24604S3段回采炮采作业规程

1、南桐矿业公司采）业规程矿井名称：砚石台煤矿作业名称：4604S3 段回采工作面总工程师：严文全安全副总：刘恩才生产副总：贺泽贵通瓦副总：伍建军安全监察部：喻国兵通瓦管理部：喻长任机运管理部：昌维彬供应煤质部：程海碧生产技术部：杨建瓦 斯 队：张召胜通 风 队：唐爱国施 工 队：郑勇编 制：张光来编制时间：2007 年10日 第一节 概况一、编制依据根据矿山安全生产法、2006版煤矿安全规程及重庆煤炭集团、南 桐矿业公司相关安全技术规定制定；根据 -250 m水平四采区施工设计和 4604S3段回采工作面施工设计，依据 4604S3段回采工作面地质说明书，4604S3段工作面防突(冲)措施，编制

2、4604S3段回采作业规程。根据已揭露工程收集、分析预测本工作面回采参数。二、采煤工作面井下位置及其基本参数4604S3段工作面位于砚石台煤矿井田-250 m水平南翼四采区。4604S3 段工作面走向长660m,倾向长54m,倾斜面积35640m2。项 目走向 长(m)倾向 长(m)倾斜 面积 (m2)平均 煤厚(m)平均 倾角(0)容重(t/m3)回米 率(%)工业 储量(t)可采 储量(t)指标66054356401.49701.45957700073150三、采煤工作面与相邻煤层及相邻采区的关系4604S3段工作面上覆4604S2段采空区，下伏4604S3段未布置，南与东 林煤矿接界，北

3、接尚未布置的 4604N3段。工作面标高为-104m-164m。4604S3段作为4404S3段的保护层开采。四、采煤工作面与相对的地面位置的关系与4604S3段工作面相对的地面位于寒心湾，地表均为农田，有零星农舍, 无大中型建筑和基础设施，预计开采后对地表农舍将产生一定影响。第二节 地质概况一、煤层赋存情况砚石台煤矿6#煤层倾向E,走向N310 E,基本为单斜构造，4604S3 段工作面煤层倾角6275,平均倾角70,煤层厚度0.25m3.4m,平 均厚度1.49m，为高灰富硫煤，属复杂结构煤层，夹 12层稳定夹矸，且具软分层，普氏系数？w 1。二、围岩的性质及对工作面的影响直接顶为厚约2.

4、8m的灰白色铝土质泥岩；基本顶为厚83m的浅深灰色 薄中厚层状石灰岩，坚硬较稳定。底板：直接底为灰黑色钙质泥岩，厚3.2m;老底为灰色砂质泥岩，厚3.6m， 较稳定。围岩顶底板特性见图1地质时代顶底板 名称真厚(m基本顶83直接顶2.80伪顶06 #煤层1.49直接底3.20老底3.60岩性柱状地层单位龙 潭 煤 组* *一 一黑浅深灰色薄中厚层状石灰岩灰白色铝土质泥岩6#煤层，高灰富硫煤灰黑色钙质泥岩灰色砂质泥岩图1工作面综合柱状图三、地质构造及水文地质情况工作面内不存在S1、S2、S3、S4 构4604S3段工作面地质构造简单，从现有工程资料分析, 大中型褶皱、断层构造影响。切割和-170

5、m溜子道揭露的但影响范围不造薄化带，均呈南高北低方向展布，预计对回采有一定影响， 大。S构造：走向N5 E，长轴60m，短轴15m，表现为底鼓，对回采有一 定影响。S构造：走向N12 E,长轴25m,短轴12m,表现为底鼓，对回采有 一定影响。S构造：走向N15 E,长轴60m,短轴15m，表现为正断层，对回采 有一定影响。S4构造：走向N5 E,长轴20m,短轴6m,表现为底鼓，对回采有一 定影响。4604S3 段工作面水文地质复杂,其主要充水源为上部采空水和顶板茅口灰岩水，对回采影响较大。预计该工作面正常涌水量8.015m3/h，最大涌水量 35.0m3/h。四、瓦斯、煤尘和自然发火情况煤

6、层瓦斯绝对涌出量为1.5m3/min，相对涌出量12.5m3/t。由于该煤层为 突出煤层,故需加强防突和防止冲击地压管理（防治措施按 4604S3 段防突 （冲）措施执行） 。该煤层属三类自燃发火煤层,发火期 612 个月。该煤层所产生的煤尘 具有爆炸性,其爆炸指标为 30% 34%。五、可采储量及可采期该段煤层生产能力为2.05t/m2,可采储量为73150,预计可采期为11个月。第三节 采煤工艺一、采煤方法根据煤层赋存条件，该面以俯伪斜柔性掩护支架（ 1.4m 规格）采煤法为 主，遇压薄带时结合俯伪斜分段走向密集采煤法进行回采；如遇工作面变化， 则由生产技术部门现场查看后确定采煤水方法。二

