xx煤矿┄┄6123综采工作面作业规程

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1、xx煤矿6123综采工作面作业规程 Xx矿业(集团)有限责任公司xx煤矿6123综采工作面作业规程矿 别 x x 煤 矿 施工区队 综 采 三 区 工作面名称 6123工作面 持用单位 编制时间 2012年11月29日 工作面作业规程编制通知书根据矿井生产安排， 工作面预计于 年 月 日开始生产。在采煤工作面作业规程编制前，请有关单位于 年 月 日前提交经批准的以下技术文件：一、回采工作面地质说明书；二、工作面有关报告、设计、措施及批复、意见；包括巷道布置平、剖面图，巷道隐蔽工程记录等。三、通防设计：包括工作面通风、监测监控、工作面瓦斯防治、防尘、隔爆和防治自然发火等。四、工作面供电设计。 区

2、根据提供的以上技术文件，务必于年月日前完成采煤作业规程的编制，并送矿会审。副总工程师： 年月日 总工程师：年月日 接受单位签字：接受单位签 名日 期备 注技术科地测科通风区机电科综采三区采煤工作面投产合格证 矿 年第 号 采区 工作面生产准备工作已完工，经 同志于 年 月 日组织有关单位，对该面巷道系统及瓦斯治理、防治水等有关安全工程项目现场检查验收，均达到投产标准，符合质量要求，特发此证，准于 月 日交 区正式投入生产。该工作面存在以下问题，限 月 日前分别由下列单位按要求解决，如影响安全生产，一律追究分工单位领导的责任： 验收负责人：验收人员会签：单 位姓 名日 期单 位姓 名日 期签 发

3、矿 长： 目 录 第一章 地质概况第一节 工作面位置及井上下关系8第二节 煤层情况8第三节 煤层顶底板情况9第四节 地质构造11第五节 水文地质11第六节 瓦斯地质12第七节 影响回采的其它因素12第八节 储量及服务年限14第二章 采煤方法和回采工艺第一节 采煤方法的选择15第二节 巷道布置15第三节 回采工艺17第四节 设备配备20第三章 顶板控制第一节 支护设计22第二节 控顶方法25第三节 矿压观测33第四章 一通三防第一节 通风系统35第二节 瓦斯防治38第三节 综合防尘系统40第四节 防灭火系统43第五节 通风安全监测系统 47第五章 生产系统 49第六章 劳动组织和主要技术经济指标

4、第一节 劳动组织52第二节 循环作业图表52第三节 主要技术经济指标55第七章 煤质及资源管理56第八章 安全技术措施 第一节 一般规定57第二节 顶板管理，落煤、移架、推溜、防倒、防滑62第三节 防治水 70第四节 爆破及爆破器材管理 70第五节 一通三防及安全监控 70第六节安全设施及安全管理 74第七节工作面运料及材料管理 75第八节运输 76第九节机电 80第十节其它 93第九章 灾害应急措施与避灾路线 95第十章 其它内容 97 审 批 记 录 会审主持人：姓 名日 期说 明编制单位编制人负责人会 审 单 位技术科安监处调度所瓦治办通风区防突区地测科坑代科机电科保运二区煤管科运输区采

5、煤副总批准矿总工程师 审 批 记 录 第一章 地质概况第一节 工作面位置及井上下关系 6123工作面位置及井上下关系一览表 表1水平名称一水平采区名称82采区地面标高22.122.6m工作面标高-384.5m-444.6m地面位置 6123工作面位于井田西部，西风井东部。地表主要为农田及河流，河流为西湾沟。井下位置及与四邻关系6123工作面为82采区左翼6煤组第二区段，上部以F9断层保护煤柱为界，右侧以采区上山保护煤柱为界，左侧以-380m防砂煤柱为界，下部6125工作面，该面尚未准备。回采对地面设施的影响工作面回采范围反映至地表主要为农田和河流，回采后地表塌陷，影响农田耕种。可采走向长度m5

6、75倾斜长(m)160平面积 (m2)90867第二节 煤层情况 6123工作面煤层情况表 表2开采煤层61煤开采层厚度0.5 2.0m煤层倾角615煤层结构简 单硬 度 0.20.3煤 类气 煤可采指数1变异系数%12%稳定程度较稳定煤层情况 描 述6123工作面回采二迭系下石盒子组61煤层，61煤厚1.42.0m，平均1.5m，煤层结构简单。61煤层下部为62煤层，两层煤间距约5.19.2m，平均6.5m。两层煤间岩性以泥岩和细砂岩为主，局部含有粉砂质成分。第三节 煤层顶底板情况 6123工作面煤层顶底板情况 表3 煤 层顶 底板情 况 顶底板名称岩 石名 称 厚度(m)岩 性 特 征老

7、顶细砂岩3.714.4浅灰色，细砂岩，以石英长石为主要成份，矽质胶结，裂隙较发育，含有菱铁质结核，具水平层理，含植物化石碎片。61煤直接顶泥 岩2.022.4深灰色，块状，致密，局部含有炭质泥岩，水平层理，富含植化碎片，遇水易泥化。61煤直接底泥 岩0.21.1灰深灰色，致密，碎块状，富含植化碎片，遇水易膨胀、泥化。老 底粉砂岩4.05.7灰色，块状，致密，含有泥质成分，断面粗糙。6123工作面地层综合柱状图地层岩石名称厚 度（m）柱状图岩 性 描 述二叠系下石盒子组粉砂岩4.76.6 土黄色，块状，裂隙发育，含有紫红色菱铁质，具水平层理。泥 岩2.18.6 黑灰色，具紫斑状，致密块状，具滑面

