重庆掩护支架工作面作业规程.doc

目录
第一章  概    况 2
第一节  编制依据 2
第二节  工作面位置及井上下关系 2
第三节  工作面参数及煤层情况 3
第四节　煤层顶底板 3
第五节　地质构造 3
第六节　水文地质 4
第七节　瓦斯情况 4
第八节　影响回采的其它因素 5
第九节　储量及服务年限 5
第二章  采煤方法 6
第一节  巷道布置 6
第二节  采煤方法及采煤工艺 7
第三章  顶板控制 11
第一节  支护设计 11
第二节　工作面顶板控制 13
第三节   运送巷、回风巷及顶板支护 15
第四章　生产系统 17
第一节　运　输 17
第二节 “一通三防”与安全监控 18
第三节　排　水 22
第四节　供　电 23
第五节　照明、通讯、信号系统 31
第五章　劳动组织及重要技术经济指标 31
第六章　煤质管理 34
第七章　重要安全技术措施 34
第一节　一般规定 34
第二节　顶　板 35
第三节　防治水措施 40
第四节　爆　破 40
第五节 “一通三防”及安全监控措施 42
第六节　提高、运送、行人 44
第七节　机电管理措施 45
第八节　其它措施 46
第八章　灾害应急措施及避灾路线 47
第九章　工程质量保证措施 51
第十章   其它部分及附图 52

第一章  概    况
第一节  编制依据
一、《煤矿安全规程》、《煤矿岗位各工种技术操作规程》及各种相关的管理制度；
二、5227工作面设计、开切眼设计；
三、5227采煤工作面地质说明书；
四、2023年采掘接替计划；
五、5225工作面及5227机、风巷开切眼掘进的矿压、瓦斯等相关资料。

第二节  工作面位置及井上下关系
工作面位置及井上下关系             表1-1-1
水平名称
+580m水平
采区名称
522采区
地面标高
＋1115～1155m
井下标高
+587～+645m
地面相对
位置
工作面及机、风巷相应的地面位置均在牛儿口至穿心坪一带，地面高低起伏 ，为高山地带，标高＋1115～1155m，无建筑和河流。
回采对地面设施的影响
工作面到地面的垂深均在510m，开采对地表无影响。
井下位置关系及影响范围
本工作面位于李子垭向斜东翼522采区+587～+645m水平。上部为极不稳定煤层，仅布置有5225一个工作面,已回采完毕；北边为5226工作面，正在回采，5227采面为5226工作面的接替工作面； 北面5228机巷正在施工瓦斯抽放孔， 5227风巷为沿空留巷巷道。南边为523采区，正在布置开拓主干系统。工作面走向长513m，真倾斜长平均54.2m；风巷标高+640～+658m，机巷标高+580～+590m。
走向长度(m)
513
平均伪斜长度(m)
86
斜面积(m2)
44118

第三节  工作面参数及煤层情况
工作面参数及煤层情况表              表1-2-2
煤层厚度(m)
1.5
结构形式
煤（夹矸）煤厚度
0.30（0.13）1.13
比重(t/m3)
1.5
煤层硬度(f)
1～3
煤种
瘦煤
倾角(°)
78
稳定限度
不稳定煤层
煤层
情况
描述
5227采煤工作面主采煤层为K11煤层，煤层类型属半亮型煤，以亮煤为主，暗煤次之，夹少量镜煤条带，煤层硬度在1～3之间，煤层层理清楚，只有标志层与顶板间的软分层相对紊乱。煤层在本工作面范围内走向为N28ºE左右，西倾，平均倾角78º。平均厚度1.5m，夹矸石1～2层，其岩性为黑色泥岩，厚0.04～0.25m，煤层软分层厚度0.3～1.2m，工作面内煤层构造简朴。
本工作面K11煤层以瘦煤为主，其质量为高灰、中硫、中档发热量。据煤层煤样分析，净煤灰分10.58%、挥发分15.7%、含硫1.98%、发热量4882大卡/公斤、磷含量0.012%。该煤层粘结性、结焦性较差，但可满足动力煤规定。

第四节　煤层顶底板
本工作面大部分区域顶板完整连续。煤层顶底板层理清楚，但节理较为发育，局部有小断层，破坏了顶底板的完整性。煤层顶底板详见附图1：5227工作面综合柱状图

第五节　地质构造
本工作面位于李子垭向斜东翼522区。从机风巷实际接露的资料分析，工作面无大的地质构造。工作面机巷碰到三处小断层：（f5227-1）位于5227机巷石门以南23m前，其它状况见表1-3-3；（f5227-2）位于5227机巷石门以南75～133m，断层产状见表1-3-3；（f5227-3）位于5227机巷石门以南165～226m。工作面开切眼中部有一处小断层，（f5227-4）位于5227开切眼距上出口50m左右位置，回采过断层时必须加强工作面支护管理。

