某煤矿223采面作业规程.doc

第一章 工作面概况第一节 工作面位置及井上下关系一、工作面的位置223采煤工作面布置在16151620m水平；223采面位于矿井的南翼，工作面北临井底车场，南为矿井边界，西为F3断层，东为尚未开采的222采煤工作面，倾向长度90m，走向长度81m。二、地面相对位置 223采煤工作面地面位置位于该矿井筒以南农田，地面标高+1750m。三、回采对地面的影响该工作面布置在矿井南部边界，采用全部垮落法管理顶板，回采结束后对地面会造成局部塌陷。第二节 煤 层一、煤层厚度223采煤工作面煤层平均厚度1.8m,局部地段煤层厚度会略有变动。二、煤层产状223采煤工作面呈NS走向；煤层倾角在2-6之间，平均5。三、煤层性质煤层赋存较稳定，结构复杂，倾角变化较平缓，煤层主体向东倾。四、煤质情况所采煤层为中灰、特低硫、特高热值无烟煤。第三节 煤层顶底板一、煤层顶、底板顶、底板名称岩石名称厚 度(m)特 征基本顶粉砂岩24黑色、致密块状，含大量植物化石和结核。直接顶粉砂岩6.8黑色、致密块状，含大量植物化石和结核。伪 顶泥质页岩0.15-0.2炭质泥岩。直接底泥岩为煤层直接底，致密块状，含大量的砂质结核和植物根部化石。二、煤层底板直接底：泥岩，致密块状，含大量的砂质结核和植物根部化石。老底：泥质粉砂岩。三、煤层综合柱状图第四节 地质构造一、断层、褶曲在223采面回风巷掘至58m时，遇到了落差H0.9m的正断层, 运输巷掘至60m时,遇到了落差H=0.3m的正断层 ,断层造成了4m左右的破碎带,给工作面的推进带来了一定的困难,223工作面在推至该断层时,要按制定的安全技术措施施工,除上述断层外,工作面煤层较稳定,没有大的变化，掘进运输巷63m有原来一旧巷，需要按制定的安全技术措施执行，另外223切眼以西是一落差3米的正断层。二、褶曲情况及其对回采的影响 暂无此内容三、其他因素对回采的影响（陷落柱、火成岩等） 暂无此内容二、223采煤工作面平面图第五节 水文地质一、含水层的分析（1）含水层及其富水性根据岩性组合及岩层的富水性等情况分析，本区相对的含水层与隔水层划分为：主要的含水层为二叠系中统茅口组（P2m），相对隔水层为二叠系上统龙潭组（P3l）， 弱含水层为二叠系上统长兴组（P3c）与三叠系下统夜郎组（T1y）。（2）矿床充水因素分析当地最低侵蚀基准面为渣坪南徐家寨小河沟，海拔高程为1600m，而矿区范围内煤炭资源大部分埋藏深度均在该地侵蚀基准面以上，且主采煤层（19煤）基本上全部在该地侵蚀基准面以上。（3）含水层1）上、下含水层含煤地层二叠系上统龙潭组（P3l）厚度145.08161m，岩性以砂岩、泥岩、泥质粉砂岩为主，主要含基岩裂隙水及风化裂隙水，富水性弱，是矿坑的直接充水来源。上覆弱含水层二叠系上统长兴组（P3c）与三叠系下统夜郎组（T1y）,为间接充水因素, 自然状态下各含水层之间无水力联系，对矿坑充水影响不大，但随着矿床的开采，冒落裂隙带的形成和扩展，可能形成水力联系，增大矿井的涌水量。下伏二叠系中统茅口组（P2m）强含水层，距19煤层约90m，在无大的隐伏构造的情况下对于19煤层的开采影响不大。2）地质构造矿区地质构造较简单，仅在井田东侧发育一断层，即凤元场断层，该断层为一压性逆断层，自然状态下起隔水作用。（4） 其它矿区范围无水库及流水,地表降雨是矿井水的唯一补给来源,煤系地层隔水性较好,如果没有构造破坏岩石层的完整性,工作面将不会受到水威胁。二、工作面涌水量涌水量预计：最大涌水量为203/h，正常涌水量为2.5m3/h。第六节 影响回采的其他因素一、瓦斯、二氧化碳根据贵州省煤炭管理局黔煤行管字200754号对毕节地区煤矿2006年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复结论，凤山乡凤山煤矿矿井相对瓦斯涌出量为21.24m3/t，绝对瓦斯涌出量为1.52m3/min；矿井相对二氧化碳涌出量为1.53m3/t，绝对二氧化碳涌出量为0.11m3/min。经审批，我矿为高瓦斯矿井。构造发育及煤层产状变化处瓦斯易积聚。二、煤尘根据贵州省煤田地质局实验室对该矿19煤层（报告中为M4煤层）煤样鉴定报告的结论，19煤层无爆炸性。三、煤的自然倾向根据贵州省煤田地质局实验室对该矿19煤层（报告中为M4煤层）煤样鉴定报告的结论，该矿19煤层自燃倾向等级为三类,即为不易自燃煤层。四、冲击地压及地温地压、地温正常，无异常现象。五、问题及建议1、 工作面过断层或过断层构造带时,因顶板破碎需要加强支护,注意安全.2、 工作面初采受断层的影响顶板压力较大，必须加强支护,严禁漏顶现象的发生。