四海煤矿3201工作面回采工艺的设计终稿

. . . 大学网络教育学院毕业设计论文题目 四海煤矿3201工作面回采工艺设计学生所在校外学习中心晋中校外学习中心批次 层次 专业121批次专科起点本科 采矿工程学 号 W12115301学 生 旭指 导 教 师 守建起止日期 2014.02.242014.04.13目录1. 概况.51.1. 工作面位置及井上下关系.51.2工作面位置及井上下关系.62.地质概况.62.1 煤层赋存情况.72.2 煤 层 情 况 表.82.3该怎么煤层综合柱状图.82.4地质构造及水文地质情况.92.5瓦斯、煤尘和自燃发火情况.103.可采储量和可采期133.1工业储量.133.2采煤工作面服务年限.134.巷道布置与生产系统.13 5. 采煤工艺.205.1采煤工艺.205.2采煤方法.235.3工作面正规循环生产能力.235.4设备配置.236. 生产技术管理236.1劳动组织.246.2 主要经济技术指标.257. 采煤方法图的设计与绘制见图纸.278. 安全技术措施.278.1 一般规定.278.2 顶板管理.288.3 防治水.338.4 爆破管理.338.5 通防及安全监测.388.6 运输管理.388.7 机电管理.408.8 工作面防滑管理.42设计小结.42参考文献.43摘 要此次设计主要是采煤工艺设计,需要设计的工作面为四海煤矿3201工作面回采工艺设计,工作面走向长度200米,倾斜长度为500米,煤层走向为东西方向,该工作面采用对拉伪倾斜长壁采煤法,煤的平均采高为3.56米,煤厚在0.72.5 m之间变化,以亮煤为主、暗煤次之,含有镜煤条带或透镜体,丝炭以细条带或线理状分布于煤层中,高挥发分、低硫、低灰分,在本工作面,煤层不含夹矸。f=0.98。煤层厚度赋存稳定。3上201工作面采用三八制作业制度,三班生产、边采边准,3上201工作面每班由一名跟班副区长和两名带班班长负责组织生产,配有放炮员、机电维修工、溜子司机、支柱管理工、油泵工等相关工种的操作人员若干名,全工区共计141人日生产量为,816吨,月生产量为22840吨。为保证安全生产,对顶板、一通三防、机电、运输、避灾等方便编制了安全措施。关键词：四海煤矿；回采工艺；设计1.概 况1.1工作面位置3上201工作面是二采区的第一个工作面。位于二采区北翼。井下位于3200轨道、皮带巷以北,北部为煤层3上煤冲刷边界,东部为何岗村和汪庄村保护煤柱,南部为3200皮带巷保护煤柱,西部为3上203工作面,尚未进行巷道掘进。本工作面相对位置位于工业广场以南310m860m,东邻何岗村保护煤柱和汪庄村保护煤柱；地面全部为农田,主要以农田、苗木为主；跃进沟从该面中上部穿过,别无其他建筑物。1.2工作面位置及井上下关系表 表一水平名称390水平采区名称二采区地面标高+41.0 m井下标高-330-389 m地面的相对位置本工作面相对位置位于工业广场以南310m860m,东邻何岗村保护煤柱和汪庄村保护煤柱；地面全部为农田,主要以粮田、苗木为主；跃进沟从该面中上部穿过,别无其他建筑物,正常情况下,地下开采对河堤有一定影响,须做好采后河堤的塌陷治理工作。回采对地面设施的影响3上201工作面地表为粮田及苗木,回采对地表设施无影响；开采后对河堤有一定影响,须做好塌陷治理工作。井下位置及与相邻关系井下位于3200轨道、皮带巷以北,为二采区的首采工作面；北部为煤层3上煤冲刷边界,基岩厚度超过100m,东部为何岗村和汪庄村保护煤柱,南部为3200皮带巷保护煤柱,西部为3上203工作面,尚未进行巷道掘进。本煤层是最上一层煤,底板下相距0.72.0m的3下煤及相距44m左右的6煤均未开拓。走向长度200m倾斜长度500m面 积106914m22. 地质概况2.1煤层赋存情况3上煤正常厚度在0.72.5m,平均2.0m,下距3下煤0.7 2.0m左右。黑色,沥青玻璃光泽,粉状及粉末状与鳞片状,以亮煤及暗煤为主,夹镜煤条带,条带状构造,水平层里。直接顶厚1.5 m,为粘土岩。老顶厚40 m,以中砂岩为主的岩性组合,局部含有薄层粉细砂岩互层、粘土岩、粗砂岩等,灰白色,石英为主,长石次之,粘土交结。直接底为厚0.5 1.0 m的粉砂质粘土岩,灰褐色,富含植物根化石,局部变薄。老底厚02.0 m的细砂岩,灰色深灰色,硬度较小,断层处破碎,泥质交结。2.2 煤 层 情况 表 表二煤层厚度0.72.5/2.0煤层结构简 单 煤层倾角度326开采煤层3上硬度0.98煤 种气 煤稳 定 程 度稳 定煤层情况描述煤厚在0.72.5 m之间变化,以亮煤为主、暗煤次之,含有镜煤条带或透镜体,丝炭以细条带或线理状分布于煤层中,高挥发分、低硫、低灰分,在本工作面,煤层不含夹矸。f=0.98。煤层厚度赋存稳定。煤3上下距煤3下平均为0.72.0m左右。