1、10.13风锤使用安全技术措施-2610.14风镐使用安全技术措施-2710.15采面拆支架措施-2810.15其它安全技术措施-30安全提要1采煤方法：水平分层悬移支架放顶煤采煤法。2支护工艺：采用ZHZ1600/16/24Z型整体顶梁组合液压支架进行支护。3采煤工艺：工作面回采主要流程：落煤前移顶梁、后柱（前柱不动）出前部煤、移前柱放顶煤前移托梁前移运输机。4移架方式：采面使用“三六”移架，即隔六架移三架。5移架顺序：正常情况下由机尾到机头。遇到局部煤层干炸松软，回采移架过程中先移动干炸松软煤层处两侧的1-2个支架，控制两侧煤，再移动松散处的支架。防止直接先移动松散煤层处的支架从架前方窜矸
2、。 6推移刮板运输机：采用单体液压支柱从机头到机尾依次推移刮板运输机，步距0.8m，7根据采面煤层厚度的变化增减采面内溜子长度。8工作面顶、底板巷超前20m范围内的巷道必须使用铰接梁加单体柱加强支护，单体柱间距不大于1。9端头管理：顶板端头使用3.2长的端头支架进行管理，端头支架沿顶板巷向前移动。底板端头采用两梁六柱或在紧贴底板支架处使用3根单体柱打在顶梁的边缘。10采面炮眼布置：根据煤层硬度、采高和采场周围压力情况布置炮眼，每排三个眼，眼深0.8m，排距1.0/m，装药量以合理地崩落煤炭为宜，一般每眼为0.5条。11躲炮距离：巷道拐一个死弯，躲至工作面75m以外的安全地点；巷道拐两个死弯，躲
3、至工作面50m以外的安全地点；直巷放炮，躲至工作面150m以外的安全档后或75m以外的躲避硐内，并在200m以外设警戒。12放顶煤时，顶煤由支架后侧放煤口自行落入刮板运输机。煤层松软情况下,采用自然垮落法放顶煤。若煤层较硬，无法采用自然垮落法放顶煤时，可采用在支架顶梁间打眼放炮的方法放顶煤。13提支架后柱时必须停采面溜子，并使用专用工具手钩。14采煤工作面严禁空顶作业，所有支架必须架设牢固，严禁在浮煤上架设支架。15加强火工品和放炮管理，严格执行火工品“四对口”、三方监督、大小牌交换及放炮许可证制度。1工程目的：为了安全合理地开采该工作面的煤炭。2编制依据：煤矿安全规程（2009年版）、煤矿安
4、全生产操作规程（2005年版）木城涧煤矿生产技术管理规范（2009年版）、地测科提供的10m水平第四透煤斜坡回采地质说明书；技术科提供的-10m水平第四透煤斜坡回采设计说明书及公司、矿相关规定。3地质概况：3.1 工作面的范围和与邻区及地面的关系：三槽回采工作面上至采空区下边界线，下至+111.0m标高线，东至储量计算东边界线,西至储量计算西边界线。工作面走向长171.5m，平均倾斜长22.4m，预计三槽工作面煤层可采面积3841m2。五槽回采工作面上至采空区下边界线，下至+111.0m标高线，东至储量计算东边界线,西至储量计算西边界线。工作面走向长171.5m，平均倾斜长22.3m，预计五槽
5、工作面煤层可采面积3824m2。三槽和五槽回采工作面煤层顶板对应的地面位置：木矿工业广场以西约300m。3.2 工作面煤层产状：三槽煤层走向NE6881，平均走向NE70；最大倾角73，最小倾角60，平均倾角63；倾向NW。五槽煤层走向NE6586，平均走向NE72；最大倾角74，最小倾角61，平均倾角64；3.3工作面煤厚：3.3.1三槽煤层结构并预测其变化情况：工作面内三槽煤层最大厚度10.8米，最小厚度9.4米，平均厚度 10.2米。煤层厚度较稳定,煤层结构复杂。三槽煤层含36层夹石,夹石累计最大厚度3.25米,最小厚度2.27米,平均厚度2.76米。由西向东,三槽煤层厚度沿走向变化不大
