能源集团新三矿北区162805下块综放工作面采后总结

XX能源XX集团新三矿北区162805下块综放工作面采后总结技术科162805下块综放工作面采后总结、工作面采煤简述1、井下位置及与相邻关系162805下块综放工作面，北邻162805下块里工作面和5205工作面采空区，西邻162805上块工作面采空区，东部为162803待采工作面，南至设计停采线，井下标高18091908M。2、地面的相对位置162805下块综放工作面下顺槽位于峰岳公路西47M处，停采线位于南环公路北90M处，上顺槽西距检察院家属院及工作面切眼北距四院家属院较远，地面为黑龙洞村果园及果园厂房区，地面属丘陵地带，地面建筑物为果园厂房办公区域，四周为果园。地势较平坦，西部较高，东部较底，地面标高14841464M。3、回采对地面设施影响162805下块综放工作面回采后对地面建筑物有一定影响。工作面走向长184M，倾斜长平均57M，面积约10488。、工作面回采起止时间该采面于2011年9月开始推采，2012年6月结束。、煤层地质情况1、煤层情况本工作面煤层为单斜煤层，煤层走向NW10、倾向NE、倾角712，平均为8。煤层厚度3842M，平均40M煤层赋存比较稳定。3842煤层结构（M）712煤（矿）层总厚（M）40煤层倾角（）平均8可采指数10变异系数（）稳定程度稳定2、煤质情况工业牌号水份（M）挥发份（V）发热量（Q）固定碳（FC）硫份（S）胶质层厚度（Y）灰分肥煤093231525850304826026553、地质构造情况该工作面煤层为单斜煤层，煤层走向NW10，倾向NE，倾角712，平均8，煤层厚度3842M，平均40M，煤层赋存较稳定。区内有条正断层，在运料道上部落差2M，在溜子道掘进中尖灭。走向NE35，倾向SE，对回采支护有一定的影响。、开采过程中实揭地质构造本工作面整体地质条件较好，直接顶为砂质页岩，厚度16米，局部可达4米。黑灰色，砂性较大，含植物化石及硫铁矿。老顶厚度1084米，中细砂岩，深灰色，中细粒状，有时呈互层，含云母片，裂隙中有方解石及硫化亚铁。老底为厚度16米中砂岩，灰白色，中细粒状，矿物为石英、长石，略带黑色矿物，带小裂隙及方解石脉。、水文地质情况1、影响工作面生产的水源大煤顶板砂岩水回采中主要表现为滴水、淋水，水量一般为01M/MIN左右对生产基本无影响。2、防治水措施工作面生产期间在溜子道低洼处，要安装排水泵排水并要保证水沟畅通。、实际回采率本矿的综放工作面回采率为90，实采储量39692T。、回采工作的经验和建议掌握工作面下机巷和上回风巷的推进度，使采面煤壁与顶板裂隙成斜交，有利于顶板管理。及时对工作面所消耗的材料进行统计总结，什么消耗量大、什么用的少，提高备用件的利用率，减少成本。技术科2012612二、162805综放工作面作业规程第一章概况第一节工作面位置及井上下关系1、井下位置及与相邻关系162805下块综放工作面，北邻162805下块里工作面和5205工作面采空区，西邻162805上块工作面采空区，东部为162803待采工作面，南至设计停采线，井下标高18091908M。2、地面的相对位置162805下块综放工作面下顺槽位于峰岳公路西47M处，停采线位于南环公路北90M处，上顺槽西距检察院家属院及工作面切眼北距四院家属院较远，地面为黑龙洞村果园及果园厂房区，地面属丘陵地带，地面建筑物为果园厂房办公区域，四周为果园。地势较平坦，西部较高，东部较底，地面标高18001464M。3、回采对地面设施影响162805下块综放工作面回采后对地面建筑物有一定影响。工作面走向长184M，倾斜长平均57M，面积约10488。第二节煤层本工作面设计开采煤层为2层煤，通过地质资料分析1、煤层情况本工作面煤层为单斜煤层，煤层走向NW10、倾向NE、倾角712，平均为8。煤层厚度3842M，平均40M煤层赋存比较稳定。见下表3842煤层结构（M）712煤（矿）层总厚（M）40煤层倾角（）平均8可采指数10变异系数（）稳定程度稳定2、煤质情况见下表工业牌号水份（M）挥发份（V）发热量（Q）固定碳（FC）硫份（S）胶质层厚度（Y）灰分肥煤093231525850304826026553、地质构造情况本工作面煤层为单斜煤层，煤层走向NW10，倾向NE，倾角712，平均8，煤层厚度3842M，平均40M，煤层赋存较稳定。区内有条正断层，在运料道上部落差2M，在溜子道掘进中尖灭。走向NE35，倾向SE，对回采支护有一定的影响。4、煤层顶底板情况见下表顶板名称岩石名称厚度（M）岩性特征老顶粉砂岩104黑灰含云母及碳质有植物化石、易风化岩石破碎直接顶中细砂岩11深灰色有时成互层状含云母片，裂隙中有方形岩及硫化亚铁伪顶碳质页岩008灰黑色碎片状含大量的炭化植物根部化石碎片直接底砂、页岩互层30深灰色薄层细砂岩（石）质页岩互层含碳质及植物化石5、水文地质情况及防治水措施51、影响工作面生产的水源大煤顶板砂岩水回采中主要表现为滴水、淋水，水量一般为01M/MIN左右对生产基本无影响。52、防治水措施工作面生产期间在溜子道低洼处，要安装排水泵排水并要保证水沟畅通。6、影响回采的其它地质情况该工作面瓦斯涌出量预计244M3/MIN，煤尘爆炸指数2974，具有爆炸性，类不易自然煤，地温正常，地压平均压力1996MPA,最大压力为3281MPA。