21141工作面作业规程.doc

第一章 工作面概况第一节 工作面概况及说明一、工作面井上下位置、范围井上位置：本回采工作面地表位于西白坪村境内，地面标高为390.3 +480.1米，工作面范围内除少量林区外，大部分为荒坡，小部分为农田。工作面塌陷区内对工农业生产基本无影响。井下位置：本回采工作面井下位于皮带下山东翼，距井口690793m之间，北、东为边界保护煤柱，南为21121准备工作面，西为皮带下山运输巷，巷道沿底板走向布置，主要开采采区下山护巷煤柱以东煤层。该工作面走向长度726m，倾斜长度103m，斜面积74263平方米。下巷标高-89.1-66.9m，上巷标高-56.4-34.7m，煤层走向为8595，倾角1835，工业储量29万吨，可采储量23.57万吨。二、煤层赋存情况二1煤层呈黑色、块状、粉末状、鳞片状、半亮型煤,弱玻璃光泽，结构简单，不含夹矸。根据掘进资料表明，该工作面煤层赋存不稳定，该工作面上付巷西口200米以内，煤层厚度在1米以下，不稳定；下付巷有大约120米左右的薄煤层或全岩巷，其他煤厚在1.5米到10米，变化较大。三、煤质情况 本工作面煤层中未见夹矸，煤质较好。第二节 地质及水文说明1、该采面上付巷口沿走向200m以内，属薄煤层，煤层在0.3米左右，不可采。该采面煤厚平均3m，直接顶为中粒砂岩,厚度2-6m，泥质胶结,易跨落;直接底为炭质泥岩，回采期间应加强顶板管理和护帮护顶，确保回采安全。2、工作面地质、水文地质及综合柱状图详见地质说明书、综合柱状图。 3、工作面可采煤量及回采率控制指标煤容重为1.38吨米3，工业储量为29万吨，可采储量为23.57万吨，工作面回采率86%。4、该区域沿倾向布置采面，应注意防倒棚。地质说明书工作面可采储量23.57万吨煤层倾角（度）2025老顶岩性大占砂岩厚度58mf46直接顶岩性粉细粒砂岩或砂质泥岩厚度26mf4直接底岩性炭质泥岩厚度8mf4老底岩性砂质泥岩厚度15mf5最大涌水量0.2m3/h正常涌水量0.1m3/h瓦斯绝对涌出量0.84m3/min瓦斯相对涌出量12.1m3/t煤尘爆炸指数14%煤层自燃发火倾向不易自然地质构造情况该工作面属单斜构造煤层情况 煤层结构简单,层理不甚明显,次生裂隙发育,并具有擦痕及磨擦镜面,断口多呈参差状,组织疏松,机械强度低，易污手，多呈粉沫状产出。水文地质 该采面水文地质条件简单，无顶板及煤层渗水。施工中应特别注意问题 该面属沿底开采，顶板较为破碎，回采中应加强顶板管理，防止冒顶。第二章 采煤方法 本工作面采用走向长壁后退式采煤法进行回采，全部垮落法管理顶板。第一节 采煤工作面支护设计 1、工作面支护设计 、煤层顶底板岩性及其分类直接顶板为细砂岩，老顶为中粒砂岩，根据本矿矿压资料，直接顶初次垮落步距为12米，属不稳定顶板，老顶初次来压步距为20米，周期来压步距为12米，根据工作面顶板岩性和顶板结构为煤-直接顶-老顶情况做以下设计。（2）该工作面顶板控制设计从“支、护、稳”三个方面考虑：、“支”。就是要求支架在其工作过程中能够支承住顶板所施加的压力。由于工作面顶板压力，根据工作面情况，从压力最大的三个时期：工作面直接顶初次垮落期间、老顶初次来压期间、工作面周期来压期间和经验公式分别计算支护强度，取最大值确定工作面的支护强度。1、“支” 在直接顶初次垮落、老顶初次来压及周期来压期间支柱所受压力比平时大得多。因此，支护强度设计从这三个时期计算取最大值。(a)、直接顶初次垮落期间 直接顶初次垮落期间要把直接顶安全地切落在采空区，支架至少应能承担起直接顶初次垮落步距一半的重量： P1(MLY)/(2K)=(3.9122.5)/(22.4)=24.375吨/米2式中：P1支架支护强度，吨/米2M直接顶板厚度，取3.9米Y直接顶容重，取2.5吨/米3L直接顶初次垮落步距，取最大12米K最小控顶距，取2.4米 (b)、老顶初次来压期间 老顶初次来压期间，要求支柱在不被压死的情况下，应承担起老顶重量的1/4及直接顶全部的作用力： P2=A+MBYBCB/4ktL小 A=（3.92.53.4）/2.4=13.8t/m P2=13.8+(82.420)/（442.4 ）=10.36t/m2 式中：P2 -支架支护强度 t/m2 MB -老顶厚度 8mYB -老顶容重 