煤柱工作面作业规程.doc

第一章 概 况

第一节 工作面位置及井上下关系
煤柱工作面位于 水平 区。具体位置及井上下关系见表1。
表1 工作面位置及井上下关系表
水平名称

采区名称

地面标高(m)
+297.5～+315.7
工作面标高(m)
+85～+135
地面相对位置
相应地表为葛沟村。
回采对地面设施的影响
回采时对地面村庄有影响，应做好搬迁工作。
井下位置及与四邻关系
东为F22逆断层,西临已回采的13061工作面和13071工作面采空区,南为已回采的13202工作面和13204工作面采空区,北部为已回采的13203工作面、13201工作面和13209工作面采空区。
走向长度
(m)
32～88.5
68.2
倾斜长度
(m)
211～247
229
面积
（m2）
15618　　　　　　　　

第二节 煤 层
本工作面设计开采煤层为二1煤层，通过地质资料分析煤层赋存情况见表2
表2 煤层赋存情况表
煤层厚度(m)
2.5～7.8
5.1
煤层结构
简朴
煤层倾角
(°)
8～9.5
9
开采煤层
二1
硬度
0.3-0.5
煤种
贫煤
稳定限度
较稳定煤层
煤层情况描述
由于受滑动构造的影响,煤层顶板极破碎，此外，受周边工作面采空区以及原建井处老巷的影响，煤层原始状态遭到破坏，回采时会增长外在灰分。因此，在回采过程中一定要加强媒质管理。

第三节 煤 层 顶 底 板
工作面顶板为构造顶板，成份混杂，受挤压较破碎，强度较低。直接底为砂质泥岩。具体情况见表3。

表3 煤层顶底板情况表
顶、底板名称
岩石名称
厚度(m)
岩性特性
构造顶板
断层泥
5.1～5.8
5.5
灰色灰绿色，成份混杂，受挤压较破碎，强度较低。
直 接 底
砂质泥岩
9.5～13.7
10.0
灰黑色，层面含大量白云母片，较破碎。
老 底
L8灰岩
2.5～3.0
2.8
灰色，深灰色,隐晶质结构，含蜓科化石，裂隙发育并充填方解石脉。
附图：煤柱工作面煤层综合柱状图。
第四节 地 质 构 造
1、根据相邻工作面采掘情况及二1煤层底板等高线形态分析，该工作面煤层底板呈一单斜构造，总体产状为255°∠8°～9.5°.
2、该工作面煤层顶板全为滑动构造直接压煤，较为破碎，强度较低,规定回采过程中加强顶板管理，防止冒顶事故发生；
3、该工作面回采过程中将揭13209、13201、13203、13202、13204、（-110）进风巷老巷以及原建井处老巷,将对正常回采导致一定的影响，规定回采过程中要采用切实可行的过老巷专项措施，保证安全生产。
第五节 水 文 特 征
一、影响该工作面回采的水文地质因素如下：
1、底板水：通过13采区以及1#底板疏水巷对该区域L7~8灰岩水彻底疏放，预计该工作面回采过程中不受底板水的影响；
2、顶板水：根据相邻工作面采掘情况分析，该区域顶板砂岩含水层含水性较弱，预计该回采过程中基本不受顶板水的影响,正常涌水量为5m3/h，最大涌水量为10m3/h。
3、老空水：相邻的工作面回采时均无涌水，并且北翼皮带、回风下山在掘进时均未发生过涌水现象，由此分析,该工作面回采时不会受到老空水的影响。
二、防治水措施：
根据上述分析，特制定以下防治水措施：
1、在北翼煤柱皮带巷配备一台排水能力不小于20m3/h的污水泵，若有涌水时及时把涌水排出；
2、过老巷（空）时，要采用切实可行的安全技术措施，特别要加强工程质量管理，防止冒顶事故发生。
3、加强地质及水文地质观测，回采过程中若发现工作面局部有出水征兆时及时向地测部报告，需要探放水时，探放水设计及安全技术措施则另行下发。
第六节 影响回采的其他因素
一、影响回采的其他地质情况（表4）
表4 影响回采的其他地质情况
瓦斯
绝对涌出量
2.0m3/min
相对涌出量
1.1m3/t
二氧化碳
0.3m/min
煤尘
二1煤层煤尘爆炸指数为17.03%，具有爆炸性，应加强防尘工作。
煤的自燃
有自燃的也许性。
地温
正常
地压
正常
普氏硬度（f）
煤层
夹矸
直接顶
直接底
0.3-0.5
无
2-5
3-5
第七节 储量及服务年限
一、储量
1、工作面工业储量：
走向长×倾斜长×煤层厚度×视密度=
(68.2×229×5.1×1.35)t=107529 t
2、工作面可采储量：
工业储量×采出率=107529t×85%=91400 t
本工作面采出率参考值为85%，可采储量为91400 t
二、工作面服务年限
可采储量/设计月产量=91400t÷(20230t/月)=4.5月　

