煤矿炮采作业规程.doc

《煤矿炮采作业规程.doc》由会员分享，可在线阅读，更多相关《煤矿炮采作业规程.doc（35页珍藏版）》请在三一办公上搜索。

1、芙蓉集团公司白皎煤矿2282炮采工作面作业规程二00五年六月十六日会 签 表总工程师审批意见:会审意见：目 录一、工作面概况二、地质概况三、采煤方法及回采工艺流程四、顶板控制五、通风设计六、供电、供水及通讯七、技术安全措施 八、附图表 一、工作面概况1、工作面编号：2282-1-2炮采工作面2、工作面参数及开采日期和结束日期2282-1工作面平均走向长135米，倾斜长131米。平均煤厚1.1 m，可采储量32574吨。2282-2工作面平均走向长100米，倾斜长131米。平均煤厚1.1 m，可采储量24128吨。（3）、开采及结束时间该工作面预计于2005年8月上旬开采，2006年4月中旬结束

2、。3、邻近采区（面）关系2282工作面位于22盘区西翼第四分段北为2262工作面（已回采）；南为22102工作面（未掘）；西为2282工作面不可采；东为2272工作面（准备采面）；该工作面位于田坳、飘水岩、放水扁一带，为山区斜坡地形。地面无建筑物等设施，回采不影响地面设施。4、地表垂深及采动影响（1）、地表标高+769-+941m，二煤层埋深396430m。（2）、对2262-1-2工作面采空区有采动影响，但以封闭。5、开采过程中存在的问题（1）、在回采过程中应加强工作面顶板的支护管理。（2）、在回采过程中应加强防治水及采空区积水的管理工作。（3）、在回采过程中应加强通风瓦斯管理工作。（4）、

3、在回采过程中应加强防治煤与瓦斯突出管理。（5）、浮煤回收干净，预防工作面煤层自燃。6、煤与瓦斯突出危险倾向性2282工作面在非卸压区域下开采，有突出危险，按防突管理。二、地质概况（一）煤层情况1、煤层结构根据228回采工作面地质说明书，二煤层0.8-1.4m，为简单结构,平均煤厚度1.1m。K3-K2层间距0.8-4m,三煤层平均厚度1.4, ,四煤层厚度1.6-2.4 m, K2-K1层间距1.6-4m。2、煤层厚度煤厚最大1.4m、最小0.8m，平均煤厚1.1m，确定采高为1.1m。3、煤层倾角煤层最大倾角为10，最小倾角为8，平均倾角为9。4、煤层硬度煤层硬度为f=2-4。5、煤层生产能

4、力煤层生产能力为：1.86T/m2.6、可采储量可采储量为：56702T7、设计采出量工业储量为：58456T（二）顶底板情况1、伪 顶:灰黑色炭质泥岩，厚0.05-0.1m,易冒落。2、直接顶：灰色砂质泥岩,细砂岩层。3、老 顶：深灰色砂质岩，砂质岩。4、临近采区（面）矿压观测值：根据2262及2252工作面开采的情况，预计该工作面的支柱伸缩量为45mm，顶底板移近量为25mm。5、直接底:粘土泥岩，含粗黄铁矿结核，遇水膨胀。6、老 底：灰色细砂岩。（三）地质构造及水文地质1、地质构造根据2282回采工作面地质说明书：F1正断层：走向3360，倾向660，倾角430，落差2.5m,在回采区外

5、,对回采没有影响。F2逆断层：走向3250，倾向2350，倾角300，落差1.4m,对回采影响较严重。F3正断层：走向2350，倾向3250，倾角400，落差0.5-1.0m,对回采影响较大。F4正断层：走向400，倾向3100，倾角500，落差1.5m,对回采影响较大。F5正断层：走向1800，倾向900，倾角350-450，落差1.5m,在回采区外，对回采没有影响。F6逆断层：走向1810，倾向2710，倾角170，落差1.5m, 在回采区外，对回采没有影响。F7正断层：走向600，倾向3300，倾角380，落差0.3m,对回采有一定影响。2、水文地质该工作面在回采时常，地表无河流、水塘等

6、水源，应注意2262采空区渗透水。（四）瓦斯、煤尘与自燃发火1、煤层瓦斯涌出量工作面煤层绝对瓦斯涌出量为15m3/min。2、煤层自燃发火倾向性及发火期工作面煤层具有自燃发火倾向，发火期3-8个月。3、煤尘爆炸性该煤尘无爆炸危险性。附图1：煤层综合柱状图。三、 采煤方法及回采工艺流程（一）采煤方法1、采煤方法该工作面采用走向长壁后退式采煤方法。2、采高的确定和支护型式的选择（1）、采高的确定根据煤层赋存情况，确定工作面采高为1.1m，煤层厚度低于1.0m，采取破底保证采高达1.0m进行开采。（2）、单体液压支柱及铰梁等支护材料数量的确定2282工作面长131m,，支柱柱距0.75m，排距1.0

