煤矿采煤工作面作业规程

*煤矿采煤工作面作业规程编号：采-2015-11号工 作 面 名 称：*采煤工作面编 制 人： 施 工 负 责 人： 总 工 程 师：主 管 矿 长： 批 准 日 期：2015年 月 日执 行 日 期：2015年 月 日会 审 部 门会审单位及人员签字生 产 技 术 科： 年 月 日安 全 科： 年 月 日机 电 队： 年 月 日调 度 室： 年 月 日通 防 队： 年 月 日地 测 科： 年 月 日机 电 矿 长： 年 月 日安 全 矿 长： 年 月 日生 产 矿 长： 年 月 日总 工 程 师： 年 月 日会 审 意 见目 录第一章 概 况6第一节 工作面位置及井上下关系6第二节 煤 层6第三节 顶底板情况7第四节 地质构造7第五节 水文地质7第六节 影响回采的其它因素8第七节 储量及服务年限9第二章 采 煤 方 法10第一节 采面布置及采煤方法10第二节 采 煤 工 艺10第三节 设 备 配 置12第三章 顶 板 管 理13第一节 支 护 设 计13第二节 工 作 面 顶 板 管 理14第三节 回采巷道及端头顶板管理17第四节 矿 压 观 测18第四章 生 产 系 统20第一节 运 输 系 统20第二节 “一 通 三 防”与 监 控 系 统20第三节 排 水 系 统24第四节 供 电 系 统25第五节 通 信 照 明26第五章 劳动组织及主要技术经济指标27第一节 劳 动 组 织27第二节 主要技术经济指标28第六章 煤 质 管 理29第七章 安全技术措施29第一节 一 般 规 定29第二节 顶 板32第三节 防 治 水34第四节 爆 破35第五节 “一通三防”与安全监控37第六节 机电运输安全技术措施39第七节 其它说明41第八章 灾害应急措施及避灾路线42 附：*采煤工作面供电设计说明.42 第一章 概 况第一节 工作面位置及井上下关系工作面位置及井上下关系，见表1。表1 工作面位置及井上下关系表采区、水平名称1采区 +*与*水平之间工程名称*采煤工作面 地面标高/m+*+*m井下标高+*+*m地面相对位置地面为陡坡地形，地面为荒山、林地，无建筑设施、高压线、公路、铁路等，回采时对地面设施无影响。井下位置及相邻关系工作面位于一采区西翼，东面为副井筒及各水平石门，南面（回风巷上方）为本煤层的*采空区及阶段煤柱，西面从补切眼到井田边界均未开采，北面及深部也未开采；与之相邻的顶部M*煤层垂距10-15m，有正在维护推进的*采面。走向长度/m平均144m倾斜长/m平均94m面积/11942第二节 煤 层根据地质资料及该工作面运输巷、切眼上山掘进揭露情况表明，该区域煤层赋存较稳定，没有大的断层和褶曲。但小断层、小褶曲存在，煤层平均坡度为2230。表2 煤层情况表开采煤层M*煤（岩）层总厚度/m2.74.12.7平均可采煤厚度/m2.70煤层倾角2025硬 度/f1.52.5煤 种无烟煤稳定程度较稳定比 重1.43煤层结构简单煤层情况描述该工作面M*煤层较稳定，属中厚至厚煤层，上层厚度变化不大，回风巷受构造影响处最小厚度1.4m，一般最小厚度2.7m，全煤层厚度局部最大4.1m，上下分层间夹矸由0.3m曾至0.7m，平均2.7m。从勘探钻孔和现有巷道揭露情况看，该面煤层赋存较稳定，属稳定煤层半亮型煤，以亮煤块为主，镜煤、暗煤含量较少；受地质构造影响煤层内部滑片发育，局部出现挤压、搓揉现象。第三节 煤 层 顶 底 板表3 工作面煤层顶底板情况顶底板类别岩石类别厚度m岩性特征老顶细砂岩及泥质粉砂岩、泥岩力学强度中等稳定性一般，风化后会发生顶板跨落。直接顶泥质粉砂岩与薄层菱铁矿层乎层4.2-4.84.5力学强度中等稳定性一般，风化后会发生顶板跨落。直接底碳质泥岩或粘土岩0.4-0.60.5风化后呈片状，遇水易膨胀，可塑性强。老底粉砂质泥岩及细砂岩力学强度低，遇水易膨胀、底鼓现象。第四节 地 质 构 造工作面内M*煤层东西走向，倾向北，属单斜构造，煤层倾角20-25，平均23；次一级褶曲不发育，煤（岩）层虽有波状起伏，但幅度不超过5m。工作面内地质构造发育简单，煤（岩）层产状变化不大。根据*运输巷、回风巷实际揭露的煤层产状及地质情况分析，未发现有落差大于1m的断层，仅在切眼里程62m处揭露一条近似煤层走向的反倾正断层，其落差为0.5m；切眼上口有3m巷道处在FS01断层上下盘错动位置。