第二章 采 煤 方 法
第一节 巷 道 布 置
一、采区巷道布置概况
13扩大区布置有北翼煤柱运送下山及北翼煤柱回风下山两条下山，运送下山作为采区进风、运煤。回风下山作为采区总回风巷。
二、工作面两巷布置
在运送下山布置煤柱工作面。煤柱工作面运送巷、轨道巷均采用2.8m(梁)×2.6m（腿）工字钢对棚支护。运送巷用于工作面进风、运煤。轨道巷用于工作面回风、运料。
第二节 回 采 工 艺
一、工艺流程
1、采煤方法
本工作面采用倾斜长壁炮采放顶煤回采，所有垮落法管理顶板。
2、工艺流程
工艺：破煤、装煤、运煤、支护、采空区解决、放顶煤。
流程：打眼、放炮、移主梁、攉煤、移付梁、放顶煤、移溜。
（1）煤的破落
采用爆破落煤。
（2）煤的装载
煤的装载有爆破装煤和人工装煤，重要是人工装煤。
（3）移梁
在工作面打眼时，摘主棚梁老塘柱并站于付梁中部，主梁变为两柱倒悬梁，付梁变为一梁三柱。放炮后前移主梁 ，将主梁原煤墙柱和中排柱下缩200mm，一人手扶柱，主梁到位后及时升柱。煤攉完后，摘付梁老塘柱移至煤墙站于主梁下，主梁又复位到一梁三柱。摘付梁原煤墙侧柱靠于煤墙，然后将付梁中间柱下缩200mm，以此柱为支撑点前移付梁，付梁到位后及时升柱，付梁变为一梁二柱。如此交替迈步前移。
(4)放顶煤
工作面采通后,将舍帮闭好,并对支柱进行二次注液后,方可开口放顶煤,放顶煤采用分段间隔多轮次由上向下的顺序进行,放煤步距1m,放煤口位置在溜子以上0.3～0.5m之间，规格为0.3m×0.3m2，放煤口间距1.2m，每排巷开3～4个放煤口，具体开口数量根据回采时瓦斯涌出情况拟定。放煤段间距15～20m，每轮放出煤量的1/3，三轮将顶煤放完，直到顶板均衡下落。放煤时严禁在支架顶部或高位放煤，当有大块煤、矸堵住放煤口不能正常放煤时，可用钢钎、锤打坏，打不碎时，可废弃此口，在附近另开放煤口，进行放煤，严禁爆破放煤。煤炭放净见矸后，及时用荆笆、椽子堵住放煤口，放煤后要对受压影响的支架进行解决，清除棚梁歪旋、支架迎山不照、顶帮不严、漏煤等问题，使采面支护有力，帮顶牢固。
（5）清煤移溜
采面顶煤放完后，开始清理浮煤，将浮煤清净，采高保持在1.9～2.1m之间，然后用推溜器移溜。移溜前必须拉线，移溜时应从上而下或从下而上推，不得从两头向中间推，移溜时摘中排柱最多不得超过15m（25棚），移溜后溜子要平直，运转正常，与煤壁保持0.2m间距。
二、工作面正规循环生产能力
工作面平均煤厚为5.1m。循环进度为1m。
W=L×S×h×γ×c=(68.2×5.1×1×0.7×1.35×0.85)t=280t
式中：W——工作面正规循环生产能力，280t；
L——工作面平均长度，68.2m；
S——工作面循环进尺，1m；班循环进度为0.7m.
h——工作面平均采高，5.1m；
γ——煤的视密度，1.35t/m3；
c——工作面回采率，85%。

