柔性掩护支架回采作业规程.doc

目 录
第一章 概 述... 1
　第一节 井田概况... 1
　　一、交通位置... 1
　　二、地形地貌... 1
　　三、地表水系... 1
　　四、气象特征... 3
　　五、地震情况... 4
　　六、地区经济概况... 4
　　七、矿区开发简史... 4
　　八、煤层特征... 5
　　九、水文地质条件... 5
　　十、围岩性质及其对采煤的影响... 7
十一、冲击地压对回采的影响... 8
第二章 采煤方法... 8
　第一节巷道布置... 8
　第二节采煤工艺... 9
　第三节设备配置... 24
第三章顶板控制... 25
　第一节支护设计... 25
　第二节矿压观测... 28
第三章 生产系统... 29
　第一节运　　输... 29
　第二节一通三防... 30
　第三节安全监控系统... 33
　第四节综合防尘洒水系统... 34
　第五节排水系统... 34
　第六节 压风系统... 35
　第七节 防灭火系统... 35
　第八节 通讯联络系统... 36
　第九节供电系统... 36
第四章 劳动组织和主要技术经济指标... 36
　第一节劳动组织... 36
　第二节主要技术经济指标... 37
　第六章 煤质管理... 38
　第七章 安全技术措施... 39
　　一、回采过程中的相关安全制度及安全技术措施... 39
　　二、交接班制度... 46
　　三、工作面的支护质量要求安全技术措施... 47
　　四、工作面、运输巷、回风巷冒顶、煤壁片帮的处理方法、措施... 48
　　五、工作面、运输巷、回风巷支柱(架)初撑力的要求... 50
　　六、工作面单体液压支柱应采取的防倒柱措施... 50
　　七、工作面机巷、风巷加强支护的方式、要求... 50
　　八、防治水安全技术措施... 51
　　九、“一炮三检”制度及“三人联锁”放炮制度... 52
　　十、采煤工作面在以下情况下不准放炮... 54
　　十一、其它爆破管理安全技术措施... 55
　　十二、轨道上山提升行人安全技术措施... 60
　　十三、机电设备管理安全技术措施... 61
　　十四、预防瓦斯煤尘爆炸安全技术措施... 62
　　十五、支护安全技术措施... 63
　　十六、通风眼、行人上山眼防坠落安全技术措施... 66
　　十七、刮板机司机安全技术措施... 67
　　十八、皮带机司机安全技术措施... 68
第八章 灾害应急措施及避灾路线... 70
　　一、避灾的应急措施及应遵循的基本原则... 70
　　二、避灾路线... 71
　　三、工作面避灾路线图(后附)... 72

为拜城盆地，区内与区外的交通运输均为公路运输，目前已形成了以S307省道为主干道的公路运输网络体系。S307省道向东与G217国道相接，向西与G314国道相接。煤矿位于S307省道(拜城县)以北50km处，从拜城县到铁列克镇约45km为柏油路面公路，由铁列克镇至煤矿约30km为碎石路面公路，距阿克苏市163km，距库车县城116km，距南疆铁路库车站120m，交通方便。
　　地理座标：东经81°42′00″～81°44′45″;
　　北纬42°06′45″～42°08′00″。
　　井田东西长4km，南北宽2.2km，井田面积8.76Km2。

　　该井田位于天山南麓低山带，地形走向北东—南西，呈向南东倾斜的单面山。总体北高南低，沟谷密布。海拔高程+2000～+2660m，最大比高近600m，一般比高300m，基岩大面积裸露，属强烈切割的中高山区。地形复杂程度为三类。

　　井田沟谷发育，最大河流台勒曲克河位于井田中部，为长年流水，发源于井田北部，补给源为高山融雪水和泉水，由北向南东流出矿区。后在拜城盆地的南缘汇集到卡普斯浪河，河床坡度为1左右，水流湍急。一般流量为5～10m3/s，历史上最大流量达20.59m3/s，根据气象部门提供的台勒丘克河河流随季节变化情况，该河属高山冰雪融水补给为主的河流，每年3月中旬气温回升，积雪融化，河水流量逐渐变大，至5、6月达平稳

期，6月下旬至8月下旬随着雨季的来临进入洪水期，此时平常流量达6～
　　10m3/s，9～10月因无降雨因素影响进入平水期，流量达4m3/s，12月—翌年的2月底为枯水期，水量较小，历史上最小流量仅0.45m3/s。水质类型为HCO3—·SO4=·Cl——Ca++·Na+·Mg++型水，矿化度0.7g/l，总硬度为16.86德国度，PH值为7.5，水质较好，可以做为煤矿的饮用水水源。其它沟谷因汇水域小，海拔较低，缺乏持续的补给水源，多为季节性水流，河床坡度在5°左右，一般流量为0～0.3m3/s，流量随季节变化影响，时常断流，由北向南以季节水流或潜流汇入台勒曲克河。