表4 工作面地质构造情况表构造煤层走向（）倾向（）倾角（）性 质落 差对回采影响001105S15正断层0.5有一定影响FSO1295NS35逆断层2.0有一定影响第五节 水 文 地 质 1、矿区水文地质条件属中等类型，矿井冲水主要来源为大气降雨，由于采空区的出现，地表产生塌陷后出现大量裂隙，导致地表水通过采动裂隙进入井下，形成矿井涌水，随着采空区面积增大，矿井涌水量也随之增大。预计工作面采空区正常涌水量0.3m/h，最大涌水量1m/h，回采期间顶板仅有少量点滴状淋水，但水量不大，对回采不会造成影响。2、受*工作面采动影响，本工作面回风巷修复期间上帮局部地点有水流（渗）出，切眼贯通后回风巷西段报废巷道也有水涌出，现回风巷内多处涌水点总涌水量约为1.2m/h。工作面开始回采后上覆M*煤层采空区涌水可能会沿采动塌陷裂隙渗入本工作面采空区，导致本工作面采空区涌水量增大。3、工作面生产期间生产用水的跑、冒、滴、漏也是矿井冲水的因素之一。因此，回采期间必须加强工作面运输巷的水煤分流工作，做好积水引排，防止人为水患影响生产。第六节 影响回采的其它因素一、瓦斯矿井为煤与瓦斯突出矿井，*两巷掘进迎头施工钻孔过程中曾发生过喷孔现象，实测+*m标高煤层瓦斯含量16.86m/t，平均10.23m/t。 开采时，必须严格按国家要求，按突出矿井管理。二、煤层自燃根据贵州省煤田地质局实验室2011年7月提供的煤炭自燃倾向等级鉴定报告鉴定结果为M*煤层属类不易自然煤层。三、煤尘爆炸性根据贵州省煤田地质局实验室2011年7月提供的煤层煤尘爆性鉴定报告鉴定结果为M*煤层无煤尘爆炸性。四、地温 根据勘探地质报告， 井田内无地温异常现象，属地温正常工作面，地温18-20。五、冲击地压根据勘探地质报告，有地压，局部有显现，对回采无影响，矿井无冲击地压存在。六、地质部门对工作面回采过程中的具体建议1、工作面运回两巷为定向不等坡并岩煤层顶板掘进，局部地段有低洼积水现象，必须确保正常排水。2、随着顶板的不断垮落和采动范围不断扩大，采动裂隙将会导通老窑采空区积水和上覆岩层层间裂隙进入井下，增加工作面回采期间的涌水量。3、本矿井各煤层虽无煤层爆炸危险性，但回采过程中必须加强粉尘防治，防止煤尘堆积和飞扬，造成其他危害的发生。4、本矿为煤与瓦斯突出矿井，必须加强通风管理，按要求配足风量；利用本煤层抽放、风排稀释、采空区埋管抽放等方法治理瓦斯，同时要搞好防突工作。5、本工作面煤层顶板岩性以泥岩、砂质泥岩等软岩为主，回采过程中必须注意矿压观测和顶板离层检测，为以后工作面开采顶板管理提供技术参数。6、工作面在过地质构造变化区域、顶板破碎带时，要加强顶板管理，预防顶板冒落事故的发生。7、运输巷末端（采面刮板机机尾）一直是回采工作面的最低处，必须加强生产用水管理和积水引排，做好运输巷水煤分流工作。第七节 储量及服务年限一、储量工业储量：49482t可采储量：工作面采用炮采，回采率为85%，可采储量42060t。二、采煤工作面服务年限 回采工作面的服务年限（可采储量/计划月产量）42060/127783.29(个月)该回采工作面的服务年限为4个月。第二章 采 煤 方 法第一节 采面布置及采煤方法工作面采用走向长壁布置，后退式长壁采煤法。回风巷、运输巷、开切眼均跟煤层顶板布置，采用锚杆+锚索支护，其中回风巷、运输巷为梯形断面，中高2.5m，宽3.2m，断面积为8m2,切眼为矩形断面，中高2.5m，宽3m,断面积为7.5m2。附图1（*采煤工作面平面布置图）。第二节 采 煤 工 艺一、采煤工艺打眼装药爆破移梁（临时支护）攉煤移溜打柱回柱二、采高和循环进度1.采高：工作面跟顶回采，正常回采期间，采高煤层厚度，平均2.5m;初次放顶期间，采高控制在2.5m以内。2.循环进度：1.0m。三、落煤1.落煤方式：放炮与手稿落煤相结合。2.炮眼布置方式及爆破方法炮眼布置方式：五花眼布置；爆破方法：串联放炮，毫秒微差、正向爆破；炮眼布置三视图（1:100）附图2（*采煤工作面炮眼布置三视图）；炮眼说明书。