7、m。A、机巷、风道超前支护各20m，取60根（柱）。B、基本支柱四排：131/0.754=699根（柱、梁）。C、贴帮支柱：131/0.75=175根（柱、梁）D、密集支柱：131/0.75=175根(柱)。E、四对八梁支柱：4根（柱）。F、两对四梁支柱：43=12根（柱）G、。型梁：131/3=44根（可根据采场情况增加数量或用铰梁代替）。J、备用支护材料：支柱50根,铰梁20根。配用支护材料：支柱1195根，铰梁：954根，3.6m长的11工字钢8根，2.6m长的11工字钢4根。确定配用单体液压支柱DZ1.2-30/100型225根，DZ1.4-30/100型840根，DZ1.6-30/1

8、00型100根，DZ2.5-25/100型80根。954根。3、进、回风巷道布置方式工作面机、风巷沿煤层走向方向布置，切眼沿煤层倾向方布置，切眼与机风巷联通。（二）回采工艺流程1、落煤方式使用MZ1.2型电煤钻配1.3m长的麻花钻杆打眼，炮眼深度1.2m，孔径42，炮眼布置形式为五花眼，采用1-3段毫秒电雷管配乳胶炸药爆破落煤，循环进度1.0m；放炮母线采用铜芯线，且距顶板0.3m吊挂，并采用FD-100型启爆器启爆。附：炮眼布置图（详见附图2）。爆破说明书（详见附表1）。2、装煤及运煤方式 装煤方式：为爆破自装和人工攉煤相结合，爆破自装率为20%，人工攉煤80%，运煤方式：采用SGW-40T

9、型可弯曲刮板输送机与皮带运煤相结合。3、运煤、运料系统（1）、运煤系统：2282工作面2282机道2282溜煤眼2252边界2234边界223岩机22区皮带道西二煤仓。（2）、运料系统：地面主平硐西改造大巷西二人车场西二轨道227底板道2272材料上山2272边界道2282风巷工作面。4、工艺流程打眼装药联线放炮处理安全攉煤移溜支护回柱放顶5、劳动组织表及正规循环图附：劳动组织表（详见附表5）。循环作业图表（详见附图3）。采取“一采一准”的方式作业，作业制度为“三八作业”制。6、主要技术经济指标（详见附表4）。四、顶板控制（计算说明书详见附1）1、控顶方式：工作面采用单体液压支柱配金属铰梁（局

10、部地方用工字钢梁）支护顶板，工作面采用“见四回一”方式控顶，最大控顶距4.2m,最小控顶距3.2m,支柱柱距0.75m,排距1.0m, 放顶步距1m，采用密集支柱切顶。（详见附图4）2、支护方式：工作面采用齐梁直线柱进行支护。3、顶梁布置方式及支柱迎山角：采用金属铰梁打成正悬臂进行布置顶梁；支柱迎山角为3-5度。4、回柱方式：该工作面采用人工进行回柱放顶。5、回柱工艺：该工作面采用人工分组分段回柱放顶，每组间距不小于15m，回柱方向从机尾往机头进行，严格执行先支后回的操作顺序。6、上、下顺槽支架的回撤方式及滞后距离：机巷、风巷回撤采用人工回撤，且与工作面放顶线对齐。7、工作面初次来压、周期来压

11、等的特殊支护措施：（1）、严格工程质量验收制度，搞好工作面的工程质量。（2）、搞好正规循环作业，加强采面推进度。（3）、安全员认真检查并监测矿压参数，掌握其参数规律，来压前及时增加支护密度，单密集改为双密集，贴帮支柱按间隔1.5 m -3.0 m或更小间距架设，在第一排支柱每间距3-5m设一堆柱，每堆四根。（4）、放炮前，必须对工作面基本支柱及贴帮柱进行补液加固，否则严禁放炮。（5）、攉煤时临时支柱按1.5-3.0m间距执行。（6）、乳化液泵必须开足15Mpa的压力，基本支柱初撑力不小于60KN/根，同时根据采高选择合适的支柱来控制顶板。（7）、回柱前必须先打好戗棚及戗柱和大柱鞋，同时按规定掺