　　该矿区属于大陆性气候，气候干燥，降雨量少，蒸发量大，晴多阴少、日照长，气候变化剧烈，冬、夏两季较长，春、秋较短。冬季寒冷，夏季凉爽，昼夜温差较大，历年平均气温约6～7℃。年最高气温为37.4℃，年最低气温为-32℃，蒸发量受气温控制，夏秋两季大，冬春两季小。蒸发量最大在5～8月间，月蒸发量不均一，年平均降水量94.9mm，年平均总蒸发量2125.8mm，蒸发量是降水量的15倍左右。全年日照达1564小时，无霜期为167天，每年的12月到翌年的3月为冰冻期，最大冻土深1m，春季多北风。风向以西北向为主，次为东南向，平均风速1m/s左右。6～8月间为雨季，有暴雨降落，造成山洪爆发。此间降水量约占全年降水量的60%，降雪主要在11月初至翌年2月，矿区内无常年积雪。另外，灾害性的天气有风灾、冰雹和沙尘暴等。

　　根据《中国地震动参数区划图》(GB18306—2001)，该区地震动峰值加速度为0.15g，地震动反应谱特征周期为0.45s。对应的地震基本烈度为Ⅶ度。

　　拜城县是一个以农牧业为主的农业县，工业以煤炭开采业和煤炭炼焦业为主，全县年产原煤1.50Mt左右，生产焦炭0.50Mt左右，县水泥厂生产普通水泥0.20Mt左右，除此之外全县再无其它上规模工业。全县人口20万左右，以维吾尔族农牧民为主。农业种植的粮食作物以小麦、玉m为主，经济作物以棉花为主，油料作物有油菜、葵花。全县电力供应依靠位于本县铁列克镇的铁列克火力发电电厂供给。
　　井田内无常住居民，矿区内无人烟，其附近也人烟稀少，所居住的人口均为维吾尔族农牧民，以农业种植和放牧为生，经济相对落后，生活较为贫穷，日常的生活用品从铁列克镇和拜城县城供给。
　　该煤矿内水源可以自行解决，电源由铁列克火力发电厂供给。

　　井田内有多处小窑开采痕迹，均已废弃。无生产井，现有一个基建井(现平硐)，位于井田5勘探线的台勒曲克河北岸，井口标高+2043m。

　　1、煤层情况
　　Ⅳ13煤层厚度变化不大，自西向东，地表上出露的最小厚度为1.46m，最大厚度为3.76m，平均煤厚为2.64m，煤层厚度变化系数为7%;深部出露的最小厚度为0.71m，最大厚度为6.24m，平均煤厚为2.80m，煤层厚度变异系数为16%。沿走向上(自西向东)Ⅳ13煤层厚度总体上有变厚的趋势。从+2200m水平、2250m水平两巷道来看，此范围已经探明煤层无夹矸。
　　总之Ⅳ13煤层属结构较简单，全区大部可采较稳定煤层。
　　2、煤层顶、底板情况

　　3、煤层变化及煤质情况
　　煤层东西走向上分布均匀，结构较为简单，结构简单，煤层顶板为粗砂岩，底板为细砂岩。该煤层以黑色为主，条呈灰黑色，弱玻璃光泽，节理和裂隙较发育。

　　1、地质构造
　　井田位于天山南麓低山带，地形走向北东—南西，呈向南东倾斜的单面山。总体北高南低，沟谷密布。海拔高程+2000～+2660m，最大比高近600m，一般比高300m，基岩大面积裸露，属强烈切割的中高山区。地形复杂程度为三类。
　　2、水文地质概况
　　井田内沟谷发育，最大河流台勒曲克河位于井田中部，为常年流水，发源于井田外北部，补给源为高山融雪水，由北向南东流出矿区。在拜城盆地的南缘汇集到卡普斯浪河，河床坡度为1°左右，水流湍急。一般流量为5～10m3/s，历史上最大流量达20.59m3/s，根据水文部门提供的台勒曲克河河流随季节变化情况(见表1-3-3)。该河属高山冰雪融水补给为主的河流，每年3月中旬气温回升，积雪融化，河水流量逐渐变大，至5、6月达平稳期，6月下旬至8月下旬随着雨季的来临进入洪水期，此时平常流量达6～10m3/s，9·10月因无降雨因素影响进入贫水期，流量达4m3/s，12月～翌年的2月底为枯水期，水量较小，历史上最小流量仅0.45m3/s。
　　拜城县台勒曲克河近几年月平均流量统计表

