炮采工作面回采作业规程.doc

炮采工作面回采作业规程

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2020年4月19日
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目 录
第一章 概 况 - 3 -
第一节 工作面位置及井上下关系 - 3 -
第二节 地质煤层赋存情况 - 3 -
第三节 地质构造与水文地质 - 4 -
第四节 影响回采的其它因素 - 5 -
第五节 储量及服务年限 - 5 -
第二章 采煤方法 - 7 -
第一节 巷道布置 - 7 -
第二节 采煤工艺 - 7 -
第三节 设备布置 - 11 -
第三章 顶板管理 - 13 -
第一节 支护设计 - 13 -
第二节 工作面顶板管理 - 15 -
第三节 两巷及端头顶板管理 - 19 -
第四章 生产系统 - 21 -
第一节 运输系统 - 21 -
第二节 一通三防与安全监控 - 22 -
第三节 排水系统 - 27 -
第四节 供电系统 - 28 -
第五节 通信系统 - 33 -
第五章 劳动组织和主要经济技术指标 - 34 -
第一节 劳动组织 - 34 -
第二节 主要经济技术指标 - 35 -
第六章 质量管理 - 36 -
第一节 工程质量管理 - 36 -
第二节 煤质管理 - 39 -
第七章 安全技术措施 - 40 -
第一节 一般规定 - 40 -
第二节 顶板管理 - 40 -
第三节 防治水 - 43 -
第四节 爆破管理 - 43 -
第五节 一通三防与安全监控管理 - 46 -
第六节 运输管理 - 48 -
第七节 机电管理 - 50 -
第八节 防突措施 - 52 -
第九节 防灭火 - 53 -
第十节 防治煤层自燃 - 55 -
第十一节 停采收尾 - 56 -
第十二节 回柱绞车使用安全措施 - 57 -
第十三节 其它措施 - 58 -
第八章 灾害预防及避灾路线 - 60 -
附 图 - 63 -

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表 表1-1-1
概况
煤层名称
水平名称
采面名称
27#煤层
一水平
12703采面
工作面名称
地面标高(m)
工作面标高(m)
12703工作面
+1470～1460m
+1375m～1323m
地面地质构造情况
该工作面对应地表为单面坡地势,无建筑物
井下位置及邻近采掘情况
地表第四系浮土层,以山体为主,无水体及建筑物,受断层影响,煤层会有起伏现象,巷道过断层破碎带将给其施工和维护带来困难,工作面过断层要加强巷道的支护,其集体情况在现场逐步进行查清。12703东面未开采,西面是12701采空区,北面未进行采掘活动,上覆煤层为16#层,层间距35-70m,由16#层5#老窑,下伏煤层为34#层,间距35m,地表没有建筑物。

第二节 地质煤层赋存情况
一、煤层赋存情况
27号煤层:厚度1.4-2.6米,平均1.8米,厚度变化不大,全区可采。含夹石0-4层,夹石厚0.05-0.75米,属结构简单的较稳定煤层。顶板为泥岩或粉砂质泥岩,间接顶板为粉、细砂,底板为泥岩。具体情况如下表:
工作面煤层情况表 表1-2-2
煤层平均厚度
1.8m
煤层结构
0-1层夹矸
平均倾角
26°
开采煤层
27#层
煤 种
WY
稳定程度
较稳定
煤层情
况描述
该工作面煤层较稳定,掘进过程局部会遇到小地质构造,煤层结构简单,偶见夹矸0-1层。根据贵州省煤田地质局提交的<煤炭自燃倾向性等级鉴定报告>,M27煤层的自燃倾向性等级鉴定均属Ⅲ类,即不易自燃煤层。
二、煤层顶底板情况表
工作面煤层情况表 表1-2-3
顶、底板名称
岩石名称
特 征
基本顶
粉砂岩
较稳定
直接顶
粉砂岩
伪顶
砂质泥页岩
较破碎,随回柱易冒落
直接底
细砂岩
稳定
老底
粉砂质泥岩
较坚固,为较稳定底板
三、煤层的物理化学特征:
工作面煤层情况表 表1-2-4
自燃倾向性鉴定
煤层爆炸倾向性
瓦斯等级
煤种
硬 度
灰 份
含 矸
不易自燃
无爆炸性
高瓦斯煤层
无烟煤
2
33.52%
夹0-1层