12、齐密集支柱及堆柱，并打紧打牢。8、采空区允许悬顶的距离当工作面采空区悬顶沿走向达2m，沿倾向达5m时，必须加强支护，采取打堆柱的方法,每堆四根，堆距5-8m；当采空区悬顶沿走向达5m，沿倾向达30m，必须立即停产进行强行放顶。9、采空区处理采用全部垮落法处理采空区顶板，严禁任何人员进入采空区作业。10、特殊支护（1）、端头支护 工作面机头必须设倾向长3m,走向长1.2m的超前缺口,机头采用长3.6m的11#工字钢梁架成四对八梁,一梁三柱的抬棚支护顶板,每两对梁子之间间距为0.75m；每对梁子之间间距为0.2m。机尾必须设倾向长2.0m,走向长1.2m的超前缺口,采用长2.6m的工字钢梁架成两对

13、四梁,一梁三柱的锁口抬棚支护顶板,每两对梁间距为0.75m, 工字钢梁后掺铰梁，每对梁子之间间距为0.2m，机头、机尾抬棚随工作面推进而交替前移。（2）、贴帮支护在工作面顶板正常时贴帮柱按1.5-3.0m间距架设，遇局部地段有地质构造、淋水、煤壁有切断线、采高大于1.8m及端面距大于300时,按0.75-1.5m的间距架设一根贴帮支柱。（3）机风巷超前支护机巷、风巷超前工作面煤壁20m,采用DZ2.5-25/100型单体支柱配HDJA-1000金属铰梁打一排超前支护，柱距为1.0 m。（4）、戗棚、戗柱支护工作面采高在1.6-2.0m段，架设戗柱，柱距1.5m，采高在2-2.2m地段，必须架设

14、戗棚(一梁三柱),棚梁为直径不小于200,长1.8-2.0m的半圆木,两棚间距为0.75米。五、通风设计（计算说明书详见附2）1、工作面通风方法：工作面采用“”型通风方式2、风量、风速：工作面风量：750m3/min，(其中:风巷450 m3/min、瓦斯巷：300 m3/min)风速：3.13m/s。3、通风系统（详见附图5）。六、供电、供水及通讯1、供电路线：西二变电所22区皮带道223岩巷 2234边界2252边界2282机道2282工作面。2、供水路线：360水泵房西二人车场22区皮带道223岩巷2252边界2234边界2252边界2282机、风道2282工作面。3、供液路线：泵站22

15、72边界2252边界2282机巷工作面。4、通讯在2282顺槽溜子机头、泵站、启爆点各设一台程控电话。供水、供液（详见附图6）。供电（详见附图8）。七、安全技术措施（一）、采煤、运输机械的安全作业及电器防爆：1、采煤：（1）、开采前的准备：1）、开采前必须按本规程的数量上齐支柱、铰梁、坑木、工字钢梁等，巷道内的浮煤要收干净，杂物整齐堆放在机风巷，机巷溜子要上齐挡煤板。2）、电气设备和管路安装必须符合质量标准化要求，电气设备必须试运转正常，具备生产条件后，经矿有关部门验收合格后方可组织生产。3)、防突设备、设施必须按防突措施要求设齐并经验收合格后方可生产。（2）、落煤1）、严格按作业规程的眼距、

16、眼深及角度进行打眼，不得任意丢失顶、底煤，不得留伞檐。2）、打眼前，严格检查作业地点的支柱是否稳固，撬掉片帮煤及顶板悬矸，隐患未彻底排除不得生产，并严格按操作规程执行。3）、炸药、电管必须分装分运,做引药时严禁将电管直接插入药卷内,做引药时应在顶板完好远离电气设备的安全地点进行.4）、采取正向装药,炮眼封泥长度不小于0.5m,每眼必须有合格的水泡泥，并且要正向装药，联线方式采用大串联，每次启爆长度不超过20m,每次放炮后必须开通工作面溜子，及时扶起崩倒的支柱，方向由机头往机尾逐根进行。5）、放炮前必须由班长亲自送岗、撤人、断电（除遥测外警戒区内的所有电源）、并设置好花栏、警标，待送岗人员返回启

17、爆点，并清点人数无误后，向矿调度部汇报并填好防突卡经矿调度部同意，方可启爆，岗哨人员严禁睡觉、脱岗或擅自移岗。启爆点设在距2282工作面机头300m的进风流中的安全地点或100m的启爆硐室内。 6）、放炮时，启爆点所有人员必须携带化学氧自救器并进入压风呼吸袋内，将压风呼吸袋的压风开启方可启爆，严禁无压风时启爆。启爆点的岗哨人员用手撩起自救袋的一面，继续执行警戒任务，启爆10分钟后，若无异常方可携带化学氧自救器从压风呼吸袋出来。7）、放炮环节严格执行“一炮三检制”和“三人连锁放炮制”，放炮时应从机尾往机头方向进行，放炮员必须做到自联、自放、自带放炮器。8）、启爆30分钟后无异常，由跟班队干请示调