表5 炮眼说明书 四、装运煤工作面放炮后，人工将放落的煤装入刮板输送机，由工作面刮板输送机运至运输巷刮板运输机，再由皮带输送机转载至采面运输巷溜煤眼，然后由溜煤眼将煤溜至*机轨石门皮带输送机，再将煤运至*煤仓，最后经主井皮带运至地面运输分选系统。五、采煤工作面正规循环生产能力 W=LShrc = (941.02.51.4385%)t =285.6t式中 L工作面平均斜长，94m W工作面正规循环生产能力，t； S工作面平均推进度，1m；H工作面平均采高，2.5m； r煤的容重，t/m3； c回采率，85%。第三节 设 备 配 置附图3:*回采工作面设备布置示意图。1、 运输线设备配置表5 运输设备配置序号设备名称型号功率（kw）数量（台）使用地点备注1刮板运输机SGB420/40401*采煤工作面原切眼掘进时安装后尚未拆出，只需将其移至采面煤壁帮即可。2刮板运输机SGB420/40402*运输巷原切眼掘进时安装后尚未拆出。3皮带输送机DTL65007.51*运输巷4皮带输送机DTL80/40/402401*机轨石门5皮带输送机DTL65007.51*煤仓联络巷6皮带输送机DTL80/40/402401主斜井2、 采面电气设备配置表6 电气设备配置序号设备名称型号功率（kw）数量（台）备注1乳化液泵站MRBZ80/20372一箱两泵，一台工作，一台备用。2电话矿用防爆型2采面3回柱绞车11.42*采面上下出口。4开关QBZ400-1140/6602*运输巷5开关QBZ400-1140/6601采面刮板机6开关QBZ400-1140/6602回柱绞车第三章 顶 板 管 理第一节 支 护 设 计附图4（*采煤工作面支护平、剖面图）一、单体支柱支护强度验算1.采用验算公式计算支护强度 Pt=9.81hk =(9.812.52.64)kN =255.06kN/m2式中 Pt工作面合理支护强度，kN/m2 ； h采面最大采高，m； 顶板岩石的密度，t/ m3，M*煤层顶板为灰色泥质粉砂岩，查表取密度为2.6 t/ m3；k工作面支柱应支护的上覆岩层厚度与采高之比，一般为48。2、支柱实际支撑能力计算： Rt=kgkzkbkhkaR =（0.990.950.911250）kN =211.612 KN/根式中 Rt支柱额定工作阻力， kN； kg工作系数； kz增阻系数；kb不均匀系数；kh采高系数；ka倾角系数；R支柱额定工作阻力，kN。3、工作面合理的支柱密度计算： n= Pt/ Rt =255.06KN/m3/211.612 KN/根 =1.21根/m2式中 n支柱密度，根/m2；4、*采煤工作面基本支柱的排距为1.0m，则基本支柱的柱距： L柱=1.0（L排n） =1.01.21 =0.826m式中 L柱工作面基本支柱的柱距，m；L排工作面基本支柱的排距，m。故取基本支柱柱距为0.6m。5、合理控顶距的选择：根据该工作面顶底板条件，使用2.5m单体液压支柱配合2.8m的型梁一梁三柱成对交替迈步支护，最大控顶距4.2m，最小控顶距3.2m，放顶步距1.0m。第二节 工 作 面 顶 板 管 理一、控顶方法1、工作面回采时顶板控制方法为全部垮落法。2、护顶方法及材料规格。单体液压支柱配合型梁支护，一梁三柱成对交替迈步使用。材料规格；表 7 材 料 规 格项目支柱型号顶梁型号柱距(mm)排距(mm)参数DW25-300/1002.8m型钢梁6001000项目支护密度（棵/ m2）支护强度（kN/m2）初撑力（kN/棵）名称规格参数1.31255.0690菱形网1.2m5m板皮1.4m0.2m0.03m竹笆1.4m1.2m0.03m3、顶板管理参数。表8 顶 板 管 理 参 数 项目阶段控顶距/m初撑力（kN/棵）放顶步距/m最大最小初次放顶5.24.2901正常放顶4.23.2901二、回柱放顶方法（一）回柱方式采用人工的方法进行回柱。（二）回柱顺序挂笆挂拔柱器卸压拉柱移型梁。（三）操作方法1、准备工作备齐回柱工具（卸载手把、拔柱器、手锤、牵引绳等）。认真检查从煤壁到采空区顶板支护状况，改正不正规支柱。清理维护好后路，打好挡矸菱形网。2、技术要求回柱顺序从下向上分段回收，分段距离不得小于15m。分段回柱时，尽可能将断层或顶板破碎带分一段，分段点应尽可能在顶板条件好、支护较可靠的安全地带，并注意移溜补齐柱后方能回柱；如回柱地点顶板破碎，支护歪斜，需先进行维护，确认安全后，方能回柱。