地质构造情况表                表1-3-3
编号
构造名称
性质
走向(°)
倾向(°)
倾角(°)
落差(m)
对回采工作面的影响
1
f5227-1
逆断层
30
297

0.3
对煤层顶底板有一定破坏。
2
f5227-2
逆断层
32
300

0.4
对煤层顶底板有一定破坏。
3
f5227-3
逆断层
38
298

0.3
对煤层顶底板有一定破坏。
4
f5227-4
逆断层
52
300

0.3
对煤层顶底板有一定破坏。

第六节　水文地质
本工作面水文地质构造简朴。重要防止煤层顶板龙潭组二、四段灰岩含水层水和煤层底板茅口灰岩含水层水，煤层距茅口灰岩10.27m，煤层顶底板未遭破坏时，均能起到隔水作用。预计平均涌水量1m3/h，最大涌水量3m3/h。因此该工作面水害较小。在回采过程中，如遇煤壁有渗水、煤层变湿、变暗或顶板有淋水等透水预兆时，应立即向调度室报告，并且必须严格执行“有疑必探，先探后采”的原则。

第七节　瓦斯情况
2023年矿井瓦斯等级鉴定结果绝对瓦斯涌出量为28.06m3/t，K11煤层为突出煤层，本区域煤层瓦斯含量11.21 m3/t，瓦斯压力1.2Mpa，煤层吸附瓦斯的能力很强。根据相邻5225工作面及5227机、风巷掘进过程中的瓦斯涌出量，初步预计5227工作面绝对瓦斯涌出量为2.1m³/min。煤层顶板为泥岩和粉砂岩，均属渗透性差、孔隙小的岩石，不利于瓦斯排放。在机巷实际掘进过程中，由于煤层较软，软分层较厚，曾在距5227机巷石门91m处发生上部煤炭垮落，在机巷上部形成4m宽、10m高的孔洞。在回采过程中，过垮落孔洞前60m，地测组下达预测告知书，并且由生技部和通防科编制加强顶板管理、瓦斯防治的安全技术措施，采煤队在回采时，必须严格按编制的安全技术措施执行。回采前，通防科必须制定出防突专项措施，严格执行回采工作面瓦斯治理“应抽尽抽、先抽后采”制度。煤层具有突出危险性，在开采过程中严格按“四位一体”防突措施进行管理，并加强瓦斯抽放管理工作，严禁瓦斯超限作业 。

第八节　影响回采的其它因素
影响回采的其它地质因素情况表            表1-4-4
其它因素
对回采工作面的影响
CH4
本区域瓦斯具有突出危险性，煤层厚度变化较大，受应力挤压严重，预计瓦斯涌出量为2.1 m³/min。
CO2
本煤层CO2涌出量为1.98 m³/min，对回采影响不大。
煤层爆炸指数
煤尘具有爆炸危险性，其爆炸指数为14. 9%。
煤层自燃倾向性
经煤炭自燃倾向等级鉴定，煤层属于Ⅲ类不易自燃发火煤层。
地温危害
本工作面距地表较近，受地温影响不大。
冲击地压危害
本煤层为单一煤层，无冲击地压的危险性。

第九节　储量及服务年限
1. 一、工作面储量：
该工作面可采走向长度513m，平均倾斜长度86m，煤层平均厚度按1.5m计算，煤的容重为1.5t/m3，其回采率取95%，可采储量计算如下：
513×86×1.5×1.5×95%＝94302(吨)
1. 二、服务年限：
根据储量的计算本工作面的可采期为:94302÷11610＝8.1(月)

第二章  采煤方法
第一节  巷道布置
1. 一、采区设计、采区巷道布置情况：
本采区准备巷道所有布置于底板灰岩中，裸体支护。522一级材料上山坡度为30°，净断面为5.2m2，用于采区设备、材料提高及进风，材料上山采用JD-25型调度绞车进行提高；一级回风上山坡度为38°，净断面积4.86m2，用于采区回风；溜煤上山坡度为60°，断面积1.54m2，采区煤仓设于522采区车场内。
1. 二、工作面运送巷：
5227机巷布置于5227工作面下部边界，沿工作面走向进行布置，标高在+595～+580m间，机巷净断面为5.4m2，采用金属支架支护，笆片排材背帮接顶，巷道用于工作面煤炭运送及进风。
1. 三、工作面回风巷道：
5227风巷布置于5227工作面上部边界，共有348m为沿空留巷段，标高在+640～+650m间，风巷净断面为4.5m2，采用金属架料支护，笆片排材背帮接顶，巷道用于工作面回风。
1. 四、开切眼：
开切眼布置于采面边界，贯穿机、风巷，切眼断面为2.8m2，掘进期间采用单体支柱配合木挑梁进行支护，笆片排材背帮接顶；用于工作面初期支架铺设。
1. 五、联络巷：
5227机巷石门用于联通5227机巷与522车场，5227风巷回风石门用于联通5227风巷与+700m回风大巷；两石门软岩段均按机巷断面进行掘进，净断面为5.4m2，金属架料进行支护；灰岩段采用裸体支护，其断面为5.2m2。5227机巷补作进风巷用于机巷与南运送大巷联接。
1. 六、运煤石门：
5227机巷运煤石门布置于5227机巷石门内，坡度为20°，断面为4.5m2，采面的煤炭运至5227机巷后，经5227运煤石门到522区煤仓。
1. 七、机电硐室、压风硐室、乳化泵站及井下炸药库
机电硐室设于522采区车场旁，对522采区所有用电地点进行配送电；压风硐室设于522采区车场与522一级材料上山间的联络巷内，对522采区的所有用风地点进行供风；乳化泵站设于522区采区车场内的煤仓旁；井下炸药库设于511区车场旁，用于井下临时存放爆炸材料。所有硐室均设于煤层底板灰岩中，采用裸体支护。