18、度部，经调度部同意后，由瓦检员、班长、放炮员共同逐步进入工作面检查瓦斯、爆破效果及支护情况。9）、放炮后若有瞎炮，必须严格按煤矿安全规程（2005版）第342条的规定进行处理。（3）、攉煤1）、攉煤人员进入作业地点后，应首先进行敲帮问顶工作，特别是片帮煤要及时处理，在顶板正常地段每隔1.5-3.0m打一根临时支柱，顶板破碎或有切断线等地段按0.75-1.5m或更小间距架设可靠的临时支护，才能攉煤；对找不掉的顶、帮危岩活矸，必须布置一梁一柱的煤壁斜撑或打一根临时支柱，方可开始攉煤。2）大于0.40.20.4m3的大块煤必须打小后才能装上溜子运走。3）、工作面作业人员必须认真、准确传递工作面各种信

19、号，底煤、浮煤收净，严禁将顶板或底板岩石装上溜子，矸石要捡出甩入采空区。（4）、移溜、支护 1）、移溜前应将煤壁侧临时支柱替换为贴帮柱，并做到先替后换。 2）、移溜时工作面及顺槽不许开溜，必须将开关把手扳到“0”位并上锁，移溜使用单体液压支柱分段由机尾往机头进行，且保证溜子平、稳、直。3）、移溜抵柱必须选用可靠的支柱，移溜前必須进行补液加固方可进行移溜工作，防止支柱初撑力达不到要求，造成抵倒支柱冒顶及伤人事故。4）、移溜后，及时按1.5-3.0m打好点柱，且基本支柱超前回柱点3-5m提前架设。5）、任何时候严禁用溜子拉支护材料和设备。6）、支柱必须按迎山角度（3-5度）打紧打牢，保证每根支柱初

20、撑力不小于60KN/根。铰梁必须绞接使用，绞接率不低于90%。7）、所有支柱必须打成直线，迎山有力，失效支柱、坏铰梁严禁使用。（5）、回柱1）、工作面回柱均按“见四回一”分组分段进行，回柱小组必须由三人以上组成，其中一人看安全，一人回柱，一人转运，且要找好安全退路；回柱时必须采用回柱钩将支柱、铰梁拉至控顶区，方可由人工捡取。2）、回柱小组间距不小于15m，回柱方向从机尾往机头进行，回柱与其它工序平行作业时，间距不低于15m。 3）、回柱时应先找好安全退路，先远距离卸载，再取出支柱、铰梁。4）、如果顶板破碎或压力大造成回柱困难时，采用单体液压支柱配40T链子远距离牵引回柱，必要时采用带帽木点柱作

21、临时支柱进行替换后（木点柱为直径大于200的半圆木）再进行回柱，以确保回柱安全。5）、在回撤最后三根支柱时，必须先采用40T链子将支柱和铰梁套好，且牢固可靠，方可远距离卸载进行回柱。6）、在回撤支柱、铰梁时，人员必须站在进风方向采用长绳套在把手上远距离进行卸载，并用单体支柱配40T链子远距离牵引回柱，且必须牵引到控顶范围内。7）、用单体支柱配40T链子牵引回柱时，必须选用牢固可靠的支柱进行，否则必须补液加固，链子套在支柱上必须牢固可靠；若链子套在溜子侧牵引时，溜子开关把手必须打到“0”位，并挂牌上锁，严禁开溜；牵引时人员严禁正对受力方向。8）、回撤时作业人员必须站在支护牢固可靠的支柱后面，用细

22、绳套卸压把手远距离卸载支柱，且距被回撤的支柱不小于3m，作业人员必须站在控顶范围内用长铁钩将回撤出来的支柱和铰梁拉出。9）、每次回撤完一根支柱、铰梁，及时关好密集；必须待顶板稳定，无安全隐患，方可开始回撤第二根支柱。10）、密集支柱必须与第三排支柱对齐，并打紧打牢，且与回柱点对齐。11）、回柱放顶时，一并将机巷、风巷工字钢支架回撤，回支架按先腿后梁逐架后退回撤，机巷、风巷煤帮的支架腿子超前煤壁3米回撤。(6)、后风道支护1、 超前工作面机尾5m，距下帮0.5m打好带帽木点柱作后风道支护（木点柱为直径大于200mm的半圆木），木点柱间距2.0m，或采用码石礅作后风道支护，石礅长，宽各1.5m ,