7、、回采工艺1 破煤工艺：采用放炮落煤,风镐刷洗经放炮松动的煤（矸） ,人工扒 煤。2运煤方式：工作面安设搪瓷溜槽自溜,机巷、石门采用大功率皮带输 送机和刮板运输机输送,下煤上山自溜,运输大巷采用 8t 蓄电池机车牵引 1t 矿车运输。三、顶板控制1 工作面支架布置(1)掩护支架采煤法：工作面选用26mm28mm钢绳连接柔性掩护支 架形成整体隔离米空区， 用 DZ20 型外注液式单体液压支柱作为调架支柱。 单 体液压支柱每隔 2 4m 一根，掩护支架放至煤壁。( 2)分段走向密集采煤法：采用 DZ20 型外注液式单体液压支柱配合木 半圆坑木支护顶、底板，做分段走向密集隔离采空区；工作面分段走向密

8、集 支护如附图 6。1.0 m,最最小控顶距4。2工作面最大、最小控顶距 采用掩护支架采煤法回采时，掩护支架放拢煤壁，最大控顶距 小控顶距0. 2m;采用分段走向密集回采时，最大控顶距 5.6m, 4. 0m,放顶步距0. 8ml .6m,工作面最大、最小控顶距如附图3顶板管理：采用全部垮落法管理采空区。4工作面支护材料数量及存放地点四区-125m石门风门内为本工作面材料存放点。工作面材料存放点必须备用以下材料：1.4m单体液压支柱20根；掩护支 架50架；掩护支架卡心料2m3;掩护支架连接钢绳20mx 4根；0.8m排花2m3; 2m刁花1m3; 0.8m半圆坑木2m3;大、小芭片各2车；搪

9、瓷溜槽5块；材料 必须随用随补,严禁短缺。材料要堆码整齐,专人管理,标名挂牌,不得影 响行人、通风及运料。第四节 巷道布置与生产系统一、巷道布置1)。本工作面走向近南北向，倾斜长度变化不大，采用后退式开采。-125m回 风巷用以运送材料、回风、行人，-170m机巷用以运煤、进风、行人。工作面 内无旧巷道和老采空区等。详见工作面巷道布置系统图(附图二、生产系统1 运煤系统米面搪瓷溜槽自溜7-170m机巷7-170m抬高石门宀下煤上山宀-250m运 输大巷7-250m井底车场7-250m主井7 士 0m井底车场7 士 0m主井7地面。2.运料系统-125m石门f -125m风巷宀工作面3.通风系统

10、该面采用上行通风方式。轨道上山 f -185m石门f -170m抬高石门-170m机巷7工作面7-125m风巷f -125m石门f四区回风上山。详见通风系统图(附图2)。液压系统-125m乳化泵站 f -125m风巷f 工作面。供电系统本工作面电源来自于-250m水平四采区变电所，风巷和机巷分开供电，供 电总容量为213.1KW。(1)四采区变电所KS9-400/6变压器供2部皮带运输机、1台刮板运输 机和一台回柱机。(2)四采区变电所KSJ315/6变压器供2台乳化泵.1台回柱机和1台煤电钻。(3) 工作面机电设备配备表(见表1)表1工作面机电设备配备表序号设备名称设备型号功率(kw)台数总

11、功率(kw )安装地点1刮板运输机SGB-2022122-170m机巷2回柱机JH-81517.5-170m机巷3皮带运输机TDL65/20/2222122-170m石门4皮带运输机DTL65/600/2 X 3060160-170m机巷5回柱机GH-1415115-125m风巷6乳化泵XRB2A37274-125m风巷7煤电钻MZ-1.21.211.2-125m风巷8调度绞车JD-11.411.4111.4-125m风巷合计9213. 1第五节正规循环作业组织一、循环方式循环进度0.8m，每日23循环，日循环进度1.6m2.4m。二、作业形式采用“三、八”工作制，“三采三准”的作业形式，每日

12、三班采煤，班内 自行准备。三、劳动组织工作面采煤、移架（支护、回柱）均采用综合工种分段作业的形式，采 煤、移架（支护、回柱）两人一组，相互协作，不得单独作业。人员组织严 格按定额、定员管理。劳动组织见表 2。表2劳动组织表序号工种早班中班夜班大班合计1采煤、移架（支、回柱）工101010302机巷、石门溜子司机、皮带司机333123打眼、放炮工33394传料扛煤工555155巷道维护工及标准化人员666风动工及乳化泵司机11137钳工、风动工228班长、记录员22269队管5510柱管1111看下煤上山222612放煤工222613合计33333314113四、循环作业图正规循环作业图如图3.