2.3 煤层围岩性质及其对采煤的影响 表三 顶底板 名 称岩石名称厚 度m岩 性 特 征老 顶中粒砂岩403上煤顶板以上40m左右围是一组以中砂岩为主的岩性组合,局部含有薄层粉细砂岩互层、粘土岩、粗砂岩等,灰白色,石英为主,长石次之,粘土交结。硬度系数f=46。直接顶粘土岩1.5根据X3-14号孔,3上煤顶板有一层1.5m厚灰褐灰色的粘土岩,但在-390行人暗斜井未见该层粘土岩。直接底粉砂质粘土岩0.51.0灰褐色,富含植物根化石,局部变薄。老 底细砂岩02灰色深灰色,硬度较小,断层处破碎,泥质交结。2.4地质构造及水文地质情况2.4.1断层情况以及对回采的影响：根据工作面各巷道揭露的地质资料,本工作面的准备过程中揭露断层6条,F1断层在工作面三条巷道均有揭露,贯穿整个工作面,但煤层未断开,对工作面回采有一定影响,F2断层分别在上轨道顺槽、皮带顺槽揭露,贯穿下面,因落差较大,须重补改造巷,F2断层在上皮带顺槽揭露,位于采区巷道保护煤柱,对工作面回采无影响；其它断层f1、f2、f3、f4均未在其它巷道的对应位置揭露,预计延展不长即尖灭,对工作面回采影响不大。现分述如下：具体情况详见3上201工作面平面图和素描图。断层参数表表四断 层名 称走 向倾 向倾 角性 质落 差控 制情 况F11253580正断层0.81.7控制F21253565正断层 04.0控制F311020070正断层4.1控制f112021065正断层1.0查明f212021060正断层0.8查明f312021080正断层1.0查明f41203070正断层1.0查明2.4.2充水因素根据3200各条巷道的水文情况,本区域水文地质条件比较简单,影响生产的水文因素主要有3煤老顶砂岩含水层及三灰含水层。组砂岩含水层：3煤层老顶砂岩厚度较大,正常情况下含有一定水量,但是在本矿井-250m的各个工作面普遍基本不含水,涌水量25m3/h；在-390水平的开拓过程中,3200轨道及3200皮带巷涌水量225m3/h,工作面各巷道淋水量210m3/h。2.5瓦斯、煤尘和自燃发火情况3上煤层硬度0.98,顶板泥岩硬度46之间,3上煤尘爆炸指数38.67%,具有强爆炸性,低瓦斯,无瓦斯突出危险,无地温危害,无冲击地压危害。根据三条巷道的揭露情况,本工作面回采围无陷落柱和岩浆岩侵入。附：表五瓦 斯低瓦斯、低二氧化碳,二氧化碳相对涌出量3.48m3/t、瓦斯相对涌出量2.2m3/t煤尘爆炸指数煤尘具有强爆炸性,爆炸指数为38.67%煤的自燃倾向性54118天地 温 危 害正常地温区22冲击地压危害无冲击地压危害3.可采储量和可采期3.1工业储量： 26.91万t；可采储量： 本工作面的回采率为95%,可采储量25.24万t。3.2采煤工作面服务年限本矿的炮采工作面回采率值为95%,工作面的服务年限=可采储量/设计月产量 = 25.24/ 2.28 = 11 个月4.巷道布置与生产系统4.1巷道布置4.1.1采区设计、采区巷道布置概况二采区位于我矿井田南部,北部为煤层3上煤冲刷边界,基岩厚度超过100m,东部为何岗村和汪庄村保护煤柱,南部为3200皮带巷保护煤柱,西部为3上203工作面,尚未进行巷道掘进。二采区设计于20XX1月通过山亭区煤炭局的审查批准。4.1.2工作面轨道顺槽3上201轨道下顺槽东部为何岗村和汪庄村保护煤柱；轨道上顺槽西部为3上203工作面,尚未进行巷道掘进。3上201轨道上、下顺槽均为矩形锚网支护,净宽2.4m,净高2.0m,净断面为4.8。上下顺槽为工作面的进风巷和辅助运输巷。4.1.3工作面运输顺槽3上201皮带顺槽为锚网支护,巷道采用矩形断面,净宽2.6m,净高2.2m,净断面为5.72。该巷道为工作面主要运输巷和集中回风巷。4.1.4工作面切眼3上201工作面切眼位于该工作面上部边界,基本沿煤层走向掘进。采用锚网支护、局部地段采用锚网喷支护。4.1.5联络巷：无。4.1.6溜煤眼：无。4.1.7峒室及其它巷道：三条顺槽每隔40米左右,在巷道一侧布置有躲避硐室一个,采用锚网支护,净宽2.2m,净高2.0m,净深2 m。正常回采时做机电硐室或设备硐室用。附图三：3上201面位置及巷道布置图M：12000附后。4.2生产系统4.2.1运输系统工作面采用放炮落、装煤,人工装煤的方式,煤由工作面刮板输送机、运输巷刮板输送机、运输巷胶带输送机运出。工作面所需的材料、设备等物资,采用1.0吨矿车或材料车、JD-11.4 及JD-25型调度绞车,通过上下轨道顺槽运到两巷指定地点。采用自下而上依次推移的方式移溜,移溜步距为1.0m,弯曲段不得小于15m。在煤层倾角大于15时,机头机尾生根,在移输送机时不同时松开。3上201上、下工作面 3上201皮带顺槽 3200皮带巷- 390皮带南大巷 - 390煤仓 - 390皮带暗斜井- 250 井底煤仓 主井 地面。地面副井井底车场-250集中轨道大巷 -390轨道暗斜井-390轨道南大巷 3200轨道大巷3上201上下顺槽 3上201工作面。