6、.3.3.2五槽煤层结构并预测其变化情况：工作面内预计五槽煤层最大厚度16.39米，最小厚度3.55米，平均厚度9.90米。煤层厚度极不稳定,煤层结构较复杂。五槽煤层含15层夹石,夹石累计最大厚度1.65米,最小厚度0.54米,平均厚度 1.10米。由西向东,五槽煤层厚度明显由厚变薄.工作面内由西向东,三、五槽之间的层间距由小变大。由西向东, 层间距最小是0.49米,最大是9.71米,平均厚度5.52米。3.4煤层顶底板情况:煤层顶底板情况顶底板名称岩石名称厚度（m）岩性特征老顶泥质细砂岩120岩石呈灰白色，薄层状。直接顶泥质粉砂岩30灰黑色，含炭或不含炭的粗粉砂岩，泥质胶结，层理较清楚。伪顶
7、炭质页岩、变质岩18灰黑色,泥质胶结，层理较清楚,岩层不稳定,质软。遇水易膨胀.五槽五槽煤99黑色,结构较复杂,无法进行煤分层对比，本工作面内含夹石15层,一般都在2层以上。结构变化频繁，无明显规律。夹矸以含炭或不含炭的粉砂岩、泥岩为主，局部为细砂岩、中粒砂岩,局部有细晶岩侵入,细晶岩呈灰白色,较硬,侵入部位无规律。伪底炭质页岩、含炭细粉砂岩552有酸性岩浆岩细晶岩侵入。三槽三槽煤102黑色,结构复杂,变化大,无法进行煤分层对比，本工作面内含夹石36层,一般都在3层以上。炭质粉砂岩20灰黑色,泥质胶结，层理较清楚,质软。直接底粉砂岩25灰黑色，含炭或不含炭，泥质胶结，层理较清楚,质软。老底细砂
8、岩、中粒砂岩318岩石呈灰白色，岩层较稳定,较硬，块状结构。三槽和五槽顶底板变化情况：沿煤层走向，顶底板变化均较大，因顶底板岩性多为泥质粉砂岩和变质岩,裂隙发育,顶、底板易破碎,易发生变形和垮落，给巷道支护带来困难。3.5工作面的水文地质情况：三槽和五槽的回采工作面水文地质条件较复杂。回采工作面内有少量裂隙水，预计对回采影响不大。工作面无大的导水构造和含水层。预计本工作面的最大涌水量为0.04m3/min。本工作面无大面积的岩浆侵入。局部可能有酸性岩浆岩细晶岩侵入。3.6预计本工作面无大面积的岩浆侵入。在有细晶岩侵入的地方，对煤质影响很大，煤层不仅因受烘烤而变成天然焦，丧失其经济价值，甚至使煤
9、层由可采变为不可采，直至被吞食。3.7储量：第四透煤斜坡三槽工作面储量6.86万吨，预计可采储量5.1万吨。第四透煤斜坡五槽工作面储量6.63万吨，预计可采储量4.97万吨。三、五槽合计储量13.49万吨,预计可采储量合计10.07万吨。3.8工作面瓦斯含量为低瓦斯，煤尘无爆炸性，煤层不自燃，地温1416。3.9煤层综合柱状图：（见图1）4巷道布置:（图2）工作面沿三槽底板、五槽顶板掘出东、西底板巷和东、西顶板巷，由西底板巷、东底板巷开口掘出西切巷、东穿层平巷，将支架装入西切巷布置回采工作面。5采煤方法及采煤工艺5.1采煤方法的确定： 根据煤层赋存条件，采用“水平分层悬移支架放顶煤采煤法”。5