13、班次时京每班间采长一班二班三班 图例1012141618202224IFu 十 知_遢bn雪i丄;111 - -:J,r;- Jr:I.检修准备运送材料放炮落煤人工扒煤支 护回柱放顶移掩护支架图3 正规循环作业图五、主要技术经济指标本工作面主要技术经济指标见表 3。表3工作面主要技术经济指标表序号项目单位指标1工作面走向长度m6602工作面倾斜长度m543平均倾角度704平均煤厚m1.495煤层容重t/m31.456日产量t2007月产量t60008月推进度m509回采工效t/人、天1.9610回采率%9511坑耗m/万t8012在册人数人120 六、爆破说明书表四爆破说明书序号项目单位指标说

14、明1炮眼布置方式单排、双排眼2炮眼间距m0.51.03炮眼深度m1.21.44封泥长度cm505每眼水炮泥个数个26每眼装药量kg0.40.87每眼装药长度m0.40.88每循环炮眼数量个601209每循环装药量kg249610炸药选择三级煤矿安全炸药11联线方式大串联第六节安全技术措施一、回采管理措施1每班开工前由当班跟班队长和班长一起先对两巷及工作面进行全面的 安全检查。对检查过程中发现的隐患必须及时组织处理并汇报调度室，在隐 患未消除之前不得进行生产或在隐患范围内进行辅助作业。确认无危险后填 写好允许作业牌，方可作业。严禁滞留隐患作业。每班必须对工作面20%的单体支柱进行阻力抽测，正常单

15、体液压支柱初撑力不小于7Mpa,工作阻力不小于9Mpa,泵站输出压力不小于15Mpa （采用单体液压支柱支撑顶底板时不 小于18Mpa），对不合格的支柱必须进行整改。 泵站乳化液浓度不小于2 .5%。 严禁使用超期、失效单体支柱。严禁单体支柱长柱短用、短柱长用。采煤顺序：先打眼放炮；放炮后，安装溜槽分段放空采面浮煤，然后 移架，移架时可用风镐刷顶底板，以保证正常移架。严禁用风镐打未经放炮 松动的原生煤体。3采用电（风）煤钻打眼（对破顶底板岩石用YT-23 型风钻打眼）,眼深1.2m 1.4m，采用三级煤矿许用含水炸药，一段毫秒电雷管，大串联一次 起爆。爆破后采面伪斜坡度控制在 250 350之

16、间。4放炮过压薄带时,原则上在底板上打眼放炮以保证采高。 5在经检查确无安全隐患后方可进入工作面,由下向下逐架放空地沟内 的煤炭,并对采面内的单体液压支柱进行检查、支护,将掩护支架放架到位, 并保证支护（移架）质量。顶板走向暴露距离不大于0.8m，否则必须采用单体液压支柱配合半圆坑木进行临时支护,严禁空顶作业。在传料、放煤时, 上下方人员必须上喊下应,没有呼应好之前不得下放,以防伤人。传支柱等 重物时,必须手上传接,严禁溜放。采面上下出口必须随时保持畅通，出口高度0.8m以上，宽度1.6m （两 个空）。二、放炮安全技术措施一）技术措施：采用钻爆法进行施工,使用电（风）煤钻打眼,三级煤矿许用炸

17、药和1-5 段毫秒电雷管 （其中一段 ）爆破,采用正向装药,大串联连线,工作面采用 MFB-150B 或 MFB-200 型发炮器一次起爆。采用电（风）煤钻打眼,放炮装填水炮泥。 炮眼布置方式：采用单排眼方式（煤厚 1.2m 以上或煤层硬度较大时 采用以双排三花眼）沿岩层倾斜方向布置，炮眼间距为 0.51.0m，同时炮眼 距工作面顶、底板方向的岩层面距离不小于 0.2m。每次打眼深度在1.2 1.4米，每个炮眼装药量控制在24条，0.20kg/ 条，0. 400. 80kg/孔，封泥不得低于0. 5米，水炮泥不得少于1条，药卷必 须装至眼底。5.炮眼全部沿采面伪斜方向打眼，呈平眼或 -200左