正常回柱放顶，分段距离不小于15m，回柱与打眼平行作业最小安全距离不小于15m；回柱与装药爆破不得平行作业。回柱地点5m范围内必须先进行特殊支护，且经现场跟班安全员检查合格后方可进行回柱。回柱放顶至少两人一组，先在采空区侧挂好挡矸菱形网，一人回柱放顶，一人观察顶板及支护情况，两人都应站在支柱牢固的斜上方安全地点作业。视顶板状况，拔柱器必须牢固地安放在距回柱处13m正规支柱上。实行全承载支护，回出的支柱及时垂直顶底板整齐地支撑在材料道采空区侧顶板上，顶梁站靠整齐，材料码放整齐，确保人形道通畅。回柱后局部悬顶超过沿走向3m，倾向5m（面积大于15m2）不冒落时，必须进行强制放顶，措施另补。3、安全注意事项禁止在顶板破碎、压力大、支护状况不好等地点进行分段。回柱人员必须站在顶板完整，支柱完好地点，避开拔柱器力的作用线方向进行操作。遇死柱时，先架好临时支柱，后采用挑顶或卧底的方法回撤，严禁用炮崩或机械等其他方法强行回撤。回柱过程中要时刻注视顶板及支护状况，发现异常立即停止作业，及时维护。如危急工作人员健康和生命安全时，应立即撤人，待顶板稳定后维护好再进行回柱。当顶板压力较大时，卸载手把必须用牵引绳进行远距离操作，缓慢卸载，牵引绳的长度不得小于3m。严禁使用其它工具代替卸载手把操作。三、特殊支护1、单排切顶密集：正常回采期间，采空区采用单排密集切顶，并加挂档矸笆，切顶密集打在放顶线一侧，每两颗基本柱之间打一棵，与正规柱一样，打成直线，迎山有劲，初撑力不小于90NK。2、戗柱：在靠近采空区侧基本柱之间每隔一棚打一棵戗柱。3、贴帮柱：在靠近煤壁打贴帮柱，每间隔1.2m打一棵，并用菱形网背好，防止片帮并栓齐栓牢防倒绳。4、丛柱：正常放顶期间，在工作面上下出口靠近采空区侧打丛柱，每组丛柱为4棵，梁子用3.0m大料。初次放顶、顶板压力较大、顶板破碎、过断层破碎带、支柱不正规等异常情况时，也要打丛柱，在材料道内每间隔5m打一组，丛柱的初撑力不得小于90KN。第三节 回采巷道及端头顶板管理一、端头支护上、下端头采用长4m型梁配合单体架设“四对八梁”支护，四对八梁长钢梁每对间距0.6m，每对的两根间距0.2m，每对的两根交替迈步前进，每次前移1.0m，每根长钢梁使用三柱支撑，“四对八梁”距采煤工作面运输巷和回风巷锁口棚不超过0.5m。二、两巷及超前管理方法采用单体液压支柱配合HDJA-1000型金属铰接顶梁打双排柱支护，从采面煤壁起，超前支护20m，棚距1m，柱距1m，净高不低于2.0m。超前支护拉线架设，迎山有力，顶梁上方空顶作业处用圆木背接严实。巷道底板松软时，增设铁鞋支护。超前支护所有单体三用阀沿走向设置（出水口对采空区），其单体支柱拴好防倒绳。三、上、下出口及两巷维护要求1、加强上下出口管理，自工作面煤壁线向外20m范围，保持巷道净高不低于2.0m，人行道宽度不小于0.7m；运输巷超前靠上帮棚、回风巷超前靠下帮棚，与工作面上下第一棚间距不大于0.5m。2、两巷净高不小于1.8m，行人侧宽度不小于0.7m，断面最低不小于设计断面的80%。3、支柱必须栓齐栓牢防倒绳，初撑力不小于90KN。4、加强两巷维护，发现柱子变形、片帮、漏顶要及时维护，确保两巷支护完整，无断梁折腿，无空顶空帮。5、巷道无积水，无浮矸杂物，柱子、梁子、材料、设备等必须在固定地点堆放整齐，严禁乱堆、乱放。6、运输巷和回风巷采用锚杆网支护，故打超前支护时必须用板皮将两帮背实背严，采用半圆木将顶板过严接实。四、工作面支护材料1、DW25-300/100型单体液压柱（按最大斜长取100m计算） 基本柱：100（0.60.10.10.2）66606根 戗柱：1002151根 密集柱：1001100根 两巷超前柱: （251）22=104根 备用柱: 按10%备用率计算，（60651100+105)10%=86.1根，故备用柱取87根。采面共需要单体柱：8615110010487=948根。2、2.8m长型梁、4m长型梁、铰接顶梁 2.8m型梁：（10032）12188根 4m长型梁：8816根 铰接顶梁：（251）22104块 2.8m长型梁：(10%备用率)18810%18.8根（取19根） 备用4m长型梁：1610%1.6根（取2根） 备用铰接顶梁：10410%10.4根（取11根）采面共需要绞接顶梁10411115根，2.8m型梁18819=207根，4m长型梁16218根。