23、间距5.0m。2、采集石块时，各作业人员只能站在三排支柱内用铁钩将石块钩到支柱边，再人工转运到码石礅地点，严禁作业人员进入采空区。3、采集石块时，各作业人员必须站在作业点的斜上方严防老塘窜矸伤人。2、运输机械：（1）、伸缩溜子时，开关把手打到“0”位，并挂牌或留专人看守，以防误送电伤人。（2）、伸缩溜子后，必须保证两台溜子搭接高度大于300，不拉回头煤，并打好机头、机尾压柱，且牢固可靠。（3）、溜子司机开溜前，应检查工作面及顺槽溜子机头机尾压柱是否牢固，溜子内有无影响安全的物件，否则不准开溜。（4）、溜子司机开溜前，必须检查溜子是否运转正常，按钮是否灵敏，各部件是否完好，有故障及时排除。（5）

24、、开溜时，溜子司机必须集中精力，注意观察工作面及顺槽的各种信号，严禁开溜睡觉和正对溜子机头开溜，溜子司机必须持证上岗。3、 设备维护及防爆：（1）、电气设备入井前,必须经过严格检查,防爆合格后方可入井。（2）、电钳工、泵站司机、溜子司机必须对设备认真检查，发现问题及时处理。（3）、供电系统“三大保护”必须齐全可靠，所有电气设备必须防爆，严禁失爆。（4）、机电设备检修时，必须坚持挂牌制度，开关设备留专人看守，严禁带电搬迁、带电作业。（5）、泵站司机必须按12%的浓度配比乳化液，泵站要有配液浓度检测仪器、检测记录、交接班记录。（6）、各工种必须持证上岗，严格按“三大规程”作业。（二）、防止冒顶、片

25、帮、窜矸、底板滑移措施：1、工作面回采期间，必须加强顶板管理，对伞檐要及时处理，对顶板破碎地段必须采用骑溜抬棚（每间距3m架设）等加强支护，进入工作面的作业人员均应随时注意观察顶板和煤壁情况，发现隐患要及时处理。2、乳化液泵必须开足15Mpa的压力，基本支柱初撑力必须达到60KN/根以上，同时根据采高选择合适的支柱来控制顶板。3、顶板破碎地段全部采用塑胶网铺在铰梁上，配排柴、竹笆背接严实，确保塑胶网周边的连接牢固，确保顶板平整。4、回柱前必须先打好戗棚及戗柱和大柱鞋，同时按规定掺齐密集支柱及堆柱，并打紧打牢。5、发现有窜矸时，采用关双密集或将矸石甩入采空区。6、发现底板滑移时，采用挖柱窝，将支

26、柱打在柱窝中。7、工作面随时保证备用支护材料的数量，并堆放在距采场不大于100米的机、风巷内。（三）、综合防尘1、所有作业人员必须坚持戴口罩,放炮时必须装填合格的水炮泥。2、出煤系统的各转载点及机风巷距工作面煤帮40m范围，回风第一合流点以里40m内各设一组净化喷雾装置，回风其余各点按150m设置喷雾防尘装置,工作面出煤和放炮时将喷雾开启。（四）、防止放炮出现溜子事故及崩倒支柱：1、放炮时，泵站必须开启，并保证有水，无水不准放炮。2、放炮前，必须对一、二排基本支柱及贴帮柱进行补液加固，并在第一排支柱每间隔4-8m打一根斜撑支柱，以防止溜子放炮时移位。3、放炮后，及时补齐放炮崩倒的支柱；补柱方向

27、为机头向机尾进行。4、拉放炮煤前必须由放炮员、班长认真检查溜子内有无大块煤（矸）或柱、梁，溜子是否移位，机尾压柱是否齐全，若有此类情况必须先处理后才准开溜，防止出现溜子事故和拉倒支柱造成垮顶或冒顶事故。（五）、防止煤层自燃发火及放炮引燃煤炭的措施1、工作面及上下隅角的浮煤必须收尽，机头、机尾10m段洒石灰，厚度不小于5，并严格按矿颁发的“防治自燃发火考核办法”执行。2、加强采面推进度，保证正规循环作业。3、工作面机头、机尾设置不少于10m的挡风帘（挡风帘采用风筒布制作），减少向采空区漏风。4、加强油脂管理，特别是对减速箱经常检查，发现漏油要及时处理，并将所漏油物清理干净，易燃物禁止甩入采空区。

28、5、炮泥充填长度达0.5m，且使用合格的水泡泥。6、放炮时，泵站必须开启，并保证有水，无水不准放炮。7、放炮前，瓦检员、放炮员、班长应认真检查各段放炮黄泥充填及水泡泥使用的情况，未达到要求不准放炮，并要严格检查气体情况。（六）、防止瓦斯超限：1、工作面必须按作业规程要求配足风量,并根据瓦斯涌出进行调整，测风员必须定期测定风量、风速，发现问题及时处理汇报。2、加强通风设施管理，爱护通风设施，严禁损坏。3、加强巷道维护，保证通风断面不小于3m2和系统正常。4、瓦检员必须严格按规程规定检查有毒有害气体情况，发现气体超限，及时向矿调度部汇报并处理，严禁气体超限作业。5、严格按规程规定设置瓦斯监测系统，

