回采工作面作业规程终

1、三甲煤矿21602 采 煤 工 作 面 作 业 规 程 编 制 人：总 工 程 师：主 管 矿 长：批 准 日期: 年 月 日执 行 日 期: 年 月 日目 录TOC o 1-3 h u HYPERLINK l _Toc26338 第一章 概 况 PAGEREF _Toc26338 5 HYPERLINK l _Toc259 第一节 工作面位置及井上下关系 PAGEREF _Toc259 5 HYPERLINK l _Toc24873 第二节 煤层 PAGEREF _Toc24873 5 HYPERLINK l _Toc1740 第三节 煤层顶底板 PAGEREF _Toc1740 5 HYP

2、ERLINK l _Toc3728 第四节 地质构造 PAGEREF _Toc3728 7 HYPERLINK l _Toc27754 第六节 影响回采的其它因素 PAGEREF _Toc27754 7 HYPERLINK l _Toc5595 第七节 储量及服务年限 PAGEREF _Toc5595 8 HYPERLINK l _Toc10558 第二章 采煤方法 PAGEREF _Toc10558 9 HYPERLINK l _Toc30182 第一节 巷道布置 PAGEREF _Toc30182 9 HYPERLINK l _Toc6567 第二节 采煤工艺 PAGEREF _Toc65

3、67 10 HYPERLINK l _Toc30373 第三节 设备配置 PAGEREF _Toc30373 11 HYPERLINK l _Toc5787 第三章 顶板控制 PAGEREF _Toc5787 13 HYPERLINK l _Toc8921 第一节 支护设计 PAGEREF _Toc8921 13 HYPERLINK l _Toc18155 第二节 工作面顶板控制 PAGEREF _Toc18155 15 HYPERLINK l _Toc6338 第三节 回风顺槽、运输顺槽及端头顶板控制 PAGEREF _Toc6338 21 HYPERLINK l _Toc24516 第四节

4、 矿压观测 PAGEREF _Toc24516 24 HYPERLINK l _Toc12570 第一节 运输 PAGEREF _Toc12570 25 HYPERLINK l _Toc30257 第三节 排水系统 PAGEREF _Toc30257 32 HYPERLINK l _Toc14101 第四节 供电系统 PAGEREF _Toc14101 33 HYPERLINK l _Toc20899 第五节 瓦斯抽放系统 PAGEREF _Toc20899 33 HYPERLINK l _Toc317 第六节 乳化液管路系统 PAGEREF _Toc317 33 HYPERLINK l _T

5、oc28622 第一节 劳动组织 PAGEREF _Toc28622 33 HYPERLINK l _Toc31338 第二节 作业循环 PAGEREF _Toc31338 33 HYPERLINK l _Toc11358 第三节 主要技术经济指标 PAGEREF _Toc11358 34 HYPERLINK l _Toc25371 第六章 煤质管理 PAGEREF _Toc25371 35 HYPERLINK l _Toc21321 第七章 安全技术措施 PAGEREF _Toc21321 36 HYPERLINK l _Toc5887 第一节 一般规定 PAGEREF _Toc5887 3

6、6 HYPERLINK l _Toc23248 第二节 顶板 PAGEREF _Toc23248 39 HYPERLINK l _Toc16245 第三节 防治水 PAGEREF _Toc16245 41 HYPERLINK l _Toc10860 第四节 爆破 PAGEREF _Toc10860 42 HYPERLINK l _Toc25411 第五节 “一通三防”及安全监测 PAGEREF _Toc25411 42 HYPERLINK l _Toc15929 第六节 运输 PAGEREF _Toc15929 43 HYPERLINK l _Toc1242 第七节 机电 PAGEREF _T

7、oc1242 46 HYPERLINK l _Toc12955 第八节 其它安全技术措施 PAGEREF _Toc12955 53 HYPERLINK l _Toc19421 第八章 灾害应急措施及避灾路线 PAGEREF _Toc19421 54作业规程及安全技术措施会审会审时间会审地点主持人记录人参加会审人员签字职务签名日期矿长工程师安全矿长生产矿长机电矿长规程及措施贯彻签字表规程及措施名称贯彻人贯彻地点贯彻时间参加学习人员签字第一章 概 况第一节 工作面位置及井上下关系表1： 工作面位置及井上下关系表煤层名称M16水平名称二水平采区名称二盘区工作面名称21602地面标高(m)+1375.

8、+1500m工作面标高(m)+1078m1100m地面位置工作面地面位置位于位于井田西部大石头寨东侧，工作面对应地面为山谷无村庄和河流。回采对地面设施的影响回采对地面影响不大井下位置及四邻采掘情况21602采面布置在二盘区皮带下山以西，东为二盘区三条下山,北为21603采空区，西邻近大石头寨保护煤柱，南边为+1100皮带大巷。上部为已采的15#煤层21502采空区,对施工中的巷道没有大的影响。21602走向长度（m）进风巷：490回风巷：440倾斜长度(m)158面积（m2）73470平均：465第二节 煤层表2： 工作面煤层情况表煤层厚度（m）1.72.3煤层结构煤层倾角（）69平均2简单平

9、均8开采煤层M16煤煤种无烟煤硬度0.92可采指数1.0变异指数9.67%稳定程度稳定煤层情况描述本工作面M16煤层位稳定，煤层结构简单，为块状或粒状结构，以亮、镜煤为主，为半亮型。两顺槽实际揭露煤层厚度变化不大，最小1.70m，最大2.3m，平均2m，对工作面回采影响较小。第三节 煤层顶底板表3： 工作面煤层顶底板情况表煤层顶底板情况顶底板名称岩石名称厚 度(m)岩 性 特 征老顶细砂岩4.00浅灰白色，成分以石英、长石为主，下部含泥质条带和煤屑直接顶泥质砂岩3.88深灰色，含植物化石碎片，水平层理发育直接底泥岩0.94暗灰色，具条带状层理，含黄铁矿薄膜老底钙质砂岩21含植物化石碎片，稍含砂