附图八：3上201工作面运输系统示意图4.2.2 通防与监控系统通风系统风量计算a、按气象条件计算：Q采 = Q基本K采高K采面长K温度=602 2.0701.01.11.01.0=342 m3/min。式中:Q采采煤工作面需要风量, m3/min；Q基本不同采煤方式工作面所需的基本风量, m3/min；Q基本=60工作面平均控顶距工作面实际采高70适宜风速取不小于1.0 m/s,并按采煤工作面进风流的温度从表1中选取；K采高回采工作面采高调整系数,采高2.0m,取1.1；K采面长回采工作面长度调整系数,201工作面单面长110m,取1.0；K温度 回采工作面温度调整系数,按温度1820C时,取1.0；K温度 回采工作面温度调整系数,按下表确定：表1 采煤工作面进风流气温与对应风速及风速调整系数采煤工作面进风流气温C采煤工作面风速m/s风速调整系数K温20 1.0 1.0020231.01.51.001.1023261.51.81.101.2526281.82.51.251.4028302.53.01.401.60表2 K采高回采工作面采高调整系数采 高2.02.02.5 2.55.0 系 数K采高1.01.1 1.2表3 K采面长回采工作面长度调整系数回采工作面长度 m长度调整系数K采面长150.815800.80.9801201.01201501.11501801.21801.301.40b、按瓦斯涌出量计算：Q采=100q采q采= 1000.231.8=41.4 m3/min。式中: Q采-工作面实际需要风量 m3/min；q采- 工作面瓦斯绝对涌出量 m3/min； q采 - 瓦斯涌出不均匀备用风量系数 1.4 2.0c、 按二氧化碳涌出量计算：Q采= 67 q采2k采2= 670.426 1.6 = 45.67 m3/min。式中: Q采-工作面实际需要风量m3/min；q采2-工作面二氧化碳绝对涌出量m3/min； k采2 - 二氧化碳涌出不均匀备用风量系数 1.4 2.0；67 - 单位二氧化碳涌出量配风量,以风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5的换算系值。d、按炸药用量计算：Q采= 10A采=103.3=33m3/min。式中:A采工作面一次爆破的最大炸药用量,；10 - 每千克一级煤矿许用炸药需风量,m3/min。e、按工作面每班工作最多人数计算实际需要风量：Q采=4N采= 4 36 = 144 m3/min。式中: Q采-工作面实际需要风量 m3/min； N采工作面同时工作的最多人数,人；4 -每人需风量,m3/min。f、按风速进行验算:按最低风速验算,工作面的最小风量Q采600.25S= 157.4 =111 m3/min。按最高风速验算,工作面的最大风量Q采 604.0S = 2407.4 =1776m3/min。式中: Q采-工作面实际需要风量 m3/min； S采采煤工作面平均断面积,；0.25采煤工作面允许的最小风速,m/s；4.0 -采煤工作面允许的最大风速,m/s。g、确定工作面实际需要风量根据以上计算,3上201工作面单面的实际需风量342 m3/min,计划配风350m3/min。4.2.3综合防尘系统地面静压水池 主井 -250轨道巷 -390轨道暗斜井-390轨道南大巷3200轨道巷3上201上、下轨道顺槽及皮带顺槽 3上201工作面。三防灭火要求本工作面所采煤层的自燃发火期为6个月以,在正常回采期间,应尽量保持设计的推进速度,在临时停产期间,要加大综合防灭火措施。工作面结束生产后,应及时进行密闭,并利用移动注浆站对材料道、运输巷和停采线进行注浆。附图九：通风系统、防尘、排水系统图：附图十：安全监测监控系统布置图：4.2.4 排水系统设备选型根据-390水平开拓巷道和3上201工作面各巷道的实际揭露情况,通过水文情况类比及本区域水文地质条件综合分析,工作面回采过程中,该区域的正常涌水量8m3/h,最大涌水量15m3/h,利用目前的排水设施能满足排水需要。在3上201工作面下顺槽低洼处施工临时水仓,安设1台排水能力为80 m3/h离心泵,并配备 1 台备用泵,在轨道下顺槽安设两路排水管路。疏排水系统路线 3上201工作面3上201上下材料道3200轨道大巷-390轨道南大巷-390泵房-390行人暗斜井-250轨道巷井底中央水仓 副井 地面。3上201工作面3上201皮带顺槽3200皮带巷3200联络巷3200轨道巷-390轨道南大巷-390泵房-390行人暗斜井-250轨道巷井底中央水仓 副井 地面。4.2.5供电系统供电系统3上201工作面设备供电来自390变电所1003开关,到达3200采区移动变电站,然后经3上201轨道上、下顺槽和皮带顺槽到工作面各用电点。3200采区移动变点站设在3200联络巷的左侧。