某能源投资有限公司采煤作业规程327.pdf

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1、 贵州世纪华鼎能源投资有限公司 纳雍县沙田煤矿 采 煤 作 业 规 程 工作面名称：10602 采煤工作面 施 工 单位：采煤一队 编 人：雷泽富 审 核：王 迪 1 批 准：郝厚银 修编日期：2018 年 1 月 26 日 第一章 概 况 第一节 工作面位置与井上下关系 表 11：工作面位置与井上下关系 工作面名称 10602 采煤工作面 采区名称 一采区 地面标高 m+1675m+1650m 工作面标高 m+1494m+1511m 地面相对 位 置 工作面对应地表总体地形为南高北低；地表为山脊、荒山。无建筑物、河流、公路等设施，工作面距地表最大埋芷深度：181 米、最小埋芷深度：139 米

2、；平均埋芷深度：160 米。井下位置及 与四邻关系 10602 运输巷掘进长度 300m、10602 回风巷掘进长度 140m，掘进时期两巷均穿过地质构造带（90m110m 范围），由于 10602 掘进时期，地质构造带压力非常大、难以支护，最后经研究决定放弃构造带后的部分，于进风巷 75m、回风巷 85m 处布置切眼、形成采面。10602 采面南侧无开拓，北侧无开拓，西侧紧靠 11 运输下山。回采对地面 工作面对应地表周围无建筑物、构筑物、公路、桥梁等其它设施，工作面回采以后，不会造成其他影响。2 第二节 煤层基本情况 表 12 工作面煤层情况 开采 煤层 M6 煤层 煤层 厚度 m 1.4

3、5-1.87 1.73 煤层 倾角 80 煤层 结构 简单 稳定 程度 较稳定 煤 类 贫瘦煤 煤层情况 描 述 该工作面M6煤层层位属于龙潭组第二段（P3l2）中部，上距M5煤层722m，为黑色半亮型无烟煤，条带状构造，煤芯呈块状，玻璃光泽，见有黄铁矿细粒，偶见方解石脉，大部分不含夹矸，仅局部地段含一层夹矸，总体往深部变厚，平均2.06m，全区可采，为结构简单的较稳定型煤层。第三节 煤质情况 表13 5#煤层煤质表 设施的影响 走向长度 m 80 倾斜长度 m 103115 面积 m2 4783 煤层 编号 St.d(%)全硫 Mad(%)水份 Ad(%)灰份 vdaf(%)挥发份 煤吸氧量

4、（cm3/g）干煤 发热量（KJ/Kg）6 1.08 0.81 7.79 14.75 0.9 29.302 说明：贵州省煤田地质局 142 队于 2013 年三月提供：贵州省水城县化乐锦源煤矿煤炭资源核实及勘探报告中附表 3 第四节 煤层顶底板情况 表 14 工作面煤层顶底板情况 类 别 岩石名称 厚度 m 岩性描述 基本顶 粉砂岩 14 中粗至细砂岩。直接顶 砂质页岩 11.5 中厚状粉砂岩。直接底 泥岩 0.15 铝泥岩，遇水易膨涨，含植化碎片。基本底 粉砂岩 7.17 粉砂岩至细砂岩。（附图 1）工作面煤层综合柱状图 4 6煤层2.5m5煤层0.98m5煤0.75(0.28)1.0=2.

5、033煤：复杂煤层0.2(0.07)0.8(0.06)0.08(0.05)0.06(0.02)0.2(0.03)0.5=2.072煤层1.88m0.23粘土岩0.95泥质页岩5.76，泥岩粉砂岩互层0.45细砂岩0.2,泥岩14m.细砂岩、粉砂岩互层，含簿层菱铁矿层1.53m细砂岩0.28m灰白色泥岩7.17m.细砂岩、粉砂岩互层，含簿层菱铁矿层4.55m.细砂岩、粉砂岩互层，含簿层菱铁矿层锦源煤矿地质编录柱状图注：5号煤层和6号煤层的层间距是经 主斜井和煤仓皮带下山的标高推算 出来的，5号到5号下分层是实际 编录的。第五节 地质构造 5 一、断层情况表 断层情况表 15 断层名称 走向（0）

6、倾向（0）倾角（0）断层 性质 落差(m)对回采影响 F9 20 110 68 正断层 1520 对回采影响不大 F8 70 160 72 正断层 37 F8 与 F9 断层在矿井北翼+1326 米水平水仓处交会,对回采影响不大 F10 北东南西 南东 6073 正断层 525 对回采影响不大 二、断层情况以及对回采的影响 1）F9 断层及其次生构造对工作面影响不大；2）F10 断层及其次生构造对工作面有影响。因此 1504 采煤面在回采过程中，根据揭露断层情况及时制定详细的过断层专项措施。第六节 水文地质 一、含水层的分析 龙潭组和长兴组(P2c+d):层厚 414m 左右，岩性由粉砂岩，泥