10、质，中下部含菱铁矿，裂隙面含黄铁矿附图1 21602工作面综合地质柱状图第四节 地质构造一、断层情况及其对回采的影响本工作面总体为单斜构造，煤层倾角6090，平均80。工作面两顺槽掘进期间未揭露断层，构造较简单；回采期间不会揭露大中形断层但不排除有揭露潜伏不明的小断层的可能性，对回采期间影响较小。工作面煤层整体较稳定，厚度变化不大，平均厚度2m，只有部分煤层中有一条夹矸薄煤带，煤层厚度1.8m左右，对回采影响较小。二、其它因素对回采的影响上隅角瓦斯治理难度较大；工作面回采中工作面煤层中会遇有一层0.2-0.5m的夹矸。给正常作业带来一定困难。第五节 水文地质含水层分析根据工作面掘进期间揭露的水

11、文地质情况，结合工作面两顺槽掘进期间钻探结果及物探结果分析，该工作面水文地质简单。回采期间直接充水水源为煤层顶、底板砂岩水，间接充水水源为上部煤层采空水，在掘进过程中已将上部采空区积水全部放完，对工作面回采没啥影响。目前工作面动水量约0.3m3/h，预计回采时受采动影响，水量可能会有所增加，采用比拟法计算，工作面正常涌水量0.4m3/h，最大涌水量0.5m3/h。其它水源的分析根据21602普采工作面两顺槽掘进时揭露的地质情况，结合邻近21603普采工作面防治水资料施工情况，分析该工作面下部不含富水层等。在回采前要加强对21602顶板探水孔观察，有必要时可进行透孔。在回采期间要加强排水管理。防

12、治水的主要措施：回采前必须确保工作面排水能力不得低于300m3/h，并加强排水管理及排水设备的检修力度，泵坑、水沟及时清淤。涌水量正常涌水量：0.4m3/h最大涌水量：0.5m3/h（不包括灾变水量）第六节 影响回采的其它因素一、影响回采的其它地质情况本工作面地温1622，温度不高，工作面在回采期间应按照规定要求配风，以满足正常回采时的通风需求。影响回采的其它地质情况表见表5。表5： 影响回采的其它地质情况表瓦 斯高瓦斯矿井根据矿井消突报告，该工作面瓦斯含量低于8m3/t。煤 尘无煤尘爆炸危险性煤的自燃为三类不易自燃煤层地 温1622地 压无冲击地压普氏硬度（ f ）煤 层夹 矸直 接 顶直

13、接 底2343726二、冲击地压和应力集中区本工作面无冲击地压的影响，工作面在地质构造发育处应力集中，地压较大，应加强支护。三、地质部门的建议1、褶皱附近顶板破碎，个别褶皱附近巷道顶板有淋水，过此类地质构造时需注意超前采取措施，加强支护，防止冒顶，并加强煤质管理。2、21602运输巷作为工作面的主要排水巷道，回采时应重点加强运输巷巷道的排水管理，排水管路随工作面推进同步前移，工作面局部低洼处设临时泵窝并加强排水，加强泵坑的清淤及排水设备的检修。3、工作面回采中后期，工作面推进过程中要适当降低采高，以减少破岩量。4、根据防治水管理规定要求，回采期间该工作面应具备不低于10m3/h的排水能力，加强

14、泵坑的清淤以及排水设备的检修，工作面局部低洼处设泵窝并加强排水。第七节 储量及服务年限储量21602普采工作面煤层储量，见表6。表6： 21602普采工作面煤层储量表储量计算工作面走向长（m）倾斜长（m）斜面积(m2)煤厚(m)视密度(t/m3)资源量（t）回采率（%）可采储量（t）21602448.51587086321.4521306395195227.6合计走向计算至预计停采线19.5万吨注：走向计算至预计停采线。工作面服务年限工作面服务年限（可采推进长度设计月推进长度）12 （448.560）120.6(年) 第二章 采煤方法该工作面采用走向长壁后退式采煤方法，采取全部垮落法处理采空区

15、。第一节 巷道布置一、采区设计、采区巷道布置情况21602采面布置在二盘区皮带下山以西，东为二盘区三条下山,北为21603采空区，西邻近大石头寨保护煤柱，南边为+1100皮带大巷。上部为已采的15#煤层21502采空区,对施工中的巷道没有大的影响。二、运输顺槽21602运输巷490m，矩形巷道，净宽4.0m，顶板采用金属锚杆+金属网+钢带支护；巷帮采用金属锚杆+金属网支护。三、回风巷及其它巷道21602回风巷440m，矩形巷道，净宽4.0m，顶板采用金属锚杆+金属网+钢带支护；巷帮采用金属锚杆+金属网支护。四、工作面切眼工作面切眼与两顺槽斜交贯通，切眼与运输顺槽夹90角，切眼长158m。五、工

16、作面硐室及其它巷道工作面两顺槽布置有钻场其顶板均采用金属锚杆+金属网+钢带支护，帮部采用金属锚杆+金属网支护。附：21602普采工作面巷道布置平面图。21602普采工作面进风巷、回风巷和切眼剖面图。第二节 采煤工艺一、采煤工艺 21602工作面采用高档普采采煤工艺，一次采全高。为了提高块煤率和减少人工清煤量，本工作面采取单向割煤。整套回采工艺为：采煤机破煤、装煤，工作面刮板输送机运煤，单体支柱支护顶板配合型梁或铰接顶梁支护，工作面两端头和两巷超前段液压单体支柱配合型梁或铰接顶梁支护，采用全部垮落法处理采空区。1、采高控制根据支柱的支护高度1.62.5m，煤层实际厚度的变化、工作面煤壁片帮程度和