第四节 矿 压 观 测一、工作面的矿压观测1、装面和初次放顶期间，必须采用单体支柱压力检测仪对所有单体支柱进行棵棵检测，正常回采期间，第一排支柱的检测率不低于30%，第二、三排不低于10%，有选择性检测，发现达不到要求的及时补液。2、带班矿长、跟班安全员带表进面，认真填写当班发现的问题及处理方法，遗留问题要附处理意见，并反馈到调度室和当天值班领导。3、值班领导对当天反馈的信息，在班前会上向职工及时贯彻，分析原因，并提出处理意见。4、支柱压力观测人员必须对支柱压力进行精心检测，认真作好记录，不得滥造数据，上井后及时将数据交技术科。5、技术科对所有数据要进行收集、整理和分析，并将分析结果上报分管领导和采煤队。6、对工作面上下出口破碎带、断层处及冒顶处等异常地段的支柱三班棵棵检测，以加强对事故多发点和薄弱区域的管理。7、初撑力和工作阻力，达标率不低于90%。二、两巷的矿压观测在运输巷和回风巷分别距开切眼40m、60m、80m、100m、120m、140m处布置6个侧区，用卷尺量巷道受采动影响过程中的顶底板及两帮移近量，每天观测一次，根据观测时间可算出移近量。三、支护质量监测每旬由技术科组织对工作面和两巷支护质量动态检查两次，对存在的问题，由采煤队立即整改。监测内容要包括支柱支撑力、煤壁片帮情况、梁端距、采高及端头顶板冒落情况、两巷超前支护质量等。四、观测时间要求1、工作面：观测到老顶初次来压和6次同期来压。2、两巷：观测至工作面停采线。3、支护质量监测：整个生产期间。第四章 生 产 系 统第一节 运 输 系 统一、运煤系统：*采煤工作面（刮板机）*运输巷（刮板机）*运输巷（皮带运输机转载）*溜煤眼*机轨石门（皮带机）*煤仓（溜煤眼）主井（皮带）地面。二、运料系统：副斜井（绞车）*机轨石门（电机车）*运输巷（人工搬运）*采煤工作面。附图3*工作面运输系统图。第二节 “一 通 三 防”与 监 控 系 统一、通风系统（一）、工作面风量计算1、按瓦斯涌出量计算Q采100q瓦采K 1001.7642.4 423.36（m3/min）式中 Q采采煤工作面实际需要的风量，m3/min； Q瓦采我矿为瓦斯抽采矿井，扣除瓦斯抽采量后，采煤工作面的绝对瓦斯涌出量，m3/min；Q瓦采CH4Q风式中 Q风表示采煤工作面回风顺槽（11月20日）实测回风量，m3/min； CH4表示采煤工作面回风顺槽实际瓦斯平均浓度，%。 Q瓦采CH4Q风 6300.28% 1.764K采煤工作面的瓦斯涌出不均匀系数，取2.4。2、按工作面最多工作人数计算Q采=4N=452=108（m3/min）式中：N采煤工作面同时工作的最多人数，52人（交接班时）；3、按一次爆破的最大炸药量计算风量Q采=25A 2527.2680（m3/min）；式中：A工作面一次爆破的最大炸药量，根据装药量表A取27.2kg；4、按采面温度计算风量Q采= 60VS600.610.5378（m3/min）；式中：V采煤工作面温度1520，采高1.53.5m时，工作面适宜风速为0.50.8m/s；现*采煤工作面温度为16，采高为2.5m，所以工作面适宜风速取0.6 m/s； S采面最大控顶距时的面积；5、按风速进行验算（1）按最低风速验算工作面的最低风量：Qmin 600.25S采I 159.25138.75 m3/min（2）按最高风速验算工作面的风量：Qmax60 4S采2409.252220m3/min；S采采煤工作面的平均断面积，m2。根据上述计算，Q采取680m3/min，QminQ采Qmax，符合要求。*采煤工作面按680m3/min进行配风。（二）、工作面通风系统主斜井、副斜井*机轨石门*运输巷 *采煤工作面 *回风巷*专用回风巷*回风石门回风斜井地面。附图5*工作面通风系统图二、瓦斯防治（一）瓦斯检查1、每班安排专职瓦斯检查员巡回检查瓦斯，每间隔2小时检查一次，每班检查次数不低于3次；2、瓦斯检查点分别设在：工作面进风流、工作面风流、上回风隅角、下回风隅角、回风流，取检测结果的最大值记录在手册和记录牌上。