第二节  采煤方法及采煤工艺
1. 一、采煤方法：
根据5227机、风巷实际揭露的资料分析，工作面煤层平均厚度1.5m，且煤层厚度变化大，工作面顶底板岩性软及煤层倾角大、赋存较差，结合目前开采的实际情况，拟定采用1.3m的伪斜四边形柔性掩护支架采煤法开采，一次性采全高，区内后退式开采。如煤层变化大：当煤层厚度小于1.30m掩架无法正常推动时，采用卧底方式推动，防止出现挂架、皱架；当煤层厚度大于1.30m时，则采用留底煤，掩架紧靠煤层顶板推动，防止出现漏矸，当煤层厚度达1.8m，且稳定期，采用1.6m掩架回采。留底煤开采时，必须加强控架支柱管理，随时检查支柱质量，倾倒的支柱及时补打。
回采时必须严格按质量标准化规定，将工作面伪斜角控制在35°内，允许偏差±3°。工作面在推动过程中，工作面坡度超过规定值时，采用改变炮眼深度或炮眼密度、一次放炮长度进行调整。
1. 二、采煤工艺：
工艺流程：安全检查→打眼、装药→移架（补支柱）→连线放炮→人工出煤(支护)；风巷摆架及超前支护及机巷尾架回拆与工作面工作同步进行(放炮时停止其它一切作业，撤出所有人员)。
㈠落煤、装煤、运煤方式：
落煤方式为放炮落煤。工作面采用人工攉煤，塘瓷溜槽自溜至机巷皮带输送机内。机巷运煤采用SGB－620/40T型刮板输送机和SPJ-800型吊挂式皮带运送机运送，至5227运煤石门至522采区煤仓，在522采区车场装车，组列后采用蓄电瓶电机车运至地面煤仓。
㈡支护及控顶方式：
工作面采用四边形柔性掩护支架支护，掩架间距为125mm（8架/m），单体液压支柱控架，支柱应有1～3°迎山角，支柱初撑力不得低于90KN，单体液压支柱每根必须拴好防倒绳。控架支柱在工作面的间距为1.5m；因工作面煤层倾角过大，控架支柱必须采用立柱与横柱共同进行，横柱与煤层顶板呈70。布置（类似反撑支柱），柱顶紧靠掩架下肢，柱底与掩架间距不超过200mm，同时在掩架第二端下方掺打立柱，作为控架支柱，其有效高度控制在1.0m～1.3m之间；遇构造顶板破碎加密至1m；上、下出口10m内及风巷超前摆架段支柱间距为1m。工作面采用所有垮落法管理采空区。
㈢巷道联络方式：
在回采过程中，针对工作面下出口，掘进超前溜煤眼，后方布置行人通风眼，保证溜煤与行人分道通行。回采过程中，行人眼与下煤眼间留设煤墩，煤墩净宽3.4m，高3～4m。
㈣支架的组成及安装：
风巷安装超前掩护支架时，掩架顶梁必须紧靠煤层顶板；煤层厚度小于1.3m时卧底；当风巷破顶段掩架平摆在巷道内卧地沟摆架，地沟高度不小于1.1m，控架支柱打在控架梁上。在掩架间工字钢槽内，在支架第二端与第三端分别用400×110×50的卡心料卡紧。使钢丝绳崩紧崩直后再用螺栓、夹板将六根（四组）Φ25mm的钢丝绳（其中上下肢各两根并列使用）牢固的固定在支架上。钢丝绳两端头焊包长度不小于50mm，两根钢丝绳搭接错头长度不小于2.5m，并用至少4付绳卡均匀地将两根钢丝绳卡紧、卡牢绳卡间距为600～650mm，两端绳卡距绳头空余长度为200mm，正负偏差不得大于50mm。钢丝绳搭接处用夹板将钢丝绳压紧。有接头的支架要间隔3～4架错开安设，防止压力集中过载压坏支架。