第三章 顶 板 控 制
第一节 顶板支护设计
一、煤层顶底板
1、顶底板分类
该面顶板所有为滑动构造直接压煤，煤层顶板为断层泥，灰绿色，受挤压较破碎,强度较低，属Ι类不稳定顶板。本工作面沿底回采，底板为砂质泥岩,灰色,层面含大量白云母片,较破碎,属Π类松软底板。
2、顶底板结构
本工作面顶板结构为：构造顶板—煤—直接底—老底。
二、采场顶板控制设计
本工作面顶板控制设计从“支”、“护”、“稳”三个方面考虑。即采场支架对顶板应能支得起、护得好、稳得住。
1、“支”
“支”就是规定支架在其工作过程中，可以支撑住顶板所施加的压力，由于本工作面直接顶及老顶均较薄，老塘放顶后即可充满，老顶来压不明显，可运用均值加两倍均方差及经验公式法拟定本工作面的支护强度。
A、运用平均值加两倍均方差计算工作面的支护强度
P1＝（q+2sp2）×n＝［（6～12）+2（2～3）］×2.45
＝(10～18)×2.45＝24.5～44.1(t/m2)
式中:P1——支架以护强度 t/m2
q——工作面支柱载荷平均值 6～12t/根
n——工作面最大支护密度 2.45根/m2
sp2——均方差 2～3
这种方法的概念就是所有的观测数据满足90％的概率规定，通过度析计算，基本上考虑了来压期间支扩强度问题。
B、按经验公式计算
p2＝（6～8）×h×γ＝（6～8）×2×2.5＝30～40(t/m2)
式中：P2——支架支护强度 t/m2
h——工作面采高 2.0m
γ——煤岩平均容重取2.5t/m3
C、按支架所有承担直接顶和老顶所有重量，合理的支护强度为
P3＝M1γ1＋M2γ2＝7.8×1.35＋5.8×2.5＝25.03(t/m2)
式中:P3——支架支护强度 t/m2
M1——顶煤最大厚度 7.8m
γ1——煤层容重 1.35t/m3
M2——直接顶和老顶最大厚度5.8m
γ2——岩层容重 2.5t/m3
取以上三个时期的最大支护强度，则合理的支护强度为
P＝P2＝40（t/m2）
D、支护密度计算
n1＝P/F＝40/（30×0.8)＝1.6(根/m2)
式中:F——单体柱工作阻力的80％
根据支护强度与支护工艺规定，拟定排距L排＝1.0m。验证工作面棚距0.6m，最大控顶距时的支护密度
n＝5/0.6×3.4＝2.45(根/m2)
2、“护”
“护”涉及两方面：“护顶”、“护底”。
A、“护顶”
护顶规定所选柱距保证不因荆笆和椽子的强度局限性，而引起频繁的局部冒顶，荆笆和椽子的强度应能托住两棚间松散岩体的重量，根据理论计算和供应的材质，选用0.6m棚距对棚架设，使用荆笆质量必须可靠，做到强度高、编织密度大，不得出现漏煤现象，此外，椽子直径不得小于40～50mm，长度1～1.2m，打顶时做到荆笆搭接合理，椽子摆放均匀，每米按5根摆放，不得有漏顶现象。
B、“护底”
采煤工作面保证支护质量的前提条件是支柱不钻底，因此规定支柱对底板的压强小于底板比压，否则要穿铁鞋，根据13201、13209工作面资料，铁鞋的直径为：
Φ≥200×（Po /πq）1/2=200×［24/（3.14×6)］1/2=226(mm)
式中：Φ——铁鞋直径 mm
Po——液压支柱工作阻力的80％
q——工作面底板比压 6Mpa
本工作面采用Φ＝300mm的铁鞋即满足护底的规定。若工作面局部不沿底，为保证初撑力，规定该段柱下站道木或大木鞋。
3、“稳”
“稳”就是规定支架具有抵抗来自层面方向推力的能力，一旦顶板沿层面方向运动，支架能抵抗住，不至于被推倒，为防止复合顶板推垮型冒顶事故的发生，必须提高支柱的初撑力。
按复合顶板的受力状态，算出防止游离岩块下滑时所需的初撑力。
P初≥hγ（cosα＋sinα/f）/n
＝5.5×2.5×(cos9.50＋sin9.50/0.3)/2.45
＝4.7(t/根)＝46(KN/根)
式中:P初——支柱初撑力 t/根
h——工作面直接顶平均厚度5.5m
γ ——直接顶岩层容重取 2.5t/m3
f——煤岩层间磨擦系数 0.3
n—— 工作面支护密度根 2.45根/m2
a——煤层倾角，取最大值9.5度
本工作面支柱初撑力必须保持在46KN以上，方能防止推垮型冒顶事故，结合集团公司对采面支柱初撑力的规定（大于55KN），工作面支柱初撑力定为大于55KN，。
根据以上计算结果，选定本工作面的支护方式为：π型钢梁配合单体液压支柱支护，最大控顶距为3.4m最小控顶距为2.4m,排距1m,棚距0.6m,对棚支护,放煤步距1m。
第二节 工作面顶板控制
根据采场支护设计的规定，本工作面采用DZ—22型单体液压支柱配2.4mπ型钢梁对棚支护，其支护形式为π型钢梁大垮度矩形断面支护，每对棚5根柱，即主梁一梁三柱，付梁一梁二柱，棚距（中—中）0.6m,最大控顶距3.4m,最小控顶距2.4m，支柱支在梁端头，柱中距梁端保持0.2m，便于采煤、放顶煤及运送机管理，中排柱穿铁鞋，支柱迎山角1～2度，迎山距3～7 cm。

