1901工作面炮采作业规程.doc

金沙县禹谟镇大沟煤矿1901工作面采煤作业规程 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 煤层2 第三节 煤层顶底板4 第四节 地质构造5 第五节 水文地质7 第六节 影响回采的其他因素9 第七节 储量及服务年限9 第二章 采煤方法9 第一节 巷道布置10 第二节 采煤工艺10 第三节 设备配置12 第三章 顶板控制13 第一节 支护设计14 第二节 工作面顶板控制14 第三节 运输顺槽、回风顺槽、及端头顶板控制17 第四节 矿压观测22 第四章 生产系统24 第一节 运 输25 第二节 “一通三防”与安全监控 25 第三节 排水系统25 第四节 供电系统31 第五节 通信照明系统32 第五章 劳动组织和主要技术经济指标33 第一节 劳动组织34 第二节 作业循环34 第三节 主要技术经济指标34 第六章 煤质管理37 第七章 安全技术措施37 第一节 一般规定37 第二节 顶板管理38 第三节 防治水44 第四节 爆破管理44 第五节 “一通三防”及安全监控47 第六节 运输管理50 第七节 机电管理51 第八节 其 他53 第八章 灾害应急措施及避灾路线59 第一节 五大灾害应急措施59 第二节 避灾路线64 第一章 概况 1901采煤工作面为首采工作面，布置在9煤层，煤层厚度均1.7m,煤层倾角均27，工作面走向长度400m，倾向长度72m,本区位于安底背斜北西翼，单斜构造，地层连续完整，产状较稳定，地层倾向290～310，根据运回两巷揭露情况，该工作面有小断层构造，对开采有一定的影响，但影响较小。该区范围内无陷落柱、剥蚀带发育、冲击地压现象、火成岩侵入，矿井构造复杂程度为简单类型。 第一节 工作面位置及井上下关系 一、工作面的位置 1901工作面位于井筒南翼，工作面煤层底板标高为1185～1218m；该工作面倾向长度运输巷长度为400m、回风巷长度为400m，开切眼长度为70m，面积为28000m2。 二、地面相对位置 本回采面为9号煤层，平面形状为矩形，停采线为沿进回风顺槽方向距11轨道石门60m，回采面地面标高为1093～1418m。地表为山地及森林，无建筑物。 三、回采对地面的影响 区内为地处黔北高原，属以岩溶地貌为主的中山喀斯特峰丛地貌，峰丛地貌上发育着溶蚀洼地与落水洞。地势总体为南高北低，从东向西中间为山脊两侧为山坡；地面标高为1093～1418m之间，无村庄、河流及其他构筑物等地面设施。工作面开采的是9号煤层，预计在开采过程中地面塌陷程度微小。该工作面回采对地面无影响 第二节 煤层 一、煤层厚度 根据工作面运输巷、回风巷等掘进巷道探煤情况推断，该工作面煤层厚度平均在1.7米左右，工作面内受局部地质构造影响，煤层厚度不算稳定。 二、煤层产状 煤层产状走向偏北南，倾向西东的单斜构造，倾向290～310。倾角平均27度左右。 三、煤层结构 9号煤层结构较简单，煤层厚度在1.4－2.0m之间，无夹矸，煤硬度为ƒ＝2，煤层视密度1.48t/m。 四、煤质 9号煤层为黑色，少量灰黑色、钢灰色，柱状、块状、粉粒状为主，少量碎块，碎粒状，似金属光泽及玻璃光泽，中细条带结构，棱角状及贝壳状断口，部分为平坦状及参差状。坚硬、性脆。 区内可采煤层为半暗～半亮型煤。 第三节 煤层顶底板 9号煤层顶板性为粉砂质泥岩。底板为粉砂质泥岩、泥岩，吸水性强，存在泥化和膨胀现象，故生产中应加强底板管理。属Ⅲ类顶板砂岩。 煤层综合柱状图 第四节 地质构造 一、地质构造及其特征概述 1、区域地质及地层 区域内出露的地层层序由老到新依次为寒武系（∈）、二叠系（P）、三叠系（T）、侏罗系（J）及第四系（Q）。 