首采工作面回采作业规程.doc

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1、黄陵县店头宏兴煤业有限公司首采工作面回采作业规程审批：矿长：编制：总工：审核：生产矿长：安全矿长：机电矿长：采煤队长：二一一年七月十日首采工作面回采作业规程第一章 地质概况一.工作面平面图及煤层柱状图1.工作面平面图,见图1-1.2.工作面综合柱状图,见图1-2二.工作面概况：4313采面位于我矿一水平四采区南翼下边部，进风顺槽设计长度650m，回风顺槽设计长度699m ，切眼长130m，总回采面积87685m2。其进风顺槽相邻的4304工作面已回采，回风顺槽靠近一、二水平边界，采面上覆的2#煤层与3#煤层间距912m，2#煤层尚未开采。该工作面地面位置在天神庙一带，泗洲庙以北，地面高程847

2、979m，煤层底板高程377412m，地表为丘陵沟谷，盖山厚度450590m，地表无村庄及建筑物。三、煤层赋存特征项目单位全煤层备注煤层结构简单含不稳定夹矸一层煤层厚度m一般煤厚5.513.5m平均9.5m煤层下部含不稳定夹矸 层,厚度0.2 50.7米可采分层数层1煤层倾角度18o平均2.5o煤层硬度煤质灰分12.33%挥发分16.91%容重t/m31.32自然发为期瓦斯涌出量m3/min最大瓦斯涌出量9煤尘爆炸指数%23.85四、采面范围上部边界4313采面停采线煤层标高377412米下部边界走向长度进风顺槽650米回风顺槽699米左部边界与回采的4304相邻倾向长度120130米右部边界

3、一、二水平边界采面面积87685平方米地面标高847979米盖山厚度399476米五、顶底板岩石特征 表I-2 顶底板岩石特征编号主要岩性厚 度(m)强度(mpa )裂隙(m)老顶粉砂岩，灰黑色、致密坚硬，夹薄层状灰白色细砂岩1.53.5m直接顶灰黑色、薄层状、泥质胶结的粉砂岩082.0m3#煤煤层属半亮型煤，呈似层状、块状、粉状，煤层结构简单，局部的煤层中部有一层厚度0.050.3m的泥岩夹层。平均9.5m底板深灰色、块状，或厚层状细砂岩厚度0.8m六、储量：煤层可采面积(m2)煤厚(m)容重(t/m3)回收率%地质储量可采储量全煤层876855.513.51.328551.2万吨43.5万

4、吨七、地质构造与水文情况1、 地质构造该工作面位于北山子向斜北翼、上峪口背斜南翼，总体为一单斜构造。煤层走向NS，倾向W，倾角18 o，一般在14 o之间，平均2.5 o。在两顺槽、切眼及高位瓦斯尾巷施工中未发现断层构造。在工作面切眼中部有一背斜构造，构造枢纽线呈南北方向，轴心位置煤厚8m左右，两翼煤厚5.513.5m，并随工作面推进两翼煤层逐渐变薄，轴心起伏幅度最大2.2m，并向回顺逐渐延伸，在回顺N13点前40m处在顺槽揭露；另结合本工作面坑透资料，和两顺槽写实剖面及相邻4304工作面回采地质资料对比分析，回顺N13点至点前40m范围内与进顺C15点至点前18m 范围形成一底鼓构造区，预计

5、该区域内底鼓方向105 o，起伏幅度0.32.2m，煤层厚度及顶板稳定性变化较大，影响工作面正常回采。 2、 水文情况本工作面两顺槽在施工过程中，只在进顺切眼前1525米范围内出现较大滴淋水现象，根据周边资料分析，水源为进顺侧上方4304采面采空区积水。回采前应对4304采空区积水进行探放。八、瓦斯、煤尘情况煤尘爆炸指数：23.85% 工作面掘进期间，据通风区提供的瓦斯资料，在正常通风条件下：最大瓦斯绝对涌出量：9.0m3/min最小瓦斯绝对涌出量：4.0m3/min平均瓦斯绝对涌出量：7.0m3/min九、问题及建议1、本工作面煤层厚度及顶板稳定性变化较大，回采期间应加强工作面的支护及顶板管

