煤炭公司急倾斜特厚煤层采煤作业规程(机采)

0昂州煤矿北矿采煤工作面作业规程工作面名称：2212-1采煤工作面施工负责人：总工程师：分管矿长：1 3第二节煤(岩)层赋存特征 4 7 7 9 32 2第四节供电系统 第五节通信、照明 第八节人员定位系统 第二节作业循环 第三节主要技术经济指标 44 3第一节工作面位置及井上下关系工作面的名称：2212-1采煤工作面。工作面的位置：位于一采区一分层B煤层南翼。2212-1工作面沿B煤走向布置延伸至F4逆断层附近，工作面进、回风巷布置在煤层顶、底板中，末端利用开切眼贯通形成采采面按照煤层厚度水平切面布置，煤层倾角43°~60°。采场上部垂顶板裂隙水补给在局部地点可能有积水现，因此必须加强水文观测；回采区内地面最高标高+2340m,最低标高+2320m,上部地表无建筑、无水体，区内地面冲沟发育地势陡峭与采场高差132m因此地面工作面位置及井上下关系表(表1)水平名称+2055m水平采区名称一采区地面标高井下标高地面相对位置地面相对位置位为矿井井田中央，地面山岭中梁子以东和白熊沟以西，回采对地面设施的影响工作面回采期间放煤高度9.6m,由于煤层倾角较大回采后采空区上部煤层受顶板下沉挤压回将采空区充填，不会形成较大的采空区空间，因此回采时不会对地面产生地质环境影井下位置及与四邻关系采煤工作面位于四采区一分层B煤南翼，采场东面的底板岩层中为+2189m辅助运输巷，上部垂高21m处为原探煤报废老下部为+2055m南翼运输大巷。井下位置对回采的影响+2189m辅助运输巷与+2055m南翼运输大巷均布置在底板岩层中对回采工作不会造成影响；采场上部的探煤巷已经报废支架已回撤但是回撤支架后可能留存一定空间受裂隙水补给局部积走向长度/m面积/m³4第二节煤(岩)层赋存特征矿井主要开采A、B、C煤层，均赋存于三叠系上统须家河组第要煤层出露长度约1300米，宽约450米左右。A、B、C、煤层虽厚煤层结构及顶底板该煤层位于须家河组中段中部，是昂州煤矿北矿的主要开采对象，也是本次工作的重点，B煤层上距C煤层层间距11m~29m,平均层间距20m,层位稳定。该工作面实际探明煤层总厚度16~46m,平均厚32m,全区可采，B煤层是该矿山主采煤层，其厚度由南向北最多含夹矸达7层，一般含夹矸2~5层，薄化地带一般则不含矸石。夹矸单层厚度一般0.1~0.3m,最大厚度1.25m。夹矸多呈短轴透镜体产出，少数呈长透镜体产出。夹矸主要分布于煤层的中下部，上部分布较少，一般煤层下部夹矸延伸长度大，上部夹矸延伸长度小。夹矸岩性主要为页岩、炭质页岩、含粉砂炭质泥岩及含炭粉砂质泥岩，偶见少量含炭粉砂岩。该煤层受构造影响严重，属较稳定～不稳定的特厚煤层。煤层顶板岩性在矿区北段主要为炭质页岩和页岩，少数为含粉砂炭质页岩；在矿区南段以粉砂质页岩、粉砂少数为炭质页岩和含粉砂炭质页岩；底板岩性主要为炭质页岩和页岩组成，含少量粉砂岩，局部为细粒砂岩。5均倾角厚度平均夹石层数夹石厚度顶板~~炭质页岩、页炭质页较稳定~不稳定综合柱状图(1):地层时代米最小平埠通通段下为疟松纱走或稳妙老拿少量矿结楼，慈成口煤层底板.浅灰色中孽层中主种石英的，粒理下变朝，疟部字2-mm的谏公全匡稳定，科比标志层，1橙56购谋委该彪底至午死，含面君、炭页岩文开14,牛一量，开单层，厚度塔人，E粉以L中，邸网：天饮，层等西城校焊居出命之查象，在野牛坪一下计征婚多，开采；28233口陵E:光亮，结科较变景，河真老，炭顿页着文计，层一段一带厚度过大，送14来，全区糖定，寤作尼比235“中究矸层厚达咪左石，煤墨草度经人，他分所连状。区可采州婷养性含量不网6煤层特征情况表煤层倾角(最大~最小/平均)/(°)煤层层理(发育程度)发育煤层节理(发育程度)发育相对瓦斯涌出量/(m³.t-1)1、瓦斯等级鉴定：根据雅安市安全生产监督管理局《关于2016年度瓦斯等级鉴定结果的通知》(雅市安监〔2017〕12号)文件表明：2016年矿井绝对瓦斯涌出量为4.067m³/min,矿井瓦斯等级为低瓦斯斯矿井。2、煤的自燃倾向性3、煤尘爆炸性0.7℃。平均地温(水温)梯度小于3℃/每百米，为地温正常区。因7煤层顶底板情况表顶底板名称岩石类别硬度厚度岩性顶板基本顶灰色粉砂岩直接顶炭质页岩粉砂岩底板直接底基本底灰色中厚层状中～细粒石英砂岩一、断层情况及其对回采的影响编号断层名称性质走向倾向倾角落差对工程的影响逆无正北西无正北西无逆北东南西北西无正北东南西无二、褶曲情况及其对回采的影响区内主要褶皱为昂州倒转向斜，总体表现为向南撒开、向北收敛的紧密向斜。呈北北东向展布，南北长约3000m,东西宽近900m。由于矿区断裂构造发育，向斜被破坏，保存不完整。牛井沟以南，两翼仅保留两翼部分地层。向斜轴面走向N10°~20°,倾向280°~290°,倾角50在正杠附近，向斜轴部略有突起。核部地层产状出现局部收敛，封转8之迹象。一、含水层(顶部和底部)分析2、含水地层三叠系上统须家河组第二段(T3xj2)煤系地层，多为页岩、粘土质粉砂岩及煤层(四层煤总厚度达27.91~88.02米)等，岩层大3、断层破碎带矿区断裂多，多数断裂对煤层也有不同程度的破坏，F1除切断带宽度一般不超过4米，带内仅见少许棱角状砾岩充填，主要富水性4、老窑水根据调查，采场上部21m处有原施工的老巷，老巷已经回撤，+2220m水平标高以上无采空区，不具备积水空间，分析不存在老采9空区积水。二、其他水源的分析2212-1工作面除顶板裂隙水补给外无其他充水水源。1.正常涌水量：2.2m³/h2.最大涌水量：4.2m³/h第六节影响回采的其他因素一、影响回采的其他地质情况(表5)表5影响回采的其他地质情况表瓦斯绝对涌出量：1.32m³/minCO₂绝对涌出量1.2m³/min煤层爆炸指数无爆炸性煤的自燃倾向性属不易自燃煤层地温危害无异常地温及冲击地压冲击地压危害无冲击地压二、冲击地压和应力集中无冲击地压，无应力集中。三、地质部门建议(1)、工作面回采前在回风巷内按照每10m布置一组钻场，每组钻场布置3个钻孔对工作面放顶煤高度外30m区域进行探放水，针对2212-1采面严格执行先探后采。(2)、回采前清理+2180m运输石门、2212-1回风巷、2212-1运输的水沟，防止积水，并安排专人巡视，防止因巷道积水向道床流。顶煤。止回采，观测一段时间后淋水未见增大则按设计采高不放顶煤方法回第七节储量及服务年限(一)、工作面工业储量=工作面走向长度×工作面水平切面宽×工作面工业储量=252×32×9.6×1.59=123088吨(二)、工作面可采储量=工作面走向可采长度×工作面水平切面宽×采高×原煤容重×工作面回采率工作面可采储量=252×32×9.6×1.59×0.93=114472吨二、工作面服务年限工作面的服务年限=(可采推进长度/设计月推进长度)=252/43=5.8月采煤方法及其依据。根据煤层赋存情况、现有装备水平及以往工作面开采经验，采用水平分层机采放顶煤采煤法。一、采区设计、采区巷道布置概况本矿井开采煤层急倾斜厚一特厚煤层，有可采煤层3层，即：A、均布置在A煤层底板中。一采区开采范围上至+2246m标高，下至+20600m。溜煤上山布置在B煤层顶板岩层中，材料上山布置在B煤层底2212-1工作面运输巷从+2180m运输石门B煤沿煤层底板板掘进，采用25U型金属可缩性支架支护，巷道净宽2.8米，净高2.5米，长度260米。2212-1工作面回风巷从+2180m运输石门B煤沿煤层顶板掘进，采用25U型金属可缩性支架支护，巷道净宽2.8米，净高2.5米，长度3142212-1采面开切眼从运输巷向回风巷掘进布置，工作面面采用ZH2000/16/24Z型整体顶梁组合悬移液压支架支护顶板。