㈤工作面安全出口及两巷的管理
工作面及上、下两安全出口及附近20m范围内必须随时保持畅通，其断面有效高度为1.1m，宽度为0.8米，高度、宽度尺寸偏差不超过±100mm，并且下出口人行眼必须安设梯步及保险绳，保证行人安全，对顶板破碎或空顶面积大于1m2的地方必须打点柱进行支护，每班作业时必须将该段的浮煤矸及杂物清理干净，并且上下出口超前20m范围内严禁堆放材料。工作面上下出口20m范围内必须设专人维护，发生断梁折柱，巷道底鼓变形漏帮、漏顶时，必须及时维修更换、清挖巷底，以保证巷道有足够的高度。
㈥放架工艺及回架方法：
工作面采用人工放架，重要通过调整立柱高度、横柱位置进行放架，作业时，支架下端紧靠煤壁，上肢第一端紧靠顶板，架端距离煤壁不超过00mm，一次放架长度不得超过2m，一次只准卸一根支柱，横柱跟地沟高度控制在1.0m。掩架下放至横柱上方时，对立柱进行注液打牢后，方能卸下另一根支柱。支柱必须打均匀，最大偏差不得超过300mm。待掩架放至距下出口走向密集上方1.5～2.0m时，逐渐将支架调成水平状，并在转弯处打上单体密集支柱，尾架在下煤眼及行人眼上方段采用走向密集支护，走向密集间距250mm，最大不得超过300mm。尾架长度必须控制在10～15m范围内，最后一架掩护支架必须用单体液压支柱控架，尾架回撤时由工作面采空区向煤壁方向逐架回拆，回拆时作业人员必须在防身支柱后方进行操作，掩架拆出后，只有在上方活石清除、顶板稳定后，方能进行其它作业。
㈦爆破作业：
1．工作面采用两台MZ-12型电煤钻分上、下两段进行分段打眼，电煤钻电压为127V，必须采用专用综合保护装置进行保护。
2．炮眼方位平行于煤层走向，由于煤层采高拟定为1.3～1.6m，炮眼布置在煤层中部采用双排“三花眼”方式布置，间距均为800m，顶眼距顶板间距0.5m，底眼距底板间距0.3m。当煤层厚度不够或底板出现底鼓，则必须卧底推动，保证足够采高，防止出现挂架。采用1～5段毫秒延时电雷管，煤矿许用三级安全炸药，正向装药，分段大串联分次启爆。装药时，底眼作为掏槽眼，雷管在使用过程中不得跳段使用，炮眼运用率不小于80%。（详见图4：5227工作面炮眼布置图及表2-1-5：分段爆破说明表）
3．工作面推动方式：工作面采用整体推动。一次性打眼，分段放炮落煤。爆破落煤每次每段长度不超过20m。爆破顺序由下向上依次分段进行。放炮地点设于5227机巷下煤眼以外100m的新鲜风流中，并于放炮点挂设“放炮执行地点”警示牌。
㈧工作面最大日生产能力：
AB＝60VS/(Q大/A日)＝60×2.18×4/(353/400)＝608.37  t；
式中：AB——按通风拟定工作面日最大生产能力，t；
   V——工作面允许最大风速，m/s；
   S——工作面平均断面，m2；
  Q大——工作面最大需风量，m3/min；
   A日——工作面日产量，t。
分段爆破说明表    表2-2-5
炮眼名称
顶眼
底眼
炮眼编号
1--19
20--39
眼深（m）
1
1
眼距（m）
1
1
抵抗线（m）
0.8
0.8
封泥长度（m）
0.6
0.4
水炮泥数（个）
1
1