　　水质类型为HCO3-·SO42-—Ca2+·Mg2+型水，矿化度0.7g/l，总硬度为16.86德国度，PH值为7.5，水质较好，可以做为煤矿的饮用水水源。其它沟谷因汇水域小，海拔较低，缺乏持续的补给水源，多为季节性水流，河床坡度在5°左右，一般流量为0～0.3m3/s，流量随季节变化影响，时常断流，由北向南以季节水流或潜流汇入台勒曲克河。
　　Ⅳ13煤层为弱含水煤层，水文地质条件简单。煤层含水层主要由地表通过顶底板渗入，渗入比较缓慢。该煤层地层构造裂隙不发育，无大断层或裂隙带，地层水渗入比较缓慢。但地层中所含岩层为泥岩、细、粉砂岩都具有良好的渗水性。
　　煤层顶底板未发现强含水层存在，多以富水性弱的含水层为主，地层孔隙、裂隙不发育，地层所含岩层隔水性好。巷道内只有局部有淋水现象，且淋水量不大，井下水主要是由地表裂隙和孔
隙渗入的。
　　3、煤层瓦斯、煤尘煤层自燃发火倾向性、煤尘爆炸性
　　据瓦斯测试成果可知，Ⅳ13煤层CH4含量在0.706～1.255ml/g.r之间，CO2含量在0.046～0.062ml/g.r之间.
　　根据地质报告，井田内各煤层均为易自燃煤层。煤层煤尘具有爆炸危险性，回采作业过程中必须加强井下机电设备管理和通风管理，以及回采时爆破作业的操作方法至关重要。

　　直接顶：为灰色的粉砂岩，层理和节理都较发育。
　　老 顶：为深灰色粗砂岩，结构完整，节理层理不发育，裂隙不发育。
　　直接底：灰色粉砂岩，节理发育，遇水变软，较易垮落。
　　老 底：为深灰色细砂岩，结构较完整，节理裂隙不发育。
　　Ⅳ13煤层顶底板较为破碎，节理裂隙发育。在开采过程中，直接顶和底板会随开采冒落。所以，要加强采面顶底板管理工作。

　　该煤层地质构造简单，煤层结构稳定，无明显冲击地压，但该煤层顶底板比较破碎，岩层随着开采过程较易脱落。采面回采时较易出现片帮和冒顶现象，对回采安全工作会造成很大的影响。其次，由于井田内地层的特殊赋存状态(属急倾斜60—63度)，采面开采完后，较易发生冲击地压。
　　开采前，采区相应位置地表附近应建立标志，防止人员进入采区范围内。

采煤方法
　　一、采煤方法的选择：伪倾斜柔性掩护支架采煤法。
　　二、选择的依据：根据《苏杭河煤矿地质说明》中有关煤层赋存特征、工作面参数及以往经验和现有的技术装备水平。

巷道布置
　　一、采区巷道布置及设备配备情况
　　+2200m——2250mⅣ13煤层柔性掩护支架采煤工作面沿煤层走向布置+2250mⅣ13煤层回风巷，长度为326m，沿+2200m水平走向布置运输巷道，长度为446m，开切眼布置在采面西边界斜长为106m。
　　该面主要使用SGB420/30A型刮板输送机2台、650式皮带机1部，煤电钻、乳化液泵站等设施。
　　二、工作面主要巷道的断面、支护方式、位置及用途(见表-1)
　　主要巷道布置概况一览表