6、理。2、由于工作面煤层底板起伏变化大，掘进期间局部留有底煤，回采初期对留底煤区域应采取相应措施。3、回采期间应对4304采空区积水进行探放,并密切观察突水预兆。4、严格按规程要求作业，加强生产工艺管理，杜绝不合理的底煤丢失，提高资源回收率。第二章 采煤方法及顶板控制设计一. 采煤方法及回采工艺1. 巷道布置示意图(附图)2. 采煤方法: 根据巷道布置结合河南理工大学对4313采面采前煤与瓦斯突出危险性评价报告结论（工作面已在采前消除了瓦斯突出危险性），决定本面采用沿底板走向长壁炮采放顶煤采煤法; 单体兀型梁支护,尼龙网、芭棍、芭片刹帮护顶,全部垮落法管理顶板。3. 回采工艺流程: 落煤(打眼、

7、装药、放炮)铺网、移主梁、护顶清煤打贴帮柱、背帮移副梁放顶放顶煤清煤、回中柱、移溜、打中柱端头维护、设备检修、煤层注水。（1）落煤钻爆法落煤;（2）装煤: 爆破自装,人工装煤,放顶煤自装;（3）运煤: 工作面一部SGW150型可弯曲刮板运输机,进顺一部SGW80T刮板运输机,顺槽三部SPJ800型胶带运输机运煤至工作面溜煤眼;（4）支护: 工作面采用DZ2230/100型单体液压支柱,配合2400型长钢梁进行对棚齐梁直线柱,迈步联锁交替支护,每对棚五柱,主梁一梁三柱,付梁一梁两柱,对棚中心距0.6m,每3m留一宽0.6m的安全出口,排距1.0m,对梁中心间距0.15m;（5）铺网,移主梁护顶:

8、 放炮前,将放炮点三对棚子主梁下老塘侧支柱回出打在相应的副梁中间,该处放完炮后,要及时沿工作面倾向铺网,边铺网边移梁.移主梁时,先将煤壁支柱卸载,然后卸载中柱,两人站在支护完好的付梁下,将主梁移至煤壁,升起梁下中心柱,再升老塘侧支柱,逐架移够三根主梁后,再在所移梁子的保护下清煤打贴帮柱(贴帮柱用与之成对的付梁下煤壁侧单体支柱),然后按上述方法向同一方向逐架将主梁移到位.每移一架主梁要随之打好贴帮柱,并用笆棍,笆片将煤壁刹严背实,要求煤壁上下进度一致,梁子垂直并顶实煤壁(质量要求附后).铺网时网与网在接茬处相互搭接200mm,且每隔100mm用尼龙绳打一死结作单排连接,联网必须在移副梁之前完成(

9、网宽1.2m,网孔径30mm30mm, 网带宽1516mm).顶梁上每200mm刹一根规格50800mm的笆棍。清煤时要面向机尾,严禁骑溜子清煤;煤帮用笆片相互压茬100mm横放,笆棍每300mm刹一根将煤帮背实;（6）移副梁放顶及采空区处理:工作面采通后,由下向上把副梁 逐架前移进行放顶。移付梁时,先在老塘侧打上带帽戗柱,然后把副梁老塘侧支柱卸载,用人工或拔柱器回出靠在煤墙将要移付梁位置处,然后将该付梁中柱卸载.两人配合在其它相邻梁子的掩护下,将该付梁前移并顶实煤壁,迅速升起老塘侧支柱和煤墙支柱,然后回出所打的戗柱,打在下一架所要移的副梁的老塘侧(卸副梁下老塘支柱,原则上一次只回一个,最多不

10、准超过两根,严禁回三根以上老塘侧支柱,主梁每次前移1.0m,付梁放顶步距1.0m,最大控顶距3.4m,最小控顶距2.4m);（7）放顶煤：采用分段、间隔，多轮次由上而下顺序进行，坚持老塘低位放煤，放煤口规格300mm300mm，间距600mm，每次间隔开口4到5个，放顶煤段保持1012m的间距。放煤时，严禁在支架顶部或高位放煤，当有大块煤或矸石堵住放煤口不能正常放煤时，可用钢锤打碎，打不碎时，可废弃此口，在附近另开口放煤.放完煤后对斜梁歪柱应及时调整，并对支柱二次注液以保证工作面支护质量;1800300500钢梁尼龙网放煤口示意图300工作面输送机1432单位：说明: 开放煤口时按上图所示每次