炮眼角度  （°）
水平
左
35
35
右

竖直
仰

零
0
0
俯

装药量
眼数（个）
19
20
眼装药量（条）
1
2
总装药量（条）
19
40
总装药量（Kg）
3.8
8
雷管段数
1
2
雷管数量
19
20
联线方式
分段大串联一次起爆

第三章  顶板控制
第一节  支护设计
一、柔性掩护支架设计：
㈠支架的拟定：
L≤M+△M    则L≤1.5+0.1≤1.6；
式中：L—支架高度，m；   M—煤厚，m；   △M—伪顶厚，m；
由于5227工作面受地质构造影响煤层不稳定，根据工作面顶底板岩性软及煤层倾角大、赋存差等特点，结合目前开采的实际情况，拟定采用净高1.3m的伪斜四边形柔性掩护支架。
㈡根据风速进行检查：
S采＝L 净(l－b)Kd＝1.3×(1.29－0.09) ×1.4＝2.18  m2；  
式中：S采—采面净断面，m2；    L—支架高度，m；    l—支架跨度，m；
   b—支架厚度，m；       Kd—断面修正系数，根据本矿实际情况取Kd=1.4。
V采＝Q采/(60S采)＝350/（60×2.18）=2.67
式中：S采—采煤工作面的平均断面积，m2；  　  Q采—回采工作面实际需风量，m3/min；
   V采—采煤工作面风速，m/s。
㈢支架钢梁的可靠性分析：
1.钢梁上单位载荷：q＝ΓH＝2023×2.4＝4800  N/m；
式中：Γ—支架后方松散岩体的容重，N/m2；　
H—作用在支架上的松散岩体高度，由于煤层倾角为78°，伪斜角38°，取2.4m。
2．钢梁最大弯矩：Mmax＝1/8ql2＝1/8×4800×1.32＝1014 Nm；
式中：q—钢梁上单位载荷，N/m；　　l—钢梁的支撑跨度，m；
3．支架钢梁的可靠性分析：
Mmax/［σ］＝1014/300＝3.38
9＃矿工钢的断面模数：W＝16.5，得出W≥Mmax/［σ］，则用9＃矿工钢制成的1.3m掩护支架能满足支护强度规定。
1. 三、支护材料选型及有关数量：
2.
支护材料选型及数量表        　表3-1-6
支护材料
型号、规格
用　　途
使用量
备用量
掩护支架
1.3m
用于工作面支护、风巷超前摆架及下出口尾架
850架
170架
单体支柱
DW16-30/100
用于工作面控架支护
60根
12根
DW20-30/100
用于工作面下出口走向密集、反撑支柱及点柱
40根
8根
钢绳
Φ24.5mm（10m/根）
将工作面的掩架连接成整体
80根
16根
夹板
186×56×8（mm）
用于钢绳与掩架间的连接
3400块
680块
螺栓
Φ16mm
将夹板固定于掩架上
3400颗
680颗
卡心木
400×110×50（mm）
将掩架与掩架间卡紧，防止架间错动及掩架后方稳固。
850块
170块
400×110×50（mm）
850块
170块
掩架采用9#矿用“工”字钢进行加工，工作面单体液压支柱采用DW16-30/100、DW20-30/100型，根据其性能及技术特性显示的工作阻力均为300kN。
而工作面所需的支护强度为：
P＝K·M·R·COS（a）=5×1.6×2.5×COS(67°)=7.81　T/m2
工作面上部支护宽度一般取0.8m，则支护长度
L＝30/（0.8×7.81）＝4.8　m
L为控架支柱的间距4.8m，为保证支护安全可靠，防止出现皱架，拟定控架支柱间距为2.0m。
式中：Ｋ系数一般为采高的4～8倍，根据岩石性质取K=5，
M：采高取大值为1.6m， R：岩石容重为2.5T/m3， a：煤层倾角为67°。
1. 四、支护材料配套设备选型及有关规定：
根据单体液压支柱的初撑力，选用RB80-20型乳化泵2台，一台工作，一台备用，额定压力20Mpa，流量80L/min，选用乳化液作工作介质，其中浮化液浓度为2%～3%，使用乳化液自动配比器，现场必须有专门的检查手册，乳化液泵站设于522采区车场内；泵站至工作面选用Φ25mm无缝钢管作主管，工作面及支路选用Φ10mm或Φ16mm的钢编软管。主管全长600m，阻力损失：0.2Mpa,能满足单体液压支柱的初撑力≥90KN的需要。乳化液泵站和液压系统必须完好，不漏液，压力≥12Mpa。
液压系统：
机巷乳化液输送路线：液压泵站→5227（5228）机巷石门→5227机巷→工作面；
风巷乳化液输送路线：液压泵站→522一级材料上山→+640m中车场→5227风巷→工作面。
支护材料配套设备登记表           表3－2－7
配套设备
型号、规格
额定
功率
使用台数
备用台数
用途
乳化泵
RB80-20
37KW
1
1
对5227工作面各用液地点进行供液