3、 为确保工作面资源回收率的提高，回风巷带采长度预计5-6米，回采期间应根据实际情况进行带采。第七节 储量及服务年限一、工业储量及可采储量、工业储量：K工业=SH=82401.81.50=22248tS煤层面积，8240m2H煤层高度，1.80m煤质密度，1.50t/m3、可采储量：K可采=K工业c=220220.95=21135.6tc-回采率,95二、服务年限设计月生产能力为4705t，可采储量除以月生产能力结果为4.5个月。第二章 采煤方法223采煤工作面布置在19煤层中，根据煤层赋存情况及地质情况，结合其它采区工作面的回采经验，确定本工作面采用倾向长壁后退式采煤方法。结合我矿多年来的实践经验和设备配备实际情况以及采面的具体情况确定采煤方法为：高档炮采，放炮落煤，人工攉煤。根据以往采煤经验，初采及正常回采期间均采用“三四”排控顶方法。第一节 巷道布置223回风巷、运输巷沿煤层布置，倾向平均长为103米，切眼布置在约1620米水平上，沿走向布置，走向平均长度约80米；工作面回风巷、运输巷断面均为2.2m1.8m，工字钢棚支护；采面开切眼断面为1.8m2.0m，金属交接顶梁配合单体液压支柱支护。第二节 采煤工艺一、采煤工艺1、落装煤落煤：工作面采用人工煤电钻打眼，爆破落煤。炮眼形式为双排眼，爆破进度为1.2m。装煤：采用人工装煤，辅以爆破自装。放炮前将刮板输送机移近煤壁，放炮后，人工往刮板输送机上装煤。2、挂梁工作面选用HDJA1200型金属铰接顶梁。放炮后必须及时挂梁，要求逢梁必挂。每梁背小板35块，并要搭接使用。梁要贴紧顶板，并用合格水平销子插紧，水平销插紧后，要将其链条挂钩挂在顶梁上，以防崩销伤人。如因放炮质量等原因影响而挂不上梁时，要采取托梁或支设戴帽点柱等方法作为临时支护，待经刷帮或补眼重新放炮后，能挂上梁时，要及时挂梁维护。梁与梁之间互相平行，垂直于煤壁。挂梁人员必须站在有支架掩护的人行道侧，严禁空顶作业。3、移溜移溜前工作面浮煤清理干净，底板平整，并改掉临时柱。移溜时，工作面每6m设一个移溜点，机头机尾各设一个移溜点。移溜进度1.2m，由机头向机尾，或由机尾向机头，或由中间向两端移溜，严禁由两端向中间移溜。移溜点间距不得大于9m。移溜后要保持溜子平、直、稳、牢，并要打好机头、机尾压柱。机头机尾压柱要打成带帽点柱的形式。4、支柱工作面内每10m设一把注液枪。移过溜子后，要及时支设基本支柱。支设基本柱时，柱子底脚紧靠溜子的老塘侧，柱爪必须卡在梁的牙槽内，顶盖后方留45个牙。坚持拉线支柱。在留有底煤或底板软的地段，支柱必须穿木柱鞋（柱鞋规格为100200300mm）。使用柱鞋时，先将浮煤、渣清净，再将柱鞋放平，然后在柱鞋上支柱。要采用与采高相适应的支柱,支柱的活柱伸缩量应保证在150650mm之间，严禁超高回采，当煤厚超过2.2m时，可采取背木梁的方式回采。支柱迎山角度当煤层倾角小于25时按煤层倾角每68迎1进行支设。基本支柱的初撑力必须大于或等于90kN。5、回柱放顶工作面达到作业规程规定的最大控顶距、各种支柱架设齐全后，开始回柱放顶。采用人工分段回柱放顶，回柱顺序由下向上，由采空区向煤壁。回柱前，用水平楔夹紧顶梁，然后，回柱人员站在回柱点上方，用手把或长把工具进行放液，待液放完后，顶板比较稳定时，迅速把卸载支柱拉走，然后用长把工具敲掉水平楔和圆销，回撤顶梁,回撤顶梁滞后回撤支柱最多不得超过两根，回出的支柱必须及时支设为为密集柱，以防窜矸。回柱时先回密集柱和其他特殊支护支柱，再回基本柱，并上齐最后一排特殊支护。二、采高、循环进度工作面根据煤层顶底板高度回采，一次采全高；局部见构造地段煤层高度较小时，挑顶或破底进行回采，保证采面最低高度不低于1.6m。循环进度以一架金属顶梁长度，每个循环进度1.2m。三、爆破工艺1、炮眼布置三视图 2、装药结构图3、炮眼连线起爆顺序图4、爆破说明书项 目单 位数 量说 明每个循环炮眼数个106根据煤质硬度变化及采高、地质构造等情况可适当调整爆破参数每个炮眼装药量公斤/个0.375/0.375（顶/底）循环消耗量炸药公斤39.75雷管发106消耗定额炸药公斤/万吨2300雷管发/万吨43095、爆破要求（1）、一次装药，一次起爆。工作面执行有困难时，可各分组炮眼同时装好药，但各分组间必须有2m以上的空眼间距。（2）、炮眼深度不得小于0.6m。（3）、坚持使用水泡泥，爆破后坚持喷雾降尘。（4）、使用矿用延期电雷管时，最后一段延期时间不得超过130ms。