2212-1工作面乳化液泵站安装在+2180附图：工作面及巷道布置示意图(见附图1)。采煤实践经验，结合我矿的实际情况确定，2212-1采煤工作面采用本工作面分层平均高度为20米，机采2.4米，放顶煤7.2米，采放比1:3。采煤机截深0.6米，放煤步距0.6米，工作面日推进1.8米。1、工作面煤壁开帮采用SGBZ-630/45刮板运输机配合MG150-TW割煤机落煤，采高2.4m2、顶煤采用自然垮落法落煤SGB420/30型运输机运输。2.工艺说明(1)推移前部刮板机：进刀前将采煤机行到前部刮板输送机机尾或机头处，然后以先机头后机尾或以先机尾后机头的顺序向前推移前部刮板运输机，推移步距0.6米，推移刮板机后将前溜与支架间的浮煤和杂物清理干净。①必须依次顺序推刮板输送机，不准任意分段或相向推刮板输送机，推刮板输送机水平弯曲度不大于4°,垂直弯曲度不大于3°。②严禁将刮板输送机推成急弯，推刮板输送机要求刮板输送机平、直、稳。③推刮板输送机应在前部刮板输送机运转时进行，应有两人以上协同作业，确保推刮板输送机工作顺利进行。(2)斜切进刀：采用机头斜切进刀，双向割煤往返一次进一刀(如有特殊情况可根据现场实际情况调整进刀方式)。操作过程为：①进刀前先将预割段(1.0m)处的进、回风巷道“U”型支架提前替棚，并将替换的“U”型支架回收至进风巷指定位置。②推移前溜机尾和中部，创造采煤机从机尾斜切进刀的线路。③采煤机向机尾前进沿输送机弯曲段斜切进刀，直至采煤机滚筒全部切入煤壁。④推移前溜机头和中部，移直输送机；采煤机反向割煤至前溜机尾，摇臂上升至顶刀位置，向机头方向推进割顶刀，割到机头位置停。⑤将采煤机滚筒反向摇至底刀位置，开动采煤机，从刮板机头向机尾割底刀；恢复到初始状态。⑥采煤机在前部刮板机尾进入割顶刀，向机头方向推进，割到机头位置停，将采煤机滚筒反向摇至底刀位置，开动采煤机，从刮板机头向机尾割底刀，工作面装煤主要靠采煤机滚筒上的螺旋叶片，把大部分碎落的煤装入刮板输送机，并利用刮板输送机铲煤板，将余留的浮煤推挤到溜槽中，工作面两端头的煤采取人工装煤。进刀示意图(2)A机头机尾机尾推溜、煤壁斜切机头机尾推溜、向机头割顶煤机尾机尾机头降截割头同刀、割底煤(3)割煤、装煤、运煤工作面采用斜切进刀的方式，利用采煤机滚筒螺旋叶自行装煤。机头机尾由人工辅助装煤。每次进刀都要求割满刀0.6米。采煤机截割下来的松散煤体及人工放顶煤利用工作面前后部刮板输送机运至运输巷内的刮板运输机，再由运输巷刮板运输机运至胶带运输机运卸至溜煤眼经过+2055m主运输巷胶带运输机运输出井。技术要求：①工作面采高必须严格控制在2400±100mm,顶底板必须平整，煤壁齐直，顶底板不得出现弧顶弧底台阶。②工作面每次割刀必须割满刀，确保产量、工作面刮板输送机与运输巷刮板机搭接及煤质符合要求。③采煤机运行过程中，必须有一人操作，一人监护，司机要密切注意煤机工作情况，如发现前方发生片帮、冒顶、电缆憋劲、出槽或其他事故时，应紧急停机，采取措施处理。悬移支架在采煤机割顶刀时，滞后采煤机3米，按顺序移架，步距0.6米，移架操作由两名工人配合进行，移架工操作推刮板输送机千斤顶将刮板运输机推至煤帮，本架操作前后立柱操作手把，使支架下降10-15cm,然后操作推移千斤，拉架前移，达到移架步距后，升起前后立柱达到初撑力要求，若遇到破碎顶板时，必须停机移架，以控制顶板，顶刀割完后，开始反向割底刀，移架工作即告完成。完成推前部刮板输送机工作后，即可拉后部刮板输送机。推移前后刮板输送机时要把底部浮煤和杂物彻底清理干净。技术要求：①移架操作时，移架工应站在支架前后立柱间的安全地点面向煤壁操作，禁止脚蹬在立柱之间移架，以免挤伤，移架时，禁止人员通②移架前，必须全面检查支架的液压系统，严禁带病运行。③移架前及时整理好架间液压管路、电缆、以防挤坏。移架后及时清理架间浮煤，在清理机头机尾浮煤时，应先进行敲帮问顶，并有人监护进行。理有效办法处理完毕后，方可继续操作。从机头向机尾推前部刮板输送机，推刮板输送机步距控制在0.6米，推前部刮板输送机工作滞后采煤机5-6米。①必须依次顺序推刮板输送机，不准任意分段或相向推刮板输送机，推刮板输送机水平弯曲度不大于4°,垂直弯曲度不大于3°。②严禁将刮板输送机推成急弯，推刮板输送机要求刮板输送机平、直、稳。协同作业，确保推刮板输送机工作顺利进行。(6)拉后部刮板输送机采煤机割完第一刀后，进行拉后部刮板输送机作业，割第二刀时，拉后部刮板输送机工作应在放完顶煤后进行，拉移步距0.6米。①拉后部刮板输送机必须按顺序进行，刮板机8-10米。②拉后部刮板输送机前必须将架间浮煤清理干净，确保拉移到位，减少拉移阻力，保证刮板输送机平直。采煤机整体进一刀，方可开始放顶煤工作，放煤方法采用由底板向顶板方向多轮间隔式顺序放煤，即先放……3、5、7、9号支架，后放……2、4、6、8号支架顶煤(后期工作面支架并完后调整放煤顺序)。反复多次放煤，每次放煤量不宜过大，时间不宜超过5分钟，见矸停止放煤。工作面支架后方不得放空，必须留有3米垫层，以防顶板突然冒落造成采空区内大量有毒有害气体被压入工作面。技术要求：①严格执行放煤十六字方针：均匀放煤，由底至顶，大块破碎，见矸关门。②严格控制放煤时间，严禁超量放煤，班前应预估放煤量。工作面现在安装32副ZH2000/16/24Z型悬移支架，端头采用3m长π型梁架设“两对四梁”护顶板，(工作面初始共32组基本架，由于工作面自南向北逐渐变短在46米处减少至9组支架)采用全部垮落法管理顶板。工作面两巷超前支护由煤壁至进回风巷10处采用单排双柱单体铰接梁支护，10m至20m范围采用单排单柱单体铰接梁支护。单排双柱段柱距0.5m,单排单柱段柱距1.0m。单体工作阻力不得小(附图：工作面设备布置及顶板支护示意图2)二、工作面设备总体配套：工作面成套设备主要由采煤机、悬移支架、刮板输送机、带式输送机等组成，这些设备不是孤立的“单机”,而是结构上需要相互配合、功能上需要相互协调的有机整体，具有较强的配套要求和较高的可靠性要求。组成工作面成套设备的每一种机械设备，都有严格限定的适用条件，因此，设备的正确选型是充分发挥其效能，实现工作面2.工作面生产能力：工作面的生产能力，不仅受工作面设备的约束，而且受煤层赋存条件、生产管理水平的影响，因而工作面生产能力必须考虑生产过程中诸多影响因素，才是工作面可靠的生产能力。(1)每天割煤刀数的计算每天割煤刀数NN=T/T1T1--每割一刀煤所用的总时间Tg--每割一刀煤纯割煤一般取时间100分钟Ts--采煤机间歇调整与交接班检查时间，一般取Ts=80分钟Td--端头支护时间及处理煤层夹矸时间根据矿井实际取Td=14分钟Tz--故障影响时间，每刀按Tz=45分钟计则T1=480分钟/刀经计算N≈3刀(2)工作面的日产量工作面的日产量Qd=煤层水平长度×日推进×采高×容重×工作面回采率=32×1.8×9.6×1.59×93%=817.6吨工作面月产量=21.586÷11≈1.96万t工作面务年限=11.44÷1.96≈5.8(月)3.主要设备的选型：(1)采煤机的选型：可以将采煤机平均割煤速度作为工作面设备能力选型计算的基本参(2)悬移支架的选型移支架支护采面顶板。两巷超前支护采用DW25-250/100型单体液压支柱配合HDJA-1000金属铰接顶梁支护顶板，煤壁至进回风巷10处采用单排双柱支护，10m至20m范围采用单排单柱支护。