第二节　工作面顶板控制
1. 一、正常工作时期顶板支护方式：
工作面采用掩护支架配合单体液压支柱进行支护，控架支柱间距为1.5m，其偏差不得大于300mm。掩护支架随采随移，工作面掩护支架紧靠顶板，掩护支架紧靠煤壁。进入工作面作业前及放炮后，及时清理煤壁松散煤矸，并对长度超过1m、最大突出部分超过200mm或长度小于1m、最大突出部分超过250mm的伞檐进行清找。回采过程中不得破坏煤层顶板。
1. 二、正常工作时期顶板特殊支护方式：
如遇煤层厚度增大时，则掩架必须扣拢煤壁，防止出现窜矸。架端至煤壁顶板冒落高度不得大于0.2m，否则必须用半圆木或其它材料支护接顶，防止出现窜矸。当掩架未扣拢煤壁，沿工作面2m长的范围内局部空顶面积大于0.5m2时，还必须加打点柱进行支护，点柱间距为1.0m/根。
当采空区悬顶沿走向达8m，沿倾斜长度达10m时，而掩架后方垫层厚度小于0.5m时，立即停止对工作面的推动。并加强对工作面支护即：每隔1根控架支柱打设一根反射支柱后，防止采空区大面积来压压坏工作面掩架；并采用强制放顶，其措施另行专门制定。
三、平行作业的安全距离及有关规定：
打眼、装药是同时进行的，所有打眼人员与装药人员间的距离不得小于3m。工作面放架在工作面眼打好后进行，放架人员在打眼、装药人员上部进行放架，所以放架时，必须在放架点下方2m内用溜槽设立一道横档，并且打眼人员上方10m范围内也必须设立一道横档，其高度不得小于300mm。放架人员与打眼、装药人员间的距离不得小于15m。放架时，必须仔细检查放炮脚线，防止挂断脚线，导致瞎爆。
四、特殊时期的顶板控制：
㈠工作面初采及初次来压的顶板控制
工作面初采前，必须制定专门的初采安全技术措施。初次放顶期间，工作面必须加强支护，控架支柱间距缩小至1.0m，保证支护强度。若顶板长期不垮落，导致柔性掩护支架背面无垫层或垫层厚度低于0.8m时，工作面必须加强支护，掩护支架下肢紧靠底板，上肢紧靠煤壁，在采空区悬顶面积大时，还必须加打立柱加强控架，立柱间距为1.5m。并另行制定专门的安全技术措施对悬顶段进行解决。
回采过程中，必须定期对顶板进行观测。若工作面出现周期来压明显、工作面压力大、煤壁片帮严重时，必须立即将控架支柱间距加密至1.0m，并在控架支柱间加打一根反射支柱，防止采空区大面积来压控导致挤架或掩架后抑。来压时立即停止作业，撤出人员，待动压稳定后，经检查无安全隐患后方能进入工作面组织正常生产。
㈡过断层及构造带时的顶板控制：
工作面若遇断层及构造带等特殊地质条件时，一方面必须加强控架管理，遇地质构造段将控架支柱间距缩小至1.0m，并且掩架应扣拢煤壁，严禁出现挂架，防止出现窜矸；另一方面当工作面顶底板的完整性被破坏或出现底鼓等情况时，必须采用破底或顶等方法保证工作面正常推动，并根据实际情况及时另行制定专门的补充措施，以保证安全。
㈢应力集中区的顶板控制：
工作面下出口应力比较集中，当工作面下出口悬顶面积大于0.7m2时，必须加打单体支柱以加强顶板支护，严禁空顶作业，点柱间距0.8m。若顶板破裂或有离层现象时，点柱上还必须加打木挑梁。
㈣工作面末采的顶板控制：
工作面收尾前，必须提前将坡度逐渐调至40°，工作面收尾由生技部提前标定工作面停采线位置，其措施生技部另行专门编制。
㈤工作面回采过沿空护巷段的顶板控制：
工作面风巷过沿空护巷段前20米时，必须有生技部现场标定上段采空区位置，并对护巷段进行支护检查，发现压力明显增大，必须掺打抬棚、支柱，同时在护巷段交接前后5m范围掺打单体支柱进行加固；工作面推动至护巷段时，掩护支架超摆段长度必须达9m，垫层达0.8m，回拆滞后架端4架支架，防止垮穿采空区，矸石窜入工作面地沟。