（5）、顶板破碎时，每次起爆23个炮眼或者掏放。（6）、雷管脚线必须扭结成短路，底眼雷管脚线不得摆到溜子上，也不得缠在支柱上，应塞到炮眼口里。6、注意事项（1）、采用微差爆破。（2）、三花眼布置，一次放炮长度为一个循环雷管段数。（3）、水炮泥袋应冲满水，水炮泥袋头拧紧，保证硬直，将水炮泥袋头压于水炮泥袋下。（4）、炮泥封泥长度不小于0.6m。（5）、装药方式为正向装药，串联联结。（6）、炮眼与煤帮倾斜夹角为75-80，倾斜方向为机头。（7）、采用上斜切起爆，易使煤体松动。（8）、装药后各雷管脚线必须扭结成短路。四、工作面生产能力WLShrc801.21.801.500.95246 t式中 W-工作面正规循环生产能力，t; L-工作面平均长度，80m； S-工作面循环进尺，1.2m； h-工作面设计采高；1.80m; r-煤的实密度，1.50t/m3 c-工作面采出率，95工作面每循环生产能力为246t。第三节 设备配置一、设备布置一览表设备布置一览表名 称规格型号单位数量备用合计电机功率（KW）用 途刮板输送机SGB420/30部1130采面运煤刮板输送机SGB420/30部3390（3）运输巷煤电钻MZ1.2台1121.2打眼乳化液泵BRW80/20台11230供液潜水泵3台31413.5（3）合计164.7二、设备布置图（见附图）- 41 -第三章 顶板控制第一节 支护设计一、单体支柱支护强度验算（一）支架规格的选定1、确定顶板下沉量：由公式（估算公式）：SL=ML其中：M为煤层采高（取2.7m）； L为距煤帮距离（取4.8m）；为0.0250.05的比例常数（本工作面顶板下沉量约为60mm/m左右，取0.025）。则：SL=0.0251.84.8216mm2、确定支架规格：（1）Hmax = Mmax - b 其中：Hmax为支柱的最大高度； Mmax为工作面最大采高； b为顶梁厚度（96mm）。则：Hmax =2000-96=1904 mm（2）Hmin = Mmin-SL-b-a+y其中：Hmin 为支柱最小高度； Mmin 为工作面最小采高； SL为顶板下沉量；b为顶梁厚度（96mm）；y为支柱钻底量，取100mm； a 为回收支柱时必要的卸载高度（取50mm）。 则：Hmin = 1700-216-96-50+100 =1438 mm由（1）、（2）结果查表：选用DW22-300/100型外注液压单体支柱为宜，其最大高度2200mm，最小高度为1400mm,工作行程为800mm。故基本支柱为DW-28型液压单体。二、工作面支架合理的工作阻力计算：用估算公式来确定采场支架所应承受的顶板压力，即顶板压力为48倍采高岩重。有： P=（48）M 其中：M为煤层采高；为顶板岩层平均容重（为24.5KN/m3）。 另外：由于工作面直接顶平均厚度为6.8m，则要取小的系数，故取5。则： P =51.824.5 =220.5 KN/m2 三、工作面支架布置参数的确定：1、所需满足的最小支护密度 由公式： n=Pt/Rt 式中：Pt为工作面支护强度（取法：Pt=P=220.5 KN/m2 ）； Rt为支柱额定工作阻力（额定支护重量25t，即245kN/根）。 为支柱额定工作阻力实际利用系数（单体液压支柱为0.85左右，取0.85）。则： n=220.5/（0.85245）1.06根/m22、柱距（在已确定排距为1.2m的情况下确定柱距）： 再由公式： a=NS/（Nb+F） 式中：N为工作面支柱排数（取最大控顶距时的排数4）； S为每根支柱的支护面积，m2； F为机道上方梁端至煤壁的距离(取0.2m）； b为排距（1.2m）。因为：S是支护密度n的倒数，因此上述公式可改写为： a= RtN/（Nb+F）Pt =0.852454（41.20.2）220.5 755mm四、本工作面的顶板支护管理： 1、根据如上参数，确定：排距：1200mm， 柱距：600mm，其偏差不得超过100mm. 2、验算： 最大柱距：600mm+100mm=700mm755mm 支护密度(柱距取最大时0.7m)： 1（1.20.7）1.19根/m21.06根/m2五、预计工作面矿压参数参考表（见下表）工作面矿压参数参考表序 号项 目单位本 面预计或选取1顶底板条件直接顶厚度m6.8基本顶厚度（老顶）m-直接底厚度m4.12直接顶初次垮落步距m153初次来压来压步距m1025最大平均支护强度KN/m2220.5最大平均顶底板移近量mm/m100来压显现程度明显4周期来压来压步距m812最大平均支护强度KN/m2220.5最大平均顶底板移近量mm/m90来压显现程度不明显5 