7、质粉砂岩、细砂岩、灰岩和煤组成，根据泉点调查，最大 6 流量 1.38（l/s）、最小 0.018（l/s），在本区该段可视为弱富水段。二、断层导水分析 根据煤矿井下巷道揭露的 F9、F10 两断层实际情况分析，该两断层不含水,不具备充水条件,但具备导水条件。三、其它充水原因分析 该工作面上部有本煤层 1502 采空区积水，虽在构成工作面过程中进行了探放水，但随着采煤工作面的推进，巷道原有应力产生位移和煤柱裂隙渗水作用，易使工作面在推采时产生水患事故，所以必须要做好有效地防治水工作。第七节 瓦斯地质 一、瓦斯基本情况：根据 1504 采煤工作面现场打钻取煤样在实验室测得其参数如下 煤层原始瓦斯

8、含量和瓦斯压力表 16 煤层 编号 瓦斯 压力 煤层 瓦斯量 MPa m/t 7 2 0.78 9.5 二、瓦斯治理方案及瓦斯治理情况：1）工作面布置方法：该工作面对应上覆 2 号煤层已开采。2）工作面瓦斯抽放：工作面运输顺槽及回风顺槽采用高负压预抽煤层瓦斯，采空区采用低负压埋管抽放瓦斯的方法（具体见“一通三防”措施）。第八节 影响回采的其他因素 一、煤层瓦斯 根据贵州省煤炭管理局文件(黔能源煤炭2011833 号)对对六盘水市煤矿 2012 年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复，锦源煤矿属高瓦斯矿井。见下表 矿井 2012 年度的瓦斯涌出量情况表 17 煤矿名称 年度 相对瓦斯涌出量（m3/t）绝

9、对瓦斯涌出量（m3/min）锦源煤矿 2012 年度 37.4 2.97 二、煤层自燃发火期及自燃倾向性 附：煤炭自燃倾向等级鉴定表 8 煤号 工业分析（%）真相对 密度 全硫 煤吸氧量 自燃倾向分类 水分 灰分 挥发分 焦渣 特征 Mad Ad Vdaf TRDd St,d cm3/g 干煤 5 0.78-1.09 0.88(4)13.36-30.82 22.2(4)14.94-17.22 16.05(4)3-4 4(4)1.45-1.61 1.53(4)1.52-2.71 2.19(4)0.5-0.68 0.6(4)级 说明：根据贵州省煤田地质局 142 队于 2013 年三月提供：贵州省

10、水城县化乐锦源煤矿煤炭资源核实及勘探报告中附表提供 三、煤尘爆炸指数及煤尘爆炸危险性 附：煤尘爆炸性试验成果表 煤号 工业分析（%）火焰 长度 mm 抑制煤爆炸 最低岩粉量（%）爆炸性 结论 Mad Ad Vdaf 焦渣 特征 5 0.78-1.19 1.12(3)13.36-39.14 32.7(3)14.94-16.64 16.53(3)3-3 3(3)45-30 20(3)50-50 48(3)煤尘有爆炸性 说明：根据贵州省煤田地质局 142 队于 2013 年三月提供：贵州省水城县化乐锦源煤矿煤炭资源核实及勘探报告中附表提供 四、煤与瓦斯突出危险性鉴定 9 1、根据贵州省能源局文件黔能

11、源发2009152 号关于对关于对转报关于报审水城县化乐乡锦源煤矿煤与瓦斯突出危险性鉴定报告的报告的报告的批复：2009 年 8月中国矿业大学矿山开采与安全教育部重点实验室提交了水城县化乐乡锦源煤矿煤与瓦斯突出危险性鉴定报告。鉴定结果为：水城县化乐锦源煤矿 5#煤层在标高+1384m 水平以上无突出危险。2、根据该工作面上、下顺槽巷道成巷标高：显示该工作面部分地段低于+1384m 水平以下，而+1384m 水平以下矿井各煤层暂未进行突出鉴定。3、结论：该工作按煤与瓦斯突出工作面相关程序进行管理。五、其它 本井田属地温正常，无热害影响；同时地质资料中未提供冲击地压的相关资料，该矿井及周围矿井也未

12、发生过冲击地压。第九节 储量及服务年限 一、储量 工业储量 上顺槽：+1411+1377m 下顺槽：+1394+1358m 10 Zg=SLmr=4461102.31.35=152331 吨 式中:Zg-工作面工业储量 S-计算块段的平均走向长度（m）L-计算块段的平均倾斜长度（m）m-计算块段的平均煤厚（m）r-煤的容重（t/m3）可采煤量 工作面可采储量:Zk=ZgC=15.2395=14.47(万吨)式中:Zk-工作面可采储量 C-回采率 95%二、服务年限 服务年限可采储量/月计划产量14.47/2.07（月）。第二章 采煤方法 第一节 巷道布置 一、1504 采煤工作面运输顺槽：净断

13、面：9.2 m2；支护方式：锚联网，标高：+1394 m+1358m；用途：采煤工作面进风和运煤、运料。二、1504 采煤工作面回风顺槽：11 净断面：8.28m2；支护方式：锚联网，标高：+1411+1377m；用途：采煤工作面回风。三、工作面切眼：切眼净断面：5.98m 2；支护方式：交接梁配合单体支护；标高：+1358+1377m。用途：形成 1504 采煤工作面区段巷道，为 1504 采煤工作面运输设备与支护设备提供安装条件。四、主要巷道布置：1、南翼石门净断面 9.5m2，形状为半园拱形，支护方式为锚网喷，布置主斜井+1374 水平，属全岩巷道。用途：进风、行人、运料。2、南翼皮带巷