采煤工艺
　　一、采煤工艺
　　工作面伪倾斜柔性掩护支架下打眼、装药、放炮落煤→人工攉煤至自滑溜槽→刮板输送机运煤→人工支护→采空区处理(回柱放顶)。
　　二、采高、循环方式及循环进度
　　(一)采高的确定：工作面阶段高度为50m。
　　(二)循环方式：采用正规循环(每三班一循环)。
　　(三)循环进度：循环进度为1.1m。
　　三、落煤、装煤、运煤及顶板管理方式
　　(一)落煤方式：放炮落煤。
　　(二)装煤方式：人工攉煤至自滑溜槽。
　　(三)运煤方式：运输巷前后采用2部刮板输送机和1台皮带机将工作面的煤运至矿井出煤系统。
　　(具体详见该采煤工作面设备布置示意图)
　　(四)顶板管理方式：全部垮落法。
　　四、支架下放方式及要求
　　(一)支架下放
　　1、当支架安装压实茬长度在15—30 m之间时可进行初次下放架子，在架尾下放溜煤眼上方之前，架尾保持3.0～5.0m的平架子，允许上翘角度不得超过15°，架尾至少保留3个眼，且不能同时出煤，确保一个小眼口管理完好，余煤清理干净，供通风和上下人使用。小眼上人前，必须联系清楚，确定安全后方可上人。
　　2、工作面初次下放时，开切眼眼口作业人员必须佩带保险带，且小眼支护牢固。
　　3、架子正常推进时，工作面伪倾角保持在25°～30°之间，不得超过30°。架子仰角保持在不大于煤层法线方向的5°。
　　4、架子下放过程中，经常检查螺栓的拧紧度，发现松动及时拧紧或更换螺拴。
　　5、工作面地沟高度在1.2～1.6m之间，地沟顶板侧打一行单体液压支柱，沿走向间距不超过2.5m。
　　6、架子初次下放过程中，每个小眼内必须设置完好的扶手绳。放炮后，工作面出煤完毕后，工作面支架下及点柱后严禁存有大块危煤活矸。
　　(二)支架的调整
　　1、架子如出现局部悬空时，应及时调整掩护支架角度或临时支撑管理，调整时采用长柄工具或放炮处理，严禁人员在悬空处下方用风镐或手镐、短铲等处理，以防窜矸、片帮或支架大面积下沉伤人。架子伪倾角大于34°时，应根据现场实际情况及时放炮调整处理。
　　2、架子刮顶板矸子超过300mm以上时，顶板挂矸段支柱间距可增大到3.0～4.0m，并在刮矸段顶板侧打矸子眼，落顶板侧掩护支架;架子挂底板，在底板侧打矸子眼，落底板侧掩护支架，但应防止顶、底板窜漏矸伤人。
　　3、掩护支架顶、底板侧出现扭斜时，可采取以下方法进行调整：
　　(1)支架安装时上肢超前或滞后下肢0.2m。
　　(2)在支架滞后一侧，打眼超过架边100～150mm，并打在一个面上，进行放炮处理。
　　(3)架料上肢单体液压支柱升压或下肢单体液压支柱卸压，以减少滞后一侧支架与底板的摩擦力。
　　4、架子仰角偏大必须及时支设底板抗山支柱。
　　(1)顶板侧支柱加压落支架下肢时，与落架操作无关的人员都必须撤至安全地点，操作人员必须密切注意顶板片帮、窜矸等情况及支架下落速度，并及时躲避，同时紧跟其后，必须有人在煤帮找好柱窝(深度为50～100mm)，人工预支好底板抗山支柱;支架调整符合规定后，该处底板抗山支柱允许拆除。
　　(2)工作面架脚悬空高度超过1.0m、支架仰角超过规定且连续长度超过1.0m、支架打皱长度超过1.0m，在支架下肢处必须支设底板抗山支柱，其间距不超过3.0m，该处底板抗山支柱不得拆除。
　　(3)底板抗山支柱要支设在架内压板一下，底板抗山支柱必须拴防倒绳(用10#以上钢丝绳)与支架连接牢固，以防下滑伤人。
　　(4)抗山支柱采用单体液压支柱支设，不能用枕木、圆木代替。
　　(5)底板抗山支柱长度不得小于1.0m。
　　(三)架头平架段及斜架管理
　　1、架头平架段浮煤杂物必须经常清理，确保断面符合要求。平架段支架正规可靠，顶板完好无裂缝，支架不淌漏或出现空帮现象。
　　2、上隅角顶板暴露处必须采用老料、大木板等背实，防止大块煤矸窜下伤人。
　　3、人员进入斜架工作面时，必须先检查支架内点柱及顶、底板情况，发现问题及时处理。
　　4、架下设置牢固的扶手绳(规格：直径不小于15mm的棕绳)，方便上下人使用。
　　5、打眼前必须将支柱和搪瓷溜槽拴牢在架料上，相邻两支柱间距不大于3.0m，采空区小眼眼附近两支柱间距在0.5～0.8m之间。如支柱损坏或缺少，应及时更换或增补，歪倒的支柱及时扶正并与支架打上劲。
　　6、架下的单体液压支柱必须用双股10#钢丝绳及5分尼龙绳或直径不小于15mm的棕绳拴牢在架料上。
　　(四)架尾管理
　　1、在架尾与机巷留设保护煤柱时：
　　(1)架尾平架长度为不多于5个眼位的长度，不小于3个眼位的长度，机巷上方煤皮厚度为≥5m。拆架子时，如煤皮厚度小于1.5m时严禁下卧打回头炮。
　　(2)架尾煤厚度如遇刮矸或运输巷道压力大时可适当增大，增大高度可根据实际情况确定，但超过8m时必须与矿总工程师联系，采取措施后再施工。
　　(3)拆架尾平架子茬口距离不小于2.5m，架尾最后一个上风眼与尾架距离不大于6.0m。架尾地沟扩大到两侧钢丝绳位置段沿走向长度不大于10m，地沟高度不低于1.2m，顶板侧沿走向必须打一行单体支柱，支柱间距为1.0～1.5m，底板侧可视情况打支柱地沟保持畅通无阻，小眼保持完好。