平 时最大平均支护强度KN/m2220.5最大平均顶底板移近量mm/m606直接顶悬顶情况m 17底板允许比压MPa8.308直接顶类型类9基本顶类型（老顶）类10巷道超前影响范围m20六、顶板管理参数项目阶段控顶距（m）初撑力（KN/棵）放顶步距（m）顶底板移近量（mm/m）端面距mm底板比压（MPa）最大最小初次放顶4.83.6901.21003003.7正常放顶4.83.6901.21003003.72、工作面基本支架形式、过顶规格及背帮柱情况：基本支架形式：齐梁齐柱一梁一柱正悬臂走向铰接顶梁棚；过顶规格：柱距600mm，其偏差不得超过100mm，每棚不少于6根塘柴棍、笆片不少于2片。七、乳化液泵站设计1、乳化液泵及管路选型采用BRW80/20，一寸高压胶质管沿223运输巷敷设，工作面内采用高压胶质水管进行供液。2、泵站及管理要求：（1）泵站司机持证上岗，严格执行操作规程，必须配带乳化液浓度计且认真填写乳化液浓度检查记录。（2）正常回采期间，泵压不低于18MPa，乳化液浓度达2%3%，有配比和检测手段，泵站周围不得有积水、积物、杂物。（3）油箱必须有过滤网，正常情况下油箱盖必须盖好。（4）泵箱的自动给液装置应配备齐全完好，严禁开空泵、漫油箱。（5）开泵前检查泵站和液压系统各部件，达不到完好标准不准开泵。（6）注液枪及管线设专人管理维护，管线吊挂整齐，注液枪使用时后座不能对着人，以防掉在刮板输送机上被拉走，从而杜绝高压胶管伤人事故。（7）液压管路无跑冒滴漏现象，密封圈和油管损坏后及时更换。（8）泵压由检修工调定，正常情况下只准开一台泵，另一台泵备用，若有损坏及时修复。（9）更换液压胶管或液压密封，应停油泵或关闭断路阀。3、泵站位置见设备布置图第二节 工作面顶板管理一、回采时顶板控制方式1、根据以往19煤层的经验，结合我矿的采煤方法，根据本采区顶底板岩性的具体情况，确定本工作面采用全部跨落法管理顶板。2、由223工作面直接顶板主要以泥岩、砂岩为主，切眼离断层较近，预计工作面直接顶板初次跨落步距为1025m，周压步距为812m。3、采面初采和正常回采期间均采用“四、三”排的管理方式。4、采面机头安全出口处采用四对八根长钢梁支护。5、本采面采用单体液压支柱配合金属铰接顶梁，形成齐梁直线柱、正悬臂的形式支护顶板。6、梁与梁要平齐，且垂直于煤墙，端面距不得大于300mm。7、每梁至少用35块小板背顶，交接使用。如果顶板破碎要增加背板数量，或铺设塑料网以防漏顶。8、工作面的顶梁必须铰接使用，不得有单挑梁、脱钩梁，特殊情况下不能铰接时，要倒挂一梁，且梁下要有柱支撑。无法倒挂时要一梁两柱，但不得连续出现两架及两架以上。9、工作面必须执行拉线支柱，柱距均匀，支柱支设不得出现迎山、退山。10、柱窝要见硬底，底板软或有底煤的地段，支柱必须穿木鞋（规格为300200100），严禁把支柱支设在浮煤或浮矸上。11、柱爪必须卡在梁子的牙内，其后留45个牙，形成正悬臂的形式支护顶板。12、工作面严禁使用折损、漏液、失效或没经试压合格以及掉柱爪的单体支柱。13、严禁使用缺少圆销、耳子及有裂痕的顶梁。14、工作面的每排支柱均要成直线，其偏差不大于100mm，柱距偏差不大于100mm，排距偏差不大于100mm。局部地质变化地段可增加支护密度将柱距缩小到400-500mm。15、班班坚持二次注液，确保基本柱初撑力不低于90kN。16、工作面伞檐长度超过1m时，其最大突出部分不得超过200mm，伞檐长度在1m以下时，其最大突出部分不得超过250mm。二、特殊支护及要求1、机头支护：机头支护采取四对八根，金属长钢梁交替迈步前进，随推随及时移设，并保证一梁三柱。四对八根长钢梁每对间距600mm，每对的两根间距200mm，每对的两根交替迈步前进，每次前移1.2m，每根长钢梁使用三柱支撑。2、戗柱：初采时靠老塘侧打戗柱，一梁一戗；正常回采时，老塘侧有局部悬顶较大超过25m2时，必须打戗柱，戗柱顶部紧靠第三排支柱顶盖处，卡在顶梁的牙槽内，柱脚支在实底上，不得打在浮煤上，斜戗角度7080。3、贴帮柱：靠煤壁每1m（100mm）支设一棵贴帮柱，成戴帽点柱的形式，要紧贴煤壁，并在滑茬和罩头处打上横撑或反挂梁，保证初撑力不得低于90kN。4、密集柱：正常回采时，靠老塘侧每架棚之间加打一棵密集柱，起切顶、挡矸作用，可直接打在顶板上，与切顶排柱子成一条直线。5、丛柱、木垛：老塘悬顶较大，工作面有推棚危险时，根据要求及现场情况进行支设。三、回柱放顶1、只有当工作面达到作业规程规定的最大控顶距，且各种支柱支设齐全后，方可进行回柱放顶工作。