计最大高度的100MM；最小应大于支柱设计最小高度的200MM。支柱时，柱把统一朝向煤帮斜向上的方向，注液阀朝向煤帮斜向下的方向。、不得使用折损的坑木及损坏的顶梁和失效的支柱。不同型号的支柱不能混用，可根据采高的需要分段使用。、工作面顶梁挂设平直，梁小头垂直指向煤壁，梁与梁之间互相平行，接顶材料均匀排列。、所有支柱应用金属吊钩防倒绳拴好，吊钩防倒绳必须绕柱子系一扣然后向倾斜方向的上方吊挂牢固。正常情况下，工作面人行道两侧及超前支柱必须各拴一道金属连锁防倒绳。、开采时，为防止矸石穿入工作面，保证施工安全，要求在挂梁前用金属网铺设维护顶板，以便作业人员安全。3、工作面采取金属网维护顶板，顶梁必须使用横枇一梁一枇接顶。金属网护顶必须牢固可靠，压茬沿走向、倾向均不得小于200MM，用14铁丝双股每200MM连接一处，扭结三圈以上。4、接顶要求，工作面正常用枇子接顶，严禁空顶，顶板破碎或漏顶处，用大料、枇子接实顶板，严禁空顶，超前挂梁管理顶板，并补上临时支柱。、采空区处理工作面采空区采取垮落法处理。六、工作面正规循环生产能力WLSHRC117M1M25M15393416吨式中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煤的密度，T/M3；C采出率，。第三节设备配置1、支护设备工作面使用的单体液压支柱、金属铰接顶梁主要技术参数使用DZ16、DZ22、DZ25、DW28、DW31五种型号单体液压支柱和HDJA1000型铰接顶梁。附单体液压支柱主要技术参数表（表22）支撑高度MM工作行程工作阻力初撑力油缸直径泵站压力重量型号最大最小MMKNKNMMMPKGDZ1616001000600901001820DZ2222401440800901001820DZ252500170080024590100182058DW2828001600120025090100182059DW3131501780137018090100182065金属铰接顶梁的主要技术特征型号HDJA1000，长度1000MM；每次接长根数1；许用弯距梁体428KNM，铰接部196KNM；梁体承载能力许用245KN，最大343KN；各向调整角度向上向下7，向左向右3；外形尺寸长宽高1090MM165MM138MM；重量275KG。2、运输设备刮板输送机2部，型号SGB40T，电机功率切眼110KW，运输80KW。运输能力150T/H，中间槽尺寸1530550200MM。3、辅助运输设备采用10吨的矿车和叉车，牵引设备JD1型114KW和JD2型25KW调度绞车，其主要技术参数JD1型114KW调度绞车，静拉力98KN；绳径125MM，绳速2627M/MIN，绳容量400M,滚筒直径550MM。JD2型25KW调度绞车,静拉力20KN,绳径185,绳容量650,滚筒直径580。附工作面机电设备配备表（表23）设备名称规格型号单位数量主要技术参数备注煤电钻MSZ12台2额定电压127V额定功率12KW刮板输送机SGW40部2额定电压660V，额定功率切眼110KW，运输80KW。输送量150T/H，链速086M/S乳化泵BRW8020（RB80200）台2额定电压660V，额定工作压力20MPA，额定流量80L/MIN，电动机功率37KW一台备用回柱绞车JD11部2额定电压660V，牵引力110KN，额定功率15KWJD1部2额定电压660V，电动机功率114KW绞车JD2部1额定电压660V，电动机功率25KW多级泵DA11005台2额定电压660V，15KW信号综保ZXZ84台2额定电压660V附工作面设备布置示意图（图23）2东01工作面设备布置示意图23图例刮板机回柱绞车调度绞车皮带机第三章顶板管理第一节支护设计一、支架规格的选定1、预计顶板最大下沉量SLML00325420315（M）式中为顶板下沉系数，取003（0015003）；M为采高，取25米；L为最大控顶距。