该区大地构造位置为杨子准地台黔北台隆遵义断拱毕节北东向构造变形区安底背斜北西翼。 2、矿区地质 区内出露地层从老至新有二叠系中统茅口组（P2m），二叠系上统龙潭组（P3l）、长兴组（P3c），三叠系下统夜郎组（T1y），现由老至新分述如下 （1）二叠系中统茅口组（P2m） 以浅灰至灰色、中厚层状至厚层状生物碎屑灰岩。与上覆龙潭组地层成假整合接触，区内出路不全，仅出露上部地层，分布于矿区东、南部。 （2）二叠系上统龙潭组（P3l） 以灰色、灰黄色薄层深灰色、细砂岩、粉砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、泥岩、石灰岩、铝土质泥岩、煤层及煤线组成，呈条带状分布于矿区东、南部。 本段岩性主要由灰色、深灰色细砂岩、粉砂岩、石灰岩、泥岩及煤层组成。中上部夹1层厚约1.2m的石灰岩、泥灰岩，该岩性、厚度均稳定，为该组的标志层B1；中下部夹1层石灰岩，为该组的标志层B2；底部为一层厚约7.0m的铝土质泥岩，为该组的标志层B3。该段厚约103.70～115.39m，一般厚约110m。含可采煤层6层（由上往下编号为4、5、8、9、13、15号煤层） （3）长兴组（P3c） 深灰色薄层石灰岩，微晶及细晶结构，层间偶夹泥质条带，具缝合线构造，含较多的燧石结核及动物化石，夹较多的灰黑色泥质条带。本组厚度为38～47m，一般厚度44m。与上覆地层呈假整合接触。呈条带状分布矿区中部。 （4）三叠系下统夜郎组（T1y） 出露于矿区中部至西部边界外，自下而上分为三段。 下段（沙堡湾段T1y1） 灰至深灰色，薄层状粉砂岩、粉砂质泥岩，平行层理，局部见缓波状层理，夹薄层泥灰岩及蒙脱石泥岩，本段厚为13～18m，一般厚15m。 中段（玉龙山段T1y2） 灰色，中至厚层状石灰岩，隐晶结构，节理、裂隙、缝合线构造发育，方解石脉充填，产动物化石。本段厚为190～220m，一般为210m。 上段（九级滩段T1y3） 为灰紫、紫红、黄绿色薄层状钙质泥岩，间夹浅灰色粉砂质泥岩，底部夹泥灰岩，本段厚53～57m，一般厚55m。 （5）第四系（Q） 主要为黄色、黄褐色残坡积和崩积物，零星分布于山坡及地势低洼处，与下伏地层呈不整合接触。厚0～9m，一般厚4m。 二、岩墙 无。 三、断层、裂隙 本回采工作面在掘运输、回风两巷时，未发现断层构造。 四、其他因素 根据地质钻孔及开掘巷道揭露资料，本工作面地质构造较简单，在本工作面范围内没有陷落柱、冲击地压现象、火成岩侵入的岩墙、岩床等构造。 第五节 水文地质 一、含水层分析 9号煤层直接充水含水层为二叠系上统龙潭组（P3l）基岩裂隙含水层，出露于矿区的中东部，主要为粉砂岩、粉砂质粘土岩、灰岩、粘土岩夹细砂岩及煤层。该层砂岩和灰岩分别含少量裂隙水，属基岩裂隙含水层，富水性弱，是矿井的直接充水含水层。 矿井涌水来源主要为井筒渗水、顶板淋水，井下正常涌水量为37.5m3/h，尽管开采9号煤层形成的导水裂隙带容易沟通浅层地下水，由于富水性弱，难于形成水害威胁。预计地表水对工作面正常生产影响不大，只是在雨季时由于地表水的积聚下渗，使9号煤上部的含水层充水性有所增强。 二、巷道区域相邻老巷、老空积水，钻孔终孔位置、封孔质量，构造导水等，对施工安全的影响程度 1901工作面位于11轨道石门左侧，北部为井筒，西部为待开发区，东部为11501准备巷道。 从矿井地质资料分析，该工作面范围内无钻孔，无大断层、陷落柱等构造导水，矿井地质资料相对简单，在掘进过程揭露多条小断层，对回采工作有一定影响，所以在回采过程中，要坚持“有疑必探”的原则，发现异常及时汇报处理。 