2.4t/m3 kt -岩重分配系数 kt=4L小 -最小控顶距 2.4m CB -老顶初次来压步距 20m 式中 A-直接顶作用力 t/mA=MzYzL/L小 Mz-直接顶垮落厚度 3.9m L-最大控顶距 3.4m Kt-岩重分配系数，受直接顶厚度与采高之比N=8/2.0=4 Kt取4(c)、周期来压期间P3=A+MCYCCC/4ktL小 式中: 则P3=13.8+(82.412)/(442.4) =6.36 t/mP3支架支护强度，吨/米2A直接顶作用力，吨MC老顶顶板厚度，8米YC老顶容重，取2.4吨/米3CC周期来压步距，12米Kt岩重分配系数，取4L小最小控顶距，2.4米(d)、按经验公式计算按照经验，支护强度为采高岩重的68倍。48M8（21.45）23.2吨/米2式中：M采高岩重，吨 取以上计算的最大支护强度，则合理的支护强度为P=24.375吨/米2(e)、支护密度计算N密n/0=24.375/241.02根/米2式中：N密支护密度，根/米n支护强度，24.375吨/米20支柱实际工作阻力，取24吨/根工作面实际支护密度为2.45根/米2（5/0.63.4）， 即支护密度符合要求。、护。护包括护帮顶和护底(a)、护帮顶根据炮采放顶煤工艺要求，顶板、煤墙、老塘实行全封闭，保证不漏顶、不片帮、不窜矸。工作面棚距为0.6米（中中），对棚架设。打帮顶时荆芭要搭接合理，椽子摆放均匀，每棚按荆笆10块、椽子16根摆放，不得出现漏帮漏顶现象。(b)、护底 直接底为砂质泥岩，为保证工作面支柱初撑力，底板松软地段支柱下站大木鞋(木鞋规格为：400mm160mm60mm)。、稳。要求支架具有抵抗来自层面方向推力的能力，为防止复合顶板推垮冒顶事故的发生，须提高支柱的初撑力，控制复合顶板的初期离层，增大软硬岩层间的摩擦力。P初 =hr（cos+sin）/f/G实式中：P初 -支柱初撑力 KN/根h-复合岩层厚度 根据跨落高度取2.831m r-复合岩层密度 1.38t/m -煤层倾角 25 G实-支护密度 2.45根/米2 f-软硬岩层之间摩擦系数 取0.5 则：P初=2.8311.38(cos25+sin25)/0.5/2.45 =4.24t/m2= 33.3kN根据郑煤集团生字2003第8号文规定，因此取型钢支护段单体液压支柱中排柱初撑力必须保持在55KN以上，煤墙及老塘柱初撑力保持在30KN以上，可以防止推垮型冒顶事故的发生。二、采煤工作面上、下安全出口支护设计1、质量标准本面采用DZ-22-30100型单体柱配合2.4m长型钢梁支护，每对棚中主梁一梁三柱，付梁一梁两柱，共站5根柱子，型钢梁对棚交替迈步前移，棚距1.1米，主副梁间距不超过50mm。最大控顶距3.4m，最小控顶距2.4m，采高2.0m，棚距0.6m，排距1.1m，煤墙梁头长0.1m，舍帮梁头0.1m。 中排巷支柱必须站齐，支柱迎山有力（支柱迎山角按倾角每增加68，迎山角增加1）；初撑力必须55KN，并确保煤壁及舍帮支柱初撑力均衡。放炮后，先检查处理采面不安全因素，然后进行刷帮及挑顶，作业人员必须站在支架掩护下作业，开帮深度1.0m，攉煤刷帮、挑顶后及时移主梁向前支护，打顶必须用质地良好的荆芭、椽子打设，严禁使用腐朽的椽子、荆芭，荆芭规格为0.80.6m，椽子规格为40800mm。2、特殊支架及技术要求工作面安全出口及端头支护上安全出口斜长3.0m，高2.0m，宽1.2m；上端头采用7对（14根）3.6m长型钢梁配合单体柱支护，主梁一梁四柱，副梁一梁三柱，每对棚7根柱，上安全出口棚距0.6m。下安全出口斜长3.0m，高2.0m，宽1.2m，棚距0.6m。下安全出口采用7对14根3.6m型钢梁加强支护，主梁一梁四柱，副梁一梁三柱，每对棚7根柱，同采面整体交替迈步前移。钢梁严禁侧向使用，变形或折断要及时更换。采煤工作面所有安全出口与巷道连接处超前压力影响范围内必须加强支护，且加强支护的巷道长度不得小于20m三、超前支护上、下两巷巷道必须超前将29#U型钢替换成木对棚(工字钢采用无替棚回采)，保证不大于20m，然后打设连续的超前支护。超前支护采用单体液压柱配合2.4m型钢梁连续支护，长度不低于20m，高度不低于1.8m，并有0.7m宽的人行通道，支柱初撑力达到50KN以上。