单排双柱段柱距0.5m,单排单柱段柱距1.0m。单体工作阻力不得小于90KN。(3)采面刮板的选型选择工作面前部刮板输送机的主要原则是保证采煤机的落煤能1)工作面前部刮板输送机的选型依据：考虑到公司南、北两矿及我矿两个采面的设备型号统一部位零板输送机，为此刮板输送机机型定为SGBZ-630/45型，电机功率为45KW,安装长度为33米。并根据工作面断面几何尺寸进行配套。2)工作面后部刮板输送机的选型依据：我矿根据前面放顶煤使用设备的经验，选择SGB420/30型输送机，整机功率为45KW,运输能力为80t/h,安装长度为33米。(4)泵站的选型：1)乳化液泵的压力决定于选定的液压支架立柱初撑力，即：式中Qb--系统供液量，L/min;Kb--考虑系统漏液和其他千斤顶同时动作时的系数Kb=2.0;n1--移架时升、降的立柱数；S一移架时立柱的升降高度，cm;F1、F2、F3-立柱有杆腔、无杆腔及千斤顶移架时腔内的有效作1--支架宽度，0.95m;t1--辅助操作时间，2min;n3--工作面同时移架的架数1架。式中：k2--压力损失系数；Pm--根据立柱初撑力或千斤顶最大推力算得的最大压力，MPa。根据以上计算：我矿选用BRW125/31.5型乳化液泵，两泵一箱，轮流工作。(5)设备管理：1)对设备严格按班检、日检、月检的定检内容进行检修，每天确保4个小时的检修时间，对工作面各设备进行强检，变设备故障处2)检修工应熟知设备的性能与原理，对照设备完好标准认真检修，处理设备问题要彻底，检修质量必须可靠。3)严格执行包机制度，包机到人，留名挂牌。4)严格交接班制度，认真填写运转日志。5)设备必须严格按照润滑标准进行加油，并定期检查更换。6)必须搞好综采设备的配件工作，要有完善的配备件支持，确保及时更换。(6)工作面设备表数量使用地点采煤机MG150-TW型1采面采面配套刮板机SGBZ-630/45型1采面刮板输送机6采面、运输巷皮带机3运输巷悬移支架采煤工作面绞车1回风巷乳化液泵BRW125/31.52+2180m运输石门风煤钻21用1备，打眼用金属铰接顶梁超前支护单体液压支柱端头、超前支护单体液压支柱端头、超前支护π型钢梁8端头、替棚子(7)工作面设备布置示意图(见附图2)。(二)采用类比法进行设计数表(表6)表6同煤层矿压观测选择或预计本工作面矿压参数参考表序号单位同煤层实测本面选取或预计1顶底板条件直接顶厚度m基本顶厚度m直接底厚度m2直接顶初次垮落步距m放项煤3初次来压来压步距m最大平均支护强度最大平均顶底板移近量来压显现程度明显明显4周期来压来压步距m最大平均支护强度最大平均顶底板移近量来压显现程度明显5平时最大平均支护强度最大平均顶底板移近量6直接悬顶情况m无7底板容许比压8直接顶分类类3类3类9基本顶级别级巷道超前影响范围m2.合理支护强度的计算。(1)采用经验公式计算：P.--考虑直接顶及老顶来压时的支护强度(MPa)K--支护岩层与采高之比，一般4-8,本工作面取5.(2)选取“同煤层矿压观测选择或预计本工作面矿压参数参考表”中最大平均支护强度282(kN/m²)。选取上述两项中最大值282kN/m²,即为工作面合理支护强度。R,=k,k₂k,k,k.R=0.9×0.8×0.kg一支柱工作系数，取0.90;kz—支柱增阻系数，取0.80;kb一不均匀系数，取0.8;kh—采高系数，取0.90;ka—倾角系数，取0.90;R—支架额定工作阻力，2000kN。工作面选用ZH2000/16/24Z整体顶梁组合悬移液压支架支护，该支架额定工作阻力为2000kN/组，支护强度为0.55~0.71MPa,工作面支架全部连锁，稳定性、可靠性更强。所以ZH2000/16/24Z整体顶梁组合悬移液压支架满足工作面矿压要求。4.工作面合理的支护密度计算：n--工作面合理的支柱密度，棵/m²;R₁--工作面支柱的实际(有效)支撑能力，kN/柱；K--支柱承载不均匀系数；取0.95K₂--增阻系数；取0.95Rg--支护回撤前所能达到的理论工作阻力，kN/柱；取250工作面选用ZH2000/16/24Z整体顶梁组合悬移液压支架支护，该支架额定工作阻力为2000kN/组，支护强度为0.55~0.71MPa,工作面支架全部连锁，稳定性、可靠性更强。所以ZH2000/16/24Z整体顶梁组合悬移液压支架满足工作面矿压要求。5.根据合理的支护密度，确定支架排距(边对边)1.8m,支架柱距0.4m,支柱密度为5.5根/平方低于密度计算符合支护要求。6.选择合理的控顶距。大控顶距为3.6米，最小控顶距为2.8米。7.柱鞋直径的计算：(1)、根据矿压要求，机头、机尾出口及端头支护密度应满足：式中：p.--工作面合理的支护强度，kPa;n--工作面合理的支柱密度，棵/m²;R₁--工作面支柱的实际(有效)支撑能力，kN/柱；K₂--增阻系数；取0.95Rg--支护回撤前所能达到的理论工作阻力，kN/柱；取250(2)、支护强度校核：①进回风巷安全出口支护强度校核：于1.25棵/m²,满足矿压要求。采面机头、机尾端头4.2m范围内采用四根3m长π型钢梁配合(一)泵站选型、数量板稳定性和移架方式有关。满足移架速度要求的系统供液量为 式中Qb--系统供液量，L/min;F1、F2、F3--立柱有杆腔、无杆腔及千斤顶移架时腔内的有式中k2--压力损失系数；根据以上计算：我矿选用BRW125/31.5型乳化液泵，两泵一箱，轮流工作。(二)泵站设置位置(三)泵站使用规定问题及时汇报处理，乳化液配比浓度3~5%,泵站压力不低于环流压力的2.5倍。4.每间隔8小时(一个作业班),两台泵交替使用一次。每月月第二节工作面顶板控制一、煤层正常时期顶板支护方式工作面选用32组ZH2000/16/24Z整体顶梁组合悬移液压支架。随工作面倾斜长度的变化随时增、减架支架。二、煤层正常时期端头及尾巷的支护方式1、工作面机头、机尾端头支护1.工作面机头、机尾采用出口端头使用3m长π型钢梁配合梁三柱”形式为“两对四梁”支护，支护方法为迈步梁支护(即每对梁一前一后)。每一组的对梁间距200mm,两组对梁间排距为0.8m,接顶，压力较大时使用1000×100×80mm的方木作背板掩体。如局部煤壁松软，易片帮、抽冒，必须用手镐刷帮，超前挂梁，顶梁上部插严密背实，煤壁侧护好帮。工作面随长度变化及时增减支架，保证工作面机尾出口端头支护距离不超过4.2米。2.两巷出口替棚子架设端头支护时，坚持先支后回，先在预回撤的“U”型棚子下打好中柱，然后在棚梁旁200mm内的空隙处打好“一梁二柱”临时托梁支护再回撤“U”型棚子，“U型”棚回撤以后利用端头的“两对四梁”迈步支护被替换区域的顶板；1.工作面回风巷尾不得超过工作面悬移支架尾板，超过的范围提使用HDJA-1000金属铰接梁配合DW25-250/100(或DW28-200/100)单体液压支柱架设“一梁二柱”做好迈步梁的接替，利用架设的“一梁二柱”在配合木板在采空区一侧对尾巷进行关门封闭，尾巷关门封闭后由采空区悬顶矸石自然垮塌充填，若未垮塌充填的要利用人工装袋2.工作面运输巷尾巷长度不超过采面支架尾板1m,1m范围以内架设两组“一梁三柱”抬棚支护，支柱柱距、排距均为1m,支柱靠采空区一侧使用木板将采空区和尾巷进行隔离，并利用采空区悬顶矸石自然垮塌充填，当运输巷刮板机机尾回撤后再回撤尾巷后排支柱，使其尾巷与采面支架尾板一致整齐。三、移架放煤与采煤机进刀推进平行作业的安全距离工作面采用ZH2000/16/24Z整体顶梁组合悬移液压支架支护机采放顶煤开采，正常生产时移架放顶煤与采煤机进刀推进的安全距离为8米，主要预防移架放顶板时的矸石伤人。