1013-4采煤作业规程

采煤作业规程

规程名称：1013-4顶层工作面作业规程

呈报单位：长春羊草煤业股份有限公司二矿二采段

矿长：生产矿长：

技术矿长：安全矿长：

通风矿长：机电矿长：

通风段长：机电段长：

通风技术贝：机电技术贝：

采煤段长：编制人：汪经略、张晋辉

2012-3-11

目录

第一章概况------------------------------------------------------------1

第一节工作面位置及井上下关系------------------------------------------1

第二节煤层------------------------------------------------------------1

第三节煤层顶底板------------------------------------------------------4

第四节地质构造--------------------------------------------------------5

第五节水文地质--------------------------------------------------------5

第六节影响回采的其他因素----------------------------------------------5

第七节储量及服务年限--------------------------------------------------7

第二章采煤方法--------------------------------------------------------8

第一节巷道布置--------------------------------------------------------8

第二节采煤工艺--------------------------------------------------------8

第三节设备配置--------------------------------------------------------11

第三章顶板控制--------------------------------------------------------11

第一节支护设计--------------------------------------------------------11

第二节工作面顶板管理--------------------------------------------------13

第三节运输巷、回风巷及端头顶板管理------------------------------------13

第四节矿压观测--------------------------------------------------------14

第四章生产系统--------------------------------------------------------16

第一节运输-----------------------------------------------------------16

第二节一通三防与安全监控系统，---------------------------------------17

第三节排水-----------------------------------------------------------22

第四节供电-----------------------------------------------------------22

第五节通信照明-------------------------------------------------------23

第五章劳动组织和主要技术经济指标--------------------------------------23

第一节劳动组织--------------------------------------------------------23

第二节作业循环--------------------------------------------------------24

第三节主要技术经济指标------------------------------------------------24

第六章煤质管理-------------------------------------------------------25

第七章安全技术措施----------------------------------------------------25

第一节一般规定-------------------------------------------------------25

第二节顶板-----------------------------------------------------------29

第三节防治水-------------------------------------------------------32

第四节爆破----------------------------------------------------------32