一梁三柱距采面煤壁20米范围内打双排支护，支柱打设成一条直线，不接顶处用木楔背紧背实。第二节 回采工艺回采工艺流程该工作面工艺流程为：打眼注水打眼放炮移主梁(护顶) 攉煤 移付梁放顶采空区处理移溜。 1、注水： 、利用工作面液压管路注水，封孔器与其快速接头连接。 、采用上仰单排孔注水方法，在工作面煤壁及上下付巷靠煤壁侧顶部布置注水孔，其上仰角度及孔深按煤厚情况而定，（详见下页注水孔设计示意图），孔间距4-6米，距底1.5米。 、打眼用2.12.5KW风煤钻，钻杆直径和钻头直径均为42mm，打眼时要防止钻杆摆动使钻孔扩大而无法封孔。 、封孔采用421500mm或1200mm膨胀式封孔器封孔。 、注水压力和注水时间 根据我矿实际情况，注水压力控制在23MPa，注水时间以煤壁挂汗或相邻孔出水为止。 、注意事项 、打眼工必须按照操作规程执行。 、打钻前应检查该地点顶帮是否完好。 、注水压力控制在3MPa之内，防止损坏封孔器。 、注水时严禁人员正对注水孔。 、检验方法 由通风科、生产技术科、安监科检查落实工作面注水情况。附：注水孔设计示意图 2、爆破落煤 、打眼放炮21141工作面爆破说明书 、炮眼布置：采用三花眼布置，具体布置见附图。 、装药量：顶眼装1卷药(150g)，底眼装1卷药(150g)。 、使用爆破器材及机械设备：工作面使用风钻或风煤钻打眼，用MFB100型起爆器，选用安全等级为三级的煤矿许用炸药，15段毫秒延期电雷管。毫秒雷管毫秒量与段别标志表段别12345秒量m 别秒量m线标志灰红灰 黄灰 兰灰 白绿 红 、毫秒雷管毫秒量与段别标志（如上表）。 、炮眼封填：封填炮眼必须用水炮泥，水炮泥以外的部分用粘土炮泥封满填实，严禁用煤粉和杂物充填炮眼。 、联炮必须采用串联，不得并联或混联，起爆顺序自下而上顶底眼依次起爆。、起爆长度：一次爆破长度由瓦检工、班组长、放炮员根据瓦斯涌出情况、顶板情况、刮板运输机运输能力而定。、采用正向爆破。（2）、一个循环炸药雷管消耗量表说明：炮眼装药量由班组长和放炮员根据工作面顶、底板情况，煤质软硬及地质构造情况适当增减。工作面爆破说明书炮眼名称角 度（）炮眼间距(米)炮眼个数(个)炸药消耗(kg)雷管消耗(个)水平垂直每孔合计每孔合计顶眼75805101.11480.459.21148底眼758010151.11480.688.81148合计2961482963、移主梁、装运煤 爆破自装一部分煤，其余采用人工装煤。落煤后，要及时攉煤、刷帮、挑顶，将主梁向前迈步，用合格的荆芭、椽子进行打顶，此时工作面形成最大控顶距3.4米。4、移付梁移付梁前，须先把付梁舍帮柱回出，站到主梁煤墙侧，付梁前移后，原来付梁的煤墙柱站到付梁中柱。放顶应由下向上逐棚进行，作业前先检查安全情况，要求支架不歪不旋，放顶退路畅通，在安全的情况下方可作业。付梁前移与主梁并成对棚后，把舍帮用椽子、荆芭打严，不得漏煤，煤壁片帮或有片帮危险时，必须及时用椽子、荆芭进行闭帮。此时，采面溜子在舍帮侧，工作面形成最小控顶距2.4m。5、管理顶板采用全部垮落法管理顶板，要求冒落高度普遍大于1.5倍的采高，当采空区冒落不充分（面积超过25m2），必须进行强制放顶或加强支护。根据工作面实际情况如果采用放顶煤开采，需按一下步骤进行：工作面在放煤过程中，严格按单、双号间隔多轮次循环低位放顶煤方法进行放煤，具体步骤如下：(1)放煤口的位置及规格：放煤口在距溜子沿上方0.30.5m之间，规格为0.30.3m，间隔0.6m，即隔棚开口。(2)编号方法先把工作面划成10棚为一眼场,再在每眼场内把放煤口自上而下依次编为1、2、3等。(3)单双号间隔放煤即先放1、3、5顶煤，再放2、4、6顶煤，每眼场只设一个放煤口，全工作面允许2-4个放煤口同时放煤。(4)多轮次循环放煤即每个口不能把煤一次放完，为了控制工作面顶板，使顶板均匀下沉，每次只准放出顶煤的1/32/3。放煤时间视顶煤厚度确定，但每次最长时间不得超过5分钟，然后堵严，待工作面放煤口全部放完一遍后，再进行第二轮次放煤，第二轮仍是单、双号间隔放煤，依次进行，直到把煤放完为止。(5)放煤要求：放煤时严禁在支架顶部或高位放煤。顶煤放净后，碎碴段必须用竹笆、椽子挡好门。放煤后底部残煤用锨清净，并对受矿压影响的支架逐一整理，消除棚梁歪旋、支柱迎山不照、帮顶漏煤、窜矸等问题，使工作面支护良好，帮顶牢固。