2、支柱最大高度为315米。3、支柱最小高度H小H小M小S小BA140176400900510836M式中M小煤层最小厚度，取14M；S小预计顶板下沉量（003144201764）；B为顶梁厚度，取009M；A支柱卸载高度取005M。确定支柱规格DZ16、DZ22、DZ25、DW28、DW31五种型号的单体液压支柱。二、单体支柱支护强度验算1、经验计算支护强度T981HRK9812526425506（KNM2）式中T工作面合理支护强度，KN/M2H采高，取最大采高25M；R顶板岩性密度，一般取26K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、参考本煤矿同煤层矿压观测参考表31，最大平均支护强度313KNM23、选择本工作面支护强度。根据以上计算和观测数据，25506313，因此工作面支护强度应大于313KNM24、支柱实际支撑能力计算RTKGKZKBKHKARKN）099095095101025022337KN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支柱额定工作阻力，KN。5、工作面合理的支护密度。NT/RT313/223371401棵/M2式中N支护的支护密度，棵/M2。6、根据要求，工作面基本支架的排距为10M，基本支架的柱距L柱10（L排N）1014010714M式中L柱工作面基本支架的柱距，M；L排工作面基本支架的排距，M。根据以上公式计算，取基本支架的柱距600MM。工作面支护验收标准柱距600100MM，排距1000100MM。7、合理控顶距的选择。根据该工作面顶底板条件，该工作面采用“三、四排”（见四回一）管理。8、柱鞋直径的计算2002002764MM式中柱鞋的直径，MM；Q底板比压，可以从矿压参数参考表中查得，MPA。根据以上计算，柱鞋直径取300MM。9、支护设备选择。根据上述有关参数，结合采高因素，2东201炮采工作面确定选用DZ16、DZ22、DZ25、DW28、DW31五种型号的单体液压支柱，HDJA1000型金属铰接顶梁和柱鞋直径为300MM的铁鞋。二、乳化液泵站1、乳化泵选型、数量乳化泵选用RB80200型一台,装备两泵一箱,输液管路运输巷和工作面全部选用高压胶管,耐压25MPA以上，用于工作面支柱注液、防尘、煤壁注水等。型号RB80200公称压力20MPA公称流量80L/MIN转速1470转/MIN电机功率37KW外形尺寸2000840795MM重量1300KG2、泵站设置位置泵站的位置设在2东201第一联络巷内。3、泵站使用规定、泵站司机持证上岗，严格执行操作规程及交接班制度，必须配带乳化浓度计且认真填写乳化液浓度检测记录。、要保证泵站乳化泵卸压阀的工作压力不大于20MPA，最小不低于18MPA，乳化液配制使用自动配比箱，浓度23，要加强支架与泵站的维修，杜绝系统漏液。、油箱必须有过滤网，正常情况下油箱盖必须盖好。、开泵前检查泵站和液压系统各个部件，达不到标准不准开泵。、液压管路无跑冒滴漏现象，密封圈和油管损坏后及时更换。、泵压由检修人员调定，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。、更换液压管或液压管密封圈，应停油泵或关闭断路阀。预计工作面矿压参数参考表31序号项目单位同煤层实测本面设计基本（老）顶厚度M1131直接顶厚度M41211顶底板厚度直接底厚度M12192直接顶初次跨落步距M10103初次来压步距M2626最大平均支护强度KN/M2313313最大平均顶底板移近量MM190190来压来压显现程度明显明显来压步距M11771177最大平均支护强度KN/M2313313最大平均顶底板移近量MM1261264周期来压来压显现程度明显明显最大平均支护强度KN/M22002005平时最大平均顶底板移近量MM1101106直接顶悬顶情况M小于1小于17底板容许比压MPA38388直接顶类型类二二9基本顶级别级10巷道超前影响范围M2020第二节工作面顶板管理一、正常工作时期顶板支护方式本工作面顶板属级二类顶板，顶板为中砂岩，最大支护强度为319T/M2，本工作面顶板管理采用全部垮落法。