第五节一通三防及安全监控---------------------------------------------34

第六节运输管理-------------------------------------------------------37

第七节机电管理-------------------------------------------------------38

第八节其他-----------------------------------------------------------39

第八章灾害预防及避灾路线---------------------------------------------42

第一章概况

第一节工作面位置及井上下关系

1013-4工作面位于-345采区右翼，具体位置及井上下关系见表lo

工作面位置及井上下关系表表1

水平名称-345水平工作面名称1013-4顶层工作面

地面标高228~~232m井下标高-303.76~~-349.46m

地面的相对位置回采巷道及停采线均为坡地、农田。

回采对地面设施本回采区域内无钻孔通过。地表无塌陷坑，均为坡地、农田，对本

的影响次回采无影响。该回采区域距地表最近距离为550m。

井下位置及相邻本工作面位于二段右翼-300m至-345m水平。右部起顶层工作面开

关系切；左部至FA断层前10m为停采线；上部至顶层回风道，标高

-303.76m；下部至底层溜子道,标高-349.46m。

工作面走顶70米平均倾51米面积3570m2

向长度层斜长度

第二节煤层

本工作面设计开采煤层为n2+3煤层,通过地质资料分析和1013-3顶底分层工作面回采证实,

该工作面范围内煤层赋存较稳定，全区可采。具体情况见表2。

煤层情况表表2

煤层厚度/mII2四煤层较简单煤层倾-36-

煤层厚度结构角/（。）

H=7.15m；

开采煤层II2+3硬度较硬煤种长焰煤稳定程度较稳定

煤层情况描述IL,3煤层为亮黑色，条带状结构，层状构造，沥青光泽，阶梯

状断口，性脆易碎，层、节理均较发育，本煤层有夹肝6层，厚为

0.05~0.30m之间；

附图1：1013-4工作面煤层柱状图

第三节煤层顶底板

n2+3煤层顶底板情况表表3

岩性厚度岩性描述

II粗砂凝灰质粗砂岩，灰〜灰白色，粉砂状结构，层

2+3老顶岩、砂大于25m状构造，岩层结构细软，硬度较低，由粉砂和

煤砾岩火山灰组成。

层泥岩、

灰黑色，泥质结构，层理构造，与煤层接触的

顶顶直接顶少量的6〜11m

泥岩含炭量较高，局部夹煤线或少量的粉砂。

底粉砂岩

板

LU由炭质页岩组成，较松散，随采随落，呈

石板伪顶页岩0.4m

片状，暗黑色。

石

情

底

况

板灰白色凝灰质角砾岩，砾石结构，块状构造，

直接底角砾岩5.0m矿物成分为玄武岩、花岗岩、长石、石英，砾

径2cm〜15cm,硬度高。

第四节地质构造

表4

地本工作面内，无岩浆侵入体、无陷落柱、火成岩侵入体。

质经四邻巷道实际揭露，采区内共有1条断层存在,其产状性质如下：

构断层编号断层产状断层落差(m)对回采的影响

造275°Z53°2.0影响较小

第五节水文地质表5

1.本采区内水文地质条件简单，无岩溶水和断层水导水。

2.在1013-4采面回采前，顶层回风巷内有积水，现水泵已将积水排干，但在回

采过程中，要随时观察涌水量情况，如有异常现象，立即采取探放水措施进行

处理。

3.本采区内无钻孔通过，在回采过程中，上部少量的采空区水可能会顺煤层裂隙

流入工作面内，局部地段短期可能有少量滴水现象，但对生产影响不大，可以

不予考虑。

第六节影响回采的其它因素

影响回采的其它因素表6

瓦斯低瓦斯采区、相对涌出量：5.16m3/t：

3

C02相对涌出量：1.54m/t

煤尘爆炸指数爆炸指数:28.15-44.19%

煤的自燃性发火期一个月，最短17天

地温危害无

冲击地压危害无

地质部门对工作面回采过程中的具体建议表7

1.本采区内总体上煤层赋存较平稳，但局部煤层走向和倾向可能会有变化，所

以在回采时要保证工作面走向方向推进。

其

2.本矿井为低瓦斯矿井，在回采时采区应加强通风管理，防止瓦斯积聚造成安

它

全隐患。

地

3.由于本回采区域距地表垂深达500多米，地应力瓦斯应力也会增加，顶板压

质

力增高，在加上泥岩类、泥质砂岩类岩性本身强度不够，属于易跨落的松软顶

情

板和中等跨落顶板，易造成顶板事故，回采期间要加强顶板管理，特别是在过

况

断层时，应引起施工者的高度重视，确保安全生产。

4.本区域煤层层、节理较发育，局部煤层煤质较破碎，回采时应加强顶板管理。

第七节、储量及服务年限

表8

储1.利用自然块段法划分块段，取其几何面积进行计算

2.顶层工作面走向长度141m,倾斜长度51m,煤层厚度6.7m,

量地质储量：70X51X7.15X1.46=37267吨

工作面回采率按93%计算

计回采储量：37267X93%=34658吨

3、1013-4工作面顶、底层工作面平均走向长度70米，月设计推进长度40米。

算工作面服务年限=70/40=1.75个月

第二章采煤方法

第一节巷道布置

采区巷道布置情况

1、1013-4回采工作面运输巷、回风巷和开切都是沿煤层底板掘送。