三、地质部门的建议 1在回采过程中，要加强工作面及回风巷的瓦斯检查，预防瓦斯大量涌出，工作面的液压支柱要加固加牢，对压力增大地点要加密支护，顶板采空区用大荆笆背严背实。 2顶板冒顶部分用圆木背牢架实，采空区大面积不垮落地段强制性放顶，防止大面积垮落。 3工作面每推进20米探测顶底板煤层厚度，推断工作面煤炭准确储量和回采率。 4夹矸地段和薄煤带在图纸上做出准确记录。 第六节 影响回采的其他因素 该回采工作面9号煤层绝对瓦斯涌出量根据实测为0.5m3/min，属低瓦斯煤层（按高瓦斯矿井管理）；在连续四年瓦斯等级鉴定中矿井为低瓦斯矿井。最大瓦斯绝对涌出量为2.94m3/min，最大相对涌出量为8.89m3/t。根据贵州省煤田地质实验室的煤层煤尘爆炸性鉴定报告，大沟煤矿的煤尘无爆炸危险性。根据贵州省煤田地质实验室的煤层自燃倾向性鉴定报告，大沟煤矿的煤层自燃倾向性为Ⅲ级，即为不易自燃煤层。 本区属中亚热带季风气候区，因受南、北气流和高原地貌的双重制约，季节更替不甚分明，气温变化也不大，冬无严寒，夏无酷署。从相邻煤矿开采以及本矿开掘巷道分析情况，煤层开采未发现地温和地压异常现象。 环境地质方面井田位于黔北高原，属以岩溶地貌为主的中山喀斯特峰丛地貌，峰丛地貌上发育着溶蚀洼地与落水洞。地势总体为南高北低，从东向西中间为山脊两侧为山坡；地面标高为1093～1418m之间。 第七节 储量及服务年限 储量计算边界以运输顺槽（400m）、回风顺槽（400m）、开切眼（70m）及停采线（11轨道石门60m）为界，面积为28000m2，煤厚1.7m（平均厚度），容重为1.48t/m3，则Q地280001.71.4870448（t）、Q可 Q地95％66926（t） 可采期可采掘进长度/计划月推进长度400/755.3（月） 第二章 采煤方法 1、采煤方法1901采煤工作面走向、倾向长度较短，煤层倾角较大，地质赋存条件较差，适合炮采采煤工艺，固1901采煤工作面采用走向长壁全部陷落采煤方法开采； 2、推进方式后退式； 3、落煤方式爆破落煤； 4、顶板管理采用全部垮落法管理。 5、支护形式采用单体液压支柱和金属铰接顶梁支护； 煤层厚度平均1.7m，据此确定该面一次采全高，局部出现地质构造影响时，最小采高不低于1.4m，最大采高不超过2.0m。 第一节 巷道布置 本工作面运输顺槽布置在1185m，回风顺槽布置在1218m；运输巷、回风巷、开切眼均沿9号煤顶板掘进。 巷道断面均为半圆拱断面，支护形式为锚喷支护。 附工作面巷道布置平面图 二、巷道特征表 巷道名称 断面形状 支护形式 断面规格（㎡） 巷道长度（m） 运输顺槽 半圆拱 锚喷 8.09 400 回风顺槽 半圆拱 锚喷 8.09 400 开切眼 矩形 单体、铰接顶梁 7.94 70 第二节 采煤工艺 一、爆破落煤 采用电煤钻打眼，爆破落煤，炮眼采用三花眼或五花眼布置，炮眼角度，炮眼与煤壁夹角为85－90，顶眼倾角为5－10，底眼在垂直面上向底板方向保持10－20的俯角；炮眼深度1.0m，炮眼封泥长度不小于0.50m，必须使用水炮泥，使用矿用瞬发电雷管，采用串联法连线；放炮器必须完好，放炮警戒必须在进风巷临时避难硐室。 采煤工艺流程准备→打眼→装药→放炮→敲帮问顶→铰梁架设临时支护→铺溜装运煤→架设永久支护→扫浮煤→打戗柱或密集柱→回柱放顶。 二、装煤与运煤 工作面装煤为人工攉煤到自滑槽上，运输巷布置一部SGB620/40T转载机和一部DSJ-80/40/40型胶带输送机至采区联络巷DSJ-80/40/40型胶带输送机至煤仓。 三、工作面支护和采空区处理 根据原大沟煤矿已采过各水平该煤层的支护经验，顶板岩性，工作面采高及现有技术装备，决定采用DZ20-30/100型单体液压支柱配HDJA-1000型金属铰接顶梁，初撑力90KN，使用大流量三用阀,软底时支柱穿铁鞋Φ0.32m，顶部用竹芭、板皮铺芭背顶，支护方式为齐梁齐柱正悬臂，前悬700mm，后悬300mm，柱距为0.6米，排距1米，采用3-4排管理。 