附图1-2-1:煤层综合柱状图

第三节 地质构造与水文地质
一、地质构造
该工作面地质条件中等,27#煤层底板基底起伏,煤层厚度变化较小。在掘进过程中未发现影响生产的地质构造,回采中可能揭露落差较小的断层。
二、水文地质情况
1、该工作面水文地质条件简单,主要充水水源为大气降水经过小煤矿及老窑采空区地表塌陷、裂隙等充水通道渗入井下,顶板砂岩裂隙水。
2、水文地质条件简单,但要预防上区段采空区积水,密切关注异常水情,发现异常情况及时汇报调度采取措施进行处理。
3、采面涌水量预计最大涌水量:5m3/h,正常涌水量:1～2m3/h(现场实测)
4、与邻近煤层与采空区的关系(简述)
12703东面未开采,西面是12701采空区,北面未进行采掘活动,上覆是16#层,层间距35-70m,有16#层5#老窑,下伏为34#层,间距35m,地表没有建筑物。

第四节 影响回采的其它因素
一、影响回采的其它地质情况表:
影响回采的其它地质因素情况表 表1-4-5
瓦斯
27#煤层经资质单位鉴定,属于高瓦斯煤层
煤尘爆炸指数
无煤尘爆炸性
煤的自燃倾向
自燃倾向性为Ⅲ类,属于不易自燃煤层
地温危害
区内无地温异常现象,属地温正常矿井
冲击地压危害
无冲击地压
二、冲击地压
地质资料中未提供冲击地压的相关资料,且经调查该矿井及周围矿井尚未有冲击地压情况的发生,织金县八步镇鑫安煤矿按没有冲击地压危险考虑。

第五节 储量及服务年限
一、储量
可采储量:Q可=S×h×r×95%=13176×1.8×1.5×95%=33796t
式中:
Q可---可采储量,t
S---回采斜面积,13176m2
h---平均采高,1.8m
r ---容重,1.5t/m3
95%---中厚煤层回采率
二、工作面服务年限
1、工作面设计月产量
An=nAk1=30×256×2×0.8≈12288t
式中:
n:月生产天数,按30天计算;
A:工作面日产量,kt;
k1:月正规循环率,取0.8。
2、工作面服务年限
T=Z/An=33796/12288≈2.75月
式中:
T:工作面服务年限,月;
Z:工作面可采储量,t。

第二章 采煤方法
经公司、矿召开专题会研究,12703采面走向长壁后退式采煤法、炮采工艺进行开采,采用”菱形金属网下π型钢梁配液压单体”支护顶板,采空区采用垮落法管理顶板。
第一节 巷道布置
一、采区设计、采区巷道布置情况
本采面布置在27号煤层中,在标高为+1330m布置12703运输巷,在标高为+1375 m布置12703回风巷,在切眼遇断层后顺断层掘进,完成采面布置,切眼已贯通12703回风巷形成采面。
二、工作面运输巷、回风巷规格及用途
工作面运输巷与回风巷均采用矿用11#工字钢梯形支护,上宽2.2m、下宽3.4m,巷高2.1m,断面积为5.9m2。运输巷用途为行人,通风,运输;回风巷用途为回风,行人,运料。
三、采煤工作面切眼
12703切眼沿煤层顶板掘进,其形状为矩形断面。采用矿用11#工字钢梯形支护,全长127m,净宽2.6m,高2.0m,净断面面积5.2m2,用途为运煤、行人、通风。采用金属网下π型钢梁配液压单体支护,采面安装时需扩帮。
附图2-1-2:12703采煤工作面平面布置图

第二节 采煤工艺
一、采煤方法
1、采煤方法采用走向长壁式采煤法;采煤工艺采用爆破采煤工艺。
2、采高:平均采高1.8m,不任意丢顶煤,当煤层松软时,支柱必须穿柱鞋。
3、本工作面一次采全高,每天3个循环,循环进度为1.0m。
二、采煤工艺
爆破采煤工艺流程:打眼→装药联线放炮→移副梁护顶(铺网升柱)→攉煤→推溜→打副梁支柱支护(正规支护)→移主梁→清理浮煤→交接班
(一)爆破落煤
本工作面采取风煤钻打眼,爆破落煤,选取煤矿许用三级乳化炸药,毫秒延期电雷管引爆,工作面分段打眼、爆破,炮眼布置采用三花眼布置,工作面分段长度不超过10m。
(二)装煤、运煤
爆破落煤、人工攉煤,工作面煤经过溜子、溜槽运至12704运输巷铺设的溜子中,经溜子转运至12704运输巷皮带机,再经过溜子13运煤下山转运至主井皮带。
(三)顶板支护
工作面采取2.6mπ型钢梁配液压单体主副对梁交替支护,实行交替迈步前移,步距1000mm;每组两根钢梁之间的距离为200mm,两组相邻钢梁的距离为700mm。
端头支护采用3.6mπ型钢梁配合单体支柱按照”四对八梁,主副梁交替迈步”支护。
第一步:放炮前,工作面的π型梁主副梁都是抵到煤壁,如图A所示;

第二步:放炮后,将副梁移至煤壁并抵拢煤帮(不留端面距)作为临时支护,如图B所示;