四、特殊时期的顶板控制(一)周期来压及停采前的顶板控制在周期来压、片帮严重的地点，要及时移架缩梁，降低工作面最大控顶距。有冒顶危险时立即伸出超前插板，确保插板与端面距≤到达停采线前，工作面提前5米在支架上铺设铁丝网和2-2.4m大板(宽15厘米，厚10厘米),利用单体液压支柱替换悬移液压支架，最后在单体支护下架设木垛再回撤单体支柱。(二)过断层及顶板破碎时的顶板控制在过断层顶板破碎、压力大的地点，要及时超前移架，并在煤帮支架工要确认被移支架下方3m范围内无其他人员时方可操作。移托梁前，要认真检查顶梁与托梁的间隙，不允许顶梁压在托梁上，当每个顶梁与托梁的间隙在15~30mm之间时，方可前移托梁。(三)应力集中区的顶板控制排距离，将支柱间距缩短至500mm,排距缩至700mm。第三节运输巷、回风巷顶板控制一、工作面运输巷、回风巷的顶板控制(一)回风巷的超前支护先处理，电缆、液压管、通讯线、设备等保护好。0-10m范围使用DJB-1000金属铰接梁配合DW25-250/100或DW28-200/100单体液木板将其密集背实，加密段超前支护的柱距0.5m,;10-20m范围沿巷道走向布置单排支护，支柱间距1.0m。(二)运输巷超前加强支护200/100单体液压支柱配合DJB-1000金属铰接梁打设单排加密支护，支柱间距0.5m;超前支护段10-20m处打设单排加强支护，支柱间距道和人行道。长π型钢，16根(含备用),DW25-250/100或DW28-200/100单体液压支柱36根(含备用)。-200/100单体液压支柱72根，备用数量为单体15根，铰梁15根。存放管理：备用支护材料码放在2212-1回风巷内分类码放整齐，需用的作用。附图：工作面、运输巷、回风巷及端头支护示意图(见附图2)。二、矿压观测方法采用KY-82顶板动态仪进行观测，在巷道观测的地点顶板打40板移近量。(一)运煤设备及装、转载方式和皮带运输机运煤、转载到+2055m溜煤斜巷，经溜煤斜巷溜槽自溜到+2055m主运输巷皮带，最后经+2055m主平硐皮带运输机运出井口到地面煤仓。(二)辅助运输设备及运输方式+2055m主平硐采用蓄电池机车牵引矿车、材料车、平板车的列车运输方式，运输过程中，车与车、车与绳使用专用销和三环链连接牢靠。工作面生产材料经+2055m主平硐进入，经过一采区材料上山进入+2147m运输石门，利用二区B煤材料上山调度绞车提升至+2180m运输石门运输巷，最后经2212-1回风巷人力推车到工作面。1.前溜采用推溜液压千斤顶推溜，推溜滞后采煤机5m,每次推溜距为0.6m;后溜采用人工移溜，移溜子要三组以上同时进行，配合作业，以免顶坏溜子，移溜子要成一直线。中间移动。4.工作面溜子与运输巷溜子搭接宽度150～250mm,搭接高度2212-1工作面刮板机→2212-1运输巷刮板机→2212-1运输巷皮→+2147m运输石门→二区段B煤材料斜巷→+2180m运输石门→附图：运输系统示意图(件附图3)。第二节“一通三防”与安全监控(一)风量计算Q=100qk=100×1.32×2.0=264m³/min。K——采煤工作面CO₂涌出不均衡系数，取2.0V—一采煤工作面的风速，按采煤工作面进风流的温度选取，m/s,取1.0S——采煤工作面的平均有效断面积，按最大和最小控顶有效断面的平均值计算，有效通风断面系数70%,m²4.按风速进行验算：按以上计算取最大值为324m³/min(1)按最低风速验算，工作面的最小风量：(2)按最高风速验算，工作面的最大风量：Q<240S=240×2.8×2.4=1613m³/min。(二)通风路线运输石门→二区段B煤材料斜巷→+2180m运输石门→2212-1运输巷→2212-1工作面。附图：通风系统示意图(见附图4)(一)瓦斯检查(设点、次数)(一)瓦斯检查(设点、次数)每班安排专人在工作面以下地点检查三次瓦斯及二氧化碳浓度 (无人作业检查一次),检查地点：+2180m乳化泵站；运输巷尾巷；采面煤壁侧、输送机槽、采空侧；2212-1运输巷皮带机、刮板机机头处；2212-1工作面风流；2212-1工作面上隅角；2212-1工作面回(二)瓦斯监测由KJ101N监测系统直接与井下监控分站进行通讯，其传输路线2212-1工作面→2212-1回风巷(运输巷)→+2180m运输石门→二区段B煤材料斜巷→+2147m运输石门→一采区人行上山→一采区在回风巷距工作面≤10m处安装瓦斯传感器T1,在回风巷以里10~15m安装瓦斯传感器T2,吊挂标准：距顶板≤300mm,距巷帮>200mm。工作面回风隅角老塘侧最后一颗单体液压支柱上部吊挂瓦斯传感器T0。传感器TO的报警浓度1.0%,断电浓度1.5%,复电浓度0.9%,传感器T1的报警浓度1.0%,断电浓度1.5%,复电浓度0.9%,传感器T2的报警浓度1.0%,断电浓度1.0%,复电浓度0.9%,监测分站型号KJ101N-F2,安装在+2180m运输石门乳化液泵站配电点。附图：监测系统示意图(见附图5)(一)防尘管路系统1、+2232m地面净水池向井下供水，防尘主管路采用Φ108mm铁管，每100m出设专用的三通阀门。2、工作面供水防尘系统支管路采用Φ57mm,拐弯处用三通，防保证水压水量，管路吊挂“平直顺”,与底板保持300mm距离。(二)防尘措施面及外围巷道不准有厚度超过2mm,连续长度超过5m的煤尘堆积。2.煤尘管理规定：煤尘游离Si02含量<5%,呼吸性粉尘浓度3.工作面回风巷安设3道风流净化水幕，其中第1道距工作面的距离≤10m,第2道距工作面的距离≤30m,第3道距回风巷口10-15m,运输巷安设1道风流净化水幕。水幕喷雾时能够封闭全面、码放物料。4.刮板机、皮带输送机转载点等产尘地点，安设喷雾装置，作5.加强个体保护，工作面所有工作人员必须配戴防尘口罩。附图：2212-1工作面防尘系统示意图(附图6)2212-1工作面→2212-1工作面回风巷(运输巷)→+2180m运输石门→二区段B煤材料上山→+2147运输石门→一采区人行上山→附图：2212-1工作面排水系统示意图(见附图7)。第四节供电系统1、2212-1采面运输巷采用机械化运输方式，安装有3台皮带机工作面运输巷及采面合计安装刮板机7台(SGB420/406台，2、2212-1工作面660V供电来自一采区移动变电站两台KBZ-630型馈电开关，一台供工作面两台刮板运输机和采煤机及运输巷刮板运输机，另一台供2212-1运输巷皮带运输机和一台刮板机及采面回柱绞车。型号额定需用tg中工作有功功无功功12带输送机3台34刮板运输机15采煤机1台6二、2212-1采煤工作面供电系统瓦电闭锁示意图(见附图8)。1、调度室采用KTJ101型矿用数字程控调度交换机，调度交换机2、在运输巷、回风巷距工作面不大于30m位置安设通讯电话。3、电话线与动力电缆分开吊挂，保持100mm的距离，电话线吊2212-1工作面运输巷皮带机头、刮板机头、乳化液泵站处各安设防爆照明灯具，照明灯间距不大于30m附图：2212-1工作面通信、照明系统示意图(见附图9)。第六节供水施救系统2、工作面供水施救系统管路采用Φ57mm,拐弯处用三通，台棚运输石门→2212-1回风巷(运输巷)→2212-1工作面第七节压风自救系统1、地面压风机房，安装压风机4台，14.5m³/min两台、10m³/min两台。两台使用，两台台备用。