煤层普氏硬度25；夹矸普氏硬度56；直接顶普氏硬度78；直接底普氏硬度67。7、储量计算见下表走向长M倾斜长M斜面积M2煤厚M容重T/M3工业储量T回采率可采储量T1845710488401454410290396928、问题及建议工作面采煤前，应当采用物探、钻探和化探等方法查清工作面内断层，陷落柱和含水层（体）富水性等情况。工作面内有泉93钻孔，该孔终孔深47835M，终孔层位在9煤下，封孔良好，但回采过程中应当编制泉93钻孔探放水专项安全技术措施。第三节储量及服务年限1、储量工业储量44102T；可采储量本矿的综放工作面回采率参考值为90，可采储量39692T。2、采煤工作面服务年限工作面的服务年限可采推进长度/月设计推进长度184/（05230）61个月老底中砂岩16灰白色中细粒状，矿物为石英长、石略带黑色矿物带小裂隙及方形石脉第二章采煤方法及回采工艺第一节、采煤方法1采煤方法选择采用走向长臂后退式采煤方法。2采高本工作面平均煤厚40M，单层开采，割煤高度22米，放顶煤高度约18米，高档支护段托顶留煤假顶开采，采高不超过23M。第二节、回采工艺1落煤方法初采调斜阶段采用打眼放炮配合风镐落煤，正常回采工作面采用FMG200型双滚筒采煤机割煤，上下缺口及高档段采用打眼放炮配合风镐辅助落煤方式。2装煤方法初采调斜阶段采用人工撩煤，正常回采工作面采用采煤机滚筒装煤，人工清理活煤。3运煤方法工作面前溜采用SGD630/220型刮板输送机，后溜采用SGD630/150型刮板输送机，下顺槽运输采用两部SGB620/40T型刮板输送机和一部DTS80/35/240S型皮带输送机联合运煤。4支护形式高档段采用DZ25/25100型外注式单体液压支柱和HDJC1000型金属双楔铰接顶梁，SHD500500十字金属铰接顶梁，HDJB1000型金属铰接顶梁错梁齐柱支护；轻放段采用ZF2000/15/23型放顶煤液压支架。5采煤工艺走向长壁后退式轻型综采放顶煤配合高档普采，放顶煤液压支架段一次采全高、全部垮落法控制顶板采煤法。6、回采工艺流程初采调斜阶段爆破落煤单体支护移架单体1支护推前溜放顶煤拉后溜放顶；正常回采阶段采煤机中部斜切进2刀割煤单体支护移架单体支护推前溜放顶煤拉后溜放顶。61、进刀方式采煤机采用中部斜切进刀的方式，进刀位置应选在顶板稳定、煤壁完整，且无地质构造的区域。附图采煤机进刀方式示意图A起始B斜切并移直输送机C割三角煤D开始正常割煤图二斜切进刀方式图采煤机刮板运输机AAAAAAA62、割煤、装煤工作面采用双向割煤方式，平均采高为22M，割煤截深05M。机组在工作面机头、机尾分别采用割三角煤斜切进刀方式即当采煤机上行割通缺口时，缓慢降下左滚筒等移梁，移溜工作结束后，再缓慢地升起右滚筒，随后采煤机反方向牵引，沿着输送机的弯曲段逐渐切入煤壁，进入输送机的直线段后停机，升起左滚筒降下右滚筒，等到输送机推成一直线时，下行割掉三角煤，然后调换左右滚筒位置，开始正常向上割煤。采煤机工作面机头斜切进刀方式与机尾部相同。斜切进刀示意图（见插图）。采煤机割下的煤顺滚筒的螺旋叶片装入刮板输送机，如有少量煤落到两顺槽的底板上，由人工清入刮板输送机。63、运煤工作面采用前后两部SGD630/220型和SGD630/150型刮板输送机运煤。64、移架采用ZF2000/15/23轻型放顶煤液压支架支护顶板。本架操作，先降后移，带压擦顶追机移架，及时支护顶板。正常移架滞后煤机后滚筒15M。移架步距500MM。顶板破碎或片帮严重时要紧跟煤机前滚筒移架，或提前过超前架，禁止相邻两台支架同时移架。移架后，支架应成一条直线。65、推前溜在煤机返刀扫底后推前溜，推溜必须从一端开始，也可滞后采煤机后滚筒1215M推前溜，溜子弯曲段长度不得小于15M,防止出现急弯，禁止停机推溜，严禁由两头向中间推溜，溜子整体移到位后，要成一条直线。66、放煤放煤方法采用单轮间隔顺序放煤法。煤机扫底煤、推前部溜子的同时，后部溜子开始放煤，放煤与煤机的安全距离不小于20米（16架）。放煤顺序采用从机头向机尾（或从机尾向机头）单轮间隔放煤，每隔一架放一架，即从4、638、40；再从3、539。放煤在移架后进行。全工作面放煤口最多为两个。放煤要求A、支架移好升起后，必须达到初撑力要求，使顶煤得到很好的破碎，以利于后部放煤。B、放煤时必须打开支架放煤喷雾。C、放煤要均匀，放煤时放煤工应随时注意后部溜子运行情况，发现异常情况，立即停止放煤进行处理。见矸面积达到50必须立即关闭放煤口。D、放煤时，若遇大块煤不易放出，可反复伸缩插板，或上下摆动尾梁，使煤块破碎后放出，若大块煤卡住溜子时，及时打点停止溜子运转，支架工操作尾梁上下摆动，挤碎煤块，必要时人员站在支架内安全地点用大锤或风稿破碎大块，严禁采用爆破的方法处理。E、当梁端出现冒顶或片帮严重时，与之相应的老塘侧的顶煤应严格控制放煤量，以防支架上方顶煤漏空。F、为确保出口安全，工作面上下排头各3台支架不放煤，放煤操作阀必须锁死。G、支架在非放煤正常状态下，其尾梁、后插板伸出，掩护好后溜。67、拉后溜放煤后，按放煤顺序进行拉后溜，拉后溜与放煤支架的距离不小于8架。拉后溜时，要先检查支架尾梁插板是否落在后溜上，发现问题处理好后方可拉移。后溜整体移到位后，要成一条直线。严禁从两头向中间拉移。