工作面基本支护规格表 名称 支护形式 支柱m 控顶距m 支护参数 顶板管理方式 放顶步距 排距 柱距 最大 最小 密度 强度 支回 切顶 规格 柱梁 1 0.6 4.2 3.2 1.6根/m2 41.6t/m2 见4回1 密集戗柱 1m 溜煤道支护附图 1、溜煤道宽度、贴帮柱、临时柱。 溜煤道宽 0.6m，贴帮柱、临时柱连续支设时，柱距1.2m。 2、支回贴帮柱、临时柱的要求 工作面正常进行下，不支设贴帮临时柱，特殊情况如顶板破碎带、过断层、溜煤道超宽、人员进溜煤道作业，支设贴帮临时柱。贴帮临时柱支在顶梁、π型钢梁或托板上。贴帮临时柱自上而下支设, 支设贴帮临时柱前必须先敲帮问顶, 摘除悬矸活石。回贴帮临时柱，人员站在斜上方人行道内远距离回柱，下部不准有人，并及时敲帮问顶，在专人监护下进行。 3、溜煤道支护措施。（包括铺笆、挂梁、使超前棚以及防止放炮崩倒支柱等加强措施） a 溜煤道采用悬臂梁护顶，柱梁布置方式为齐梁齐柱布置，顶梁前悬0.7m，后悬0.3m，顶梁不接顶时，用木料穿实，悬臂梁与支柱同步升起，具体操作如下 爆破落煤移溜后，先在原悬臂梁下升起支柱，支柱稍用力，然后在顶梁上向前铰接悬臂梁，插上水平销，水平销小头向上，将顶梁调挂到适当位置,稍卸原悬臂梁水平销，并使支柱稍卸荷, 调整顶梁，使垂直煤壁子升起支柱，初撑力达90KN以上。操作时，二人进行，一人升柱，一人挂梁。 b 工作面顶板完整情况下不使用π型钢梁，爆破落煤过程中有漏顶危险或已经漏顶时, 断层带、顶板破碎带，按1.2m间距在正规柱梁空档内使用长2.8m的π型钢梁，一梁二柱。π型钢梁支设及移动方法按后述使用π型钢梁措施执行。 c 溜煤道内的浮煤用长不小于1.5m的扒子扒到溜子里。 d 溜煤道内的伞檐要用长扒子1.5m摘掉，摘顶找帮以下5m不准有人、并停溜，人员站在摘顶找帮上方位置，不易摘掉的伞檐，按上述支临时柱的要求护顶。 e 正常情况下，人员严禁进溜煤道，必须进入时，必须先停止出货, 挂齐顶梁，打好临时柱，并有专人监护顶板和煤帮。人员撤出溜煤道，发出信号后，方准进行其他工作。 f 放炮时，炮口范围内的支柱活柱用皮子遮挡，炮后及时扶倒柱。 采空区采用全部垮落法管理。 炮眼说明书 炮眼布置方式 三花眼或五花眼 放炮方法 微差毫秒、正向起爆 连线方法 串联 一次放炮个数 ≥10个 炸药 种类 3号煤矿许可硝铵抗水炸药 装药量 顶眼 0.30㎏/眼 中部眼 0.40㎏/眼 底眼 0.45㎏/眼 炮眼封泥长度 ≥500㎜ 炮眼布置三视图 第三节 设备配置 机电设备配置表 序号 设备名称 型号 数量 备注 1 馈电开关 KBZ400 1 2 磁力起动器 BQD－80Z 2 3 磁力起动器 BQD－60Z 2 4 刮板输送机 SGB620/40T 2 5 带式输送机 DSJ-80/40/40 2 6 乳化液泵 RBZ-80/200 2 7 乳化液箱 MRX11 1 8 空气压缩机 BJ-20/80 2 9 回柱绞车 JH-8 1 10 煤电钻综合保护 ZBZ－4.0 2 11 电煤钻 GMZ－1.2 2 12 局部通风机 FBDNO6.0/211 1 13 橡胶电缆 MYP 316110 300 14 橡胶电缆 MYP 350125 400 第三章 顶板控制 第一节 支护设计 一、支柱规格选择 从工作面两顺槽揭露工作面平均煤厚1.7m,根据单体支柱的最大、最小行程，该工作面使用DZ20-30/100型单体液压支柱，地质条件变化时，及时更换不同规格的单支柱，确保支柱对顶板支护有力。 