11、开1、3 、5 、7四个口,然后再开间隔的2 、4 、6口进行多轮次低位放煤,见矸封口。（8）清煤、回中柱、移溜、打中柱。放完顶煤后,及时补联放煤口并清理工作面浮煤与老塘侧网下压煤,然后回掉将要移溜子的20m范围内的中柱(回中柱与移溜距离20m),用液压单体从下到上或从上到下依次移溜。溜子移过后要随之补打中心柱,严禁从两头向中间移溜,严禁通条帮将中柱摘完进行移溜工作。移机头时,必须事先将机头缺口处前后所有单体二次注液,保证支柱初撑力达到设计要求,双楔梁下销子齐全,且插入量不小于100mm,机头压力大时要分次移机头到位。溜子移直后与煤壁保持0.2m距离。分次移机头时每次不得超过0.5m,且机头处

12、支柱按分次移动距离进行分次整改支护;（9）工作面斜茬处,前斜茬必须保证每对棚5柱齐全,后斜茬(开帮处)必须保证2m范围工作面控顶距达到最大控顶距,以保证有足够通风断面.(即后斜茬必须有3对棚付梁暂时不前移);（10）端头维护、设备检修、煤层注水分别见顶板控制章节、供电系统、通风系统相关章节.二.顶板控制设计1.顶板运动参数,见表2-12.支护用品的力学性质、技术特征。 本面选用DZ22-30/100外注式单体液压支柱，其额定工作阻力30t,油缸直径100mm,工作液压332kg/cm2,支柱最大高度2240mm,最小高度1440mm,工作行程800mm三用阀位置1983mm,底座面积109cm

13、2,工作液体为23%的乳化液。重量55kg,适应采高1.72.1m配合,一2400mm长钢梁进行支护。3.参数可行性分析本工作面与4310工作面同属3#煤层,底板岩性相同,采煤方法、落煤方法、支护方式、采空区处理、放顶煤方式均相同,因而可参考4310工作面矿压观测资料确定本工作面参数。4. 采场控制设计 本工作面通过“支”、“护”、“稳”三个方面对顶底板控制进行设计。（1）“支”要求支架在其工作过程中能支住顶板所施加的压力。1).按工作面4到8倍采高计算P=(48)hr 式中h采高 1.8m r岩石平均容重2.5t/m3 则 P=(48)1.8 2.5=1836(t/m2)2).最大压力确定：

14、参照我矿北翼采区基本顶初次来压，最大压力Pt=27.5t/m2,本面取该值。3).支柱实际工作阻力确定P实=PK1K2 式中P单体支柱工作阻力,30t/根K1实际工作阻力是单体的8090%, 取85% K2修正系数,取0.7则 P实=3085%0.7=17.85( t/根)4).工作面合理支护密度N=Pt/P实=27.5/17.85=1.54(根/m2)则合理柱距=51.543.4=0.95(m)5)本面所选柱距0.6m,排距1.0m,对棚5柱支护,工作面支护密度N1=5/0.63.4=2.45根/m2则支护强度 P1=N1P实=2.4517.85=43.72t/m2表2顶板运动参数序号项 目

15、单位同煤层实测本面选取或设计备注1顶底板条件直接顶厚度m0.82.0基本顶厚度m直接底厚度m0.81.52直接顶初次垮落步距m8无3初次来压来压步距m6.44最大平均支护强度KN/1.431.35最大顶底板移近量420200来压强度4周期来压步距m45最大平均支护强度KN/130130来最大顶底板移近量200200压来压强度5平时最大平均支护强度KN/120120最大顶底板平均移近量1001006直接顶悬顶情况（25）无7底板允许比压MPa3.863.868巷道超前影响范围m30309支柱额定工作阻力T302010柱距m0.750.611最大控顶距m3.43.412最小控顶距m2.42.413