6、移溜、站柱采面顶煤放完后，开始清除工作面浮煤、杂物等，然后开始移溜。移溜必须从机头或从机尾进行，严禁从中间往两头或从两头往中间移，边移溜子边摘中排柱，不准提前摘中排巷柱，移溜摘柱距离不大于15m，摘柱时间不超过30分钟，移溜后要及时将柱站好。溜子要做到平、直、稳、正、牢。与煤壁保持0.2m间距。工作面打弯溜子处不准低于15棚，这15棚中排支柱随弯溜子站柱，支柱在煤墙侧距溜子0.1m，三用阀手把一致且支柱迎山有力。移溜后及时打上机头、机尾压（戗）柱，机尾盖板盖好。工作面移机头及机尾时，采面刮板运输机必须停机，机尾（机头）移过后在安全条件下开机。第三章 生产系统第一节 通风系统采面采用全风压抽出式通风方式。一、 风流路线 1、新鲜风流：由地面轨道下山、皮带下山下付巷采煤工作面。 2、乏风风流：由工作面上付巷21141上付巷回风绕巷回风下山地面二、风量计算(1）采煤工作面的需风量计算1）按回采工作面回风流中瓦斯涌出量计算Q=100q采Q采K备=1000.841.5 = 126（m3/min）式中：Q采 -瓦斯绝对涌出量 取0.84K备 -采面瓦斯涌出不均衡系数K,取1.5根据以上计算21141工作面的风量取计算风量的最大值: Q=126（m3/min）=2.1（m3/s）(2）按回采工作面温度选择适宜的风速进行计算Q采=60V采S采K采式中：V采-回采工作面风速，m/s。回采工作面空气温度取2023C时 ，采煤工作面风速1.01.5m/s,取1.4m/sK采-工作面长度风量系数，工作面长度726m，取1.0。S采-回采工作面平均断面积，取6.4m2Q采=60V采S采K采 =601.46.41.0=537.6m3/min=8.96m3/s （3）按炸药使用量计算Q采=25 AC式中：AC采煤工作面一次使用最大炸药量，取15Kg；Q采=2515=375m3/min=6.25m3/s4）按回采工作面同时作业人数计算每人供风量为4 m3/min，回采工作面最多人数取接班时80人。Q=4NK=4801.05=460(m3/min)式中：K -备用系数 取K=1.05 N -最大出勤人数为80人 （5）按风速进行验算15S采Q采240S采则Q采=156.42406.4=961600m3/min=1.626.7 m3/s根据以上计算，按回采工作面温度选择适宜的风速计算的采煤工作面风量最大，结合本地区回采工作面实际配风量，参与计算时取Q采=11.5m3/s。 根据修改初步设计第44页要求，该矿为高瓦斯矿井，根据相邻矿井配风经验和本矿实际情况，采煤工作面取Q采=11.5m3/s根据以上计算与分析Q采=11.5m3/s=690 m3/min第二节运输系统一、运煤系统煤由工作面21141下副巷皮带运输下山井底煤仓主井2.5t箕斗地面运输机煤场二、运料系统平地料场副井底轨道下山21141上付巷运输绕巷21141工作面上付巷工作面序号设备名称数量单位规格型号安装地点备注1刮板机2部SGWZ-40工作面103米2皮带机1部GPJ-650mm工作面下付巷360米3皮带机1部GPJ-650mm工作面下付巷330米4刮板机1部SGWZ-40工作面下付巷36米详见运输系统图三、提煤系统运输下山设备选型：经计算，选用三部DJ650型大倾角胶带输送机。第一部胶带输送机主要参数：B=650，Q=186t/h，V=1.6/s，L=320，N=75KW。胶带类型：花纹阻燃胶带。第二部胶带输送机主要技术参数：B=650，Q=186t/h，V=1.6/s，L1=240，N=75KW。第三部胶带输送机主要技术参数：B=650，Q=186t/h，V=1.6/s，L1=250，N=75KW。胶带类型：阻燃胶带。工作面运输设备选型见上页运输系统。第三节 防尘系统平地300m3静压水池两趟3吋管道副井筒两趟3吋管道皮带下山1.5寸管道工作面上下巷1.5寸管道橡胶管至各地点。1、矿井中配备有完善的井上下防尘洒水系统，对采掘工作面、井上下转载点及各运输环节、地面储煤场采取连续洒水降尘。2 、利用回采工作面液压泵站,对回采工作面煤壁前方煤层进行动压注水，以湿润煤体，起到积极降尘作用。 3、合理分配风量，保证巷道有适宜的风速，控制煤尘飞扬。4、定期清洗巷道中煤尘，主要巷道定期刷桨，保持巷道清洁。