二、支护设计采用类比法进行 1、参考本矿及邻矿同煤层矿压观测资料，选择本工作面矿压参数。填制本工作面矿压参数表 序号 项 目 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 4.8 4.48 基本顶厚度 m 5.2 5.66 直接底厚度 m 2.5 2.8 2 直接顶初次垮落步距 m 6 4 3 初 次 来 压 来压步距 m 9 8 最大平均支护强度 KN/m2 147 150 最大平均顶底板移近量 mm 30 30 来压显现程度 较明显 较明显 4 周 期 来 压 来压步距 m 7 7 最大平均支护强度 KN/m2 150 160 最大平均顶底板移近量 mm 50 50 来压显现程度 明显 明显 5 平 时 最大平均支护强度 KN/m2 150 160 最大平均顶底板移近量 mm 50 50 6 直接顶悬顶情况 m 2 2 7 底板容许比压 № 3 3 8 直接顶类型 类 泥岩 泥岩 9 基本顶级别 级 砂岩 砂岩 10 巷道超前影响范围 m 10 15 2、合理支护强度的计算。 1采用经验公式计算Pt9.8hγk＝9.81.72.764＝184KN/m2 式中P工作面合理的支护强度，kN／m2； h采高，1.7m； γ顶板岩石重力密度，2.76t／m3； k工作面支柱应支护的上覆的上覆岩层厚度与采高之比，一般为4～8，该处取4 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KN/m2 选取上述两项中最大值184KN/m2，即为工作面合理支护强度。 3、支柱实际支撑能力计算 RtkgkzkbkhkaR114kN 式中 Rt单体液压支柱实际支撑力，kN； kb支柱不均匀数，0.38； kh采高系数，1.0； ka倾角系数，1.0； R支柱额定工作阻力，300kN。 4、工作面合理的支柱密度计算 nPt／Rt1/a*b184／1141.61根／m2 5、根据合理的支柱密度，确定柱距。 a1/n*b 式中 a工作面柱距，m； n支柱密度，1.61/ m2； b工作面排距，1m。 经计算得a0.62m。 结合实际情况，a取0.60m。 6、选择合理的控顶距。取最大控顶距4.0米,最小控顶距3.0米 二、选择支护材料 根据以上计算的支护强度，工作面间距、排距确定工作面选用DZ20-30/100型单体液压支柱和HDJA-1000铰接顶梁支护顶板。 背顶材料顶上铺设140800mm的金属网或竹笆篦，并均匀布置4根直径大于3mm的木条棍或厚木板，用于防滑和支护顶板。 三、乳化液泵站设计 一泵站选型、数量 泵站及管路选型乳化液泵站选在工作面运输巷内，管路选用直径为25㎜的铁管。 二泵站设置位置 泵站必须安放平稳，固定牢固，停放在顶板完整，无片帮、无淋水处。 三泵站使用规定 1坚持使用乳化液浓度配比仪，乳化液浓度必须保证2％～3％，曲轴箱内润滑油合格，油位在油位线之间，油槽内润滑合格，油绳放置合理，并有合格的过滤网。 2泵站压力表动作灵活，压力达到额定值，必须保证不低于18MPa。 3泵件、泵箱、液压管路无漏、串液现象。 4曲轴箱内温度不得高于50度不低于5度。 第二节 工作面顶板控制 一、正常工作时期顶板支护方式 1、普通支护 （1）支护材料主要为DZ20-30/100外注式单体液压支柱和HDJA-1000铰接顶梁，其各种普通支护材料参见表31，外注式单体液压支柱主要特征见表32。 （2）支护形式及梁柱相对位置采用一梁两柱齐梁齐柱走向棚，支柱位置单体支柱距梁头为 200mm，距梁尾200mm。 （3）支柱排柱距及密度工作面支护排距1.0米，柱距0.6米，支护密度2.13架/平方米。