地面压风泵房→+2055m主平硐煤材料斜巷→+2180m运输石门→2212-1回风巷(运输巷)→2212-1工作面2、采煤工作面进、回风巷分别安装两台ZYJ型压风自救装置，等)的压风自救装置要及时更换。作面20～30m处，每100m出设专用的三通阀门。出风三通阀门处加直顺”,距底板不小于300mm。11、每班进行巡视检查，发现无风和漏风现象及时处理。附图：2212-1工作面压风供水施救系统示意图(见附图10)第八节人员定位系统1、采用KJ237型人员定位系统，下井员工每人佩戴读卡器。运输(回风)巷→+2180m运输石门→+2189m南翼运输巷→+2189m回风巷→+2189m一采区安全出口；2212-1运输(回风)巷→+2180m运3、做好员工使用人员定位卡培训工作，保证每名人员工都佩戴4、人员定位信号电缆吊挂平直，与动力电缆分开吊挂，间距不小于100mm,不缠绕，保护好人员定位读卡器分站。附图：2212-1工作面人员定位系统示意图(见附图11)第五章劳动组织和主要技术经济指标采用“三八”工作制，一采一准，每班工作8小时，每班1个循环，每循环进尺0.6米(日进尺1.8m)。即每班完成工作面移溜、电气设备检修、两巷出口替棚子，走端头支护棚，超前支护、外围运料等工序过程、采煤机落煤、出煤、移序号工种人数零点八点四点合计备注1班长11132瓦斯检查员11133采煤机司机11134移架工1113班长配合5放煤工1113班长配合6前后刮板机司机11137顺槽刮板机司机5558顺槽皮带机司机33399液压泵站司机1113端头支护工2226搬运工/运料工2226两巷支护工3339合计第二节作业循环一、正规循环作业图表附图：2212-1采煤工作面正规循环作业图表(见附图12)工作面每班完成一个循环，采煤机落煤、出煤、移架、放顶煤、移溜、架设两巷超前加强支护、两巷替棚、端头支护端头出口等工序为一个循环，每个循环0.6m,每天3个循环推进度1.8米。二、工作面正规循环生产能力W=LShγc=32×0.6×2.4×1.59×0.98=72tL—工作面长度，32m;h一采高，2.4m;L₁——放顶煤平均长度32mS-—正规循环推进度0.6mh——放顶煤高度7.2mR——煤的容重1.59t/m³工作面回采率取93%序号单位数量备注1采煤方法水平分层机采放顶煤2顶板管理自然垮落法3工作面长度m平均4可采走向长度m5采高m6采放比7煤层倾角o水平分层开采8循环进度m9循环产量t日循环进尺m日循环个数个3日生产能力t日出勤工数个全员效率t/人月循环个数个/月月循环进尺m可采期月坑木消耗m³/万t一、煤质指标和要求工作面无夹矸时，含矸率不超过1%,发热量不低于5500大卡；工作面有夹矸石，含矸率不超2%,发热量不低于5000大卡。1.加强工作面地质预测预报工作，超前分析，以便采取针对性措2.严格控制采放比，尽量避免顶板矸石的混入；工作面遇断层、4.运煤系统中各运输机司机，注意观察转载点情况，发现大矸石块或其它杂物时，及时停止刮板输送机运转，捡出杂物、乱料和矸石块等。第七章安全技术措施1.各工种必须经过培训，考试合格后持证上岗。2.进入工作地点，工(班)长先进行安全确认，消除安全隐患后，方可开工。3.工作面所有设备都必须选用有“MA”标志的设备。4.所有设备操作人员在使用设备前及使用中必须随时注意检查其完好情况，以确保设备正常运转，严禁设备带病作业。5.各种运输设备必须有灵敏可靠的信号装置。6.严禁使用不完好单体液压支柱，单体液压支柱与支护物用直径不小于12#的铁丝双股拴牢，要打得迎山有劲，直接打在实茬煤或底板上，底软要穿好柱鞋。7.各工种工作前必须先进行安全确认，设备是否完好、工具是否准备齐全、作业地点有无隐患，有问题先处理，处理好后再开工。8.严禁带电搬运各种电气设备，严禁带电检修，停电执行停送电制度，检修前必须验电。9.采煤工作面必须经常存有一定数量的备用支护材料，单体液压支柱、铰接顶梁备用数量不得低于15%,必须备足坑木。备用材料必须码放整齐，距轨道大于500mm。一、工作面两巷端头作业的安全技术措施根据《本质安全管理体系—风险管理手册》进行工作面两巷端头作业的危险源辨识及风险评估工序危险源风险类型风险及其后果描述事故类型风险评估可能性损失风险值风险等级1.有害气体检查1.未检查或检查不到位，出现错检、漏检人不能及时发现有害气体超限，造成缺氧窒斯燃烧或爆炸瓦斯事故中等2.未悬挂沼氧复合仪人不能实时监控有害气氧窒息、有害气体中毒、瓦斯燃烧或爆炸瓦斯事故中等2.敲帮问顶1.顶板和巷帮不完好环人员进入危险区域片帮、冒顶伤人顶板事故中等2.敲帮问顶工具不合适机顶板事故顶板事故6般3.敲帮问顶人员操作不当或站位不正确人处理过程中被块煤砸伤顶板事故6般支护1.使用不完好的液压单体支柱人液压单体支柱伤人其他事故3般2.支设液压单体支柱方式不正确、监护不到位人压单体支柱倾倒，发生伤人事故其他事故中等3.液压单体支柱未按照规定的间排距支设人符合标准；支护强度不其他事故4般4.保险绳未系牢固人发生液压单体支柱倾倒伤人事故其他事故3般1.回撤液压单体支柱工机人员伤害其他事故6一般支护2.回撤方式不正确、监护不到位人回撤液压单体支柱方式不正确，造成人员伤害其他事故中等5.端头清煤1.采煤机开过来时人员未撤至安全地点人导致采煤机甩出锚杆伤人机电事故中等2.端头栅栏未设置人导致工作面进刀时人员误入伤人机电事故中等针对以上危险源辨识和风险评估结果，安全措施如下：作业区域内的活矸，确保作业人员的安全。2.工作面机尾端头支护与上帮间隙较大时，可采取在该地点加打“一梁三柱”单体支柱，确保机尾端头顶板的安全可靠性。3.工作面机头、机尾端头支护与超前支护的衔接要可靠，不能有空隙存在，支架工在移架后要及时将工作面两巷端头支护的迈步梁伸出与安全出口的超前支护进行衔接。4.机尾端头作业时，作业人员必须佩带好压缩氧自救器，由安瓦员检测气体后气体正常，安全员允许下方可作业。必要时可采取拉设导风障，对南端头区域加大供风量。5.两巷端头支护作业时，必须有专人进行监护，监护人员要监护6.工作面机头1#支架上侧(运输巷安全出口段),每班随推进必须将上侧“一梁三柱”单体支柱打好，防止端头安全出口处顶板垮冒，导致端头支护的支柱倒柱，端头支护做到随采随跟。7.两巷端头进行支护作业时，作业人员必须集中精神，相互之间配合合理，做好自保互保工作。8.运输巷尾巷超过悬移支架尾板1m时必须及时封闭，回风巷尾巷随工作面移架时及时封闭严禁超过支架尾板。二、端头超前支护的安全技术措施：工序危险源风险类型风险评估可能性损失风险值等级1.有害气体检查检人不能及时发现有害气体超限，造成缺氧窒息、有害气体中毒、瓦斯燃烧或爆炸中等2.未悬挂沼氧复合仪人不能实时监控有害气体和氧气浓度，造成缺氧窒息、有害气体中毒、瓦斯燃烧或爆炸中等2.敲帮问顶1.顶板和巷帮不完好环人员进入危险区域片帮、冒顶伤人中等2.敲帮问顶工具不合适机易发生顶板事故6一般3.敲帮问顶人员操作不当或站位不正确人处理过程中被块煤砸伤6一般3.支设液压单体支柱支护1.使用不完好的液压单体支柱人液压单体支柱伤人3一般2.支设液压单体支柱方护不到位人造成支护材料掉落、液压单体支柱倾倒，发生伤人事故中等3.液压单体支柱未按照规定的间排距支设人支护距离、安全准；支护强度不4一般4.保险绳未系牢固人发生液压单体支柱倾倒伤人事故3一般4.回撤液压单体支1.回撤液压单体支柱工具不合适机不便于人员操作，造成人员伤害6一般2.回撤方式人回撤液压单体支9中等柱支不正确、监护不到位造成人员伤害事故针对以上危险源辨识和风险评估结果，安全措施如下：工作面进、回风巷出口采用单体配合铰接顶梁进行支护，两巷出口采用“一梁二柱”支护，端头采用“两对四梁”对支护，利用“两对四梁”迈步梁支护对安全出口进行超前替棚，进、回风两巷采用单体超前加强支护。