放炮后及时进行挂网、挂梁维护，并在铰接顶梁牙口插入水平销，将原贴帮柱进行临时支护，隔一打一支设于铰接顶梁下。临时支护后再进行攉煤、移溜、支柱、巷道整修。伞檐长度超过1000MM时，其最大突出部分不得超过200MM，伞檐长度在1000MM以下时，其最大突出部分不得超过250MM。攉煤后，贴帮柱隔一打一，距溜槽沿不小于1200MM。如果煤壁容易折帮，贴帮柱必须棵棵支设并靠煤帮挂上金属网或竹笆。如果出现片帮，能掏窝挂梁的必须掏窝挂梁维护；不能掏窝挂梁的，可先在煤帮打上单头梁，然后倒挂一个铰接顶梁，形成两梁两柱，禁止出现只用单头梁维护端面距超宽的现象。工作面回柱时见四回一，不得超峒，回柱时沿切顶排棵棵支设单排戗柱。工作面所有支柱全部用金属吊挂钩防倒绳吊挂到金属网上；工作面从运输溜子头起向溜子尾，人行道两侧支柱用金属防倒绳连锁，将支柱全部拴牢、连锁；工作面所有支柱除贴帮支柱及戗柱外全部穿鞋；工作面第一排支柱的铰接顶梁上齐水平销，水平销大头朝向工作面下山方向，全部从下向上打实、打牢。工作面顶板全面铺金属网，金属网压茬沿走向、倾向均不得小于200MM，并用14铁丝双股每隔200MM连接一处，并扭结不得少于三圈。接顶要严实，必须使用接顶枇子或方料。二、正常工作时期的特殊支护形式1、超前支护不少于50米，用单体液压支柱直接支于工字钢梁下，钢梁沿顶板倾向支护。20米内一梁三柱，支柱支于巷道两侧及钢梁中部；20米至50米内一梁两柱，支柱支于巷道两侧。人行道宽度不低于700MM，高度不低于18米。2、端头支护采用四对八架型钢梁，刮板输送机机头使用型钢长32米，机尾使用型钢长24米，每对两根交替迈步前进，步距10米，一梁三柱，严禁侧向或不成对使用，与两正巷支护间距不大于500MM。3、工作面贴帮支柱与煤壁的夹角不得大于15，柱爪打在梁头第一个牙上,柱距1200MM。4、为加强切顶排顶板管理，避免压力过大，压断顶梁，工作面切顶排必须棚棚支设戗柱，支设时角度不小于75，一般为7585。5、放炮后，应及时进行挂网、挂梁维护，并在铰接顶梁牙口插入水平销，贴帮柱改成临时支柱，临时支柱隔一打一，支设于临时维护铰接顶梁下，柱距1200MM。三、回柱放顶方法1、回柱方式采用人工方法进行回柱2、准备工作、备齐回柱工具。、认真检查从煤壁到采空区顶板支护状况，改正不正规支架。、清理维护好后路，试一下人梯是否牢固，安设位置必须安全、合理，并连续打好35棚水平销。3、技术要求、回柱顺序由下向上，由采空区到煤壁逐棚回收，严禁提前摘梁取柱或进入采空区作业。、分茬时，尽可能将断层或顶板破碎带分一茬，拉茬点应尽可能在顶板条件较好、支护较可靠的安全地带。相邻两茬之间用竹笆背严并成45斜茬，以防止窜矸。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。、正常回柱放顶，拉茬距离不得小于15米；回柱与打眼平行作业最小安全距离不得小于15米；回柱与装药爆破不得平行作业。、回柱放顶至少三人一茬，两人回柱放顶，一人观察顶板及支护情况，人员都应站在支架牢固的斜上方安全地点，回柱前，打好收尾支柱，收尾支柱不得少于2棵。、回柱放顶工要做到“三勤、两高”。即勤拴、勤拉、勤拣，回收率高、复用率高。、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。、回柱后局部悬顶超过沿走向2M、倾向5M（面积大于10M2）不冒落时，必须进行强制放顶，措施另补。、支设戗柱时，支柱角度不得小于75，斜撑在原支柱所支设的顶梁下，并支设牢固。、每循环结束时，两正巷滞后工作面放顶线一棚。