第三节 超前支护及端头顶板控制
一、工作面安全出口支护
运送、轨道巷安全出口均为：长3m，宽1m，高1.8m，采用6对12根4mπ型钢梁配合单体液压支柱支护，一梁三柱成对使用，交替迈步前移，棚距0.6m，支柱初撑力达成55KN以上。安全出口与两巷搭接处各架设一对4mπ型钢梁抬住两巷内支架的梁头，随工作面推动，一梁四柱交替迈步前移。
二、运送巷、轨道巷支护
工作面初采期间，运送巷采用单体柱配合2.4mπ型钢梁对棚支护，轨道巷采用U型棚支护，其余的运送、轨道巷均采用2.8m(梁)×2.6m（腿）工字钢对棚支护。工作面运送巷、回风巷超前支护使用HDJZ—1000型金属铰接顶梁配合单体液压支柱支护，保持一梁一柱一平销，柱下穿铁鞋或站道木，超前支护长度不得少于20m，距煤壁20m范围内均打双排柱（U型棚巷道替棚以外打单排），高度不低于1.6m,行人道宽度不少于0.7m,支柱初撑力大于50KN。
附：工作面支架布置图
三、采空区解决
本工作面采用所有垮落法解决采空区，人工回柱放顶，最大控距3.4m，最小控顶距2.4m，放顶步距1m。当工作面采通后，即可把付梁前移进行放顶，放顶时应由机头向机尾逐棚进行。作业前应检查安全情况，发现问题及时解决，然后清理好退路，在保证安全的情况下进行放顶工作。作业时付梁要有中间柱，然后把舍帮柱回出，站在煤墙进行卸柱拔梁，最后将移好的梁进行支护，使其与开帮采煤时所架的主梁在一起，形成对子棚，并把舍帮用荆笆、椽子挡好门，防止矸石、顶煤流出。
第四节 爆 破 设 计

炮眼布置参数：眼深1.2m，腰眼、底眼距均为1.2m，腰眼距顶板0.8m，底眼距底板0.3m，垂直眼距0.9m，底眼下扎角10～15°，炮眼与煤层的夹角为75～80°。
1、装药量：腰眼装200g（一卷药），底眼400g（2卷药）。
2、使用机械设备与爆破材料：工作面使用1.2KW煤电钻打眼，用MFB—100型起爆器，煤矿许用安全乳化炸药，采用合格的1—5段煤矿许用毫秒电雷管，总延期时间不超过130毫秒。
3、毫秒雷管秒量与段辨认标志：（表5）
段别
1
2
3
4
5
秒量（ms）
14
25±12.5
50±12.5
75±12.5
100±12.5
脚线标志
灰红
灰黄
灰兰
灰白
绿红
4、联线方式：串联。
5、起爆长度：根据工作面情况一般不超过5m。
6、超爆顺序：腰眼2～5段，底眼1～4段，依次起爆。见联线方式图：

表6 煤柱工作面放炮装药量表
炮眼名称
眼深（m）
眼底（m）
长度（m）
药量（Kg）
眼数（个）
总药量（Kg）
上
出
口
腰眼
1.2
1.2
3
0.2
2
0.4
底眼
1.2
1.2
3
0.4
3
1.2
下
出
口
腰眼
1.2
1.2
3
0.2
2
0.4
底眼
1.2
1.2
3
0.4
3
1.2
开
帮
眼
腰眼
1.2
1.2
62.2
0.2
51
10.2
底眼
1.2
1.2
62.2
0.4
51
20.4
循环药量
33.8Kg/循环
说明
炮眼药量要根据工作面顶底板、煤质及地质构造情况由当班队长或按措施适当增减。局部煤质较硬时适当增长药量，顶板破碎及煤质松软时，要减少装药量，减少腰眼个数或不和腰眼。