18、右的俯眼，根据放炮 效果情况可进行适当调整，各炮眼间的最小抵抗距不得少于 0.3m,防止放炮 引起爆燃，若涌水量大可打仰眼。6在确保支护完好安全,此处的管线、溜槽全部撤出、掩护好后,才能实施装药。装药时，工作面必须停止与装药无关的作业。二）安全措施： 1每班作业前，必须由当班班长对放炮作业范围内进行全面的安全检查， 确认无安全隐患后方可进行作业。2在打眼施工前必须对作业点上、下 5m 范围内的支护情况进行检查， 保证支护完好，支柱支撑有力，并将作业点上方进行扛背，防止上方煤矸垮 冒伤人。在进行装眼、连线等作业时，作业点前后10m范围内不得进行其它与放炮无关的作业；若因工作面涌水较大而导致炮眼垮

19、孔而无法装药时，可在 5m 范围外支护完好的地方进行装药作业。4装药前，当班负责人必须亲自布置岗哨，撤人和掩护工具设备等方面 的工作，站岗人员应及时撤出警戒线内所有与装药工作无关的人员，并在指 定地点设好警戒牌、牵警戒绳。5放炮前，必须保证走向密集支柱完好，并采用抬棚的方式进行加固。 放炮前，必须对放炮范围内的单体液压支柱进行补液加固。6雷管必须进行导通检查，脚线的连接工作由专门培训的班组长协助放 炮员进行，爆破母线连接脚线以及线路检查只能由放炮员一个操作。7雷管炸药的领取必须由经培训合格并有合格证的放炮员领取，雷管炸 药由放炮员用专用箱加锁后亲自运送到工作面，炸药必须由另一人在放炮员 的监护

20、下单独运送到工作面，严禁炸药、雷管混装、一人护送。8放炮员必须持证上岗，非放炮员严禁进行放炮工作。放炮员必须最后 连接母线与雷管脚线，撤人时必须走在最后，到达放炮掩护点后，班长把撤 人、站岗工作安排检查完毕，确认已全部到位、并向调度室请示汇报后，方 可下达起爆命令，放炮员才能鸣警并等待 5 秒种后放炮。9放炮站岗及撤人路线：-125m 风巷、 -170m 机巷设备全部断电， -125m 以上下煤上山设为禁区。（1 ）站岗点：A、四区-125m石门汽桥处（兼作放炮掩护点）；B、四区-125m下煤上山联络巷风门内；C、四区-170m机巷距采面放炮点不少于300处；D、四区-185m南抽小石门下口距

21、放炮点不少于 300m处；E、四区-115m石门小斜坡上口。（2）撤人路线：风巷撤人：3人（甲、乙、丙）由4604S3段工作面放炮点向上撤人7 -125m抬高风巷撤人至-125m风巷宀其中甲由-125m风巷撤人至-125m石门风 巷入口处等待，乙由-125m南抽小石门撤人至-125m南抽入口处与甲会合，由 -125m石门向外撤人，至-125m下煤上山联络巷入口处，由乙进入-125m下煤 上山联络巷风门内站岗，甲、丙继续由-125m石门向外撤人至-125m石门风门 外小斜坡下口处，由丙进入到-115m小斜坡上口站岗，甲向外撤人至石门汽桥 处（兼作放炮掩护点） 。机巷撤人：3人由4604S3段工作

22、面放炮点向下撤人至-170m小石门上 口7其中一人由小石门撤人至-185m南抽放巷下口处设岗，另两人由-170m机 巷撤人至机巷距放炮点不少于 300m处设岗，另一人到机巷入口电话机处向矿 调度室汇报。13站岗点（放炮掩护点）必须挂牌拉警绳警示。爆破前，班长必须清 点人数，检查岗哨，确认无误后向调度室请示，得到放炮许可后方能下达起 爆命令。14放炮后必须至少等候 30 分钟，且待炮烟吹散后，才准“三人连锁放 炮制”人员进入回采工作面检查爆破效果和通风、安全状况，发现安全隐患 立即处理，防止炮烟薰人；瞎炮应严格按煤矿安全规程第 342 条之规定 进行处理，最后确认无隐患后，当班负责人才能通知撤岗

23、，恢复作业。站岗 人员未接到撤岗命令，严禁自行撤岗。15装药、放炮必须严格执行“一炮四检制” 、“三人连锁换牌放炮制” 和“放炮许可证”、“三人核销制”、“放炮汇报”等制度，并严格执行煤矿 安全规程第 315-346 条之规定。16在恢复作业进入工作面后，由下向上逐渐放煤矸，必须边支护边向 上放煤矸；放至放炮点后，必须对放炮点及附近的支护情况进行详细检查， 对被放炮崩倒的单体液压支柱进行重新支护，采用分段密集采煤法时初撑力 不小于7Mpa;对放炮采出的空间及时进行支、背护，移架到位无空顶，保证 支护完好，确认无安全隐患后方可进行回采作业。放炮后进入工作面扒煤时， 必须携带便携式瓦斯检查报警仪，