16、排距m1.01.014放顶步距m1.01.015支护密度根/3.12.4516支护强度T/85.217切顶方式无密集无密集6).按煤炭部颁发顶板分类试行方案计算。 P2=1.325=32.5t/m2通过以上比较可见：P1Pt ，P1P , P1P2 , N1N 同时考虑到工作面回采时其它因素影响及同煤层实际回采时的情况，故本面选取柱距0.6m,排距1.0m完全满足支护要求。（2）“护”：包扩护顶、护底、挡矸、刹帮四个方面。1)护顶：护顶要求所选取柱距能保证不能因尼龙网、芭棍、芭片强度不足而引起局部冒顶，尼龙网、芭棍、芭片的强度能托住两棚间松散煤体的重量。在梁子上方，尼龙网下刹背直径不小于50m

17、m、长0.8m的芭棍，笆棍200mm一道，使顶板不吊包、漏顶。2）护底: 工作面保证支护质量的重要条件是支柱不钻底,要求支柱对底的压强不小于底板比压,否则要穿鞋.我矿底板比压3.86MPa反算柱鞋面积:S=10P实/Kc 式中 P实支柱实际工作阻力(17.85T/根) KC底板比压(3.86Mpa)则S=1017.859.8/3.86=453.18(cm2)本面沿底板回采，工作面见底且底板较硬时支柱不穿鞋，在有底煤或软矸处支柱必须穿鞋,柱鞋规格：450mm200mm100mm的木柱鞋或250mm250 mm的铁柱鞋满足护底要求。3）挡矸: 老塘回顶及放完顶煤后要及时对撕网、脱网放煤口等用尼龙绳

18、补联、封堵,防止窜矸。4） 刹帮: 用芭片、芭棍将煤帮刹严背实,严禁出现空帮、片帮现象,要求芭片相互压茬100mm,自顶至底横放,且每300mm刹一道芭棍.（3）“稳”:要求支架具有抵抗来自层面方向的推力的能力,一旦顶板沿层面方向运动,支架能抵挡住,不至于被推倒.为防止复合顶板推垮型冒顶事故,必须提高支柱初撑力.1).单体初撑力计算: 按复合顶板受力状态,为防止游离煤、岩体下滑所需初撑力。P=Kh(cos+1/f sin)/n1式中：k安全系数1.31.5,取1.4 h软岩层平均厚度. (h=h全煤厚-h采高+h直接顶=3.9m-1.8m+2m =4.1mn1实际支护密度(2.45根/m2)

19、f滑动摩擦系数(0.3)1煤岩层平均容重13.2KN/m2 煤层平均倾角2.5oK1安全系数1.12岩石密度25KN/m3max煤层最大倾角8o Lx最小控顶距2.4mP0=1.44.113.2(cos2.5+1/0.3sin2.5)/2.45 =75.7681.14/2.45=35.39(KN)按工作面支柱支护空间煤岩自重计算所需初撑力G1=(h1.1+h2.2)cosmax =(3.913.2+225)cos8 =100.46KN/m2采空区上方悬顶重(按1m2悬顶计算)G2=h直.2cos =225cos8 =49.5KN/m2综合煤岩重:G=G1+G2/Lx=100.46+49.5/2

20、.4=121KN/m2支柱所需初撑力:P0=K1.G/n1 =1.1121/2.45 =54.33KN综上所述并依据安规中有关要求工作面初撑力不应小于90KN2). 支柱的迎山角按现场顶底板煤层倾角的实际情况,每7o迎1o.在实际操作过程中,以垂直顶底板法线为基准,将支柱柱头上迎.(根据该工作面采高2m,煤层倾角1o-8o按实际坡度每7o迎1o计算,支柱时应向倾斜上方上移035mm)移柱时必须向工作面和梁面的两个上坡方向同时移,支柱升紧后,柱爪必须与梁面卡紧,顶盖与梁面接触严实。根据安规第54条及上述分析知,本工作面所选支护形式及柱、排距可以满足顶板控制过程中支、护、稳要求。5. 端头支护(1