17、采煤机适应煤厚1.82.5m，确定工作面的采高为1.8m2.2m（根据煤层夹矸厚度增厚情况调整采高回采），当工作面局部煤厚超过2.5m时，沿底留顶煤回采，严禁采高超过液压支柱支撑允许范围使用；当煤层厚度低于1.8m时，要根据实际情况进行挑顶或破底，必要时采用爆破松动的方法配合采煤机推进。正常情况下要沿顶沿底回采，不准留顶煤或底煤。2、循环进尺一个正规循环进尺为750mm。3、工序间距支护距采煤机后滚筒1015m，但是如果顶板破碎则要紧跟采煤机后滚筒移溜。推移刮板输送机距采煤机后滚筒不小于15m。 4、进刀方式本工作面进刀方式为在机尾端部斜切进刀，单向割煤。附：采煤机端部斜切进刀方式示意图，见附

18、图4。二、工作面正规循环生产能力 W=LShCW正规循环生产能力，t；L工作面长度，158m；S正规循环推进长度，取0.75m；h采高，平均为2m；煤的视密度，1.45t/m3；C回采率，95%。代入工作面参数得：W =LShC=1580.752.01.4595%326.5t三、提高回采率措施1、工作面回采率达到规定要求。2、工作面正常情况下不得托顶煤或留底煤回采。3、工作面浮煤必须清理干净，生产中每循环都要清理浮煤，不准停机后再一次性清扫。工作面配够清煤工，清煤工要配好铲煤揪，将老塘的散煤清理干净（连续2m2内浮煤平均厚度不超过30mm）。4、工作面收尾时不能随意增大保护煤柱。第三节 设备配

19、置主要设备的型号和数量 序号设备名称规格型号功率数量1采煤机MG200/456-AWD456kW1台2工作面输送机SGZ-630/3202*110kW1部3单体柱DW2.5-300/1001320根4型钢梁3.2m600根5铰接梁1.2m50根5乳化液泵BRW80/2075kW2台6刮板输送机SGB620/40T40kW2台7移变KBSGZY-800-6/11.41台二、工作面主要机械设备技术特征1、液压支柱技术特征型号DW2.5-300/100数量1320根支撑高度1.62.25m工作压力30T工作阻力11.8T二、基本支护设备配置工作面基本支柱选用DW2.5型液压支柱配合3.2m的型钢梁架

20、棚支护。其主要技术参数: 支撑高度:15002500mm 支护强度:36.925t平方米m初 撑 力:不低于90KN支柱棚距(柱距)：0.8米，错差距不大于100mm排距：0.8米，错差距不大于100mm 三、工作面刮板运输机选用SGZ-630220型刮板运输机1部 其主要技术参数：运输能力: 400500t/h 链 速:1.04ms 电机功率:2110kw 圆环链规格：2692-C供电电压：1140V数 量：1部四、采煤机选用MG200/456-AWD型电牵引采煤机1部。其主要技术参数:截 深:0.78 滚筒直径：1.25m电机功率:200kw 防尘方式：内、外喷雾电机型号：YBC-200S

21、 生产能力：640 th牵引方式：液压、双牵引、无链 牵引速度07.612.6 mmin采 高: 1.82.5m 最大牵引力：330KN五、转载机选用SGW620/40T型刮板运输机1部。 其主要技术参数： 运输能力:150th 链速:0.86ms 电机功率: 40kw 圆环链规格：1864mm供电电压：660V数 量：1部六、运输顺槽胶带运输机选用SSJ-80/40型胶带运输机，1部。其主要技术参数： 带 宽：0.8m 带 速：2m/s 运输能力：800t/h电机功率： 240 kw供电电压：660v附：21602普采工作面设备布置平面图，第三章 顶板控制第一节 支护设计一、顶板支护设计1、

22、工作面上下端头和两巷超前支护采用单体支柱配合型梁架棚支护。2、工作面液压支柱选型（1）同煤层矿压观测或预计工作面矿压参数见表7。表7： 同煤层矿压观测或预计工作面矿压参数表序号项目单位同煤层21602普采工作面实测本面选取或预计1顶底板直接顶厚度m2.0257.0基本顶厚度m52.5直接底厚度m41.82直接顶初采垮落步距m28283初次来压来压步距m10221222最大平均支护强度kN/m2610620最大平均顶底移近量m/m0.050.05来压现象强度不明显不明显4周期来压来压步距m9121012最大平均支护强度kN/m2610630最大平均顶底移近量m/m0.0460.046来压现象强度

23、不明显不明显5平时最大平均支护强度kN/m2550600最大平均顶底移近量m/m0.0420.0426直接顶悬顶情况m2.537底板容许比压MPa2.42.48直接顶类型类229基本顶级别级10巷道超前影响范围m2020（2）支护强度验算及设备选型根据采高计算公式：P=4hg式中：P工作面顶板支护需要的支护强度，MPa；4根据三甲煤矿顶板管理经验，取4倍采高；h工作面采高，取最大采高2.5m；顶板岩石视密度，取2.5103kg/m3；g9.8N/kg。代入数据得：P=42.52.51039.8=245000（N/m2）=0.245MPa因DW2.5-300/100型液压支柱支护强度为0.67M

24、Pa0.6664MPa，且其最大支撑高度满足本工作面煤层厚度变化，因此工作面顶板支护选用DW2.5-300/100型液压支柱能够满足本工作面支护强度要求。二、支护材料选择DW25-300/100型液压支柱、型梁及各种型号单体液压支柱。三、乳化液泵站1、泵站选型、数量工作面乳化液泵站选用2台BRW80/20型乳化液泵（单台功率为125kW，流量200L/min，额定压力31.5MPa，额定电压660V，额定电流和启动电流分别为80A、480A）和一台泵箱。2、泵站位置乳化液泵站设置在副井底泵站内，距离工作面400m。3、泵站使用规定乳化液泵司机必须经过专门培训，并且熟悉乳化液泵工作的基本原理。乳

25、化液泵在使用前，应首先检查润滑油油位是否符合规定。检查各部位的机件情况：各连接管路是否有渗漏现象,吸液管是否折叠，各部位的螺钉是否松动，当所有问题排除后方可进行使用。乳化液泵在使用时必须保证乳化液浓度在35%范围内，泵站压力不低于子18MPa。两台乳化液泵在交接班时必须做完好检查，每班班中必须交替使用一次。乳化液泵每天必须安排专人进行检查、检修，发现问题及时进行处理，以保证乳化液泵处于良好的运行状态。第二节 工作面顶板控制正常工作时期顶板支护方式一、正常工作时期顶板支护方式工作面采用DW25型单体液压支柱配型钢梁及钢丝网支护顶板。支柱排距0.8米，柱距0.7米。一梁三柱，严禁出现悬臂梁，型梁必