　　(4)支架下出煤过程中，迎头出煤人员用长柄工具找落顶板侧大块煤矸时，必须站在后方单体护身柱后(单体要安设牢固可靠)，若顶板悬空过高、煤矸过大时，必须设护身挡板(宽200mm，厚度不小于50mm的木板)，其他人员必须躲至下方单体后(不得小于5.0m)，确保安全。
　　(5)架尾落平后，运输巷以上5.0m(煤柱厚度)范围内只允许放松动炮结合手(风)镐落煤，但松动炮的最小抵抗线不得少于0.5m。
　　(6)掩护支架管理好后，运输巷道方可回收工字钢支架，架尾回棚回收工字钢支架必须逐棚进行。
　　(7)工作面通风小眼口以里的工字钢支架及物料必须及时回收。
　　(8)为防止工作面扒煤时飞煤、矸伤及运输巷道及架尾施工人员，在下拐点(出煤口)及运输巷道行人侧，用废旧皮带配合木板进行封闭处理，具体方法：①在溜煤眼口(1.0～1.5m处)与架尾之间用长度不得小于1.5m旧皮带进行悬挂，宽度不得小于1.2m，皮带与支架之间用8#双股以上铁丝连接，绑扎牢固可靠。皮带外侧用规格：1.5×0.2×0.03m木板覆盖。②在运输巷行人侧(运输巷内距煤层底板侧1.0～1.5m处，液压支柱内侧)用长度不得小于1.5m的旧皮带封堵，封堵长度不得小于5.0m。皮带外侧用同样规格大板覆盖。③溜煤眼口处必须形成“L”型封闭严实状态，杜绝出现裂隙。
　　(9)运输巷道回撤刮板机后，由外向里清理顶、底帮，回采完毕的溜煤眼口必须用木板等支护材料进行蓬盖，防止人员在运输巷道工作时，由于溜煤眼口管理不到位掉煤(矸石)砸到运输巷道作业人员，同时每班拆架人员要观察运输巷道顶板及其回采完毕的溜煤小眼防止掉落矸石伤人。
　　(10)架尾(下拐点以里)长度为3.0～6.0m，拆架迎头用虚煤充实，不得悬空。
　　(11)绞车开关灵敏，开停可靠;司机持证上岗，操作时精力集中，确保停、开、倒车准确、及时。
　　(12)拆架、回柱不得少于两人作业，设专人观察顶板及支护情况，发现问题及时处理;在保证安全的前提下，可采用回柱绞车拉架料拆架子;架子须用钢丝绳头固定，同时使用“S”钩与绞车钢丝绳连接。
　　(13)拆架架尾必须悬挂瓦斯便携仪，切断难以拆卸的螺栓时要先测气，在瓦斯浓度<0.8%时方可进行作业;拆卸前，要先打点柱管理架尾，管理好后再拆卸螺栓。
　　(14)人员进入拆架迎头人工拉架或拴链头时，必须首先观察采空区口及迎头支护情况，如发现问题，应采取“敲帮问顶”或打点柱加固等措施处理，只有在确认没有来压、支架失稳等安全威胁时，方可进入迎头拴链头、拉料。
　　(15)机尾20m范围内的物料及时运走，及时清理浮煤，保证退路的畅通。
　　(16)在施工中须根据现场情况及时对上述措施进行调整并补充完善。
　　(17)为减少工作面压力，必须在工作面运输巷道超前20m进行打超前支护，防止工作面来压造成不必要的麻烦。超前支护为一梁三柱，间排距为1000mm。
　　五)、掩护支架工作面遇特殊问题的处理
　　掩护支架工作面所遇到的特殊问题主要有：遇断层、煤层厚度变化、过小眼、联巷、老巷、工作面出现断绳现象、水害问题、窜矸问题、支架挂顶、啃底、悬空等问题。
　　(1)支架扭斜
　　支架下放时产生扭斜是因为经过多次放架，钢丝绳受力被拉伸，连接钢梁的螺丝、绳卡松动，没有及时检查拧紧，至使架子向伪斜面下滑集中或拉稀，因此，必须加强支架安装质量，施工时必须派人对支架上的螺丝、绳卡定期检查，发现松动及时拧紧。
　　(2)窜矸问题
　　主要是因为顶板破碎，特别是巷道与工作面交接处顶板暴露面积大，时间长或煤层变厚，煤质松软而流掉，使支架与顶板间隙过大而产生，遇此情况可利用木板或其他材料，打上斜撑保护顶板或做成假顶防止窜矸。
　　(3)支架挂顶、啃底、悬空问题
　　若煤层变薄或底板煤较硬又未采完，至使支架倾角度，这时要破底板下放，否则支架达到最大可调范围仍要挂顶，若煤层倾角变小，煤质变软，支架更应该紧贴顶板下放，否则容易啃底。遇至此类情况时，必须根据煤层变化具体情况挑顶或破底，并打上一定数量的顶子来帮助放架，使支架恢复正常状态。
　　在工作面与巷道交接处容易发生支架悬空，这时钢丝绳张力最大，要适当利用补顶柱来帮助支架下放，减少钢丝绳张力。
　　(4)断绳问题
　　由于操作管理不当，支架下放时产生褶皱，钢丝绳受张力过大或因绳卡松脱，受冲击力不均造成断绳、脱绳，以至发生断绳，发生断绳后必须及时用8米—10米长的钢丝绳，用8个—12个绳卡将断绳两端联结上，绳卡必须拧紧，钢丝绳搭接长度不少于4米。若因断绳而造成架子拉稀程度过大，必须在拉稀处补充架子或其他材料进行封顶，防止漏塘、窜矸。
　　(5)支架过巷道
　　支架下放至小眼联络巷时，在溜煤眼位置架盘木造人工小眼，保证溜煤系统完好，同时在人行靠联络巷侧打好木垛，保证通风系统，过巷道必须编制专门措施报批实行。支架下放至架子伪斜工作面平行巷时，必须先将巷道全部进行加固，并用板皮背好帮顶，然后对巷道用煤进行充填严实。架子下放过程中必须逐步将架子工作面伪斜坡度调大(大于巷道坡度即可)，便架子工作面与巷道形成斜交形式，再从下往上逐渐下放支架直至过宽巷道，回完巷道后在逐渐将伪斜工作面坡度调正常状态。