2、运输巷支护形式：1013-4回采工作面顶运输巷采用拱形29圆U钢棚支护，净高2.8米,

净宽3.7米。

3、回风巷支护形式：1013-4回采工作面顶回风巷采用拱形25圆U钢棚支护，净高2.5米,

净宽2.8米。

4、开切支护形式：1013-4回采工作面顶层开切眼采用锚网+单体n钢棚支护，净高2.3米,

净宽2.9米。

附图2：1013-4工作面巷道布置工程平面图

5、压风自救胴室位置规格支护形式

1）、在1013-4回采工作面运输顺槽和回风顺槽内，距炮采工作面40m范围内，施工压

风自救胴室。

2）、采用拱形25U钢棚支护，帮顶铺设菱形金属网，棚距800mm。

3）、金属网用8#铁线编制而成，菱形结构，规格为800X4500mm。

4）、金属网要紧贴煤壁，网间必须连接紧密。（：附图：压风自救碉室断面图）

第二节采煤工艺

一、采煤工艺

回采工艺：落煤、装运煤、支护、放煤、移溜。

工艺流程

交接班一放炮一敲帮问顶一铺网一伸出右顶梁（副顶梁）的前伸梁一出货一移

左顶梁（主顶梁）一收回右顶梁（副顶梁）的前伸梁一移右顶梁（副顶梁）一剪网放货

一打开帮眼一装药一前移托梁一扫货一移溜

落煤方式：

爆破落煤：由打眼、装药、填炮泥（水炮泥、黄泥）、联炮和放炮等工序组成。要求满足工

作面循环进度，工作面平直等工程质量要求。

工作面采用湿式打眼，上下缺口各3米，采用风镐作业，顶煤采用高压注水预裂。工作面

采高1.7米，循环进度0.8米。

二、工作面正规循环生产能力

1、工作面循环产量：

1）、开帮：W=LSHYC=51X1.0X1.7X1.46X100%=126.58

2）、放顶：W=LSHYC=51X1.0X5,OX1.46X90.6%=337.38

合计：126.58+337.38=463.96回采率：463.964-498.88=93%

式中：W-正规循环生产能力，t；

L一工作面长度，m；

S-正规循环推进长度，m；

H—米高，m；

Y-煤的容重，t/m3；

C-工作面回采率，%；

三、工艺说明

1、交接班

交接班时，跟班队长与跟班队长、工程质量验收员与工程质量验收员、支架维修工、

特殊工种人员之间交接班，交清问明事故隐患和注意事项，机、电工检查设备情况，各岗

位填写相应交接班记录。

2、铺联网工艺：主要采用架前人工铺顶网，选取12号铁丝，机织菱形网，网格规格

为50MMX50MM,网长6米、网宽1米，沿工作面方向铺设，长边、短边搭接长100MM,用

14号铁丝进行人工联网，然后用前探梁将网挑起。这样控制了破碎煤块漏肝，行之有效。

3、打眼放炮

(1)采用人工打眼，毫秒爆破落煤，炮眼布置及特征：炮眼布置采用三花眼，眼深1.0m,

顶眼间距1m,距顶梁0.5m,底眼间距1m,距底0.3m,孔深1m。(详见炮眼布置图)煤层松

软时停止打中眼。

(2)爆破器材:该工作面采用ZQS-65型手持式气动钻机配合1.0m的空心麻花钻杆打眼,

所用雷管为毫秒段发电雷管,三级煤矿许用炸药，用MFB-150型起爆器起爆。

(3)起爆顺序:先放底眼，再放中眼。

(4)封孔方式：采用水炮皮封孔，并用黄土填满封实。要求封泥长度不低于500mm。

(5)联线方式：串联。

(6)放炮方式：采用一次打眼，分组装药，分组起爆。

4、爆破说明

(1)采用正向爆破,严格按炮眼布置图的联线顺序联接起爆，一次起爆长度为6炮，其中

中眼最大装药量150g,底眼最大装药量300g。

(2)采煤工作面煤层变薄时，另行下发专项措施和炮眼布置图。

⑶引药制作

由专职放炮员制作，数量根据工作面当班需要，引药制作完毕后必须将雷管的脚线扭

成短路。

(4)爆破方法根据工作面顶底板情况,每次最多起爆5米炮，以减少空顶面积，严禁放

通场炮，以保证顶板的稳定性。

炮眼布置：

炮眼布置为三花眼，顶眼的仰角为6度左右。

爆破方法：串联联炮，正向爆破

后附图：采煤工作面炮眼布置三视图

爆破说明书见下表：

内容单位数量

炮采煤尘情况煤尘爆炸指数：28.15〜44.19%,强爆炸性。

工作

面特

顶板性质较硬

征

f

煤质硬度1.4~3

米

采高1.7

煤层倾角度36

循环进度米0.8

一循环工作面眼数个104

平均眼深米1.0

火药种类矿用3#乳化炸药

装顶眼卷2

药

底眼卷3

火药数

一循环消耗量Kg260

Kg/吨

1吨煤消耗量0.56

一循环消耗量个104

雷管

1吨煤消耗量个/吨0.22

移梁

爆破落煤后敲帮问顶，铺网，前伸伸缩梁临时护顶。在伸缩梁的掩护下摧煤工进行摧

煤。附图移架工艺流程图

1）、分步前移式移架顺序

1起始位置：开帮煤6收回右顶梁的前伸梁，提起其两根立柱，使其落在托

2伸出右顶梁的前伸梁，出煤7、右顶梁的推进缸活塞杆伸出，推动其带着

3、提起左顶梁的两根立柱，使其落在8、落下右顶梁的立柱，支撑起顶板

4•丁9办L

4、左顶梁的推进缸活塞杆伸出，推动其9、所有推进缸的活塞杆缩回，带动托梁

带着立柱前移前移，完成一个动作循环

5.落下左顶梁的立柱，支撑起顶板

6、移架采煤

移架过程：炮后前伸副梁(右梁)伸缩梁护顶一提起主梁(左梁)二根立柱一移主梁

(左梁)一落二柱支撑顶梁一收回副梁(右梁)伸缩梁一提起副梁(右梁)二根立柱一移

副梁(右梁)一落二柱支撑顶梁一移托梁

(1)放炮后伸出伸缩梁护顶，在伸缩梁掩护下擢煤工擢出爆破落煤量的2/3左右，采煤

