恒源煤矿1201采煤工作面作业规程工程类资料.doc

1201采煤工作面作业规程编号：采1201号工作面名称：1201采煤工作面编 制 人：李志勇总工程师：梁兴平主管矿长：万永清安全管理负责人：万永禄 编制日期 ：2012年 5月 18日执行日期：2012年5月28日101采煤工作面作业规程会签表会审人员签名日期总工程师生产矿长安全矿长机电矿长技术科调度室安全科机电科采煤队机电队 目 录第一章 概况（5）第一节 工作面位置井上下关系（5）第二节 煤层（6）第三节 煤层顶底板（6）第四节 地质构造（7）第五节 水文地质（7)第六节 影响回采的其他因素 （7）第七节 储量及服务年限 （8）第二章 采煤方法 （8）第一节 巷道布置 （9）第二节 采煤工艺（9）第三节 设备配置（17）第三章 顶板控制（18）第一节 支护设计（18）第二节 工作面顶板控制（20）第三节 安全出口及端头顶板控制（21）第四节 单体柱使用及管理（22）第五节 工程质量标准（23）第四章 生产系统 （24）第一节 “一通三防”（24）第二节 瓦斯检查（24）第三节 安全监控系统（29）第四节 运输系统（30）第五节 排水系统（31）第六节 供电系统（31）第七节 照明通信和信号（31）第五章 劳动组织及主要技术经济指标（32）第一节 劳动组织（31）第二节 作业循环（32）第三节 主要技术经济指标（33）第六章 煤质管理（33）第七章 安全技术措施（34）第一节 一般规定（34）第二节 “一通三防” （34）第三节 顶板管理措施（37）第四节 放顶煤安全措施（39）第五节 防治水措施（41）第六节 防止支柱倾倒措施（41）第七节 提高采出率措施（42）第八节 提高煤质措施（42）第九节 放炮措施（43）第十节 运输措施（44）第十一节 工作面试运转、初采初放、调采及收尾措施 （48）第十二节 电气设备、电缆的检修与维护措施（51）第十三节 采面上下付巷维修措施（51）第十四节 其他（52）第十五节 作业规程的审批、修改、贯彻（52）第八章 灾害应急措施及避灾路线（53）第九章 作业规程贯彻、学习单位、个人签字 (54)第一章 概 况第一节 工作面位置及井上下关系工作面位置及井上下关系见表1。工作面位置及井上下关系表 表1 水平名称1925采区名称01地面标高（m）2017井下标高（m）19251949地面相对位置本工作面位于井田南部回采对地面设施的影响工作面所在地表没有其他对开采有影响的大型建筑物井下位置及与四邻关系本工作面位于尚没有布置12轨道上山西翼，其南部为主井运输大巷部，东部和西部为井田边界。走向长度（m）195倾斜长度（m）55面积（）10725第二节 煤 层本工作面的煤层厚度由313m，平均8m，中间有加0.31.2m矸石,采区中间有小煤矿巷柱式采空区，由于掘进的过程中遇有小型的地质构造影响，在布置的采面切眼区域出现底板起伏。根据掘进期间揭露的资料表明，本区段构造复杂，大致呈王家山向斜构造，其产状为：走向109119，倾向为199209，倾角为1020，工作面煤层情况见表2。煤尘爆炸指数 2011年11月白银矿山机械检验检测中心对01采区煤样取样进行煤尘爆炸性检验知，煤尘无爆炸危险性。煤的自燃倾向性 2011年11月白银矿山机械检验检测中心对01采区煤样取样进行自燃等级检验结果为，自燃等级为二类，易自燃，自燃发火期为六个月。煤 层 情 况 表 表2煤层厚度（m）8（平均）煤层结构单一煤层倾角（）1020开采煤层一1硬度f=0.51煤种无烟煤稳定程度稳定煤层情况描述灰黑色半亮型粉末状无烟煤，中间有0.41.2m矸石，采区中间有小煤矿巷柱式采空区，主要呈粉末及少量快状产出第三节煤层顶底板工作面煤层顶底板情况见表3。