　　(6)水害问题
　　掩护支架工作面最忌出现水患，因此如遇水患，可想办法在短期内施工一放水巷进行放水，防止水进工作面。若掩护支架工作回风平巷以上出现水患，必须将水患完全排除后才允许采煤。
　　(7)采空区瓦斯高的问题
　　造成采空区瓦斯高的原因主要是采空区形式空洞太大导致瓦斯积聚。出现这种情况必须禁止工作面电煤钻打眼、放炮，先采取瓦斯抽放措施将瓦斯排除降至临界值以下，。为防止采空区瓦斯压入采煤工作面，必须确保架子顶上垫层煤层厚度不小于2米，同时在采煤过程中，严禁掏架子顶上的垫煤层。
　　(六)落煤方式及架内放炮规定
　　1、落煤方式
　　采用爆破落煤。
　　2、工作面架内放炮规定
　　爆破工作由经过专门培训、考核合格、并取得安全资格证书的专职爆破工担任，并持证上岗。
　　爆破作业时，严格执行“一炮三检”和“三人联锁”放炮制度，放炮前认真清点人数。
　　爆破时，采用毫秒延期电雷管(铜脚线)，爆破时，采用安全等级不低于二级的煤矿许用乳化炸药，且必须采用正向装药。爆破时，同一工作面严禁使用两台或两台以上的发爆器进行爆破作业，爆破母线长度不得小于150m。
　　(七)架外放煤方式
　　由底板侧进行放煤作业，放架外煤采用长把工具配合手镐、铲子进行。工作面斜架内放架外煤时，放煤前必须在放煤口上下端沿倾斜方向打上不少于2根牢固可靠的单体液压支柱，同时该段支柱必须缩小间距，间距为0.5～0.8m，以防止支架突然下落伤人。放煤时，人员必须站在安全地点(放煤点斜上方)进行作业，放煤时人员的头、身体和四肢严禁进入采空区。工作面只准安一组人员进行放煤作业，由下向上逐次进行，一轮放完后方可进行下一轮的放煤作业。放煤见矸后要及时停止，并将放煤口管理好，严禁将煤与矸石混出。用木板、笆片等将放煤口背实、管理好。工作面正常出煤时，严禁人员进行放架外煤作业。
　　(八)支架的拆除方式
　　1、拆架子前准备工作
　　施工人员进入拆架子工作地点前，必须首先检查施工地点支护是否完好，架子两侧是否管理好，工作地点高度是否在1.2m～1.5m之间(架尾靠近采空区侧1.0m范围内的地沟高度应控制在0.5m～0.8m之内，防止采空区内窜矸伤人。若发现问题必须处理好后方可进行拆架工作。
　　2、拆架子时有关安全技术措施
　　(1)拆架子前，必须将架尾待拆架子段架子仰角调平，水平度不超过±5°。
　　(2)拆架子迎头1.5～2.0m范围内的单体液压支柱必须替换成1.0m长的圆木，长度根据现场地沟高度确定。替换成1.0m长的圆木时，应采用废旧胶带输送机皮带对圆木进行保护，防止在拆架子期间，钢丝绳与圆木相互摩擦，损坏支柱。
　　(3)若待拆架子挂顶底板侧矸石严重，且架子受力较大时，则必须先用风镐进行刷扩，使其充分卸压，不得生拉硬拽。
　　(4)拆架施工顺序：拆架时，每次可拆除1～3根，拆架料时，边绳叉花卸去螺母沿走向长度不超过1.0m，如架子吊斜滞后侧边绳卸去螺母沿走向长度不超过1.0m，主绳和超前侧边绳卡子一次拆卸不超过3排。若遇到两根架子重叠等特殊情况时，应根据现场实际情况，采用钢锯将重叠处架子的螺丝锯断后方可进行拆除。
　　(5)拆除的架料可在运输巷架尾采空区5.0m以外的宽敞地点集中堆放，但最多堆放数量不得超过10根，码放最多不得超过2层。
　　(6)拆下的架料及时运至运输巷宽敞地点堆放整齐，堆放高度不得超过1.0m。
　　(7)人员在搬运架料时必须精力集中，动作必须协调一致。卸完后的大绳深入架尾小眼内，待每根大绳上的卡子全部卸完后，运至运输巷道并吊挂在宽敞地点。
　　(8)拆卸螺丝人员必须在架内侧安全地点，必须在迎头设护身点柱，防止迎头矸石冒落窜入架内伤人。
　　(9)采用5t手拉葫芦拆架子时，拉架料必须注意以下几点：
　　①施工过程中必须认真仔细检查手拉葫芦的保护设施是否完善可靠，严禁使用无防护设施
或防护设施不完善的手拉葫芦。
　　②手拉葫芦必须固定牢固，且距架尾末端距离在2.5～5.0m以内。
　　③人员在手拉葫芦拴好架料后及时撤至葫芦生根以外安全地点,此时手拉葫芦前不得有人，防止手拉葫芦断链伤人。
　　④拉架料时，人员应在葫芦后方操作，严禁人员蹲在或坐在葫芦正下方操作。
　　(10)机尾滞后6.0m时，必须采用局部通风机进行通风，局部通风机设在进风口以东10m外。
　　(11)拆架地点以外，必须保持安全出口畅通。
　　五、钻眼爆破
　　(一)炮眼布置形式
　　工作面炮眼布置为双排眼，眼深1.2m，沿工作面伪倾斜方向的间距为1.0m，顶眼距支架上端1.4～1.8m，底眼距架脚1.0～2.1m，炮眼排距不小于0.6m。在煤体较硬时，沿工作面伪倾斜方向的眼间距为0.8m;若架子刮顶、底板侧挂矸子时，沿工作面伪倾斜方向的炮眼间距可缩小至0.6m。(炮眼布置三视图见后附)
　　(二)爆破说明书