工开始手镐落煤，刷出0.8m的移架空间。

(2)操作手柄提起副梁(右梁)或主梁(左梁)二根支柱，使支柱柱鞋脱离底板100—

300mm。

(3)操作手柄伸出移架千斤顶，推动顶梁带动二根立柱同时操作手柄向前移动0.8m。

(4)每个工作段伸缩梁全部伸出，不能超过3架，超过3架必须移架。

(5)顶梁移到位后，操作手柄落下副梁(右梁)或主梁(左梁)二根支柱，使顶梁与顶

板严密接触约2-3秒，相邻支架顶梁要平直，以保证足够的支柱初撑力。

(6)移架时要保证梁平衡，受力均匀，且垂直煤壁，若偏差较大时要及时调整支架或顶

板不平整应加垫木块。

(7)整排巷采通后，收回移架千斤顶活塞，使托梁整体前移0.8m,托梁恢复到炮前位置。

(8)将各操作手把恢复到“零”位。

7、装运煤

(1)落煤：采用爆破落煤与手镐落煤相结合的方法。

(2)装煤:采用爆破自装和人工装煤相结合的方法。

(3)运煤:工作面采用SGB620/40T型溜子运煤，运输巷采用一部SGB620/40T型溜子、

集中运输斜巷采用六部SDJ-800/2X40型带式输送机。

8、放顶煤

当工作面移架后开始剪网放顶煤，让采空区侧煤自行滑到刮板机;放煤顺序自上而下，

根据工作面长度和刮板机的负荷情况,工作面分2-3个分段,第一轮在一个分段内先在两端

开口放煤，每隔17米左右开口放一次，当放煤口出现石块时，及时连网，使石块不能从放煤

口放出,然后再开两个放煤口之间放煤,放煤间距变为10米，第三次在两放煤口之间再加一

个放煤口，依次逐渐缩小放煤口间距,直至放煤口缩小至1.5米.至此第一轮放煤结束，将以

上过程连续三次,直至顶板均衡下落,工作面放顶煤采用间隔分段、多轮次放煤法进行放煤，

具体步骤如下：

(1)放煤口的位置

每架一口，距刮板输送机边缘上方0.3—0.5m处剪网放煤。

(2)放煤顺序：由机尾向机头方向(由上而下)。

(3)编号方法：工作面分为2-3个作业段同时放煤作业，放煤口间隔距离大于10m,每

个作业段每次只准一架放煤。工作面从上向下的每个作业段将放煤口依次编为1、2、3、

4...o

(4)单双号间隔放煤：先在1、3编号口放煤，再在2、4编号口放煤。

(5)多轮次循环放煤

为了控制工作面顶板，使顶板均匀下沉，保证回收率达到要求。放煤时间视顶煤厚度

确定，第一轮次放出顶煤总量的1/2,然后将放煤口用横三道竖三道铁线联网，待工作面放

煤口全部放完一遍后，再进行第二轮放煤。第二轮仍是单、双号间隔放煤，依次进行，直

到把顶煤放完。

9、移刮板输送机

工作面设计采用一台SGW-40刮板机，刮板机布置在架内，既采煤又放煤,放炮落煤后先

移架，使刮板机靠后排支柱,放完煤后，再将刮板机前移.移溜时要采用移溜器进行推移.如

用单体液压支柱移溜时,应加横挡，以2根支柱的根部作为支撑点，并对该2根支柱再次注液,

撑紧顶板,严禁顶在单独的一根支柱的中部进行推移，柱腿与刮扳机保持垂直并成一条直

线。

(1)工作面顶煤放完后，浮煤、杂物清理干净，然后移刮板输送机，移刮板输送机采用

单体柱移溜，推溜器每10m安装一个。

(2)移刮输送机要做到平、直、稳、正、牢，弯曲段长度不低于9m。移刮板输送机移好

后与前柱保持0.15m间距。

(3)移溜时从下往上或从上往下依次移设，严禁从两头同时向中部或多头移溜。

10、深孔爆破震松顶煤：打眼方式，架间打眼。炮眼参数：初次放顶煤时孔深2.5米,

孔仰角65-75度，正常放顶煤时，每一架间距布置两个炮眼，尾部炮眼深3米，孔仰角70

度，装药量750克，架前端孔深3米，孔仰角85度，装药量750克；布设双排煤孔，孔距

0.8米；孔深及装药量均要根据放顶煤厚度的变化而进行更改,既不能打穿顶煤又要与整体

顶梁留有0.5米以上的距离（即最小低抗线），以防放炮引起其它事故。爆破松动顺序采用

隔架爆破，由工作面尾部向头部分段进行，一次爆破不超过五架。

11、工作面铺单层金属经纬网，放炮以后进行敲帮问顶，然后开始铺网工作。金属网的

规格为5.5mXlm,沿走向、倾向压边100mm搭接，铺网后正帮网头余不小于0.2m的网，方

便与下一片网相接。

12、放炮后，严格执行敲帮问顶制度，及时除掉浮石、危岩。保证作业人员安全。

13、人员必须在有支护的情况下作业，严禁空顶作业。

后附图：移架工艺流程图

四、采煤方法

采用走向后退式炮采放顶煤采煤方法。

第三节设备配置

设备（运输设备名称、型号、主要技术参数和数量）

设备名称规格型号单位数量主要技术参数备注

工作面刮板额定电压：660v

SGB620/40T部1

运输机额定功率：40kw

运输巷、回

额定电压：660v

风巷刮板运SGB620/40T部2

额定功率：40kw

输机

额定电压：660v

运输巷皮带SPJ-800部6

额定功率：40kw

额定流量：80L/min一台

乳化液泵站XRB2B台2

电机功率：37kw备用

绞车JT-800部5额定电压：660v

额定功率：22kw

气动手持式

ZQS-50/1.6台8额定功率：1.6kw

钻机

附图3：1013-4工作面设备布置示意图

第三章顶板管理

第一节支护设计

一、工作面的支护设计

根据我矿矿压观测和顶板分类：金属网假顶全部陷落法管理顶板

采场压力按PT=krh计算

PT=KRH=8X2.3X1.7=31.28吨/m?