第三节   运送巷、回风巷及顶板支护
一、工作面运送巷、回风巷的顶板控制：
㈠工作面运送巷、回风巷超前支护：
风巷距超前掩架端头20m范围内必须打设超前点柱支护（前10m为双排，后10m为单排），点柱间距为0.8m，超前掩架长度控制在7～9m范围内，摆一段(一架料长)掩架回拆一架支架，同时超前掩架端头往外6架料范围内都必须掺料加固(掺料方法：在原架料间采用两根单体支柱配合挑梁进行架设)。机巷距工作面下煤眼20m范围内必须进行加固，前10m范围内采用掺料加固(掺料方法：用两根单体液压支柱配合金属支架腿进行架设)，后10m段采用单排支柱进行加固，支柱打在原支架梁上柱梁之间必须垫木（夹心料）。超前支柱随工作面推动相应前移，超前支护必须拉绳打直打牢，机巷所掺架料保持到尾架回拆时回拆。
㈡工作面运送巷、回风巷加强支护：
当机、 风巷支架变形或歪斜严重时，必须用单体支柱对原支架梁进行加固。当架间笆片、排材损坏严重时，重新进行背帮接顶；局部漏矸、掉渣位置，规定用笆片、排材重新支护。
二、工作面上下端安全出口的支护、管理：
㈠支护形式及质量规定
超前摆架段断面必须符合质量标准化规定(规格：高×宽＝1.0m×0.8m)，不得将控架支柱打在通道中间影响行人，并且保持出口畅通。当达不到规定高度时,必须卧地沟，将浮煤矸抛在掩架背部作垫层。下出口尾架段留设煤墩，以超前眼与机巷相联，超前眼采用箍密盘支护，煤墩上部采用打接架支柱方式控制掩护支架，其数量不得少于3根，间距0.8m。空顶位置必须采用点柱进行控制，点柱控顶面积不得大于0.7m2；顶板破碎时点柱上还应加打半圆木挑梁。
工作面下出口行人通道高度不得低于1.6m，采用掘超前眼将下煤眼与行人眼分开，超前眼由机巷向工作面方向掘进 (沿煤层顶板真倾斜向上) ，超前眼与行人眼中对中为5m。超前眼掘进断面为：1.6m×1.6m，净断面为：1.28m×1.28m。遇煤层薄化时，顶底板方向盘料长度根据煤层厚度进行调整，但净断面不得小于1.28m×1.0m。超前眼采用木盘料边掘进边箍密盘进行支护，箍盘段高度不得小于2.5m，在碰到煤层松软或顶板破碎时箍盘高度不得小于3米。木盘料规格为：长×宽×厚：1600mm×1600mm×160mm，盘料接头为：160mm×160mm×40mm，盘料间必须扣搭严密，并用铁抓钉抓牢，保证牢固可靠。起盘与转正盘呈扇形，外侧设盘墩，盘墩规格0.3m×0.16m×0.16m。当盘料与煤壁间有空隙时，必须用笆片隔离、用煤矸对空隙部分进行充填。超前眼在掘进过程中，必须对眼内采用局部通风机进行供风，并按规定检查瓦斯，严禁无风或微风作业。
㈡与其它工序间的衔接关系：
工人进入工作面作业前，必须先对两巷及上、下安全出口的支护情况进行检查，发现问题立即解决，待解决完毕后方可进入工作面进行其它作业，回采时必须严格按回采工艺流程进行作业。工作面在推动前，超前眼上部必须掺打完控顶支柱，其间距为800mm，当工作面推动至原超前眼时，下煤眼作为行人眼。
三、支护材料的使用数量和存放管理：
支柱碰倒或损坏时，必须及时恢复对拆出的支架或支柱，应运至宽敞的地点堆放整齐并挂牌管理，不用或损坏的支护材料应及时运出，以免影响人员安全通行。
本工作面单体液压支柱备用量为使用量的20%，备用材料必须完好，备用支柱存放在机、风巷宽敞的地方，不得影响行人和运送材料。规格不相同的要分或更换，并且必须建立专门的支护台帐。在同一工作面中不得使用不同类型和不同性能的支柱。分别存放，并挂上标志牌。

支护材料及回柱设备使用登记表               表3-3-8
材料
（设备）
型号、规格
使用数量
备用
数量
用　　途
回柱绞车
JH－14
2台
1台
用于5227机、风巷架料回拆
盘料
1600×160×160mm
96根
32根
用于超前眼支护用
铁抓钉

96颗
32颗
用于超前眼支护使盘料间连接牢固
单体支柱
PDZ22/100
115根
23根
用于机、风巷超前加固及尾架维护

第四章　生产系统
第一节　运　输
一、运送设备及运送方式：
㈠运煤设备及装载方式：
工作面采用人工攉煤，塘瓷溜槽自溜至机巷刮板输送机内。机巷运煤采用一台SGW－40T型可弯曲刮板输送机和一台SPJ-800型吊挂式皮带运送机运至5227机巷运送石门岔口再通过管架皮带转至522区煤仓（固定运送设备在使用过程中，规定安放平稳，刮板输送机机尾打压柱，机头采用圆环链与皮带机尾捆绑，并且各转载点及下煤点必须有“声光信号”）。在522采区车场装车，组列后采用蓄电瓶电机车运至地面煤仓。
㈡辅助运送设备及运送方式：
工作面所需的材料及设备由蓄电瓶电机车运至522一级材料上山下车场，机巷所需的材料及设备：由JD－25型调度绞车经522一级材料上山运至＋640m中甩车场，再由JD－25型调度绞车经＋640m小斜坡运至5227机巷石门，最后经机巷石门运至机巷、工作面；风巷所需的材料及设备：由JD－25型调度绞车经522一级材料上山运至＋700m中车场，再由JD－11.4型调度绞车经＋700m小斜坡运至5227风巷石门，最后经风巷巷石门运至风巷、工作面。
二、刮板运送机及皮带运送机的移动方式：
皮带运送机采用张紧绞车进行牵引缩短，工作面每推动15m缩一次皮带，移一次机尾。皮带机尾及刮板运送机采用JH－14型回柱绞车进行牵引移动，刮板运送机随工作面尾架的回拆而前移，移动距离视现场情况而定。
三、运煤路线：
运煤路线：5227工作面→5227机巷→522采区煤仓→东翼南大巷→+580m运送石门→主平硐→地面。
五、辅助运送路线：
工作面所需材料、设备运送路线：地面→主平硐→＋580m主运送石门→东翼南大巷→一级材料上山→5227风巷→工作面；
或：地面→主平硐→＋580m主运送石门→东翼南大巷→5227机巷石门→5227机巷→工作面；
回拆出的材料、设备运送路线：由5227风巷→522一级材料上山→东翼南大巷→主运送石门→主平硐→地面（机巷拆出的掩架及钢绳：由5227机巷运到5227机巷石门→东翼南大巷→通过一级材料上山→＋640m中甩车场→5227风巷运→工作面，循环使用）。