3、瓦斯检查牌板在回风巷和运输巷中距工作面30m附近进行吊挂，检查结果及时填写和汇报当班班长和安全员。4、当瓦斯超限时，必须按照下列规定处理，并向矿调度室及通防队汇报。采煤工作面进风流中的瓦斯浓度超过0.5%，回风巷回风流中的瓦斯浓度超过1.0%或二氧化碳浓度超过1.5%时，都必须停止作业，切断电源，撤出人员，进行处理。爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.0%时，严禁爆破。采煤工作面及其他作业地点风流中，电动机或其开关设置地点附近20m以内风流中的瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止作业，切断电源，撤出人员，进行处理。采煤工作面及其他巷道内，体积大于0.5m3的空间内积聚的瓦斯浓度达到2.0%时，附近20m范围内必须停止作业，切断电源，撤出人员，进行处理。对因瓦斯浓度超过规定而被切断电源的电气设备，必须在瓦斯浓度降至1.0%以下时，方能通电开动。5、工作面爆破时必须严格执行“一炮三检”、“三人连锁”制度，即装药前、放炮前、放炮后要认真检查放炮地点附近20m范围内风流中的瓦斯浓度。并执行“三签字”制度，即班长、瓦检员、放炮员三人在“一炮三检”记录本上签字。6、工作面初次来压和过断层时，瓦检员必须重点检查，如瓦斯超限，严禁作业。（二）瓦斯抽放系统。附图6（*采煤工作面瓦斯抽放管路布置示意图）1、采煤工作面运输巷和回风巷在巷道掘进期间已施工有本煤层瓦斯抽放钻孔，并安装有直径为200mm的高负压瓦斯抽放管路对本煤层钻孔进行瓦斯抽放。2、在工作面装面之前，通防队必须安装一趟直径为200mm的低负压瓦斯抽放管路，对采煤工作面上隅角进行瓦斯抽放。3、瓦斯抽放管路敷设路线；高负压瓦斯抽放管路敷设路线地面瓦斯抽放泵房回风斜井*回风石门*回风绕道*运输巷。低负压瓦斯抽放管路敷设路线地面瓦斯抽放泵房回风斜井*回风石门*回风绕道*专用回风巷*回风巷。（三）瓦斯监控系统。附图7（*工作面瓦斯传感器安装位置示意图）1、工作面瓦斯传感器安装位置。0工作面上隅角；1回风巷距采煤工作面上出口510m处；2回风巷距回风联络巷1015m处；3运输巷距工作面下出口510m处；2、技术要求0、1、2、3均为高低浓度组合式瓦斯传感器；瓦斯报警点：0、1、2：1.0%CH4；3：0.5%CH4。瓦斯断电点：0、1：1.5%CH4；21.0%CH4；3：0.5%CH4。断电范围：0、1、2负责采煤工作面及回风巷内全部非本质安全型电气设备；3负责进风巷内全部非本质安全型电气设备。复电瓦斯浓度：0、1、2均为小于1.0%；3小于0.5%。三、综合防尘系统1、两巷各设一趟直径为100mm的防尘管路，保证水源、水压，定期冲刷巷道壁，减少煤尘堆积。2、各防尘设施正常使用，由通防队安装维护，由采煤队管理和使用。3、出煤系统各转载点落差不得超过0.5m，各转载点设齐洒水喷雾装置并保持完好，做到开机喷雾。4、运输巷和回风巷内各设一道全断面净化水幕、喷雾水压达到要求。5、严格执行水炮泥使用制度。6、机械保护齐全，做好个体防护。四、防灭火系统1、各输送机头放置两个灭火器和一个灭火砂箱，并要求灭火器完好，灭火砂箱装满灭火砂，井下所有人员必须会使用灭火器材。五、隔绝瓦斯爆炸措施1、在运输、回风巷距工作面60m处各安设一组辅助隔爆水袋，并随工作面推进而移动。2、隔爆水棚安装质量：棚区长度不小于20m，每平方米巷道断面不低于200L水量，每排距离为1.5m。每周检查1次水棚的质量、水量、确保符合煤矿安全规程要求。第三节 排 水 系 统一、排水路线。附图8（*排水系统示意图）*采煤工作面（水沟）*运输巷（水窝）*运输联络巷（潜水泵）*机轨石门*车场副斜井井底水仓井底水泵地面污水处理站。二、排水方法工作面所产生的水通过潜水泵排到*机轨石门水沟，经水沟自流井底水仓，为避免水沟堵塞，巷修队随时对整条路线进行检查和疏通。第四节 供 电 系 统一、供电系统1、供电情况*采煤工作面供电系统由*切眼掘进期间的供电系统改设而成。详见供电设计说明书。