26、须成对布置，型梁顺着推采方向交错布置，每组对棚的两根梁间距（棚梁中对中距离）不大于0.3m，前后错距0.6m，随工作面推进交替迈步前移，迈移步距1.2m。在工作面放顶线位置（滞后支柱放顶线不超过0.6m）加打带帽密集点柱。上下两端头各使用4对8架型钢梁加强支护，型钢间距0.4m。煤机割煤每割一刀为一基本循环，排距0.8米，柱距0.7米。支柱初撑力达不到要求或支柱钻底量大于100mm时，在支柱下穿鞋，鞋要打在硬底上，严禁打在浮煤浮矸上。要求所有单体支柱三用阀方向一致，且平行于切眼方向，同排单体支柱成一条直线，其偏差不超过100mm。顶板破碎、遇构造时移型钢梁：停机后及时前移型钢梁，移型钢要三人一

27、组操作，一人扶柱两人向前移,移型钢时必须停机停溜子，将煤机停电闭锁，控制开关打到零位，并摘下煤机滚筒离合器，人员需进机道时首先用长把工具进行敲帮问顶，摘除危矸伞檐，确认安全无误后，先在顶梁的掩护下支设临时柱，人员在临时柱的掩护下施工，严禁空顶作业。型钢梁必须一梁三柱或三柱支设，支设在两顶梁档内，不得代替基本支柱，初撑力不得低于90KN（11.4Mpa）,支柱拴齐防倒链。二、正常工作时期的特殊支护方式1、密集支柱：密集支柱要戴帽支设，一柱一帽，柱距0.35米，沿走向方向打成一条直线。2、遇无煤柱，断层，溶洞，顶板破碎等特殊地段（构造）时，根据现场情况及时制定专门措施。三、支护材料使用数量、备用数

28、量工作面正常需要单体液压支柱1220棵。备用材料的存放地点，应保持距工作面50100m之间，在回风顺槽宽畅的地点。材料存放地点必须保证有0.8m以上宽度的人行道和必需的运输通道。备用单体支柱不少于工作面支柱的10%，材料必须设专人管理，当班使用完后必须补充到备用量，摆放整齐，不得乱扔乱放。附图1：工作面、端头及两巷超前支护示意图（平、剖面图）四、回柱、放顶及与其他工序平行作业的安全距离：1.分段回柱法：分段回柱距离不小于15m，分段点选在顶板完整处，打好两棵隔离支柱，回柱方法为由下而上、由里而外的三角回柱法。回柱时，人员站在所回支柱末前排斜上方的第二个支柱空挡内，在两棵完好支柱的保护下回撤斜下

29、方支柱，两人一组，一人回柱，一人观察顶板，回到分段处的最后两棵支柱时，必须细心问顶、打好护身柱、看好退路，并有专人照明监护才能回柱。回柱时，回柱点以上5m以下8m禁止有其它人工作。要按回柱“八字要令”：一问顶、二放悬矸、三清理退路、四打好护身柱、五喊附近人员、六撤出柱、七运走支柱、八竖起打好支柱。回出支柱加在新切顶排处，用作临时密集切顶挡矸，工作面消灭空载支柱。分段回柱前必须将回柱处补加两颗隔离支柱。 2.每一回柱小组配备专用工具：注液枪、锨、镐、钎子、钩子、卸荷手把、手把绳长不少于1.2m，手钩长不小于1.5m。3. 回柱时要严格执行“三不回”、“二必须”的原则。“三不回”即不超前支好密集、

30、加强柱不回柱；退路附近有缺柱和失效柱没有补上不回柱；对所回支柱未观察作出判断不回柱。“二必须”即单体柱回柱必须使用带绳的卸荷手把远距离操作；埋压支柱必须使用手拉葫芦或拔柱器回撤。4. 回柱时必须远距离操作，严禁沿走向对着所回的支柱施工，人员严禁进入采空区取柱，倒入采空区的物料要用钩子勾出。521602工作面采用走向长壁后退式采煤方式，一次采全高，全部跨落式管理顶板。以开采全部煤厚为原则，根据工作面地质预测资料，煤层厚度在2.02.2m之间，平均厚度为2.0m，正常见顶见底开采，煤层变薄区尽量降低采高，最小采高应不小于1.8m。工作面在正常回采期间采用全部垮落法控制顶板，采空区顶板随支柱回撤自行

31、垮落。二、采煤工艺：高档普采回柱放顶割煤（装煤）挂梁护顶（3.2m长的型钢梁) 推溜支设单体柱三、采煤机进刀方式采煤机进刀：采煤机前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，单向割煤，采用留三角煤、割三角煤机尾斜切进刀的进刀方式，其工艺过程为：（一）、采煤机割煤至机尾后，前滚筒上升，后滚筒下降，反向沿刮板输送机弯曲段切入煤壁，直到进入刮板输送机直线段，并继续向机头割煤。（二）、采煤机向机头割煤的同时将进刀段的刮板输送机推成直线。（三）、装煤、运煤方式采煤机螺旋滚筒配合刮板输送机装煤，人工清理上、下端头和人行道的浮煤。刮板输送机和胶带输送机运煤。（四）、采煤机割煤时，必须及时支护，采煤与临时支护之间的悬顶距离，