严禁停机拉溜。68、清理工作面前溜推过之后，要将支架底座后部至前溜之间及电缆槽内的浮煤清理干净，后溜前方堆煤不能影响放煤视线。7、采放比工作面设计平均采高为40M，煤层厚度3842/40M，采放比为22（3842）221072091故采放比确定为1088、放煤步距的确定循环放煤步距由割煤步距、采高、煤层厚度、架型共同确定割煤步距05M煤层平均厚度40M，放煤口高度17M由经验公式L（015021）H015021401703450483故确定为一采一放。9、工作面正规循环生产能力公式WRLHMNKW日产量，T/DR煤容重，145T/M3L斜面长，57M；H平均采高，29M；M截深，050MN工作面日循环刀数4刀K回采系数085则162805下块工作面正规循环生产能力为日产量W14557290504085408T月产量408T/D30D0911万吨第三节、设备配置162805下块工作面设备配备表序号设备名称型号数量单位备注1液压支架ZF2000/15/2340台2刮板输送机SGD630/2201部3刮板输送机SGD630/1501部4刮板输送机SGW40T2部5割煤机MG200W1台6皮带机DTS80/35/240S1部7乳化液泵站MRB125/3152台8乳化液泵箱泵站配套设备1套9耙岩机P30B1台10小绞车JD1142台11小绞车JD253台12双速绞车JH142台13开关车1部第四节、巷道布置1工作面切眼平行于EF103断层布置，斜长75M。2上顺槽由右二平巷F6经纬点，沿大煤直接顶掘进至EF103断层，走向长179M。3下顺槽由行人通道P4经纬点，沿大煤直接顶掘进至EF103断层，走向长189M。4、工作面停采线位于八盘区辅助回风巷以北20M处。第五节、巷道规格1上顺槽采用锚网带锚索支护，规格3024M（宽高）。2下顺槽采用锚网带锚索支护，规格3424M（宽高）；皮带机头位20M巷道规格4224M（宽高）。3切眼切眼采用锚网带锚索支护，规格5024M（宽高）。附图162805下块综放工作面位置及巷道布置示意图。第三章顶板管理与支架第一节顶板管理办法1、顶板管理办法采用全部垮落法管理顶板。2、支护密度21、估算支护强度（按48倍采高估算）根据公式PT10（48）MR（KN/）式中M工作面采高，取23MR岩石容重，取26104KN/M3PT支护强度取54倍采高计算PT1054232610432292KN/22、计算单体液压支柱在工作面的实际支撑能力RTRBKBKZ式中RT单体液压支柱实际支撑能力RB支柱额定工作阻力，取250KNKB承载不均衡系数，取08KZ支柱增阻系数，取095则RTRBKBKZ25008095190KN23、计算支护密度计算公式N2根/M2190/23RTP3、计算柱距31、柱距计算公式ANLMAXN式中N最大控顶距的排数，取5LMAX最大控顶距，取55则A061根/M21632、柱距确定根据上述计算数据，为增加安全可靠性，考虑现场操作方便和顶板管理的需要，确定该面柱距为05米，排距选定为10M，实际支护密度为A196根/M2NLAXN051由以上计算可知，实际支护密度大于计算所需支护密度，故柱距选为05M，排距选为10米合适。4、底板管理措施根据相邻工作面底板情况，底板比压为2511MPA。41、液压支柱额定工作阻力时，对底板产生的压力为RSRRB式中RB支柱额定工作阻力，取250KNSR支柱底座面积为109104M2则R250103/1091042294MPARB42、支柱实际工作面阻力时，对底板产生压力为R190103/1091041743MPASRRT通过计算可知支柱达到实际工作阻力或支柱达到额定工作阻力时，对底板压力均小于底板比压2511MPA。当顶板压力大时或底板松软、留底煤时，支柱钻底超过100MM，必须穿柱鞋。5、工作面支架工作阻力验算根据矿山压力理论，回采工作面支架所支撑的为48倍采高的顶板岩层重，按6倍采高的顶板岩层重量计算，上覆岩层平均容重按26T/M3计算，支架强度、工作阻力均按支架处于最大控顶距状态进行验算。支架的初撑力为1540KN（20MPA），工作阻力为2000KN，支撑高度为1523米，泵站压力不低于30MPA。采高控制在2122M之间，严禁超高使用。支护强度验算（1）工作面上覆岩层所需支护强度PP岩H岩R岩9823542698316KN/2ZF2000/15/23型放顶煤液压支架达到额定工作阻力时的支护强度为PF（LB）2053（51125）322（KN/）以上1、2式中，P上覆岩层支护强度P支架的支护强度H岩上覆岩层厚度R岩上覆岩层平均容重，取26T/M3FZF2000/15/23型放顶煤液压支架额定工作阻力,2053KNL液压支架的最大控顶距，51米B液压支架的中心距，125米经比较P小于P，支架工作阻力满足要求。第二节支架形式及特殊支架使用要求1、工作面支架布置形式162805下块回采工作面支护采用ZF2000/15/23型放顶煤液压支架配合单体液压支柱铰接顶梁进行支护，支架中心距1250MM，移架步距05M，放顶步距为10M，工作面最小控顶距46M，最大控顶距51M；高档段选用DZ2525/100型外注液式单体液压支柱，HDJB1000型金属铰接顶梁，SHD500500十字金属铰接顶梁，HDJC1000金属双楔铰接顶梁。