14、净断面 7.92m2，形状为梯形，支护方式为锚联网，布置在 5 号煤层当中（其中部分巷道穿过断层）。用途：进风、行人、运料、出煤。3、南翼回风巷：净断面 7.92m2，形状为梯形，支护方式锚联网，布置在 5 煤层内。用途：回风。附图 1：1504 采煤工作面巷道布置平面图 第二节 采煤工艺 一、采煤方法 根据煤层地质赋存条件、地方煤矿目前开采技术及管理 12 水平结合我矿技术装备条件，同时遵循“安全、经济、煤炭回收率高”的原则，该面选择爆破落煤、单体液压支柱配合型梁支护，采用走向长壁后退法采煤方法和全部垮落法管理顶板。二、采高、循环进度 1504 工作面煤层平均厚度 2.5m,倾角 60-10

15、0，工作面沿煤层走向布置，属走向短壁工作面，采高在 2.2-2.8m 之间。循环进度 1.20m，工作面沿底推进。三、工艺流程 打眼装药联线放炮移主梁支护清煤移溜移副梁打正规主支柱回柱放顶。1、炮眼布置及装药量 采用“四花眼”布置方式，顶眼间距 1.0m，底眼间距1.0m。炮眼深度：顶眼 1.3m，底眼 1.3m，炮眼角度：顶底眼水平角（炮眼方向与煤层的水平夹角）均为 80，竖角：顶眼为 20仰角，底眼为 20俯角。顶眼距顶板 0.1m，底眼距底板 0.1m。炸药采用乳化炸药，装药量顶眼为 0.3kg，底眼为 0.3kg，中眼为 0.3kg 装药时将炮眼内的煤粉清除干净，将药卷塞进炮眼后装入少

16、许泡泥（30-50mm），用木质炮棍送入，与炸药接触，然后再放入一个水炮泥袋，用炮棍轻送入炮眼内。剩余炮眼用炮泥填满封严。（爆眼布置图附后）13 12345正向装药结构示意图说明：1、标号1为雷管，雷管的聚能穴指向眼底；2、标号2为乳化炸药；3、标号3为粘土炮泥，标号4为水炮泥，4、标号5为雷管脚线，放炮前雷管脚线必须扭成短路炮眼眼口炮眼眼底 爆破说明图表 2-1 炮眼名称 炮眼 循环 雷管 个数（个）每孔填泥长度 m 联线方式 位置 角度（）循环炮眼个数（个）每眼装药量 kg 循环装药量 kg 距顶 m 距底 m 水平 垂直 顶眼 0.3 0.3 80 70 30 0.3 9 30 0.5

17、大串联 底眼 0.2 0.2 80 70 30 0.3 9 30 0.5 14 中眼 1.3 1.2 80 0 30 0.3 9 30 合计 90 0.6 27 90 爆破说明书补充说明：（1）、工作面采用分段装药、分段爆破，严禁一次装药分段爆破；（2）、一个分段循环长度 30m、由上端头向下爆破落煤。（3）、采三号煤矿许用炸药，风动工具打眼。2、联线放炮 本工作面采用一台放炮器放炮。放炮时从机尾到机头顺序放炮，联线方式为串联联线。放炮时必须遵循下例原则：1）警戒人员和其他人员撤到新鲜风流中。放炮 30min 后，方可进入工作面检查。2)采煤工作面放炮时，人员必须撤至 1504 运输内，且距下

18、安全出口 50mm 以外的压风自救处，回风系统停电撤人。3）放炮员、班组长、瓦检员必须严格执行“三人连锁”放炮制度。4）具本放炮警戒地点设置如下：放炮地点：设 1504 运输巷当中，距工作面下安全出口 100处的压风自救装置地点。15 警戒位置：1 号岗哨位置：设在 1504 运输放炮地点处。2 号岗哨位置：设在设在 1504 回风巷防突反向风门以外新鲜风当中。5）联线放炮过程中发现有支柱倾倒，通知现场工作人员维护，无问题后方可继续放炮。6）顶板破碎采用分段间隔放炮，只有在第一茬炮放过并完成移梁支护清煤等工作后才能从溜尾到溜头依次放第二茬炮，放二茬炮的注意事项及安全措施同第一茬炮。3、移梁支护

19、 每茬炮放过后，首先要沿工作面溜尾向溜头方向依次移梁，移梁位置不够时，要用手镐刨出梁窝。4、清煤 工作面只有在移梁支护结束后，在支护完好的状态下清煤。在清煤时，除了要将煤壁侧的浮煤清理干净，伞檐煤找掉外。还必须将落山侧浮煤清理干净，同时做好敲帮问顶工作。做到顶不留煤皮，无危矸，帮平直无片帮现象，底要见矸。5、移溜 工作面清理完毕后，由班长统一指挥从机尾向机头依次移溜。移溜时首先将机尾移过调正，并及时打好一根压柱，以防移溜时溜尾掀起，随后依次将机身移过调直顺平，最后 16 移机头并打好两根压柱。6、打正规支柱 移过溜后，拖老塘料打正规支柱，打正规支柱要保证排距，沿工作面成一直线。7、回柱放顶 移