第四章 生 产 系 统

第一节 运 输
一、运送设备及运送方式
（一）运送设备及运送方式
运送设备选型配备表见表7。

表7 运送设备选型配备表
机械设备名称
型号
规格
台数
工作地点
可弯曲刮板运送机
SGW-40T
2×40KW
1
工作面切巷
可弯曲刮板运送机
SGW-40T
2×40KW
1
皮带机头
可弯曲刮板运送机
SGW-40T
2×40KW
1
皮带机尾
皮带运送机
SGW-65X
2×40KW
1
运送巷
（二）煤的运送
工作面切巷采用一部SGW-40T型可弯曲刮板运送机，其运送能力是150t/h。运送巷上段采用一部SGW-40T型可弯曲刮输送机，其运送能力是150t/h。运送巷中段采用一部SD—80T型可伸缩胶带输送机，其运送能力是250t/h，运送巷下部采用SGW-40T型刮板运送机搭接运送中段可伸缩胶带运送机。
按工作面最高峰出煤量计算：
Q＝7.8×68.2×0.7×85%×80%×1.35×1/6=57(t/h)
总运送能力按机械设备的最小运送能力计算为100t/h.故运送设备可以满足采面运送规定。
(三)运煤路线
煤柱工作面→煤柱皮带运送巷→北翼联巷→皮带下山→上仓皮带延伸巷→主斜井→地面。
(四)辅助运送路线
平地料场→主斜井→皮带下山→煤柱轨道巷→料场 →工作面。
附：工作面运送系统图
第二节 “一通三防”与安全监控
一、 通风系统
（一）风量计算
1、按瓦斯涌出量计算
Q涌=Q沼×K/C=2×1.5/0.01=300( m3/min)
式中：Q沼——绝对瓦斯涌出量，平均2m3/min；
C——采煤工作面最高允许瓦斯浓度，取1%；
K——采煤工作面瓦斯涌出不均匀系数，取1.5。
2、按采面同时工作最多人数计算
Q人=4N=4×70=280(m3/min)
式中：4—以人为单位的供风标准4 m3/min
N—工作面同时工作的最多人数，按70人计算。
3、按最大药耗量计算
Q药=25A=25×4(0.2+0.4)=60(m3/min)
式中：A—采面一次放炮的最大炸药消耗量 Kg
取以上三项中最大值为该面的风量，则
Q= Q涌=300m3/min
4、风速验算
V=Q/S=300/4÷60=1.25m/S
经验算，0.25m/S＜V＜4.0m/S符合《煤矿安全规程》规定，所以，工作面风量暂定为300m3/min
(二)通风路线
新鲜风流：主斜井→皮带下山→煤柱皮带运送巷→煤柱工作面。
乏风流：煤柱工作面→煤柱轨道巷→南翼辅助运送巷→回风联巷→回风巷→地面。
附：工作面通风系统图
二、防治瓦斯
（一）瓦斯检查
1、工作面瓦斯检查共设两个测点，即上隅角测点和回风流测点。
2、工作面配备专职瓦检员，负责瓦斯检查工作，瓦斯检查每班必须检查三次，第一次检查时间在接班后1.5小时内进行；第二次检查时间在班中前后1.5小时内进行，最后一次检查时间为本班到点前1小时。
3、工作瓦斯涌出异常时，必须经常检查瓦斯浓度，保证瓦斯不超限。
4、被检查地点瓦斯浓度超过2.5%时，便携式仪器严禁开（或关）操作，光学仪器则必须到瓦斯浓度小于2%的环境中读数。
5、一班三检结果必须及时报告，并认真填写在瓦斯牌板上并签字。
6、当班班长、跟班队长，必须携带便携式瓦检仪上岗，配合瓦检员做好瓦斯检查工作，并将便携式瓦检仪悬挂于工作面上隅角。
7、各检查人员发现瓦斯超限后，必须及时通过工作面立即停止生产，切断电源，撤离人员，进行解决。
（二）瓦斯监测
工作面投产前，按设计安设两部甲烷传感器，一部甲烷传感器设立在工作面轨道巷距上安全出口5-10m处，另一部设立在回风流北翼煤柱轨道巷以里距回风口10-15m处，报警浓度≥1.0%，断电浓度≥1.0%，复电浓度<1.0%。
断电范围为采煤工作面及其运送、轨道巷的所有非本质安全型设备。规定瓦斯电闭锁装置动作灵敏、准确，并按规定进行标校，保证断电功能可靠。
瓦斯报警或瓦斯断电后必须立即停止工作，切断电源，撤离人员，进行解决。待瓦斯浓度降到安全范围后，经瓦斯检查员确认，方可送电，恢复生产。
三、综合防尘系统
（一）防尘管路系统
平地静压水→主斜井→井底→煤柱工作面运送、轨道巷各洒水点及水幕。
（二）隔绝瓦斯、煤尘爆炸措施
本工作面采用安设隔爆水袋的隔爆方式来隔绝瓦斯煤尘爆炸，工作面两巷距工作面60米范围内分别安设一组隔爆水袋，每组水袋设20排，排距为2m，每排5个水袋，隔爆水量不少于220L/ m2，并悬挂隔爆设施牌板进行管理。
第三节 排 水
工作面各出水点由污水泵排出至煤柱运送巷（材料巷）→皮带下山(南翼辅助运送巷)→井底水仓→平地。
第四节 供 电
由煤柱工作面配电点及平地1#开关柜，敷设的三条660 V供电线路，一条供应乳化液泵站，一条至上付巷煤电钻，一条至上付巷40T溜子、切巷运送机机头电机、煤电钻。
工作面电气设备见表8
表8 工作面电气设备表
电器设备名称
型号
规格
台数
用途
低压隔爆馈电开关
DW80-350
660V
9
工作面及运送巷溜子
低压隔爆馈电开关
DW80-200
660V
3
运送巷溜子
隔爆真空磁力起动器
BQD5-120HR
660V
5
乳化液泵站
煤电钻综合保护
BZZ-4
127V
2
工作面打眼
信号、照明保护
BZX-4
127V
2
信号、照明