第三步:出煤并移溜后,将主梁的第三排支柱回出,打在副梁的第一排支柱位置上,形成一梁三柱,如图C所示;

第四步:移主梁抵到煤壁,此时形成主副梁交替。
（四） 移溜
工作面煤壁爆破落煤、装煤、运煤工作完成后,进行移溜工作。采用单体支柱推移工作面刮板运输机,并从工作面一端向另一端依次推移,严禁从两头同时向中部或多头移溜,移溜必须保持整台一条直线,上下起伏不许超过2°。机头和机尾必须采用单体柱支撑稳固。
三、爆破
(一)爆破材料选择
1、雷管:工作面必须使用煤矿许煤用毫秒延期电雷管,最后一段延期时间不得超过130ms。不同厂家生产的或不同品种的电雷管,不得掺混使用。不得使用导爆管或普通导爆索,严禁使用火雷管。
2、炸药:必须使用安全等级不低于三级的煤矿许用炸药。严禁使用黑火药和冻结或半冻结的硝化甘油类炸药。同一工作面不得使用2种不同品种的炸药。
3、发爆器:选用煤矿许用MFB-200D型发爆器。
(二)炮眼布置
1、根据煤层的结构特点决定采用双排三花眼方式布置炮眼。顶眼布置在直接顶岩层下0.3m的煤层内,斜向顶板方向打眼,终孔位置距煤层顶板垂距200mm;底眼布置在距煤层底部0.3m的煤层内,终孔位置距煤层顶板垂距100mm,炮眼间距均为1.0m。
2、炮眼角度:
(1)炮眼与煤壁的水平夹角为75°,为了不崩倒支架,应使水平方向的最小抵抗线朝向两柱之间的空档;
(2)顶眼在垂直面上向顶板方向仰起5°,保证不破坏顶板完整性;
(3)底眼在垂直面上向底板方向保持10°的俯角,眼底接近底板,以不丢底煤和不崩翻输送机为原则。
3、装药封孔
正向装药,串联联线,每孔炮眼使用水炮泥不少于两个,剩余部分用黄泥填实堵严,煤厚易片帮时只打底眼。
(三)放炮
每次放炮的长度不得超过10米,顶板较破碎时,一次起爆长度不超过6m,顶板十分破碎时,一次起爆炮眼个数不能超过2个。放炮执行点必须在距离起爆点不小于100m的新鲜风流中,并严格按爆破说明书规定进行装药。
四、雷管、炸药消耗基础表
按每次爆破10米炮眼布置及所需炸药和雷管消耗量统计 表2-1-1
炮眼名称
眼深(m)
眼数(个)
装 药 量
角 度
起爆
顺序
联线
方式
数量(筒)
重量
(0.3kg/筒)
仰俯
(°)
水平
(°)
顶眼
1.2
11
11
3.3
5
75
Ⅰ
串
联
底眼
1.2
11
11
3.3
-10
75
Ⅰ
合计

22
22
6.6

六、爆破要求
1、工作面起爆方式以串联的方式一次性起爆,每次最多10m.
2、采用串联方式连接,装药时采用正向装药结构,严禁反向装药。打眼时严格爆破图表及爆破说明书中的技术参数进行打眼、装药。严格控制循环进度。装药时每眼必须装填一个水炮泥,炮泥封填至眼口。
3、放炮母线长度不小于400m,放炮母线必须保持完好,无接头,严禁出现明接头。放炮前必须由班组长亲自派人站岗并实行挂牌管理,做好站岗截人工作,站岗截人位置:1#岗即放炮执行点,设在12703运输巷距工作面不少于100m,2#岗设在12703回风巷风门外的新鲜风流中,站岗截人前要先把12703回风流系统内所有的人员撤出,严禁人员进出,并将回风流系统内的所有非本质安全电气设备进行停电闭锁。
4、爆破工必须鸣哨,放炮时必须先鸣哨以示警报,鸣哨规定为:两声短哨为警戒,提示要响炮,需站岗截人,一声长哨为响炮,爆破工鸣一声长哨后至少再等5s后方可放炮;三响表示炮已放完,能够撤出放炮警戒。
5、不能崩倒支柱,不能崩坏机电设备。
6、不能崩坏顶板,保证顶板的完整性;不能崩坏底板,保证支柱不钻底。
7、不能把煤崩入采空区,以减少清煤工作量。
七、工作面正规循环生产能力
Q = L×S×h×r×c=100×1.0×1.8×1.5×95%=256.5t
式中:
Q---循环产量,t
L---平均长度,m
S---推进步距,m
h---采高,m
r---容重,t/m3
c---回采率,%
附图2-2-3:12703采煤工作面炮眼布置图及装药示意图
附图2-2-4:12703工作面放炮警戒图