5、加强井下人员个体防护。6、定期进行粉尘测定，使作业场所空气中粉尘浓度符合煤矿安全规程。7、按规定设置防爆隔爆设施。8、避煤尘爆炸路线：回采工作面21141下付巷21轨道下山井底车场副井升井 第四节 监测系统工作面及巷道各运输设备安装开停传感器，采区变电所安装断电仪。在工作面上隅角悬挂一个便携式甲烷测定仪。工作面、工作面回风巷和上隅角分别安装瓦斯传感器，和地面调度室监控微机联接，工作面上付巷瓦斯检测报警断电仪安装在工作面上付巷距切眼口10m的回风巷内，传感器报警的浓度为0.8%CH4，达到0.8%CH4时断电，复电点0.75%CH4，断电范围为工作面及回风流中全部非本质安全型电气设备；另一台安装在上付巷距回风巷口10-15米的回风平巷内，传感器报警的浓度为0.8%CH4，达到0.8%CH4时断电，断电范围为工作面及回风巷内全部非本质安全型电气设备,上隅角瓦斯传感器安装在工作面上隅角距切顶线500mm，距顶300mm，距帮200mm的位置，传感器报警浓度为0.8%CH4，断电浓度0.8%，复电点0.8%，断电范围为工作面及回风巷内全部非本质安全型电气设备。第五节 防水、排水系统一、防水要求1、工作面推进过程中，可能会遇到顶板淋水等，必须始终坚持“预测预报、物探先行、钻探验证、先治后采”的原则，确保安全；若阻值高于60时，无需验证。2、加强工作面下付巷水仓和水路管理，修筑水沟，及时清除积水淤煤，保证采面出水时水路畅通。3、工作面回采过程中，如果出水较大时，首先及时在型钢梁中间套2.0m木棚，工作面主付梁拔通后，在出水位置打上一梁三柱抬棚，在工作面舍帮空巷内挖沉淀池，及时下水槽装水，套棚巷道推过后舍帮用荆芭、椽子闭帮，严防煤块、杂物掉入空巷内堵塞水路，确保水路畅通。4、工作面出水期间，所有支柱都应站好大方木，正确使用防倒链，并及时给支柱足够的初撑力（大于55KN以上），保证工作面出水期间的安全生产。5、加强职工培训，提高职工防治水意识，若发现有透水征兆或发生突水时，除现场采取有效措施外，还应及时准确判断水情，并报告有关部门，水情严重时工作面全体人员沿避灾路线迅速撤出。二、排水系统工作面（临时水仓18.5KW水泵两台）下副巷临时水仓21下部辅助水仓采区水仓中央水仓地面采区水仓设备选用MD85-457型离心式水泵2台，正常涌水时，1台工作，1台备用，1台检修，最大涌水时两台工作。MD85-457型水泵主要技术参数为：额定流量Qe=60-853/h，扬程He=315m。配电机为YB310M1-2型，660V，132KW电机。排水管选用1081000m热轧无缝钢管二趟，沿轨道下山敷设，一趟工作，一趟备用；吸水管选用133mm 橡胶管。第六节 供电系统下山变电所选供电电压660V。采区变电所内高压配装置选用BGP-400型矿用隔爆型高压配电装置，低压配电装置选用KBZ-400型矿用隔爆型真空开关。详细见井下供电系统图。井下电缆选用MY-0.66型矿用橡套电缆和MVV22-10kv型矿用高压电缆。低压启动器选用QBZ-80型。在采煤面设甲烷传感器和瓦斯电闭所装置，瓦斯超过0.8%时，自动切断采煤面的电源。二、井下照明井下大巷、车场、运输下山及机电硐等处均设置固定照明。照明电源引自主井低压配电点内的照明变压器综合装置。照明线路采用MZ-500V矿用电钻电缆，照明灯具采用KBU-20型隔爆荧光灯。三、井下接地系统井下电器设备采用接地保护，在主井底水仓设主接地极、在下山水仓各配电点设局部接地极。通过中央变电所接地母线和供电电缆接地芯线与主接地极、局部接地极相连，形成完整的井下接地网。接地网上测得的接地电阻值符合煤矿安全规程的规定。第七节 提升系统一、 轨道下山设备选型 1、我矿轨道下山斜长850米，倾角=25，提升物料、矸石及人员用。 物料量25车/班，其它车5车/班，提升物料及矸石采用绞车提升；采区运送人员采用斜巷架空人车。 选择24.5NAT619+FC1570ZS型钢丝绳。 选择JTB1.21.2-24加宽型矿用提升绞车。配电机为YB280M-8型，660V，55KW。2、运送人员设备选择： 下山斜长702m，倾角=25，最大班升降人员65人/班。 