其中：PT-----采场压力(工作面压力)：K-----系数：我矿取8

R-----顶板容重：按岩石计算取2.3g/cm：'

H-----米高：1.7M

ZH2000/17/25F分体顶梁组合悬移液压支架

额定初撑力1545kN(P=31.5MPa)

工作阻力2000kN(P=40.8MPa)

P>PT

支护密度验算

上述计算中P=31.28吨/m,,按比值计算支护密度:

M=P/F==31.28+(31X0.9)=1.12根/平方米

式中：

N1：理论计算支护密度(根/M)

P：支架受的压力理论值

F：单体支柱额定工作阻力0.9

最小控顶距时支护密度：

N=4/2.7=1.211.48根/平方米

最大控制距时支护密度：

N=4/3,5=1.14根/平方米

上式说明所选择的架间距在最大控顶距时能完全满足顶板的需要，但根据现有开采支

护现状来看，工作面压力并末达到理论值，所以在生产过程中还应根据观测结果进行调整,

确定支架间距。

二、选择支护材料

选用ZH2000/17/25F分体顶梁组合悬移液压支架，顶板铺金属经纬网。一架四柱，开

帮进度0.8m,架间距1m（中对中），最大控顶距3.5m,最小控顶距2.7m。最大控顶距工作

面支护密度为1.14根/求最小控顶距时工作面支护密度1.48根/M?。

操纵方式:液压集中控制,立柱本架操作,顶梁邻架操作

三、乳化液泵站

（一）泵站的选型、数量

安装BRW200/31.5型乳化液压一箱两泵，①32高压胶管向采面供液，用液压接头连接。

两台（其中一■台备用）。

（二）泵站设置位置

布置在-370

液压管路：

泵站--345右翼皮带巷--345右翼1号上山一1013-4顶层工作面上顺一1013-4顶

层工作面

（三）泵站及液压管线使用规定

1、乳化泵和乳化液箱必须处于水平稳固状态，乳化液箱位置要高于泵体超过100mm以上。

2、乳化液浓度必须始终符合规程规定（浓度3%-5%）,保证配液用水清洁。

3、必须保证乳化泵输出压力，为ZH2000/17/25F分体顶梁组合悬移液压支架供液应不小于

31.5兆帕。

4、电动机及开关附近20米内风流瓦斯浓度不应超过建，否则必须停止运转，切断电源，

撤出人员进行处理。

5、供液管路要吊挂整齐，保证供液，回液畅通。

6、要按以下要求进行定期检查、检修，并做好记录：

（1）每班擦洗一次油脂赃物；按一定方向旋转过滤器「2次，检测两次乳化液浓度。

（2）每天检查一次过滤器网芯。

（3）每10天清洗一次过滤器。

（4）每月清洗一次乳化液泵箱。

（5）每季度检验一次水质。

7、操作时发现有异味，温度(泵、液)超过规定，压力表指示压力不正常、乳化液浓度、

液面高度不符合规定、控制阀失效、失控、过滤器损坏或被堵不能过滤及供液管路破裂、

脱开时应及时停泵处理。

8、设备维修管理由专人负责，泵站司机必须持证上岗。

9、注液枪及管线必须设专人管理维护，管线吊挂整齐；工作面注液枪使用后悬挂在

ZH2000/17/25F分体顶梁组合悬移液压支架顶梁处，不得乱扔乱放。

10、更换液压管或液压管密封圈时，应停油泵或闭断截止阀。

第二节工作面顶板控制

一、工作面支护

工作面基本支架和端头支架采用ZH2000/17/25F分体顶梁组合悬移液压支架支护,每

架四柱，基本架长2.7m,端头架长3.6m,支架中心距1000mm±20mm。最小控顶距2.7米，

最大控顶距3.5m。间隔5个支架，在托梁下加打一根单体支柱，同时加打一根防止支架倾

倒的俄柱。

支架主要技术参数

(1)支架

支架高度1.7~2.5m支架长度2.7m

中心距1m支架行程0.8m

伸缩梁行程0.8m立柱缸径4125mm

柱鞋直径@300mm立柱数量4根

泵站压力31.5MPa额定初撑力1545kN(P=31.5MPa)