来自3200采区移动变点站的660V电压,其中一路供给皮带顺槽的一部皮带机；一路供给乳化泵站；一路经运输巷供给工作面刮板输送机、运输巷刮板输送机、煤电钻等；另两路分别供给上下轨道顺槽的各绞车开关、煤电钻等；另有一路备用。各电机由磁力真空起动器控制,煤电钻设有综合保护开关。附图十一：供电系统示意图。电器整定计算电器整定参见表九：设备名称型号使用台数电机功率KW额定电流A整定电流刮板 输 送 机SGB-6204054045.352运输巷胶带输送机DTS-80/20/40140乳 化 泵XRB2BA802013740.345离 心 泵122煤 电 钻MZ-12回 柱 绞 车27.58.610调 度 绞 车JD-11.4811.413.715调 度 绞 车JD-2512528.5303上201工作面泵站、运输巷刮板输送机机头、胶带输送机机头、3上201上、下材料道各安装一台直通地面生产调度室的。附图十二： 3上201工作面通讯系统示意图调度室200/2013上201泵站 运输巷溜头 皮带顺槽 上顺槽 下顺槽 机头310 265 307 304 284 5.采煤工艺5.1采煤工艺本工作面采用煤电钻、人工湿式打眼,短壁煤层注水,采用二级煤矿许用乳化炸药和毫秒延期电雷管爆破落煤；爆破自装同人工攉煤相结合、采用40T溜子运煤,DW型单体液压支柱配合D型金属铰接顶梁支护顶板,人工回柱,采空区全部垮落法管理顶板。5.2采煤方法采用对拉伪倾斜长壁采煤方法,左右两面交替生产。全部垮落法管理顶板。5.2.1采高和循环进尺的确定：本工作面一次采全高,煤层平均厚度为2.0m。由于工作面使用DW型单体液压支柱配合长D-3010/300的金属铰接顶梁支护,放顶步距为1.0m,因而确定循环进尺为1.0m。5.2.2、落、装、运煤方式：落煤：人工打眼,爆破落煤；装煤：爆破自装同人工攉煤相结合；运煤：可弯曲刮板输送机配合胶带输送机运煤。5.2.3爆破说明：采用MZ12煤电钻湿式打眼。采用二级煤矿许用乳化炸药和毫秒延期电雷管爆破,实行分组装药分组爆破。采用MFB-200型防爆电容式晶体管发爆器引爆。采高低于1.3米时,炮眼布置为对眼,装药量：顶眼为 0.15 Kg,底眼为 0.3 Kg；采高大于1.3米时炮眼布置方式为五花眼,装药量：顶眼均为0.15Kg,腰眼为0.3Kg,底眼为0.3Kg。眼距均为1.0m,眼深为1.1m详见炮眼布置三视图；根据现场情况可适当增减装药量。采用正向装药结构,分组串并联起爆,分组间距为 57 m,一组装药必须一次起爆。放炮顺序：必须由工作面回风一侧向进风一侧的顺序放炮。回采面只能用一台放炮器放炮,并不得与其他工序平行作业。严格执行一炮三检、三人连锁放炮制度并坚持谁联谁放的原则。5.2.4炮眼装药结构示意图见附图四。5.2.5炮眼布置图正面图、平面图、剖面图见附图五。炮眼布置示意图 :5.2.7炮眼起爆顺序示意图见附图六炮眼起爆顺序示意图 五花眼图六一炮眼起爆顺序示意图 对眼图六二5.2.8装药量计算表 对眼布置时 表六-1项 目单 位顶 眼底 眼 合 计炮眼个数个110110220装药量Kg0.150.30.45循环用药量Kg16.53349.5消耗定额Kg/万T2796五花眼布置时 表六-2项目单 位顶 眼腰 眼底 眼合 计炮眼个数个110109110329装药量Kg0.150.30.30.75循环用药量Kg16.532.73382.2消耗定额Kg/万T30225.3工作面正规循环生产能力工作面回采率为95%,每日按3个循环组织生产,进尺1.0m,循环率为93.3%,平均采高2.0m,当煤厚小于2.0米一次采全高, 当煤厚大于2.0米采高为2.0米,留顶煤开采,采取放网后煤的方法回收顶煤。循环产量 = 1102.011.3095%= 272吨日 产 量 = 271 3 = 816吨月 产 量 = 8163093.3%循环率= 22840吨5.4设备配置5.4.1、钻眼设备配备情况煤电钻两台,采用型号为MZ12煤电钻、湿式打眼,功率为1.2KW；钻钎长度为1.2m。5.4.2运输设备配备情况1、可弯曲刮板输送机5台,型号：SGB-62040T边双链,技术参数如下：电机功率：5台40KW。运输能力：150t/h 中间槽尺寸：1500620180mm2、带式输送机四部,技术参数如下：输送机名称顺槽输送机三部皮带二部皮带一部皮带型 号 DTS8020/40DTL8020/55DTL8020/75DTL100/20/2*110电机功率40KW55KW75KW2110KW运输能力200t/h300t/h200t/h200t/h带 宽800mm800mm800mm1000mm带 速2.0m/s2.0m/s2.0m/s2.0m/s3、运输设备选用1.0吨的矿车和叉车,牵引设备选用JD-11.4和JD-25型调度绞车,其主要技术参数如下：型 号 JD-11.4 JD-25静 拉 力 10KN 17.64KN绳 径 12.5mm 15.5mm绳 速 1.0330.433 m/s 1.2m/s绳 容 量 400m 400m滚筒直径 226mm 310mm外形尺寸1100765780mm143512171255mm6. 