03223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1615～1620m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H＝0.9m的正断层, 运输巷掘至60m时,遇到了落差H0.3m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145.08－161m，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,工作面将不人受到水威胁。 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[2007]54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 ㈠、工业储量K工业SHγ82401.81.5022248t S－煤层面积，8240m2 H－－煤层高度，1.80m γ煤质密度，1.50t/m3 ㈡、可采储量K可采K工业c220220.9521135.6t c--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3－5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4～5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150～650mm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6～8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 4309 5、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 W＝LShrc＝801.21.801.500.95＝246 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 1 1 30 采面运煤 刮板输送机 SGB420/30 部 3 3 90（3） 运输巷 煤电钻 MZ1.2 台 1 1 2 1.2 打眼 乳化液泵 BRW80/20 台 1 1 2 30 供液 潜水泵 3 台 3 1 4 13.5（3） 合计 164.7 二、设备布置图（见附图） - 60 - 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）SLηML 其中M为煤层采高（取2.7m）； L为距煤帮距离（取4.8m）； η为0.025～0.05的比例常数（本工作面顶板下沉量约为60mm/m左右，取0.025）。 则SL0.0251.84.8≈216mm 2、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 2000-961904 mm （2）Hmin Mmin-SL-b-ay 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 1700-216-96-50100 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4～8倍采高岩重。 有 P（4～8）Mγ 其中M为煤层采高；γ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 nPt/ηRt 式中Pt为工作面支护强度（取法PtP220.5 KN/m2 ）； Rt为支柱额定工作阻力（额定支护重量25t，即245kN/根）。 η 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 n220.5/（0.85245）≈1.06根/m2 2、柱距（在已确定排距为1.2m的情况下确定柱距） 再由公式 aNS/（NbF） 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 ηRtN/［（NbF）Pt ］ 0.852454［（41.2＋0.2）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600mm100mm700mm＜755mm 支护密度柱距取最大时0.7m 1／（1.20.7）≈1.19根/m2＞1.06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 m 6.8 基本顶厚度（老顶） m - 直接底厚度 m 4.1 2 直接顶初次垮落步距 m 15 3 初 次 来 压 来压步距 m 10～25 最大平均支护强度 KN/m2 220.5 最大平均顶底板移近量 mm/m 100 来压显现程度 明显 4 周 期 来 压 来压步距 m 8～12 最大平均支护强度 KN/m2 220.5 最大平均顶底板移近量 mm/m 90 来压显现程度 不明显 5 平 时 最大平均支护强度 KN/m2 220.5 最大平均顶底板移近量 mm/m 60 6 直接顶悬顶情况 m 1 7 底板允许比压 MPa 8.30 8 直接顶类型 类 Ⅲ 9 基本顶类型（老顶） 类 Ⅲ 10 巷道超前影响范围 m 20 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 4.8 3.6 90 1.2 100 ≤300 3.7 正常放顶 4.8 3.6 90 1.2 100 ≤300 3.7 2、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10～25m，周压步距为8～12m。 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3～5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4～5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70～80。 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 ①正规支架未补齐。 ②悬顶超过规定未采取措施或工作面来压有冒顶预兆时。 ③支护不完整或退路不畅通时。 ④支柱初撑力、工作阻力达不到要求时。 ⑤有失修、失效柱梁或缺梁少柱时。 ⑥特殊支架未移设到位时。 ⑦回柱附近其他人员未按规定撤离时。 ⑧特种支架没有按规定提前架设时。 ⑨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 ⑴、分段的开口应选在顶板较好，支架完整的安全地点。 ⑵、分段开口处的中间必须打上半排收尾柱。 ⑶、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。 ⑷、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2～3m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，10～20m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3～5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/min q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1002.41.5360m3/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＝601.07.16≈430 m3/min。 V采－采煤工作面风速，按20～23℃风速选取为1.0～1.5m/s，本矿取1.0m/s； S采－采煤工作面平均断面积，7.16m2 3、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/min Q采4N＝425＝100 m3/min 4、按炸药使用量计算风量。 每Kg炸药供风25 m3/min Q采25A＝2510＝250m3/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 0.25St≤Q采≤4St 0.25607.16107.4 m3/min 4607.161718m3/min St采煤工作面平均有效段面，取St7.16m2 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 CH4≥0.8 CH4≥1 CH4＜1 222运输巷距采面溜头以外≤10m