4、安全注意事项、禁止在顶板破碎、压力大、支护状况不好等地点开茬。、回柱放顶人员必须站在支架完整，无蹦绳、蹦柱、甩钩、断绳抽人等危险的安全地点工作。、遇死柱时，先架好临时支架，后采用挑顶或卧底的方法回撤，严禁用炮崩或机械等其他方法强行回撤。、回柱过程中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。人力不可抗拒时，应立即撤人，待顶板稳定后维护好再回柱。、严禁使用其他工具代替卸载手把操作。、严禁采用拉大网的方式进行回柱。严禁使用工作面和顺槽刮板输送机回柱。、回每一棵支柱前，都必须选择并清理好退路后，方可进行回柱操作。、遇难回、难取的支柱和梁时，处理之前，首先要打好临时护身柱或替柱，最后将替柱回出。四、特殊时期的顶板管理1、初次来压、周期来压及停采时的顶板管理预计本工作面的初次来压步距26米，周期来压时步距1177米，初次来压、周期来压期间，工区区长必须现场指挥。根据工作面的地质预报，在初次来压及周期来压时，加强工作面工程质量，保证支柱初撑力不得小于90KN，加密支护在支柱空挡内打丛柱，其他各种支护按规程规定支设齐全。、工作面基本顶初次来压前必须编制专门安全技术措施。、在工作面推进过程中，如回柱35循环，后部顶板有局部不陷落时，要及时加密支护。、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，由公司技术部门在两道挂牌标明来压位置。、坚持二次注液，工作面单体液压支柱初撑力不低于90KN，超前单体液压支柱初撑力不低于50KN。、全面加强工作面工程质量，切顶排戗柱必须支设有力。、加强端头支护顶板管理，提高支护质量。、所有正规支柱必须穿鞋。、周期来压时，全面加强工作面工程质量，切顶排戗柱支设必须迎山有力。保证支柱初撑力，适当缩小柱距，加密支护。、工作面收尾时要编制停采措施，加强顶板管理。2、顶板破碎时的顶板管理、端面距大于300MM时，必须及时进行临时支护。、顶板破碎时在煤壁架架支设贴帮柱。、放炮时坚持少连炮勤维护，必要时坚持一炮一维护，但是一次装药必须一次起爆。、发生冒顶事故时，冒顶区必须用木垛接到实顶，同时对冒顶区两端3M范围的支架进行架架连锁，以增强其稳定性。3、过断层及顶板破碎时的顶板管理、过断层时，首先降低采高不得超过20米，加大断层处支护强度，贴帮柱要棵棵支设，并用竹笆腰帮，以防片帮伤人。、断层处施工必须安排熟练有经验的老工人操作，施工时必须坚持先支后回原则，严禁空顶作业。、加强断层附近的支护质量，在断层下盘装设循环木垛。、断层处不可作为溜子过渡段，断层处回料可采用见五回二方式。、断层处严禁放大炮、放通炮，必要时采用手镐或打浅眼、少装药，放小炮的方式通过。、断层走向及工作面走向一致时，提前调采工作面、斜交过断层。第三节回采巷道及端头顶板管理一、工作面轨道、运输顺槽的顶板管理与超前支护要求运输顺槽及轨道顺槽的超前支护采用单体液压支柱配合工字钢梁支护，超前支护距离不低于50米，用单体液压支柱直接支于工字钢梁下，钢梁沿顶板倾向支护。20米之内三排支柱，2050米双排支柱，超前支柱要打成直线支设在实底上，做到迎山有力，超前支柱初撑力不低于50KN，两巷支撑高度不少于18米，人行道宽度不小于07米。二、工作面端头支护和安全出口的管理1、支护形式工作面上下端头采用四对八架型钢梁支护，机头采用32米型钢梁，机尾采用24米型钢梁，一梁三柱交替迈步前进，步距10米。2、质量要求端头支护严禁侧向或不成对使用，对与对之间距离为600MM，每对两根间距为200MM，两端头支护与两正巷支护间距不大于500MM。3、运输巷四对八架大棚超前工作面一峒,作为安全出口,并棵棵支设贴帮支柱，在溜槽上方设置能够安全行人的过桥。4、在运输巷和材料道正巷出口处分别加一对抬棚，长度分别为32米型钢梁和24米型钢梁，随推采随前移，进行加强支护，保证安全出口高度不低于18米。