煤层顶底板情况表 表3顶、底板名称岩石名称厚度（m）特 征基本顶中粒砂岩8.47灰深灰色成份以石英长石为主层面富含白云母片和炭质直接顶泥岩或砂质泥岩5.90深灰色厚层状层理不清,含植物化石碎片伪 顶泥岩1.15深灰色层面含白云母片及炭质产植物化石直接底沙质泥岩或泥岩7.2深灰色层面含白云母片具细砂岩条带和水平层理基本底石灰岩6.64灰色厚层状含动物化石裂隙发育且充填方解石脉第四节 地 质 构 造根据11轨道上山及101工作面运输巷和回风巷掘进期间揭露的资料表明，本区段构造复杂，大致呈向斜构造，其产状为：走向1091119，倾向为199209，倾角为1020，本区内无大的断层和褶曲赋存，煤层顶底板局部有起伏，对回采造不成大的影响。第五节 水 文 地 质一、含水层（顶部和底部）分析1、顶板水：根据11上山及本工作面上、下付巷掘进提供资料得知，该工作面顶板砂岩含水层较弱，预计回采时局部不会出现顶板浸水现象。2、底板水：依据一三三地质提供资料表明，本井田属于水文地质条件简单的矿床中的第二种情况：直接充水含水层单位涌水量小于0.1升/秒米。另据我矿掘进期间提供资料表明，井田内煤层底板中的七八灰岩含水性极差，自开采以来无发现底板突水现象，以此推断在现在开采区域内的承压含水层与开采煤层之间的隔水层能够承受实际水头值，该区域底板水对正常回采不会造成太大影响。 二、其他水源的分析老空水：工作面上下顺槽在掘进时与见小煤矿老巷，同时对上下顺槽进行啦探放水，没有老空水涌出,但为了确保回采安全，仍需在回采过程中加强采面水量监测，若有异常及时报告调度室，便于及时采取措施进行处理。断层水：工作面掘进时揭露的地质构造含水性较差，因此在回采时，不会受到断层水影响。三、涌水量：见水文地质情况表4 水文地质情况表 表4充水因素工作面无水害威胁预计最大涌水量/(m3/h)1m3/h河流冲刷带无正常涌水量/(m3/h)0.2m3/h岩浆侵入体、陷落柱无回采影响工作面无重大充水因素及水害威胁第六节 储量及服务年限一、储量（一）工作面地质储量工作面倾斜长度平均为55米，可采走向长度平均为180米，煤厚平均为8米，容重为1.38吨/米3，平均倾角为18，工作面回采率按80%计算：回采面积：55180=9900（平方米）地质储量：5518081.38=109296.9（万吨）（二）工作面可采储量可采储量：1805581.380.80=87436.8（万吨）二、工作面服务年限由于本矿井设计一个工作面满足矿井生产能力,月以0.6万吨产量计算,可采期为:87436.90.8万吨11（月）第二章 采 煤 方 法根据煤层赋存情况及我矿生产技术条件，该工作面采用走向长壁采煤法，炮采放顶煤回采工艺，全部垮落法管理顶板，采面由东向西推采即:后退式开采，工作面采用“三八”制作业，两采一准的作业方式。第一节 巷道布置101工作面在11轨道上山东部布置，采面上、下顺槽均沿煤层走向布置，上、下顺槽方位109，切眼方位为19。采面运输巷、回风巷均采用梯形断面木棚子支护，运输巷用于运输、行人、进风，回风巷用于回风、运料。第二节 采 煤 工 艺一、落煤方式：打眼爆破落煤或手镐落煤。二、炮采放顶煤主要工艺流程工艺：破煤、装煤、运煤、支护、采空区处理、放顶煤流程：打眼、放炮、移主梁、清煤、移副梁、放顶煤、移溜1、 交接班检查打眼放炮攉煤降主棚支柱移主梁超前支护护顶拉线升柱，完成单架迈步支护。