29、并保证监测系统灵敏可靠。6、随时保证机头超前机尾510m。（七）、提高煤质及回收率的措施1、未经有关部门同意，在打眼时,严禁破顶、底板岩石，煤层中有夹矸时，炮眼尽量不布置在岩体中，以保证岩石成块，有利于煤矸分选。2、工作面遇断层或顶板破碎时，必须设专人负责选矸并将矸石甩入采空区内，严禁矸石上溜。3、攉煤时必须先砂帮后煤帮的顺序攉煤，同时将矸石扔向采空区。4、不准任意丢失顶底煤，保证达到标准的采高，并加强浮煤的回收。（八）、工作面遇断层、顶板破碎、淋水或来大压后的措施1）、炮眼眼距缩小为0.8m，顶眼距顶板0.30.4m，采用少装药（装原每眼装药量的2/3），放小炮（每次启爆长度为一组电管，即1

30、3段各一个电管）的方式进行启爆。2）、每次启爆前必须对贴帮柱及第一排基本支柱进行加固，拉放炮煤前必须由放炮员、班长认真检查溜子内有无大块煤（矸）或柱、梁，机尾压柱是否齐全，若有此类情况必须先处理后才准开溜，防止出现溜子事故和拉倒支柱造成垮顶或冒顶事故。3）、炮后必须补齐放炮崩倒的支柱，补柱方向由机头往机尾进行。4）、攉煤前根据顶板情况，每隔0.75m或更小打一根临时支柱，并找净顶板裂隙内的危岩、活矸，防止掉矸伤人。5）、缩小工作面支柱柱距,贴帮柱按0.75m1.5m打一根，在顶板严重破碎地段，每隔1.5m-3.0 m或更少的间距用单体支柱配工字钢梁架设骑溜抬棚，并用排柴、竹笆和枕木等对顶板进行

31、加强背接，防止漏裆或冒顶。 6）、移溜前,严格替换工作面的临时支柱，在将临时支柱改为贴帮柱过程中,必须做到先替后换,在顶板严重破碎时,必须做到移溜一段替换一段临时支柱,移溜后及时打好点柱.。7）、回柱前认真加固周围的支柱，确认支护牢固，找好安全退路，并有专人看安全的情况下，方可进行回柱工作。8）、在替换临时支柱为贴帮柱期间，跟班队干、班长、安全员必须分段把关，在确保现场支护可靠的情况下进行作业，坚决做到不安全不准人员作业。9）、若遇构造，其影响段低于1.2 m的采高段，瓦检员必须加强构造带的瓦斯检查，发现异常立即汇报处理。（九）、防止水灾措施1）、工作面遇上部采空区积水、断层、裂隙水渗透至工作

32、面时,应按顶板破碎的措施（1、2、3、4、5、6、7、8条）执行,加强顶板支护和背接工作。2）、加强工作面用水管理，停溜及时停水；防止底板遇水变软。3）、工作面开采前在2282风巷距工作面机尾10米设一台水泵，以处理采空区积水突然涌入工作面。（十）、穿大柱鞋措施1）、在工作面支柱插底超过100mm地段，每间距3-5m穿一个大柱鞋。2）、将大柱鞋穿在第一排基本支柱下，并与第二排基本支柱对齐；四根支柱必须穿在大柱鞋的柱窝中，且必须保证一梁二柱，但其中一根铰梁必须与第二排基本支柱铰梁绞接使用。3）、回柱放顶时，必须将大柱鞋替换出，并及时穿在第一排基本支柱下，其它排不穿。4）、替换时，必须找净周围的危

33、岩活矸及对周围的支柱进行补液加固。（十一）、穿小柱鞋措施1）、工作面机头、机尾各留5m不穿小柱鞋，其余地段全部穿齐。2）、将小柱鞋穿在第一、二排基本支柱下，其它排不穿。3）、工作面移溜后及时将穿在第二排基本支柱下的小柱鞋进行替换出，穿在靠溜子侧的第一排基本支柱下，且每次只能替换一个小柱鞋。4）、放炮前，必须对第一排基本支柱及贴帮柱进行补液加固，使支柱初撑力60KN/根，否则严禁放炮。5）、放炮后，及时按规定补齐被炮崩倒的支柱。(十二)、使用挡煤板措施1、铺设挡煤板前，必须先由安全负责人检查作业点的安全情况，做好敲帮问顶工作，待作业点的安全隐患处理后，才准进行铺设工作。2、在上挡煤板前，必须带起

