高档普采作业规程.doc

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1、第一章 概 况本矿位于古县古阳安吉村，矿井总体构造形态为走向北东，倾向南东的单斜构造，地层倾角一般3，局部达14，井田面积约为4.8033km2，批准开采2、3号煤层。矿区内构造简单，但小断层及小陷落柱较多。 矿井设计生产能力30万t，准备布置一个回采工作面，两个掘进工作面。采用皮带输送机和刮板输送机运煤。矿井采用二立一斜混合开拓方式，分区独立通风，副立井用于进风兼上下人员，主斜井进风兼皮带运输、回风井用于回风兼另一安全出口。该矿属于低瓦斯矿井，相对瓦斯涌出量为2.52m3/min，矿井平均涌水量3m3/min。第一节 工作面位置及井上下关系一、工作面位置：3205回采工作面，位于井田东南部，

2、300运输大巷左侧，北部为3204回采工作面采空区，东部为井田边界，南部为未采区。工作面煤层底板标高为+791+800；该工作面倾向长度：运输巷长度为970m、回风巷长度为970m，走向长度为100m，面积为97000m2。二、地面相对位置：本回采面为3号煤层，平面形状为矩形，停采线为沿进回风顺槽方向距300运输巷70m，回采面地面标高为+1197+1320m。三、回采对地面的影响：本回采面位于井田的东南部；地表主要为山地，地貌属黄土丘陵区；地面标高为+1197+1320m之间，无村庄、河流及其他构筑物等地面设施。工作面开采的是3号煤层，预计在开采过程中地面塌陷程度微小。3205回采面在采区的

3、具体位置及相邻关系见附图l：3205回采工作面平面图 。第二节 煤层特征一、煤层厚度及产状3号煤位于山西组中部，煤层厚度0 1.74m，平均厚度为1.02m，结构简单，不含夹矸。上距2#号5.8 13.5m，平均厚度10m。煤层产状走向北东，倾向南东的单斜构造，倾向38。二、煤种、煤质3号煤层物理性质：煤层为黑色，玻璃-沥青光泽，裂隙发育，质软，性脆，断口参差不齐，条带状结构，比重随灰分含量不同而异。1号煤层视密度为1.36t/m3。宏观煤岩特征：以亮煤为主，其次为半亮煤，局部见有暗煤。显微煤岩特征：显微煤岩类型以微镜煤为主，其次为微镜惰煤，以及微惰煤。显微煤岩组分为镜质组多以均质镜质体、基质

4、镜质体为主，团块镜质体少见；惰质以粗粒体为主，有部分半丝质体和少量微粒体。1号煤层煤类为焦煤,为低灰、低硫分、特高热值煤。埋藏较深，无煤层露头，未发现有风氧化现象。三、煤层的稳定性：1号煤层层理，节理比较发育，煤层较软，不含有夹矸，稳定性较好，对回采工作没有大的影响。第三节 煤层顶底板一、煤层顶底板：3号煤层顶板多为粉砂岩、泥岩、岩性灰黑色，性脆，胶结较好。顶板为中等稳定，较好管理，隔水性能好。3号煤层底板多为粉砂岩、泥岩。岩性灰黑色，块状，性脆。遇水易泥化，在一定条件下（顶面来压）易发生底鼓现象，但隔水性能好，属不稳定底板。二、煤层顶底板综合柱状图(附图2)。第四节 地质构造一、断层： 本回

5、采工作面在回采巷道掘进中遇到一条较小的正断层，在3205运输顺槽距离6号导线点前62.76m处，产状NE110、33、H=2.7m。对工作面回采有一定的影响。二、其他因素：根据地质钻孔及开掘巷道揭露资料，本工作面地质构造较简单，在本工作面范围内没有陷落柱、火成岩侵入的岩墙、岩床等构造。第五节 水文地质一、含水层分析：3号煤层直接充水含水层为K8砂岩含水层，为弱富水性。顶板及其以上砂岩裂隙随着煤层开采而产生的塌陷裂隙，可导致局部受砂岩裂隙含水层的影响，在浅部也可能受基岩风化裂隙含水层的影响，上述含水层中含水性较弱，对矿井生产不构成威胁；3号煤层底板距奥灰顶界一般间距为155m，正常情况下不受其影