经计算轨下山人员运送设备选用RJHY4522/1100型架空乘人设备，主要技术参数：运行速度1.1 m/s,钢丝绳选用24.5NAT619+FC1570ZS型钢丝绳，驱动轮直径1400mm，迂回轮直径1400mm，最大输送率300人/h，乘坐间距10m，配电机为YB2-250M-6 660V 45KW防爆电机。自动控制系统选用KJD22/KXT25-15I型控制设备。二、运输下山设备选型（见本章第二节3）劳动组织及正规循环图表第一节 劳动组织一、循环方式1、循环方式：由于本工作面煤厚变化大，回采过程中根据煤厚特点合理定循环方式，平均煤厚2.831m，循环方式为日进2个循环。两人一眼场，分段作业。2、循环进度为2.4m。3、循环日产量820.9吨。4、月正规循环数38个。5、循环率63%。6、月产量15880吨。号工种班出勤日出勤序号工种班出勤日出勤1采煤工15456运料工262支柱工137机修工133运输机司机398瓦检员134班长269巷修工265放炮员1310探水工39合计313=93人劳动组织表第2节 正规循环作业图表：时间内 容工序12345678910111213141415161718192021222324交接班审帮问顶打眼注水打眼放炮移主梁、运煤移付梁运煤采空区处理移溜站柱第五章 经济技术指标主要经济技术指标详见下表：经济技术指标表序号指标名称单位数量1工作面走向长m7262工作面倾斜长m1033采 高m2.04煤的容重t/m31.385可采储量万吨23.73986循环进度米17循环个数个/月388正规循环率%639循环产量T402.410日推进度m211平均日产量T804.812回采工效T/工3.3513支柱丢失率根/T014型钢丢失率%015坑木回收率%8016椽子消耗根/T0.617回采率%8618可采期月15备注支护材料使用量表材料使用地点支架数使用量回收率合计单体柱工作面167835根1001027端 头1484根100超前支护36108根1002.4型钢工作面167334根1003623.6型钢安全出口1428根10028荆 芭400.75块/T椽 子600.6根/T钎 椽60坑 木800.82m3/万吨备注备用柱不少于50根，备用2.4m型钢20根。第六章 安全技术措施第一节 现场管理制度一、现场管理制度1、工作面所有人员必须认真坚持现场交接班制度，交设备、交工程质量、交安全（当班支柱工兼做工程质量验收）。2、跟班技术员和班长必须交清本班的安全生产情况及存在的问题，对问题的处理提出建议和意见。3、机电人员认真填写设备运行各项记录。4、支架管理工每班做好失效支架更换工作，对当班支架认真清点，严防丢失，认真填写当班支架管理记录，以及做好交接班工作。5、工程验收员必须严格按工程质量管理制度对当班作业工程质量逐棚进行验收，消灭不合格工程，认真填写工程质量交接记录，现场和接班工程验收员交接清楚工程质量情况。二、工程质量管理制度1、成立工程验收小组，制定完善的工程管理制度，现场工作中必须严抓细管，杜绝出现不合格工程（当班支柱工兼做工程质量验收员）。2、工程验收员严格坚持现场交接班制度，不得提前升井，工作面放炮后必须及时到位，搞好现场管理。3、工作面必须认真搞好多次注液工作，工程验收员必须随身携带压力表，搞好支柱支护强度动态监测工作。4、每班必须对工作面工程质量、安全情况有记录，认真填写采面工程质量验收表。5、建立严格的日查、旬检制度。采面工程质量验收单及日查、旬查反映的问题必须限期整改，并报主管领导。第二节 安全技术措施一、初次放顶措施及顶板管理措施1、放顶前，必须严格检查工作面工程质量，工程质量合格后方可开始放顶。2、支柱必须站好、迎山，中排柱初撑力达到55KN以上，煤墙、舍帮柱初撑力达到30KN以上，超前支护符合要求，用荆芭、椽子挡好舍帮，挡门高度不低于1.4米。3、采第二排柱时必须每棚上够6根椽子，荆芭打到头，第二排巷采通后，中排巷柱及舍帮柱必须基本成直线，舍帮梁头不准超过0.1m。4、初放期间，放顶时必须三人一组，从机头到机尾，一人“观山”，按作业规程作业，严禁多眼场作业。5、初放期间必须加强顶板管理，必须设有专人观山若发现异常情况，立即采取措施，确保安全后方可恢复工作。6、工作面顶板管理措施采煤工作面所有人员必须认真学习煤矿安全规程、操作规程和工作面作业规程。开工前，认真检查工作面工程质量。处理各种不安全隐患，为回采做好准备工作。