2、 待该段采通后，开始移副棚，降副梁柱移副梁升副架支柱安全质量检查。3、待该段采面全部采通后，开始按工艺要求放顶煤，把煤放净后，开始移溜拉线检修交接班，完成工作面循环。 详见采煤工序图解（附图1）。图1 采煤工序图解三、各工序具体操作如下：1、打眼放炮：打眼放炮工应提前二小时到采面进行打眼装药，做好开邦前的准备工作。打眼工具采用MZ1.2型煤电钻和螺旋型钻杆，爆破采用2号硝铵炸药，起爆工具采用KB50型放炮器 ，联线方式采用串并联，封孔采用水炮泥（先装）和粘土混合封孔，其深度不少于0.6m，炮眼布置采用二排三花眼方式，眼深1.2m，炮眼打法及装药量依爆破图表（炮眼布置图3和表5爆破说明书）执行。 图2 炮眼布置图 爆破说明书 表5炮眼名称角度眼距顶眼距底炮眼排距炸药雷管万吨耗水平角度垂直角度每孔（kg）每循环（kg）每孔个每循环个炸药kg/万吨雷管个/万吨上排眼755-100.71.31.60.155.11343902500下排眼7510-151.70.30.80.1510.2168要求炮眼的深度、角度及装药量等，必须严格按照爆破图表及爆破说明书的规定执行，严格执行放炮的各项制度要求，联线方式为串并联联线方式，即上下排炮眼先分别串联，再把上下排串联好的联线再并联，推广采用毫秒爆破技术，以缩短放炮时间。 放炮顺序：由工作面机尾处开始，向工作面机头处的顺序依次放炮，以减少爆破重复清煤，减少清煤工作量，提高架棚速度，加快循环。2、开帮移主梁支架护顶：放炮后应首先检查工作面的安全情况，加固支架，安全有保证后攉煤开帮掏梁窝，开帮深度保证1m。其次移主梁支架护顶，架棚子时必须有2人协同操作，移梁要交替迈步前移，不得齐头并进。采煤工须将主梁老塘侧支柱卸压撤掉，打在付梁下，作为付梁的中间柱，然后再给该支架的煤帮柱和中间柱卸压进行移梁，梁移好后要及时升柱支护顶板，并用金属网打好顶，再进行刷煤帮挖柱窝，煤帮刷好、柱窝挖好后，把付梁下的中间柱移至煤墙做为主梁的煤墙柱，拉线站好煤墙柱，用金属网把煤帮护好，用防倒链将主梁和主梁中间柱联结起来，主梁又形成一梁三柱。这时该棚支护形成双棚交错布置，最大控顶距为3.2m。采面各眼场均按上述方法进行，直至整个煤帮开通。工作面煤壁开邦一次不能完成分段进行开采时，分段范围内的煤帮必须在开帮完成后方可进行下个工序的工作,并在已采部分与未采部分过渡处，保证最大控顶距四棚错梁支护，确保足够的通风断面。在工作面初次来压前、周期来期间、过断层或断层破碎带、过老巷或过空、煤壁松软或破碎时必须按上述方法进行操作，及时站好煤墙柱；如果煤壁比较完整安全有保证的情况下，主梁移好后最多可以形成五棚悬臂梁的支护形式，超过五棚时必须把煤墙柱及时补齐。3、移副棚梁支架放顶：移架放顶前，首先应检查放顶地点及周围的支护情况，要求放顶地点前后5m支架不得歪旋，放顶退路必须畅通，确认无危险后方可作业。开帮完成后主梁形成一梁三柱，移套棚梁时先站煤墙柱，把主梁中间柱的防倒链撤除，主梁的中间柱移至套棚的中间，作为套棚的中间柱，把套棚的舍帮柱卸压移至煤墙，作为套棚的煤墙柱，此时由于套棚的梁未移到位，无支护的单体柱易倒，应采用一根10mm的尼龙绳把两根柱的手柄联结在一起，防止套棚的煤墙柱倒落伤人。然后对套棚的两根单体柱卸压移梁，梁移到位后，及时升柱支护顶梁，使之与开帮支护的单棚并在一起形成对棚，原套棚的煤墙柱移至主梁的中间作为主梁的中间柱，再用防倒链将主梁和主梁中间柱联结起来,梁移好后必须用荆笆和椽子把舍帮打好，不准使矸石和顶煤向外涌出，这样，棚子形成开帮前的两梁五柱的支护型式，最小控顶距为2.2m，到此开帮移架放顶完成一棚。