第三节 设备布置
一、皮带
皮带机共1部,其主要技术参数为:输送能力100t/h,输送带宽度800mm,带速2m/s。型号DTL80//40/2*30,功率30kW,电压380/660V。
二、溜子
溜子共2部,型号为SGB420-40T,一台布置在工作面,一台布置在12704运输巷作为转载机,其主要技术参数为:出厂长度120m,输送能力40/h,刮板链速0.86m/s,中部槽长×宽×高=1500×420×180mm。电机型号YBS-40,功率40kW,电压380/660V。刮板链形式为圆环链,规格:18×64mm。
三、风煤钻
型号ZQS-25/1.9,主要性能参数:工作压力0.4 MPa,额定转矩25N.m,额定转速380r/min,负载耗气量2.3 m3/min,最大输出功率0.9kW,空载转速1100 r/min,空载转速550 r/min,空载转速下转矩17 N.m,动力失速转矩45 N.m,起动转矩43N.m,最大负荷转矩40N.m ,噪声功率级110 dB(A),声压级dB(A) 93,冲洗水压力0.6～1.2 MPa,钻尾尺寸19、22 mm,外形尺寸宽×高×厚=450 mm×206mm×260mm,重量10 Kg 。
四、排水风泵
12703运输安设两台风泵,一台抽水,一台备用,主要用于排放12703运输巷积水。
五、乳化液泵
工作面采用BRW80/20型乳化液泵,安装在地面副井井口,工作压力18MPa,公称流量80 L/min,曲轴转速535 r/min,柱塞直径40mm,柱塞行程44 mm,电机功率37KW,电机转速1480 r/min,外型尺寸长×宽×高= ×840×795mm,总重量1000Kg。

第三章 顶板管理
第一节 支护设计
一、支护形式的选择和验算
1、支护形式的选择
工作面单体液压支柱的选型验算
(1)支柱的最大高度Hmax、最小高度Hmin的确定
Hmax=Mmax+c－b+e
Hmin=Mmin－s－b－a
式中:
Mmax——工作面最大采高(包括夹矸厚度),27号煤层2.6m
Mmin——工作面最小采高(包括夹矸厚度),27号煤层1.4m
c——伪顶厚度,根据已采27号层里段采面回采经验,煤层上方存在一层0.4m伪顶。
b——顶梁厚度,0.1m
e——为了避免支柱在完全抽出的状态下工作而留的活柱富裕行程,0.1m
a——支柱卸载高度,一般取0.05m
s——顶板在最大控顶距处平均最大下沉量,0.4m
(2)由估算法S=ηM·R=0.04×2.6×3.8=0.4m
式中:η——系数,取0.04
R——工作面最大控顶距,为3.8m
根据12704两巷实际揭露煤层情况,27号煤层厚度在1.4~2.4m之间,选用DW22-300/100型单体支柱可基本满足要求,支柱最大Hmax=2.2m,最小应为Hmin=1.4m;同时应配备部分DW25-300/100型单体液压支柱以适应煤层增厚带支护。
二、合理支护强度的计算
1、采用经验公式计算:
Pt=R×g×h×r=6×9.8×1.8×2.6=275.2kN/m2
式中:Pt—工作面合理的支护强度,kN/m2
R—工作面上覆岩石厚度系数,一般按采高4~8倍取值,取6。
h—采高m,按采面平均采高取1.8m。
r—顶板岩石容重,t/m3,取2.6t/m3
g—重力常数,9.8N/kg
2、单体支柱实际支撑能力R
R=η*R=kg×kz×kb×kh×ka×R=0.99×0.95×0.9×0.95×300=241.2kN
式中:
R—支柱实际支撑能力,kN
η—支柱额定工作阻力实际利用系数
kg—工作系数,液压支柱,取0.99
kz—增阻系数,液压支柱,取0.95
kb—不均匀系数,液压支柱,取0.9
kh—采高系数,采高<2.6m时,取0.95
Rt—支柱额定工作阻力,取300kN
3、工作面支护密度n
n=Pt/(Rt*η)=Pt/R=275.2/241.2=1.14根/m2
4、排距b
根据π型钢梁长度2.6m确定,工作面单体支柱排距为1.0m。
5、柱距a
根据支护密度n和排距b,可计算工作面的支护柱距a:
a=1/nb=1/(1.14×1.)=0.88m
式中:
a—工作面支柱柱距,m;
n—工作面支护密度,根/ m2;
b—工作面支柱排距,m。
工作面采取主副对梁交替支护,实行交替迈步前移,步距1000mm;每组两根钢梁之间(中对中)的距离为200mm,两组相邻钢梁的距离为700mm。
三、支护材料及规格
1、根据12703工作面采高和顶板情况,12703工作面选用规格为10m×1.2m的金属网下2.6m长7#Simnπ型钢梁配液压单体,主副梁交替迈步;端头支护采用3.6mπ型钢梁配合单体支柱进行支护。
2、木垛
木垛使用￠=240mm,L=2m的优质圆木在顶板周期来压时使用。
3、竹笆、菱形网、小板及菱形金属网
铺设材料
竹笆
小板
菱形金属网
规格
1 m×0.8m
1 m×0.05 m
1.2 m×10m
铺设方法
沿倾斜展开
沿倾斜展开
沿倾斜展开
层数
单层
单层
单层