工作面支架采用错梁齐线支柱，相邻两路梁迈步错距05M。工作面支架排距为10M，柱距为05M，放煤步距05M，两采一放，支护密度为181根/M2。（附图一工作面支架布置图）。2、上、下端头（缺口）支架21、工作面上、下端头预做缺口，上、下缺口沿倾斜方向均为20M；上、下缺口沿走向方向超前工作面煤壁不小于20M。正常生产时摸底施工，锚杆不再去掉，作为缺口顶板。22、上、下端头均要用不少于6路双楔铰接顶梁配DZ2525/100型外注液式单体液压支柱齐梁齐柱式支护，梁成正悬臂布置，柱距05M，排距10M。23、双楔顶梁必须保持双销齐全，在每路梁的梁口内插入双销，插紧打牢，保持梁体平直，双楔梁不得与其它型号顶梁混合使用。24、靠上顺槽下帮、下顺槽上帮各起一路双楔铰接顶梁，将十字梁头抬住，双楔顶梁自切顶排开始支设，超前上下机头不少于20M。25、上下缺口的活煤要清理干净，高度不低于18M，顶部活煤活砟要及时找掉，特别是缺口与工作面拐角处，严禁留有伞檐，顶梁全部挂至煤帮，将顶背紧背实，片帮严重处要进行裱帮工作。26、上下缺口顶板与上下巷保持一致，如有构造、伪顶或顶板不平影响时，必须将落差面裱褙严实。27、上下端头十字梁必须铰接好，顶板裱褙严实，双楔顶梁双销插紧不得空缺，梁体挂平与十字梁接触严密，否则加背木楔。顶板破碎压力较大时为控制顶板下沉，机头两侧双楔梁下打成双点柱（即紧靠电机双楔梁打成一梁二柱）。28、移工作面机头机尾及回撤缺口正规支柱前，必须先打好临时支柱。29、双楔顶梁的使用执行峰集采煤技术操作规程第四章第二节内容1）支设与悬挂双楔铰接顶梁要二人配合作业。2）工作前首先检查周围顶板支架完整情况，找掉顶板活煤活矸。3）根据顶板情况，一人用镐找够双楔梁的长度，一人在外侧为煤壁人员观察顶板，同时将双楔梁，水平销、竖直调角楔等备好。4）找梁窝和准备材料，都要站在支架完整的地方进行作业。5）梁的位置找好后，一人到煤壁侧双手托梁，使其销孔分别与原悬梁销孔相照，外侧人员向工作面倾斜上方推进铰接圆销，并要插满打牢，然后煤壁侧一人抬起梁的前端，外侧一人插上水平销，按规程规定背好顶后，打牢水平销，最后插上竖直调角楔，用锤打紧。6）支设支柱时，初撑力要符合作业规程规定，将柱头与顶梁拴牢，裱好煤壁，清净活煤。7）双楔铰接顶梁按作业规程规定范围经常保持双楔齐全，插满打牢，输送机机头两侧保持双排加强支柱。8）双楔梁不得与其它型号顶梁混合使用，严禁梁头梁尾有顶空现象，保持梁体基本平直。3、特殊支架对点柱1）工作面上下头靠老空侧一排支柱打成沿工作面推进方向打设成对支柱，上下头在切顶排各打8对点柱。2）对点柱要按工作面正规支柱管理，打设迎山有力，初撑力不低于90KN（115MPA）。3）对点柱同工作面正规支柱，用防倒绳与铰接顶梁拴紧拴牢。4）工作面所有支柱要求全承载管理。4、上、下安全出口支架要求41、从煤壁往外不少于20M为超前支护范围，上下巷必须超前支护。42、工作面煤壁往外不少于10M为超前处理范围，超前处理往外不少于10M为加强支护范围。其加强支护方式为上下巷锚网带支护，在巷道中打设1路单体液压支柱，单体打设在钢带上，点柱与钢带之间加木垫块，每条钢带下打1根，点柱初撑力不小于90KN115MPA。43、煤壁往外10米超前处理段采用两路十字梁和两路一米梁，配合DZ2525/100型单体液压点柱支护，十字梁分别在上下巷道的靠上下帮使用，一米梁在两路十字梁之间使用，局部巷道变宽大于300MM时，必须掏梁窝向帮续挂十字金属铰接顶梁或05M金属铰接顶梁或起板梁棚子进行支护，严禁出现空顶。44、超前处理段，十字梁与十字梁和一米梁之间必须铰接完好，并在每根十字梁花下打设一根单体液压支柱，共四排单体点柱。45、超前支护的支柱必须按线支设，迎山有力，初撑力不小于90KN115MPA，替棚子时必须用搪材或板皮背好顶板，顶板破碎处要密背。46、上下两巷替换棚子，两帮片帮出现05M空顶时，必须用板梁打成“T”型点柱或加接十字交接顶梁配单体点柱的方式进行临时支护顶板，替棚段两帮要吊挂好挡碴塑料网，人行道无活煤（碴）及其它杂物，保持畅通无阻。47、两巷压力较大、顶板破碎或支架变形时必须及时架起板梁棚子进行整改，整修前必须先起好临时支护，严禁空顶作业。48、两巷压力较大时，将超前加强支护由20M增加到压力显现以外，支护时采用加长十字梁支护长度，中间留有不小于1M的人行道。49、两巷超前支护支柱必须和巷道高度相适应，严禁支柱超高使用。5、工作面支架要求51、上下端头和工作面高档段顶板与放顶煤液压支架顶梁保持一致高度，上下巷超前煤壁10M进行卧底至底板，顶部采用旧坑木配合板梁摆架接顶。52、排头排尾放顶煤液压支架上下各三架不放顶煤，顶部全面铺网与上下高档段顶网连好。53、支架立柱和平衡千斤顶要有表显示，且初撑力不低于1275KN；高档段单体支柱初撑力不低于90KN。54、单体支柱、铰接梁铰接点和支架要排成一条直线。其支架偏差不得超过50MM，中心距偏差不超过100MM；单体排、柱距偏差及铰接梁铰接点之间的偏差均不大于100MM。55、侧护板正常使用，架间空隙200MM。56、相邻支架顶梁保持平整，不能有明显错差（不超过顶梁侧护板高的2/3），支架不挤不咬。57、支架顶梁紧贴顶板，调整好掩护梁与顶梁角度，保证顶梁末端与顶板垂直。