工作阻力2000kN(P=40,8MPa)控顶距2.7-3.5m

支护强度0.571-0.740Mpa支架重量约2吨

工作液M-10乳化液

操纵方式:液压集中控制,立柱本架操作,顶梁邻架操作

(2)立柱：单伸缩4根

缸径：①125

柱径：0110

行程：800mm

初撑力(P=31.5MPa)：386kN

提柱力(P=31.5MPa)：87kN

工作阻力（P=40.8MPa）：500kN

3）推进缸：2根

缸径：063mm

杆径：045mm

行程：800mm

推力(P=31.5MPa)98kN

拉力(P=31.5MPa)：48kN

।前伸梁油缸：2根

缸径：C>63mm

杆径：①45mm

行程：800mm

推力(P=31.5MPa)98kN

拉力(P=31.5MPa)：48kN

二、控顶距与放顶步距

该工作面基本支架最小控顶距2.7m,最大控顶距3.5m;放顶步距0.8m。

三、特殊支护

1、上、下安全出口支护

上安全出口采用ZH2000/17/25F分体顶梁组合悬移液压支架4架支架端头支架。安全

出口超前煤壁0.6m,净高不低于1.7m。

下安全出口使用ZH2000/17/25F分体顶梁组合悬移液压支架4架端头支架支护，安全

出口超前煤壁0.6m,净高不低于1.7m。

2、上下端头支护

工作面上下端头采用ZH2000/17/25F分体顶梁组合悬移液压支架支护，必须保证畅通。

端头支架与超前替棚搭接严密，禁止出现台阶。

3、尾巷回收

上、下尾巷与放顶线回齐，回收尾巷后放落顶煤。

三、特殊时期的顶板控制

1、来压及停采前的顶板控制

1）、来压时：加强工程质量管理，加快开帮速度，改善顶板状况。

2）、停采前：坚持10刀不拣货。

2、过断层及顶板破碎时的顶板控制

过断层破碎带时期要加强工作面的支护质量，保证支护强度，加强为正帮提前打锚杆。

放炮后及时支护，缩短空顶时间，适当缩小一次开帮距离，放小炮，单连单放。

第三节运输巷、回风巷顶板控制

一、1013-4顶层回采工作面运输巷、回风巷及端头顶板控制

1、运输巷、回风巷使用单体、口钢架棚替换U钢棚，一梁两柱支护（压力大时改为两梁

四柱），棚距0.8米。超前替换U钢棚长度不小于5米。

2.运输巷、回风巷加强支护

超前支护单体支柱，按标准化要求初撑力达到50KN,即6.6Mpa,底板丢底煤处要穿

底鞋，给压吃上劲后再过5-8秒才能撤下液压枪。

1）、运输巷从煤壁开始向外0~5米单体n钢棚并架双抬棚，5~20米在原U钢棚梁下

加打单体中心顶子。20米外为原U钢棚支护。

2）、回风巷从煤壁开始向外0~5米单体n钢棚并架双抬棚，5~20米在原U钢棚梁下

加打单体中心顶子。20米外为原U钢棚支护。

附图4：工作面支护平、剖面示意图

二、工作面安全出口及两巷的管理

1）安全出口自煤壁开始20米范围内巷道高度不得低于1.6米，向外不低于1.8米。

2）加强两巷维修，发现棚子变形、片帮、漏顶要及时支护，确保两巷支护完整。

3）巷道无积水，无杂物，无淤泥。

4）损坏的单体n钢及时装车运出，不得影响通风和行人。

三、支护材料的使用和存放管理

1、材料存放地点距离工作面上出口向外100米以内，回风顺槽超前支护段以外。

2、备用材料：

2.0m长坑木20根，半拉瓜（小料）5矿车，金属经纬网30片，2.5单体液压支柱

60根,2.4mn钢10根。

3、所有备用材料放到固定地点码放整齐，严禁乱放。

第四节矿压观测

为掌握工作面顶板活动规律，预计老顶断裂来压时间和预报工作面来压情况，作好准备,

保证工作面的安全和支护质量，坚持工作面矿压观测。

1、矿压观测小组：组长：技术矿长

组员：段技术员、跟班段长

2、观测时间：每天观测一次，时间为二班10：00——11：00

3、测量仪器：

仪器名称：CLZ-1型单体支柱工作阻力监测仪

生产厂家：常州市常武安全仪器厂第一分厂

测量范围：0—60Mpa

4、观测点布置：

工作面每隔5个架子进行测量，分别记录；上下顺槽从工作面煤壁向外在超前支护

段内均匀选择三个点，每一点测两根单体，取其平均值为该点压力。

5、矿压观测要求：

（1）详细阅读测量仪器使用说明书，按要求操作使用，防止损坏观测设备，观测仪器定期

维修，保证观测数据准确可靠。

（2）测量支架立柱压力前，要先三用阀进行清洗，防止煤粉进入三用阀内，测量压力后导

致在用立柱卸压失效。

（3）必须坚持每日观测，观测结果必须真实，压力读数精确到1。

（4）每日观测工作面及上下顺槽规定的测点压力变化情况，并填写井下牌板及地面台帐，

每5天做分析报告上报技术部及矿、公司有关生产、技术负责人，发现压力增大应及时汇

报，采取加强顶板支护及放顶控制顶板压力措施。

6、预防措施