第二节 工作面顶板管理
一、工作面支护质量标准
工作面支柱规格质量标准:支柱排距±100mm,柱距误差±100mm,梁的端面距不大于200mm,迎山角为4°,密集支柱300±50mm。
二、正常工作时期顶板支护方式
1、控顶方法:采用全部垮落法控制顶板。
控顶距离:最大控顶距为3.6m,最小控顶距为2.6m。
3、放顶要求:
(1)要回净采空区内的柱、梁等物料,禁止使用能够复用的半圆木进行挡矸,必须使用合格的设施设备挡矸。
(2)回收的柱、梁等物料要分类立放在材料道内,禁止放入人行道。
(3)回柱放顶前,放顶地点上、下20m范围内必须加固。
(4)回柱放顶时,放顶工必须站在放顶地点的上方,同时必须考虑到自己的退路,放顶地点下20m范围内严禁人员休息或作业。
(5)所有回出的支柱必须整齐打在切顶线上,严禁乱堆乱放。
4、工作面支护质量控制标准
①单体柱间、排距偏差均不大于±100mm。
②支柱要达到迎山合格、牢固有劲、横竖成线。支柱要留有200mm以上可缩量,以防死柱。
③支柱要加压抵到π型钢梁上,其上方要使用2根接顶。顶板破碎时,要使用半圆木密闭着顶。局部冒顶时,要使用半圆木打木垛接顶,木垛要接顶严密、上下一致、牢固可靠。
④底板预打柱窝深度100mm,底板较软时柱子要穿铁鞋。
⑤禁止出现缺梁缺柱、支柱超远(或超近)、严重变形等情况,不合格的支护必须在工作前将其维修合格。
⑥柱锁子小头朝向煤壁。
⑦帖帮柱底跟不准高于正规支柱底跟,要使用半圆木将帮关好,片帮段超前挂梁时,帖帮柱必须上到超前π型钢梁上。
5、伞檐规定:
①采高在1.3m以下,伞檐长度超过1m时,其最大突出部分不超过150mm;伞檐长度在1m以下时,其最大突出部分不超过200mm。
②采高在1.3m以上,伞檐长度超过1m时,其最大突出部分不超过200mm;伞檐长度在1m以下时,其最大突出部分不超过250mm。
三、正常工作时期的特殊支护形式
1、信号柱:信号柱弯曲、折断必须打木垛支护
2、戗柱:
①戗柱与末排基本柱之间的间距350mm±100mm,戗柱与戗柱之间1400±100mm(靠煤壁侧)
②采空区冒落高度达不到采高的1.5倍和个别段采空低、煤壁高时,要在采空排π型钢梁下每支设2根密集再支设1根戗柱;
③工作面变化段,如断层、锅底子面、过火成岩侵入带时,也要根据顶底板情况每1.4m加1根戗柱;
④初次来压、周期来压期间及采空区顶板走向超5m不冒或采高大于2.5m时,在采空排不冒段π型钢梁下支设2排戗柱。
4、临时支护:放炮后要及时支护。
5、挡矸要求:
由于该工作面坡度较大,放顶时或放炮落煤时容易造成窜矸、漏矸,因此采用菱形金属网进行挡矸,挡矸密度以不向采空区和下坡方向滚落矸石为宜。
四、回柱放顶与其它工序平行作业的安全距离
1、各主要工序之间平行作业的顺序:
打眼→装药→放炮→清煤→移溜子→支护→放顶。
2、回柱放顶与其它工序平行作业的安全距离均不少于20m,移梁时为最大控顶距3.6m,最小空顶距2.6m。
3、特殊支护回撤方式:
①密集:要随回随支,新密集与老密集(或戗柱)之间最大间隔空间不得超过3根。
②戗柱:要随回随支,新戗柱与老密集(或戗柱)之间最大间隔空间不得超过3根。
③贴帮柱:空帮距离超过0.2m时,随时补打。
五、特殊时期的顶板管理
(一)初次开采时期的顶板管理
1、采面为单体支护,对梁间柱距0.3m、对梁与对梁间柱距0.7m,排距1.0m,允许偏差±100mm。
2、采面上支柱迎山要有劲,要求支柱在法线方向的基础上向采面高的一侧迎山,并确保牢固合格。
3、以上工作完成后,经跟班队长检查合格后才可进行回采。
4、初采时必须将料备齐,柱子要全承载。
5、初采时因顶板未来压,柱子活的现象可能增多,为防倒柱,除按规定拴绳外,在工作前必须把工作面所有单体柱重新升一遍。
6、要有队长跟班,发现问题、隐患必须及时处理。
(二)初次放顶时期的顶板管理
1、工作面在初采初放、周压期间以及顶板压力较大时,必须在切顶排内侧沿倾斜每10m连续打设戗棚,戗棚用长1.6m的半圆木作梁,单体作腿,形成一梁二柱,每架戗棚必须戗三根π型钢梁。
2、工作面采用金属网护顶,在金属网未落地之前,切顶排必须挂设挡矸帘,以防窜矸。
3、初次放顶要有1名经验丰富的老工人观顶,放顶人员要听从观顶人员的指挥。
4、放顶地点附近20m内的支护和特种支护不合格时要先修后放或先加后放,严禁冒险作业。放顶前要清理好退路。
5、工作前,班长必须先检查工作面的情况,并向作业人员讲清工作面存在的问题、处理办法及注意事项。
6、观顶人员如发现顶板来压时,要立即将所有人员撤出工作面,待来压稳定后方可边维修边进入工作面。
7、初次放顶期间严禁放顶与采煤平行作业。
(三)初次来压及周期来压时期的顶板管理
1、初次来压和周期来压期间工作面必须严格按照本规程中”工作面支护质量标准”及<煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法>中规定进行支护,保证工作面特别是安全出口的支护完整、合格。
2、所有支柱必须打紧升牢,保证支柱有足够的初撑力。
3、所有支柱必须全承载,密集和戗柱要按规定上好。
4、严禁空顶作业,严禁缺梁少柱,严禁出现不合格的支护。
5、要有队长跟班及专职人员观顶,倾听顶板响声,来压时必须立即将所有人员撤出工作面。
6、队长及专职观顶人员每人各带一把口哨,撤人信号为急促乱哨声,工作面人员听到撤人信号后必须立即撤出工作面。工作面人员注意力要集中,根据距离远近和所处位置,决定向上或向下撤。
7、工作面支柱连续叫响,顶板压力长时间不减时不准人员进入工作面进行维修,只有压力减小时方可进行维修。维修时两人一组由上向下逐棵进行,其它无关人员一律不准进入工作面。维修工作完成后,经跟班队长检查确认无问题后方可进入工作面工作。
8、维修好的工作面排距不得小于0.8m,以便行人。
(四)过断层时期的顶板管理
1、处理断层时要指派有经验的老工人在此作业,班长或安全员必须负责断层处的安全工作,发现问题、隐患必须及时处理。
2、断层处禁止π型钢梁悬空,背顶要严实,严禁缺梁缺柱,严禁出现不合格支护。
3、断层走向与工作面方向基本一致时,要挂斜交梁经过,斜交梁上要打戗柱;断层走向与工作面方向不一致时,断层面必须打设戗柱或使用半圆木将断层面背好。
4、断层处要打浅眼、少装药和逐眼放炮,炮眼间距不准超过0.6m,每眼装药量为半节,除此之外全部用炮泥封堵严实。如顶板破碎或需留设顶煤时(有顶板淋水时严禁留设顶煤),要先掏梁窝挂好梁背好顶后再逐眼放炮,并及时打好临时支护和贴帮柱。
5、断层及其附近5m内贴帮柱柱距为0.6m,且要保证支护到位顶板条件特殊,确实不能用梁子支护的除外)。
6、断层处支护必须加密,高度不应低于1.6m,而且要保证支柱稳、直。
7、断层处上、下盘各打木垛一根,放顶时要先看好退路打好临时支护再放顶。断层处放顶要由班长负责该段的安全工作,现场指挥,现场观察顶板。
8、为抓好煤质管理,过断层时要加大选矸力度。
9、根据<煤矿安全规程>规定,单体支柱直径为100mm的初撑力不得小于90KN,直径为80mm初撑力不得小于60KN,泵站压力不得小于18MPa,如初撑力达不到要求的,在制定措施、满足安全的条件下,必须有煤矿企业负责人审批。严禁在空顶区域内提前拆柱。
10、工作面条件发生变化本规程未涉及的措施另行补充。
11、主副梁成对使用,移梁时为最大控顶距3.6m,最小空顶距2.6m。