生产技术管理6.1劳动组织6.1.1作业方式3上201工作面采用三八制作业制度,三班生产、边采边准。每班作业8小时,工艺过程：打眼 煤体注水装药放炮并依次装填每组预留的间隔炮眼铺网挂梁攉人行道的落煤攉开帮煤支设贴帮柱移溜支柱回柱放顶清理浮煤、码放备用柱梁和物料检修。6.1.2劳动组织3上201工作面每班由一名跟班副区长和两名带班班长负责组织生产,配有放炮员、机电维修工、溜子司机、支柱管理工、油泵工等相关工种的操作人员若干名,全工区共计141人。工作面人员配备见劳动组织图表 表十工 种一 班二 班三 班合 计跟班副区长1113班 长2226攉 煤 工27272781打眼爆破工44412溜 子 司 机2226油 泵 工1113支柱管理工2226机电维修工1113巷道维修工2226运 料 工44412验 收 员1113合 计474747141附图十三：正规循环作业图表6.2 主要经济技术指标主要经济技术指标表 表十一序号项 目单 位1工作面长度m1102采 高m2.03煤层生产能力tm22.884循环进度m1.05循环产量t2726月循环数循环率个567月进度m458日产量T8169月产量t2284010在册人数人14111出勤人数人11312出勤率8013回采工效率t 工7.214坑木定额m3 万t2015单体液压支柱丢失率316金属铰接顶梁丢失率517铁鞋丢失率518火药定额kg万t274919直接成本元t2620煤层牌号气煤21含矸率%222灰分%1423落装煤机械化程度%07.采煤方法图的设计与绘制见图纸8.安全技术措施8.1 一般规定8.1.1本工作面所有施工人员都必须学习本工作面技术作业规程和各种避灾路线,并经考试合格后,方能进入本工作面工作。8.1.2坚决执行煤矿安全规程、技术操作规程及作业规程的有关规定,认真贯彻矿山安全法和煤矿安全监察条例,牢固树立安全第一的思想,杜绝三违。8.1.3入井人员必须遵守煤矿安全规程第 10条规定；乘坐罐笼时必须遵守乘罐制度,严禁在罐笼、出入罐笼时打闹、拥挤,严禁将身体的任何部位或携带工具伸出罐笼外。8.1.4人员通过轨道巷必须走人行道,电机车通过时必须闪开电机车及挂车,严禁蹬钩、乘坐皮带及刮板输送机；斜巷行走必须坚持行车不行人,行人不行车制度。下井时携带的工具,必须防碰触电机车架空线。8.1.5井下严禁拆卸、摔打矿灯；领灯时发现不完好矿灯应及时更换。8.1.6特殊工种必须经过专业技术培训,经考试合格后持证上岗；岗位工必须现场交接班。8.1.7所有电气设备的开关都必须上架,电缆、管线盘放、吊挂整齐,吊挂高压供液管路应使用皮子,放炮安全距离的电缆及设备必须采取措施保护好。8.1.8设备完好率必须达到 90 以上,煤电钻必须使用综合保护装置。8.1.9电缆接头严密结实,不得出现明接头、鸡爪子、羊尾巴,胶皮破损应立即处理。经常检修各种电气设备并清理干净设备、电缆上的杂物,保持设备卫生。严禁失爆,必须坚持使用好煤矿井下三大保护并定期检查；各种信号必须齐全、灵敏可靠,并保证正常使用。8.1.10工作面必须保持两个以上畅通的安全出口,并符合质量标准化的质量标准。8.1.11综合防尘应符合安全规程第 154、155、156 条之规定：炮采工作面应采取湿式打眼,使用水炮泥；爆破前、后应冲洗煤壁,爆破时应喷雾降尘,出煤时洒水。在采煤工作面回风巷安设风流净化水幕。及时清除巷道中的浮煤,清扫或冲洗沉积煤尘,定期撒布岩粉；定期对主要大巷刷浆。矿井每年制定综合防尘措施、预防和隔绝煤尘爆炸措施及管理制度,并组织实施。矿井每周至少检查1次煤尘隔爆设施的安装地点、数量、水量或岩粉量及安装质量是否符合要求。8.1.12在三巷超前外宽敞、干燥、顶板完整、支护完好的巷道一侧,必须存放一定数量的备用物料,其中：各类油脂不少于 2 天使用量,溜子配件不少于正常检修用 2 天使用量,电机一台,液力联轴器 2 个,机尾及滚筒各 2 个。在超前外宽敞干燥处分类码放整齐并挂牌管理。电机应放在矿车或下垫木料防潮。所有物料不得影响通风、行人和运输安全畅通。8.1.13严格执行敲帮问顶制度,严禁空顶作业。找顶、帮的危岩悬矸时应由两名有经验的人员操作,一人敲帮问顶,一人观察顶板和退路。敲帮问顶人员应站在斜上方安全地点,观察人应站在找顶人的侧后面,并保证退路畅通；敲帮问顶应从有完好支护的地点开始,由外向里,先顶后帮,依次进行；用长把工具敲帮问顶时,应防止煤矸顺杆而下伤人；遇有大块时,应先设置临时支护,保证安全后,再顺裂隙、层理逐步找掉,不得强挖硬刨。8.1.14为避免滚煤矸伤人,倾角大于等于15时,运输巷溜子安设不低于2道挡矸栅栏。