20、过溜后，开始回柱放顶。本工作面采用三排控顶，见四回一，回柱时，一人观顶，一人放顶，回出的柱子要及时打在新的切顶线上，落山侧两棚梁之间的挡矸柱（或切顶密集支柱）也要同步回出，及时打在新的切顶线处。四、工作面正规循环生产能力 1、采高和循环进度（1）、采高:工作面跟顶回采，正常回采期间，采高控制在 2.22.8m 之间，平均 2.5m。（2）、循环进度：1.20m。LShycW=1201.22.51.3595%=486t 式中 W正规循环生产能力，t；L工作面长度，m；S正规循环推进长度，m；h采高，m；y煤的视密度，t/m3；c工作面采出率，%。17 第三节 设备配置 一、装载及运输.装煤方式：

21、工作面采用人工攉煤方法，将煤壁上爆破落下的煤装入 SGB-620/40T 双驱刮板输送机运出。.运煤方式：采煤工作面由 SGB-620/40T 单驱刮板输送机（配套电机255kw）输送至 1504 采煤工作面运输巷内 SGB-620/40T 单驱刮板输送机转载到 1504 运输顺槽 SPJ-650 皮带输送机上，然后输送至南翼皮带运输三部（SPJ-650 皮带机）转运至输主井延伸皮带机上（SPJ-800），该主井延伸皮带机输送至主井煤仓后，由主井皮带（SPJ-1000）输送至地面。煤流方向：采面(刮板运输机）采面运输顺槽(胶带输送机）南翼皮带运输巷(胶带输送机）主井延伸皮带巷煤仓主斜井(胶带输

22、送机）地面。运料方向：地面副斜井(绞车）+1374m 水平主、副井井底联络巷(绞车）南翼石门(人力推车）南翼皮带运输巷（人力）工作面。二、设备布置一览表 18 回采工作面主要设备配备表 序号 设备名称 型 号 主要技术参数 单位 数 量 使用 备用 合计 1 风煤钻 台 2 1 3 2 发爆器 MFB-100 每次引爆电雷管 100发 个 1 1 2 3 回柱绞车 JH-8 电压 660v，N=7.5kw 台 1 1 2 4 单体液压 支柱 DW25-30/100 支 撑 高 度 1800 2800mm 根 1091 180 1271 5 型梁 ZMKJ008 宽 度 100mm.高 度90m

23、m 厚度：8mm，长度 2.4m 根 25 25 50 6 刮板运输机 SGB-620/40T 电压 660v，255kw 台 1 1 8 乳化液泵 BRW80/20 型 660V，37kw 台 1 1 2 9 乳化液箱 XP-WS640 型 台 1 1 10 皮带输送机 SPJ-650 660V，255kw 台 3 3 11 刮板运输机 SGB620-40T 电压 660v，55kw 台 2 2 12 铰接梁 长度：1200mm 根 1091 180 1271 第四章 顶板控制 第一节 支护设计 19 一、工作面支护方法 一）工作面顶板管理 本工作面采“34 排管理”，即“见四回一”的方法控

24、制顶板。支护形式为“一梁一柱”，采用“正悬臂”支护，放顶步距为 1200mm，工作面最小控顶距 3600mm，最大控顶距 4800mm。二）工作面基本支护 1、本工作面基本支架为 DW25-30/100 型外注液式单体液压支柱配合 1200mm 长的交接顶梁，采用正悬臂方法进行支护，柱距为 0.6m。排距为 1.20m。整体布局为垂直于工作面支设，沿工作面走向方向均匀布置。2、每次放炮后，及时铺网移梁，金属网采用 12铁丝编制菱形网，网孔规格：60 mm60mm，网片规格：1000 mm10000mm，网片搭接不小于 100mm，每隔 300mm 用 12#铁丝联结一道。3、工作面煤壁不得留有

25、伞檐，型梁末端要顶在煤壁上，有片帮的地方必须及时架设贴帮支柱。4、沿放顶线的一排柱子，必须及时挂上金属网并用铁丝连接牢固，防止串矸至工作面。附图：工作面支护示意图（附图 3）20 三）工作面两巷超前支护 运输顺槽及回风顺槽距工作面出口 20m 范围内架设超前加强支护，材料采用 DW25-30/100 型单体液压支柱，配合ZMKJ008 型或 2400mm型梁，一梁三柱，顶梁要和巷道顶板接实；超前支护距工作面出口 10m 内为双排架棚，外 10m 为单排架棚；单体注液口必须一致，并平行于两巷走向方向。四）工作面上下安全出口支护 采用单体型号：D2530100 的单体液压支柱，配合长度为 3.6m