8、，含有少量植物化石碎片。细砂岩7.68.1 浅灰色 ，块状，致密，成分为石英长石，富含菱铁质及其暗色矿物，波状层理裂隙发育。粉砂岩0.95.2 深灰色，细粉砂质，块状，含少量植化碎片，具水平层理。细砂岩3.714.4 浅灰色，细砂岩，以石英长石为主要成份，矽质胶结，裂隙较发育，含有菱铁质结核，具水平层理，含植物化石碎片。泥 岩2.022.4 深灰色，块状，致密，局部含有炭质泥岩，水平层理，富含植化碎片，遇水易泥化。61 煤1.42.0平均1.5黑色，油脂光泽，黑褐色条痕易脆呈粉末或鳞片状，宏观为亮-半亮型煤。 泥 岩01.1灰-深灰色，碎块状，富含植化碎片，遇水易膨胀泥化。细砂岩4.05.7

9、灰色，块状，致密，含有泥质成分，断面粗糙。粉砂岩1.12.4 灰-深灰色，块状，致密。 62煤1.31.7黑色，块状，次为粉末状，油脂光泽，属半亮型煤。泥岩1.92.7 深灰色，块状，致密，富含植化碎片。粉砂岩1.34.4 灰色，块状，致密，含有泥质成分，水平层理。63煤1.11.6黑色，块状，玻璃光泽，亮-半亮型煤。泥岩1.92.3 深灰色，块状，致密，富含植化碎片。煤0.20.4黑色粉末状，弱玻璃光泽，半亮型煤。 泥岩1.43.3深灰色块状，上部含炭质较高，下部含植化碎片。第四节 地质构造一、断层情况及其对回采的影响： 6123工作面主要断层情况一览表 表4 6123工作面基本沿煤层走向布

10、置，地层走向近南北，倾向东，地层倾角615，平均为11。根据已揭露煤层情况和勘探资料分析，工作面小构造较发育，煤层起伏变化较大。工作面共揭露10条断层，逆断层1条，其余均为正断层，落差H5m的2条，2mH5m的1条，H2m的7条，其中风巷的82F21断层和82F30断层分别造成约70m和25m的全岩巷道，对回采影响较大。构造名称倾向()倾角()性质落差(m)对回采影响程度82F2128060正6.0较大82F3012070正5.0较大82F2027560正2.5较小6123F128055逆0.7较小6123F222040正0.8较小6123F335540正0.5较小6123F45345正1.0

11、一般6123F56740正0.6较小6123F63045正1.3一般6123F730050正0.6一般二、褶曲情况及其对回采的影响：综合分析，工作面地质条件较复杂，小褶曲发育，煤层受断层及褶曲影响起伏变化较大。第五节 水文地质一、含水层分析 6123工作面水文地质条件中等，主要受顶、底板砂岩裂隙水和上部四含水的影响。 1、工作面受煤系砂岩裂隙水影响 ，根据掘进期间揭露情况分析，砂岩裂隙一般不发育，富水性较弱，且补给水源不足，多以淋渗水的形式出现，且衰减速度较快，预计回采期间正常涌水量13m3/h，最大涌水量5m3/h。 2、工作面里段回采上限为-380m的防砂煤柱，煤柱厚度为4555m，根据勘

12、探及上一区段6121工作面风巷四含探查资料综合分析，该区域四含岩性组成多为钙质粘土，局部含薄层砾石或粉砂岩，施工的探查与疏放钻孔基本无出水，富水性总体较弱，多以淋、渗水的形式进入工作面，回采期间尤其在过断层期间有水量增大的可能，需加强水情监测工作。二、涌水量1、正常涌水量：13m3/h。2、最大涌水量：5m3/h。第六节 瓦斯地质一、瓦斯基本情况（瓦斯压力、瓦斯含量等）根据勘探资料分析，回采期间瓦斯涌出主要来源于本煤层瓦斯涌出、围岩瓦斯涌出和临近层瓦斯涌出。二、瓦斯治理方案回采期间的瓦斯治理方案1、风巷隅角插管抽放；2、工作面有效通风，冲淡和排走瓦斯。三、预计瓦斯绝对涌出量、相对涌出量绝对瓦斯

13、涌出量：5.12m3/min；相对瓦斯涌出量：Q6.7m3/t。第七节 影响回采的其它因素一、影响回采的其它地质情况 影响回采的其它地质情况表 表5煤 尘 根据2009年煤的自燃倾向性鉴定报告，该面61煤层挥发分产率30%，火焰长度200-350mm，煤尘有爆炸性危险。煤 的自 燃 根据2009年煤的自燃倾向性鉴定报告，该煤自燃倾向性等级为类，自燃倾向性为自燃。地 温 根据矿井地质报告资料分析，矿井恒温带深度39m，恒温带温度为14.6，地温梯度2.6/100m。6123工作面垂深为-384.5-444.6之间，经计算地温在24.025.2.0，为无热害区。地 压 根据掘进期间揭露情况，工作面