6、响，但如遇有断层、陷落柱等构造的沟通，也可引起奥灰水进入巷道，但影响程度不大。矿井涌水来源主要为井筒渗水、顶板淋水，井下正常涌水量为23m3/h，尽管开采3号煤层形成的导水裂隙带容易沟通浅层地下水，由于富水性弱，难于形成水害威胁。预计地表水对工作面正常生产影响不大，只是在雨季时由于地表水的积聚下渗，使3号煤上部的含水层充水性有所增强。二、巷道区域相邻老巷、老空积水，钻孔终孔位置、封孔质量，构造导水等，对施工安全的影响程度。3205工作面位于300运输巷左侧，北部为3204回采工作面采空区，南部为未采区，东部为井田边界。从矿井地质资料分析，该工作面范围内无钻孔，无大断层、陷落柱等构造导水，矿井地

7、质资料相对简单，在掘进过程揭露多条小断层，对回采工作有一定影响，所以在回采过程中，要坚持“有疑必探”的原则，发现异常及时汇报处理。第六节 影响回采的其他因素该回采工作面3号煤层绝对瓦斯涌出量根据实测为0.39m3/min，属低瓦斯煤层（按高瓦斯矿井管理）；临汾市2009年矿井瓦斯等级和CO2涌出量鉴定批复表：矿井最大绝对涌出量为6.73 m3/min，CO2 绝对涌出量为1.44 m3/min；3号煤层吸氧量为0.7cm3/g，自燃倾向性为自燃，等级为级，属于自燃煤层，但无自燃发火历史；3号煤层煤尘火焰长度为80mm，加岩粉量为45%，煤尘具有爆炸性。 本区气候属暖温带大陆性干燥气候，多北风，

8、受季风影响，冬季长而寒冷，春季干旱多风，夏季短而炎热，秋季凉爽。从相邻煤矿开采以及本矿开掘巷道分析情况，煤层开采未发现地温和地压异常现象。 环境地质方面：井田位于太岳山脉南段东侧，地表为中低山侵蚀山岳地貌。地势陡峻，地表稳定性一般：井田内地层倾角小，地质构造简单，地下水活动性差，引发岩层移动的地质因素较小，矿井的稳定性较好。三、地质部门的建议：(1)在回采过程中经过断层及其破碎带时，要加强工作面及回风巷的瓦斯检查，预防瓦斯大量涌出，工作面的液压支柱要加固加牢，对压力增大地点要加密支护，顶板采空区用大荆笆背严背实。(2)顶板冒顶部分用圆木背牢架实，采空区大面积不垮落地段强制性放顶，防止大面积垮落

9、。(3)工作面每推进20米探测顶底板煤层厚度，推断工作面煤炭准确储量和回采率。(4)夹矸地段和薄煤带在图纸上做出准确记录。第七节 储量及服务年限储量计算边界以运输顺槽（970m）、回风顺槽（970m）、切割巷（100m）及停采线（采区轨道巷保安煤柱70m）为界，面积为90000m2，煤厚1. 5m（平均厚度），容重为1.36t/m33，则：Q地=900001.361.5=183600（t）Q可= Q地95=174420（t）可采期=可采掘进长度/计划月推进长度=900/91.8=9.8（月）其中91.8=1.233085第二章 采煤方法根据我矿该层煤的赋存特征，采区设计和该面技术特征，该面决定

10、采用走向长壁一次采全高，采煤机割煤，全部垮落法管理顶板的采煤方法。 煤层厚度1.41.6m，据此确定该面一次采全高，局部出现地质构造影响时，最小采高不低于1.4m，最大采高不超过2.2m。第一节 巷道布置方式及巷道特征一、巷道布置方式本工作面运输顺槽自采区运输巷4号导线点沿2号煤顶板+180施工37.52m至1号煤顶板后，继续沿1号煤顶板掘进。回风顺槽、切割巷均沿1号煤顶板掘进。巷道断面均为矩形断面，支护形式为锚网梁加锚索支护。附：工作面巷道布置平面图(见附图1)二、巷道特征表：巷道名称断面形状支护形式断面规格（宽高）巷道长度（m）运输顺槽矩 形锚网梁+锚索3.42.1970回风顺槽矩 形锚网

11、梁+锚索3.02.1970切割巷矩 形锚网梁+锚索3.22.0100第二节 采煤方法一、采煤方法该工作面采用单一走向长壁式采煤方法，采煤机割煤，全部垮落法管理采空区顶板。二、采高及循环进度 根据我矿井下工作面实际煤层厚度以及现有采煤设备性能和支护装备水平，确定采高为1.41.6m。 根据井下顶板、瓦斯、煤层情况，以及采煤机和梁长度，确定循环进度为0.6m，昼夜循环数6个。三、落煤、装煤、运煤方式选定 工作面MG132/320W型双滚筒采煤机落煤，煤机滚筒的螺旋叶片配合运输机的铲煤板进行装煤。工作面选用SGZ-630/220W型刮板输送机，顺槽选用一部SGW620/40Z刮板输送机、一部SPJ-