溜子运行期间禁止行人,严禁走溜子。8.1.15人员在工作面行走时,必须走人行道,严禁走炮道和材料道。8.2顶板管理8.2.1攉煤、支架、回柱放顶人员必须熟悉本作业规程中顶板管理规定和有关安全技术措施,了解工作面煤层赋存状况、顶底板特性及所采用支柱性能、原理、使用和维护方法,经过培训、考试合格后,方可上岗操作,并严格按本规程作业。未放完炮之前,任何人不得进入工作面工作,所有人员必须服从警戒人员的安排；放炮期间在警戒线以外的安全地点等候,未经设岗的班组长亲自撤岗,不得擅自越过警戒线。8.2.2进入工作面前,安全班长应会同安全检查员、专职放炮员认真检查全面安全情况,发现问题及时处理,确认无危险时,方准人员进入工作面。8.2.3进入工作面人员应沿途敲帮问顶,并在作业过程中经常敲帮问顶,工作中每30分钟必须停下溜子集体进行一次敲帮问顶,发现问题及时处理。8.2.4出入工作面要走人行道,不准在溜子道行走。到达工作地点后,要先将歪倒的棚、柱扶起支好。8.2.5攉煤工必须在完好支护的保护下作业。攉煤时要注意观察周围顶板及支护状况,不合格的及时整改；有冒顶等危险情况不能单独处理时应立即撤离危险区并向班组长汇报。8.2.6攉煤时,要首先保证人行道行人、运料通畅。攉煤前及攉煤过程中,要随时洒水灭尘。8.2.7攉煤时应背向溜子的运行方向,要时刻注意溜子的运转情况,遇有大块煤矸、大料或其他危险情况时,必须及时发出信号停溜处理,以防拐棚伤人。严禁将大块煤、矸翻在溜子上,矸石必须攉到老塘；有大块矸石时,必须停溜子后翻入老塘,搬运时要注意矸石有无裂隙,以防意外伤人。8.2.8在煤堆中发现雷管、炸药必须及时拣出,交爆破工保管,不得上溜子、丢老塘,严禁私藏；遇拒爆或熄爆必须找爆破工处理,严禁自行掏挖或处理。8.2.9挂梁、铺网、支柱必须停溜,且在有效支护的掩护下进行。 8.2.10放炮后要及时挂梁、铺网,网片必须压好茬,按临时支护要求支护好后方可进入煤帮工作,严禁空顶作业。支护用料应提前备齐。8.2.11工作面调采、找直溜子或煤帮顶板破碎、揭露断层或其他地质构造等特殊情况下,容易发生冒顶,要首先打好临时支护,然后进行其他有关工作；铺网必须严密,严禁出现漏铺或铺网不严的现象。8.2.12挂梁时必须停溜,两人密切配合,一人扶梁并观察顶板情况,另一人上圆销和调角水平楔。顶梁应紧密接触顶板,并刹紧水平楔；顶板不平或局部冒顶处必须用料背实。水平楔必须配备防飞链,与顶梁可靠联结；水平楔小头应朝上山方向。8.2.13金属网必须按规定压好茬,待支护好后方可进行攉煤工作。工作面顶梁铰接率不得小于 90。要垂直煤壁使用,凹端朝向煤帮,铰接时销子小头必须露出。禁止使用损坏的顶梁。8.2.14工作面必须保证正确使用水平楔,禁止竖着使用水平楔,严禁用木楔等物品代替水平楔。8.2.15进入煤帮攉煤前,要确保后路畅通,然后在人行道用长把工具敲帮问顶,除掉悬矸、危岩,防止片帮伤人。在煤帮攉煤必须在可靠支架的掩护下进行。攉出两棚距离时,要及时用备用基本柱做替柱将临时支柱改打为贴帮柱,初撑力不小于50KN；支设带帽点柱时,带帽时应手心向上托住木帽下面,严禁手抓住木帽上沿。8.2.16在煤帮支柱要两人密切配合,一人观察顶、帮及周围支架情况,另一人操作,先将枪线吊在安全绳上,然后手持注液枪将其送到煤帮。严禁将枪线直接搭在溜子上,严禁隔着溜子抛掷注液枪。注液枪用后要及时手握着送到人行道,并挂在中排柱子手把体上。正规循环时,工作面每610m安设一支注液枪,注液前必须先冲洗掉枪口煤尘及支柱三用阀煤尘。8.2.17严禁站骑在输送机上攉煤；不准站在输送机上或跨着输送机进行支护。工作面供液主管路应用皮子栓在溜子老塘侧,严禁直接放在溜子上或拖在底板上,移溜或支柱时要防止挤、压。主管路、枪线、注液枪及其接头出现漏液时应及时处理,不得凑合使用。8.2.18下工作面超前上工作面,最小不得小于 2.0 m,最大不应超过 3.0 m。移溜前,煤帮侧要清理干净浮煤、矸、杂物等,并对中排柱二次注液,确保初撑力不小于 90KN。如有冒顶或片帮及不够峒等情况必须先处理好。8.2.19移溜由班长统一指挥进行。移溜时,煤帮侧、机头、机尾附近均不得有人。移溜时要提前摘取溜前挡溜柱,提前段不超过 20 m。摘下的挡溜柱必须支设好,并挂好保安绳,防止倒柱伤人。8.2.20移溜时必须从下至上依次进行,并且上、下段配合好,弯曲段不得小于 15 m,以防弯曲段出链伤人。严禁用平巷溜子拉移溜头,移溜至刮板输送机机头尾1520m时,停止推移刮板输送机并停止刮板输送机运转,回撤机头尾处输送机前第一排支柱向机头尾匝戗柱。8.2.21移溜后要及时打好机头、机尾锚固支柱或压柱,并摘取戗柱支设前排柱,必须支一棵回一棵,严禁多回少支。支柱时人员必须避开水平楔子大头一方,缓慢注液,并及时砸掉水平楔,防止水平楔崩飞伤人。8.2.22移溜后,煤帮与溜缘要保持150 mm 左右的距离。