14、地压活动强烈，且风巷沿F9断层施工，小构造较为发育，回采期间需做好顶板管理工作。 煤 尘 根据2009年煤的自燃倾向性鉴定报告，该面61煤层挥发分产率30%，火焰长度200-350mm，煤尘有爆炸性危险。二、冲击地压和应力集中区： 1、该面无冲击地压威胁。2、工作面距离基岩面较近，根据掘进期间揭露情况，工作面地压活动强烈，且风巷沿F9断层施工，小构造较为发育，回采期间需做好顶板管理工作。三、地质部门建议： 1、根据掘进期间揭露情况，工作面内小构造较为发育，工作面里段距61煤层露头较近，且风巷F9断层保护煤柱施工，预计回采期间地压活动强烈，需加强顶板管理。 2、根据82采区瓦斯治理报告分析，该面

15、处于瓦斯风化带内，工作面内煤层瓦斯含量较低，为无突出危险区域，在施工中应加强“一通三防”管理工作。 3、该面为薄煤层综采工作面，受小构造影响，局部煤层起伏变化较大，回采期间局部可能破岩较多，施工单位需加强破岩、浮煤清理以及煤质管理工作。 4、工作面基本沿煤层走向布置，机、风巷低洼点及机头处易积水，回采期间需加强排水及排水设施的维护工作。另外，6121采空区内有一处积水，受采动影响，可能有少量积水通过F9断层破碎带渗入工作面内，回采期间需加强水情监测工作。第八节 储量及服务年限一、储量：工作面工业储量：193200吨工作面可采储量：183540吨二、工作面服务年限：工作面服务年限可采储量/设计月

16、产量= 183540/313206月第二章 采煤方法和回采工艺第一节 采煤方法的选择一、采煤方法：单一走向长壁综合机械化采煤法。二、确定依据：1、xx煤矿中煤组储量丰富，61煤层厚度一般为1.42.0m，平均1.5m，煤层结构简单且稳定性较好，故对61煤层采用单一开采。2、工作面依附82采区7煤组主体上山和6煤组主体上山构造主要生产系统，采用走向长壁式布置。3、目前薄煤层综采设备性能较高、稳定性好，全国范围内同行业薄煤层综采技术较为成熟，而集团公司薄煤层综采回采面（7122、6121工作面）已在我矿成功回采结束，为薄煤层综采工艺的推广和应用积累了成功经验。4、区队综采管理水平及职工操作的熟练程

17、度可以满足该工作面生产的需要。5、采用薄煤层综采工艺有利于我矿采煤机械化水平和单产水平的提高。三、推进方式：后退式走向长壁推进，最大仰俯采角度不大于7。四、采高确定： 本工作面开采层厚度1.4m2.0m，平均1.5m。根据集团公司为该面所配主要设备的技术参数，回采时采高按以下原则控制：1、工作面采高控制在1.61.85m之间，以保证工作面运输机正常搭接及工作面顶板与两巷顶板不留台阶为原则；2、工作面严格跟顶回采，当煤厚大于1.85m时，跟顶丢底回采；当煤厚小于1.6m时，跟顶破底回采。第二节 巷道布置一、采区设计、采区巷道布置概况 ：82采区为采区式布置，82采区7煤组设计四条上山平行布置，即

18、轨道上山、运输上山、回风上山和行人上山，均布置在72煤层底板，距72煤2040m。82采区6煤组设计三条上山平行布置，即轨道上山、运输上山、回风上山，均布置在61煤层底板。82采区6煤组运输上山通过煤眼与82采区运输上山相联系，82运输上山通过82采区7煤组采区煤仓与西翼二部皮带联接；82采区6煤组轨道上山下部车场通过联络巷与82采区7煤组轨道上山下部车场相联系，82采区轨道上山通过下部车场与南翼轨道运输大巷直接相联；82采区6煤组回风上山通过82采区6煤组回风联巷与82采区回风上山相联系，82采区回风上山通过82采区总回风巷与102总回相联系，6123工作面依附82采区6煤组上山和82采区7

19、煤组上山构建主要生产系统。二、工作面运输巷：工作面运输巷支护方式为U29型钢锚杆支护，宽高为3.82.9m，该巷道跟61煤层顶板施工；巷道用途：1、工作面的安全出口；2、工作面进风巷道，出煤、运料、供水、供风、供电、排水等通道。三、工作面回风巷：工作面回风巷（风巷）主要为U29型钢支护，宽高为3.42.9m；跟61煤层顶板施工；巷道用途：1、工作面的安全出口；2、工作面回风巷道，工作面主要供水、供风、运料、灌浆通道。四、工作面开切眼：切眼支护方式:采用11#对焊工字钢支护锚索加固棚，切眼尺寸为宽高50002000mm。跟顶破底施工。巷道棚用途：1、安装综采三机设备。2、回采初始作业场所。3、工