24、并由瓦检员先进行瓦斯检查，在瓦斯不超 限（1%）的情况下，方可放煤;放煤人员应两人一起进入放煤地点，必须带 足所需的坑木、排材，控制好放煤速度;放煤后不得堆积过多的煤炭，保证 退路畅通。放煤时必须用坑木和排材背好上方的煤矸后方可进行有控制的放 煤。17施工队在施工过程中必须保持工作面畅通无阻，材料堆码整齐、不 得影响通风、运输、行人等。18施工队每班必须正确使用好便携式瓦斯报警仪，严禁瓦斯超限作业， 工作面瓦斯达到 1%时严禁放炮。作业过程中发现异常情况时应立即停止作 业，将人员就近撤至新鲜风流处，并及时向矿调度室汇报。19施工队必须加强现场跟班管理，每班应指派一名队管理人员在现场 负责安全，

25、生产以及各个环节;放炮撤人时，认真检查花板和密闭设施，如 遭破坏，必须增设岗哨;通风队必须每周派人对花板和密闭检查、维护一次， 各业务部门应加强现场检查和执法，发现问题及时处理。20支护过程中，如顶底板不平整或影响支护，可用风镐进行刷洗。三、掩护支架采煤法安全技术措施当采面煤层倾角大于450,煤厚大于1.0m且较为稳定（斜长15m以上） 时，采用柔性掩护支架（1.4m规格）采煤法回采。（一）掩护支架安装措施1掩护支架安装：采面初装时先在安架点作一段牢固的走向密集,用单 体支柱配半圆坑木以打抬棚的形式在安架点开始将厢体顶板腿子取掉,再沿 煤壁卧地沟、扒浮煤、安溜槽,然后沿俯伪斜煤壁由下向上逐架安

26、装。打抬 棚、取顶板腿子、采地沟、安装掩护支架等工作均严禁同时进行。掩护支架采用四根 2628mm的钢丝绳连接成整体。掩护支架凹向地沟，两短腿侧贴向顶板一长一短腿侧朝底板安设。每相邻两掩护支架工 字钢槽中用卡心料卡紧卡牢，再将掩护支架撞紧，然后用厚 10mm 压绳板将 四根钢绳卡在掩护支架上，最后用长为6065mm、直径16mm螺栓将其拧紧。 打好单体控架支柱。卡心料规格：三块长分别为0.35m、0.4m、0.7m，宽均为15cm，厚均为5cm。安装时，掩护支架上损坏的螺栓和压绳板必须用完好牢 固的进行替换，严禁安装已经损坏的掩护支架。安架过程中，每根钢绳长度 1520m,钢绳两端必须有长10

27、cm的铁 皮包扎。钢绳首尾连接搭头距不少于2.5m,相邻两根钢绳之间的搭头错距不少于2.5m。每个搭头处绳卡不少于5个，相邻绳卡间距0.4 0.5m，钢绳端头 与端头绳卡间距0.1m,必须用螺栓和压绳板将两根钢绳同时卡在掩护支架上。 钢绳有揉乱、松散、大量断丝或锈蚀严重等现象的严禁使用。4当掩护支架移过上出口后或进行一次放架后必须重新将螺栓和搭头卡 子拧紧。（二）掩护支架采煤、移架措施1 .掩护支架内地沟坡度保持 25o35o,掩护支架坡度与地沟坡度一致（25 0350）,否则必须及时调整。掩护支架内空 1.0m 1.2m,正常回采时其内空 不得大于1.2m;若工作面遇压薄带采用硬过方式时，掩

28、架内空可根据实际情 况进行调整,但不得小于 0.9 m。掩护支架内支护：架头、架尾各 5m 范围内保持控架支柱沿伪斜 1m 一根,采面中部控架支柱沿伪斜 3m 一根,正常回采时控架支柱间距偏移量不 得超出士 0.5m，控架支柱必须用防倒绳将其拴在掩护支架上。当发生顶板窜 矸、顶板破碎、采空区空顶或遇煤层压薄等特殊情况时,则必须视情况将控 架支柱加密。在正常回采情况下,煤层较厚则打正撑杆控架支柱,煤层较薄 则打反撑杆控架支柱,在特殊情况时则要以能控制现场安全进行合理的操作。掩护支架内控架支柱必须采用单体液压支柱，必须用长0.4m半圆坑木垫顶支护,控架支柱不能打在钢绳上。当顶板出现大面积暴露（面积