32、距煤机后滚筒不大于15米。采煤机在破碎顶板处割煤时，禁止其他与正常割煤无关的工序平行作业。回采期间，加强顶板观测，若发现采煤机割煤过后，顶板会立即掉落下来，要直接破顶回采，将易掉落顶板割掉，等采煤机割煤过后5m，将采煤机停电闭锁，跟机加强支护。顶板完好时，临时支护顺序：每间隔三棚推一梁（3.2m长的型钢梁）接顶进行临时支护。顶板破碎时，每割煤时停止采煤机牵引，停电闭锁，及时跟机支护，临时支护顺序：背圆木或半圆木铺网推梁（3.2m长的型钢梁）并间隔两棚便在煤墙打一颗临时贴帮柱。(五)、推移输送机：在割煤及挂梁后进行，推移输送机落后采煤机的距离不小于15m，刮板输送机弯曲段长度应大于15m。(六)

33、、回柱放顶1、回柱放顶前，必须对工作面所有支设单体进行二次补液，并对放顶地点5m范围内的支柱进行加固，保证支柱初撑力达到本作业规程规定要求，确保后路畅通。2、回柱放顶前，采空区悬顶超过10平方米时，必须将工作面戗柱或戗棚打齐打好；采空区悬顶超过50平方米时，必须将工作面木垛和丛柱，打齐打好并紧贴岩面。打木垛时6m一个。3、回柱放顶要严格按照“自下而上，由里向外，先回柱后回梁”的原则，逐排、逐段按顺序进行作业，放顶步距为0.8米。4、回柱必须人工撤回。5、回柱放顶作业时，至少两人以上协同工作，一人作业，一人观顶监护。6、回柱放顶与割煤可平行作业,其平行作业的距离不得小于15m。7、分段同时放顶时

34、，相邻间隔不得低于10m。8、保证支柱初撑力措施泵站额定压力31.5MPa，最低不小于18MPa，乳化液配比浓度在35%范围内。工作面用压力表按要求对工作面顶板压力进行监测，要求初撑力不小于11.4MPa。支柱的三用阀必须经常检修，始终保证有效。高压管路和液压元件出现漏液或串液现象时，必须及时更换损坏的密封圈、阀片。泵站司机和泵站检修工要始终保证乳化液泵处于完好状态下运行。9、控顶距要求工作面最小控顶距3.2m,最大控顶距3.8m。在生产实际中，应将实际端面距控制在300mm，满足质量标准化要求。二、正常工作时期特殊支护方式1、如果顶板破碎，必须立即进行支护，即采煤机割煤后，及时追机推梁进行护

35、顶。2、工作面发生片帮时的支护方式和措施。工作面采高控制在最大采高（2.5m）以下，液压支柱最大支撑高度严禁超过.2.5m。移溜后及时推梁和打煤墙贴帮柱支护新暴露的帮顶。加快工作面推进速度，采煤机割煤后，应及时移溜推梁，减少工作面空顶时间，保持煤壁完整。煤壁片帮时的处理方法片帮宽度小于1100mm时，及时推梁护顶。如果推梁不接顶，须在上面背上背木，使其接顶严密。片帮宽度超过1100mm时，须及时移架推梁护顶。如果推梁不能接顶，可在上面背上背板，使其接顶严密，或打走向棚超前支护顶板，棚梁采用直径160mm以上的半圆木或圆木，在伸缩梁上架棚，每架12根，圆木一头担在梁上，另一头紧贴煤墙，圆木担在支

36、柱上的长度不小于500mm。如果走向棚不接顶或顶板破碎时煤墙侧打单体支柱支撑木梁。处理片帮时应至少5人一组，且都是经验丰富的熟练工，一人监护，四人操作。架设走向棚时，顶板完整时可以进行降架操作，顶板破碎时严禁降架，要先架设临时支护，然后在靠近煤壁侧掏梁窝架走向棚。施工期间要由跟班队长或班长在现场指挥。所有人员必须始终在支护良好的顶板下工作，严禁空顶作业，处理片帮前一定要保证退路畅通。支设贴帮单体支柱时，单体支柱距刮板机宽度应能过采煤机。采煤机通过时需替换单体支柱的，必须先加固后替柱。施工过程中设专人监视顶板，若发现危险征兆，要暂停工作，远离现场。由有经验的熟练工敲帮问顶，用专用工具处理完危险的

37、活矸后再继续施工，严防冒顶片帮伤人。回柱时严格执行三人作业制，一人监护，二人操作。回柱时要时刻观察顶板、煤帮等周围的安全情况，保证退路畅通。确保在紧急情况下能够顺利躲避到安全地点。回柱时使用专用工具给单体支柱放液。人员进入煤墙侧工作时，刮板输送机和采煤机必须停电闭锁，并设专人观帮看顶，坚持敲帮问顶制度，严禁空顶作业。三、回柱放顶与其它工序平行作业的安全距离1、平行作业时的安全距离 回超前棚时一次只能回够满足割一刀煤的距离，在采煤机重刀割煤距两端头30m远时开始回超前棚，不能提前回棚造成长时间空顶，也不能滞后回棚影响到其它工序的正常进行。如果该处顶板破碎，应先套木棚，背牢背实后再回超前棚，严防冒

38、顶。工作面端头23架范围内的移架操作与端头回柱不能同时进行。2、回柱放顶时的安全注意事项回柱时严格执行三人作业制，一人监护，两人操作。回柱时要时刻观察顶板、煤帮等周围的安全情况，保证退路畅通。工作面端头23架范围内的移架操作与端头回柱不能同时进行。工作面上下端头在窜棚前，必须首先对老塘侧的切顶柱进行二次注液，确保切顶柱的初撑力。切顶柱保持在液压支柱大立柱与尾梁后端之间的位置，不得超前或滞后窜梁和回柱。回柱放顶时采用专用工具进行放液，如果端头顶板破碎、老塘窜矸严重，可使用大于3t的手拉葫芦拉出单体支柱。工作面回柱放顶时采取“由下向上，由里向外”的回柱顺序。当工作面在俯采期间，若坡度较大且顶板破碎