20、作面通风通道。五、主要联络巷：1、82采区6煤组运输上山：通过煤眼连接6123机巷与82采区运输上山， U29型钢+锚喷支护，宽高为3.82.9m；巷道用途：进风、出煤、出口。2、82采区6煤回风斜巷：连接6123风巷与82采区6煤组三中车场，U29型钢+锚喷支护，宽高为3.82.9m；底板穿层巷道。巷道用途：运料、排水、出口。3、82采区6煤组回风联巷：连接6123风巷与82采区回风上山，U29型钢支护，宽高为3.82.9m；底板穿层巷道。巷道用途：回风、出口。六、区段溜煤眼：本工作面机巷皮带机直接与82采区6煤组集中运输巷皮带机搭接，故无区段溜煤眼。七、主要硐室：本面有简易组装硐室，对30

21、架有护帮板支架进行组装，长宽高为1543.5m。第三节 回采工艺一、工艺流程该面采用综合机械化采煤工艺,一次采全高。机组落煤煤机装煤（运输机、转载机、皮带机）运煤邻架移架推移工作面刮板输送机采空区垮落。二、落煤1、落煤方式：机组落煤2、进 刀与割煤方式：（1）割煤方式：双向往返割煤（2）进刀方式：端头斜切进刀（3）进刀过程：如附图1所示（以工作面下端头进刀为例说明）。A、斜切进刀：采煤机从运输机机头处向上牵引，利用运输机弯曲段牵引切入煤壁，直至后滚筒全部进入煤壁为止；B、移机头部分：煤机后滚筒完全进入煤壁后，将煤机后滚筒至机头段运输机推至煤壁，使运输机呈一条直线；C、返刀：运输机移直后，反方向

22、开动煤机，割透运输机头段的三角煤； D、上行割煤：割透三角煤后，改变煤机的运行方向，从机头向机尾方向割煤。E、顺序移车：在上行割煤时，滞后煤机后滚筒58m顺序拉架，滞后煤机滚筒1215m移车。 三、装、运煤煤机装煤为主、运输机铲煤板和人工装煤为辅，刮板输送机运煤。四、工作面支护及采空区处理（见第三章）五、再生假顶一次采全高，无需铺设人工假顶。第四节 设备配备一、工作面设备（采煤、支护、运输设备名称、型号、主要技术参数和数量） 工作面主要机电设备及技术特征表 表6设备名称规格型号单位数 量功率（KW）备 注中间支架ZY4000-09/20架82采高0.92.0m，中心距1500mm，工作阻力：4

23、000KN。25106架。中间支架ZY5000-09/20架22采高0.92.0m，中心距1500mm，工作阻力：5000KN。324架。过渡支架ZY4600-13/28架4采高1.32.8m，中心距1500mm，工作阻力：4600KN。机头机尾各两架。采煤机MG2100/456-WD台14561140V，滚筒直径1250mm，牵引速度：0610m/min运输机SGZ-730/400部14001140V，900T/h，链速1.25m/s转载机SZZ-730/132部11321140V，700T/h，链速1.3m/s破 碎 机PLM-1000部11101140V，1000T/h，破碎粒度1530

24、cm乳化泵BRW315/31.5套22001140V，315L/min，两泵一箱皮带机SDJ150部11501140V，带速：2m/s，630T/h二、工作面设备布置示意图（见附图2）第三章 顶板控制第一节 支护设计一、液压支架支护强度校验1、按经验法计算支护强度(1)根据采高及上覆岩层碎胀系数计算跨落带高度，按下式计算：M-Hi（Ki-1）=0 Hk=Hi 式中：M-采高（m）Hi-上覆岩层第i分层厚度(m)Ki-上覆岩层第i分层岩石碎胀系数，本面取1.15Hk-跨落带高度(m)则： Hk=Hi M/(Ki-1)=1.85/(1.15-1)=12.3m(2)根据跨落带高度计算支护强度，按下式

25、计算：ptHkcos式中：pt-工作面支护强度，kN/m2； Hk-上覆岩层跨落带高度（m）-顶板岩石容重，kN/m3。取25 kN/m3。-工作面煤层倾角（），取12则：ptHkcos12.325cos12325.2 kN/m20.3Mpa2、参考同一煤层矿压观测资料所得最大平均支护强度 6121工作面矿压观测与本面矿压预计 表7序号项 目单位参考面实测本面预计1顶底板直接顶厚度m2.0-22.52.0-22.4基本顶厚度m3.8-14.83.7-14.4直接底厚度m0.2-1.50.2-1.12直接顶初次垮落步距m333初次来压来压步距m1818最大平均支护强度kN/m2296296最大平

26、均顶底板移近量mm200200来压显现程度明 显明 显4周期来压来压步距m1616最大平均支护强度kN/m2296296最大平均顶底板移近量mm150150来压显现程度明显明显5平时最大平均支护强度kN/m2296296最大平均顶底板移近量mm1001006直接顶悬顶情况m117底板允许比压MPa2.02.08直接顶类型类一类一类9基本顶级别级级级10机巷巷道超前影响范围m6570风巷m65703、选择本工作面支护强度最终确定本面最大平均支护强度为0.32Mpa。4、支护设备的选择 (1)支架支护高度的选择支架的最大高度：HMAX=MMAX=2.0mMMAX：为煤层的最大采高。支架的最小高度：