采面其余棚子移架作业方式均按上述方法逐棚进行，直至整个采面或分段范围内的开帮移架放顶工作完成。4、放顶煤：放顶步距的确定严重影响着煤的质量和采出率，合理的选择放煤步距，对提高采出率、降低含矸率十分重要。放顶步距与顶煤厚度、松散程度即放煤口的位置有关，其经验公式如下：L=（0.150.21）h式中：L放顶煤步距，m； h放煤口至煤层顶部的垂高，m。代入公式：L=0.25.00=1.00m（由于煤层属“三软”不稳定，即取系数0.2）根据上述公式计算本工作面的放顶步距应控制在1.01.3m之间，因放煤步距过大时，所需放出煤的体积也较大，若打开放煤口，随破碎顶板的放出上方矸石也将不断的向放煤口移动，由于待放的煤比较多，在上方矸石到放煤口后，其采空区后面仍有一部分顶煤没有放出，造成顶煤的过多损失。放煤步距过小时，后方矸石易混入放煤口，影响煤质，并容易误认为煤以放尽而停止放煤，造成上部顶煤的丢失。本作面放煤步距取1m（祥见附图3：放煤步距剖面图）。 图3：放煤步距剖面图工作面或分段范围内支护全部结束后，开始放顶煤，采面放煤采用分段多轮多次自上而下的顺序进行。放顶煤的人员选派责任心强，并经过专门培训，作业人员应依照放煤工操作规程的规定进行放煤，严禁在支架顶部放煤，放煤口位置在溜子以上0.30.5m之间，放煤口尺寸为0.30.3m，原则是不准超过支柱手把，必须在手把以下放煤，严禁在支架顶部放煤。顶煤的放出顺序，可从工作面的上端开始，放煤口位置为隔棚开口，即1.5m左右开一个放煤口，但同时放煤的两个放煤口的间距要保证在20棚(约12m)，沿工作面每次只准开两个放煤口同时放煤，以利于两个放煤口之间脊背煤放出，每个放煤口放煤约5分钟，停止放煤，及时用荆笆椽子挡好放煤口，依次向下另开放煤口（祥见附图6：采煤工作面放煤口布置图）。为保证少丢煤提高煤炭的回收率，工作面顶煤厚度平均为7m，共分三轮放完，第一轮先从安全出口向下放奇数，第二轮放偶数，第三轮依次顺序进行，每次放出的煤量为顶煤厚度的三分之一。最后一轮放煤完成后如果各别眼场顶煤仍未放完，可以在这些眼场重新开放煤口进行放煤，最终使舍帮侧的矸石和顶部矸石同时达到放煤口为宜，这样整个采面或分段范围内的放煤工作全部完成，把放煤口挡好，再进行下一项工作。 图4：采煤工作面放煤口布置图放煤时工艺要求：（1）“多轮间隔，顺序等量，由底到顶、均匀放煤”。（2）移副梁放顶时舍帮必须封闭，减少顶煤冒落。（3）“开帮段严禁放煤，放煤段严禁开帮”。（4）放顶煤要做到少量均匀，多轮多循环反复进行，以达到使顶煤均匀下沉，防止一点突破造成提前来矸。（5）端头处应适量放煤，以保证安全出口支架的稳定。（6）放煤后必须保证舍邦侧充填密实，在老顶周期来压期间，要尽量少放顶煤，以免来压时摧垮棚子，严禁空邦空顶现象。（7）在放煤的过程中，当有大块煤矸石堵塞放煤口时，且上部煤层没有放净的时候，可适当的移动尾梁进行放煤也可用钢钎、铁锤将其击碎，然后再进行放煤。（8）如果在第三次放煤时遇到特大煤矸石，要及时从大块煤矸石的两侧进行放煤。（9）煤矿安全规程第六十八条第三项中规定：大块煤（矸）卡住放煤口时，严禁爆破处理。（10）放煤后，必须对单体柱进行二次补液，使支柱支撑牢固，放煤工必须经过培训，持证上岗。（11）放煤完成后，应检查顶煤是否放干净，未放干净时，应再开口进行补放，最后使顶部矸石和采空区矸石同时到达放煤口为宜，达到丢煤量少，含矸率低的标准，然后关闭放煤口放煤工作完成。（12）放煤工作完成后，放煤工必须将放煤口金属网连接好，防止矸石窜入工作面。