2、回柱前对工作面应进行全面检查，有隐患时，由跟班大队长或小队长监督处理完之后，方可开始回柱。有下列情况之一时，必须先处理，否则不得进行回柱放顶工作：正规支架未补齐。悬顶超过规定未采取措施或工作面来压有冒顶预兆时。支护不完整或退路不畅通时。支柱初撑力、工作阻力达不到要求时。有失修、失效柱梁或缺梁少柱时。特殊支架未移设到位时。回柱附近其他人员未按规定撤离时。特种支架没有按规定提前架设时。有窜矸可能，但没有挡矸帘时。3、准备工作。（1）备齐回柱工具（回柱钎子、拔柱器、回柱锤、水平销、回柱引导绳）。（2）认真检查从煤壁到采空区顶板支护状况，改正不正规支架。（3）清理维护好后路，打好拉茬柱，挂好挡矸笆，并连续打紧3棚水平销。回柱时，每组应配足水平销，每组不少于3块。（4）采空区冒落高度应普遍不小于1.5倍采高，局部悬顶和冒落高度不充分(25m2),要增加密集或挑棚等加强支护，必要时进行强制放顶。4、顶板破碎时，可在手把上栓绳或用长把钩钎实行远距离放液，禁止用其它东西代替手把放液。5、回柱时，保险绳要边回边解开，不得将回柱地段的保险绳一次性解开完，以防倒柱伤人。6、回柱前必须对周围支柱进行二次注液。7、严禁在控顶区域内，提前摘柱取梁，碰倒的、撑坏的、失效的支架应立即恢复或更换。8、工作面必须及时回柱放顶，机头、机尾支护滞后距离不得超过一排，超过规定的控顶距离时，不得采煤。9、如果顶板较坚硬，不能随回柱而垮落时，要加强对老塘的管理，当老塘悬顶面积达到25m2时，靠老塘侧一排支护打戗柱，一棚一戗，当老塘悬顶面积超过1000m2时，应采取强制放顶措施。10、分段回柱放顶必须按下列要求进行：、分段的开口应选在顶板较好，支架完整的安全地点。、分段开口处的中间必须打上半排收尾柱。、如工作面倾角较大，放顶前必须在下方设好挡煤板或加打密集柱，以防矸石滚动伤人。、在顶板破碎点回柱时，必须打好替柱，用好水平销，并有班队长在现场指挥回柱。11、分段接茬处应在采空区已落实，顶板完好处；地质构造、顶板破碎带应分在同一段。12、用专用工具降柱，回柱前必须在顶梁上插紧水平销，且把水平销的链条挂钩挂在顶梁上。分段拉茬处留一根或二根顶梁，暂时不回，在该梁下打两棵戗柱，以防窜矸，给下段回柱带来困难。13、严禁工作人员在空顶的情况下拉柱梁，或进入老塘内取柱梁。14、回最后一棵柱子时，要首先仔细观察附近的支护情况，顶板情况，如有隐患，必须及时处理好，并且清理好退路后，方可慢卸载将柱梁回出。15、回出的支柱必须及时承载，严禁有空载支柱。16、如有支柱钻底，或遇到“死柱”，回柱困难时，应采用挑顶或卧底的方法回出，或用拔柱器拉出，严禁用炮崩，或用溜子强拉。17、回柱时，必须有一名经验丰富的工人站在回柱者上方23m的安全地点认真观察顶板，发现意外情况及时通知回柱人员进行躲避，待将危险排除后，方可继续作业。18、需要改支柱时，必须坚持先支后改的原则。19、对于顶板破碎、压力大或地质构造地段要安排有经验的老工人在此地段作业。并要坚持远距离回柱,回柱时必须有一名经验丰富的工人观山,发现险情及时通知作业人员撤离到安全地点,待顶板压力稳定后方可继续回柱。20、回柱前必须对工作面内的所有支柱进行二次注液，确保基本柱的初撑力不低于90kN。21、工作面内三用阀嘴略朝向老塘。22、工作面每不低于10m安设一把注液枪，使用过后，必须将其挂好，不得扔在底板上。23、放顶区的柱梁要回收干净，不得任意丢弃柱梁。24、安全注意事项。（1）禁止在顶板破碎、压力大、支护状况不好等地点开茬或收作。（2）回柱人员必须站在顶板完整，支架完好地点，避开拔柱器力的作用线方向进行操作。（3）遇死柱时，先架好临时支架，后采用挑顶或卧底的方法回柱。（4）回柱过程中要时刻视顶板及支护状况，发现异常立即停止作业，及时维护、整改。人力不可抗拒时，应立即撤人，待顶板稳定后维护好再回柱。回柱时至少两人一组，首先插好水平销并打紧，小头朝上，一组至少保证三架棚有水平销，然后在支架的掩护下，用手把放液。回柱人、观察人都要站在回撤支架斜上方的安全地方。第三节 运输巷、回风巷及端头顶板控制一、端头支护机头、机尾支护采取四对八根，金属长钢梁交替迈步前进，随推随及时移设，并保证一梁三柱。四对八根长钢梁每对间距600mm，每对的两根间距200mm，每对的两根交替迈步前进，每次前移1.2m，每根长钢梁使用三柱支撑。二、安全出口1、工作面所有安全出口与巷道衔接处的20m范围内必须加强支护，巷道高度不得低于1.6m，安全出口必须设专人维护，支架有断梁折柱时，必须及时更换，安全出口20m范围内无杂物堆放。