27、HMIN=M-S-aM为煤层的最小采高，本面最小采高0.5m；S为支架顶梁未端顶板的最大下沉量，取0.1m/m即0.05m；a 为卸载高度，可取0.05m，则支架最小高度HMIN=0.5-0.05-0.05=0.4m(2)本面支护设备的选择中间支架：ZY4000-09/20中间支架：ZY5000-09/20过渡支架：ZY4600-13/28端头支护：采用4000mm长的型钢梁配合DZ25-25/100单体支柱一梁四柱走向棚支护，成对迈步式使用。选择依据：由于该面煤层赋存较为稳定，多数煤层厚度1.41.7m,故选用采高为0.9-2.0m的中间支架。中间支架工作阻力选择4000、5000KN，是因

28、为在0.9-2.0m采高范围内4000、5000 KN分别是2009年和目前国内液压支架的极限工作阻力。端头支架选择ZY4600-13/28型，是因为上出口压力集中，顶底板移近量相对较大，且机头机尾搭接所需高度较大。二、液压支架适应性分析 根据三机配套情况分析，该套设备的最小采高为1.25m，煤厚小于该高度时跟顶破底回采。根据掘进期间揭露巷道矿压显现情况，预计工作面回采期间压力显现将比较明显，根据矿压显现情况，必要时在支架下打两根DZ22-25/100单体加强支护。项 目工作面条件支架适应条件采 高1.32.01.1 m1.85m 倾 角6 o18o30o煤 厚1.4m2.0m0.9 m2.0

29、 m煤层硬度0.20.31支护强度0. 33Mpa0.50.62 Mpa底板比压1.1Mpa1.11.5Mpa（前端）顶板种类中等稳定顶板中等稳定顶板工作面条件与支架适应条件对比表 表8三、乳化液泵站1、泵站选型、数量：根据工作面液压支架要求及现有装备情况选用BRW315/31.5型泵站一套：两泵一箱。2、主进管路型号为：4SP3240Mpa 主回管路型号为： 4SP11/225Mpa3、泵站位置：泵站与开关列车放置，转载机机头附近合适的位置。4、泵站使用规定。（1）泵站压力：根据支架选型设计的要求，泵站压力设定值为31.5Mpa。泵压由检修工调定，其它人员不得随意调整。正常情况下，只准开一台

30、，另一台备用，如果有一台损坏应及时修复。（2）乳化液配比浓度为35，水质为中性，乳化油为油包水型，且应做到自动配比；泵站司机每班必须检查乳化液深度，确保浓度符合要求，并做好相应的检查记录。（3）过滤器应定期清洗，防止堵塞，乳化液泵箱每周清理一次。（4）液压管应排放、吊挂整齐，密封圈和管路损坏应及时更换，防止乳化液流失。第二节 控顶方法一、工作面支架主要技术特征： 液压支架主要技术特征表 表9项 目内 容支架架型ZY4000-09/20；ZY5000-09/20支撑高度（m）0.92.0支架宽度（m）1.411.58支架中心距（m）1.5初撑力（kN）2910；4000额定工作阻力（kN）400

31、0；5000支护强度（MPa）0.50.62对底板比压（MPa）1.11.5泵站压力（MPa）31.5支架重量（t）10.45二、工作面支护与采空区处理1、支架操作方式：邻架操作。2、移架方式：顺序移架。滞后煤机后滚筒58 m移架，如局部顶板破碎，可超前移架。3、移架步距：0.6m。4、推溜方式：滞后煤机后滚筒1215m推溜，工作面采用顺序逐架推溜方式，推溜步距为60050mm，确保工作面运输机成一直线；当采煤机到工作面运输机头后，先向上返刀直至煤机后滚筒完全进入煤壁、完成进刀后再将机头处运输机移至煤壁。机尾推溜方式与机头处相同。5、采空区处理：全部垮落法。6、两巷支架的回撤：机、风巷工作面煤

32、壁一侧抹帽支架跨运输机的，在运输机机头或机尾前替换为型钢梁配合单体支护，回撤原支架时必须遵循先支后回的原则，且保持型钢梁支护与抹帽交叉支护不少于300mm。回收方法：拔柱器人工回收。两巷抹帽单体支架及时回收，使最后一排支柱与排头支架的前连杆下铰点一齐，回收方法：使用拔柱器和放水手把人工回柱。回收顺序，由里向外，回收步距为一节顶梁长度。人工回收支架的方法：整改出口以里范围内支架、清理后路，确保支柱正规有劲，过顶严密，后路安全畅通。在待回顶梁下方插齐水平销并打上劲，再挂好大笆，防止回柱时窜矸。将拔柱器挂在正规有劲的支柱上，钩头挂牢待回支柱的手把及柱鞋链，拉紧拔柱器绳，松掉拔柱器手把，然后用放水手把

33、远距离操作，缓慢卸载支柱，然后将支柱用拔柱器拉出。支柱回收后，由里向外逐棚回收顶梁：先用长把手锤退掉水平销，待顶板冒落稳定后再退掉顶梁的圆销，拉出待回收的顶梁。将回收的顶梁和支柱运至抹帽棚外指定地点码放整齐，或承载于放顶线处。两巷支架回撤注意事项：加强隅角回收期间的瓦斯管理，扒开充填垛前后要监测瓦斯浓度，必须保证瓦斯浓度不大于1。加强回收期间的隅角通风管理，风巷隅角处按要求设置风障，防止隅角瓦斯积聚。两巷回撤支架时挡矸要严密，严禁窜矸（包括防止矸石窜入支架内）。及时收角，必要时可超前回收一峒。窜型钢梁时，为确保安全，可在新放顶线钢梁两侧架设走向挑棚加固。收作后，如顶板冒落不充分的，必须用编织袋