移梁步距1.0m，三、四排柱管理顶板。放顶步距1.0m，输送机行人道宽度1.0m，堆放支柱顶梁，荆笆的材料道宽1.0m。全部垮落法处理采空区。 最大控顶距 1.044.0m 最小控顶距 1.033.0m （4）工作面回采时顶板要铺竹芭或金属网，联网时长边对接0.2米，短边搭接0.3米,用呢龙绳或扎丝顺网边联一道。工作面顶板破碎或老塘窜矸严重时要加用枇子护顶，每棚6根枇子护顶。回料时支设切顶柱，防止窜矸入面。 （5）支护工具型号性能 由两台RBZ-80/200型乳化液泵，一个MRXII型乳化液箱供给压力不低于18Mpa高压乳化液（浮化液浓度2-3），通过主管路（内径25mm的钢管）和软管路,经注液枪（沿工作面每10米一把）注入柱腔内，使支柱获得不小于90KN的初撑力。 表31 普通支护材料表 名 称 规 格 数 量 根 铰接顶梁 HDJA-1000 800 水平楔 带 毛 链 200 单体支柱 DZ20-30/100 900 长钢梁 HDJBS3600 20 表32 外柱式单体液压支柱技术特征表 规格 型号 最大阻力t 最小高度m 最大高度m 行程m 油缸直径m DZ 1.8 30 1.11 1.8 0.595 100 DZ 2.0 30 1.20 2.0 0.69 100 6工作面煤壁不得留有伞檐，铰接顶梁末端靠在煤壁上，并有梁窝，有片帮的地方必须使用大荆笆和圆木背实，防止大量片帮。 2、备用材料 料场设置在距工作面200米左右材料道一侧，必须做到所有材料上架管理，分类码放整齐，坑木板材必须做到不变质不损坏。 表33 备用支护材料 序 号 名 称 规格（型号） 单 位 数 量 1 单体支柱 DZ20-30/100 根 150 2 铰接顶梁 HDJA1000 根 120 3 水平楔 带毛链 块 30 5 木垛料 1.60.20.15mm3 1.20.20.15mm3 根 各30 6 半园木 厚12cm 根 30 7 单体支柱 DZ25-30/100 根 30 3、工作面支护布置平面图（附图） （1）支护顺序 落煤→挂梁→打水平销→打临时柱→出货→移溜→打正规柱→移设特殊支护→回料（打全承载）。 （2）支护要求 A、打眼放炮前必须备齐支护材料,并先检查工作地点的支架,发现问题及时处理，当片帮超过0.3米时，要及时超前挂梁打临时支柱。 B、爆破落煤后，及时找顶挂梁，当顶板破碎时，要用半圆木瞒严顶板。 C、挂梁后，及时将输送机移至煤壁。支设支柱当顶板松软支柱初撑力达不到90KN或支柱钻底量超过100mm时，支柱要穿铁鞋。 D、第一次使用的单体液压支柱必须棵棵进行放气，放气方法是先将支柱升起到最大高度，然后放液降柱，待支柱内气体全部放完，正常出液时停止，重新将支柱升至顶梁下，初撑力达到90KN以上。 （3）支护标准 A、工作面要拉线任柱，任柱前必须仔细检查支柱的完好状况,坏梁坏柱严禁使用,单体三用阀（防飞阀）必须上紧,任柱注液时施工人员必须避开三用阀轴心方向,柱、排距均匀，其偏差不超过正负100mm，三用阀注液口一律沿工作面倾斜方向向下，支柱迎山有劲，迎山角3～5度。 B、支护现场组，爆破落煤后，要及时降柱挂好铰接顶梁，在梁上铺好金属网、木枇，支柱升足劲后清理浮煤。 煤帮侧第一排支柱应拴上防倒绳，防倒绳位于柱帽与三用阀之间。其它严格按煤矿安全规程执行。 5、铁料管理 （1）单位要设置专职铁管员，负责铁料的管理工作。要做好工作面顶梁、柱的编号工作，以便对号使用，三班现场交接班。工作面内失效支柱、损坏顶梁必须及时更换，坏料运出工作面机尾出口50m以外，集中码放。下料队及时回收上井。对补充和回收的梁柱要严格现场交接验收，日清日结。不同规格的支柱只准分段使用，严禁混用。 （2）支柱的高度与采高相符使用中的支柱，其活柱升高量不得小于200mm，否则，要及时更换，以免压成“死柱”，造成回料困难；同时严禁支柱超高使用。如工作面因地质构造采高不一致时，不同规格的单体支柱必须分段使用，严禁混用。 （3）工作面内不得拆卸支柱零部件，经常检查三用阀是否上满扣，有无漏液、损坏，检查涨簧销子是否掉落，一经发现，及时处理或更换。禁止用镐、锤等金属物件猛力敲砸支柱的任何部位。禁止使用支柱三用阀中心线与顶盖四棵爪子中心线不一致的单体支柱。 （4）新支柱（包括检修支柱）下井必须在地面试压，试压合格后方可下井使用，下井使用前必须放气，放气的方法是将支柱升到一定高度，而后降柱，循环进行，直至注液孔出液为止。面内不得出现空载柱子。 （5）工作面支护时，支柱应垂直顶底板支设，稍向上迎3－5度的迎山角，使支柱始终处于垂直受力状态，不得出现连续三根以上支柱迎山角过大或退山现象。支柱顶盖的四个爪子卡在顶梁花边槽上，三用阀平行于单体支柱上面π型梁且注液孔朝采空区方向，以便安全回柱。 （6）备用支柱要收缸码放整齐，并与损坏待回收支柱分开放置、挂好标志牌。站立摆放时必须有防倒措施，平放时放在料架上。 （7）对使用时间超过八个月的支柱必须上井检修。 二、正常工作时期的特殊支护形式 特殊支护工作面初放期间，可以分别在工作面上、下端头5m范围内各增加一个木垛（木垛长2m、宽1.6m（可根据实际情况调整）、材质为∮16的硬杂木、工作面15米一个木垛），加强该区段顶板支护。木垛要四角见线，打在实底上，接实顶板，搭接处外露15cm。工作面两端头采用四对八梁3.6米π钢梁支护。π梁和工作面支护一样，齐梁齐柱，四对八梁，成对齐步使用，成对长π梁间距中-中0.25m,对与对长钢梁间距中-中0.6m。工作面实行全承载支护。（支护材料见表34和表3-3） 表34工作面特殊支护 单位mm 序号 名称 用料规格 数量根 使用要求 １ 端头 支护 3.6米π梁 60 和工作面支护形式一样，错梁齐柱，四对八梁，成对迈步使用，成对长钢梁间距中-中0.25m,对与对长钢梁间距中-中0.8m, 端头切顶线必须与工作面保持一致，支柱初撑力≥90KN。 ２ 全支 承 载柱 DZ20-30/100 200 回出的单体液压支柱要求实行全承载支护，分别打在新放顶线梁下向上方迎3～5。工作面内严禁有睡倒的支柱。 3 超前 支护 DZ20-30/100 HDJA-1200 50 50 两道自工作面煤壁向外20m,向后至老塘切顶线范围，扶20米超前支护架棚，一梁二柱，支柱沿走向用2分钢丝绳拴起来防倒，绳子拴在柱帽与三用阀之间，初撑力不低于90KN，出口高度不低于1.6米,并保证有0.8米宽的人行道。 4 煤帮支护 DZ20-30/100型液压支柱2.4mφ16cm的半圆木 50 在扶好正规支护棚后，当煤壁侧空顶距超过0.3米时，在梁端头与煤壁间，沿工作面倾斜方向扶一梁两柱倾斜架棚，单体任在距梁端400mm处，支柱初撑力≥90KN. 三、回柱放顶与其他工序平行作业的安全距离 回柱放顶方法及回柱工艺采用全部垮落法处理采空区，人工回柱放顶。回柱放顶顺序严格执行由下而上、由里向外的原则，回柱时采用由下而上依次分段作业，分段长度不小于15m，在分段交接处必须提前沿走向打好挡矸支柱，坚持先支后回，回柱时必须超前回柱6～7棚打好戗棚，并保持后路5.0m内畅通，放顶处用0.81m2的荆笆挡在新打好的支柱处，防止大块矸石垮落后滚下伤人。 回收的液压支柱要支在材料道的顶梁上，打好全承载，防止下滑伤人，铰接顶梁堆放在材料道内，放齐码好。回柱放顶距回收采空区浮帮煤的最小距离不小于6m。 