2、工作面机机头机尾正确使用好四对八根长钢梁，长钢梁采用迈步的方式进行架设，窜长钢梁时必须两人同时操作。两巷的安全出口超采面煤壁一排进行，规格3m1.2m，高度不得低于1.6m,支护使用机头、机尾处四对八根长钢梁进行。三、两巷超前支护1、采煤工作面运输巷、回风巷的超前支护均采用单体液压支柱和金属铰接顶梁，沿巷道走向支设成一梁一柱的两排抬棚形式，自工作面10m范围内打双排柱，1020m范围内打单排柱，并且此20m范围内巷道高度不得小于1.6m，并保证有宽度不小于0.7m的人行道。每两棚之间背板35块，顶板破碎地段要增加背板数量，小板要铰接使用。如果顶板破碎、压力大，可采取一梁两柱或增设抬棚的方式加强支护。超前支护的支柱初撑力不得小于90kN。2、超前支护巷高度不低于1.6m，人行道宽度不低于0.7m。3、运输巷、回风巷超前支护巷道替掉工字钢应重新过顶，过顶采用粗塘柴捆、板批、木料等物料接实顶，紧靠巷道两帮挂严大笆。4、超前支护巷道支柱必须拉线作业，确保支柱上线，支柱正规有劲。5、两巷挑棚漏下的碎矸、煤等要及时清理干净。6、运输巷、回风巷工作面侧的工字钢棚腿视顶板情况，当遇构造、顶板破碎时不可拆除，待工作面推进时逐棚拆除，如果顶板完整无漏顶威胁时，必须在超前支护作业时一同拆除。7、在顶板破碎及工字钢脱档漏顶处，必须先套棚并及时找掉危岩后，再撤除工字钢棚，严禁空顶作业。8、铰接顶梁必须全部铰接，支柱垂直顶底板。9、在有工字钢棚的情况下挑棚作业时，应在待撤工字钢下中间点柱，先撤棚腿，再撤棚梁，运输巷内回棚时必须停止刮板输送机运行，严禁用运输巷内的刮板输送机运工字钢。10、拿工字钢棚梁时，首先用枪将单体升起贴到梁时，就用球型阀操作给单体供液，且要求球型阀距供液单体不小于5m。11、超前支护巷道里不准堆放任何物料和电器设备等，两巷内的电缆、泵管、水管等必须吊挂整齐、严禁落地。12、三岔门替棚时，必须由两名有经验的老工人操作。13、凡是有抬棚支护的工字钢梁，每根工字钢梁下支护两根单体支柱，同时在主、副抬棚粱下分别支设两根单体支柱，支柱打在实底上，升足劲。14、然后用板手卸掉副抬棚梁上的螺丝，缓慢下落单体支柱，拿掉副抬棚梁。15、接着拆除主抬棚粱时，一人观察顶板，一人挖主抬棚腿，卧底或用撬棍使梁体分离，用拔柱器、手拉葫芦拿掉棚腿，缓慢下落单体支柱，安全时拿掉主抬棚腿。16、此时，主、副抬棚已拿掉，剩下的就是以单体支柱为棚腿的工字钢棚，其操作程序与两巷正常挑棚程序相同。二、回运输巷、回风巷两巷贴帮柱1、回运输巷、回风巷两巷贴帮柱时应不少于3人，其中必须安一人专门观察顶板，煤帮、支护等环境安全状况，发现问题及时处理，待确认无危险后，方可继续施工。2、施工前及施工期间必须时刻用长把工具严格执行敲帮问顶制度。3、回运输巷、回风巷两巷贴帮柱前，先清理好退路，再清理贴帮柱阀体周围煤（矸），露出支柱三用阀体，将卸载手把插入三用阀卸载孔转动放液，活柱下缩复位后，用拔柱器拉出贴帮柱。4、若支柱活柱下缩不能复位，贴帮支柱高于铰接顶梁，应用手镐、铁铲挖出柱腿，支柱卸载后，用拔柱器把支柱拉出。5、施工中，需要改掉超前支护棚时，可以把一梁二柱棚卸载拿掉一根，但严禁两柱同时拿掉。同时，用笆片或板皮进行有效背帮，防止回贴帮柱时片帮伤人。6、待贴帮柱回好时，挂好挡矸笆。7、若运输巷溜子机尾滞后较长，回运输巷贴帮柱前，必须先将运输巷溜尾超长部分掐掉，严禁人员跨链板机作业。8、严禁用刮板输送机回贴帮柱。四、支护材料料场设在223运输巷开门处（与222运输巷交叉处），料场内必须备有足够一个圆班生产所需用的各种支护材料，并归类存放，码放整齐，挂上标志牌。料场物料的码放不得超过巷道有效通风断面的1/3。正常回采期间，临时料场设在223运输巷内，距离工作面不得超过100m。运料工负责料场日常的环境卫生，保证每个圆班打扫、整理一次。另外，运料工负责对各种材料的回收工作，对回收的工字钢或液压柱及其它废料及时装车升井。五、机头、机尾、超前支护图六、工作面支护平、剖面图第四章 生产系统第一节 运 输一、运输设备采面用型号为SGB420/30刮板输送机，运输巷用型号为SGB420/30的刮板输送机进行运煤。二、运输设备管理各部溜子要有牢固可靠的机头机尾压柱，防止溜子在运行中弹起伤人。运输巷溜子要随采面推进及时缩短，人工掐槽子时严格遵守刮板输送机管理规定。三、运输路线运煤系统：223采面223运输巷222运输巷222溜子道装矿车人力推车至主斜井井底车场主斜井地面；运料系统：主斜井井底车场222溜子道口（人工运料）223采面。