39、时，为防止老塘窜矸，在架超前支护棚时铺设双层塑编网护顶，塑编网要求用联网绳联结牢固，并且倾向与走向压茬均不小于0.2m，在老塘进行回柱放顶出现撕网时，必须及时进行补联网，密集切顶柱必须支设有力，挡矸有效当。（塑编网的规格为：1200mm6500mm)。在轨道顺槽、胶带顺槽坡度较大地段，回采过程中切顶柱要严格按照规程要求打设，单体支柱要迎山有力，初撑力不小于6.5MPa，确保挡矸有效，防止窜矸伤人。四、特殊时期的顶板控制来压及停采前的顶板控制1、工作面来压期间的顶板控制工作面在回采前编制专门的初采初放安全技术措施。工作面在初次来压和周期来压期间，加强工作面来压的预测预报。工作面液压柱的初撑力不低

40、于11.5MPa，上下端头特殊支护棚单体支柱初撑力不低于11.5MPa，超前支护单体支柱的初撑力不低6.5MPa。加强工作面老塘侧密集切顶柱的管理，密集切顶柱的间距不得大于0.5m，初撑力不低于6.5MPa，且必须拴牢双防倒绳。工作面用于支护的单体支柱必须拴牢双防倒链。过地质构造及顶板破碎带时的顶板控制1、工作面在过断层时编制专项措施，以加强工作面的顶板控制。2、工作面顶板破碎发生冒顶时的顶板控制检修班加强检修，保证急停开关和通讯装置能够正常使用。处理冒顶时必须停止采煤机和刮板输送机，并停电闭锁。工作面在处理冒顶时，冒顶区域内停止一切与处理冒顶无关工作，并撤出无关人员。处理冒顶时坚持执行“敲帮

41、问顶”制度，及时撬掉顶板活矸，严禁空顶作业。对冒顶区两侧顶板进行加固，从上方一侧开始架木垛，顶板必须背实背牢。处理冒顶至少5人一组，且都是经验丰富的熟练工，一人监护，四人操作，必须有跟班队长或班长在现场指挥。所有人员必须始终在支护良好的顶板下工作，严禁空顶作业，处理冒顶前一定要保证退路畅通。处理冒顶时，严禁动冒顶区域范围内的其它液压支柱，该范围内的液压支柱要关闭截止阀，防止支柱误动作。架走向棚处理冒顶时，棚梁采用3.2m长型梁，用40T链条将型梁固定在顶梁下面，一架2根。在型梁上用直径不小于160mm圆杂木封实顶板（圆杂木沿走向放置）。处理冒顶至少四人一组，且都是经验丰富的熟练工，一人监护，三

42、人操作，且跟班队长或班长在现场指挥。支设单体支柱时，单体支柱距刮板输送机宽度应能过采煤机。采煤机通过时需替换单体支柱的，必须先加固后替柱。工作面发生严重冒顶时，要根据现场情况制定专项处理措施。敲帮问顶制度操作人员必须站在支护完好的安全地点，用手镐或钎子等专用工具由轻而重地敲打顶板或煤帮，如果听到空声，表示顶板岩石或煤帮的煤块已经离层，有立即掉下来的危险，马上用专用工具撬下。如果听到的是清脆的声音，也不能断定顶板就没有问题，还需要用手指紧贴顶板，再用专用工具轻敲几次，如果手指感到有轻微的震动，说明顶板岩石已经脱层，有冒顶的危险，应该立即加强支护。第三节 回风顺槽、运输顺槽及端头顶板控制一、工作面

43、顺槽顶板控制1、两顺槽超前支护根据工作面两顺槽实际揭露情况和地质资料显示，工作面中段受断层影响较大，其余受断层影响较小，局部地段顶板较为破碎，回采期间在两顺槽压力较大地段，需提前架棚加强支护。正常情况下，上、下顺槽超前支护根据煤层厚度和巷道宽度，选取DZ22DZ25型单体支柱配铰接梁打2排走向棚，一梁一柱，两侧铰接梁棚距煤壁200500mm。超前支护长度不小于20m，铰接梁铰接率不低于100%。轨道顺槽铰接梁棚遇到锚索梁时，必须用木料背平顶板。当巷道变形，按照上述规定支设超前棚影响行人安全出口时，为保证行人安全出口宽度不小于700mm，中间柱可不按上述规定支设，但必须保证一梁三柱。为有效保证超

44、前支护效果，超前支护长度要求不小于20m，当巷道压力增大，巷道变形严重时，必须采取减小超前棚的棚距或延长超前支护长度的方法加强支护。胶带顺槽超前支护长度延长至25m以上，超前支护20m以外可支设成一梁两柱；轨道顺槽超前支护长度延长至25m以上，超前支护20m以里可支设成一梁两柱。两顺槽内超前支护棚所使用的单体支柱必须拴牢双防倒绳，并全部编号管理。要求所有单体支柱三用阀方向一致，且平行于巷道方向，同排单体支柱成一条直线，其偏差不超过100mm。每班由班长安排专人巡查两巷（包括超前支护以外的巷道），发现断梁、弯柱必须及时更换处理。如发现巷道顶板压力大或顶板破碎时，及时汇报班长，由班长安排人员采用不

45、小于200mm圆木配合单体支柱套棚，一梁两柱。圆木长度同巷宽，支设时木梁两端各留出100mm。单体支柱一定要支在圆木的轴线位置，杜绝出现滚肩梁，升柱时为保证单体支柱不挤裂圆木，单体支柱的压力最小不能低于6.5MPa。两顺槽超前支护单体支柱初撑力必须到达6.5MPa，每班在交接班时对单体支柱及时补液，班中根据检查的情况随时补液。单体支柱活柱伸出长度不得小于200mm，最大不能超过700mm（改良柱高度根据单体型号决定），顶板较高时在柱头上垫小背板，底板较软容易钻底时要在单体支柱下面垫柱鞋，保证钻底量不超过100mm。当工作面机头或机尾煤壁拐角区顶板破碎时，用160mm圆木或半圆木架背在型顶梁上加