21、)采面机头缺口采用DZ2230/100单体支柱配合HDJS1200型金属双楔顶梁进行支护。(2)缺口尺寸及支护形式。 工作面机头缺口宽度2.8m,超前煤壁35m,高度2m,平行运顺布置8道双锲顶梁,顺槽木棚梁下布置3道,距付帮0.3m处一道,木梁中间距顺槽溜边布置一道双锲顶梁,双锲梁间距0.4m,采用正悬臂齐梁直线柱布置,切顶线滞后工作面切顶线两排,并在最后一排顶梁下打齐戗柱,顺槽木梁端头与双楔梁间距不大于30mm,双楔梁与兀型梁间距400mm。机头缺口处靠近工作面输送机煤帮侧双楔顶梁下打一排双排柱,老塘侧打一排双排柱.形成一梁两柱支护,并在所有支柱下垫底梁(规格为1000mm200mm100

22、mm)和柱鞋保证机头高度1.82m。工作面机尾不做缺口,平行顺槽布置3道铰接顶梁,在距付帮0.3m处及木梁中间各挂一道。切顶线滞后工作面切顶线一排支柱,并在所有切顶排顶梁下打齐戗柱(采用正悬臂齐梁直线柱).，支柱打在距铰接梁铰接部0.3m处。(1)上下安全出口的规格尺寸a上下安全出口的宽度0.7m,高不低于1.6mb机头缺口处靠近顺槽输送机第二道双楔梁下支柱支设位置适当后错与其它支柱形成宽不小于0.7m的人行通道。6. 超前支护(1) 上下两巷超前支护距离上下两巷超前支护距离均为20m;打超前点柱时点柱应打在顺槽U型支架拱梁正下方,点柱与钢梁间打上木楔,支柱必须进行连锁。(2)超前支护的材料及

23、支护形式工作面在进、回顺超前煤壁35m换棚(进风为缺口煤壁向前5m)。.进顺超前使用20cm3.0m圆木，回顺超前使用18cm2.4m圆木,架设一梁三柱的木梁铁腿棚替换U型支架,替换后的木梁铁腿棚在两顺距顺槽正付帮各0.3m处和木梁中间各架一道HDJS1200型金属铰接梁抬住木梁，棚距0.6m，高度不低于1.8m，人行道宽度不小于0.7m。(3)顺槽支架的替换顺序和方法A替棚之前必须超前被回支架2m套一梁三柱的木梁铁腿棚,然后在超前单体支撑U型棚梁的前提下用套管或扳手卸掉卡栏螺丝(卸卡缆时严禁人员正对卡缆螺丝),人工回出支架腿,然后缓慢卸载单体取掉棚梁.取棚梁时,作业人员不得少于3人,人员扶住

24、棚梁,且应站在棚梁斜上方安全支护下。B替棚劈帮过程中必须以手镐落煤为主，严禁放炮。劈帮时，必须保证梁上笆片，笆棍护顶严密。C顺槽替棚时，人员使用导链或拔柱器回出U型棚腿，导链或拔柱器挂在支护可靠，支撑有力的支架棚梁上。7.工作面支护平、剖面图 见图II-2, II-3.8.工作面支护用品的用量,消耗量,备用品的规格,数量及管理。(1)支护用品的用量,消耗备用表, 见表II-1.(2)每班设一专人管理柱梁物料,物料码放整齐,不得影响通风行人,并悬挂标志牌,存放于回风口以外50m处.单体入井前必须按规定试压合格后方可入井。(3)待回收的柱梁、机电设备等分类码放在进风平台适当位置,且不得影响通风、运

25、输及行人。三临时支护1、临时支护采用单体支撑1.2m半圆木或1.2m长型梁进行(半圆木用一根1.6cm2.4m圆木加工四块而成)。2、在顶板破碎或煤质松软时,必须以手镐落煤为主,人员站在有可靠支护的安全地点挖梁窝移梁,梁子一次移不到位时, 可用1.2m长半圆木打带帽点柱作为临时支护与所移梁子交替支护用品消耗、备用表 2-1名称规格回收率循环用量消耗率复用率备用单体支柱DZ22-30/100DZ28-30/100100%12530100%10030型梁2400100%4330100%50坑木18cm2.4m60%0.4199m260%40%2m3柱鞋450200100mm100%0100%100