34、所需工具和材料，所有工种持证上岗。3、铺设挡煤板过程中，安全负责人必须随时注意顶、帮的安全情况，防止掉矸伤人，如发现有异常情况必须立即进行处理。4、没块挡煤板的铺设高度为0.75m，长1.50m ,在工作面的溜子边延续铺设，并用链子和U型环连接牢固。5、当工作面煤帮侧的煤炭攉完后，取掉挡煤板再攉砂帮侧的煤炭。当整个工作面的煤炭攉完后，必须将挡煤板恢复原位，并将之连接牢固。6、铺设挡煤板时所有人员必须做到“三不伤害”、“自主保安”。（十三）、初次放顶1、组织措施1）、矿成立“2282回采工作面初次放顶安全领导小组”。组 长：袁龙华成 员：钟毅、李治平、文德才、蒯友海2）、矿成立强行放顶现场指挥小

35、组组 长：钟毅副组长：蒯友海成 员：十八队跟班队干及部门蹲点人员3）、初次放顶由采煤十八队跟班队干负责现场安全工作汇报，强行放顶时现场指挥组长必须亲临现场指挥。4）、现场指挥组长在初次放顶期间必须亲临现场指挥，深入现场了解情况及时处理实际问题，确保放顶工作顺利进行。2、初采、初次放顶措施1）、开采前必须把溜子靠拢待开采的煤壁，同时在切眼内工字钢梁子下掺齐两根支柱，必须保证一梁二柱。机头四对八梁、机尾两对四梁待开采够宽时再上齐。2）、准备工作完成，必须经矿有关部门验收合格后，方可开工。3）、采取打密眼（眼距为0.8m），少装药(装原每眼药量的2/3)，放小炮的方式(每次联炮长度小于5m)，每次放

36、炮崩倒的支柱必须及时扶起，支柱打紧打牢。4）、采面开第一条帮必须上齐一排支柱和铰梁，支柱选型合理，确保支柱的初撑力，新上的一排支柱按作业规程规定的柱距、排距进行架设，攉煤前认真进行敲帮问顶工作，并加强煤壁区支护，严禁空顶作业。5）、新上的支柱必须反复多次排尽柱内的空气，支柱初撑力必须达到60KN/根。 6）、当工作面支柱上齐四排支柱时，开始初次放顶工作，放顶必须由有经验的老工人组成，每组三人以上（其中一人回柱，一人看安全，一人拉柱），回柱人员要先找好安全退路，且有专人看安全的情况下，方可开始回柱；其回柱间距不少于15m。7）、初次放顶期间仍按“见四回一”的支护方式控制顶板，若顶板悬顶沿工作面走

37、向达2m，倾向达5m时，必须采取打堆柱进行加强支护，每堆四根，堆距5m。8）、当工作面采空区顶板冒落高度超过采高的1.5倍时，经部门验收合格后，即初采结束。3、强行放顶措施1）、凡工作面悬顶沿走向达5m，沿倾向达30m时，必须立即停产进行强行放顶。2）、强行放顶眼子打在2-3排基本支柱之间的顶板上，采用电煤钻或风钻打眼，眼深、眼距均为1.5m。3）、强行放顶时，由现场指挥小组组长亲自到现场指挥强行放顶工作，启爆点设在距工作面机头300m的进风流中安全地点或100m的启爆硐室内，放炮时必须由班长布岗、撤人、断电(断掉警戒区内除遥测外的所有电源)并设置好花栏和警标、清点启爆点人数,方可启爆；放炮要

38、求按“三大规程”中的规定执行，一次联炮个数不超过20个，每次放炮后必须及时扶起崩倒的支柱，才能继续强行放顶。4）、每班跟班队干、班长、安全员必须注意观察顶板情况，若有大压预兆，立即撤出人员，待顶板稳定，按先加固支护后再恢复生产的原则安排工作。强行放顶炮眼布置图（详见附图7）。强行放顶爆破说明书（详见附表3）。（十四）、避灾路线：1、工作面发生水、火、瓦斯灾害时,人员撤离路线：2282工作面2282机道2252边界2234边界223岩机22区皮带道西二车场西改造大巷副平硐地面。2、工作面发生顶板事故时人员撤离路线:就近撤到机、风巷50m以外的安全地点，处于回风侧的应尽快往进风侧撤退。（十五）文明

39、生产1）、搞好采面工程质量，坚持工程质量验收制度。2）、机、风两巷必须畅通，巷高符合要求（机、风巷距工作面煤壁20m范围内不低于1.6m，20m外巷高不低于1.8m），巷道内无积水、无杂物，各种备用设备及材料必须堆放整齐。3）、机、风道的管、线、材料、设备等必须吊挂、堆码整齐。八、附图表附图1：煤层综合柱状图（1:200）附图2：炮眼布置图（1:50）附图3：正规循环作业图附图4：工作面采场详图（1:100）附图5：2282炮采面放炮岗哨、通风系统及避灾路线示意图附图6：2282采面生产系统平面图(1：1000)附图7：强行放顶炮眼布置图（1：100）附图8：2282采面供电系统图附表1：爆破