5、清煤移溜：放煤结束后，开始清理浮煤，中高保证1.8m，2m2内浮煤平均厚度不超过30mm，然后逐棚摘掉主梁的中间柱，用单体柱慢慢推动溜子整体移至煤墙，并与煤帮柱留有0.2米间隙，在移溜时必须拉线，每次移溜距离不得少于20米，以防死弯损坏机体。在移溜时只准从机头或机尾，向上或向下顺序依次进行，不准从机头、机尾同时向中间移溜。运输机移好后要达到平、直、稳、正、牢，防止机头机尾在运行中摆动，影响运输机能力，溜子移好后要及时打好中间柱。6、整修：放煤后，必须对单体液压支柱进行二次补液以达到支撑顶板作用，保证工作面有足够的空间。另外，因受顶板压力影响而出现支架歪旋、迎山不照、帮顶不严、漏煤等问题都要逐棚进行处理，使整个采面达到三直、一平、两畅通。至此便完成一个循环。四、工作面正规循环生产能力 工作面采高为1.8m，平均煤厚为8，循环进度1.0m W=LSHRC COS16=55811.380.80485.76吨 式中：W工作面正规生产能力 L工作面平均长度55米 S工作面平均煤厚8m H循环进度1mR煤的容量1.38吨/m3; C工作面回采率0.80%。 第三节 设 备 配 置该工作面采用DW22-300/100型单体液压支柱配合DFB2200/300型型钢梁两梁五柱支护形式。一、工作面支架数量101工作面平均长度55m，按棚距0.6m计算，工作面支架总数为55/0.6=92棚（对棚且包括上下端头支护）。因此工作面兀型钢梁数为(92-10)2=164根，备用梁数按棚梁的10计算，备用梁数约为17根。单体液压支柱数为(92-10)5+107=480根，备用柱按单体柱的10计算，备用柱数约为48根。二、工作面备用梁（包括长梁）和单体柱存放在工作面回风巷距工作面后安全出口2040m的范围内，备用材料要挂牌管理，管理牌上要标明备用材料的名称、备用材料的数量、规格及负责人。三、运煤方法：工作面采用人工攉煤，敷设一台SGB-17型刮板输送机运输；机巷铺设二台SGB-17。具体情况见表6工作面机械设备配备及技术特征一览表 工作面机械设备配备及技术特征一览表 表6设备名称型号单位数量主要技术特征备注单体液压支柱DW22-300/100根480F额=300KN备用支柱10%，48根“”型钢梁DFB2200/300根164备用梁10%，17“”型钢梁DFB4000/300根202泵站XRB2B台2额定工作压力：20MPa 额定流量：80L/min 电动机功率：17KW放炮器KB-50台1工作面刮输送机板SGB17台1额定电压： 660V 额定功率 ： 75K输送量： 150T/h 链速：0.868机巷刮板输送机SGB17 SGB17台11额定电压： 660V 额定功率：17234KW输送量：150T/h 链速：0.86小绞车JD-1台1牵引力：10KN 电动机功率：11.4kw潜水泵BQW-1530-4台1煤电钻MZ-1.2台1额定电压：127V 额定功率：1.2KW第三章 顶 板 控 制第一节 支护设计根据周边煤矿情况，炮采放顶煤采煤工作面采用的支护型式、支护材料及有关矿压观测参数，结合我矿地质条件及煤层赋存情况，采煤方法选用时，充分考虑同等地质条件下采煤工艺的推广性，借鉴周边相邻矿开采“三软不稳定”厚煤层放顶煤的先进经验，炮采放顶煤在开邦及放煤过程中，压力分布不均衡，为了增加工作面的支护强度，保证施工安全，我矿采煤工作面的支护型式选用DFB2200/300型型钢梁配DW22-300/100型单体液压支柱对子棚梯形支护，金属网封闭帮顶，棚距（中中）0.6m，梁长2.2m，要求两梁五柱，其中主梁下打3根柱，付梁下打2根柱，最大控顶距3.0m，最小控顶距2.0m，从而使开帮过程形成交替迈步前进的方式。