34、装煤矸充填严实。三、端头支护方法：1、上、下端头支护：上、下端头采用HDJA-1000限位梁配合单体支柱（机、风巷用DZ28-25/100）一梁一柱（两帮一梁两柱）支护，靠近工作面过渡支架侧跨机头（机尾）地段各采用1对2根4000mm长的金属型钢梁配合单体一梁四柱架设迈步式走向棚，型钢梁棚间距不大于300mm。2、上、下端头架设的型钢梁棚与支架之间间距不大于500mm，且顶板必须接实过严，严禁留有台阶或裸棚现象存在。3、移机头（尾）时，型钢梁棚迈步顺序：窜梁：先将其中一根型钢梁支设在梁下的单体缓慢卸载，使钢梁自然下垂脱离顶板，然后人工将其前窜两个步距即1200mm，调整好钢梁位置（使两根钢梁错

35、距保持600mm），并一梁四柱支设后，掐掉煤壁侧与其对应的原抹帽棚棚梁，型钢梁老塘侧支架向前挂HDJA-1000挂梁，一梁一柱进行支护，必要时架设走向挑棚加强支护，严禁出现单橛棚，确保窜梁后老塘侧支护有效，窜梁过程中始终保持一根型钢梁棚正规有劲。替柱：在移运输机机头（尾）前，先替掉运输机前方的一根支柱，移输送机到位，然后支设好正规支柱。4、端头支架的单体必须棵棵穿鞋，铁鞋直径为300mm，如底软或支柱钻底量较大时必须在铁鞋下面加放方木，确保支护系统的强度符合要求，单体的初撑力不小于70KN/棵。5、所有单体必须拴设防倒绳，出口人行道宽度不小于700mm。四、特殊支架1、顺山挑棚：当煤壁出现片帮

36、超前移架后端面距仍大于340mm时，在确保人员进入煤壁作业安全的前提下，采用顺山挑棚及时维护，支护形式为：采用规格为2001600mm的半圆木配合DZ22-25/100型单体一梁两柱顺山支设。2、走向超前棚：当煤壁片帮严重，端面掉顶超过300mm，超前移架后端面距仍大于340mm时，在确保人员进入煤壁作业安全的前提下，采用走向挑棚及时维护。其支护方式为：采用2001600mm半圆木配合DZ22-25/100外注式单体液压支柱一梁一柱走向支护，棚距75050mm，半圆木一端插入支架顶梁上方，搭接长度不小于200mm，单体支设在煤壁侧距梁端200mm处，并用板皮、小笆等将顶板过严接实，并采用大笆背

37、帮。五、两巷及超前管理方法1、超前管理的形式：为了确保巷道在生产过程中符合安全生产要求，巷道超前管理的形式为：抹帽；套棚；挑棚。 2、超前支护的范围： 风巷、机巷超前煤壁58 m范围内(以不影响圆班推进度为标准)必须抹帽管理；两巷抹帽棚外应根据应力和巷道支护情况进行套棚或者挑棚管理。3、超前支护形式：（1）抹帽：风巷采用DZ25-25/100外注式单体液压支柱配合HDJA-1000金属限位梁一梁两柱下铁底梁架设六排走向棚，支柱支设在距梁端250mm处；机巷采用DZ25-25/100外注式单体液压支柱配合HDJA-1000金属限位梁一梁一柱（两帮一梁两柱）架设四排走向棚，如跨运输机处棚距较大，除

38、用木料过顶外，可在原U型钢棚每两棚之间加设一根长2700mm长的工字钢，以增加过顶强度。（2）套棚：采用DZ25-25/100型外注式单体液压支柱配合2400mm（风巷）或3200mm（机巷）工字钢架设在原每两棚U型钢棚支架之间，一梁二柱。（3）挑棚：采用DZ25-25/100外注式单体液压支柱配合2402400mm半圆木在原U型棚正下方一梁三柱走向支护，支柱支设在顶梁交接处。 六、顶板管理参数 顶板管理参数表 表10项目 阶段控顶距（m）初撑力（KN）放顶步距（m）端面距（mm）底板比压（MPa）最大最小支架支护4.7304.130242829100.63414161.1七、支护质量要求1、

39、支架支护质量要求支架初撑压强不低于25MPa。支架直线段应呈一条直线，其偏差不得超过50mm，支架中心距为1500100mm。支架顶梁与顶板平行支设，其最大仰、俯角小于7。支架不歪斜，无倒架现象，支架中心线与运输机垂直，上下调斜不大于5。相邻支架间不能有明显错茬（立柱前方1m到老塘侧顶梁高低错茬不超过侧护板高度的23），支架不挤不咬，架间空隙不大于200mm。由于支架设计没有护帮板，因此回采过程中，要加强端面管理，端面距大于340mm时，及时超前移架。严格控制端面冒顶，当端面冒高超过300mm时及时超前移架，必要煤壁侧使棚维护。2、两巷支护质量要求所有支柱必须正规有劲，严禁支设在浮煤、浮矸上。