第二节 “一通三防”与安全监控
1. 一、通风系统：
本工作面采用“U”型后退式通风方式，风流在工作面内的流向为上行通风。在工作面机、风巷分别设立一道测风点，测风点长度不得小于4m，前后10m范围内断面不得发生变化，测风点位置规定架料完好，测风点前后10m范围内不得堆放材料或设备。
㈠风量计算：

1．根据瓦斯抽采用的实际情况计算：
Q采=100×qKCH4×（1－K抽采率）
=100×3×1.8×（1-34.6%）
=353（m3/min）
2．按工作面温度选择适宜的风速进行计算：
Q采=60V采S采＝60×1.0×2.18＝130.8（m3/min）
3．按同时工作的最多人数计算：
Q采=4N=4×32=128（m3/min）
4．按工作面最大炸药消耗量来算：
Q采=25A=25×11.8=295（m³/min）
以上各公式中：
q----根据相邻5225工作面及5227机、风巷掘进过程中的瓦斯涌出量拟定，5227工作面绝对瓦斯涌出量取3.0m³/min。
KCH4-----采煤工作面瓦斯涌出不均衡系数，取1.8；
K抽采率-----工作面瓦斯抽采率为34.6%；
V采-----根据本采煤工作面温度在20℃以下，本工作面适宜风速取1.0m/s；
S采-----采煤工作面平均断面积，2.18m2；
N-------工作面同时工作最多人数，32人。
A-------工作面一次起爆炸药消耗量，11.8kg
5．按风速验算：
⑴按工作面最低风速验算最小风量
Q采小=15S采＝15×2.18＝32.7 m³/min
⑵按工作面最大风速验算最大风量
Q采大=240S采＝240×2.18＝523.2 m³/min
6．工作面实际需风量的拟定
通过风量计算，工作面所需风量最大值为353m³/min，因此拟定该面的需风量：    Q采＝350　m3/min，经验算该风量符合《煤矿安全规程》的规定。
㈡通风路线分进、回风路线：
1．进风路线：地面→2#进风斜井→521采区车场→东翼南大巷→5227机巷石门→5227机巷→5227工作面；
2．回风路线：5227工作面→5227风巷→5227风巷石门→521一级回风上山→+700m回风大巷→+580m集中回风石门→总回风斜井→+850m风井→地面。
二、瓦斯防治：
㈠瓦斯抽采：
1．根据本工作面实际情况，拟定采用本煤层顺层预抽瓦斯，坚持“应抽尽抽，先抽后采”的原则，回采期间边采边抽。在机巷布置钻孔沿煤层真倾斜方向，孔间距为1.6m～2.4m，钻孔角度按机巷地质情况平均为78°(煤层真倾角)，孔深60m，孔径Φ65mm，共计317个。钻孔采用ZY-150型钻机施工。打完一个孔后即封孔，封孔长度12m。预计瓦斯抽出量大于44万m3。
2．瓦斯抽采管路系统
5227机巷→522一级回风上山→＋700m回风大巷→521一级回风上山→+580集中回风石门→511回风上山→+850风井→地面
㈡瓦斯检查：
1．检查地点有：工作面、进风风流、下出口尾架端、回风风流(沿程)、上隅角、地沟、上隅角悬顶区、风巷回柱绞车处等。
2．瓦斯检查次数：
⑴采煤工作面及进、回风风流中的瓦斯浓度每班至少检查三次瓦斯；
⑵采煤工作面瓦斯涌出量大或异常时，必须经常检查；
⑶采煤工作面上隅角和巷道等每班至少检查一次，采煤工作面上隅角假如瓦斯超限，则必须增长检查次数；
⑷每次打眼前或放炮前、后必须对工作面上隅角、回风风流(沿程)及其回风流中的电气设备附近的瓦斯浓度进行检查。
㈢防止瓦斯积聚：
1．采煤工作面上隅角易发生瓦斯积聚，必须加强上隅角的瓦斯检查；如出现瓦斯长期超限，则必须在上隅角设立风障或采用正压通风的方式进行解决。
2．各类电气设备在启动前必