29、大于 1.5m2）或顶板岩石破碎等现象时，必须用单体或圆木配半圆坑木做临时支护,临时支护沿伪斜方向柱距0.8m1.0m,顶板必须采用排花、大小芭片进行背护，临时支护必须牢固有效。掩护支架原则上沿顶板推进。采煤时先安设好溜槽,再采地沟,后采 顶煤,然后移架。采头回采时,控架支柱卸压前,必须先在其上方或下方打 一根控架支柱,在检查无误后,方可卸下控架支柱。各采头回采后必须及时 移架，每次移架伪斜距离不得超过3m,移架高度不超过0.8m;悬架高度不超 过0.8m，每一采头悬架作业不超过5m。每次移架后，掩护支架顶板腿子必须 靠拢煤壁（顶板）,并立即用单体支柱打好控架支柱。相邻两采头移架不得同 时进行

30、；同一采头采煤、移架严禁同时进行；若遇顶板构造无法靠拢煤壁, 则必须采用单体支柱配半圆坑木将煤壁空顶处背护完整,防止漏矸。采面移架顺序：原则上先放底板腿子,后放顶板腿子。其方法是：先 清找作业范围内悬煤（矸） 、加固支护、清好退路后,用把手将控架支柱（单 体液压支柱）缓慢卸压,在掩护支架的自重力下逐渐下滑至煤壁。若需调整 掩护支架角度或处理皱架等特殊情况时合理利用控架支柱进行稳妥处理。移 架前,如顶板破碎或容易仓矸时,必须先用半圆坑木、排花、芭片等材料将 掩护支架漏矸处或顶板进行严实背护,并用单体支柱支护,防止移架过程中 仓、漏矸。6.采面若发生小规模皱架时,按以下方法处理：先在皱架点上方用

31、2 4 根单体支柱将掩护支架控牢,并将掩护支架腿子撑拢顶板,使掩护支架受到 一个伪斜向上的力；而在皱架点下方用单体支柱使掩护支架受到一个伪斜向 下的力；从而使皱架部位受到两个方向相反的拉力,反复多次进行调整将其 处理完好。7当出现大面积皱架时，掩护支架不能正常回采的情况下，则要断绳撤 架采用俯伪斜分段走向密集采煤法回采。其方法：断绳前先在撤架范围内煤 壁侧采出23排，采高0.8m1.6m，打上单体支柱或木支柱，柱、排距均为 0.8m,支、背护完好。在断绳点做一段牢固的走向密集；在断绳点上.下方 各5m内将控架支柱加密至1m一根，清理好安全退路；然后用錾子直接将四 根钢绳逐根错开錾断，每相邻两根

32、钢绳的断头错距不小于1.5m;最后在走向密集上逐架将掩护支架撤出。如撤架较多时,必须逐渐向上形成分段走向密集，边形成密集边撤架。撤架按正常架尾撤架方式进行。撤架后，必须加强 新形成的下架头、上架尾控制。（三）工作面架头架尾及上、下出口安全技术措施 1采面上、下出口必须保持安全畅通，掩护支架采煤法架内高度1.0m1.2m。俯伪斜分段走向密集采煤法上、下出口保证三排支柱两空，净高大于 0.8 m，宽度不小于1.6 m。2上出口原则上将掩护支架安至风巷 （平巷），平巷内掩护支架长度 12 20架（23.5m）,架头未堆积煤矸的掩护支架长度不少于1m,架内高度当掩护支架架头放到采面时，架头以上 1.6

33、m内必须 走向密集延后掩护支架架头1 2m,防止矸石窜入5m 内必须按 1m 一根打好单体控架支柱。架头的四根 严禁圈放在架背上，以防矸石掩埋。0m 1.2m，平架内地沟上宽0.6m，下宽0.5m，地沟长3m4.5m，地沟超 前掩护支架约1.0m。上出口因煤厚或其它原因可采用俯伪斜分段走向密集回 采，风巷以下第一段走向密集必须与风巷轨面平行，且走向密集上未堆积矸 石的空位 0.8m1. 6m 有一段牢固的走向密集， 掩护支架空间内。架头 安架钢绳理直伸向风巷，3下出口原则上采成俯伪斜（伪斜掩护支架或俯伪斜分段走向密集回 采）。掩护支架架尾走向密集必须牢固可靠，密集超前架尾 12m，走向密集 煤