12、80O型胶带输送机运煤，至一采区运输巷皮带，到井底煤仓。四、支护方式的选择 工作面选用DW18-300/100型型单体液压支柱，支护选用3m的型梁，铁丝网配套支护。工作面两端头采用DW25-300/100型单体液压支柱配合3.6米的型梁形成四对八梁支护。支护形式为错梁直线柱，交错迈步前移，两梁五柱，四排控顶。工作面末排采用密集柱切顶和起挡矸作用，两顺槽超前工作面煤壁20米范围，采用DW25-300/100型单体液压支柱配合绞接梁进行一梁一柱沿顺槽支护。铰接顶梁与顶网之间用薄木片或细条棍垫好，以防打滑。五、割煤及进刀方式该面采用采煤机割煤，其进刀方式如下： A：采煤机割煤至工作面上端；B：煤机跑

13、空刀攉炭到工作面中部，并沿工作面输送机弯曲段斜切进刀，继续割煤到工作面下端。C：移直输送机，采煤机跑空刀攉炭到工作面中部；D：采煤面自工作面中部开始割煤到工作面上部，工作面下部溜子移近煤壁，恢复初始状态。 中部斜切进刀方式见下图。第三节 回采工艺 一、工艺流程(a)(b)(c)(d)AAAAAAAAA-AA-AA-AA-A割第一刀煤倒悬臂棚挂梁移溜倒悬臂梁下打临时柱割第二刀煤正悬臂挂梁移溜正悬臂梁下打正规柱倒悬臂棚改临时柱为正规柱移设特殊支护回料（打全承载）。二、各工序工艺 1、落煤、装煤使用MG132/320-W型滚筒采煤机落煤，煤机主要特征见下表。采高(m)1.22.7电压(V)1140截

14、深（m）0.6滚筒转速(r/min)4652牵引方式液压无链牵引滚筒直径（m）1.25m1.40牵引力（ KN ）300卧底量（mm）134209牵引速度（m/min）05.5降尘方式内外喷雾电机型号YBC132E机面高度(mm)735功率（kw）319机器重量（吨）22装煤：采用采煤机螺旋滚筒自动装煤，由于煤机滚筒安装的锥形截齿，在顶板条件允许的情况下，采煤机可上下跑空刀装煤，如条件不允许，则必须及时挂梁打好护帮柱，支护好顶板方可进行人工攉炭，人工清理浮煤。2、运煤工作面一部SGZ630/220型2110kw刮板输送机面超前采用一部SGW620/40Z型刮板输送机转3205运输巷SPJ-80

15、0钢管皮带采区运输巷1m钢管皮带井底煤仓主斜井皮带地面。3、支柱煤机割煤后，距煤机10m及时铺网、找顶挂梁。每棚均匀穿4根枇子，当顶板破碎时，相邻支架梁头错距0.6m。挂梁后，及时将输送机移至煤壁。割第一刀在倒悬臂梁下打上临时支柱，第二刀在正悬臂梁下打上正规支柱，并用替柱的方法将第一刀的临时支柱改为正规支柱。当顶板松软支柱初撑力达不到90KN或支柱钻底量量超过100mm时，支柱要穿铁鞋。工作面要拉线任柱，任柱前必须仔细检查支柱的完好状况,坏梁坏柱严禁使用,单体三用阀（防飞阀）必须上紧,任柱注液时施工人员必须避开三用阀轴心方向,排距1200100mm，柱距不超过600mm三用阀注液口一律沿工作面

16、倾斜方向向下，支柱迎山有劲，迎山角35。若顶板破碎、压力增大，柱距改为不超过550mm。柱距误差-50mm。4、移溜割煤机割煤15m后，开始用液压移溜器将溜子前移0.6m至煤壁。移溜时由机头（尾）向机尾（头）逐移，两台相邻移溜器同时操作，溜子弯曲度不得大于30，曲线长度不得小于15m。移溜完毕后及时收回移溜器，并打好压柱。工作面每隔4.5m安设一台移溜器，机头机尾各安设两台。5、回柱放顶回料时必须按由下向上，由里向外的顺序逐棚回出，严格坚持先补后回的原则。顶板管理方法：采用一梁一柱，三、四排支柱，每棚4根木枇子控制顶板，全部垮落法处理采空区。工作面内达到最大控顶距时，进行人工分组，分段回料，回