　　六、回采工艺图
　　(回采工艺图后附)

　　一、采面工作制度：
　　本矿采用三班三运转工作制度，每班工作8小时。采区及回采工作面采用三班回采三班运煤工作制。
　　二、采区工作面储量、生产能力及服务年限：
　　1、Ⅳ13煤层储量计算：
　　(1)、地质储量Q地：
　　Q地=L×B×E×P
　　=(345+447)×0.5×57×1.33×2.5=75050吨
　　式中：L：采煤面走向长：+2250水平345m、+2200水平447m
　　B-煤层平均厚度2.5m
　　E-2200-2250倾斜高度57m
　　P-煤体容重1.33t/m3
　　(2)、损失量计算：
　　a、石门保护煤柱损失量Q护煤损:
　　Q护煤损=L护煤×B×E×P
　　=(38+48)×0.5×2.5×57×1.33
　　=8150吨
　　式中：L护煤-保护煤柱走向长：+2250水平38m、+2200水平48m B-煤层平均厚度2.5m
　　E-2200-2250倾斜高度57m
　　b、采区巷道煤柱损失量Q巷煤损
　　Q巷煤损=L可×B×E×P
　　Q巷煤损=399×5×2.5×1.33=6633吨
　　式中：L=--采区可采走向长399m(保护煤柱48米)
　　B-煤层平均厚度2.5m
　　F-采区巷道煤柱宽度：分别5m
　　P-煤体容重1.33t/m3
　　(3)、可采储量计算Q可：
　　Q可=Q地- Q护煤损- Q巷煤损
　　=75050-8150-6633=60267(吨)
　　(4)、采区回采率C：
　　C =Q可/Q地×100%
　　=60267/75050×100%
　　=80.30%
　　2、工作面日产、月产：
　　1)循环产量Qz：
　　Qz=E×M×F×P×C1
　　=110×2.5×0.8×1.33×80.30%=235(吨)
　　班产按照正规循环进度的50%计算
　　工作面日产量Qd=235×50%×3=352.5吨
　　每月按照25个工作日计算：
　　工作面月产量Qm=25Qd=25×352.5=8812.5吨
　　工作面服务年限:T=Q采/Qm=60267÷8812.5=6.84(月)
　　式中:
　　E采-工作面斜长：倾斜高度57米，倾角61°，工作面按伪斜30°布置长度110米，留设5.0米护巷煤柱。
　　M-煤层水平平均宽度　 2.5米
　　F-循环进度　　　　 0.8m
　　P-容重　　 1.33吨/立方米
　　班次 3
　　C采区回采率　 80.30%
　　Q采= 60267(吨)