34、壁侧 12 空不关，留作安全通道。架尾走向密集与机巷厢顶的距离控制在 0.8m1.6m。架尾放在厢顶上时，必须保证机巷双排托梁齐全，厢顶背护完 好，架尾滞后下出口（老塘侧）1 2m。架尾（架尾密集煤壁侧第一根密集支 柱所对应的掩护支架至最后一架掩护支架的长度）长度控制在1520 架（2.53.0m）之间，架内空间0. 5m 1. 0m之间，架尾在走向密集上或厢顶 上必须呈走向平直，架尾5m内按1m 一根打好控架支柱。4撤架在走向密集上或厢顶上进行，由 2人操作，其中 1 人看安全，另 一人撤架，从老塘侧向煤壁侧逐架撤出。用扳手等工具逐棵松开掩护支架上 的螺栓，一次松一架，严禁一次松开多架。撤出

35、的掩护支架及时运到机巷指 定地点，不得堆积的工作面或下出口影响下煤行人。每班班组管理人员必 须督促撤架。当班撤完架后，必须将架尾控制牢固。撤完后将钢绳弯向掩护 支架内理直拴好，不得吊向机巷或采空区。5撤架不得与撤架点上下方伪斜 8m 范围内的撤架、移架、采煤、回柱 等工作同时进行。撤架前，必须是先加固架尾，在无危险的情况下再开始撤 架。撤架后保留好 35矸石堆积角或采取其它措施防止仓矸。6掩护支架架顶矸石垫层厚度不得小于 1. 0m。四、俯伪斜分段走向密集采煤法安全技术措施当煤层倾角在30o450,或倾角在450以上、煤厚小于1.0m或变化较大， 采用掩护支架回采困难时，则采用俯伪斜分段走向密

36、集采煤法进行回采。（一）支护1 .米面伪斜倾角25o35o,米用单体液压支柱配木半圆坑木支护顶、底 板，支柱沿煤层走向和倾向布置。柱距X排距=0.8mX 0.8m，沿倾向每1.6m关一段走向密集。走向密集煤壁侧第一根密集支柱与本段密集的矸石堆积点 保留0.8m1.6m的空间，并保留好35o矸石自然堆积角，走向密集上保持矸 石充填厚度1m以上，防止仓漏矸。走向密集形成方法：沿走向在 0.8m 柱距基础上每空加两根单体液压 支柱,形成 0.20.3m 柱距,密集保持水平一致。密集上铺设排花和大小芭片，其芭片搭头不少于0.2m，保证密集牢固可靠。走向密集头距煤壁12空 （0.8m 1.6m）,只打设

37、单支柱，留作行人、下煤通道。走向密集作好后，必 须用防倒绳将其串联成整体，并循环移动。 单体支柱回采采高为0.8m2.0m。若煤厚大于2.0m时，根据顶、底 板情况留背顶、底煤（原则上留背底板煤）；当煤厚大于0.8m小于2.0m时， 一次采全高，视顶、底板情况进行背护；当煤厚小于0.8m时，根据顶、底板情况破顶、底板推进（原则上破底板），保证采高不小于0.8m;工作面回采过 程中,留背顶、底煤或顶、底板破碎及其它原因需要背护的,必须采用以下 方式背护严实：顶、底板均用半圆坑木、排花、一层大芭片和一层小芭片全 封闭式严实背护；大小芭片搭头不少于0.2m,并用0.8m半圆坑木或1.6m半圆坑木垫底

38、、背顶压实支护,打好单体支柱。严禁同时留背顶、底板煤。背顶、垫底的半圆坑木必须是半圆木,倾向方向相邻背顶、垫底的半 圆坑木必须接拢抵紧，不留空隙、不错位，倾向一致。当背有顶底煤、顶底 板破碎或不规则顶、底板垫背半圆坑木支护时，由于单体支柱受力后造成顶 底板垫料断裂、钻顶、钻底时，必须在垫料下方再横垫半圆坑木，保证垫背 半圆坑木不断裂，且支柱初撑力必须达到要求。5单体支柱必须配合半圆木半圆坑木支护顶、底板。若底板岩石稳定， 可打35cm柱窝，否则底板必须垫半圆坑木支护；严禁打光头支柱；严禁用 排花替代半圆坑木打支柱；严禁支柱穿重鞋、戴重帽；严禁支柱打在浮煤浮 矸上。6 .当工作面遇压薄带（煤厚小

39、于 0.8m）时，则采用破顶板或底板方式 推进（原则上破底板） ，使采高保持 0.8m 以上。可采用木支柱支护，其支护 参数与单体液压支柱支护参数相同，同时必须按规定作走向木密集，并保证 密集上有一定厚度的矸石充填。木支柱如果出现折断必须及时更换或补齐支 柱，木支柱材料必须牢实，且横截面直径不小于 14c m的圆木。局部地方压力 大的情况下增打木垛、丛柱或沿倾向增打密集等特殊支护。压薄带木支柱支 护时，必须将木支柱砍断或回撤，促使采空区放顶，增加走向密集垫层，防 止大面积空顶。如果遇大面积压薄带（斜长 10m以上）构造，需采取其它措 施回采时由矿研究决定，其措施另行编制。（二）回柱放顶 1回柱