第三节 两巷及端头顶板管理
一、工作面运回两巷的顶板管理
(一)运、回两巷的超前支护
用单体液压支柱和铰接顶梁,作为运回两巷超前支护,超前距离不小于20m,其中靠近上下安全出口前10m打双排支柱,10-20m打单排支柱(靠近采面煤壁)。双排超前支护排距不小于0.8m,柱距为1.2m。
(二)运、回两巷的加强支护
超前支护以外的巷道出现网兜、漏顶时,应及时把网兜放掉,补挂锚网,加打锚索。
(三)上、下端头支护
上、下端头必须架设”四对八梁”特殊支架,四对八梁,以单体配3.6mπ型钢梁走向迈棚支护,两梁为一对,间距不大于200mm,每对间距为500mm,每组交替迈步前移,且上下端头必须超前工作面一排。
二、工作面安全出口的管理
(一)支护形式
1、超前出口的支护:为加强采面上下安全出口的管理,在上下安全出口使用单体加强支护每根单体打一根戗柱配合。
2、加强上下端头(5m)处的支护密度,柱距必须保证不超过0.7m。
3、邻近周期来压时,应在上下出口5m处各打设一木垛。
(二)质量要求控制标准及要求
1、超前支护质量控制标准
①支柱纵横成线,偏差不大于±100mm。
②支柱要上到硬底上,软底要穿铁鞋。
2、保证支柱初撑力不小于90KN。
(三)安全出口的管理
1、安全出口必须设专人负责管理,发生弯梁弯柱、脱口、底鼓时,必须及时卧底维修,保证巷道支柱完整合格,高度、宽度符合要求。
2、超前支护范围内禁止堆放任何物料及电器设备,保证安全出口畅通。
3、超前支护以外的巷道出现网兜,漏顶时,必须及时进行维修。
(四)超前替棚
1、推采时,必须将巷道内原有架棚工字钢支护进行提前替换,超前工作面不少于5m;
2、超前替棚采用直径不小于20cm的半圆木配合单体支柱进行替换,
三、支护材料的使用数量和存放管理
(1)支护材料在距煤壁30―50m的回风巷内宽帮、无淋水处,分类码放整齐,并挂牌管理。其堆放高度、宽度不超过巷道断面的1/3不得影响通风、行人及运料。
(2)备用材料数量、规格:按工作面各种型号单体及π型钢梁按各自总数的5％储备。φ16cm×1.2m、φ20cm×2.4m半圆木、刹杆、2m×1.2 m金属网不少于两个圆班用量。
(3)加强对坑木的回收、复用,使用时做到长料不短用,大材不小用,减少人为丢失浪费。
(4)加强采面工程质量,防止推、漏、冒事故发生,减少坑木消耗。
(5)金属网消耗:金属网规格:2.0×1.2m2,每张面积2.4m2,减去压茬面积0.48m2,实际使用面积1.92m2。
附图3-3-5:12703工作面开切眼、运输巷、回风巷及端头支护示意图