26、 的型钢梁进行并对支护。支护方式为“四对八梁”。对应棚(中对中)间距为 600mm，排距中对中 1200mm；迈步、收步交替支设，迈步与收步步距为 l200mm。21 五）工作面特殊支护 靠近放顶线一侧必要时可打戗柱和从柱，煤壁片帮处及时补打贴帮柱。木垛：当工作面遇有断层或其它异常情况时，采用规格为长 1800 mm160mm 和宽 1400mm160mm，即料长 1800mm或 1400mm，直径不小于 160mm，木垛料必须两面见线，且要求直，装设木垛时，必须四面见线，与顶板接实有劲，严禁架设在浮煤或浮矸上。六）顶板来压时的支护措施（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

27、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，并按 0.4m 间距加密切顶斜抬棚和贴帮支柱，沿采空区一排支柱打一排戗柱，并使用木鞋板打紧戗支棚，当顶板增大时，加密支柱。（2）回柱采空区顶板不垮落，其悬顶沿走向大于 5m，要及时报矿领导研究采取强制放顶措施。七）回柱放顶方法及回柱工艺 采用垮落法处理采空区，人工回柱放顶。回柱放顶坚持先支后回的顺序，严格执行由上而下、有里向外的原则，回柱地点必须确保支护良好，密集及戗柱齐全、安全可靠。二、支护材料 根据以往同号煤层采煤过程中所需的支架密度：1504 采面支护密度为：柱距 600mm、排距 1200mm，采用“一梁一柱”22

28、正悬臂支护方式进行支护，顶板管理为“34 排管理”。1、工作面支护密度验算 (1)工作面按 6 倍采高的顶板岩石重量所需的支护密度 式中：q支护密度，根/m2。Q取 6 倍采高的单位面积顶板岩石重量，t/m2。P每根支柱的额定工作阻力，30t。C不均衡系数，取 1.4。（2）工作面基本支护密度验算：因本工作面基本支护为“一梁一柱”，柱距：0.6 米，排距：1.2 米，采用“34 排管理”，故：工作面最大控顶面积为：4.80.62.88m2.工作面最小控顶面积为：3.60.62.16m2.所以选取最大控顶面积时的支护密度进行验算得：n大82.882.77(根/m2)；选取最小控顶面积时的支护密度

29、进行验算得：q=QC=62.52.51.4=1.75(根/m2)P 30 23 N小62.162.77(根/m2)；从上述计算可以看出选最大控顶面积时支护密度为：2.77(根/m2)，大于按 6 倍采高计算时工作面所需的支护密度：1.75(根/m2)，因此工作面基本支柱的支护密度符合该工作面支强度要求。（2）工作面安全出口支护密度验算 因安全出口采“四对八梁”的支护形式，故验算迈步时取端头支护的最大控顶面积进行验算得 n大123.63.33(根/m2)1.75(根/m2)，故安全出口支护强度符合要求。2、工作面支护材料 单体液压支柱 基 本 柱：115/0.64=767 根 从 柱：120/0

30、.61=200 根 超前支柱：202=40 根 端头支柱：84264 根 关 门 柱：3/0.32=20 根 备 用 柱：180 根 合 计支柱总数：767+200+40+64+20=1091 铰接与型梁 基 本 梁（1200mm）：120/0.64=800 根 24 超前支护梁：（20/2.4+10/2.4）2=24 根(型梁)上下端头（3600mm）：82=16 根(型梁)合 计：800+2416+2（备用端头梁）=842 根 说明：老顶的初次来压和周期来压支护的选择：根据我矿对 5#煤层所进行的顶板管理经验，在正常回采期间严格按本采面支架布置方式执行;在遇地质构造或大面积悬顶地段，在末排

31、柱棵棵打设戗柱或加打戗棚加强支护。3、材料堆放 备用材料放置在距工作面 30m 以外的回风巷内，回收的坏损料放置在距工作面 100m 以外的回风巷内，材料要分类摆放，挂牌管理。堆放材料断面不得超过巷道断面的 1/3。三、乳化液泵站 根据液压支柱的供液压力及流量需要，选用 RB-80/120型乳化液泵站，配套为两泵一箱，泵站安装在距工作面 200m以外的南翼运输巷内。主要技术特征：型 式：三柱塞卧式往复泵 额定压力：20Mpa 公称流量：80L/min 电机功率：37KW 回采用压：18Mpa 四、初次放顶及末次放顶 1、初采工艺 检查工作面所有设备是否完好，运行是否可靠，原切眼 25 是否空帮

32、漏顶，支护材料是否充足，如有问题必须在开工前处理完毕。首先清理切眼。将生产溜移至开采侧煤帮，将溜子调好，打好溜子压柱和溜尾压柱。然后上铰接梁+单体液压支柱支护棚。具体步骤是，先上好型梁，每棚两梁 5 柱，梁端头位置不够用手镐创出梁窝，第一排单体支柱紧贴溜边支设；第二排支柱距第一排支柱 1.2m，梁间距调到 600mm,两排支柱设好后,沿工作面走向在第二排支柱柱与柱间打一排点柱,上述工序完成后，方可进行开帮。开第一茬炮后在下出口煤壁侧开好缺口，缺口超前切眼1200mm，沿走向长 4m。同时按规程要求支好端头支架，此时工作面基本支架形成一棚 2 梁 5 柱，接下来，工作面就可能按回采工艺及支护说明