10、.2回采顺序：采面由西向东回采。5.3工作面支护设计5.3.1工作面顶板所需要的支护强度Pt=HRk=（2278）KN/m2=432（KN/m2）=0.432MPa式中 Pt工作面合理支护强度； H采高，取最大值 2 m； R直接顶岩石容重，取27KN/ m3； k上覆岩层厚度和采高之比，一般取48。（取8）5.3.2支护强度的验算0.432 MPa0.641.14 MPa。因此选用的液压支架的支护强度能满足顶板支护所需的强度。5.4采面支护：采用ZH1600/16/24Z型整体顶梁组合液压支架进行支护，支架结构及主要技术数据（图3），工作面支架布置（图4）。5.5采面高度：2.0m，放煤高度
11、：17m。5.6采煤工作面最小控顶距2.6m，最大控顶距4.0m。5.7采煤工艺：（图5）5.7.1落煤:推帮采用手持式风动钻机或风锤打眼，然后装药爆破。炮眼布置，根据煤层硬度、采高和采场周围压力情况布置炮眼，每排三个眼，眼深0.8m，排距1.0/m，装药量以合理地崩落煤炭为宜，一般每眼为0.5条；如煤层松软时，可减少装药量或使用手镐、风镐处理。采取正向装药结构和串联方式联线，一次连续放炮距离不大于3m。炮眼布置图：（见图6）爆破网络设计：各项参数：雷管准爆电流I准1.2A、雷管内阻R内2.83.9、取3.9、母线（按100m计算）电阻RM为5.3、脚线（按10 m计算）电阻RJ为1.8、每个
12、接头接触电阻RC为0.5、发爆器电压U为1800v。I准=U/R=U/RM+NR内+RJ+（N+1）RC=1800/5.3+183.9+1.8+（18+1）0.5I准=20.25A1.2A通过以上计算，使用MFd-100型发爆器，采用雷管串联联接时，一次最多爆破18（含）个雷管，能达到准爆电流。5.7.2 前移顶梁与后柱（前柱不动）:响炮后，前移顶梁与后柱（前柱不动），实现及时掩护，前后液压支柱卸载，顶梁落在托梁上，前柱不动，后柱提起向推进缸注液，以托梁为支点，顶梁前移0.8m，落下后柱，支撑顶板，完成移顶梁及后柱。依次前移顶梁，移架步距0.8m，移架时必须保持架间中心相等，标准架间距为60m
13、m。5.7.3出前部煤、移前柱:打眼爆破的煤一部分落入刮板运输机内，一部分人工攉入刮板运输机。工作人员应逐段扒煤，边扒煤边移前柱，移前柱时后柱不动，前柱卸载提起，通过滑动梁前移前柱至煤壁，移前柱后所有支柱都处于支撑状态，出前部煤时必须在支架下方使用专用工具扒煤。5.7.4放顶煤、前移托梁：煤由放煤口自行落入刮板运输机或由人工将煤扒入刮板运输机。整个工作面将移顶梁和放顶煤这两工序完成后，前移托梁。支柱通过顶梁与顶煤紧贴产生初撑力支撑顶煤，这时托梁无载荷地吊挂在顶梁上，向托梁的供液系统供液将推进缸的活塞杆全部收回，托梁前移，完成一个动作循环。5.7.5移刮板运输机：5.7.5.1移刮板运输机前，先
14、将刮板运输机东侧的浮煤清净。5.7.5.2采用单体液压支柱从机头到机尾依次推移刮板运输机，步距0.8m。5.7.5.3推移刮板运输机时，保证溜子板平、直、稳固，机头、机尾打牢压盘撑或地锚，待工作人员试转正常后方可进行下一循环作业。5.7.5.4根据采面煤层厚度的变化增减采面内溜子长度。5.7.5.5随着支架的推移逐渐缩减顶板巷的溜子，但顶板巷的溜子机尾必须在端头支架掩护下，机尾严禁越过挡矸板。6重点施工工艺：6.1超前支护：对工作面顶、底板巷超前20m范围内的巷道必须使用铰接梁和单体柱加强支护。010m范围内加打双排柱，1020m范围内加打单排柱（即靠煤壁侧超前支护长度不小于20m，另一侧超前