四、特殊时期的顶板控制 一来压及停采前的顶板控制措施 1在采煤过程中，必须检查并注意顶板及周围情况,若发现明显来压现象必须停止采煤工作，加强工作面支架的维护，适当加密工作面支架，沿采空区一排支柱打一排戗棚，正常情况下一梁一柱，并使用木鞋板打紧戗支棚，当顶板压力增大时，加密支柱，实现一梁二柱。 2回柱采空区顶板不垮落时，其悬顶沿走向大于5m，要按0.4m间距在该处及其上下各3m的范围内加打密集支柱。当其悬顶长度大于l0m时，则在工作面悬顶段沿倾斜方向每5m架设一组丛柱，每丛柱不得少于5根支柱；当悬顶段达15m时，每5m架设一个木垛，并及时报矿领导研究采取强制放顶措施。 二过断层、顶板破碎带、应力集中区时的顶板控制 当工作面见断层及顶板破碎带时，必须停止放炮落煤，立即进行临时支护，加强对顶板的支护；老塘侧加打一木垛，加强对控顶区的顶板支护。 第三节 运输顺槽、回风顺槽、及两端头顶板控制 一、工作面运输顺槽、回风顺槽的顶板控制 一超前支护 工作面运输回风巷超前工作面20m范围，采用DZ20-30/100单体液压支柱配合HDJA-1000铰接顶梁支护，实现一梁二柱棚，向后与切顶线齐。超前支护巷道内支架要完整无损，初撑力不小于50KN，其高度不得低于l.6m。 二运输巷、回风巷要加强支护与维修 若原巷道内顶板破碎，则在两排铰接顶梁上每棚加放2根工字钢梁加强支护，工字钢梁长度与巷道宽度一致。 二、工作面安全出口的管理 一支护形式 采煤工作面端头是指采煤工作面与工作面运输巷和工作面回风巷接合的部位，它包括工作面机头和机尾的设备区。巷道端头区即巷道与工作面交叉部位，工作面前方支承压力影响区。煤壁后方支承压力影响区。 二质量要求 端头的特殊支护工作面运输回风巷中，从工作面煤壁至放顶线之间，加扶2根长3.6m的长钢梁，托在刮板机头尾的电机上方，两钢梁间距0.2m，一梁3柱交替迈步前进，确保该处对顶板的有效支护。长钢梁向前到煤壁、向后至切顶线全部用铰接顶梁铰接好，一梁一柱对顶板加强支护。移工作面输送机机头时，撤除靠工作面侧的支柱，输送机移完后，及时补打单体液压支柱。 三、支护材料的使用数量和存放管理 备用支护材料数量及存放地点回风巷距工作面30～100m范围内必须经常存放有备用材料，备用数量见表2-10，以备抢险时急用，此材料不得随意使用，特殊情况经调度室同意后可以使用，但随用随补，严禁短缺。工作面每日所需的大荆笆、小荆笆、厚木板等应根据工作面需用量每班运到。并在回风巷内码放整齐，不得影响行人和运料。 运输巷、回风巷支架的回撤工作面支架均随工作面放顶进行回撤。要求该支架后方与工作面切顶线整齐。两道的锚杆、锚索均要进行拆除，拆除锚杆、锚索超前两道出口切顶线2m进行，回切顶支柱时，必须在护身支柱保护下远距离卸载，顶板垮落稳定后用长把钩取出棚柱。为防止瓦斯积聚，工作面回风巷支架超前切顶线一排进行回撤，回撤后回风巷上帮以下4m范围的切顶线要加特殊支柱，柱距为0.25m。以确保上出口行人安全。 第四节 矿压观测 一、矿压观测内容 矿压观测主要内容有工作面支柱初撑力、工作阻力、顶板正常和来压期间的工作阻力、工作面上下两道内单体支柱工作阻力、工作面顶底板移近量、顶板下沉量、两道顶底板移近量等。 二、矿压观测方法 加强矿压观测，成立矿压观测小组，组长为安全员，成员三班跟班队长。 观测小组必须做到以下要求 1要求人员组织到位，培训到位，观测仪器落实到位。 2矿压观测人员每班测出的数据，由组长负责收集、整理，要及时将工作面情况向生产矿长、安全矿长、总工、技术科汇报，采取应急措施。 3观测人员要不定期对支柱抽查，发现支柱初撑力低，有权让现场作业人员进行二次补液，否则不准作业。 4观测人员发现支柱工作阻力达到额定阻力或有相当一部分支柱安全阀开启现象，提醒作业人员采取措施或撤离工作面，并向带