一、支柱、顶梁及技术特征工作面采用的DW22-300/100型单体支柱和DFB2200/300型型梁，其主要技术特征：DW22-300/100型 DFB2200/300型型梁支护高度1.44-2.20m 梁体长度2.2m95mm支护宽度0.1m2/根 梁体承载能力300KN支柱初撑力50KN 梁体支架面积0.228m2工作阻力300KN 最大承载能力300KN支护强度38.2mPa 支护面积0.456m2/组 二、乳化液泵站（一）泵站选型、数量选用XRB2B液压泵2台，流量80L/min，F额=15MPa。（二）泵站设置位置1、乳化液泵站位置的确定：依泵站供液管路的压力损失，同时依单体液压支柱的初撑力不小于50KN为前提，液压泵站设在主井大巷。泵站距101工作面最远距离为250米，能够满足使用要求。2、液压管路敷设：液压管路由液压泵站沿主井大巷和101运输巷敷设至工作面。（三）泵站使用规定1、泵站供液压力不得少于15Mpa。2、乳化液的配制要求：乳化液是工作面支护的动力载体，其质量好坏不仅关系到工作面支护效果，而且也直接影响到泵站和支柱的使用寿命，同时配制时一定要严格按照2%3%的配比和程序进行，水流要保持清洁，并要经常对乳化液泵进行检查和清洗。乳化液箱内要及时添加水和乳化油，保证乳化液箱内有足够的乳化液，乳化液内乳化油含量为23%。司泵工要经常检查润滑油位是否符合规定，各连接管路有无渗漏现象。3、配比仪的使用方法：为了便于司泵工能够准确掌握乳化液中的乳化油含量，乳化液司泵工配备有光学反射式浓度配比仪，具体使用方法是：1、使用前，先将载玻片滴上清水对准光源，观察目镜，看读数窗内的刻度尺零位是否与蓝线重合，若不重合，用螺丝刀调整微调螺丝，使之重合。一般校准后配比仪不需要经常调校。2、使用配比仪测量乳化液浓度：先将载玻片上滴几滴乳化液，使之分布均匀，然后盖上盖子，将载玻片对准光源，观察目镜中蓝线所对准的刻度，即为乳化液的浓度，若配比不合适，根据实际浓度大小适当加入清水或乳化油，反复观察，直至浓度合适为止。第二节 工作面顶板控制一、工作面顶板管理方法：根据我矿多年来对一1煤层矿压资料及相同条件工作面的观察可以知道，工作面初次来压步距为810m，平均为9m，周期来压步距58m，顶板最大下沉量为95mm，顶板最大压强为205.3kg/m2，根据矿压资料结合本工作面的矿压条件确定，该工作面采用全部垮落法管理顶板。 二、工作面支护方式：该工作面采用DW22-300/100型单体液压支柱配合型钢梁对煤层顶板进行支护，对子棚架设、交替单腿迈步前进，超前控制顶板，梁长2.2m，主梁一梁三柱，副梁一梁二柱架设，每两根梁5根柱为一组，组与组中间距（中对中）0.5m。具体见附图5：工作面支护方法及支架布置平剖面图图5：工作面支护方法及支架布置平剖面图第三节 安全出口及端头顶板控制一、安全出口与端头支护：采面上、下安全出口均超前工作面开超前门，净高不低于1.6m。上端头梁长3.6m，布置4对，超前煤壁0.6m，最大控顶距4.4m，最小控顶距3.6m；下端头梁长3.6m，布置6对，超前煤壁0.6m，最大控顶距4.4m，最小控顶距3.6m。上下端头控顶面积大，为了使棚子受力均匀，正常情况下要求两梁七柱，主梁下打4根柱子，付梁下打3根柱子，移溜后应及时补齐。支柱分别打在梁端及机壳一端，每根梁两端为两根柱子，主梁下的两根柱子要错开布置，其柱距为1m。长梁数为20根，备用长梁数为2根。详见表2工作面设备配备及技术特征表。