17、料时采用专业组人工回料和机械回料或人工过顶扒料。回料时应先检查后工作,改好不正规支架,坏梁坏柱及时更换完,选择和清理好退路,对压力大、顶板破碎的地方，打好加强支护后方可回料，回料时应一人观察顶板，一人操作回料，回料人员应站在被回梁子上方第二棚与第三棚之间完整的支架下，使用专用带1m长尼龙绳的卸载手把。回料操作顺序：先在被回棚梁头插好水平楔，并用小锤敲紧水平楔，再给被回单体卸载，回出单体，最后采用长把工具（钩子）回出铰接梁，回出的支柱及时打好全承载。三、工作面初采工艺初采初放制定专项措施，悬顶超过规定时，采用人工打眼放炮进行强制放顶。四、过特殊构造需改变施工方法和工艺时，专门制定措施。第四节 设

18、备配置 一、工作面采煤、支护、运输设备名称、型号、主要技术参数和数量序号设备名称设备型号主要技术参数数量备注1采煤机MG132/320-W液压传动 截深0.6m1电压1140v2工作面刮板机SGZ-630/220两台110kw电机13超前刮板机SGW-620/40Z55kw电机14运输皮带SPJ-80040kw电机1钢管皮带5乳化液泵MRB-80/31.5压力31.5MPa2配X10RX水箱6绞车JD-11.411.4kw4 二、工作面设备布置示意图(附图4)第三章 顶板管理第一节 工作面支护设计一、支柱规格选择 从工作面两顺槽揭露工作面煤厚1.41.6m,根据单体支柱的最大、最小行程，该工作

19、面使用1.41.8m单体液压支柱，地质条件变化时，及时更换不同规格的单支柱，确保支柱对顶板支护有力。 二、支护设计采用类比法进行1参考本矿及邻矿同煤层矿压观测资料，选择本工作面矿压参数。填制本工作面矿压参数表 序号项 目单位同煤层实测本面选取或预计1顶底板条件直接顶厚度m4.84.48基本顶厚度m5.25.66直接底厚度m2.52.82直接顶初次垮落步距m643初次来压来压步距m98最大平均支护强度KN/m2147150最大平均顶底板移近量mm3030来压显现程度明显明显4周期来压来压步距m77最大平均支护强度KN/m2150160最大平均顶底板移近量mm5050来压显现程度明显明显5平时最大

20、平均支护强度KN/m2150160最大平均顶底板移近量mm50506直接顶悬顶情况m227底板容许比压338直接顶类型类泥岩泥岩9基本顶级别级砂岩砂岩10巷道超前影响范围m10152合理支护强度的计算。(1)采用经验公式计算：Pt=9.8hk9.81.52.766243KN/m2 式中P工作面合理的支护强度，kNm2；h采高，1.5m；顶板岩石重力密度，2.76tm3；k工作面支柱应支护的上覆的上覆岩层厚度与采高之比，一般为48，该处取6 (2)选取“同煤层矿压观测选择或预计本工作面矿压参数参考表”中最大平均支护(KN/m2)选取上述两项中最大值243 KN/m2，即为工作面合理支护强度。 3

21、支柱实际支撑能力计算：Rt=kgkzkbkhkaR=114kN式中 Rt单体液压支柱实际支撑力，kN；kb支柱不均匀数，038；kh采高系数，10；ka 倾角系数，1.0；R支柱额定工作阻力，300kN。4工作面合理的支柱密度计算： n=PtRt=1/a*b=257114=2.13根m25根据合理的支柱密度，确定柱距。a=1/n*b式中 a工作面柱距，4；n支柱密度， 2.13/ m2；b工作面排距，0.6 m。经计算得a=0.78m。结合实际情况，a取0.75m。6选择合理的控顶距。取最大控顶距4.4米,最小控顶距3.8米二、选择支护材料 根据以上计算的支护强度，工作面间距、排距确定工作面选

22、用DW18、型单体液压支柱和3m的梁支护顶板。背顶材料：顶上铺设140800mm的金属网，并均匀布置4根直径大于3mm的木条棍，用于防滑和支护顶板。三、乳化液泵站设计(一)泵站选型、数量泵站及管路选型：乳化液泵站选在工作面运输巷内，管路选用直径为25的铁管。(二)泵站设置位置泵站必须安放平稳，固定牢固，停放在顶板完整，无片帮、无淋水处。(三)泵站使用规定(1)坚持使用乳化液浓度配比仪，乳化液浓度必须保证23，曲轴箱内润滑油合格，油位在油位线之间，油槽内润滑合格，油绳放置合理，并有合格的过滤网。(2)泵站压力表动作灵活，压力达到额定值，必须保证不低于18MPa。(3)泵件、泵箱、液压管路无漏、串