附图9（*采煤工作面供电系统图）2、采煤工作面、各运输地点机电设备的符合表9 负荷统计表设备名称型号设备台数最大负荷使用地点刮板输送机SGB420/40155 kW*采煤工作面刮板输送机SGB420/40255kW2*运输巷刮板运输机SGB420/40401*（3）联络巷皮带输送机DTL80/40/402401*机轨石门皮带输送机DTL65007.51*煤仓联络巷皮带输送机DTL80/40/402401主斜井二、电气设备的安装1、所有电气设备开关必须台台上架，挂牌管理。2、紧固用的螺母、螺栓、垫圈等要齐全、紧固，无锈浊现象。3、螺母紧固后，螺栓螺纹应露出螺母13个螺距。不得在螺母下面加多余垫圈减少螺栓的伸出长度。4、防爆接合面、防爆间歇接合面的长度应符合防爆性能的规定。5、隔爆接合面不得有锈浊和油漆，应涂防锈油或凡士林进行处理。6、用螺栓固定的防爆接合面，其紧固程度以压平弹簧垫圈不松动为合格。7、接线装置的防爆性能应符合规定。8、接线嘴连接紧固，密封良好。9、接线应符合完好标准的要求。三、电缆的敷设1、不得把电缆钉死或拉的太紧，应有适当弛度。2、电缆悬挂点的间距不得大于3m，低压电缆上下间距不得小于50mm，高低压电缆间距不得少于100mm。3、电缆敷设要避免交叉。4、电缆吊挂用吊挂钩吊挂，不得用铁丝代替。第五节 通 信 照 明一、通信系统1、通信系统路线地面调度室副斜井*机轨石门*运输联络巷*运输巷。2、通信设施及相关事项通信电话应悬挂工作面刮板机机头外15m处，电话及线路保持完好，不得随意拆移电话，严格执行一班三汇报制度，发生事故及时向调度室汇报。通信电话与电缆不准安装在同一侧，井下工作人员不得随意按电话紧急呼叫按钮。二、照明系统工作面运输系统中每台设备机头处安设一盏照明灯。第五章 劳动组织及主要技术经济指标第一节 劳 动 组 织一、作业方式采用“三八”制作业，班班生产，班班准备平衡作业，循环进度为1m，日进3个循环。二、作业循环图表。附图10（*采煤工作面作业循环图）三、组织方式分段作业四、劳动组织图表。见下表表10 劳动组织表班次工种早班中班夜班备 注在册出勤在册出勤在册出勤打眼工323232回柱工545454攉煤工767676溜子司机333333皮带司机333333绞车司机323232维护工212121安全员212121瓦检员212121电 工212121班 长212121队 长212121合 计362636263626第二节 主要技术经济指标*采煤工作面主要技术经济指标。见下表表11 主要技术经济指标项 目内 容单 位项 目内 容单 位工作面走向长度144m在册人数108人煤层厚度2.5m出勤人数78煤层倾角22.3度出 勤 率72.2煤层容重1.43t/m3效 率12.9吨/工循环进度1m/循环单 产22179.3吨/月循环系数90%设备完好率100平均日产1008.15t坑木循环消耗2.0m3工作面倾向长度（平均）94m万吨消耗95m3/万吨循环产量336.06吨 / 循环炸药循环消耗81.6kg万吨消耗2428.14kg/万吨雷管循环消耗222个万吨消耗777.3个/万吨 第六章 煤 质 管 理一、煤质指标表12 煤质指标Mad(%)Ad(%)Vdaf(%)Std(%)MJ/kg工业牌号1.4624.548.220.7635.2无烟煤二、提高煤质的措施1、提高工作面的工程质量，杜绝冒顶事故的发生。2、回柱时打齐密集支柱，挂好档矸菱形网，严防窜矸。3、及时移梁过顶，维护好顶板，防止掉漏。4、严禁打顶、打底或打夹矸。第七章 安全技术措施第一节 一 般 规 定一、施工前的规定（一）、作业规程的学习和考试：施工前二天由矿井分管领导组织施工单位所有人员及同区域的其他有关人员（瓦斯检查员、检修工、绞车司机等）、管理该区域的矿井安全员和安全生产管理人员等参加学习和考试，只有考试合格人员才能入井作业。所有技术工种、各种司机，必须是经过专业技术培训考试合格后，才能持证上岗。严格按煤矿安全规程和操作规程作业。（二）、交接班进行安全检查的内容和有关规定：进班制：坚持召开班前会制度，跟班矿长必须根据上一班井下生产和安全情况布置好当班安全生产工作，向每个作业人员交待清楚安全注意事项。安全隐患的处理必须落实到人头，明确负责人。每个作业人员必须明确当班的安全生产任务，服从安排。严禁酒后下，未参加班前会人员不准下井。