1.端头维护工必须熟悉本工作面的煤层、顶板特征，顶板管理方式、矿压显现规律和所采用支柱的性能、结构原理、完好标准及使用维护方法。2.作业过程中要认真执行先支后回，敲帮问顶制度，在敲帮问顶时按下列规定执行：1)用稿或长钎杆的敲帮，听其声音，判断岩体有无松动或离层等，发现煤帮出现伞檐或松动点，必须立即处理。2)敲帮问顶时要站在安全地点，一手持镐一手托顶，先轻敲顶板，无掉渣或离层剥落时，再重敲，听其声音，判断顶板深度是否离层。对松动顶板岩石找掉前要对上下人员打招呼，并看好退路，在安全的情况下再用镐自上而下由外向里逐渐轻轻找掉。3)坚持使用长柄工具、人员站在敲击点以外安全地点，听其声音，观察变化，判断岩石是否松动，深部是否有离层跨越迹象。3.随时注意(听和看)顶板的动态，若发现异常现象立即撤离所有人员到安全地点，认真检查深部是否有离层跨落迹象。4.端头支护作业时要和液压支架工、刮板输送机司机等相关工作人员协调配合，并注意以下事项：1)两巷单体液压支柱如影响推移刮板输送机时，必须在推移刮2)端头支护空间必须满足机头机尾与整体的平、直。3)机头机尾移过后应及时支护顶板、否则不许开机，并要清理干净安全出口的一切杂物，保证出口畅通。5.认真将电缆和液压管吊挂整齐，防止在走架过程中损坏管线或设备运转时将其损坏。三、工作面两巷超前支护根据《本质安全管理体系—风险管理手册》进行超前支护的危险源辨识及风险评估工序危险源风险类型事故类型风险评估可能性损失风险值风险等级1.敲帮问顶1.顶板和巷帮不完好环人员进入危险区发生片帮、冒顶伤人顶板事故中等2.敲帮问顶工具不合适机易发生顶板事故顶板事故6一般3.敲帮问顶人员站位不合理、监护不到位人处理过程中被块煤砸伤顶板事故6一般2.支设液压单体支柱支护1.使用不完好的液压单体支柱人液压单体支柱伤人其他事故3一般2.支设液压单体支柱方式不正确、监护不到位人支护材料掉落、其他事故中等3.液压单体支柱未按照规定的间排距打设，或防倒装置未系牢固。人支护距离、安全距离不符合标准；支护强度不足其他事故6一般3.回撤液压单1.回撤液压单体支柱支护工具不合机液压单体支柱自动卸压造成人员伤害或损坏设备其他事故6一般体支柱支适人易发生顶板事故，造成人员伤害顶板事故中等4.移设北前支超前支护单体与工作面液压支架间人易发生冒顶事道，造成气体伤人事故顶板事故中等针对以上危险源辨识和风险评估结果，安全措施如下：1.工作面安全出口的两巷超前支护采用铰接顶梁联合单体支柱进行支护，回风巷加强支护范围20m,出口10m范围单排加密支护支柱间距0.5m,10m至20m单排支柱间距1.0m;运输巷加强支护范围一柱一铰梁铰接支护支柱间距1.0m;如遇顶板破碎，可视现场情况加密支护，且单体支柱的初撑力必须符不得小于90KN。使用2.5米单体柱不能满足支护需求时，可视情况采用2.8米单体柱1.支架的液压系统要经常保持完好，密封良好，无漏液、串液不插单腿销，严禁用铁丝代替U型销；各种千斤顶和阀要保持动作灵活可靠；更换管子、阀件及管子接头时，必须先停止供液、释放压力并保持清洁，不得将煤尘等脏物混入液压系统；换下的旧件及时封堵上井，不得丢失，液压系统要按设计安装，不得随意倒装；严禁乱拆管子和各种销子；工作面坚持支护质量与顶板动态监测工作，每5组支架安设矿压监测装置进行监测。2.支架要排列整齐，中心距1.0m±70mm,相邻支架侧护板必须伸出紧靠。支架必须保持平直，相邻两支架的高低不得超过60mm,并且保证支架垂直于顶底板和工作面刮板输送机，允许偏差±5°。3.移架时要带压移架，在顶板破碎、压力大、片帮严重的地点，支架要有足够初撑力，与上顶接触严密，无空顶现象。移架时，支架工要确认被移支架下方3m范围内无其他人员时方可操作。移托梁前，要认真检查顶梁与托梁的间隙，不允许顶梁压在托梁上，当每个顶梁与托梁的间隙在15~30mm之间时，方可前移托梁。4.移架时要保证步距600mm,防止工作面落后出弯。液压支架成线，偏差不得超过±50mm,操作悬移支架时要采取邻架操作的方式。5.悬移支架工在工作面上飘下刹时注意顶底板变化，使顶梁仰俯角<7°。6.要及时调架，防止发生挤架、倒架、掐架现象。出现挤架、倒架时，可利用单体液压支柱处理，实现架子调向。用单体液压支柱调支架方向时，要支设在稳定可靠地点，并在柱头垫实木料，单体液压支柱用双股10#以下规格铁丝拴牢，人员躲到安全地点，并采用远方7.开工前和收工后都必须检查好液压支架的各种手把是否打在零位，以免自动降架发生冒顶事故。架箱内及架间浮煤、浮矸清理干净，并且保证支架活柱、柱缸上端平台和阀体无煤尘。8.机头、机尾移架时，支架工要打好招呼，人员躲到端头5m以外安全地点，毛窝内不许有人。9.支架有漏液以及千斤顶和支架存在问题，必须当班处理；处理不了时，及时汇报并移交检修班处理。10.液压支架更换立柱时，要两人以上同时作业，严禁单人作业。首先要在支架顶梁下打好临时支柱(临时支柱用单体液压支柱),然后再拆下一棵立柱(只允许拆一棵)。用手拉葫芦起吊立柱时，人员站在起吊点上方安全地点，躲开可能摆动的方向，手拉葫芦要挂在牢固可靠的地点，换下的立柱要及时外运。11.放顶煤操作安全技术措施：(2)放煤前，先检查工作面悬移支架是否完好，支架的初撑力是否达到要求，有问题先进行处理，待处理完毕方可进行放煤工作。(3)为保证工作面上、下出口的支护质量及安全，工作面端头尾巷内严禁放顶煤。(4)放煤前，检查刮板输送机是否完好，零部件是否缺失，必须保证刮板输送机完好正常运转，方可进行放煤工作。(5)放煤时必须在刮板输送机运行状态下进行，放煤时，煤量要均匀，对大煤块要及时破碎，必要时要停机处理。(7)工作面放煤过程中，老塘顶煤不垮落(面积超过10m²)时，必须停止作业，撤出人员，制定专项措施进行处理。五、工作面处理冒顶安全技术措施：1.施工队必须安排有经验和技术水平好的施工人员和管理队伍，队管理人员必须每班带班进行作业，保证施工的安全、质量。2.清修时，严格执行“由外往里、逐棚逐架”的原则进行，人员不得进入冒顶区以里，清理维修时要保证退路畅通。3.清理及支架过程当中，作业人员要对所在地点的退路、巷道的稳定性、穿杆的压力详细、认真的进行检查，保证在清理过程采取的措施恰当，再有意外情况发生时，人员能迅速、安全的撤离到安全地4.严格通风瓦斯管理，清修地点必须保证正常通风，瓦检员必须对清修地点、冒空区及可能出现瓦斯涌出异常的地点对瓦斯进行检测。当瓦斯浓度大于1%时，必须立即停止人员作业并撤出到安全地点，查明原因，采取措施处理，只有保证瓦斯符合要求后，才能恢复5.处理冒顶时，要先备好各种材料，清理好后路，保持畅通。工作中要坚持敲帮问顶制度，认真找好掉。处理冒顶做超前板时，现场班长亲自指挥，派专人观察，从冒顶两头向中间挤着做，用1/2φ180×2400mm半圆(或2400×150×120mm方木)当梁，梁上用1/2φ160×2000mm半圆或1/2φ180×2400mm半圆或小板插严背实，倾向长度超过2.4m时要打好托梁，托梁至少一梁三柱。6.找顶后加固空顶区域附近的支架，用长木、轨道搭挑梁，挑梁上排木垛接顶，然后再清除浮煤，在工作面内架密棚加强支护，最后背顶，严禁空顶作业。清除活石、危石，架棚时所有人员要相互协调动作，齐心协力，防止8.出现顶板来压预兆、响声、顶板掉渣、离层等冒顶预兆时，人员必须立即撤出到安全地点，待顶板稳定，查明原因，采取措施后，人员方可继续工作，严禁在顶板有威胁的情况下强行蛮干。