23、液现象。(4) 曲轴箱内温度不得高于50度不低于5度。第二节工作面顶板控制一、正常工作时期顶板支护方式1、普通支护：（1）支护材料：主要为DW18-30/100外注式单体液压支柱和梁，其各种普通支护材料参见表26，外注式单体液压支柱主要特征见表27。（2）支护形式及梁柱相对位置：采用一梁两柱错梁齐柱走向棚，支柱位置：单体支柱距梁头为 1200mm，距梁尾200mm。（3）支柱排柱距及密度：工作面支护排距0.6米，柱距0.75米，支护密度2.13架/平方米。工作面支护采用二梁五柱成对布置，定位管理，超前梁一梁二柱，占一、三排，滞后梁一梁三柱，占一、二、四排对间距0.75m，对内部间距0.25m,

24、梁头相错0.6m，工作中交替逐步前移，移梁步距1.2m，三、四排柱管理顶板。放顶步距0.6m，输送机行人道宽度1.2m，堆放支柱顶梁，荆笆的材料道宽1.2m。全部垮落法处理采空区。最大控顶距 1.240.6=5.4m 最小控顶距 1.230.6=4.2m（4）工作面回采时顶板要铺金属网，联网时长边对接0.2米，短边搭接0.3米,用呢龙绳或扎丝顺网边联一道。工作面顶板破碎或老塘窜矸严重时要加用枇子护顶，每棚6根枇子护顶。回料时支设切顶柱，防止窜矸入面。（5）支护工具型号性能由两台MRB-80/31.5型乳化液泵，一个XRXTA型乳化液箱及自制的一个乳化液配比箱供给压力不低于18Mpa高压乳化液（

25、浮化液浓度2-3%），通过主管路（内径25mm的钢管）和软管路,经注液枪（沿工作面每10米一把）注入柱腔内，使支柱获得不小于90KN的初撑力。表26 普通支护材料表名 称规 格数 量 (根)铰接顶梁HDJB1200900水平楔带 毛 链200单体支柱DZ1.61.81160长钢梁HDJBS360020表27 外柱式单体液压支柱技术特征表 规格型号最大阻力(t)最小高度(m)最大高度(m)行程(m)油缸直径(m)DW1.4300.91.40.5100DW1.6301.0051.60.595100DW1.8301.111.80.69100 (6)工作面煤壁不得留有伞檐，铰接顶梁末端靠在煤壁上，并有

26、梁窝，有片帮的地方必须使用大荆笆和圆木背实，防止大量片帮。2、备用材料料场设置在距工作面200米左右材料道一侧，必须做到所有材料上架管理，分类码放整齐，坑木塘材必须做到不变质不损坏。表210 备用支护材料 序 号名 称规格（型号）单 位数 量1单体支柱DZ16根502铰接顶梁HDJB1200根1003水平楔带毛链块305木垛料1.60.20.15mm31.20.20.15mm3根各306半园木厚12cm根307单体支柱DZ18根503、工作面支护布置平面图（附图5）（1）支护顺序割第一刀煤倒悬臂棚挂梁移溜倒悬臂梁下打临时拄；割第二刀煤原正悬臂挂梁移溜正悬臂梁下打正规拄倒悬臂棚改临时拄为正规拄移

27、设特殊支护回料（打全承载）。（2）支护要求：A、煤机割煤前必须备齐支护材料,并先检查工作地点的支架,发现问题及时处理，当片帮超过0.3米时，要及时超前挂梁打临时支柱。B、煤机割煤后，距煤机1015米及时找顶挂梁，当顶板破碎时，要用半圆木瞒严顶板。相邻支架梁头错距0.6米。C、挂梁后，及时将输送机移至煤壁。支设支柱当顶板松软支柱初撑力达不到90KN或支柱钻底量量超过100mm时，支柱要穿铁鞋。D、第一次使用的单体液压支柱必须棵棵进行放气，放气方法是：先将支柱升起到最大高度，然后放液降柱，待支柱内气体全部放完，正常出液时停止，重新将支柱升至顶梁下，初撑力达到90KN以上。（3）支护标准A、工作面要

28、拉线任柱，任柱前必须仔细检查支柱的完好状况,坏梁坏柱严禁使用,单体三用阀（防飞阀）必须上紧,任柱注液时施工人员必须避开三用阀轴心方向,柱、排距均匀，其偏差不超过正负100mm，三用阀注液口一律沿工作面倾斜方向向下，支柱迎山有劲，迎山角23度。B、支护现场组，煤机落煤后，要及时降柱挂好梁，在梁上铺好金属网、木枇，支柱升足劲后清理浮煤。煤帮侧第一排支柱应拴上防倒绳，防倒绳位于柱帽与三用阀之间。其它严格按煤矿安全规程执行5、铁料管理（1）单位要设置专职铁管员，负责铁料的管理工作。要做好工作面顶梁、柱的编号工作，以便对号使用，三班现场交接班。工作面内失效支柱、损坏顶梁必须及时更换，坏料运出工作面机尾出