第五章 劳动组织和重要经济技术指标
第一节 劳 动 组 织
一、作业方式
本工作面采用“边采边放”的组织形式，实行“三八”工作制。
循环进度：1m 班循环进度：0.7m
循环方式：多循环 循环个数：3个
循环率：80% 日产量：840 t
月产量：20230 t
二、劳动组织
劳动组织表见表9

表9 劳动组织表
序号
工种
一班
二班
三班
合计
1
采煤工
18
18
18
54
2
捡矸工
1
1
1
3
3
跟班队长
1
1
1
3
4
开溜工
4
4
4
12
5
司泵工
1
1
1
3
6
看工具工
1
1
1
3
7
运料、看料工
1
1
3
5
8
三铁工
1
1
4
6
9
打眼注水工
2
2
2
6
10
班长
2
2
2
6
11
看场工
2
2
2
6
12
掏底
1
1
1
3
13
大班机电工

10
10
14
跟班机电工
2
2
2
6
15
小班、回尾巷工
2
2
2
6
16
回棚工
2
2
2
6
17
背药工
1
1
1
3

合计
42
42
57
141
附图10：工作面正规循环作业图

第二节 重要经济技术指标
重要经济技术指标见表10
表10重要经济技术指标
序 号
指标名称
单 位
数 量
1
采面可采长度
m
229
2
采面可采宽度
m
68.2
3
煤层平均倾角
度
9
4
煤层容重
t/m3
1.35
5
平均煤厚
m
5.1
6
工业储量
万吨
10.8
7
可采储量
万吨
9.14
8
循环进度
m
1
9
循环个数
个
3
10
循环产量
t
280
11
正规循环率
%
80
12
回 采 率
%
85
13
日 产 量
t
840
14
月 产 量
t
20230
15
回采工效
t/工
6
16
采面服务时间
月
4.5
17
采高
m
2.0
18
炸药消耗
Kg/万吨
424.5
19
雷管消耗
个/万吨
1835
20
坑木消耗
m3/万吨
7.5

第六章 煤 质 管 理

1、本工作面直接顶为构造顶板，成份混杂，交挤压较破碎，强度较低。易混入煤中影响煤质。生产中做到见矸挡门，提高煤质。
2、捡矸工严格把关，大块矸石必须停机拣出，甩入老塘，严禁矸石、杂物随机运出，影响煤质。

