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11151155m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11151155m，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)13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13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N28E左右，西倾，平均倾角78。平均厚度1.5m，夹矸石12层，其岩性为黑色泥岩，厚0.040.25m，煤层软分层厚度0.31.2m，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75133m，断层产状见表1-3-3；（f5227-3）位于5227机巷石门以南165226m。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1f5227-1逆断层302970.3对煤层顶底板有一定破坏。2f5227-2逆断层323000.4对煤层顶底板有一定破坏。3f5227-3逆断层382980.3对煤层顶底板有一定破坏。4f5227-4逆断层523000.3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2.1m/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2.1m/min。CO2本煤层CO2涌出量为1.98m/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：513861.51.595%94302(吨)1. 二、服务年限：根据储量的计算本工作面的可采期为:94302116108.1(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)。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SGB620/40T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。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13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1.0m1.3m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。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34m。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40011050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）25mm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600650mm，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34架错开安设，防止压力集中过载压坏支架。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。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1.52.0m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1015m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。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1.31.6m，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15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。工作面最大日生产能力：AB60VS/(Q大/A日)602.184/(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1-1920-39眼深（m）11眼距（m）11抵抗线（m）0.80.8封泥长度（m）0.60.4水炮泥数（个）11炮眼角度 （）水平左3535右竖直仰零00俯装药量眼数（个）1920眼装药量（条）12总装药量（条）1940总装药量（Kg）3.88雷管段数12雷管数量1920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：支架的拟定：LM+M 则L1.5+0.11.6；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。根据风速进行检查：S采L净(lb)Kd1.3(1.290.09)1.42.18 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/（602.18）=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。支架钢梁的可靠性分析：1.钢梁上单位载荷：qH20232.44800 N/m；式中：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：Mmax1/8ql21/848001.321014 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/1014/3003.389矿工钢的断面模数：W16.5，得出WMmax/，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24.5mm（10m/根）将工作面的掩架连接成整体80根16根夹板186568（mm）用于钢绳与掩架间的连接3400块680块螺栓16mm将夹板固定于掩架上3400颗680颗卡心木40011050（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40011050（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：PKMRCOS（a）=51.62.5COS(67)=7.81T/m2工作面上部支护宽度一般取0.8m，则支护长度L30/（0.87.81）4.8mL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：系数一般为采高的48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25mm无缝钢管作主管，工作面及支路选用10mm或16mm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327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RB80-2037KW11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：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。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。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。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。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：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79m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。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：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1.0m0.8m)，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：1.6m1.6m，净断面为：1.28m1.28m。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1.28m1.0m。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：1600mm1600mm160mm，盘料接头为：160mm160mm40mm，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0.3m0.16m0.16m。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。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JH142台1台用于5227机、风巷架料回拆盘料1600160160mm96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PDZ22/100115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：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SGW40T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。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JD25型调度绞车经522一级材料上山运至640m中甩车场，再由JD25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JD25型调度绞车经522一级材料上山运至700m中车场，再由JD11.4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JH14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。风量计算：1根据瓦斯抽采用的实际情况计算：Q采=100qKCH4（1K抽采率）=10031.8（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601.02.18130.8（m3/min）3按同时工作的最多人数计算：Q采=4N=432=128（m3/min）4按工作面最大炸药消耗量来算：Q采=25A=2511.8=295（m/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3.0m/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，11.8kg5按风速验算：按工作面最低风速验算最小风量Q采小=15S采152.1832.7 m/min按工作面最大风速验算最大风量Q采大=240S采2402.18523.2 m/min6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353m/min，因此拟定该面的需风量： Q采350m3/min，经验算该风量符合煤矿安全规程的规定。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：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1.6m2.4m，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65mm，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：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；采煤工作面瓦斯涌出量大或异常时，必须经常检查；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；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。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