33、进行正常推进。2、初次放顶（1）初次放顶组织措施 当工作面达到初次放顶条件时，由生产区队通知生产调度室，调度室通知放顶领导小组，该放顶小组由生产矿长、总工、安全矿长、生产技术科、安监科、生产科主管采煤的技术人员和施工单位主管领导组成，生产矿长为组长，先由生产技术科检查是否具备初次放顶条件，再汇报调度室通知放顶。待放顶领导小组进入现场根据作业规程要求全面仔细检查工作面的支护、顶板情况及特殊支护情况，排除各种隐患后认为确实符合放顶条件方可进行初次放顶，放顶期间，由施工单位主管领导现场亲自指挥。放顶组成员协助队干指挥。（2）初次放顶技术措施 26 支柱及顶梁回出后要及时打在新切顶线位置。回柱放顶要有

34、专人回料，专人负责监察顶板，同时要清理好退路，发现顶板来压，或顶板活动异常立即撤人。回柱时回柱人员要站在安全地点操作，严禁在无支护区的地点作业。在顶板不好或有大块移离岩层造成回料困难时，先打木点柱控制顶板，然后再回金属支柱。初次放顶前，工作面所有支柱都应进行二次升压。3、末次放顶（1）组织措施同初次放顶。（2）技术措施 放顶前的准备工作 放顶前拆除工作面和顺槽溜。清理好退路，支柱全部进行二次升压，放顶前在每架棚之间支设一架木棚。放顶 末次放顶准备工作完成后，开始放顶。放顶时，严禁分段作业和留棚跳放，放顶作业地点至少有三人，一人放顶，一人观顶，一人运料。放顶时，先回第二排支柱，再回第一排支柱。工

35、作面放顶结束后，在回进风侧各打一个木垛。五、正常推进时的放顶工作 1、循环放顶 工作面循环放顶为人工分段放顶，每段距离不小于20m，一律由溜头向溜尾方向或下山向上山方向依次放顶。回柱时放顶操作工要用卸载手把将支柱缓慢卸载，一人操作，一人 27 观顶。回出的单体支柱要打在新的切顶线下，不得将支柱乱躺乱放。当顶板来压时要停止放顶工作，撤到安全地点，待压力过后顶板稳定后再放。若遇工作面府斜角度过大时，回柱放顶前要在新的切顶线一排支柱上挂好挡矸帘。放顶遇到死柱时要用掏底的方法将其回出。若回柱放顶工作与煤帮支护工作同时进行时，二者平行作业间距不得小于 20m。2、工作面上下隅角放顶 下隅角（进风侧）放顶

36、工作可滞后工作面 2m，上隅角则必须与切顶线放齐。放顶时先取掉上、下顺槽原支护棚腿，然后将单体柱卸载。上、下隅角顶板不好，压力偏大或遇有其它情况造成人工回料困难或危险时，可用回柱绞车或顺槽溜放顶，放顶时先用木支柱由里向外替下单体柱，然后用绞车或顺槽溜回柱放顶，放顶回出的坑木要及时运到能装车的地点，不得在工作面或两道乱堆乱放。第二节 支护质量与过顶要求 1、单体液压支柱入井前必须逐根进行压力试验，合格后方可使用。2、支柱需全部编号管理，编号要清晰，对号要准确，不缺梁少柱。3、工作面支柱要打成直线，排距 l2 00mm，柱距 6 00mm，偏差均不超过l 00mm，端面距不得大于 l 00 姗35

37、0mm 4、底板松软时，支柱要穿柱鞋，钻底1 00mm，支柱支设应迎山有劲，迎山角 3。一 5。，初撑力不得低于 90KN，不 28 足要进行二次注液。5、支架要排成一条直线，其偏差不得超过5 0m。，中心距的偏差不超过1 00mm。6、工作面严禁使用损坏的顶梁和失效的单体液压支柱。不同类型和不同性能的支柱，不准使用，特殊情况下必需制定安全措施，经总工程师批准后，方可使用。8、煤层变化时，必须及时更换适应采高的支柱，防止支柱超高或压死，活柱的伸出量不得少于 200mm。9、所有支架必须架设牢固，严禁在浮煤或浮矸上架设支架，并使用防倒绳，防倒绳两头必须拴牢。10、工作面回采必须峒峒拉线，按线栽柱

38、，一开始就保证做到“三直一平”(即煤壁、输运机、支柱三直)首先要保证输运机铺平铺直。11、本工作面移架迈步之前，必须要铺好顶部的铁丝网。12、工作面采煤时若因顶板破碎，为防止掉顶，应及时打好贴帮支柱，再进行下一道工序。第三节 顶板管理主要参数 1、顶板管理主要参数表 项目 控顶距(m)放顶步距 顶板板移近 端面距 底板 29 最大 最小 m 量(mnm)mm 来压 初放 4.8 3.6 1.2 1 00mnm 1 00mm 正常 回采 4.8 3.6 1.2 1 00mnm 1 00mm 2、矿压参数分表 项 目 单位 数值 老顶初 次来压 老顶等级 级 来压步距 m 24 支柱载荷 平 均