第四章 生产系统
第一节 运输系统
一、运输设备及运输方式
(一)运输设备安装位置、固定及移动方式
1、安装位置:工作面安装溜子,12703运输巷分别安装皮带、溜子。
2、固定方式:溜子机头、机尾使用Ф≥180mm的双压柱固定。
3、移动方式:溜子和皮带都经过人工拆除、人工移动。
(二)运煤设备及装、转载方式
运煤系统:由工作面经运输巷刮板运输机、胶带输送机转载至运输巷联络巷,经刮板运输机转载至主井,再由主斜井皮带运输至地面。
(三)辅助运输设备及运输方式
工作面所用材料、设备等物资,经副斜井绞车运到12运输石门,经12运输石门、12703回风巷,由人工运入工作面;或直接下放至井底车场,经行人上山、127043运输巷人工搬运至采煤工作面。
二、运煤路线
12703工作面(溜子)→12703运输巷(溜子)→12703运输巷皮带→运输联络巷→主斜井(皮带)→地面
三、辅助运输路线
副斜井(绞车)→井底车场(人力推车)→12703运输巷→工作面
四、工作面材料运输措施
1、工作面运料应人工拉运,不准用刮板运输机运料。
2、运料人不准走刮板运输机道,严禁由刮板运输机一侧向另一侧抛物料。
五、注意事项
1、运送矿用π型梁、单体液压支柱时,应两人以上配合作业,同肩进行,步调一致,稳抬稳放,不准抛扔,防止弹跳及滑落伤人。
2、严禁用刮板运输机运π型梁、单体液压支柱。
3、所运送的π型梁、铰接顶梁及单体液压支柱应运至指定地点并码放整齐。
附图4-1-6:12703采煤工作面运输系统示意图