29、口50m以外，集中码放。下料队及时回收上井。对补充和回收的梁柱要严格现场交接验收，日清日结。不同规格的支柱只准分段使用，严禁混用。（2）支柱的高度与采高相符：使用中的支柱，其活柱升高量不得小于200mm，否则，要及时更换，以免压成“死柱”，造成回料困难；同时严禁支柱超高使用。如工作面因地质构造采高不一致时，不同规格的单体支柱必须分段使用，严禁混用。 （3）工作面内不得拆卸支柱零部件，经常检查三用阀是否上满扣，有无漏液、损坏，检查涨簧销子是否掉落，一经发现，及时处理或更换。禁止用镐、锤等金属物件猛力敲砸支柱的任何部位。禁止使用支柱三用阀中心线与顶盖四棵爪子中心线不一致的单体支柱。（4）新支柱（包

30、括检修支柱）下井必须在地面试压，试压合格后方可下井使用，下井使用前必须放气，放气的方法是将支柱升到一定高度，而后降柱，循环进行，直至注液孔出液为止。面内不得出现空载柱子。（5）工作面支护扶棚时，支柱应垂直顶底板支设，稍向上迎35度的迎山角，使支柱始终处于垂直受力状态，不得出现连续三根以上支柱迎山角过大或退山现象。支柱顶盖的四个爪子卡在顶梁花边槽上，三用阀平行于单体支柱上面型梁且注液孔朝采空区方向，以便安全回柱。（6）备用支柱要收缸码放整齐，并与损坏待回收支柱分开放置、挂好标志牌。站立摆放时必须有防倒措施，平放时放在料架上。（7）对使用时间超过八个月的支柱必须上井检修。二、正常工作时期的特殊支护

31、形式特殊支护：工作面初放期间，必须分别在工作面上、下端头5m范围内各增加一个木垛（工作面15米一个木垛），加强该区段顶板支护。木垛要四角见线，打在实底上，接实顶板，搭接处外露15cm。工作面两端头采用四对八梁3.6米梁支护。梁和工作面支护一样，错梁齐柱，四对八梁，成对迈步使用，成对长梁间距中-中0.25m,对与对长钢梁间距中-中0.8m。工作面实行全承载支护。（支护材料见表29和表2-10）两道出口超前支护：使用HDJA-1200型铰接梁，扶好3-4趟走向棚，单体任在梁中部。表29工作面特殊支护 单位：mm序号名称用料规格数量根使用要求端头支护3.6米梁72和工作面支护形式一样，错梁齐柱，四对

32、八梁，成对迈步使用，成对长钢梁间距中-中0.25m,对与对长钢梁间距中-中0.8m, 端头切顶线必须与工作面保持一致，支柱初撑力90KN。全支承载柱DW18-300/100200回出的单体液压支柱要求实行全承载支护，分别打在新放顶线梁下向上方迎35。工作面内严禁有睡倒的支柱。3超前支护DW18-300/100HDJA-12005050两道自工作面煤壁向外20m,向后至老塘切顶线范围，扶2排超前支护架棚，一梁一柱，支柱沿走向用2分钢丝绳拴起来防倒，绳子拴在柱帽与三用阀之间，初撑力不低于90KN，出口高度不低于1.6米,并保证有0.8米宽的人行道。4煤帮支护DZ-16型液压支柱2.4m16cm的半

33、圆木50在扶好正规支护棚后，当煤壁侧空顶距超过0.3米时，在梁端头与煤壁间，沿工作面倾斜方向扶一梁两柱倾斜架棚，单体任在距梁端400mm处，支柱初撑力90KN.三、回柱放顶与其他工序平行作业的安全距离 回柱放顶方法及回柱工艺：采用全部垮落法处理采空区，人工回柱放顶。回柱放顶顺序严格执行由下而上、由里向外的原则，回柱时采用由下而上依次分段作业，分段长度不小于15m，在分段交接处必须提前沿走向打好挡矸支柱，坚持先支后回，回柱时必须超前回柱67棚打好戗棚，并保持后路5.0M内畅通，放顶处用081m2的荆笆挡在新打好的支柱处，防止大块矸石垮落后滚下伤人。回收的液压支柱要支在材料道的顶梁上，打好全承载，