第七章 安全技术措施

第一节 一般规定
一、一般规定
1、所有上岗人员必须严格执行《煤矿安全规程》、《煤矿安全技术操作规程》和《煤柱工作面作业规程》。严禁违章指挥、违章作业、违反劳动纪律。
2、所有特殊工种都必须持证上岗，严格执行岗位责任制、现场交接班制、设备维修制、质量验收制。
3、工作面工程质量和顶板控制，要按照国有重点煤矿标准化的各项规定严格执行，做到动态达标、安全生产、文明生产。
4、所有上岗人员上岗前都必须学习本规程，学习后人人签字并进行考试，不合格不得上岗。
5、加强工作面设备的管理，要按照设备完好标准进行检修和保养，保证设备处在完好状态。
6、所有设备的安全设施，都必须按照设备的自身安全使用规定进行安装调整，并保证完好可靠，对的使用，任何人不得以任何理由随意撤除；在生产过程中，发现失灵立即更换，更换后再恢复生产。
7、为防止重大事故的发生，工作面的各监控系统、通风系统、防尘系统、通讯系统，应时时保证其完好，并坚持正常使用。
8、人员经常跨越的运送设备上方，要安装牢固的人行过桥，并悬挂醒目的标志牌。
9、工作面管理人员要认真填写安全信息卡、区队值班人员必须及时组织人员贯彻整改。
10、严禁人员进入运 转的运送机里侧和上方作业；必须进入作业时，要停机闭锁，并设专人看管闭锁和观测顶帮后方可进入作业。
11、所有人员在解决各种管子前必须关闭截止阀，严禁带压作业。
二、安全制度
（一）工作面交接班制度
为保证工作面工程质量达成优良品,及机电设备处在良好的工作状态,制定工作面交接班制度如下:
1、跟班队长严格把关,按质量标准规定,上尺拉线,逐人逐棚验收,不合格工程坚决重做,保证工程质量达成优良品。
2、本班工作面采完后,接班人员进入工作面之前,跟班队长不得提前离开工作面,留守工作面与接班管理人员进行现场交接。
3、接班的跟班队长进入工作面后,一方面要巡回检查,发现工程质量问题及安全隐患,要在交接本上注明,并互相协调解决。
4、跟班机电工要加强对机电设备的检查,保证机电设备处在良好工作状态,防止设备带病工作。
5、跟班机电工必须现场交接,以交接牌为准,升井后,及时到值班室填写当班设备运营情况。
6、机电工交接班,要对设备的运营情况进行严格交接,并对设备进行认真检查,防止交接后,由于检查不到位而出现机电设备不能正常运转,影响生产。
（二）工作面开工制度
1、工作面开工之前，当班长必须对施工现场安全情况进行全面检查，确认无不安全隐患时方可开工，否则工人有权拒绝开工；当班班长不上班时，由区队跟班管理人员具体负责。
2、现场隐患不排除，不准开工，否则追究当班班长的责任。
3、凡不按规定开工者，一律视为违章作业，立即停止工作。
（三）工程质量管理制度
1、工作面支架必须成对架设,每对棚站5根柱,支柱迎山有力,支柱严禁支在浮煤浮矸上,严禁出现700mm以上大棚距。
2、工作面乳化液泵站系统完好不漏液,泵压≥18MPa,乳化液浓度不低于2～3％,保证工作面初设支柱的初撑力不低于55KN, 同时坚持对支柱进行二次或多次注液。工作面支柱打成直线,其偏差不超过100mm,底板松软时,支柱要穿铁鞋或站道木,支柱钻底量要小于200mm。
3、工作面采高严格控制在1.9～2.1m,采宽保持1m。
4、支柱不准超高使用，且支柱必须全支撑，工作面不准有空载支柱或闲柱。
5、工作面每一循环过后，梁头要齐，棚距均匀。老塘侧梁头长度不得大于200mm。
6、工作面煤壁采直采齐，严禁在未采段破坏煤壁。
7、工作面帮顶挡严护好，全封闭管理。
8、工作面要尽也许的沿底回采，顶煤放净，推溜后浮煤清净。
9、上下两巷超前支护必须按规定架设，同时，不得有浮煤、杂物，行人侧宽度不小于0.7m。
10、跟班队长是当班质量工作负责人。
(四)机电设备管理
1、各机电设备设专人负责，并经常进行检修，保持设备完好。
2、各特殊工种要持证上岗，并严格执行交接班制度。
3、接班后必须对机电设备进行检查，发现问题及时解决。
4、所有电器设备都应设漏电保护、接地保护和短路保护等装置，并保证其灵敏性，杜绝电器失爆。
5、坚持使用漏电继电器，煤电钻应有综合保护装置。
6、供电电缆应按规定悬挂整齐，严禁堆放、缠绕、挤压和砸埋。
7、工作面供电线路应做到“三无”、“四有”、“两齐”、“三全”、“三坚持”。
8、工作面输送机机头必须与顺槽输送机搭接合理，底链不拉回头煤。
9、工作面及顺槽刮板输送机刮板、螺栓齐全完整。
10、工作面输送机机头、机尾要有压点柱，行人通过的顺槽输送机机尾要加盖板，行人跨越输送机的地点要设过桥。
11、输送机运转过程中必须设专人掏底槽煤，底槽坑在不掏煤时应加盖板，防止人员摔倒，发生事故。若输送机压死，要将输送机里的煤清净后再试起动，严禁打倒转，以防烧坏电机，损坏设备。
12、机电设备严禁带电检修、搬迁，停电检修设备时，应在开关上挂上双面写有“有人操作，不准送电”的停电牌。
(五)单体柱及π型钢梁管理措施