26、芭棍50mm800mm顶 50%帮 70%50785%50%70%2000芭片1.0m0.5m50%18080%50%1000尼龙网1.2m8m1.2m6m0158100%0500铰接顶梁HDJA1000100%230100%双楔顶梁HDJS1200100%720100%前移,一次前移距离不大于0.5m,在移够三根主梁后,方可清煤打贴帮柱,刹好帮顶后再逐架移梁,此时每移一架主梁及时打上贴帮柱;在煤壁开通前,严禁回老塘侧副梁下支柱.若窜完付梁煤壁开通后,煤帮发生片帮,每对梁必须有一根移入片帮处顶实煤壁进行超前维护,或用1.2m半圆木打带帽点柱进行超前维护控制顶板,片帮处用圆木、板皮、芭片等接顶并

27、刹严背实。3、撤除临时支护只有在该处主副梁全部移完,顶板稳定,两方退路畅通时,才能用卸载手把将半圆木下的单体支柱按先支后回的原则逐架卸载,回出半圆木,当该临时支护在该区段起关键作用时,严禁回撤该临时支护。2400。18001000。BB最小控顶距18002003400。AA最大控顶距1000600图2-4240012001800500AA12001800AA4、临时支护平、剖面图2-4 第三章 工作面生产系统一.工作面设备1、工作面设备布置图2、工作面设备规格、数量、技术特征1).SGW150运输机(工作面)铺设长度: 130m 输送能力250t/h电机功率: 275kw 中部槽规格1500m

28、m630mm190mm2)SGW80T运输机铺设长度：80m 输送能力150t/h电机功率：240kw中部槽规格：1500mm630mm190mm3)SPJ800皮带输送机（三部）运输长度：260m+400m+180m 输送能力：400t/h带速：2m/s 传动滚筒直径: 500mm带宽: 800mm 电机功率: 230kw联轴节: YL400 输送带类型: 尼龙橡胶5) DZ2230/100型单体液压支柱最大高度: 2240 mm 最小高度: 1440mm工作行程: 800mm 额定工作阻力: 294KN初撑力: 90KN 油缸直径: 100mm6)XRB50/125泵站型号XRB50/12

29、5 额定工作阻力: 12.5mpa额定流量: 50L/min 电机功率: 75kw配套泵箱: XRXTA3.工作面设备的维护保养1)机电设备的检查、检修、维护、保养必须由专职人员进行。专职人员在使用前对设备各部件进行详细检查,发现问题及时处理,电气设备严禁带电检修搬迁。2)各类设备在使用过程中,如发现异常现象,必须停止运转,待查明原因,排除故障后再使用。3)液压联轴节指定专人维护,按规定注油,在易熔合金塞熔化后,要立即更换,不得用其它物品代替。4)各类电缆妥善保护,司机和机电检修工,每班应对其外皮损伤情况进行检查,发现问题及时处理。5)各种电气设备和保护接地装置及局部接地装置都应与主接地板连成

30、一个总接地网,各设备达到完好标准。二、运输系统1)运煤系统工作面运输机顺槽输送机工作面溜煤眼北二皮带输送机18#溜煤眼西大巷北大巷主平峒地面2）运矸系统进顺平台进斜北二轨下北二平台西大巷北大巷主平峒地面3).运料系统地面主平峒2305中巷北大巷西大巷北二轨下4313回斜4313回顺工作面4)其它系统工作面设电话两部,乳化液泵两台三、供电系统1)供电方式: 工作面主要采煤设备由北二变供给,供电系统电压等级660V,采用干线式供电.2)供电系统见供电系统图.3)电缆敷设必须按安规467469及472条规定执行,同时遵守矿机电科规定的电缆吊挂间距1.0m的规定.四、供液系统1)供液设备: 由XRB5

31、0/125泵供液(二泵一箱)2)设备安置: 乳化液泵按机电科设备布置图安设.3)管路设备: 沿进风顺槽付帮用无缝钢管向工作面供液,工作面使用1626高压管,枪线为10210高压管,工作面每6m设一枪管.4)供液系统图.(附后)5)乳化液的加入量按2%3%的浓度加入.6)供液管路维护,保养: 乳化液泵站各部件完好无损,清洁整齐,管路系统不漏液,过滤装置齐全,各部润滑符合标准,泵站司机必须经培训合格后,持证上岗,并随时用浓度检测仪检查乳化液浓度,及时加水加油,并及时检修保证至少有一台泵正常运转,另一台备用.7)泵站压力: 18Mpa(注水时可降至5Mpa)8)供液管路: 工作面供液总管必须用尼龙绳