设备配置

　　+2200m水平Ⅳ13煤层回采工作面设备布置详见表。

顶板控制

支护设计
　　+2200水平—2250m水平Ⅳ13煤伪倾斜柔采工作面支护型式为单体液压支柱配合柔性掩护支架(采用矿用11#工字钢)进行支护，支架采用28.5mm的钢丝绳进行连接。单体液压支柱采用DW12-300/100、DW12-300/100型。
　　以工作面直接顶载荷的倍数估算老顶的载荷：
　　P=N•∑h•γ
　　式中 p——直接顶及老顶来压时的支护强度，KN/m2
sh;—老顶来压与平时来压强度的比值，称增载系数。基本定来压时，通过直接顶传递给支架的作用力，称为基本顶载荷，一般可按直接顶载荷的倍数估算，称为动载系数。基本定来压时的载荷一般不超过平时载荷的2倍，本次计算取2.
　　γ——顶板岩层容重，2.5t/m3
　　如果忽略顶板下沉量，
　　则 ∑h=M/(K-1) (M为采高，K为碎胀系数)
　　本次计算：采高为工作面实际采高2.0m;
　　K值一般取刚破碎时的胀碎系数1.25—1.5
　　则 P= N•∑h•γ=2*M/(K-1)* γ
　　因而 P=2*(2~4)*M*γ
　　=(4~8)*M*γ
　　=8*2.0*2.5
　　=40KN/m2
　　(注：上述技术参考1991年3月煤炭工业出版社出版的矿山压力及其控制教材)
　　根据工作面实际斜长及控顶距推算顶板岩层实际作用力：
　　PL= P*L*B=40*106*1.8=7632KN
　　PL：为工作面控顶范围内岩石对支架的作用力，单位KN
　　L：为工作面斜长，单位m
　　B：为工作面支架实际控顶距离，单位m
　　(2)根据工作面实际使用的单体液压支柱实际支撑能力计算：
　　Rt=KgKzKbKnKaR
　　=0.99*0.95*0.9*0.8*0.9*300
　　=182.8KN
　　式中Rt——支柱实际支撑能力，KN
　　Kg——支柱工作系数0.99
　　Kz——支柱增阻系数0.95
　　Kb——支柱不均匀系数0.9
　　Kn——采高系数0.8 本次计算工作面采高比为0.8
　　Kn=H实际/H可采=2.0/2.5=0.8
　　Ka——倾角系数0.9
　　R——支柱额定工作阻力，KN 本次计算取300 KN
　　(注：上述数据参考支柱检验报告，作业规程编制指南，矿山压力学得出)
　　(3)工作面合理的支柱密度计算：
　　n=PL/Rt=7632/182.8=41.7根
　　所以工作面应使用42根单体液压支柱来满足工作面顶板支护。
　　(4)工作面支柱柱距、排距
　　柱距、排距：为使采面正规循环作业，拟在工作面靠煤壁侧布置单排支柱，柱距为2.5m，所需的另一排单体由支架腿代替数位r/2
　　验证：当柱距为2.5m时，每根支柱支撑顶部面积：2.5*(2.2/2)=2.75m2
　　每根支柱最大能支撑顶板面积为：182.8/40 =4.57 m2>4.5m2
　　符合工作面支护强度要求。
　　故该工作面采用DW12-300/100、DW12-300/100型单体液压支柱
　　柱距为2.5m，配合柔性掩护支架可满足工作面支护强度要求。

矿压观测
　　一、矿压观测方法:建立严格的采面压力观测制度，有效防止局部或大面积冒顶，以及周期来压造成的危害。
　　采煤工作面顶板来压及冒落观测方法：
　　二、在开采期间，严密观测采面内煤层变化情况，发现异常情况，否则必须及时进行处理。
　　三、开采期间，在打眼或装药时，若听到煤层中发出“咚咚”声，或较大的放炮声，就可确定是顶部来压较大，此时，应停止作业，撤离人员，先进行处理，再进行作业。
　　四、观察运输巷的支架支护情况，有无顶梁折断或弯曲等现象，查看单体液压支柱有无卸压、损坏及无效支护的现象，否则必须及时补架、换梁或更换支护。也可用专用仪器对单体支柱进行测压试验。
　　五：检测方法：
　　(1)利用单体测压仪检测上下端头前、中、后排单体压力，目的为检测其初撑力、工作阻力是否达到要求，最后将数据汇总，并计算出支护质量合格率。
　　(2)观测方法：每班至少检查一次，在上下端头移架前后均必须进行检测压力。

生产系统

运　　输
　　一、运输方式的确定及运输设备的选择
　　运输方式：采用2部刮板输送机加皮带机运煤至矿总运系统。
　　运输设备：刮板输送机、皮带机。
　　二、运输设备的安装位置及固定方式
　　安装位置：刮板输送机安装在工作面运输巷道内，沿煤层底帮铺设。
　　固定方式：刮板输送机机头、机尾按照规定打压柱且打牢，并采用两根链条对刮板输送机机头进行固定，以防歪斜;胶带输送机主机固定在地锚上，并用Φ12.5mm钢丝绳双股拉紧，用U型绳卡子将钢丝绳卡紧，将主机固定。
　　三、运煤路线和辅助运输路线
　　(一)运煤系统
　　+2200m水平Ⅳ13煤层工作面→刮板机→皮带机→刮板机→+2200水平石门→2台SGB420/40A刮板机转载→+2200m水平集中运输巷道→+2043水平—2200m水平集中煤仓→+2043m水平主平硐→皮带机→地面。
　　(二)运料系统
　　材料由地面→+2043主平硐→1号轨道上山→+2200m水平车场石门→+2200m水平Ⅳ13煤层运输巷道→Ⅳ13煤层收作眼→工作面。