40、说明书附表2：顶板管理说明书附表3：强行放顶爆破说明书附表4：主要经济技术指标表附表5：劳动组织表附表6：主要机械设备配备表附表7：开关整定值与短路电流计算表附1： 芙蓉集团公司白皎煤矿2282工作面回采作业规程控顶参数计算说明书二00五年六月十六日1、工作面合理支护强度PT的确定根据工作面回采地质说明书，可知该采面顶板属2类级,因此,根据直接顶分类和老顶来确定工作面的合理支护强度,查表可得:PT=（1.3343-1.3245）20%+1.3245=343.98KN/m22、支柱在井下的有效支撑能力RT的确定1)、单体支柱最大理论支撑能力RB2282工作面采用DZ12-30100型，DZ14-

41、30/100型，DZ16-30/100型，DZ2.5-25/100型单体液压支柱,查表得：RB=292KN/根2）、支柱的工作系数KGKG=1.0075.023/=1.0075.023/50=0.9065式中：-为支柱实测缩量,，取=50。3）、支柱承载不均匀系数KB经查表取KB=0.94）、增阻系数KZ的确定经查表得KZ=0.95故：RT=KB.KZ.KG.RB=0.90.950.9065343.98=266.60KN/根3、工作面基本支柱合理支护密度n的确定：n=PT/RT=343.98/266.62=1.297根/A=1/(n.B)=1/(1.2971.0)=0.77m式中：A基本支柱柱

42、距B基本支柱排距，取1.0m。故：支柱柱距取0.75m。4、控顶距的确定（1）、支护方式的确定由于2282采面顶板属2类级,顶板岩性为中等稳定岩石，因此选用密集支柱切顶，多余的支柱掺在密集排，作为临时支柱备用。（2）、控顶距的确定根据工作面顶板条件，采用“见四回一”方式控顶，最大控顶距4.2m,最小控顶距3.2m,支柱柱距0.75m,排距1.0m, 放顶步距1.0m。附2：芙蓉集团公司白皎煤矿1604回采 工作面通风设计说明书 二00五年六月十六日1、工作面风量计算根据相邻2262工作面开采时瓦斯涌出情况，预计工作面绝对瓦斯涌出量为15 m3/min,其中抽放量预计5m3/min，则风排量为1

43、0 m3/min。根据我矿实际经验，瓦斯道配风量按300m3/min，瓦斯道瓦斯浓度按2.5%进行管理。则：q瓦=3002.5%=7.5m3/min（瓦斯巷瓦斯排放量）q风10-7.5=2.5 m3/min（风巷瓦斯排放量）K瓦斯涌出不均衡系数，取k=1.5Q风=q.k/(1%-0.1%)=2.51.50.009=417m3/min（风巷配风量）2、风量验算低=15S=154.21.10=69.3m3/min高=240S=2403.21.10=844.8 m3/min工作面风量为：Q工=Q瓦+Q风=300+417=717m3/min根据计算，工作面配风量选定为750m3/min 3、风速验算大

44、=Q/S小=750 (3.2601.10)= 3.55m/s小Q/S大=750(4.2601.10)= 2.71m/s故：0.25V小V大4.0m/s。根据以上计算确定工作面配风量为750m3/min符合要求,其中风巷配风量为450 m3/min，瓦斯巷配风量为300 m3/min，开采过程中视瓦斯涌出情况再调整配风量。4、 瓦斯监测系统 施工队在工作面开工前三天必须将遥测探头设置联系单经矿有关部门签字后送瓦斯队遥测班，瓦斯队按申请单的要求设置好，未报联系单后果由施工队负责。T1进风探头：设在工作面上隅角二、三排支柱之间，报警浓度0.5%，断电浓度为0.5%，复电浓度小于0.5%，断电范围为机巷内全部非本安型电气设备。T2工作面探头：设在风巷距工作面10-15 m范围内，报警浓度为1%，断电浓度1.5%，复电浓度小于1%，断电范围为机巷及回风巷内所有非本安型电气设备。T3回风探头：设在风巷第一合流点以里10-15m处，报警、断电浓度均为1%，复电浓度小于1%，断电范围为工作面及回风巷内全部非本安型电气设备。T4探头：设在瓦斯巷第一合流点以里10-15m处，报警、断电浓度均为2.5%，复电浓度小于2.5%，断电范围为工作面内全部非本安型电气设备。