46、强支护，防止顶板漏顶。巷道过高时用圆木背顶，要背实背牢，危险顶板悬岩要事先敲下来。运输顺槽打超前支护或回柱、回梁时，转载破碎机和刮板输送机必须停止运转并闭锁。由于工作面上下两巷有坡度，因此进行支设超前支护棚时，必须保证单体支柱的迎山角，按照每68迎1角进行支设，且单体支柱要迎山有力。为保证老塘能及时垮落，回超前棚之前，要将超前棚靠近工作面的顶板锚杆螺栓卸掉，以便工作面推过后顶板能及时垮落。2、两顺槽加强支护工作面两巷在顶板破碎及压力大地段，提前采用锚索梁或架棚进行加强支护。二、工作面安全出口管理1、支护形式3.2m型梁配合单体支柱架对棚支护，一梁三柱，严禁出现悬臂梁，型梁必须成对布置，型梁顺着

47、巷道方向交错布置，每组对棚的两根梁间距（棚梁中对中距离）不大于0.3m，前后错距0.6m，随工作面推进交替迈步前移，迈移步距1.2m。在工作面端头放顶线位置（滞后支柱放顶线不超过0.6m）加打带帽密集点柱。如果端头顶板破碎，型梁上要使用圆木、半圆木或木板等背顶。当采煤机割煤至机头位置时，为防止采煤机割到靠近煤壁侧的单体支柱，机头的一对对棚可以临时架设成一梁两柱，但采煤机割过后，必须及时恢复成一梁三柱。附：21602普采工作面顶板支护示意图。2、支护质量要求工作面上下安全出口高度不能低于1.8m，行人道宽度不能低于0.7m。因工作面设备上窜下滑引起的上下安全出口达不到安全规程要求时，必须及时对工

48、作面进行调整。因巷道片帮、底鼓、顶板下沉引起工作面上下安全出口达不到安全规程要求时，必须及时采取措施进行处理（扩帮或拉底），并编制专项措施。工作面在回采过程中，调整工作面刮板输送机的上窜下滑时，要参照工作面两端露出巷帮部分的长度，避免出现严重偏向于工作面某一端的情况。工作面端头的浮煤浮矸要清理干净，供排水管路和电缆要吊挂整齐，轨道顺槽的电缆要及时随工作面的推进向前拖移，如果需要开挖水沟布置在非行人侧。工作面两巷出现严重片帮时，要立即采取打贴帮柱、用半圆木架横撑等有效防片帮措施。严防因巷道片帮而缩小巷道断面，造成安全出口不符合要求。工作面两端头每班要指定专人负责施工期间的安全，在不安全的情况下不

49、允许人员经过端头行走。工作面两巷受地质构造的影响，顶板落差较大处，要根据实际情况提前卧底或背顶，使工作面回采到位时安全出口的规格能达到要求。工作面上下端头采空区侧必须支设密集支柱，以防窜矸影响端头的行人。当顶板破碎、顶网锈蚀时，打棚时铺设双层塑编网支护顶板。三、支护用品管理规定两顺槽内备用的单体支柱、型梁和铰接梁各不少于在用的10%。两端头回出的单体支柱要运到距工作面30m以外的指定地点分类码放，并挂牌管理，所有取掉三用阀的单体支柱的阀口必须使用阀盖封堵好。两巷内支护用品要分类码放整齐，且挂牌管理。单体支柱要做到不漏液，密封良好，无外观缺损，不自动卸载。超前支护内的单体支柱、型梁和铰接梁全部编

50、号管理，严格进行交接班。放置单体支柱时，要降完活柱，且要活柱向上，站立存放，拴好防倒链。轨道顺槽距工作面200m范围内必须备有：至少40根2002000mm圆木，背板及钢丝网若干，以供工作面急用。备用物品要存放在顶板完好无淋水的地方，达到整齐、清洁、规范要求，不得影响行人和通风。回采期间工作面坑木消耗主要为两巷及端头临时支护和工作面发生冒顶时的支护消耗，具体坑木万吨消耗根据实际情况而定。第四节 矿压观测一、矿压观测内容1、工作面液压支柱初撑力。2、上、下端头单体支柱的初撑力。3、胶带顺槽和轨道顺槽超前支护范围内的单体支柱的初撑力。二、矿压观测方法1、工作面进行矿压观测由每班的验收员具体负责，每

51、班对液压支柱机械压力表显现值进行记录，记录时每割一刀煤进行一次记录，对测量的结果填写在矿压观察记录上。2、验收员填写的矿压记录必须由当班的跟班队长签字，并对填写的记录进行核实，由工程技术人员对填写的记录情况进行认真分析，以便及时掌握工作面的压力变化情况，当发现工作面的压力突然增大时必须向下一班交代清楚工作面的压力情况，并向生产科进行汇报，便于工作面在回采期间加强顶板支护质量管理，保证工作面在回采过程中的安全生产。3、为保证工作面的支护强度，必须加强工作面液压支柱初撑力和工作面上下端头单体支柱初撑力的管理，支柱初撑力应保证不低于11.4MPa，端头支护单体支柱初撑力应保证不低于6.5MPa，密集

52、支柱和超前支护单体支柱的初撑力应不低于50kN(6.5MPa)，当单体支柱由于钻底超过100mm，不能保证初撑力时，单体支柱必须穿柱鞋。4、对每天验收员填写的矿压观测记录，月底由本队的技术负责人对记录进行整理，并绘制出矿压观测曲线图。5、在工作面进行矿压观测时验收员必须增强责任心，以保证矿压记录所填写的数据要真实可靠，凡发现不认真填写矿压观测记录或记录数据与现场实际数据不符的人员，要进行处罚。第四章 生 产 系 统第一节 运输一、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采煤机破煤、装煤，刮板输送机运煤，胶带顺槽采用40T溜子转运，胶带输送机运煤。（二）辅助运输设备及运输方式轨道

53、顺槽采用绞车配合矿车、平板车、花车运料；。二、运输线路1、运煤线路：21602普采工作面21602运输顺槽二盘区皮带下山1100皮带大巷主井地面。2、运料线路：地面场地副井副井井底车场二盘区轨道下山二联眼21602运输巷21602普采工作面。附：21602普采工作面运输系统平面图。三、绞车管理及安全设施布置*1、斜巷绞车安装标准（1）绞车安装地点必须满足设备摆放、检修、安全操作的要求。设备四周与巷帮的有效间距不小于0.3m，距轨道的安全距离不小于0.6m，调度绞车后部应有不小于1m的操作空间。（2）所有绞车必须布置在顶底板完好的地点，底板不平时，必须先将绞车安装位置处的底板拉平，确保绞车的底托