四、运输系统图（见附图）第二节 “一通三防”与安全监控一、通风设施223运输巷、回风巷之间的联络巷施工挡风墙两道，距巷道口不得超过5m。222辅助溜子道内砌筑两道正反向风门，并有联锁装置，为保证不发生风流短路以使采面通风系统稳定，必须有专人对风门的完好情况进行检查。若发现风门有破坏现象，及时与矿调度室联系，进行处理。二、风量计算因为223采面是高瓦斯采面，所以采煤工作面风量计算为：1、按瓦斯涌出量计算Q采=100q采KCH4 （m3/min）式中：Q采采煤工作面需要风量，m3/minq采回采工作面回风巷风流中瓦斯或CO2的平均绝对涌出量，根据掘进过程中的实际观测结果预计回采期间为2.4m3/min。KCH4采面瓦斯涌出不均衡系数取1.5采面需风量为：Q采=1002.41.5=360m3/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601.07.16430 m3/min。V采采煤工作面风速，按2023风速选取为1.01.5m/s，本矿取1.0m/s；S采采煤工作面平均断面积，7.16m23、按回采工作面同时作业人数和炸药量计算需要风量：每人供风4 m3/minQ采=4N425100 m3/min4、按炸药使用量计算风量。每Kg炸药供风25 m3/minQ采=25A2510250m3/min式中：A一次爆破炸药最大用量，10Kg。采面需要风量应取最大值，故采面实际需要风量选430 m3/min。5、按采面风速验算：按规程规定，回采工作面最低风速0.25m/s，最高风速4m/s，则：0.25StQ采4St0.25607.16=107.4 m3/min4607.16=1718m3/minSt采煤工作面平均有效段面，取St=7.16m2 根据矿井风量情况，工作面风量按430 m3/min配备，风速符合规程要求。三、通风路线新鲜风主斜井井底车场222溜子道222运输巷223运输巷223采面。乏风：223采面223回风巷222切眼222回风巷总回风道回风斜井地面。四、瓦斯检查及监测1、加强通风管理，工作面配风量要符合规程要求。2、加强瓦斯检查，重点是工作面上、下隅角的检查。除专职瓦斯检查员每班进行两次检查外，班长和放炮员要正常使用好便携式瓦斯报警仪，严格坚持“一炮三检”制度。3、瓦斯传感器距顶板（顶梁）下方不得大于300mm,距一帮不得小于200mm。4、采面回风巷距采面小于10m范围内安装瓦斯传感器一台，报警点：0.8，断电点0.8，复电点小于0.8，断电范围：工作面及其回风巷内全部非本质安全型电器设备。采面运输巷距采面小于10m范围内安装瓦斯传感器一台，报警点：0.8，断电点0.8，复电点小于0.8，断电范围：工作面及其回风巷内全部非本质安全型电器设备。5、保证探头悬挂位置正确，监测设施完好、可靠。6、在工作面回风口悬挂便携式瓦斯检查仪，用来检测采面隅角瓦斯浓度。7、管好用好为本工作面服务的所有通风设施，以防风流短路，造成工作面风量不足。8、在工作面运输巷中，如果冒高超过2m，体积超过6m3的空洞，必须采取封堵或其它排放措施，以防瓦斯积聚。9、加强机电设备管理，杜绝电气失爆和产生电火花。10、加强矿灯管理，严禁井下拆卸、敲打、撞击矿灯。11、监测装置一览表名称报警值断电值复电值安装地点瓦斯传感器CH40.8%CH41% CH41%222运输巷距采面溜头以外10m处瓦斯传感嚣CH40.8%CH41% CH41%在223回风巷距溜尾以外10m处瓦斯传感嚣CH40.8%CH41.5% CH41%在223回风巷距222切眼下口1015m处五、综合防尘1、从液压泵站到采面，除了供液管路外，采面运输巷、回风巷安装不低于1寸的洒水管路，每50米安装一个三通，洒水软管长度满足冲尘的需要。2、采面及运输巷溜子机头、机尾等各转载点各安设喷雾降尘装置，出煤时要保证正常喷雾洒水,运输巷距采面50m内设置水幕。3、炮眼封孔坚持使用水炮泥。4、放过炮后，对放炮地点要进行洒水降尘。5、采面回风巷运输巷内距采面50100m范围内各安设一道全断面风流净化水幕，进、回风巷口以里50米处各安设一道全断面风流净化水幕，保证出煤时正常喷雾洒水。6、采面运输巷、回风巷随时冲洗，不得积尘，定期清扫煤尘。7、职工佩戴防尘口罩。六、通风系统图（见附图）七、防尘系统图（见附图）八、安全监测系统图（见附图）第三节 排 水涌水因素当过断层和破碎带时，如煤壁有浸水现象，或者顶板有淋水现象时，就要实施探放水的安全措施，探放水的安全措施根据出水性质的具体情况临时制定并补充安全技术措施。