如果工作面压力观测数值有增大现象，必须提前作好周期来压前的准备，加强工作

面的支护质量和支护强度，采取以下措施，保证工作面的安全：

（1）加快工作面的推进度，以开帮为主，后排少量放货，尽快将工作面的切顶线甩到

后排。

（2）缩短一次开帮长度，放炮后及时支护，缩短空顶时间。

（3）工作面片帮处放炮前必须提前维修，提前挂网，打开护帮板，顶到硬帮，必要时

先打锚杆，刹严顶板，防止片帮进一步扩大。

第四章生产系统

第一节运输

一、运输设备及运输方式

1.运煤设备

刮板运输机：SGB620/40T皮带运输机：SPJ-800,SPJ-1000

爆破落煤和人工擢货装煤。

2.辅助运输设备

绞车：J厂800一吨矿车

二、移溜

由下至上人工顺序分段移溜

三、运煤路线

1）、运煤系统

工作面-1013-4顶层工作面溜子道--345右翼皮带道--345煤库一二段大倾角皮带

--80煤库一一段大倾角皮带一地面

2）、运料系统

A：地面-主井一一80主井车场--80材料井车场一材料井--300材料车场--300右翼

回风道-1013-4顶层工作面集中回风道-1013-4顶层工作面

B：地面f主井-40主井车场f-40风井车场一风井--300风井车场f-300右翼回风

道-1013-4顶层工作面集中回风道一1013-4顶层工作面

附图5-L：1013-4工作面运煤、运料系统图

第二节“一通三防”与安全监控

一、通风系统附图5-2：1013-4工作面通风系统图

说明：；1013-4采煤工作面顶层开采，该工作面为走向长壁后退式开采，采用上行通风，U

型通风方式；即下顺槽入风，上顺槽回风，系统合理。

（一）、1013-4顶层工作面风量配备

1）、本区域煤层经2011年瓦斯鉴定，相对瓦斯涌出量为5.16m7T；

2）、1013-4顶层工作面绝对瓦斯涌出量为：按原班设计产量696T计算，工作面绝对瓦

斯涌出量为696t*5.16m7T/（60*24）=2.49m7min

3）、该工作面瓦斯排放采用抽放和风排两种方法进行排放。

瓦斯抽放泵设置在-300右大巷皮带井侧；该瓦斯泵流量为功率为160KW,额定流量

为85m3/min,效率为65%,流量按顶（底）层各50%计算抽放浓度平均为4%进行计

算；抽排瓦斯量为：85*65%*50%*4%=l.11m3/min.

同时需要风排为2.49-1.11=1.38m3/min,

4）、风量计算:

按“规程”规定每个采煤工作面实际需风量，应按瓦斯或二氧化碳涌出量、

爆破后的有害气体产生量、工作面的气温和风速以及人数等因素分别进行计算后，并取其

中最大值作为该采煤工作面风量：

(1)、按瓦斯涌出量计算：Q=100Qk=100Xl.38X1.5=207m7min

(2)、按工作面温度计算：Q=60vS=60X0.8X4.93=237m7min

(1013-4顶层工作面空气温度18°〜20°时，风速取0.8〜1.0m/s；

2

1013-4炮采顶层工作面最小控顶距时，断面为S尸4.08m,最大控顶距时断面S2=5.78

m2；取其平均值为S=4.93m2)；

(3)、按工作面最多人数计算：Q=4N=4X40=160m3/min

(4)、按炸药用量计算：Q=25A=25X9.45=236mVmin

工作面一次爆破最多炸药用量为9.45kgo

(5)、确定工作面实际需要风量

通过以上计算，确定1013-4顶层工作面配风风量为240m'/min,在开采过程中

可根据瓦斯涌出量变化情况随时调节风量，风量调节措施另报。

(6)、按风速进行验算

按最低风速验算，工作面的最小风量Q>0.25X60XS2=15X5.78=87m3/min按最高风速验

算，工作面的最大风量QW4X60XS1=240X4.08=979m7min

经上述计算87m3/minW240m3/minW979m'/min；

故：240m'/min满足风速要求。

1013-4顶层工作面正常生产时配风量Q=240m3/mino

(7)另开采期间顶层回风设均压局扇两台，即(主供一台备用一台)；风筒出口接至工作

面上隅角，用以排释上隅角瓦斯及均压；该均压局扇为11KW*2对旋局扇，该局扇设置在

-345右翼2号上山中(如图所示位置)，该局扇必须为双风机、双电源，风电及瓦斯电闭锁

齐全且保证灵敏可靠。风机自动切换装置必须安装齐全且灵敏可靠。均压风筒出口风量保

证416(W/min,在该均压局扇全风压处使用卸压三通调节，并随工作面的向前推进要随时

进行调节，使风筒出口风量始终控制在160m7min.风筒采用点600变g485软质抗静电风

筒。即工作面总回风量为Q=240+160=400m3/min.,

(8)正常开采时顶层工作面总回风量为：Q=400m7min.