工作面上班移溜站柱后要对所有支柱实行单柱多次注液，工程质量验收员应随身携带压力表，对工作面支柱初撑力进行测试，确保初撑力达到要求，支柱稳定。加强采面支柱的初撑力管理，跟班队长、班长亲临现场，搞好放顶二次注液工作，确保单体柱初撑力达到55KN以上，中排巷柱注液后，及时对舍帮、煤墙柱均衡补液，严禁有空载支柱。工程管理人员及时调整采面棚距，严禁出现旋棚。保证顶梁不歪不旋，成对使用，打顶要严密，每棚椽子不少于6根，荆芭搭接长度不小于100mm。严禁出现0.65m以上大棚距和0.55m以下小棚距，保证棚距均匀，保证工作人员退路畅通。煤墙较活时或片帮超过0.3m，必须进行超前移梁护顶，即在放炮前提前拔梁，顶帮打严打实，然后再放底炮，进行正常回采。工作面梁拔通后进行放顶时，严格按照自下而上的顺序进行，放完煤后老塘侧必须用荆芭、椽子打严，不得流煤窜矸。机道梁端冒落高度不大于200mm，否则必须用坑木背实，工作面控顶范围内，顶底板移近量，按采高不大于100mm/m，严禁顶板出现台阶，采面采高最大不超过2.1m，最小不低度于1.9m。严格执行敲帮问顶制度，敲帮问顶时，应从有支架的地点开始，由外向里，先顶部后两帮依次进行。放炮后应及时剔掉顶帮活煤。严禁空顶作业，每一名职工都必须认真检查自己的工作场所，发现问题及时解决。加强单体柱管理，采面消灭失效柱，严禁出现空载柱，保证支柱的完好性。老塘面积大于10m时，必须对舍帮打抬棚，靠近舍帮相应支架打叉子棚或对采空区加木垛支护。验收员要坚持班班拉线，逐棚验收，消灭不合格的工程。运输巷溜子机尾不准落后放顶线，必须及时掐溜子，放顶回撤时，人员必须站在安全区域。 （13）采面移溜时，跟班队长、修理工、安全员都应亲临现场，严禁现场人员私自移溜，工作面溜子司机集中精力，发现异常情况必须停机，待问题处理后方可开机，保证移溜安全。二、防推棚、冒顶措施及处理冒顶措施1、采面放顶煤与采煤不准平行作业，采、放煤间距必须大于15m以上。2、机头3.6m长型钢梁及上尾巷抬口棚，都应及时迈步前移，前移后抬口棚都应接顶，不接顶处必须用木楔背实背紧，单体柱升紧升牢，初撑力必须达到55KN以上。3、支柱初撑力不小于55KN，每对棚必须站齐5根柱，严禁缺柱，支柱打成直线。严禁出现连续3根以上迎山角不合格现象，支柱应站在实底上，压力较大的区域必须穿柱鞋，保证支架的稳定性。4、工作面所有支柱必须设置足够强度的防倒链，防倒链必须挂牢固。5、料场备足足够的支护材料，坑木不少于40根，钎椽不少于50根，荆芭不少于100块，椽子不少于200根，料场距工作面不超过200m。6、老塘面积大于10m时，必须对舍帮打抬棚，靠近舍帮相应支架打叉子棚或对采空区加木垛支护。三、回柱放顶措施1、为保证放顶煤时的安全，且提高顶煤回收率，放顶煤人员应专业化，必须经过严格培训，合格后方可上岗。2、放顶煤前不合格工程必须返工，基本柱必须站齐，放顶煤要严格按照从机尾到机头顺序进行，不放煤地段用荆芭、椽子打严，不得漏煤。四、瓦斯管理措施1 、瓦斯检查员必须坚持瓦斯检查和汇报工作，交清接明各个地点的瓦斯浓度及不安全因素。2、 当采面风流中瓦斯和二氧化碳的数值达到规程规定时，必须严格遵守煤矿安全规程规定中的有关规定，坚决杜绝出现有害气体超限情况下继续蛮干的现象。 3、采煤工作面及其他巷道内体积大于0.5m3的空间内积聚的瓦斯浓度达到2%时，附近20m范围内必须停止工作，撤出人员，切断电源进行及时处理。4、工作面上隅角、下尾巷内不得坐人或躲人，对此处瓦检工要加强检查和监测，瓦斯浓度超过0.8%，二氧化碳超过1.5%时立即采取有效措施进行处理，工作面上隅角必须悬挂瓦斯便携仪，随时监测瓦斯浓度，保证安全生产。5、在放煤过程中，发现瓦斯超限，立即停止放煤，并用荆芭、椽子将放煤孔打紧打严。6、跟班队长、班长随身携带瓦斯便携仪，流动电钳工必须携带瓦斯便携仪，要在本工作面配专职瓦检工。 7、工作面上付巷必须设置两台甲烷传感器，一个甲烷传感器设置在上付巷距工作面10米以内的位置，回风流传感器设置在距回风巷口1015m的范围内，另外上隅角距切顶线0.3米处也必须设一台甲烷传感器，并和瓦斯监测系统联网，报警点0.8%，断电点0.8%，复电点0.8%，断电范围为工作面及回风巷内全部非本质安全型电气设备和线路。