32、悬挂于溜边老塘侧支柱上,距底板200mm处,枪线跨越溜子时,必须用尼龙绳分别绑于溜子两侧支柱手柄及顶网上.无缝钢管XRB50/125泵站162610210供液系统图五.通风系统1. 通风系统图及通风路线1).通风系统图2)通风路线进风: 北进风井主平峒北大巷西大巷北二轨下4313进斜及联巷4313进顺工作面回风: 工作面4313回顺4313回斜北二回下北瓦尾 回风立眼二总回北乙回上北主扇 2、工作面配风量1) 按瓦斯涌出量计算通风部门提供的4313工作面瓦斯绝对涌出量9.0m3/min,其中瓦尾可稀释瓦斯量为:依公式:QCH4=QC%QCH4绝对瓦斯涌出量. m3/min Q瓦 风量（瓦尾风量

33、按300m3/min计算） C% 风流中瓦斯浓度（瓦尾瓦斯浓度按2.5%管理，按2%计算） 即 QCH4= QC%=3002%=6m3/min 则 4313工作面实际瓦斯绝对量为9m3/min6m3/min=3m3/min 按瓦斯涌出量计算工作面的风量为 Q 1=100g.k1 式中 g瓦斯涌出量(3m3/min)Q1=10031.6=480m3/min 则 工作面风量按瓦斯涌出量计算为Q瓦+Q1=300m3/min+480 m3/min=780 m3/min2)按工作面采煤最多人数计算Q2=4NK2 式中 N工作面最多人数(80) K2配风不均衡系数(1.11.5)则Q2=4801.30=4

34、16cm3/min3)按采面温度条件计算Q3=60.V.S 式中V风速(1m/s) S平均断面(5.22m2)则Q3=6015.22=315.2m3/min4)按炸药消耗量计算Q4=250.6=15m3/min按上述计算,综合本面瓦斯等其它因素,本面风量确定为780m3/min5)风速验算60VminSmax=0.25606.12=91.8m3/min60VmaxSmin=4604.32=1036.8m3/min由风速验算，本工作面配风量为780 m3/min符合安规中有关采面风速的规定要求。在开采时，通风区要根据采煤量大小、工作面瓦斯、煤尘等具体情况调整配风，使其达到理想状态。3、综合防尘措

35、施1)供水系统：地面主平峒北大巷西大巷北二轨下4313进斜及联巷4313进顺4313工作面2)打眼使用风煤钻,放炮使用水炮泥,放炮前后洒水消尘。3)各运转载点设置灵敏、可靠、有效的喷雾装置。4)工作面作业人员必须戴防尘口罩和防尘帽.5)每班对进回风巷道洒水消尘。6)在距溜煤眼前5m处,进回风巷距工作面50m以内各设一净化风流水幕,回风距工作面30m处设一道放炮喷雾。7)在进回风巷距工作面50200m处安设隔爆水棚。8)放顶时,由专人向老塘洒水消尘,放顶煤后要及时洒水灭尘。4、预防瓦斯突出措施1)施工队积极配合通风区的突出预报工作,通风区将预测情况及时通知施工队以便采取措施。2)本面防突工作严格

36、按4313采面防突措施要求执行。3)建立可靠的通风系统,进回风巷不得设置阻碍风流的障碍物,保证风量,有异常情况时立刻汇报矿调度及通风调度。4)工作面所有人员必须配戴隔离式自救器,并熟悉其使用方法。5)工作面设置专职瓦检员,有突出预兆时,瓦检员有权停止回采工作,并协助班组长组织人员按避灾路线撤出,并迅速向矿调度和通风调度汇报。6)全队所有施工人员必须熟悉并掌握突出预兆，如有煤炮声,瓦斯忽大忽小,温度忽高忽低,煤壁外移，夹钻、卡钻、顶钻等异常现象时,不得强行作业,由班组长组织人员撤出工作面并及时汇报矿调度、队部,以便采取措施。7)放炮坚持“一炮三检”和“三人联锁”放炮制,严禁放糊炮、明炮。(“一炮