初放顶期间由于后排空间较大易积存瓦斯，故工作面可增加风量50m'/min,工作面风

量为Q=240+50=290m3/min.工作面总回风量为：Q=400+50=450m'/min。

（二）、1013-4顶层工作面入、回风风流路线：

1）入风系统：

地面一主井入风一材料井及皮带井--345材料井车场及皮带井车场--345右大巷--345右

运输道一1013-4顶层工作面下溜子道一1013-4顶层工作面。

2）回风系统：

1013-4顶层工作面f1013-4顶层回风巷一-300右回风巷--300风井车场一风井一副井f

主扇一地面

二、防治瓦斯

（一）、瓦斯检查

1.1013-4顶层工作面每小班分别配备专职瓦斯检查员一名，（1）负责入回风巷、工作

面、上隅角、回风抽放钻场及回风流中的瓦斯、一氧化碳、二氧化碳、温度及风量的

检查；（2）零米风障的挡设，风障长度不得小于8米，从零米向上沿后排挡设，且上

要封顶下要落底并挡严；（3）回风均压局扇、均压风筒的检查、吊挂及维护工作；（4）

负责高位抽放钻场的瓦斯检查、预抽钻场的预抽检查。（5）严格执行井下现场交接班

制度，按时录制巡检仪检查数据并确保携带的巡检仪完好无损数据准确。（6）检查后

检查数据通知现场作业人员及班段长。

2.工作面放炮严格执行“一炮四检”和三人连锁放炮制；即一炮四检是：装药前、放炮

前、放炮器附近及放炮后检查瓦斯；三人连锁放炮制：班长、放炮员、瓦检员。

3.瓦检员要按规定的地点、次数、检查方式进行检查，严禁空班漏检和假检。每班对工

作面检查范围内的瓦斯检查不少于3次，且检查时间均匀（交接班时必检），并及时

准确填报瓦斯报表和各种记录，做到井下牌板、检查记录手册、瓦斯“日报”、“三对

口”。

4.1013-4顶层工作面瓦检员、工作面班组长及电钳工均佩戴完好、准确的便携式瓦斯

检测报警仪。

（二）、瓦斯监控

1、瓦斯监控系统：

监测仪器使用长春东煤高科开发公司生产的KJ19-N监测监控装置，甲烷传感器使用

GJC4-（N）载体催化式甲烷传感器。

2、传感器及分站设置：

1）、在1013-4顶层工作面上隅角、工作面及回风流中分别安设甲烷传感器一台，上隅角

传感器位置为距后排800mm,距顶梁斗300mm,距帮4200mm,甲烷传感器报警浓度21.0%,

断电浓度＞1.5圾复电浓度为＜1.0%；工作面安设甲烷传感器距上出口》10米；传感器报警

浓度21.0队断电浓度21.5肌复电浓度为＜1.0%,断电范围采煤工作面及回风道全部非本

质安全型电器设备。回风道甲烷传感器、C0传感器、温度传感器安设位置距1013-4顶层工

作面回风口10〜15米处，距顶梁声300mm,距帮4200mm,甲烷传感器报警点、断电浓度》

1.0%,,断电浓度21.0曲复电浓度为＜1.0%,断电范围采煤工作面及其回风道全部非本质安

全型电器设备，C0传感器报警浓度为三0.0024%,温度传感器报警温度230

2）、在回风绞车上风侧10-15米处按规程规定安设甲烷传感器，报警浓度为：21%,断电

浓度为21.5%,断电范围：绞车内全部非本质安全型电器设备；复电浓度为:〈1%。

3）、回风钻场按规程规定安设甲烷传感器，报警浓度为：＞1.0%,断电浓度为21.5%,断

电范围：1013-4采面回风道内全部非本质安全型电器设备；

4）、抽放进气管路监控系统，按要求设置温度（T）、绝对压差P,压差（AP）、CH&、C0等

监测探头。

5）、顶层采面回风道安设风速传感器一台，设置位置为：回风道测风站处，并且垂直风

流方向用铁架固定，前后10米内无分支风流、无拐弯、无杂物障碍、无断面变化、能准确

测定风量的地点，当风速低于0.25m/s或超过4.0m/s时，能发出声光报警信号。

6）、分站设置在-345右运输巷2号上山以外5米处新鲜风流中。

附图5-3:1013-4工作面监测、监控系统示意图

（三）、瓦斯抽放

说明：为确保安全回采，认真执行瓦斯治理“十二字”方针，并结合我矿实际情况，1013-4

工作面决定采取预抽、边采边抽、采空区抽放等措施。

（见1013-4工作面瓦斯抽放专项设计，由通风段按设计负责落实抽放等措施）。

附图5-4：1013-4工作面瓦斯抽放系统示意图

三、综合防尘系统

（一）、防尘水源及管路

1、水源：利用+150水池引至-80水墙、或由地面经大倾角皮带引至-80水墙水源是经过

沉淀后流入防尘管路，水量充足，水源清洁。

2、管路布置：由-80水墙处引出利用4寸铁管将防尘水（水压1.8Mpa）引致-300材料井

车场、-345材料井车场后经-300右回风道及-345右运输巷变2