39、值 最 大 值 KN 70 90 支柱钻底平均值 mm 100 周期来压 来压步距 m 10 支柱戴荷 平 均 值 最 大 值 KN 60 80 顶底板移量 平 均 值 最 大 值 mm 100 150 30 第五章 一通三防 第一节 风量验算 一、预计回采时工作面绝对涌出量、相对涌出量 1、预计工作面煤层瓦斯储量：W储=Q地W含 式中：W储煤层瓦斯储量，m3 Q地煤层地质储量，t，W含煤层原始瓦斯含量，m3/t，W储=Q地W含 =838359.5=796432.5m3 2、预计回采时工作面绝对涌出量、相对涌出量 工作面运输巷一趟高负压预抽煤层瓦斯时间为 15 天，预抽瓦斯浓度平均为 17%，

40、流量为 75 m3/min，计算瓦斯抽出量为 1836015275400m3；瓦斯残余量为 521032m3，即6.215m3/t，每天产煤 666t,可推算：绝对涌出量：2.87m3/min 相对涌出量：6.215m3/t 二、回采期间的配风量：31 1、根据日产 666 吨时，工作面绝对瓦斯涌出量配风 则配风量为：Q=Kq风100/c 式中：Q工作面配风量，m3/min；q风风排能稀释的瓦斯涌出量，m3/min；K 瓦斯涌出不均衡系数，K=1.8。则：Q=q风100K2.871001.8/0.8645.75m3/min 2、按工作面温度和适宜风速进行计算 Q风 60V(Smax+Smin)

41、/2=601.5(12+9)/2=945m3/min 3、根据分段爆破炸药消耗量进行配风 Q风25A=2527=675m3/min 4、根据工作面人数进行配风 Q风4N=604=240m3/min 总结：取其中最大值:945m3/min.5、风速验算：a、根据巷道断面验算风速：V=Q/（60S）式中：V巷道风速，m/s;Q工作面配风量，m3/min S进、回风断面，m2 32 V=945/（6010）=1.575（m/s）0.25m/sV4m/s，巷道风速符合要求。b、工作面风速、按工作面最小控顶步距计算最大风速 V大=Q/60hb小 式中：V大最大风速，m/s;h平均采高，2.5m；0.3支

42、架顶梁厚度，0.3m；b小最小控顶距，3.6m。V大=Q/60hb小=945/602.53.6=1.75m/s、按工作面最大控顶距计算最低风速 V低=Q/60hb大 =945/602.54.8 33 =1.31m/s 式中：b大最大控顶距，4.8m；0.25m/sV4m/s 根据风速验算，配风量符合要求。6、根据最高允许风速计算巷道断面：S=Q/（60V最）=945/(604)=3.94m2 中：V最采煤工作面允许的最高风速，4m/s；根据计算：当工作面配风不低于 945m3/min，工作面进、回风巷巷道断面小于 3.94m2时，要对其进行修复扩大其断面，在实际生产过程中，应根据实际瓦斯涌出量

43、适当增减风量，以满足生产的需要；在保证瓦斯不超限的情况下，应减少配风量。第二节 “一通三防”安全组织措施 一、通风瓦斯管理安全措施 34 1、通风科测风员每 10 天必须对 1504 工作面的风量测定一次，发现风量减少，必须立即查清原因，及时向通风科汇报，由通风科采取措施进行处理。需要调整风量时，通风科须编制调整风量的安全技术措施，经矿有关部门及领导审批同意后，严格按措施要求执行。2、通风科每班安设一名专职瓦检员，瓦检员必须严格执行瓦斯检查制度，现场交接班制度，严禁脱岗或班中睡觉，严禁虚报、假报、谎报瓦斯检查数据。3、瓦检员必须由经过培训，取得上岗证的人员担任，并持证上岗。4、当工作面风流中瓦

44、斯浓度0.8%时，瓦检员必须立即通知现场班长立即停止工作面刮板输送机的运转；当工作面风流中的瓦斯浓度1.0%时，瓦检员必须立即通知现场班长立即停止工作、撤出人员、切断电源、设置栅栏、揭示警标、并安排人员站岗，禁止人员进入瓦斯超限影响范围。5、当上隅角瓦斯浓度0.8%时，现场瓦检员必须立即采取措施进行处理。当上隅角瓦斯浓度1.0%时，当班瓦检员必须通知现场施工单位班排长：立即停止工作、撤出人员、切断电源、设置栅栏、揭示警标、并安排人员站岗，禁止人员进入瓦斯超限影响范围。35 6、当工作面回风流中瓦斯浓度0.80%时，瓦检员必须立即通知现场班长立即停止工作、撤出人员、切断电源、设置栅栏、揭示警标、