5、迈步前移的四架型钢梁前后端要对齐。6、单体液压支柱应支到实底，并做到迎山有力，初撑力不小于90KN。7、在两巷老塘放顶线处分别支设4棵关门支柱。三、支护材料的使用数量和存放管理工作面长度为117米，使用单体1078棵,超前30M共计需用单体支柱为2031022160个；端头支护及超前抬棚共计需用单体支柱为310260棵，合计1298棵。计算备用量129810130，合计1428棵。铰接顶梁正常用780棵，计算备用量7801078棵，合计858棵。柱鞋正常用780160601000块，计算备用量100010100块，合计1100块。水平销正常用195个，计算备用量1951020个，合计215个。备用材料的存放地点应距工作面50100米之间，在轨道顺槽中的巷道一侧，并且离矿车外侧的距离不得小于300MM。两道的坑木总量不少于30M3，材料分类码放整齐，实行挂牌管理，标明材料名称、规格型号、数量等内容，做到物牌相符，并由专人负责。材料存放地点必须保证有700MM以上宽度的人行道和必需的运输通道。注由于工作面煤层厚度变化很大，正常使用和备用支柱型号应及时作相应调整。根据支护高度变化，选用相应高度的支柱，不同型号的支柱不能混用，可根据工作面采高的需要，分段使用。支柱要与采高相适应，不得超高使用，也不得用高柱支护薄煤带，防止支柱超高或压死。支柱时活柱升出量最大应小于设计最大升出量的100MM；最小应大于设计升出量的200MM。附工作面支架布置图（图31）最大控顶距最小控顶距工作面顺槽及端头支护示意图（平、剖面图31）单位M2东01运输巷2东01材料巷第四节矿压观测一、工作面矿压观测的目的为具体掌握回采过程中顶板压力规律及强度，检测支护效果，矫正支护参数，实现工作面安全、经济、高效生产的目的。二、矿压观测主要检测指标及研究对象1、工作面支柱初撑力、工作阻力、顶底板移近量。主要是进行工作面支护密度与顶底板条件的适应性研究。2、顺槽表面位移量。其观测结果可以直接反映现有支护手段及支护参数下的围岩控制效果、间接获取工作面推进各时期支撑压力的分布规律及顶板运动规律。3、顺槽支架的受力检测。主要用来评价顺槽支架参数选择的合理性。三、矿压观测仪器1、单体支柱测力计（用于检测工作面单体液压支柱的工作阻力）。2、激光测距仪（用于观测顺槽表面位移、工作面顶底板相对移近量及活柱下缩量）。3、压力盒（用于检测顺槽支架受力状况）。四、工作面矿压监测方法1、把矿压监控工作纳入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，有重点有选择的监控，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，并反馈到工区值班室。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用计算机进行处理，打印成图表报分管领导，并将结果反馈给工区。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安全部。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。五、两巷的矿压观测1、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30米范围内，间隔78M安设4台顶板动态观测仪，监测两巷顶板的相对移近量，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。2、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，并根据情况补设部分基点，在材料巷、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。