34、防止下滑伤人，铰接顶梁堆放在材料道内，放齐码好。回柱放顶距回收采空区浮帮煤的最小距离不小于6 m。四、特殊时期的顶板控制(一)来压及停采前的顶板控制措施(1)在采煤过程中，必须检查并注意顶板及周围情况,若发现明显来压现象必须停止采煤工作，加强工作面支架的维护，适当加密工作面支架，沿采空区一排支柱打一排戗棚，正常情况下一梁一柱，并使用木鞋板打紧戗支棚，当顶板压力增大时，加密支柱，实现一梁二柱。(2)回柱采空区顶板不垮落，其悬顶沿走向大于5m，要按0.4m间距在该处及其上下各3 m的范围内加打密集支柱。当其悬顶长度大于l0m时，则在工作面悬顶段沿倾斜方向每5m架设一组丛柱，每丛柱不得少于5根支柱；

35、当悬顶段达15m时，每5m架设一个木垛，并及时报矿领导研究采取强制放顶措施。(二)过断层、顶板破碎带、应力集中区时的顶板控制当工作面见断层及顶板破碎带时，每割煤5m，停机进行临时支护，柱距变为0.5m，特殊情况下，在每棚中间用半圆木套棚，以加强对顶板的支护；老塘侧加打一木垛，加强对控顶区的顶板支护。第三节 运输顺槽、回风顺槽、及两端头顶板控制一、工作面运输顺槽、回风顺槽的顶板控制(一)超前支护工作面运输(回风)巷超前工作面20m范围，挂两排铰接顶梁，顶梁下架设单体液压支柱，实现一梁一柱，向后与切顶线齐。超前支护巷道内支架要完整无损，其高度不得低于l.6m。(二)运输巷、回风巷要加强支护与维修若

36、原巷道内顶板破碎，则在两排铰接顶梁上每棚加放2根工字钢梁加强支护，工字钢梁长度与巷道宽度一致。二、工作面安全出口的管理(一)支护形式采煤工作面端头是指采煤工作面与工作面运输巷和工作面回风巷接合的部位，它包括工作面机头和机尾的设备区。巷道端头区即巷道与工作面交叉部位，工作面前方支承压力影响区。煤壁后方支承压力影响区。(二)质量要求端头的特殊支护：工作面运输(回风)巷中，从工作面煤壁至放顶线之问，加扶2根长3.6m的长钢梁，托在刮板机头(尾)的电机上方，两钢梁间距0.2m，一梁3柱交替迈步前进，确保该处对顶板的有效支护。长钢梁向前到煤壁、向后至切顶线全部用铰接顶梁铰接好，一梁一柱对顶板加强支护。移

37、工作面输送机机头时，撤除靠工作面侧的支柱，输送机移完后，及时补打单体液压支柱。三、支护材料的使用数量和存放管理备用支护材料数量及存放地点:回风巷距工作面30100m范围内必须经常存放有备用材料，备用数量见表2-10，以备抢险时急用，此材料不得随意使用，特殊情况经调度室同意后可以使用，但随用随补，严禁短缺。工作面每日所需的大荆笆、小荆笆等应根据工作面需用量每班运到。并在回风巷内码放整齐，不得影响行人和运料。运输巷、回风巷支架的回撤：工作面支架均随工作面放顶进行回撤。要求该支架后方与工作面切顶线整齐。两道的锚杆、锚索均要进行拆除，拆除锚杆、锚索超前两道出口切顶线2m进行，回切顶支柱时，必须在护身支

38、柱保护下远距离卸载，顶板垮落稳定后用长把钩取出棚柱。为防止瓦斯积聚，工作面回风巷支架超前切顶线一排进行回撤，回撤后回风巷上帮以下4m范围的切顶线要加特殊支柱，柱距为0.25m。以确保上出口行人安全。第四节 矿压观测一、矿压观测内容矿压观测主要内容有：工作面支柱初撑力、工作阻力、顶板正常和来压期间的工作阻力、工作面上下两道内单体支柱工作阻力、工作面顶底板移近量、顶板下沉量、两道顶底板移近量等。二、矿压观测方法加强矿压观测，成立矿压观测小组，组长为工区区长，成员：三班跟班副区长。观测小组必须做到以下要求：(1)要求人员组织到位，培训到位，观测仪器落实到位。(2)矿压观测人员每班测出的数据，由组长负