6、上下出口人行道要求61、溜子道距工作面20M范围内，在巷道下帮留有宽度不小于10M，高度不低于18M的人行道。62、运料道距工作面20M范围内，在巷道中间留有宽度不小于10M，高度不低于18M的人行道。63、工作面与上下两巷交叉处留有宽度不小于08M的人行道，十字梁或双楔铰接顶梁及工作面铰接顶梁下的单体有影响时，可左右移动或改动以满足人行道宽度的要求,除机头、机尾正上外其它铰接顶梁下必须做到一梁一柱。64、工作面机尾正后必须留有不少于1M人行道，并保持畅通无阻，横溜子机尾至工作面机头裸露段必须有过桥，严禁人员直接跨溜子通过。7、支架规格图（工作面支架平面图，端头支架，上下出口支架支护见附图）8、控顶距、放顶距初采控顶距为四、五排管理，最大控顶距为51M,最小控顶距为41M。老顶跨落后正常回采时仍采用四、五排管理，放顶步距均为10M。（见附图）9、支架质量要求91、单体液压支柱必须按规定要求进行检修，严禁不合格或超期使用支柱入井，支柱主要参数达到规定要求，入井前严格检查验收。92、工作面严禁使用不合格的单体液压支柱和金属铰接顶梁，发现漏液失效及构件不全的单体液压支柱和变形损坏的交接顶梁，必须立即进行更换。工作面严禁任何人松动三用阀，并安排专人定期维护，发现变形松动三用阀和缺爪、接口开焊支柱必须立即更换，工作前由小工负责检查。93、工作面的单体支柱，铰接顶梁、扁销、铁鞋及背顶材料其数量要满足生产需要，出现缺少坑代品及支护背顶材料时，必须先补充后再生产。94、工作面必须按线支设支柱，柱距、排距偏差都不大于100MM，打设支柱应具有35的迎山角，所有正规支柱初撑力不小于90KN115MPA，每班开工前要对工作面所有支柱二次注液。95、点柱必须打设在硬底上，严禁在活煤、活碴及其它杂物上打设支柱。96、底板松软、点柱钻底量超过100MM时，点柱必须穿鞋。97、工作面支柱、梁实行编号管理，牌号清晰，不得随意加梁加柱或去梁去柱，严禁借梁借柱。98、单体液压支柱顶端四爪必须齐全完好，打设支柱时，四爪卡在金属铰接顶梁的牙缝内，严禁打在梁头和单爪或双爪支撑在顶梁下。99、所有点柱必须拴好防倒绳，防倒绳必须选用矿许用塑料绳，拴绳时先将柱头系牢，再与铰接顶梁系紧系牢，并坚持打一根拴一根的原则，谨防柱倒伤人。910、工作面支柱执行全承载管理，严禁出现空载支柱，失效损坏的柱梁及时运出工作面至指定地点竖好或升坑。911、工作面每割一刀煤，要随机挂梁打设支柱，支柱要根根打齐（包括临时排），煤帮支柱每2米一根，遇顶板破碎，过断层及顶板压力大、采高超过23M等特殊情况，每1M打设一根，必要时停机打煤帮支柱。912、工作面顶梁要挂设平直，垂直于煤帮，梁与梁之间相互平行，背顶材料均匀排列，每根梁不少于4根搪材或板皮，顶板压力大及顶板破碎或过断层时必须密背顶板。913、顶板局部冒落时，必须摆架接顶，将顶板背实背牢，顶板未维护好前，严禁生产。914、工作面实行迈步梁管理，相邻两路支架沿走向前后错距为500MM，出现错距小于300MM时，要及时对梁，对梁操作程序如下1）对梁时必须两人以上操作，对梁要从煤壁开始，依次向切顶排一侧进行，不允许出现相邻两路以上断接梁。2）对梁时，要先把两梁截开，然后一人扶梁一人扶柱，扶柱人缓慢降柱，当梁离开顶板适当位置时，停止降柱，扶柱人把梁移到预定位置，扶柱人升紧支柱，然后依次向切顶排方向降柱、移梁、升柱，直到把这一趟梁对好。915、梁头距煤壁超过07M时，必须刨梁窝挂梁。梁深入老空超过07M时，必须提前将梁回撤，并在此外打一支柱，柱头要用搪材或板皮接顶。916、工作面每路梁必须配齐2块防飞扁销，用钢丝绳连接起来，交替向前使用，扁销必须全承载，时时处于工作状态，严禁扁销串门（指这一路扁销打设在另一路梁的扁销位置），每一扁销必须配齐1个防飞镢，在扁销插好打紧后将防飞镢自下而上推到位置，回撤销子前提前将防飞镢退出。917、工作面挂梁必须接顶有力，用扁销打紧，用背顶材料将顶背实背牢，严禁悬空。918、金属铰接顶梁必须垂直煤壁使用，顶梁圆销小头必须指向工作面倾斜上方。如顶板不平，超前挑梁上仰或者下府角不得大于7，左右偏斜不得大于3。调角扁肖小头露出梁外长度上仰时不得超过160MM，下俯时不得小于30MM。919、工作面正规支柱支设后，要给支柱进行二次注液，以提高支柱的初撑力，二次注液时不许多枪作业，以保证注液枪的压力。920、工作面金属铰接顶梁必须全部铰接，严禁随意断接，对梁时，必须自煤帮到切顶排对（加）一路，严禁起孤梁孤柱。第三节、回柱放顶1、回柱放顶方法及措施11、采用人工放顶的方法，放顶顺序由下往上、由里往外、先柱后梁的原则逐架进行。12、放顶作业每组不少于2人，配合作业，一人回柱，回梁，一人观察顶板情况。回柱人员要听从观顶人员指挥，发现问题处理后方可继续进行回柱放顶工作。13、回柱放顶前，必须对工作面全空间维修，空梁缺柱全部补齐，整改不迎山支柱。失效变形缺爪支柱要更换，杂物清理干净，并对放顶阶段支柱进行二次注液，确保支撑力合乎要求，支架完整可靠，后路畅通无阻。14、放顶前必须保证切顶排高档段及与排头排尾各3个支架过渡段塑料网联网完好，并对空帮顶板垮落情况及对放顶影响问题进行观察，然后，由放顶班长验收本段支架质量，经班长同意后方可放顶。15、放顶切口位置应选在顶板完整，支架完好处，断层及顶板裂缝处严禁切口放顶。