40、前必须先检查回柱头上下作业范围内的安全情况，先排除隐患、 加固整改，清好退路并保持畅通，站在安全地点，方可进行。采用俯伪斜分段走向密集采煤法，其采面最大控顶距 5.6m，最小控顶 距4.0m,放顶步距0.8m 1.6m。3回柱由两人进行，一人专门看安全，另一人操作。上下两回柱头伪斜 距离不小于8m,真倾斜距离不小于15m回柱时，回柱点下方8m范围内严禁 有人逗留或作业。回柱时用单体液压支柱专用卸压把手配合长副绳（不得短于1.5m ）站在安全可靠处远距离回柱,严禁用钎子或其他工具直接近距离回柱。回柱时 按密集段之间由上至下,同一密集段内由下至上、先老塘侧后煤壁侧的顺序 进行回柱。支柱卸压后，待矸

41、石垮落稳定确无危险后，方可进入拣柱或回收 材料，回出的支柱、材料堆放在牢固的密集空位处，不得影响下煤、行人。回柱后必须按矸石自然堆积角保留密集，密集上有 0.8m1.6m空位, 严禁超回或滞回，严禁中间抽回支柱，回柱完毕后必须将该段密集的防倒绳 拴好。五、周期来压的支护措施根据工作面观察资料，本工作面周期来压距为 6- 12m。来压期间顶板破 碎，支柱所承受载荷增加，甚至有时会将掩护支架掀翻，严重时顶板局部垮 塌堵塞工作面。施工队应根据工作面推进度，准确掌握来压时间，提前采取 以下措施：加强掩护支架控架支柱的加密， 将其间距加密至11.5m 一根，必须 采用单体液压支柱进行控架，严禁采用木支柱

42、等代替。2掩护支架必须移架至煤壁，减少顶板暴露面积，并清扫顶板悬矸。当煤厚小于1.5m时，采尽底板煤，如底板较软可采底板推进。4加强临时支柱支护，临时支柱可采用短单体液压支柱或圆木支柱，顶板必须用半圆坑木垫顶，打紧受力，临时支柱柱距沿伪斜0.81.0 m。圆木支柱作为临时支护时，其直径不得小于 14cm,且其材质坚实，严禁采用腐朽 木料。 对掩护支架钢绳搭头进行严格检查，其搭头距不得少于2. 5m,绳卡 不得少于 5 个,不得出现松动、断绳等现象,否则及时用钢绳和卡子进行捆 绑加固连接。对单体支柱进行补液,达到工作阻力。采用木垛、丛柱或增打密集等 特殊方式加强支护,加强背护。尽量保证采空区充填

43、严实,必要时须采取强制放顶措施,其措施必须 专门编制。加强顶板监控,指派有经验的职工观察顶板,发现有来压征兆时必须 及时撤人至安全地点。六、风巷、机巷管理措施（一）两巷维护措施3。1.两巷高度不小于1. 8m,距工作面20m范围内两巷高度不小于1.6m, 断面3.0m每天指定专人对两巷浮煤浮矸进变形支架及时掺厢加固、材料堆码等维护工作。保持水沟畅通，及时清理浮 煤杂物，材料设备堆码整齐，巷道支、背护完好。 两巷托梁加固：采面上出口风巷保持20m托梁，其中单双排托梁各10m，靠近工作面上出口为双排托梁。采面下出口以北机巷保持20m单排托梁，尾巷全部双排托梁；托梁紧靠巷道两帮。托梁采用单体支柱配工字钢支 架和半圆坑木支护成一梁两柱或一梁三柱。遇双巷或其它特殊情况还必须加 密托梁支护或采取其它措施加固。两巷必须加强背护，防止抽冒，抽冒的孔洞必须用拒燃性材料充填。（二）两巷支架回撤措施以上，以保证通风断面。其尾巷段由于压力大维护困难时，其高 度不小于1.6m，否则必须采取卧底措施，以保证巷高。机巷闲置设备必须及 时运走，保证机巷畅通。两巷断面图见图4604S3段工作面风巷断面图S 净=4.84m2S屈=5.97口2&水=0.09m24604S3段工作面机巷断面图S争=4.84m2S掘=5.97m2S水=0.09m2-吁 斗萨. r博: 剧岁匚|一:dJCf: 八、7熾側3工.-餐