39、责收集、整理，要及时将工作面情况向生产矿长、安全矿长、总工、技术科汇报，采取应急措施。(3)观测人员要不定期对支柱抽查，发现支柱初撑力低，有权让现场作业人员进行二次补液，否则不准作业。(4)观测人员发现支柱工作阻力达到额定阻力或有相当一部分支柱安全阀开启现象，提醒作业人员采取措施或撤离工作面，并向井长和调度室汇报。第四章 生产系统第一节 运 输一、运输设备及运输方式工作面使用SGZ630-220型刮板输送机、运输顺槽使用SGW-62O/40t刮板输送机配合使用800宽输送带，直接到采区运输巷1m皮带井底煤仓。安装刮板输送机时，机头、尾用两根16cm圆木支柱打好压柱，安装胶带输送机时，机头、尾要

40、按规定打好基础，确保稳固可靠。二、移溜方式(见附后主要技术措施)三、运煤路线工作面-3205运输顺槽集中运输巷煤仓一主斜井一地面。辅助运输路线(运料系统)地面材料副立井300材料巷3205运输绕巷3205回风顺槽一工作面。附图7：运输系统示意图。（附后）第二节 “一通三防”与安全监控一、通风(一) 工作面实际需要风量的计算工作面实际需要风量根据瓦斯、工作面温度、炸药和同时工作的最多人数分别进行计算，取其中最大值进行风速验算，满足要求时，该最大值即是工作面实际需要的风量。1按瓦斯(二氧化碳)涌出量计算：Q100qk1003.91.2468 m3/min式中:Q工作面实际需要风量，m3/min；q

41、工作面瓦斯绝对涌出量，10000.39/1003.9 m3/min；K工作面瓦斯涌出不均匀备用风量系数，k=1.2。 由此计算得Q810 m3/min2按工作面温度计算：Q60vSK6016.561393.6 m3/min式中:V与工作面温度相对应的风速，1 m/s；S工作面的平均断面积，6.56 m2；K工作面长度调整系数，取1。由此求得Q=393.6m3min3按工作面每班工作最多人数计算：Q4N444176 m3/min。式中N工作面的最多工作人数，44人。由此求得Q=176 m3/min 经计算，按瓦斯涌出量计算的风量最大，故回采工作面风量取最大值810 m3/min5按风速进行验算：

42、(1)按最低风速验算，工作面的最小风量：Q15S采大 155.41.5 m3/min 121.5 m3/min 2.025 m3/s(2)按最高风速验算，工作面的最大风量：Q240S采小2404.21.5 m3/min 1512 m3/min25.2 m3/s6确定工作面实际需要风量：根据以上计算，工作面实际需风量为810 m3/min。 (二)通风路线主斜井(副立井)300运输巷3205运输顺槽3205工作面3205回风顺槽200总回风巷回风井地面。通风设施设置：3205运输绕巷和3205回风联巷前设置两道常闭风门。工作面上隅角安设一个风帘。风门要完好结实严密、不漏风，风门能自动关闭并且有风

43、门连锁装置。工作面上隅角设挡风帘由工队管理，通风瓦斯员检查监督。二、瓦斯防治(一)瓦斯检查(设点、次数)(1)瓦斯检查地点：工作面进风巷、回风巷、工作面的风流中，工作面上隅角、顶板冒落空洞，电动机附近等固定点，每班检查次数不少于三次，并向调度室汇报，放炮员躲避地点，放炮地点附近20m风流中、回柱放顶处要加强瓦斯检查。(2)瓦斯检查班报表必须有上班、本班、下班瓦斯检查员签字，检查地点的瓦斯记录。做到班报、牌报、日报三对照，不得空班、漏检、假检。(3)当工作面风流中瓦斯达到1时，停止用电钻打眼，停止采煤机割煤，爆破地点附近20 m以内风流中瓦斯浓度达到1时，严禁爆破。工作面及其进、回风巷道内，体积

44、大于0.5m3的空间内积聚的瓦斯浓度达到2时，附近20m内必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。(4)工作面风流中，电动机或其开关安设地点附近20m以内风流中的瓦斯达到l5时，必须停止工作，切断电源，撤出人员进行处理。工作面回风巷风流中瓦斯浓度超过1(或二氧化碳浓度超过15时)必须停止工作，撤出人员，采取措施进行处理。（5）工作面三班设专职瓦斯员检查瓦斯。(二)瓦斯监测瓦斯监控系统 ： 瓦斯监控由地面调度主机房接至 3#工作面分站 3205回风顺槽瓦斯探头。监测系统采用KJ80型安全监测监控系统，当瓦斯浓度达到1.5%时，能切断为该面工作的所有电源。瓦斯传感器吊挂位置：工作面出口距工作面不大于10处、工作面回风巷切顶线处、回风顺槽距风流混合处1015m处各安装一个传感器。要求吊挂传感器距顶板不大于30、距巷帮不小于20。它们的报警浓度为l(CH4)，工作面风流中传感器断电