相邻两组放顶间距不少于15M，放顶前必须先打好收尾的斜口支柱，收尾柱不少于2根，与切顶线成45度角。16、工作面顶板压力较大或不安全时，一般不得改柱，如必须改柱时，要先打好临时棚子或支柱，然后再改。17、工作面铺网开采时，放顶前要检查铺网联网情况，对联网间距大于200MM时，必须补联网，以防止网撕扯喷砟。18、回柱放顶时，人员站在倾斜以上，必须用专用手把回柱，回柱人员和观顶人员必须站在支架完好安全的地点，后路畅通。回柱前，先行观察顶板及四周情况，检查顶板有无裂缝，支架有无变形及空帮垮落情况，若有问题，必须先行处理，回柱时先试回几次，观察顶板支架无异常变化后，方可进行回柱。19、工作面如有空梁、空柱、坏柱及支架歪扭等现象时，必须先补柱加梁，改正歪扭支架，支架质量合乎要求后方可进行回柱。110、回柱放顶必须使用好放顶扁销，每组不少于3块，在切顶排内，每放一根支柱前，必须在该路铰接梁梁口内和沿工作面倾斜向上不少于二路梁下插紧扁肖，然后按先柱后梁的放顶顺序回撤，并对后路进行边放顶边检查和维护。111、采煤与放顶平行作业时，两者间距不少于20M，采煤与支柱平行作业时，两者间距不少于15M，输送机未移完，点柱未打齐，机道上的梁未挂齐时，空帮严禁放顶。112、工作面顶板压力大时，不准强行回柱，先对周围10M范围支架进行维护，并检查完好情况，支柱二次注液，在安全的情况下方可回柱。113、工作面实行全承载。每回撤一根支柱，必须在材料道的顶梁下承载起来。严禁有空载支柱或平放在底板上，放出的顶梁要小头朝上竖放在切顶排靠煤帮侧的支柱上，并用绳与柱系好系牢。回收的背顶材料在材料道码放整齐。114、处理压死的支柱或坏支柱时，必须先打好临时支柱，人员站在完好的支架下卧柱根将柱回撤，严禁强拉硬拽,回柱人员不得用手直接掏柱根下面的砟块或浮煤。115、回最后一根孤柱时，要先在外侧打好临时支柱，回柱人员站在支架完整的安全地点采取远方回柱，严禁强行放孤柱。116、老空侧顶不冒落或冒落不充分，出现悬顶小于52M时，必须在此段沿切顶线使好戗棚或在每架棚下打一根戗柱，戗柱与底板呈7080，超过52M悬顶时，要进行强制放顶时，必须在悬顶段支设对接戗棚，每班有专人负责进行压力观测，每5M一组测点，每个测点不少于3路支柱，对切顶排到初设排全部观测，出现异常问题停止生产报矿研究处理，对于放顶困难或影响安全作业地段，必须由跟班区长班长现场指挥。117、在顶板破碎及顶空段作业，严禁人员进入不安全区域，放顶前先在切顶排内两路梁间各起一路板梁棚子，增加支护密度，放顶时，人员要站在安全地点采用远方回柱。118、放顶前后，必须实行全空间洒水，使顶底板空帮砟块及柱、梁销保持湿润。119、其它执行采煤技术操作规程第97104条，107条。第四节塑料网铺设方法及质量要求1、顶网的规格及铺网范围顶网采用聚氯乙烯塑料网，网长5M，网宽11M，铺网范围，上下端头、高档段及与轻放支架段排头排尾各3个支架开采范围内全部使用。2、铺网要求及铺网方法铺网时网的长边沿工作面倾向使用，短边沿工作面走向使用，网与网沿走向对接，沿倾向搭接，搭接长不小于100MM。联网绳采用直径不小于6MM，长度不小于05M，联网间距不大于200MM，用双股联网绳穿过网的双边，拧成死结联结牢固。3、铺网要求31、根据铺网范围，按自上往下将网拉直拉展，一次逐片进行。32、铺第一道网时，网的长边平行于顶板，可贴在顶板上，在顶梁上方固定牢固，网必须拉紧拉平，高度一致。33、铺网时，长边、短边搭接100MM，严禁出现断接，并将短边连接好。34、挂梁或支架伸缩梁打出时必须将网拉展，不得出现搓网挤网，影响下一道网的铺设。35、铺网时，煤帮梁头以下必须留有不小于200MM的垂网，以便续联网，严禁将网全部挑到顶梁上出现断接网。36、铺联网必须密切合作，网与网之间不得出现断网、余网，将网沿倾向拉直拉展，严禁出现歪扭和松紧不一致的现象。不许出现网兜现象。37、联网时，可先按12M将网先联上，然后再按02M一道绳加密，将网联好。4、回采中注意事项41、超前机组拉网要求411、为保证机组正常割煤，不割网，必须超前机组10M，将煤壁垂网向老空侧拉起贴往顶梁，用绳子固定好。412、拉网间距不大于3M，拉网前必须将梁全部挂到煤壁，控顶距不大于600MM。42、机组过后松网、联网要求421、松放顶网滞后不大于10M，但也不小于3M，以防滚筒割网。422、放网前必须先审帮问顶，将活砟活煤伞檐找下。423、进入煤帮联网时，必须将梁全部挂到位，人员站在支护齐全正规的安全地点进行。第五节材料储备1、料场除满足正常生产需求外，必须储备以下物品11、DZ25/25100型单体支柱不少于40根。12、HDJB1000型铰接顶梁30根。13、十字梁、双楔梁各12根。14、018M20M和018M14M板梁各50块。15、榶材、板皮不少于一个圆班的使用量，铁鞋不少于50块。16、扁肖不少于30对，尖肖不少于20对，各种油脂、乳化油各不少于25KG。17、备用材料必须挂牌管理，没有特殊需要任何人不得随意使用。如果使用了必须及时补齐。2、物料存放在工作面往外不少于50M外宽敞处，或扩专门料场，要求设备、材料码放整齐，距轨道700MM以上。第六节矿压观测1、矿压观测内容工作面顶板动态监测，以及溜子道和材料道顶板变化。2、观测方法21、工作面矿压观测工作面每台支架安装一组测压表，监测支架立柱的阻力情况。