二、运输巷、回风巷的超前支护采面风巷、机巷至煤壁20m范围内支架须达到完整无缺并要进行超前支护。要求使用2.0m，14cm的坑木配单体柱沿巷道方向分别打上抬棚，距煤壁10m范围内打双排柱，分别打在上下帮；10m-20m范围内打单排柱，机巷打在上帮，风巷打在下帮。一梁两柱，梁头对齐，杭木规格统一，支柱要打成直线。随着工作面的推采，超前支护也要向前延伸，始终保持超前工作面20m。此范围内巷道高度不得低于1.6m，行人侧宽度不得小于0.7m，不得有浮煤、杂物堆积。超前支护所用的坑木要直并要用白漆喷涂，严禁挪作它用。采面机巷支架滞后工作面不超过1.5m，风巷支架与工作面放顶线放齐。第四节 单体柱使用管理1、 新支柱应按MT112矿用单体液压支柱中的“出厂试验规范”的有关规定进行操作试验和密封试验，合格后方可下井使用。2、单体液压支柱和兀型钢梁必须编号进行管理，并建立管理台帐详细记录支柱编号、出厂日期、下井日期、维修日期、故障维修内容、试验情况、维修人等。3、在地面存放时间超过3个月的新支柱或修复的支柱下井前应按上述规定进行抽查，存放期超过1年的支柱应逐根试验，检查支柱性能是否有变化。性能不能保证或在贮藏运输中损坏的支柱不允许下井使用。4、单体柱和兀型钢梁在采煤工作面回采结束后或使用时间超过8个月后必须进行检修，检修好的支柱。必须进行压力试验，合格后方可使用。5、备用支柱和回出的支柱要摆放整齐，且应斜立放置，严禁倒放。6、如果发现支柱漏液、部件损坏不能使用时，应立即升井修理，严禁在井下敲打。7、井下使用的单体柱发现三用阀失效、漏液、变形、弯曲、活柱表面锈蚀，顶盖缺少两个以上小爪或手柄损坏时，必须及时更换。8、检查注液枪时，发现漏液、损坏、变形、无密封圈或出现不正常时，应立即组织单体柱管理工进行修补或更换。9、注液枪在注液前必须将枪口内脏物冲出，严禁脏物注入阀内。10、注液枪用完后要悬吊起来，严禁乱丢乱放，以免煤尘污染或丢失。11、注液枪损坏或出现漏液时，应及时升井修理，修理好后的注液枪必须在试验台上进行高低压密封试验。12、立柱和升柱时，一人在倾斜上方抓支柱的手把将支柱立在柱位上，另一人拿好注液枪站在支柱下方，转动支柱使注液阀向下，然后冲洗注液阀内煤粉，将注液枪卡套卡紧注液阀，开动手把供液升柱，使柱爪卡住梁牙并供液达到规定初撑力为止，退下注液枪并挂在支柱手把上。13、架设支柱时，应先调整三用阀的方向，靠煤壁支柱注液阀朝向老塘侧，靠舍邦侧支柱注液阀朝向煤邦侧，然后用注液枪注液，使支柱有足够支撑力。14、回柱时，要把卸载手把插入三用阀的卸载孔内。转动卸载手把使支柱缓慢下缩，回出支柱，严禁使用手镐等其它物品进行卸载。第五节 工程质量标准单体液压支柱配“”型钢梁炮采放顶煤采煤工艺的关键在于移架放顶与放顶煤，移架放顶是保证工作面的安全的关键，放顶煤是取得良好经济效益的关键。在工艺实施过程中，要遵循工艺要求及质量标准，既确保安全，又达到高产、高效之目的。采面工程质量标准：1、采面每棚支架间距应保证0.550.65m(中中)，不允许大棚距出现。2、采面中高不得低于1.8m。3、棚与棚之间必须打撑杆，严防棚子歪旋。4、移梁前必须先掏梁窝，梁窝深度保证0.1m，移梁必须到位。5、立柱时必须有0.05m0.10m深的柱窝，柱窝要刨到硬底，严禁将柱子站在浮煤上。若底板软或有底煤，支柱需穿木鞋时，木鞋规格为35015060mm。6、支柱的初撑力应达到50KN，测压计读数不能小于5MPa。7、采面支柱迎山要适宜，以采高1.8m计算，支柱最大仰、俯范围为0.210.44m，歪旋值小于0.15m。