15、支护长度不小于10m）。超前支护的单体柱间距不大于1。6.2端头管理：6.2.1顶板端头使用3.2长的端头支架进行管理，端头支架沿顶板巷向前移动。6.2.2如采面支架紧贴顶、底板时，执行以下规定：6.2.2.1在紧贴顶板支架处使用4根单体柱打在顶梁的边缘，柱距700100；6.2.2.2在紧贴底板支架处使用3根单体柱打在顶梁的边缘，柱距700100。6.2.2.3单体柱打好后，用物料划背，防止煤矸窜出。6.2.3如靠近顶、底板第一个支架与顶、底板巷外侧之间间隙在01.0时，使用“两梁六柱”加固。6.2.4“两梁六柱”由两根2.8m长的型钢梁或铰接梁加6根单体柱组成，型钢梁下打3根单体液压支柱支
16、撑，间距1.0m。（图7）。6.2.5如靠近顶、底板支架与顶、底板之间间隙超过1.0时，加补悬移支架。6.2.6采面支架高度不得低于1.7。6.2.7靠近采空区侧，打一排单体柱，间距不大于200mm。6.2.8当端头压力大时，可补打型钢和单体柱加强支护。6.2.9一梁二柱中使用的单体柱必须用铅丝或防倒绳与型钢梁栓挂牢固。6.3回柱、拆移铰接梁措施：6.3.1回工作面支柱前，准备好回柱所需的工具，并仔细检查巷道顶板和支架支护情况。顶板松动时应支设临时支柱，顶板无异常后方可进行回柱工作。6.3.2回柱时，人员必须站在支护完好的安全地点，使用卸载手把（长度不小于3.5m）远方操作。6.3.3回柱时，
17、严禁进入采空区回柱，并且一次只能回一棵，严禁单人作业。6.3.4如遇死柱或巷道压力大，回柱困难时，队长以上管理人员可根据实际情况安排打替柱或护身柱，然后用倒链拉出，严禁强行冒险回柱。6.3.5拆移铰接梁前必须敲帮问顶，拆除活石，顶板牢固正常后方可操作。6.3.6拆移顶板巷铰接梁时，严禁开刮板运输机，将刮板运输机开关打至零位。6.4移架:6.4.1移架顺序：正常情况下由底板向顶板推移，如果煤层走向发生变化或需要调整采面架型时可以从顶板向底板进行推移。采面推采时，以顶板巷为标准，采面与顶板巷垂直，底板巷多余的支架及时拆除。6.4.2工作面推帮时，第一道工序要确保前移支架，严禁空顶作业。6.4.3移
18、架时必须达到规定步距，工作面煤壁保持平直，便于支架最前端平齐。6.4.4移架前要认真检查支架情况，确保支架各部位完好，并清理净架间、架前浮煤、杂物。移支架时其下方和前方严禁有人，移架人员站在临近支架的后方操作，移端头支架时，必须在其他人员撤到安全地点后方可操作。6.4.5移架速度要均匀，如果出现拉移支架困难时要立即停止移架，待查明原因，处理好后方可移架。6.4.6移架时，严禁开溜子，溜子开关置于零位。6.4.7提支架后柱时严禁用手，必须使用专用工具手钩。6.4.8推移后的支架顶梁前端严禁为空，必须紧贴煤壁，防止前方塌冒，如顶梁前端为空必须使用废料填充，并打单体柱支撑。6.4.9采面两端支架高度
19、要与顶、底板巷高度适当，防止由于支架和顶、底板巷高度有间隙导致窜矸，如果有高差时必须使用木板或胶皮划背，并用单体柱加固，防止窜矸。6.4.10工作面支架安装完毕，初次推帮，必须小循环步距（不大于400mm）将支架逐渐移入煤壁。6.4.11当采面片帮严重时，必须采取护帮措施，防止片帮伤人。6.4.12支架液压系统出现漏液现象要及时补液或更换柱腿及供液管路。6.4.13工作面所有液管必须使用标准的U型卡，严禁存在单腿U型卡子、铁丝代U型卡子、U型卡子不到位现象，以防高压管抽出伤人。6.4.14支架使用时，液压支柱尽量与顶梁垂直以免损坏支柱销及顶盖。6.4.15支架前移时必须使支柱底盘脱离浮煤，不允