端面距超过0.3m时,应支设带帽点柱或采取其他措施护顶。溜子应成直线。溜子起伏不平时,应用生根牢固的手拉葫芦起吊,然后用料垫平；垫料时严禁将手伸到溜槽下；垫的料不得影响链子及刮板运转。8.2.23平巷溜尾滞后上工作面切顶线的距离不得大于 1.0 m,否则应及时缩溜子回料。材料道放顶线必须与工作面放顶线回齐,严禁滞后。三巷回柱放顶后应及时在放顶线处打齐关门柱,关门柱之间的距离不得超过300mm。8.2.24正规循环时全工作面基本支架采用齐梁直线柱正悬臂形式布置,规格如质量表规定。如有拉茬时,拉茬点顺直溜子处,可采用正倒悬臂相结合的方式,但应保证人行道畅通。特殊情况下需要重新生根时,必须倒挂一梁,保证双梁双柱。严禁生根单梁单柱。8.2.25工作时每组不得少于 2 人配合作业,端头大棚不得少于 3 人配合作业。端头大棚支护必须遵守操作规程中端头支护工的规定,并符合前述端头顶板管理要求。具体操作步骤如下：必须按临时支护要求先挂好相临的顶梁,支好临时支柱及贴帮柱；在人行道侧和已做好的临时支护掩护下敲帮问顶,确认无隐患后,方可用长把铲子清理缺口柱位的浮煤、浮矸,备好料,卸密集柱备用；将成对的一根钢棚溜前临时柱卸载卸载前必须对其余支柱二次注液,然后一人缓慢卸载降柱约 0.1 m,同时扶住支柱并观察顶板及支架状况,另两人抬起钢梁迅速前移；将钢梁放在溜前柱上,当钢梁移到位后,铺好金属网,背好顶,升紧支柱；在此棚的掩护下攉煤,当煤帮清理出柱位后,将支柱补齐升紧；前移钢棚必须停溜子,并由工作面里向外逐架进行,严禁空顶作业。8.2.26大棚必须成对使用,保证一梁三柱,只能正向使用,不得侧向使用；弯曲、变形的大棚要及时更换,大棚切顶线处要有对柱、密集支柱。大棚必须与顶板接触紧密,否则必须接实顶板。8.2.27下工作面机头应在超前支护老塘侧的顶梁上均匀加打支柱加强支护并挡矸；如窜矸严重或压力大时,可贴平巷机尾架设一对 2.4 m钢棚,钢棚一棚三柱。钢棚的切顶线应与上工作面切顶线齐,钢棚迈步前移,步距 2.0m。8.2.28支柱保持上、下成线,支设迎山有力,接实顶板后要继续注液 5 秒钟,初撑力不小于 90KN。排距 1.0 m、柱距 0.6 m,偏差均不超过 0.1 m特殊情况除外,支柱后必须对中排支柱重新注液,以保证支撑有力。8.2.29支柱应垂直顶底板支设,迎山角随工作面倾角变化每 6 度迎 1度 ；支柱与底板要全面接触,否则应刨柱窝或凿麻面；不准打在浮煤、浮矸上；正规支柱必须棵棵穿鞋,底板松软钻底严重时铁鞋下加垫方木。8.2.30工作面戗柱迎向老塘角度一般为7580,向老塘方向斜撑在切顶线后下方,并保证初撑力不低于 90KN。密集支柱迎向老塘支在切顶线上,并且带木帽。严禁将手伸入老塘注液。8.2.31支柱严禁超高使用,超高时应更换与采高相适应的支柱,活柱剩余量应不小于 100 mm,支设最小高度应大于支柱设计最小高度200mm。8.2.32工作面人行道两侧应及时拴齐两道连成一体的防倒绳,绳有破损应及时更换,其中一道绳拴于距柱顶200 mm处为宜。8.2.33支柱三用阀必须上好拧紧,平行煤壁使用,阀嘴一律背向风流,不易操作时可朝向下山方向。8.2.34注液枪只准用于支柱、移溜,班末应将枪线盘放整齐放在材料道,注液枪应吊挂在中排柱子手把体上。8.2.35新下井的单体液压支柱必须逐根进行压力实验合格,使用前必须反复注液 2 至 3 次,排除干净柱空气后再使用。8.2.36工作面正常回采采用三、四控顶,见四回一,最大控顶距为 4.2m,最小控顶距为 3.2m,放顶步距为 1.0 m；初采按四、五控顶,见五回一。8.2.37工作面前排柱支设齐全、牢固后,达到最大控顶距时,必须回柱放顶,回柱时要用拴上至少 2 m长绳的专用卸载手把,远距离操作。支柱与回柱间距不小于 15 m。回柱放顶前必须全面二次注液,确保支柱迎山有力；支架整改合格,浮煤清理彻底,后路畅通；回料应分组分段进行,至少两人一组,一人监视顶板及支护情况,另一人具体操作；各组分段拉茬间距不得小于15m,分段开口处中间至少打一棵收尾柱。拉茬点应选在顶板较完整处,不得按工作量平均分茬。8.2.38正规支护处回柱放顶顺序为：前排支柱全部打齐后,先摘取一棵密集支柱在新切顶线位置后打新戗柱,然后摘取老塘基本柱砸梁放顶,并用该支柱支设新密集,依此类推,直至放顶完毕。8.2.39放顶人员必须按煤矿安全规程第 57 条及操作规程中回柱放顶工操作。回柱必须遵循先支后回的原则,回一棵必须打一棵,不得有闲置支柱；严禁提前回料、回多支少。水平楔小头一律朝向上山方向,人员必须站在其斜上方操作,躲开大头方向,防止水平楔崩飞伤人。回撤收尾柱和最后的顶梁时,必须打齐全部密集柱,防止顶板冒落滚矸伤人。坚持由老塘向煤帮,由下向上的顺序回柱。要同向进行,上、下组要相互照应。回柱放顶时,无关人员不得进入工作地点。回料必须干净彻底,严禁老塘留有站岗柱,严禁埋压柱、梁,严禁任意丢弃木料；严禁空顶作业,任何人的任何部位不得伸入老塘或无支护空间,拾料应用料钩。