在工作面生产期间，支架工每次移架后，都必须观察压力表的读数，当指示压力达不到20MPA时，必须继续补液；如仍达不到20MPA时，必须查明原因及时处理；处理不了的，要及时向班队长汇报。每班验收员对支架的初撑力情况进行观测并记录。22、机巷及材料道的矿压观测11溜子道超前20M范围内的顶板离层仪每天观测记录一次，超前外的每周观测记录一次，发现离层仪读数变化异常等情况，必须及时采取措施进行处理。损坏的离层仪及时修复。12每天对材料道及溜子道锚网带巷道支护情况进行检查，发现锚杆锚索及塑料网等不完好，顶板异常情况下，必须及时采取措施进行处理。第四章爆破说明书第一节炮眼布置一、炮眼的布置方式采用双排眼布置。二、钻眼规格（见下表）采煤方法名称眼深（M）眼距（M）距顶板（M）距底板（M）水平角（度）俯角（度）仰角（度）眼径（MM）顶眼11061642炮采底眼11031742三、炮眼布置图（见附图61、62）第二节炸药消耗基础表（每循环消耗）名称项目工作面炮眼数每眼装药量（KG）总重（KG）炸药消耗量（KG/T）雷管消耗量（个/T）备注顶眼500315009029底眼50045225013029合计100375022058第三节、爆破方式工作面分10组进行爆破落煤，一次打眼一次装药，全工作面一次起爆，每组两排4个眼，总起爆炸药量不超过15KG。爆破采用三级矿用乳化炸药爆破，毫秒延期电雷管引爆，正向装药，串联式联线，木质炮棍装炮，水炮泥及软炮泥封口，防爆型半导体MFN100型或MFN150型发爆器引爆。第四节、爆破要求和安全组织措施1、钻眼使用风钻进行，要坚持湿式打眼。2、联结方式，采用全串联，使用毫秒延期电雷管，最后一级延期时间不得超过130MS。3、打眼放炮前，必须认真检查和维护放炮地点周围10米范围内的支架，确保支架完好。严禁人员在空顶区或支架不完好下作业。4、工作面装药采用分组装药，严格执行一次装药一次拉，严禁一次装药分次拉。5、打眼放炮前、瓦斯员必须认真检查回风流及周围20M瓦斯及有害气体量，瓦斯浓度超过1时严禁装药、拉炮。6、放炮撤人距离为30M以外的有掩护安全地点。班长在放炮前，必须指派责任心强的人员到通往炮区的各个路口站岗警戒，班长要向站岗人员交代清站岗地点及联系信号，采取双人负责制，一人站岗拉好警戒绳，另一个人负责向班组长报信，班长得到报信后方准下达放炮命令，放炮后经班长、瓦斯员、放炮员检查无问题后，班长安排报信人员通知站岗人员撤离，站岗人员得不到报信人语言通知严禁解除警戒。7、爆破作业必须执行“一炮三检”和“三人连锁放炮制”。8、放炮后只有等工作面炮烟吹散后，班长、瓦斯员、放炮员、确认无问题，布置警戒的警戒人员被班长撤回后，人员方可进入工作面。9、放炮后，班长、瓦斯员、放炮员、要先行检查通风、瓦斯、顶板、支架、煤尘、瞎炮、残炮等情况，发现问题后必须先按规定处理。10、放炮后，人员进入工作面时，必须由外向里对支架逐架进行检查维修，及时超前挂梁支护，严禁在空顶区作业，对于崩倒、歪扭支架及局部顶板冒落必须整改后再生产。11、工作面打眼放炮前，支柱必须支设齐全，金属铰接顶梁挂至煤帮，并对工作面支柱二次注液，由班长或验收员验收合格后方可进行。12、严禁在一个采煤工作面使用2台发爆器，同时爆破。13、工作面由2个或2个以上自由面时，在煤层中最小抵抗线不小于05M，在岩层中最小抵抗线不小于03M，浅眼装药卧底，刷帮、爆破大岩块时，最小抵抗线和封泥长度不得小于03M。14、严格执行煤矿安全规程第315条331条，333条342条。第五章生产系统第一节运输系统1、运煤工作面的煤由MG200型采煤机落煤、装煤或ZF2000/15/23型液压支架缩插板放煤工作面前后部SGD630/220及SGD630/150运输机运煤巷SGW40T溜子运煤巷DTS80/35/240S行人通道溜煤眼SGW40T溜子行人通道平煤仓三平巷P30B耙岩机三平巷轨道下山140水平大巷主井地面。2、运料系统21、工作面所需设备材料由主井140水平大巷一轨道下山二平巷工作面运料道工作面用料地点。第二节供电系统附图工作面供电系统图第三节通防系统该工作面采用“U”型通风，由162805工作面溜子道进风，运料道回风。1、新风主井140水平大巷轨道下山二、三平巷行人通道（或平煤仓）工作面溜子道162805下块工作面。2、乏风162805下块工作面工作面运料道三平巷回风眼八盘区辅助回风巷22回风16M绞车房后回风道北翼回风平巷总回风上山风井地面。附图工作面通风系统、安全监控图3、风量计算及确定公式采煤工作面所需风量，应按瓦斯绝对涌出量以及工作面气温、风速和人数等规定分别进行计算，并取其中最大值。31、按气象条件计算需要风量Q采16070VCFSCFK采高K采面长式中Q采1采煤工作面需要风量，M3/MIN；VCF采煤工作面温度与对应风速调整系数，取11M/S；SCF采煤工作面的平均有效断面105808898M2，按平均控顶距计算。088为工作面有效断面调整系数。K采高采煤工作面采高调整系数，取12；K采面长采煤工作面倾斜长度调整系数，取10；32、按瓦斯绝对涌出量计算需要风量根据煤矿安全规程规定结合XX集团公司通防部要求，按采煤工作面回风流中瓦斯浓度不超过08的要求计算Q采2100Q采CH4K采CH4（M3/MIN）式中Q采2采煤工作面实际需要风量，M3/MINQ采CH4采煤工作面回风流中瓦斯平均绝对涌出量，244M3/MINK采CH4采煤工作面瓦斯涌出不均衡系数，取15100采煤工作面回风流中瓦斯浓度不超过1所换算的常数。