9.架设的棚子棚距0.5米，帮顶要背严背实，不得空帮漏顶，棚架不得有歪扭、迈步、前倾后仰等现象。支护后加固冒顶区域附近在工作面内架密棚加强支护，最后背顶，严禁空顶作业。10.处理采面冒顶时必须加强对架前顶板的控制，充分利用好支架的前插板和护帮板，防止因煤门围岩破碎，突然来压发生冒顶或片11.对开帮区域要立即移架支护，防止因移架不及时造成架前发生大面积冒顶，支架移到位后必须将前插板伸到位，保证端面距小于12.工作面液压支架要接顶并使之达到初撑力，严格杜绝空顶，防止来压后发生冒顶事故。13.若遇顶板比较破碎，必须加强支护，决不允许出现冒险蛮干的现象，由带班领导现场把好关，防止冒顶事故的发生。六、过地质构造带及断层的安全技术措施1、采煤工作面过地质构造带时，煤层的走向倾向和厚度都往往发生变化，顶底板不平整，岩石松散破碎，断层面岩石胶结性差，煤层裂隙多，煤质变软，有淋水与瓦斯涌出量增大等现象。这种现象最容易发生顶板和透水事故。因此，采煤工作面国地质构造要采取以下措施，2、在采煤工作面回采前要查明该采区的有关地质构造情况，以及该构造的水文地质，煤层的走向倾向变化情况，以便有针对性的采取安全措施，防止发生事故。3、采煤工作面在接近地质构造前要查清该构造带的水文地质情况，防止发生透水事故，以便有针对性的采取安全措施4、在采煤工作面回采的过程中可能遇到未预见的地质构造，因此，在正常的回采过程中，要加强工作面的探放水工作和矿压观测工作，根据矿压变化情况决定控制顶板的方法和支护方式，避免发生顶板事故。根据涌水量的变化采取有效的措施防止发生透水事故。5、工作面在过地质构造带构造带期间，主要采用破底方式进行回采。当煤层起伏较大时，为了顺缓工作面的坡度，可以适当破顶。严禁刮板输送机大起大落，防止刮板输送机推翻。6、过地质构造带构造带期间，为减少破岩量，要降低采高，但采高不得低于1.8m,以保证工作面人员通过。7、采煤工作面过断层的安全措施：(1)采煤工作面回采前要查清工作面与断层走向的夹角，夹角越及时使用超前支护和加强支护的形式。(2)对落差小的断层工作面可以采取挑顶和卧底的方法直接过去。对落差大影响大的断层，工作面通过困难较大时。可另开切眼进行回采。(3)如果探明工作面断层淋水较大或者断层与上部含水层形成输水通道时，要可另开切眼进行回采，并在断层两端留有足够的防水隔离煤柱.(4)由于断层附近煤质松软破碎，用挑顶的方法过断层时，要丢顶煤，支柱要穿鞋。防止下沉。卧底方法过断层时要丢顶煤，为了防止顶媒落下造成空顶，留顶煤处顶要刹严刹紧。8、采煤工作面过褶曲时，如果褶曲平缓，工作面可用加强支护的办法采过去。如果变化大就要挑顶或卧底并在附近打木垛。如果顶煤留不住，则要及时挑顶，并在支架上用小木垛接顶，留底煤时要穿9、工作面过节里时，由于煤层节理常与工作面前方支承压力作用而形成的才动影响形成楔形岩块，很容易冒顶，所以，必须及时敲帮问顶，挑落活矸及时支护.如果工作面节理推进，则有冒顶危险，要注意观察顶板及时支护，并打木垛管理，保证安全.10、对于层理发育的顶板，因受采动影响会产生离层现象，所以要经常敲帮问顶，如发现离层，要立即加强支护棚梁间要打支撑木，防止大面积垮顶事故.11、过构造处防止瓦斯事故措施(1)加强瓦斯检查监测工作，瓦检员在采煤工作面构造段要严格检查瓦斯，严禁漏检、假检。(2)工作面悬挂便携式瓦斯监测报警仪，一旦出现瓦斯涌出现象，立即停止作业，查明原因进行处理。职瓦检员监督，工作面所有工作人员未经专职瓦检员允许，任何人不得私自进入工作面，严禁瓦斯超限作业。(4)加强通风管理，采煤工作面合理分配风量，使工作面有足够的有效风量，杜绝瓦斯超限的现象发生。一炮，检测完瓦斯后再放第二炮，严禁连续放炮。七、工作面回撤顶板管理的安全技术措施根据《本质安全管理体系—风险管理手册》进行工作面回撤的危险源辨识及风险评估工序危险源风险类型事故类型风险评估可能性损失风险值风险等级1.敲帮问顶1.顶板和好环人员进入危险区发生片帮、冒顶伤人顶板事故中等2.敲帮问顶工具不合适机易发生顶板事故顶板事故6一般3.敲帮问监护不到位人处理过程中被块煤砸伤顶板事故6一般2.检查工作面支1.工作面支架初撑人工作面支架初撑力不符合要求，导致顶板大面积顶板事故重大2.超前和初撑力不符合要求人道大面积离层、冒顶顶板事故中等3.停电、闭人工作面一旦瓦斯超限，易造成瓦斯爆炸事故瓦斯事故重大4.装药使用不合格封泥或封泥不足人因使用不合格封影响爆破质量其它事故中等5.爆破前.撤出工作面人员避炮距离不够人爆破后顶板垮落，压出有害气体，造成气体熏人事故瓦斯事故重大针对以上危险源辨识和风险评估结果，安全措施如下：4.在工作面回撤过程中，密切注意巷道顶板情况，防止掉落煤10.工作面若发生局部冒顶，先采取措施防止冒顶范围扩大，再加强支护，待确认安全后再进行回撤工作。2.移溜子必须从一个方向向另一个方向顺序移动，禁止由两端向中间移动。3.机头移过后，运输巷溜子机尾要用盖板及时盖好，及时补齐单体液压支柱。4.工作面溜子与运输巷溜子搭接宽度150～250mm,搭接高度正对机头方向严禁人员停留或作业，人员如需作业或通5.发现刮板出槽时要先处理，处理好后再开输送机。九、端头支护安全技术措施1.工作面机头、机尾端头各采用使用4根3m长π型钢梁配合DW25-250/100(或DW28-200/100)单体液压支柱做端头支护，支护方式“一梁三柱”矩形支护，架设形式“两对四梁”迈步梁支护。2.端头支护的对梁间距为200±50mm,排距800mm,迈步支护距离不大于1.2m,否则调整梁头、梁间距，各梁均匀摆布。3.梁要挂平、挂直，梁上插严密、垫实背顶，严禁空顶。4.回风巷、运输巷铰接顶梁椭圆销打必须用大锤打上劲。5.过机头、机尾时，打牢销子后方可回梁下单体液压支柱，但必须保证出口的支护密度，否则加打临时支护。6.回销子时，正对销子飞出方向禁止站人，以免伤人。8.采煤工作面回风巷尾巷超过支架尾板时进行一次砌封密闭，运输巷超过悬移支架尾板1m时进行一次砌封密闭，尾巷一般采取砌封区内垮塌充填，对煤岩层稳定区域不易形成垮塌充填的要对尾巷进行十、巷道维修安全技术措施1.巷道出现顶空、帮空等现象，要及时插背，棚子变形严重时要进行维修。2.维修、插背、蹬腿前，仔细检查附近支架、顶板、煤帮情况，有问题先处理。工作时要随时敲帮问顶，找好掉，并将后路清理干净，保证后路畅通。-200/100单体液压支柱。维修坚持先支后回，支一架回一架，严禁大拆大扒，(最大临时空顶距≤老棚子棚距+300mm)并先回腿后回梁。有冒顶危险时，打好撞楔，再回棚子。4.维修上梁时不少于2人，互叫互应，并有1人负责观察。新棚子要迎山有劲，不得前倾后仰，上顶两帮插严背实，上好支拉杆。5.在有刮板输送机地点作业时，专人观察刮板输送机运转情况，发现刮板输送机里有木料、铁活等杂物时，要及时停止刮板输送机运转，将木料、铁活等杂物取出，防止刮伤人员，回棚梁和上棚梁时必须先停止刮板输送机运转。十一、机头、机尾出口支护和回撤安全技术措施2.进、回风出口替棚子时，坚持先棚后回，先在预回撤棚子下打好中柱，然后在梁空打好“一梁二柱”的临时托板支护好上顶再回棚子，进、回风巷出口用3m长π型钢做梁进行迈步支护，回完棚子后，回风巷补齐两趟超前支护，运输巷补单排加密支护，挂DJB-1000金属铰接梁要及时、打单体液压支柱，柱子要迎山有劲，严禁抢山、退1型钢瓣1型钢瓣单体较蔽单体3.回撤“U”型棚过程中作业人员解卡缆螺栓时必须站在卡缆斜拉柱前用30T溜子链将柱腿拴好，用马蹄环将绞车绳头与固定链联接帮柱扎角80—85°。