54、架与底板完全接触。（3）绞车均用圆直松木做“四压两戗”固定，绞车均用圆直松木做“四压两戗”固定，（护绳板后部4根、前部2根）。（4）“四压两戗”固定的绞车稳固时要注意绞车滚筒的方向，确保绞车在运行过程中绳不跑偏、不摩擦戗柱。压戗柱标准为：使用圆直松木做“四压两戗”时，直径不得小于200mm，两根戗柱前倾，与顶板法线成30角，且两根戗柱角度要一致，压戗柱不得妨碍司机操作和影响司机的视线，压戗柱上方顶板必须掏窝，掏窝深度不小于100mm，压戗柱上端用专用的防倒绳固定，压戗柱固定松紧以大锤撞击两次不松动为准。（5）地锚的使用标准：锚杆选用直径20mm、长度不小于1.6m的高强度锚杆。每根锚杆用树脂药

55、卷全长锚固，每根锚杆上端配置不少于一个铁托盘，且要将铁托盘用螺母上紧上牢，锚杆的外露长度不超过1个螺母的厚度。（6）绞车配齐钩头。钩头应用鸡心环，连接绳卡不少于5付，且绳卡和鸡心环规格必须与绳径相适合。绳卡开口统一朝向主绳侧，间距56倍绳径。（7）斜巷运输绞车和对拉绞车的主绳钩头，必须配有符合要求的保险绳，保险绳应同主绳直径相同，用不少于4付绳卡卡紧，绳卡距离为56倍绳径，同主绳的连接位置，在主绳从鸡心环算起第一道有效绳卡和第二道绳卡之间，保险绳长度和拉车数相适应，不宜过长。（8）每班要检查好绞车的安全设施及信号装置，绞车及其启动装置、安全设施均要编号管理，并有牌板说明。所有绞车、安全设施、信

56、号装置要齐全，地锚稳固，绞车的压、戗柱齐全牢靠，各钢丝绳、钩头合格，双速绞车的快、慢速档必须有明显的标志。2、安全设施布置（1）在绞车前10m左右位置安装挡车杠；并在挡车杠前方800mm位置安装一道阻车器。（2）斜巷安全设施严格按矿和煤安规程要求制作和安装，必须满足下列规定：挡车杠必须采用工字钢梁、铰接形式固定。挡车杠基座采用厚度不小于25mm，宽度不小于200mm的钢板，两端用直径20mm、长度不小于1.8m的高强度锚杆固定在巷道顶板上。铰接固定销轴及固定螺栓强度必须符合安全要求，必须具有防松、防脱性能。固定梁两端严禁松动，中间如有拱形空隙必须背实。操作挡车杠必须在安全地点或硐室内，采用12

57、.5mm的钢丝绳，用滑轮进行导向。挡车杠升起后距轨面高度不得小于2.2m，落下后距道面不得超过200mm。挡车杠的吊点必须垂直，且必须符合矿有关标准，导向滑轮必须正确拴挂，止退片能够有效使用。车场及临时摘挂钩点要设置足够数量的阻车器且要保证其工作可靠性，并设置停车区域标志，标志上方写明责任人，其它区域不准停车。巷道入口处悬挂“行人不行车，行车不行人”警示牌。3、对JD-11.4型绞车验算JD-11.4型绞车均使用12.5mm的钢丝绳，绞车最大牵引力均为10kN，钢丝绳破断力均为96kN，钢丝绳每米自重均0.56kg。以巷道最大坡度均为5，运输距离均为160m，按最大提升2卷胶带（4t）的11#

58、绞车进行验算。Q11=41039.8(sin50.015cos5)0.000561609.8(sin50.2cos5)=4.3kN6.5根据以上验算，可以确定绞车及钢丝绳均能满足运输要求，依据以上验算可得，该工作面所有绞车及钢丝绳均能满足安全运输要求。第二节 “一通三防”与安全监控一、通风系统（一）工作面需风量计算1、根据工作面人数计算：Q1=4N式中：Q1工作面人员呼吸所需风量，m3/min；4按规程规定，每人每分钟需要新鲜风量不少于4m3/min；N工作面交接班时，最多人数（上班交班人数或流动作业人员，取5人），取44。代入数据得：Q1=444=176（m3/min）2、根据瓦斯涌出量计算

59、：Q2=125qKc式中: Q2工作面排瓦斯所需风量，m3/min；q工作面绝对瓦斯涌出量，根据临近21602工作面类比确定取2.7m3/min；Kc工作面瓦斯涌出不均匀的备用系数，取1.6。代入数据得：Q2=1252.71.6=540（m3/min）3、根据工作面进风流温度计算：Q3=60VwSw70%Kw长Kw高式中：Q3 工作面降温所需风量，m3/min；60 秒与分单位换算系数；Vw工作面适宜风速，进风温度在1823范围内取1.5m/s；Sw工作面平均有效断面，经测量计算得6.4m2 ；Kw长工作面长度系数，取1.1；Kw高工作面高度系数，采高在1.82.5m范围内取1.9。代入数据得

60、：Q3=601.56.470%1.11.3443（m3/min）因为Q2最大，所以确定工作面实际需风量为540m3/min。（二）工作面风速验算1、最大控顶距下的最小风速：Vmin=Q/Smax式中：Smax工作面最大有效通风断面，经测量计算得7.2m2。代入数据得：Vmin=（54060）7.21.25（m/s）0.25m/s2、最小控顶距下的最大风速：Vmax=Q/Smin式中：Smin工作面最小有效通风断面，经测量计算得6.0m2。代入数据得：Vmax=（54060）6.0=1.5（m/s）4m/s根据计算结果，工作面最大风速和最小风速都满足要求，最终确定工作面的配风量为540m3/mi