交接班制：每班生产结束后，当班班长或安全员必须对整个工作面进行全面检查，当班发现的安全隐患当班必须处理好，确因特殊情况处理不完的，必须向矿调度汇报，经矿同意后方可留给下一班处理，并必须在现场向下一班接班人员交待清楚。跟班矿长必须做到面对面交接班，交班人员应向接班人员交待清楚当班安全、生产情况及下一班应注意的安全问题。班长或安全员必须向矿调度室、队值班人员汇报工作面状况、地质变化、瓦斯、机电设备运行、安全隐患处理等情况。每班作业人员进入工作面前，必须先由带班队长、班组长和安全员对整个工作面进行安全检查确认无隐患后，作业人员方可进入工作面生产。主要检查内容如下：1、刮板输送机机头、尾的压顶是否齐全、有效。2、上、下安全出口是否畅通无阻，且支护良好，高度宽度符合作业规程要求。3、上、下出口“四对八梁”支护形式、材料、规格和支护质量是否符合作业规程要求。4、工作面支架架设质量是否合符要求，是否存在空帮空顶现象和漏顶危险。5、工作面瓦斯浓度不超过1%。二、装面措施 1、装面前应加强通风，检查瓦斯浓度，瓦斯浓度不超限的情况下，方可开工。 2、支护切眼时，按由外向里的方向逐架进行，严禁空顶业。 3、严格执行敲帮问顶制度，发现活矸或已离层的煤岩要先处理掉，后架棚。 4、装面要做到“三直一平两畅通”，即：溜子铺直、铺平，煤壁直，柱子直，上下安全出口畅通。 5、采面和机巷溜子进行全负荷试车，运转正常后，方可进行正常回采。 6、验收完全合格后，方可开工。 7、切眼为锚杆支护，矩形巷道，安装前必须进行敲帮问顶，处理掉片帮及活矸并对顶板破碎地段加木棚支护，清理干净浮煤及杂物。 8、溜子沿回采煤壁安装，要达到平、直、稳的要求。 9、安装完毕，机头机尾必须打压柱试运转，发现飘链、缺螺丝、刮板等情况时，必须立即处理。 10、严禁用溜子运送物料及设备，严禁坐、蹬、乘溜子。 11、切眼支护移梁时，采用齐梁齐柱正悬臂布置，梁头垂直煤壁，排距1.0m，柱距0.6m，要拉线认柱，迎山有力，柱距均匀，顶要刹紧背牢。 12、做好采面上下安全出高度不低于1.8m，运输、回风两巷超前支护20m。 13、用手拉葫芦吊机头大件时，要挂接牢靠，检查顶锚杆是否松动，同时，手拉葫芦链受力方向处，不要站人，防止伤人。 14、派人抬槽和铺槽子时，要做到互相配合，双方协调一致，严防碰手事故的发生。三、初次放顶措施1、老顶没垮落前，工作面柱距为0.6m，排距1.0m，采用“三四”排控顶方式。2、工作面最后一排打戗柱，做到逢梁必戗，并每5米打一丛柱。3、在工作面的第四排，棚与棚的空档之间支设一棵密集柱，密集柱和基本柱要成一条直线。密集柱支设成戴帽点柱的形式.4、每米1棵贴帮柱，贴帮柱支设成戴帽点柱的形式，且要紧贴煤墙，升紧有力。5、坚持拉线认柱，柱距均匀，迎山有力，支柱严禁超高使用。6、放过炮后必须及时移梁、打柱，且顶梁与顶板必须接严背实。7、如果因放炮质量或其它原因而无法移梁时，必须支设戴帽点柱作为临时支护，严禁空顶作业。 8、每班必须有一名经验丰富的老工人在工作面巡回检查，如果发现老顶突然来压，或者其它异常情况，应尽快组织工人撤离到安全地点，待压力稳定，危险排除后，由班长和巡回检查人员认真检查工作面顶板和老塘后，确认无危险和异常现象时，方可由班长带领作业人员进入工作面继续作业。 9、严禁工人单独作业，每组至少要有2人，且要指派一名有经验的老工人带领作业。 10、工作面推进两排后，必须按要求上齐各种特殊支柱，否则，不得继续推进。 11、班班坚持对各种支柱进行循环注液，确保支柱初掌力不低于90KN。 12、凡活柱升高后，必须拴牢保险绳，保险绳要拴在单体支柱的柱体上，系紧拴牢。 13、由生产矿长牵头，矿总工程师、生产技术科、安全科参加成立初次放顶领导组现场跟班指挥；同时，队也要成立放顶领导小组，配合矿领导小组进行安全管理。 14、经初次放顶领导小组认真检查，确认老顶已经垮落，由总工程师批准后，方可解散初次放顶领导小组，进入正常回采阶段。第二节 顶 板1、支护：工作面采用DW 25300/100单体液压支柱配合全长3.2m的型梁成对交错迈步一梁三柱支护，支柱排距1.0m，柱距0.6m，迎山角35度（煤层倾角的1/4-1/6）。2、为预防支柱自动卸压后滑倒伤人，每排支柱与支柱之间必须采用