3、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60米后，分别在材料巷、运输巷超前支护范围外端的支护上安设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。六、支护质量监测跟班区长每天检查当班支护质量存在的问题及处理办法，遗留问题要附处理意见，并认真填写安全质量评述表。每旬由质检部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，由采煤工区立即整改。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。七、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200米为止。3、支护质量监测整个生产期间。第四章生产系统第一节运输系统一、运输设备及运输方式1、工作面的循环生产能力416T，选用两部SGB620/40T刮板输送机，运输能力为150T/H，分别布置在工作面和运输巷，能与工作面生产能力相匹配。2、运煤设备及装、转载方式工作面放炮落煤经人工攉煤,由工作面刮板输送机运至2东201运输道刮板输送机,经2东201运输道皮带机转至辅助水平东翼皮带、辅助水平皮带运至辅助水平采区煤仓，经北翼皮带下山、集中皮带巷，最后至主井煤仓。3、辅助运输设备及运输方式工作面所需材料、设备等物质，采用1吨矿车和叉车，通过副井406轨道巷辅助轨道下山北翼轨道下山辅助水平轨道巷辅助水平东翼轨道巷2东201材料巷用JD1型和JD2型绞车运至工作面备用材料存放点。二、移溜方式使用移溜器移溜，按由一端向另一端式或由中间向两头的顺序进行，一般应每46米安设一台移溜器，机头、机尾安设2台移溜器，移溜时应留出200MM的炮道。三、运输设备的固定工作面及运输巷溜子机头、机尾,均采用直径不小于16CM的圆木打压车点柱进行固定，要求柱帽、木楔齐全，垂直顶底板，迎山有力，不得有重楔重帽。附工作面运输系统示意图（41）第三联络巷2东01工作面运输系统示意图41图例运煤路线进料路线四、运煤路线工作面2东201运输巷辅助水平东翼皮带巷辅助水平皮带巷辅助水平采区煤仓北翼皮带下山集中皮带巷主井煤仓。五、辅助运输路线副井406轨道巷辅助轨道下山北翼轨道下山辅助水平轨道巷辅助水平东翼轨道巷2东201材料巷备用材料点第二节通防与监控系统一、通风系统1、风量计算、按瓦斯二氧化碳涌出量计算Q采100Q瓦采K采通10001718306M3/MIN式中Q采工作面实际需要的风量；Q瓦采工作面绝对瓦斯涌出量，取017M3/MIN；K采通根据矿井的瓦斯核定，取18。瓦斯、二氧化碳涌出量Q采M3/MIN工作面名称CH4CO2按CH4计算按CO2计算2东201工作面017M3/MIN023M3/MIN306414、按工作面温度计算Q采60V采S采601064753885M3/MIN式中Q采工作面实际需要的风量；V采按采煤工作面要求的平均风速，取10M/S；S采工作面断面积，可按最大和最小控顶断面积平均值计算，S采HBP6475M2；H采煤工作面平均高度，25M；B采煤工作面平均控顶距，（4232）237；P采煤工作面有效断面系数，取07。、按工作面每班工作最多人数计算实际需要风量Q采4N440160M3/MIN式中N工作面同时工作最多人数。、按一次放炮最大炸药量计算Q采25A25451125M3/MIN式中A工作面一次放炮最大装药量。、按气象条件计算Q采Q基本K采高K采面长K温Q采采煤工作面需风量；控顶距（M）工作面名称采高（M）最大最小工作面温度V采工作面风速M/MINQ采M3/MIN2东201工作面2542322013885Q基本不同采煤方式工作面所需风量；Q基本工作面平均控顶距37M工作面实际采高25M工作面有效断面70适宜风速（不小于1M/S）6475M3/SK采高回采工作面采高调整系数；取11；K采面长回采工作面长度调整系数，取10；K温回采工作面温度调整系数。