6.如遇帮空，在替棚子时用1/2φ150×1000mm半圆木料每间7.进、回风安全出口及时清理浮煤，保证上下出口高度在1.6m十二、回柱掏窝安全技术措施1.开工前先检查顺槽毛窝内的有害气体、顶板、煤尘、支架后路等情况，检查绞车信号、绳、绳头、压戗柱等是否齐全可靠，发现问题先处理再开工。2.回柱顺序：回风出口从下往上回，进风出口从上往下回，全部为由老塘往外回。人员严禁进入无支护区域。3.回柱时，禁止大拆大回，先回柱后回梁，不许回串梁，不许淹埋单体液压支柱。4.回柱时要有专人观察，必须将单体液压支柱放液后用绞车拉出，不许生拉硬拽，拉不出时，挖窝软落，软落前先加固好周围支护，然后挖窝，窝挖好后，用30T溜子链或绳爪与刹钩联接梁(柱)与绳头，刹钩螺丝上满扣，然后用绞车拉出。5.回柱(梁)时，绳道要顺线，人员躲开绳道及三角区，以防断绳脱钩伤人，绞车司机不许手摸、脚蹬绞车绳。6.回完后要挡好笆帘，清理窝内散出的煤矸。旧料、金属铰接梁、单体液压支柱及时运到超前以外码放整齐，以保持后路畅通。7.运输巷掏窝时，工作面溜子及运输巷溜子电门必须打零位。十三、工作面处理顺槽尾巷的安全技术措施根据《本质安全管理体系—风险管理手册》进行处理进、回风巷工序风险类型事故类型可能性损失等级1.检查气体人顶板事故其它2.检查防护和安全保护机员伤害挂沼未悬挂沼害气体超限，造成缺氧窒息、有害气体中毒、瓦瓦斯事故中等巷作业巷作业未设置监护人员或监进入尾巷过程中出现紧急情况时不能及时发现和事度不符合针对以上危险源辨识和风险评估结果，安全措施如下：1.工作面每班接班后由班长和瓦斯检查员负责认真检查工作面尾巷情况，如尾巷长度超过支架尾板(自支架尾梁算起)时，电话通知办公室值班领导，对上一个班按照区队奖罚制度进行处罚，同时找到当班跟班安瓦员对尾巷气体情况认真进行检查，确认气体正常后对尾巷进行砌封，砌封并充填垮严实后方可进行正常生产，严禁在尾巷进行放炮处理尾行；严禁尾巷超过支架尾板。2.尾行内处必须按要求悬挂便携式瓦斯报警仪，悬挂位置为尾巷采面一侧距离砌封墙0.5m处，距帮和巷顶0.3米的位置；生产中要注意保护报警仪，防止损坏仪器不能正常监测气体情况；如在生产中发生报警仪报警，运输巷及工作面所有人员全部撤至进风巷，待安瓦员查明原因，确保安全后方可恢复生产。3.如顶板坚硬时，尾巷无法自行跨落应利用端头液压支架进行反1#液压支架于2#液压支架之间，采用煤电钻使用2.2m钻杆打顶眼，装药1.2m,底部封填炮泥1m,进行超前预爆破放顶，打眼前应确认打眼区域顶板安全后方可人员进入进行打眼、装药工作，药装好后必须使用炮泥封填好，放炮严格执行“一炮三检”制度；严禁在工作面尾巷进行放炮处理。4.打眼、放炮工作要控制好距离，防止因放炮顶板垮落造成压死刮板机机尾，必要时刮板机机尾应用木背板蓬住。5.放炮时除班长在运输巷负责警戒外，其他工作面人员全部撤至+2180m运输石门的新鲜风流中并保证不低于150m的安全距离，爆破前1人在回风石门巷，1人在运输石门巷警戒；放完炮后必须由放炮员亲自负责撤除两巷警戒；6.为防止有人员误入尾巷段发生意外，所以采区应在尾巷口处设置安全防护拦，悬挂“严禁入内”的警示牌，每班随工作面的推进将防护拦及时进行前移，不得损坏或故意拆除不用。7.跟班瓦检员必须要把尾巷段作为每班检查的重点，不定时进行检查，每班最少不得少于3次，并及时把检查结果反馈给采区，严防1、在采掘布置上合理设计分段高度，我矿机械化改造设计确定的采放比1:3实施。2、2212-1工作面是在第一个分层回采，控制放顶高度，按正规循环每排推进0.6米，按采放比1:3控制放煤高度，根据煤层水平截面厚度计算每循环产量，由循环产量来控制放煤高度，每循环不超产量，也就不会超放顶煤高度。3、先从机头向机尾奇数号支架依次放一次煤，再从机头向机尾偶数号支架依次放煤。在+2055m运输巷第一部皮带机上安设皮带称，由皮带机司机观察皮带称显示数量，达到一循环的计算产量后即通知采煤工作面班组长停止放煤，班组长安排人员用网片加背材关好十五、顶煤开采技术和现场管理1、加强技术管理。各职能部门要详细收集瓦斯、煤尘、煤层自然发火、顶板和顶煤冒放性等技术资料，根据收集的质料及时掌握采面灾害动态，制定放顶煤开采相应的"一通三防"、防治水、和工作面初采初放、收尾等专项安全技术措施。要加强动态检查，研究放顶煤开采过程中存在的问题，及时制定有针对性的防范措施，并确保安全技术措施的落实。2、加强工作面顶板支护管理。加强对顶板压力的观测，周期来压期间加强对煤壁的辅助支护，防止煤壁片帮冒落。3、严格放顶煤开采的通风和瓦斯管理。加强通风管理。必须根据防瓦斯、防煤尘、防火的要求，对工作面通风进行合理选择工作面风量，减少采空区漏风，并保证风流稳定可靠。要加强工作面进、回风巷道，特别是上、下安全出口超前支护段的巷道维修工作，确保有效的通风断面。工作面收尾撤出支架期间，要采取临时支护措施，保持4、加强瓦斯监测监控。在工作面回风隅角安设甲烷传感器和便携式瓦斯检测报警仪，并加强重点部位瓦斯日常监测。要按规定调校甲烷传感器和便携式瓦斯检测报警仪，确保数据准确，报警、断电可靠。同时，要在工作面设专职瓦斯检查员，按规定检查瓦斯，特别要注意加强对工作面回风隅角和回风巷的瓦斯检查，防止瓦斯超限。根据《本质安全管理体系—风险管理手册》进行防治水的危险源工序危险源风险类型风险及其后果描述事故类型风险评估可能性损失风险值风险等级测、预报水情小井有积水环透水，造成人员伤亡故中等风险2.制定探水方案积水环透水，造成人员伤亡故中等风险3.落实不落实人透水，造成人员伤亡故重大风险作面回采初期上部无老窑，但是有遗留的老空巷，虽然部水患情况已经查明，还是应该做好预防措施，综上所安全技术措施：1.矿地测部门应做好采区井田范围内的水文地质预报工作，以便采区及时采取措施2.必须严格按照矿要求进行探水工作，严格执行“有疑必探，先探后采”的原则。3.当工作面发现有挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气、水叫、顶板淋水加大、顶板来压、底板鼓起或产生裂隙出现渗水、水色发浑、发出警报，撤出所有受水威胁地点的人员。4.保证两巷水沟的畅通，巷道内无积水。5.遇到雨季，应及时检查井田地表的防水措施，防止地表水流入采空区。6.井下进行探放水工作时必须有专人负责。7.用钻孔放水时必须设专人监测。8.开采前，必须通过钻孔探明工作面上部情况。9.在探孔未探到水和煤浆的情况下，在回采过程中也必须注意水和煤浆，在放煤时，应注意观察煤体湿度变化情况，若发现煤体含水量增加及煤体中伴有黄泥团时，应立即停止放煤，插背尾板，伸出顶梁护顶，待采取措施并确认无透水和溃浆危险时才准放煤。二、采煤工作面防治水措施(1)在工作面回采前聘请具备资质的服务机构对工作面进行物探，并根据物探验证结果对富水异常区进行了再次打钻和排放，确保安全(2)回采前已对该工作面顶板富水区域和遗留老巷实施了探放，但考虑到回采时煤层顶底板遭到破坏，尤其是切眼位于初次来压区，矿压应力比较集中，淋涌水量有增大可能。采前必须完善排水系统，要求单条巷道的排水能力必须满足最大涌水量4.2m³/h的排水要求。为了达到排水要求工作面两巷的水沟必须保(4)回采前，在工作面两巷超前支护区域处放置足够数量的空尼龙袋，以防在小量突水发生后能够及时就地装煤，封堵巷道，要求对巷道全断面进行封闭，且封闭厚度不小于1m。(5)防排水系统见2212-1工作面排水系统图(附图7)(一)、回采前的防治水措施：2212-1回采工作面探