37、三检”是指装药前、放炮前、放炮后由瓦检员检查工作面瓦斯浓度。“三人联锁放炮制”是指放炮前放炮员将警戒牌交给班组长，由班组长派人警戒，下达放炮命令，并检查顶板与支架情况，将自己携带的放炮命令牌交给瓦斯检查员，经检查瓦斯煤尘合格后，将自己携带的放炮牌交给放炮员，放炮员发出放炮口哨进行放炮，放炮后三牌各归原主。)8)确保电器设备无失爆,保护装置齐全,不许带电检修和搬迁电气设备。9) 通风区根据安规149条规定,在回风巷距工作面10m处,回风底弯道距回风口1015m处,以及瓦斯尾巷口1015m处各设一个瓦斯自动检测报警断电装置的瓦斯探头,。依安规第168条规定，各探头的报警浓度、断电浓度、复电浓度、断

38、电范围如下：甲烷传感器报警浓度断电浓度复电浓度断电范围T11.0%CH41.5%CH41.0%CH4工作面及进回风巷内全部非本质安全型电气设备 T21.0% CH41.0%CH41.0%CH4工作面及回风巷内全部非本质安全型电气设备 T32.5% CH42.5%CH42.5%CH4工作面内全部非本质安全型电气设备10)各班组长、放炮员,电工必须携带便携仪。六.煤层注水1、设备配备和工作面供液系统共用一个系统。2、注水系统管线布置图与供液系统图相同。注:截止阀与封孔器间用10210总成管联接3、注水压力及标准1)注水压力控制在5Mpa以内。2)注水标准: 以煤壁完全湿润为原则,当注水孔周围及顶板

39、充分出水时,该孔注水即可结束。4、注意事项1)注水时封孔器必须配压力表,以便随时掌握注水压力,防止损坏注水器。2)注水时,人员严禁正对注水孔注水.其它和注水工作无关人员不准靠近正在注水的注水孔。3)注水时应有专人看护泵箱,保证泵箱水量始终保持在一半以上。4)工作面停水时不得注水。5、注水孔布置示意图（图35）沿工作面每隔2m打一注水孔,孔深3m.向上与水平面成30o夹角;进风缺口布置2个注水孔,一布置在缺口的上角,上仰30o并与工作面煤壁成45o角,另一个垂直缺口煤壁打在缺口中央;进风顺槽正邦巷在U型支架卡栏处布置10对孔(对孔间距2m)进行超前注水.工作面每推进1m,注水一次,并做好注水记录

40、。150018003000回顺3000200030煤壁45进顺七、通讯、信号系统1、工作面串联两部电话。2、工作面与顺槽各溜子、皮带间设双向电铃信号,规定如下: 一次长铃停车;连续二次铃开车；对两顺槽的铰车所用信号，在开停基础上，增加连续三次铃倒车松绳；连续乱铃掉道或有事。斜巷绞车信号规定如下：一点停、二点开、三点放、四点慢拉、五点慢放。第四章 爆破一、钻眼工具和爆破器材：采用风煤钻打眼,RM型煤矿许用乳化炸药,毫秒延期电雷管爆破落煤,水炮泥,黄泥封口,正向爆破,MFB-100发爆器起爆。二、炮眼布置方法及炮眼布置图1、炮眼布置为三花眼,眼距1.0m,眼深1.2m,装药量上眼200g,底眼40

41、0g,上眼距顶板0.4m,底眼距底板0.3m,底眼下扎20 o ,炮眼与煤层夹角75o80o.2、炮眼布置图75o80o 18001000 1200300 110018001200400液压管路400液压管路三、炮眼装药结构图和放炮联线方式1、装药结构图:炮泥水炮泥脚线雷管药卷 注: 炮眼长度1.2m封泥长度不少于眼深一半.2、工作面放炮采用单联单放方式,每次只许放一炮,拆一米帮,放一炮,支护好顶板后再放下一炮.四、循环炸药雷管消耗量计算1、每循环装药量Qx=1300.6=78kg2、按装药量公式计算Q=ghLI =0.421.81301.2=117.94(kg)式中：g单位炸药消耗量；h采高L采面长；I眼深每循环雷管用量为260发。五.爆破说明书及消耗量表:序号项 目单位数量式说明1打眼工具型号风煤钻台数台22炮眼特征循环数目个260平均深度m1.1循环眼总长m286