控顶距（M）工作面名称采高（M）最大最小工作面温度K温K采高工作面风速M/SQ基本M3/MINQ采M3/MIN2东201工作面25423220101110388542735、按风速进行验算按最低风速验算Q采15S3/MIN按最高风速验算Q采240S采24064751554M3/MIN。通过计算，工作面需要风量为42735M3/MIN2、2东201工作面通风路线副井井底车场406轨道巷辅助轨道下山北翼轨道下山辅助水平轨道巷辅助水平东翼轨道巷2东201材料巷2东201工作面2东201运输巷辅助水平东翼皮带巷辅助水平皮带巷北翼皮带下山集中皮带巷主井。附工作面通风系统示意图（42）第三联络巷2东01工作面通风系统示意图42图例新鲜风流乏风风门隔爆水袋调节风门二、防治瓦斯1、瓦斯检查严格执行2东201工作面全负压通风系统安全生产管理方案，专职瓦斯检查员每班至少两次检查2东201工作面通风系统内的气体情况，现场填报、填写瓦斯检查牌板，并电话向调度值班人员汇报。班组长利用便携式甲烷检测报警仪每2小时检查一次瓦斯浓度，坚决做到瓦斯超限不作业。瓦斯检查点共设置以下几处2东201材料巷进风巷、2东201材料巷进风隅角、工作面中部、回风隅角、回风巷。放炮执行“一炮三检”制度，认真检查气体情况并及时填报牌板记录，发现气体超限应立即停止施工及时向矿调度室汇报。2、瓦斯监测、加强对工作面瓦斯的监测,在距两巷出口5LOM处安装安全监测系统KJ95N瓦斯传感器,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。进风巷瓦斯报警浓度05、断电浓度05、复电浓度049；回风巷瓦斯报警浓度08、断电浓度10、复电浓度099。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。直通调度室的传感器每隔10天调校一次。电动机或开关地点附近20米以内风流中瓦斯浓度达到05时，必须停止运转，撤出人员，切断电源，进行处理。、工作面生产期间回风隅角（距运输巷帮200MM，距顶板300MM）必须悬挂瓦斯便携仪。、监测系统必须由专人进行维护,确保系统的灵敏可靠。当瓦斯超限或监控系统报警时，要按规定组织撤人，由专业人员及时查明原因，进行处理。第三联络巷2东01工作面防尘系统示意图43图例隔爆水袋防尘路线喷头喷雾三、综合防尘系统1、防尘管路系统工作面防尘用水来自地面静压水池经主井406轨道巷辅助轨道下山北翼轨道下山辅助水平轨道巷辅助水平东翼轨道巷2东201材料巷2东201工作面。运输巷选用50MM水管，隔50M设一个三通阀门在进入运输道处安装闸门。给水幕、转载机头喷头供水。材料巷管路选用50MM水管，每隔100M设一个三通阀门，在水管进入顺槽处安装闸门，给工作面喷雾头供水。附工作面防尘系统示意图432、防尘措施、地面建有200M3的静压水池，水源充足，矿井安装水处理系统，保证防尘用水的水质符合规定。、工作面放炮前煤壁注水措施、注水眼孔平行顶板，垂直工作面煤壁布置，选用直径32MM的钎子打眼，眼深12米，两孔间距5米，距顶板不小于12米。、注水压力不小于12MPA，工作面每循环注水1次。、使用直径32MM、长1000MM的专用注水封孔器。、工作面注水后煤壁煤体含水量不小于4。、工作面顶板淋水区、地质构造带、顶板破碎带可以增大注水眼的间距和适当缩短注水时间。、注水工作由打眼工负责操作，跟班副区长是第一责任人，安检员负责监督。、注水工作在采煤工序中的时间煤壁注水在工作面打眼装药之前，即在工作面煤壁打眼装药前布置注水眼孔，注水后再打眼装药。、工作面家具房必须存有不少于3个完好的注水封孔器，工作面有足够的高压分支管路和备用的高压管子。、使用注水封孔器必须在高压管路无压时才能连接，连接后将高压端的截止阀和低压端的卸压阀全部关闭，再将封孔器送入钻孔后方可打开截止阀供水，当注水结束时先关闭高压端的阀门，再打开低压端的阀门卸压，抽掉注水封孔器。