第二节 一通三防与安全监控
一、通风系统
(一)通风方式:采用U型负压通风。
(二)通风路线:
新风:地面→ 副斜井→井底车场→12703运输巷→→12703切眼
乏风→12703切眼→12703回风巷→11回风石门→11回风石门联络巷→回风斜井→地面。
该采面在开采的过程中必须保证通风系统的独立性。系统简单,通风独立、稳定可靠,巷道布置合理,既能满足系统的运输、行人、通风、安全需要,又能减少了地质构造影响,提高生产效率。
(三)风量计算
1、按瓦斯涌出量计算:
Q=100×q×k=100×1.64×1.1=246m3/min
Q----采面工作面实际需要的风量,m3/min;
100----单位瓦斯涌出配风量,以回风流瓦斯浓度不超过1%的换算值;
采面实测风量536m3/min,瓦斯探头显示最高瓦斯涌出量0.35m3/min
q----采煤工作面的瓦斯绝对涌出量,m3/min,此采面取q =1.64m3/min(我矿实测数据)
k—工作面瓦斯涌出不均衡通风系数,应根据实际观测的结果确定,一般可取1.2～2.0。本工作面取1.5 。
2、按良好气候条件计算:
Q=60vsk采m3/min
式中:
v----- 采煤工作面适宜风速,工作面预计温度15～20℃,适宜风速0.5～1m/s,取1m/s;
s------ 采煤工作面断面积, 按采煤最大高度2.3m计算为7.82m2;
k采-----采煤工作面长度系数,取1.1
Q=60×1×7.82×1.1=516.12m3/min。
3、按工作面每班工作最多人数计算实际需要风量:
Q=4×n =4×40=160m3/min
式中:
Q---需风量
n---采面最大人数进行计算;
4、按炸药量计算实际需要风量:
Q=25A=25×6.6=165m3/min
式中:
Q---需风量
A---一次最大炸药消耗量6.6kg
按照上面计算,炸药所需风量为165m3/min。
5、按风速进行验算:
(1)按最低风速验算,工作面的最小风量:
Q>0.15×S×60 =0.15×7.82×60=70.38m3/min
(2)按最高风速验算,工作面的最大风量:
Q<4×S×60 =240×7.82=1876.8m3/min
经验算,按照计算需风量最大值516.12m3/min符合风速要求,故本工作面最终确定为的配风量不小于516.12 m3/min,符合本工作面需风量要求。
二、防治瓦斯
(一)瓦斯检查(设点、次数)
1、严格按照瓦斯治理”五个零”进行日常管理。
2、工作面设瓦斯检查员巡回检查,每隔2～3小时检查一次,每班至少检查3次。
3、瓦斯检查点分别设在:采煤工作面、工作面进风流、工作面回风口以外10m处、回风上隅角处、局部最大地点。
4、瓦斯检查牌板应设在回风巷中距工作面50m附近,检查结果要及时填写,并及时向有关人员汇报。
5、工作面实行”一炮三检”制度,即装药前、放炮前和放炮后都要检查瓦斯浓度。
6、瓦斯员每班要检查通风设施1次,发现不合格或漏风时应报通风队处理。
7、每班要填写”瓦斯检查班报表”报矿值班人员审查签字。
8、瓦斯员要做到现场交接班,实行”检查手册”、”瓦斯牌板”、”瓦斯班报”三对口。
9、回风巷风流中CH4浓度超过1.0%或CO2浓度超过1.5%时,必须停止工作,撤出人员,进行处理。
10、工作面风流中CH4浓度达到0.8%时,必须停止风煤钻打眼;放炮地点附近20m内风流中CH4浓度达到1.0%时,严禁放炮。
11、工作面及其它作业地点、电机或开关附近20m内风流中CH4浓度达到1.2%时,必须停止工作,切断电源,撤出人员,进行处理。
12、工作面及其它巷道,体积大于0.5m3的空间内CH4浓度达到2.0%时,附近20m内必须停止工作,撤出人员,切断电源,进行处理。
13、工作面风流中CO2浓度达到1.5%时,必须停止工作,撤出人员,查明原因,进行处理。
14、对因CH4浓度超过规定被切断电源的电器设备,必须在CH4浓度降到0.8%以下时,方可开动。
15、发现CH4、CO2浓度超过以上规定时,瓦斯员必须立即将受威胁地点的所有人员撤到新鲜风流中,并及时报调度室和通风队采取措施进行处理。
(二)瓦斯治理
1、建立瓦斯抽放系统,在地面建立了高、低负压瓦斯抽放系统,分别安设2台高负压泵(型号:2BEC420-1)一备一用,2台低负压泵(型号:2BE303-0)一备一用。
2、高低负压主管路采用16吋阻燃PVC管沿回风斜井敷设至井下各回风偏口处,各抽采点采用8吋干管与16吋主管连接。
3、建立本煤层顺层超前预抽高负压管路系统,地面瓦斯抽放泵站(16吋)→回风斜井(16吋)→12704运巷回风联络巷(16吋)→12703运输巷(8吋),在12703运输巷每隔3m施工顺层预抽钻孔,并对抽采情况按规定进行计量,并对抽采效果进行评判,实现抽采达标。
4、建立采空区上隅角低负压管路系统,地面瓦斯抽放泵站(16吋