33、按二氧化碳涌出量计算需要风量Q采367Q采CO2K采CO2（M3/MIN）式中Q采3采煤工作面实际需要风量，M3/MINQ采CH4采煤工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量，M3/MINK采CH4采煤工作面二氧化碳涌出不均衡系数，取1567采煤工作面回风流中二氧化碳浓度不超过15所换算的常数。根据2009年矿井瓦斯等级鉴定结果可知我矿绝对二氧化碳涌出量极低，故不予考虑。34、按采煤工作面同时作业人数计算需要风量Q采44N式中4每人供风量4M3/MIN；N工作面同时作业的最多人数，取60人。35、按采煤工作面一次爆破炸药最大用量计算需要风量每千克炸药供风量25M3/MINQ采525A药（M3/MIN）式中N工作面最多人数；A药一次爆破炸药最大用量，KG。36、按采煤工作面风速进行验算15SMAXQ采240SMIN（M3/MIN）式中SMAX采煤工作面最大控顶断面积，M2。SMIN采煤工作面最小控顶断面积，M2。37、162805下块工作面需要风量计算的确定表11工作面需要风量计算结果表参数单位162805下块工作面平均控顶距M46采高M22SCFM21058VCFM/S14K采高/12K采面长/10N人60Q采1M3/MIN543Q采4M3/MIN240Q风速M3/MIN1762263最终取值Q采M3/MIN543综合比较取表中最大值Q采1，并根据Q风速可得176M3/MIN543M3/MIN2263M3/MIN，此工作面需要风量可确定为543M3/MIN。第四节、综合防尘措施41、工作面下顺槽各转载点要设喷雾降尘装置，保证位置合理、灵活好用，雾化好，开车时必须打开喷雾。42、采煤机割煤时，必须使用内外喷雾装置进行喷雾降尘，水压力符合规程规定。如内喷雾装置不能正常喷雾，外喷雾压力不得小于4MPA。43、在上、下顺槽距工作面2030M、和上顺槽距工作面50M左右各安设一道全断面净化水幕，保持常开状态净化空气。必须达到全断面喷雾降尘，封闭全断面。44、回风巷风流净化水幕，保证喷嘴齐全完好，并距水幕不超过05M安设全断面防尘帘，安设两道，防尘帘材质、规格按矿规定要求布置，每班设专人管理。45、上下巷按要求安设隔爆水棚及采取辅助隔爆措施。46、上下顺槽每隔50M供水管各设一甩头和水门，保证完好灵活，并配有25米的配套软管。每班安排专人对巷道顶帮冲洗一次，严禁出现煤尘超限。47、工作面及上、下巷设备电缆管线上的煤尘要每班清扫，各岗位司机或工长指派专人负责。48、作业人员必须严格按规定佩戴防尘口罩和防尘眼镜和其它劳动防护用品。严格按省下达标准和矿规定佩戴劳保用品。49、其它严格执行矿综合防尘管理制度，及通风区指定的工作面通风、瓦斯、煤尘管理措施。410、严格执行煤矿安全规程第152、153、156、和154条中（二）（三）（四）（五）（六）（七）项规定。第五节、瓦斯防治51、工作面在过段层时设专职瓦斯检测员检查瓦斯，由通风区负责。52、班长及以上管理人员、电钳工及煤机司机下井必须携带便携式瓦检仪，按规定检测瓦斯浓度，并在工作面上下出口隅角各悬挂一台便携式瓦检仪，便携仪悬挂在支架切顶线处，距顶不大于300MM。当工作面瓦斯超限时，所有人员迅速撤离，未经通风部门许可，严禁进入工作面。53、在工作面回风流中和工作面回风隅角分别安装一台甲烷传感器。第六节、压风系统工作面的压风由溜子道接入，每50M设置一三通并配齐阀门。压风管固定在工作面前溜槽电缆勾内。第七节排水系统1、排水路线162805下块溜子道和运料道北回风下山三平巷四平行245北翼大巷245水平水仓南翼回风上山排水钻孔地面。2、排水要求21、两巷低洼处，要分别靠帮施工标准泵窝，设置水泵排水，各泵窝的水必须及时抽干，并备用两台潜水泵。22、回采中主要表现为滴水、淋水，水量一般为01M3/MIN左右对生产基本无影响，但要求排水设施必须配齐并能够正常使用并要保证水沟畅通。23、水泵要完好，单泵的排水能力不小于10M3/H，管路要畅通，在试生产、初次放顶和过断层等期间要加强排水工作,涌水量大时另行补充措施。24、每班指派专人负责抽水及水泵和排水管路的维护。附图工作面运输、排水系统图。第八节监测系统1、工作面安装瓦斯断电仪，断电范围在工作面回风出口10M以内安装一台甲烷传感器，距顶板300MM，距巷帮200MM；工作面回风隅角切顶线处安装一台甲烷传感器，距顶板300MM，距巷帮200MM。在工作面回风巷出口1015M处安设甲烷传感器传感器，靠近巷道上帮，距帮200MM，距顶300MM。具体位置附图工作面通风系统及安全监测系统图。11、工作面回风隅角甲烷传感器报警值为08，断电浓度08，复电浓度08。回风巷出口处甲烷传感器报警值为08，断电浓度08，复电浓度08。甲烷传感器的断电范围为工作面及回风巷全部非本质安全型电气设备。12、所有传感器垂直悬挂在巷道上方、风流稳定、支护良好、无淋水、安装维护方便。13、当传感器发生故障时，第一时间向矿调度汇报，必须在规定的时间内进