8、开邦过程中，2m2内浮煤高度不得超过0.6m。9、放顶时，老塘侧支柱要回净。10、采面安全出口中高不得低于1.6m，保证畅通无阻。11、每棚间金属网数量必须符合规定，顶部，煤邦、舍邦金属网必须连接好不能让矸石窜入溜子影响煤质。12、采面溜子刮板、螺丝必须完整齐全，严防溜子脱链，溜槽脱节。13、采面溜子底槽必须掏干净，以利溜子正常运行。14、采面上下付巷超前20m内，支架不得有掉口、歪旋现象，净高不得低于1.6m，并且必须打上抬棚。15、顺槽内应保持无积水、无浮煤、无杂物堆积，材料要靠巷道一邦码放整齐，不得影响通风行人。16、采面支架完好率保证在99.8%以上，无空邦、空顶现象，支护要牢固整齐。17、在回采过程中，溜子、煤壁、支柱要保持三直一平。三直即煤墙直，支柱直，溜子直；一平即溜子两侧保持水平。18、工作面支柱必须打成直线，其偏差不超过100mm，柱距不大于100mm、排距偏差不超过100mm。19、支柱的初撑力不低于规定值的80%。20、煤壁平直，与底板垂直，伞檐长度超过1m时，其最大突出部分，不超过200mm。21、靠煤壁侧支柱按照工艺要求及时架设，并保证齐全。第四章 生 产 系 统第一节 “一通三防”一、通风系统（见附图2）1、新鲜风流：主井井底大巷11轨道上山101运输巷工作面。2、乏风流：回采工作面101回风巷11运输上山总回风巷风井地面。3、采面风量计算：（1）按采面同时工作最多人数进行计算：Q=4NK=4211.45=121（m3/min)式中：回采工作面所需风量：每人每分钟所需风量N：回采工作面同时工作最多人数，取21：风量备用系数，取1.45（2）按造成采面良好气候条件计算：Q=60VS=601.453.6=313.2(m3/min）式中：V：工作面理想风速 取1.45m/sS：工作面断面（2.0m1.8m=3.6m2）（3）按照工作面沼气涌出量计算：Q=100QCH4K/Cg=1002.11.6/1=336(m3/min)式中：QCH4：采面沼气绝对涌出量,取2.1m3/min。K：采面沼气涌出不均衡系数 ，取1.6Cg:工作面回风流中沼气最高允许浓度,取1（4）按工作同时使用的最大炸药量计算：Q=25A=2515.3=382.5m3/ min A每循环炸药耗量（5）风速验算：按最低风速验算：Q15S=153.6=54(m3/min)按最高风速验算：Q240S=2403.6=864(m3/min)（5）风量确定：依上述计算,另据我矿的开采情况，结合201采面实际供风量，101采面配风量应为382.5m3/min，即可满足安全生产。随着采面推采，通风部门在保证采面瓦斯不超限的情况下可根据采面瓦斯实际涌出量适当调整采面风量。二、瓦斯检测 （一）、瓦斯检测工作面投产前，按设计安装一部甲烷传感器，设在回风巷距安全出口1015米处，报警浓度1.00，断电浓度1.5，复电浓度1.0。 断电范围为采煤工作面及其上、下顺槽所有非本质安全型设备，要求瓦斯电闭锁装置动作灵敏、准确，并按规定进行校验，保证其断电功能可靠。 瓦斯报警或瓦斯断电必须立即停止工作，切断电源，撤离人员，向调度及值班矿长汇报，进行处理，待瓦斯浓度降到安全范围后，经瓦斯检查员确认无误，方可送电恢复生产。瓦斯检查工和瓦斯监测工必须严格按照矿井作业操作规程和规章制度的内容来执行。祥见附图11：安全监控系统图（二）、瓦斯检查(设点、次数)（1）每班对工作面瓦斯检查的次数不得少于三次，且检查时间要均匀，本班报出最高瓦斯浓度。（2）检查瓦斯后应及时向调度室汇报测定结果。（3）工作面上隅角