45、并安排人员站岗，禁止人员进入瓦斯超限影响范围。6、采煤工作面、回风巷及上隅角风流中瓦斯超限时的撤人范围为：工作面及运输巷人员撤到距工作面下安全出口 50m 以内的 1504 运巷内，1504 回风巷的人员全部撤到南翼运输进风流当中。由回采单位现场班长安排人员在距下安全出口 50m 的 1504 运输巷、距 1504 回风巷防突反向风门以外设置设置警戒、揭示警标、禁止人员进入瓦斯超限影响范围；由班长安排现场机电工立即切断 1504 运巷、1504 工作面、1504 回风巷的一切非本质安全型电气设备的电源。7、站岗人员未得到现场班排长的撤岗命令不得离岗，站岗期间严禁脱岗或岗中睡觉。8、因瓦斯超限切

46、断电源的电气设备，只有当瓦斯浓度降到规定值以下时，方可恢复送电；因瓦斯超限停止工作的，只有待瓦斯浓度降到 0.80%以下时，恢复工作。恢复工作时，由瓦检员通知现场班长，由班排长撤岗。9、瓦检员必须监督好回采单位施工人员施工上隅角的隔离墙，并随时挂好上山角风幛，使上隅角瓦斯浓度随 36 时处理在 0.8%以下。二、瓦斯抽采安全组织措施 1、抽采队测流工每七天应对 1504 采面的抽采系统进行一次全面观测，发现抽采负压下降、抽采浓度降低、或抽采流量减小时，必须及时进行调整，使瓦斯抽采处在最佳状态。2、抽采队每天安排管路维护工对瓦斯抽采管路巡查、放水、维护，保证管路不积水，不漏气，发现问题及时处理，

47、不得出现管路积水、漏气，不得影响瓦斯抽采效果。3、瓦斯抽采泵维护工经常对瓦斯抽采泵进行检查、维护，发现问题，及时处理，保证瓦斯抽采泵连续、正常运转，防止无计划停运瓦斯抽采泵。4、抽采泵司机必须经常观察瓦斯抽采泵运行情况。当发现抽采异常或抽采浓度降低时，必须立即向抽采队及矿调度汇报，由抽采工队采取措施进行处理。5、当出现无计划停泵时，瓦斯抽采泵司机必须立即向矿调度及通风科汇报，由矿调度立即通知 1504 采面现场班长立即停止工作、撤出人员，切断 1504 工作面及 1504回巷、一切非本质安全型电气设备的电源，由瓦检员设置栅栏、揭示警标、现场班长安排人员站岗，禁止人员进入停运瓦斯抽采泵影响范围。

48、瓦斯抽采泵停运后的撤人、停 37 电范围与瓦斯超限时的撤人停电范围相同。抽采工区立即采取措施进行处理并将处理情况向矿调度汇报。6、有计划停运瓦斯抽采泵时，需要停运瓦斯抽采泵的单位必须编制停运瓦斯抽采泵的安全技术组织措施，经矿有关部门及领导审批同意后，严格按措施执行。7、瓦斯抽采泵停运，恢复抽采后，瓦检员必须先检查瓦斯，只有当工作面及其回风流中瓦斯浓度0.80%，上隅角瓦斯浓度0.8%时，运输巷风流中瓦斯浓度0.5%后，方可恢复工作，恢复送电。8、入井人员必须爱护瓦斯抽采管路，不得随意拆卸，敲打、损坏瓦斯抽采管。9、瓦斯抽采管上严禁堆积物料，当瓦斯抽采管上堆放物料时，瓦检员必须向矿调度及通风工区

49、值班人员汇报，矿调度根据汇报的具体情况，安排有关单位进行处理。防止瓦斯抽采管受压造成瓦斯抽采管漏气，影响抽采效果。三、消除突出危险效果验证安全组织措施 1、消除突出危险效果验证由通风科防突工进行，每次进行消除突出危险效果验证后，防突工必须现场填写防突控制管理牌板。防突控制管理牌板必须填写 K1 值，允许推采距离。2、回采单位必须按照允许的推采距离组织生产，不 38 得超距离回采。3、必须制作消除突出危险效果验证报表上报矿有关部门及领导。4、回采单位每班将推采进尺向矿调度及通风科、安检科、技术科汇报，便于各单位掌握推采情况，防止超距离回采。5、矿调度、安检科、施工单位、技术科必须悬挂防突控制管理

50、牌板，并及时填绘。6、每月由通风科牵头，安检科、回采单位、技术科、机电科参加，对该面进行一次防突检查，对查出的问题，各有关单位必须及时整改。四、防灭火安全组织措施（一）、防治外因火灾 1、严禁携带烟草及点火物品下井，严禁穿化纤衣服下井。2、工作面及其运、回巷不得进行电焊、气焊及喷灯焊接工作。3、施工单位每月必须指定人员对灭火器至少进行一次全面检查。发现失效、过期、损坏的灭火器应及时更换。4、回采单位机电工必须加强电气设备的检查、维护，39 大班机电工每天、小班机电工每班至少对该面及其运回巷、回风下山、回风通道的电气设备进行一次全面检查，发现问题，及时处理，杜绝电气设备失爆。（二）、灭火措施 1