1、工作面要备有50根单体柱、50架π型钢梁、30个三用阀，并有专职人员负责管理。
2、柱梁必须完好，如有损坏时立即更换，管理人员要及时将其运到两巷的固定地点，码放整齐，并挂职上标志牌，待到50根一并打到平地修理。
3、坏三用阀应在当班换完，换下的阀要及时带到平地，严禁在井下拆卸。
4、严禁使用单体柱推移、起吊运送机等重型设备。
5、回柱时严禁敲击油缸、活柱、三用阀,以防损坏密封和镀铬层。回出的柱及时升起，不得放倒在底板上。
6、不准将单体柱放在溜槽内，严禁敲打柱体，要用卸载手把卸载，不准用手镐代替。
7、严禁在井下埋存、丢失单体柱，如发现有人故意损坏和埋压单体柱，要交有关部门严。
8、工作面单体柱要所有编者按号管理。牌号清楚，柱梁对号，一棚一号，不缺梁少柱，严格管理，杜绝丢失。
9、支柱升起后注液枪及时悬挂在支柱手把上，不得随意乱放，主管路和支管路应悬挂好，防止被溜子拉断。
第二节 安全技术措施
一、工作面采放比小于1的安全技术措施
1、每班跟班队长、班长要掌握工作面顶煤厚度及变化情况，交接班时要交待清楚，并向队长报告，严禁盲目作业。严格控制工作面采高，最大高度不超过2.1m。使支柱有力支撑顶煤。
2、合理布置炮眼位置，坚持应用毫秒爆破技术，打眼时腰眼距煤顶不小于0.8m，煤壁片帮严重、煤质松软、顶煤破碎时不打腰眼，装药量要视顶板、煤壁及支架情况严格控制，每次放炮个数不要太多，防止顶煤受震动而脱落。
3、顶板压力大、煤壁片帮严重时，要先掏梁窝传主梁护顶后再放炮，防止顶煤脱落。
4、顶要打严，荆笆搭接严密，搭接长度0.1m每棚椽子不少于5根，要及时站贴帮柱，将帮、顶打严，以便及时支撑顶煤。
5、放炮后若顶煤已脱落，要用坑木搁架接顶，严禁空顶架棚。
6、根据工作面顶煤厚度及巷道坡度，及时调整采面巷道坡度，增长顶煤厚度。若局部顶煤厚度低于1m，难以护住，要逐步上提巷道，使该段巷道沿顶回采，同时顶空处及时搁架接顶，严禁空顶作业。
二、提高工作面支柱初撑力措施
1、保证泵压力不低于18MPa，泵站系统及液压管路不漏液，乳化液浓度不低于2～3％。
2、泵站至工作面主管路使用无缝钢管，管路直径不小于25mm，主管终端处压力表不低于16MPa。
3、坚持实行分工序多次注液，要减少同时注液的注液枪数量，增长注液时间，提高升柱操作质量，保证注液压力。
4、工作面不沿底段支柱下站铁鞋或长道木，工作面有水段支柱下所有站长道木。
5、严格控制放炮药量，避免煤壁片帮，工作面实行全支撑支护，全封闭管理。
6、工作面失效支柱及时更换。
三、放顶煤安全技术措施
1、工作面所有采通后，主付梁移完，工作面舍帮闭好，并对支柱进行二次注液后，方可开口放顶煤。
2、放顶煤时应有专人操作，专人观山，两人一组，互相配合，发现问题及时堵口解决。
3、工作面放顶煤采用分段间隔多轮次由上向下顺序进行，每轮放出煤量的三分之一，三轮将顶煤放完，直到顶板均衡下落。
4、放煤步距为1m，放煤口位置在溜子以上0.3～0.5m之间,规格为0.3×0.3m2，放煤口间距1.2m，每排巷可开3～4个放煤口，放煤段之间保持15～20m。
5、放煤时严禁在支架顶部或高位放煤。当有大块煤、矸石卡住放煤口而不能正常放煤时，可用钢钎、锤打坏，打不碎时可废弃此口，附近另开放煤口进行入煤，严禁爆破放煤。
6、煤放净见矸后，及时用荆笆、椽子堵住放煤口，放煤后要对受矿压影响的支架进整理，清除棚梁歪旋、支柱迎山不照、顶帮不严、漏煤等问题，使采面支护有力，帮顶牢固。
7、机头、机尾应打点柱，支柱初撑力局限性时舍帮不放顶煤。
四、提高煤质及煤炭回收率措施
1、加强顶板和放炮管理，防止冒顶吐矸，减少煤的矸量。
2、工作面回柱放顶要及时挡门，防止老塘矸石流入工作面运送机，在放顶煤时，必须做到见矸当门，严禁老塘矸石流入工作面运送机。
3、采煤过程中及时出矸石，如碰到薄煤带，要在运送巷另开峒室存放或分采分运。
4、每班要配备两名专职拣矸人员，及时拣出溜子内的矸石和杂物。
5、工作面实行全封闭管理，背顶背帮，打严挡实，防止矸石漏出。
6、放煤必须由有经验的老工人操作，见有不易辨别的炭化伪顶时，必须停止放煤。
7、各运送环节司机及有关人员要密切注意大块矸石，发现应及时停机拣出。
8、严格执行“三拣”、“四不上”制度。
9、坚持实行煤质与工资挂制度。
10、每月进行一次煤质完毕情况分析。
五、两巷替棚措施
工作面运送、轨道巷均为工字钢支架支护，规定超前切巷口8～10m范围内的支架所有用坑木替换下来。为保证替棚工作安全、顺利进行，现制定如下措施：
1、替棚前要备足备齐各种支护材料和工具，并有一定数量防止冒顶的备用材料（坑木、钎椽、椽子、荆笆），统一码放在指定位置，不得影响通风和巷道卫生。
2、作业前应先加固施工地点及前后5m的支架，同时，管线、设备加以移设或掩盖，然后将浮煤、杂物清净，保证巷高1.8m以上,同时选择好规避退路。
3、替棚过程中必须严格执行敲帮