回出的料要及时拉出并码放好,确保后路畅通。回柱放顶时应停止工作面溜子,以便观察顶板情况,准确判断顶板来压情况。扒埋压死的支柱,首先要加固好周围的支架,并派专人监视顶板。回料时,如果顶底板移近量过大,高度小于1.2m时,应先退出顶梁圆销,后回柱,落柱时同时落下顶梁并一起拖出。正常回采期间,如老塘顶板垮落不充分,超过 时,每隔 6 米加打一组丛柱,每组丛柱不少于 4 棵,悬顶走向超过 8 米时,采取人工强制放顶,使顶板冒落充分。8.2.40班末必须将备用梁、木料分别在料道靠中排柱码放整齐,且不影响下一班的操作和使用安全；并检查工程质量,整改合格后方可收工上井。整改时必须至少两人配合作业,坚持先支后改。如有冒顶或超高,应用木料接实顶板,不得使用破裂、变形、腐朽的木料。接顶时应8.2.41符合下列要求：接顶工作应由至少两名有经验人员配合操作,一人具体操作,另一人专门观察顶板和周围支护情况、协助工作；操作人要听从观察人指挥。接顶前应首先敲帮问顶,人员必须站在安全地点用长把工具处理完悬矸、危岩,要有专人监护,确定无掉顶危险后方可作业。接顶前必须保证接顶地点上侧10m围、下侧5m围支护齐全牢固。必须采取临时支护措施,严禁空顶、空帮作业。接顶前应提前打好扶手,留好退路。接顶时要从冒顶的一端向另一端依次接顶,并派经验丰富的顶板管理员专门监护顶板。接顶时接顶地点不得升柱或整改支架,其上侧10m围、下侧5m围不得整改支架。接顶时,任何人不得在溜子侧贴煤帮行走或逗留。接完顶后升柱时,应缓慢向单体支柱供液,并应防止支柱歪倒或上方木料、煤矸等掉下伤人。顺槽支护各巷道与工作面衔接处,加强支护的距离不得小于 20 m,超前支护时应注意以下事项： 超前支护采用金属铰接顶梁配合单体液压支柱支设两排柱子,梁上平行于巷道铺网,网片应搭接严密；顶板必须接实。超前支护段的单体液压支柱必须棵棵穿铁鞋,钻底超过100时,铁鞋下加垫方木。柱子支设迎山有力,初撑力不小于 50KN。柱子拉线打直,人行道宽度、高度分别如质量规定表规定；人行道两侧柱子必须栓齐栓牢两排各成一体的防倒绳。支护时至少二人配合作业,一人具体操作,另一人专门观察顶板、煤帮和支护情况并协助工作。完好的锚网段超前支护可不打护帮柱,如有冒顶、片帮、开裂时必须打护帮柱用木枇腰帮。上下材料道应与切顶线齐,运输巷滞后切顶线不得超过 1.0 米,否则必须及时回柱放顶,并在新切顶线上等距离打至少两棵间距不大于0.3 m 的关门柱。回柱放顶必须保证后路畅通,两人配合作业,远距离操作。应经常巡查三巷支护,发现隐患及时整改合格。特殊条件下的顶板管理8.2.42回采面安装及初采本工作面切眼采用矩型锚网支护。上面长65m；下面长85m,随着工作面的继续推进,逐渐延长至110 m、100m。其高度为2.22.5m。在装面过程中,需要对巷道进行维修时,每组最少2人相互配合,严禁单人作业。巷道的浮煤杂物要及时清理,保持人行道和安全出口畅通。根据切眼高度装面时分别选用2.5m、2.2m单体液压支柱配合长度为1米的金属铰接顶梁支护,棚距为 0.6m。支设支柱时应尽量将溜子移向煤帮,使顶梁母端朝向煤帮。剪下的锚网及时外运到指定地点,并码放整齐。应尽量选用与切眼高度相适应的单体液压支柱,单体液压支柱确实不够高时可用木料接实顶。生根后必须及时倒挂形成双排柱梁,严禁生根单梁单柱、双梁单柱。各超前支护必须打够 20m,支柱前后成线、迎山有力。工作面循环溜头、溜尾处开缺口规格为走向3米,倾向1米应铺设金属网并连好,各上 4 架型钢梁。溜头3.2m、溜尾2.4m型钢梁。向前平推一峒后,必须上齐三排柱梁及 4 对 8 架型钢梁,贴帮柱及戗柱必须每棚支设一棵。初次放顶及顶板来压期间、初次放顶前加强工作面工程质量管理和矿压观测,并加强水文水情观测,严格按作业规程要求操作。、初次放顶前应打好贴帮柱,戗柱、密集柱棵棵支设并符合煤矿安全规程第 58 条之规定。、放顶时,距回柱地点 15m围不得有闲杂人员,不得同时进行与放顶无关的工作；放顶人员必须站在支架完整,无崩绳、崩柱、甩钩、断绳抽人等危险的安全地点工作。回柱放顶前,必须对放顶的安全工作进行全面检查,清理好退路。回柱放顶时,必须指定有经验的人员观察顶板。、初次放顶回柱后顶板不冒落或冒落不充分、悬顶走向超过4m时,应每隔 6m增加一组丛柱加强支护,每组丛柱不少于 4 棵；初次来压期间悬顶走向超过8m时,应采取放震动炮或加打丛柱的方法强制放顶,使顶板冒落充分。、局部悬顶和冒落高度不充分,25,悬顶走向超过8m,用丛柱加强支护,超过的要进行强制放顶,使顶板冒落充分。、放炮前、后、开工前、收工前必须对全面支柱重新注液加固,放炮崩倒崩歪的支柱应及时支好；放炮后必须及时支护,梁端距不得大于300mm,否则应用单体液压支柱戴大木帽支设超前支护,支柱初撑力不得小于 90KN。、放顶前应对全面