40、损坏、失效的支柱和顶梁必须及时更换，人行道两侧拴齐拴牢防倒绳，所有支护必须正规完好。支柱初撑力不小于70KN/棵。抹帽棚顶梁铰接完整，调整支架时，其交叉支护长度不少于300mm，严禁单撅棚存在。两巷抹帽棚巷道高度不小于1.8m，20m以外巷道高度不低于2.0m，人行道宽度不小700mm，断面不低于3.5m2。所有支架接顶严实，无空帮空顶现象存在，抹帽棚与原巷道支护之间严禁存在裸棚现象。八、支护平剖面图（见附图3、附图4）第三节 矿压观测一、矿压观测内容：1、支护质量动态监测内容：主要观测两巷单体支柱的初撑力、工作阻力；工作面支架的初撑力、工作阻力；工作面端面距、端面冒高情况；采空区悬顶情况。2

41、、巷道变形离层观测：观测巷道随着与工作面距离的变化，在高度、宽度方面的变化；观测两巷U型支架变形损坏情况，观测锚网索支护巷道顶板下沉量情况；观测两巷超前管理段巷道断面、支护质量、高度、宽度的变化。3、顶板活动规律的观测：通过矿压观测，总结分析工作面直接顶初次跨落步距，基本顶初次来压步距、周期来压步距；分析两巷超前管理方式的有效性，并不断完善、改进。分析支架对工作面围岩的适应性。二、矿压观测方法：1、观测仪器（表）的安装：工作面矿压观测采用双针表和矿压连续观测表观测，矿压连续观测表型号为：KBJ601，安装位置：工作面第1架、第108架各安装一块，中间第5、10、15、20、25、95、100、

42、105架各安装一块矿压连续观测表，在矿压连续表紧邻着的两架各安装一组双针表，共安装23块矿压连续观测表，84块（42组）双针表。两巷超前工作面50m范围内在宽度和高度两个方向设置测钉，每10米设置一组并随着工作面推进循环向前设置。2、观测方式：两巷支柱初撑力、工作阻力采用矿用测压表观测，工作面矿压人工读数观测，读数后将双针表记录最大工作阻力的指针人工复零位。矿压连续观测表每35天由技术科下载记录数据，输入电脑进行分析。3、矿压观测分析管理制度坚持“初撑力第一”的观点，以阻力论安全，以数据指导整改，使监控工作走向科学化、规范化、制度化。矿压观测由采区专职测压员三班观测，并填写报表，每圆班送技术科

43、分析，技术科不定期抽查、定期下载记录数据。观测矿压严格按“检测、补改、验测、填报、处理”五个过程进行，监测数据必须真实可靠，发现问题及时整改，排除隐患。验测后填写原始记录表并将监控情况及时向技术科报送，技术科将处理图表交采煤矿长阅示后交区值班向职工贯彻落实。加强工作面特殊点、异常段的矿压监控。确保支架的初撑力和支架状态符合有关要求。初放及正常回采期间泵站压强不小于31.5Mpa，支架初撑压强不小于25Mpa，单体支柱初撑力不小于70KN，乳化液浓度35%。加强液压管路、压力表的维修和保养，确保液压系统完好不漏液，压力表正常无损坏；失效的单体液压支柱必须及时更换。技术科和安监处分别建立监控图表簿

44、和班评估表供值班领导参阅，每月资料均应装订成册存档备查。第四章 一通三防第一节 通风系统一、风量确定 采煤工作面风量确定表 表11项 目计 算单 位按瓦斯涌出量计算Q=100qk=1002.21.8 =396（m3/min）按工作面温度计算Q=60vs=601.04.5=270（m3/min）按同时工作最多人数计算Q=4N=460=240（m3/min）按集团公司规定不小于500（m3/min）初次选择500（m3/min）按风速验算最低风速Q15S=154.5=67.5按风速验算最高风速Q240S=2404.5=1080风量确定500（m3/min）说明栏q工作面瓦斯的绝对涌出量，预计本工作

45、面最大瓦斯绝对涌出量为1.8m3/min；k瓦斯涌出不均衡系数，取2.2；v回采工作面风速,取1.0m/s；s回采工作面平均有效通风断面，平均取4.5m2；N回采工作面同时工作的最多人数,按60人计算。二、通风路线新鲜风流：地面副井井底车场西大巷82采区7煤组下部车场82采区6煤组联络斜巷82采区6煤组下部车场82采区6煤组轨道上山82采区6煤组三中车场6123机巷6123工作面。乏风流：6123工作面6123风巷82采区6煤组回风上山82采区6煤组回风斜巷6121风巷提料斜巷82采区7煤组一中回风联巷82采区7煤组回风上山82采区总回风巷102总回风巷西风井地面。三、进回风巷道布置方式1、进