五、防尘管理措施1、工作面两巷要敷设静压水管，每隔50m设一个三通阀门，每班进行洒水降尘。2、工作面进、回两巷距切眼60-200m以内要设置隔爆水袋，进风巷设置9组，每组3个水袋，每个水袋水量不少于40升，每组间距1.23m。回风巷设置10组。每组3个水袋，每个水袋装水量不少于40升，每组间距不大于1.23m，必须保证总水量按断面计算每平方米不少于200升。3、为了加强个体防护，采面工作人员应佩带防尘口罩，各转载机头洒水降尘设施齐全。4、采面两巷距切巷20-50m内设置水幕，灵敏可靠。六、防治水措施1、淤煤必须及时清挖，上、下两巷的水槽、水管必须保证完好，及时清挖水沟，保证水路畅通。2、根据地质说明书提供该面主要以顶板淋水为主，因此，采面必须加强工程管理，有顶板淋水处舍帮严禁放煤，特殊时期补充防治水专项安全措施。3、加强职工培训，提高职工防治水意识，若发现有透水征兆或透水时，现场采取有效措施准确判断水情，并及时报告调度室，水情严重时所有人沿避灾路线撤出。4、工作面回采过程中，必须始终坚持“预测预报，有掘必探，先探后掘，先治后采”的原则，当阻值高于60时，可以不进行钻探验证，确保安全生产。七、通风管理措施1、两巷要清洁卫生，清除浮煤杂物，保障足够的通风断面。2、瓦检员认真负责，加强通风管理。测风工应认真测定工作面的风量、风速、湿度。风量不足或过大时要及时找出原因汇报处理，严禁微风或无风作业。3、瓦检员始终坚持原则，有权制止一切违章现象，遇到重大问题除现场采取有效措施外，应及时向调度室汇报。4、通风设施完好，符合煤矿安全规程要求。八、防灭火措施1、回采中若发现煤壁有温度升高现象时，及时向矿调度室汇报，由矿安排专职人员先检查该处一氧化碳等气体含量，并组织人员探测内部温度状况，采取针对性措施后，方可进行作业。2、通风队及时派人冲刷巷道，清扫煤尘，消灭煤尘堆积。3、工作面温度升高时，严禁放顶煤，同时采面应洒水降温。4、皮带司机和修理工要认真负责，严防皮带跑偏而引起磨擦着火。5、皮带机头前后5m范围内必须用非燃性材料进行支护。6、皮带机头必须配备完好的灭火器和0.2m3灭火砂。九、煤质管理措施 1、成立以队长为组长的煤质管理小组，各跟班队长和验收小组人员为成员，队长是搞好煤质工作的第一责任者。2、加强顶板管理和放煤管理，防止冒顶、窜矸，降低煤的含矸量。3、如果遇到矸石带或打顶、打底，要及时提落巷道，尽可能少采矸石。4、每班配备1名专职捡矸员，加强采面煤质管理，认真坚持“工作面上拣，皮带上拣，转载点上拣，矸石不上锨，矸石不上溜，矸石不上皮带，矸石不上井”的原则，及时拣出煤炭中的矸石及杂物。5、溜子司机要协助拣矸人员发现矸石杂物及时停机进行处理。十、两巷维修措施1、假如工作面上、下两巷回采底煤较厚时，要采取背杆落巷措施，提高资源回收率。2、背杆时，杆接顶有力，不接顶处要背紧背牢，柱站在实底上，严禁空顶作业。3、背杆后采面应及时落巷，两巷浮煤杂物及时清净，采高达到1.8m以上，严禁出现跳台。十一、机电管理安全技术措施1、机电工、维修工、司机必须全部持证上岗，严禁无证操作，严格遵守岗位责任制和操作规程。2、各工种接班后，对设备进行全部检查，发现问题及时处理。3、电工对自己岗位范围内的电气设备要做到会使用，会排除故障，坚持使用各种保护装置，杜绝电气失爆，电工严禁带电作业。4、电工对机电设备检查时，必须用便携仪检查设备附近20米范围内瓦斯情况，在瓦斯浓度不大于0.5%时，方可打开设备检修。5、工作面溜子与顺槽溜子搭接良好，高度不低于0.3m，底链不拉回头煤，溜子要做到平、直、稳、正、牢，保证正常运转。机尾、机头、点柱分别用两根直径100mm的螺旋点杆打设牢固，溜子停时不放炮、不攉煤，严防压死溜子。6、皮带保护齐全，安装良好，不跑偏、撑架、托辊，齐全完好，皮带浮煤清净，各转载点前后5m保持畅通，保证设备正常运转。7、严禁乘坐皮带和溜子，皮带及溜子严禁溜运物料。8、移动工作面开关、综合保护时，必须切断电源，严禁带电移动。9、液压泵站压力必须达到18MPa，乳化液浓度不低于2%3%。液压系统完好，不漏液，有现场配比和检查手段。泵站司机上岗必须携带浓度计，经常检查乳化液浓度，达到规定数值。十二、巷道运输措施1、工作面运输巷采用30型可弯曲刮板运输机和GPJ-650型皮带输送机运煤。2、设备司机都应持证上岗，必须熟记操作岗位