、严禁将高压封孔器的出水端对着作业人员。、严禁人员站在封孔器抽出的方向，防止压力过大抽出伤人。、坚持逢采必注的原则，根据设计，工作面每循环注水1次，从工作面的两端向中间或从工作面的中间向两端进行注水。、一次可以两孔同时注水，每班必须认真填写注水台帐，写清打眼人、眼深、注水人、负责人、注水时间等。、注水水源来自工作面的高压泵站供水管路，压力不小于12MPA，每孔注水时间不小于3分钟。管路压力低于12MPA时，可适当延长注水时间，保证工作面煤壁煤体含水量增加1、煤体含水量不小于4。、工作面使用湿式电煤钻打眼，装药使用水炮泥。、工作面运输巷、材料巷积尘要坚持执行定期清扫和巷道定期冲刷制度。、做好个人防护，打眼时配戴防尘口罩。、工作面两端顺槽各有45M防尘软胶管，溜子头安设能够全断面洒水的防尘喷头。、运输巷中距工作面煤壁不大于30M处，安设第一道水幕，随工作面推进外移，喷嘴迎风安设，保证雾化良好，能覆盖全断面。放炮前后工作面洒水降尘。放炮时使用高压喷雾。3、隔绝瓦斯煤尘爆炸措施、材料巷、运输巷内每隔200米安装一组软质隔爆水棚。、棚区长度20M，棚间距12M,水袋60L/个。、水棚的总容水量不小于1600L，应经常清刷，并保证水质，并随工作面推进前移。、两巷第一组隔爆水棚位置距工作面60200米，随工作面推采外移。四、监测监控系统1、监测系统2东201工作面在运输顺槽向工作面的方向1015M处安装温度、一氧化碳、瓦斯传感器，24小时不间断进行环境监测，要求设备完好可靠。加强对工作面瓦斯的监测,在距两巷出口5LOM处安装安全监测系统KJ95N瓦斯传感器,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。进风巷瓦斯报警浓度05、断电浓度05、复电浓度049；回风巷瓦斯报警浓度08、断电浓度10、复电浓度099。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。直通调度室的传感器每隔10天调校一次。工作面生产期间回风隅角（距运输巷帮200MM,距顶板300MM）必须悬挂瓦斯便携仪。2、束管监测束管探头安装在工作面回风隅角的位置，24小时连继对空气成份进行监测。空气中检测到一氧化碳、乙烷、乙烯等气体即为自燃发火的预兆，应立即采取措施治理，当一氧化碳浓度达到00024时,立即停止作业,组织撤人,并采取相应的处理措施。附工作面安全监测监控系统示意图（44）甲烷传感器一氧化碳温度TCH4TCOT2东01工作面监测监控系统示意图4图例TCH4OTTCH4TCH4五、综合防灭火措施1、通风量达到要求，不超通风能力生产。2、巷道严禁堆积浮煤，积尘要及时清除，执行好巷道定期冲刷制度。3、电器杜绝失爆。4、装药放炮严格执行“炮眼封泥”规定。5、杜绝高温积聚。6、各种维修用棉纱及油脂必须装入带盖的容器内，并加盖。7、防煤层自燃发火措施煤层有自燃发火倾向，发火期76天，开采期间在采空区灌注黄泥浆。灌注黄泥浆、注黄泥浆时要作好记录，建立台帐并长期保存泥浆土水比为1416、工作面洒浆量计算VLSK1/K21171005/022925M3V工作面的洒浆量M3L工作面长度117MS工作面洒浆宽度1MK2工作面洒浆浓度取15K1单位面积洒浆黄土需用量取005M第三联络巷2东01工作面注浆系统示意图45图例注浆路线注浆站六、防灭火要求、本工作面自然发火期短，在正规回采时应尽量保持设计的推进速度，在临停产期间，要加大综合防灭火措施。、工作面结束生产后的其他工作期间，风量降至150180M3/MIN以下，并适当增加工作面注泥浆量。、对该工作面进行密闭的同时，对密闭外5M进行喷浆，防止气体外溢。、调整通风系统，形成一条稳定均压系统。、出现明火现场人员使用消防水管直接灭火，但电器着火必须先切断电源，然后