20、许托着支护向前移，以免损坏支柱销及顶盖。6.4.16使用操纵阀不要用力过猛，防止损坏液压元件。6.4.17经常查看泵站供液压力和液压支柱的工作状态，防止系统漏液，发现卸液柱、损坏柱及时更换。6.4.18支架不活动时，各支架操纵阀手柄必须处于中间位置。6.4.19 下班时，关闭工作面的总液压截止阀，上班时，检查工作面支架的所有操纵阀手柄是否处于中间位置，如全部处于中间位置，打开总液压截止阀。6.5放顶煤：6.5.1放顶煤工艺：6.5.1.1煤层松软情况下，放顶煤借助顶煤自重自行垮落进行落煤。6.5.1.2若煤层较硬，移架后顶煤不垮落，无法采用自然垮落法放顶煤时，可采用在支架顶梁间打眼放炮预裂的方
21、法放顶煤。6.5.1.2.1药卷位置距支架顶梁2m以上，避免崩坏支架。6.5.1.2.2装药要适量，使顶煤产生裂隙即可。6.5.1.3放煤与移架间隔两架以上。6.5.2放顶煤安全技术措施：6.5.2.1放顶煤人员要专人负责，放煤人员必须站在支架内的安全地点工作，移架放顶前必须指定有经验的人员对放顶的安全工作进行全面的检查，清理好巷道，保证巷道畅通。6.5.2.2放顶煤时，顶煤由支架后侧放煤口自行落入刮板运输机。6.5.2.3严禁在支架前方和采面端头放顶煤。6.5.2.4扒煤时，人员站在放煤口侧面，使用工具扒煤，并随时观察放煤情况，以防煤块涌出伤人。6.5.2.5放大块顶煤的方法：如果后部落下的
22、顶煤大块多，允许提起后柱放煤，提柱时必须停溜子，并使用专用工具，但是不允许同时提起相邻的两根后柱。6.5.2.6采面出现大块时，必须停止溜子运转将大块煤搬出并采用风镐破碎。6.5.2.7严禁越过支架后侧档矸板作业。6.5.3严禁过度放顶煤。6.6巷道修理：6.6.1 根据修理地段的支护形式备齐所需要的工具和材料。6.6.2 修理不通风的旧巷道，由佩戴氧气呼吸器的救护队员先检查巷道内瓦斯、二氧化碳浓度，符合规程规定后施工人员方可进入。6.6.3 修理前，先将电缆、电线及管路掩护好，需要移动电气设备时由机修工负责移动，修理完毕后再恢复原状。6.6.4 修理工作中，随时检查修理地段巷道顶帮及支护情况
23、，发现不安全的情况必须先进行处理。6.6.5 修理工作必须连续进行，如当班未修理完，停止工作时，要将接茬处顶帮管理好。6.6.6在煤层松软或压力大处，使用掼钎子或2寸旧钢管，控制好顶帮煤岩，防止塌冒。6.6.7在压力较大处，用单体柱将木板顶住金属网控制煤体，然后将金属网剪一小口，慢慢放渣。随着放渣，逐渐紧固锚杆螺母，给单体柱注液，增加单体柱支撑力，直到巷道达到规格为止。此时，将锚杆螺母紧固牢固，撤掉单体柱和木板，用铁丝将金属网小口处补好。6.6.8由于顶板巷压力较大，锚网支护的巷道变形严重，必须对巷道进行松肋处理，松肋完毕后用一梁二柱加固松肋处。6.6.9巷道维护后，高度不得低于1.6m，人行道宽度不得小于0.8m。6.6.9工作结束后，将工作地点的杂物和剩余的材料清理干净，保持巷道畅通。7提高回采率、煤质和块率的措施:7.1提高回采率措施：合理布置工作面，尽量减少煤柱。7.2提高煤质的措施：7.2.1加强顶板管理，提高支护质量，避