老空水的预防在我矿井田范围内,因煤层埋藏较深,通过访问几位老工人（欧思法、蔡道华等），查证在我井田范围内及周边地区是没有小窑存在的。坚持“有疑必探”的原则,发现有出水、透水预兆时，要先进行探水，探水孔的布置在补充措施中制定。排水路线排水，以巷道水沟排水为主，保证采面水能顺利从采面运输巷自然流出，当涌水较大时可采用水泵排水.排水系统图（见附图）第四节 供 电一、供电管理1、安装的电气设备、电缆等均应完好，符合要求，入井前由机电部门把关，严禁不合格设备入井。2、设备在运输过程中，应注意人身及设备安全。3、电缆应按标准敷设，设备摆放要整齐。4、开关整定值按设备负荷整定。5、按线应按接线工艺要求进行，严禁失爆现象发生。6、设备的标志牌、电缆去向牌应齐全，并填写正确。7、需停电施工时，应提前办理停电工作票，严禁无计划停电，操作过程中，严格按停送电操作规程和电气设备安全技术措施执行。8、未尽事宜，严格按煤矿安全规程和我矿机电管理规定执行。二、供电系统图（见附图）第五节 通信照明一、通信照明系统223运输巷槽溜子机头安设一台本质安全型电话与地面调度室安全监测中心保持联系。泵站127伏本质安全隔爆型照明灯由运输巷设备电源馈出。运输巷信号、照明由运输巷设备电源馈出。二、通信、照明系统图（见附图）第五章 劳动组织及主要技术经济指标第一节 劳动组织一、作业方式采用“三八制”作业方式，一班检修准备，两班采煤。二、劳动组织表劳动组织表工种出勤人数小计一班二班三班机电工3111溜子工12444回柱工39131313支柱工攉煤工移溜工放炮员3111打眼装药工6222平巷推车工15555安全员3111班队长6222验收员3111小 计90303030出勤率（%）858585在 册108363636第二节 作业循环 一、循环作业图表循环作业图表第三节 主要技术经济指标一、主要技术经济指标如表所示序 号名 称单 位指 标备 注1容重t/m31.502煤厚m1.803倾向长m1034采长m805采高m1.806倾角度0-57可采储量万t2.118循环产量t2469日循环数个0.7510正规循环率%0.8511平均日产t156.812回采工效t/工1.7413坑木万吨耗m3/万t514炸药万吨耗Kg/万t230015雷管万吨耗发/万t430916支柱丢失率117顶梁丢失率218乳化液万吨耗Kg/万t20019月产量t470520可采期月1.8第六章 煤质管理一、煤质指标、灰分：15%；、对煤炭回收的要求：采高：煤厚在2m及以下时一次采全高。煤柱：未经批准，不得任意留煤柱。浮煤：煤炭回收率达到95。二、提高煤质的措施、跟班大队长、小队长是煤质管理的现场负责人。、加强物料管理,工作面运输巷、回风巷要每隔50m及各转载点设一个杂物袋,做到定点存放,严禁乱扔乱放。、各运输转载点及各固定作业场所岗位工为兼职煤质分检员,负责生产过程中的煤质除杂工作。、要加强对采煤工作面的水的治理,必要时要做临时水仓,做到水煤分开,各转载点无煤时,不得洒水,运煤时再洒水。、机电工必须带工具包,更换零配件及时入包或专用的杂物袋。、采用微差爆破，提高块煤率；各班打眼放炮工负责回收废旧雷管(残瞎雷管)失效药卷及时入井下炸药库。、加强顶板管理，采取有效的支护措施，防止顶板矸石冒落混入煤中。不断改进炮采工作的煤破技术，坚持“三不打”的原则：即不打在顶板，不打在底板，不打在夹矸层里，以防将崩碎的矸石混入煤中。、需要进行挑顶或破底时，要将挑顶或破底的矸石拣出扔进老塘里。、顶板破碎的地段，要采取少装药，放小炮的方法，放过炮后及时挂梁，以防顶板矸石冒落混入煤中。、加强责任心教育，重点做好过程控制，严格执行凤山煤矿有关煤炭质量管理的有关规定。第七章 安全技术措施第一节 一般规定各岗位工作人员在作业过程中请严格按照规定的操作规程及安全管理制度作业。一、操作规程1、推车工操作规程2、刮板输送机司机操作规程；3、乳化液泵站司机操作规程；4、打眼工操作规程；5、采煤爆破工操作规程；6、机电工操作规程；7、验收员操作规程；8、运料工操作规程；9、攉煤工操作规程。10、支柱工操作规程11、回柱工操作规程二、安全管理制度1、现场交接班制度；2、敲帮问顶制度；3、工作面验收制度；4、顶板管理制度；5、巷道维护制度；6、机电设备管理制度；7、瓦斯煤尘管理制度；8、打眼放炮火工品管理制度。三、交接班制度1、交接班人员必须现场交接班，接班人员提前30分钟到工作地点，上班人员做到交接班不清不下班。2、交接班双方必须同时交清：（1）、工程质量是否合格，包括隐患工程等；（2）、安全情况，施工条件是否变化，安全隐患的处理情