46、、回风上山：进风上山：82采区6煤组轨道上山、82采区6煤组三中车场；回风上山：82采区7煤组回风上山、82采区总回风巷。3、工作面通风系统型式：U型通风五、通风系统示意图（见附图5）第二节 瓦斯防治一、瓦斯管理：根据掘进期间已揭露的煤层情况分析，因工作面内煤层距离基岩面较近，处于瓦斯风化带，有利于瓦斯的自然放散，预计工作面内煤层瓦斯含量较低，最大瓦斯绝对涌出量为2.0m3/min，依靠风排瓦斯可满足生产需求。1、生产中必须“以风定产”。受推进速度、煤厚变化等因素，围岩的移动和变形不稳定，造成工作面瓦斯涌出量不均衡。通风区应加强通风系统管理，合理配风，确保通风系统稳定可靠。2、加强工作面防火管

47、理。6123工作面为上行通风面，应加强对回风巷中CO的监测，定期取样化验分析，发现问题及时采取措施处理。3、综采工作面移架放顶期间要加强瓦斯监测，防止瓦斯超限。4、煤层动压注水，工作面圆班循环进尺3m，每天早班注水，注水孔采用液压钻机施工，孔径42mm，沿倾向钻孔间距35m，注水孔深5m，每循环保留1m的注水孔超前距，综采液压泵加压注水，压力不小于8MPa，防止煤壁片帮、塌孔影响注水效果，注水速度为1530L/min，每孔注水量约200400L。5、上下隅角瓦斯管理规定：每班必须对风巷上隅的上方空间进行瓦斯检查，若瓦斯超限，必须立即停止作业，采取措施处理。严格按有关规定悬挂T0探头及便携式瓦斯

48、警报仪，T0探头、便携式瓦斯警报仪应悬挂在工作面的风巷隅角。加强风巷隅角充填与抽放，根据工作面采空区瓦斯流场，采用U型通风方式在工作面隅角易造成瓦斯积聚，尤其是在综采支架后形成一个良好的瓦斯通道,因此在工作面隅角插管抽放这部分瓦斯。具体做法是采用直径108mm的PE管，将其凿成花眼连接上抽放软管后插入上隅角，将上隅角充填形成一个封闭的空间，将聚集在采空区上隅角的低浓度瓦斯抽出，挪墙前回风系统必须停电，挪墙后重新充填严实，测气员在现场监督。风巷隅角必须严格执行超前回一排管理，且移架后要确保风巷隅角成圆弧状，以利于吹散瓦斯，如瓦斯浓度较大，应采取风幛导风，施工人员要保护好风障，不准擅自拿掉风障。工

49、作人员班班都要对工作面以及上、下出口20米范围内进行全面洒水灭尘工作。6、加强瓦斯监测监控，确保瓦斯传感器断电功能灵敏可靠；7、加强工作面上下出口管理，确保通风断面不小于3.5m2；如达不到要求必须停止回采，采取卧底、刷帮等措施，确保风速不超限。8、加强通风设施管理，任意地点的风门不得两道同时打开，有损坏的风门及时向通风区汇报。并加强密闭墙体的检查，如有开裂、漏气等现象要及时汇报有关部门，及时处理。9、定期进行电气设备检查，杜绝失爆现象；10、隔爆水袋安设齐全，各种防尘设施正常使用。11、如果工作面风流中瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。如回风巷风流中瓦斯浓度

50、达到1%时或CO2浓度达到1.5%时，都必须停止工作，撤出人员，由总工程师负责采取措施进行处理。瓦斯浓度降到1%以下后，方可人工复电。12、瓦斯防治严格按煤矿安全规程第136、137、138条执行。二、瓦斯检查的有关规定1、工作面严格按煤矿安全规程瓦斯管理规定安设专职瓦检员，实行现场交接班制度，瓦检员检查的瓦斯情况及时填写在记录牌上。2、瓦斯检查员对于工作面风流、风巷隅角、密闭墙前及机、风巷峒室内的瓦斯浓度必须按规定时间间隔每班检查三次，并填写在随身携戴的记录本及现场的瓦斯检查牌板上，不得空班漏检、假检。3、机电工在检修电器设备前，必须检查电器设备附近20m范围内的瓦斯浓度。4、凡进入该采面的

51、管技人员及生产单位的班队长、安监员、爆破工都要随身携带瓦斯警报仪，及时检查工作面及风巷隅角瓦斯情况，并按规定向调度所汇报采面瓦斯情况。当风巷隅角瓦斯浓度大于0.5%时，必须使用铜锤回柱放顶。5、如工作面遇特殊情况需爆破作业时，严格按照“一炮三检”制度执行。第三节 综合防尘系统一、综合防尘措施1、防尘系统防尘供水路线机巷：地面副井井底车场（管径6寸）西大巷（管径6寸）82采区7煤组下部车场（管径4寸）82采区6煤组联络斜巷（管径4寸）82采区6煤组下部车场（管径4寸）82采区6煤组轨道上山（管径4寸）82采区6煤组三中车场（管径4寸）6123机巷（管径4寸）。风巷：地面副井井底车场（管径6寸）西大巷（管径6寸）82采区7煤组下部车场（管径4寸）82采区6煤组联络斜巷（管径4寸）82采区6煤组下部车场（管径4寸）82采区6煤组轨道上山（管径4寸）82采区6煤组二中车场（管径4寸）6123风巷（管径2寸）。防尘管路的主要闸阀设置机巷管路