工作面作业规程

PAGE精品文档精心整理PAGE精品文档可编辑的精品文档精品文档精心整理精品文档可编辑的精品文档02工作面作业规程目录：1、02工作面作业规程2、05工作面作业规程3、0工作面作业规程4、307工作面作业规程5、523工作面作业规程淮北矿业(集团)有限责任公司采煤工作面作业规程矿别：袁店一井煤矿施工区队：综采一区工作面名称：1021工作面持用单位：2011年第一章地质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水平名称一水平采区名称102采区地面标高+27.2～+28.7工作面标高（m）-453m～-380.7m，地面相对位置南风井北约1400m。地面附近为村庄（丁杜周庄,已搬迁）、农田及沟渠，无大的水系。井下位置及与四邻关系南部与1022工作面（未掘进）相邻；北部为F4断层防水保护煤柱；东与102采区大巷煤柱相邻；西靠近EF61H=5-28m断层防水煤柱。回采对地面设施的影响地表为农田、水沟，无大的水系、水体及地面建筑和设施,回采后会造成地面塌陷。走向长度m601～619，平均610倾斜长度m140面积m285400第二节煤层情况工作面煤层情况见表2：表2工作面煤层情况表开采煤层10煤层煤层厚度1.6～5.92m/4.4m煤层倾角2～20°/6煤层结构简单，局部含夹矸硬度2煤类焦煤可采指数100%变异系数0.218稳定程度稳定煤层情况描述煤层厚度1.6~5.92m，平均4.4m，局部含夹矸，夹矸厚0.2m～1.1m。工作面里段煤层较厚，外段煤层局部变薄，煤层倾角平均6°，局部煤层受构造影响，倾角较大，最大达20°～25°，本工作面煤层赋存稳定。第三节煤层顶底板情况工作面煤层顶底板情况见表3：表3工作面煤层顶底板情况类别岩石名称厚度m岩性描述老顶细砂岩3.2-5.1/4.0灰白色，中-细粒砂质结构，层状-块状构造，成分石英为主，长石、白云母碎片及暗色矿物次之，分选较差，次棱角状，裂隙发育，方解石半充填。直接顶砂质泥岩0~4.0/2.0灰黑色，泥质结构，块状构造，有滑面，局部有层理清晰，含砂质较多。伪底砂质泥岩0~1.6/0.8灰黑色，泥质结构，含砂质，局部有层理。直接底粉砂岩5.0~12.9/8.9深灰色，粉砂质结构为主，含灰白色细砂质条带状，呈水平层理，致密，块状，碎块状。老底泥岩8.4~10.8/9.6深灰色，质细而均一，含细碎云母片，平面凹凸不平。第四节地质构造一、断层及情况及其对回采的影响工作面为单斜构造，倾向总体为NE方向，位于F4断层下盘，地质构造较复杂。工作面回采过程中受21条断层影响，其中4条断层，在回采范围之外。EF63断层落差为4.0m沿煤层倾向向工作面内延伸，对回采影响很大。EF88断层落差6m，沿煤层倾向向工作面内延伸，对回采影响很大。1021F6断层落差4m，沿煤层走向向工作面延伸，对回采影响很大，其余断层落差为0.4-2.2m；对工作面回采均有不同程度的影响（主要断层情况表见表4）。二、褶曲情况及其对回采的影响:（本面无大的褶曲情况）三、其他因素对回采的影响（陷落柱、火成岩等）:本面无陷落柱、火成岩附图1：工作面地层综合柱状图(1：200)表4主要断层情况表构造名称走向(°)倾向(°)倾角(°)性质落差(m)对回采的影响程度1021F11176370正0-10预计回采范围外。F4-41156560正0-15预计回采范围外。1021F21536363逆4预计回采范围外。F1233360正0.8影响较小。F1506070正0.8J27点附近，影响较小。F1955770正1.5J28点附近，有一定影响。EF631607055正4.0J29点附近,影响较大。F2411460正0.4J29点附近,影响较小。F1728270正1.0J31点附近，有一定影响。F6815850正1.0J39点附近，有一定影响。F6533560正1.6J39、J41之间，有一定影响。F9318360正1.6J42点附近，有一定影响。EF1661142460-62正5-7回采范围外。F3512570正1.5F18附近，有一定影响。1021F31051558正2.2F20附近，影响较大。EF883232855-65正6F21附近，影响很大。1021F417826860正3F22附近，影响较大F1112170正1.2F22附近，影响较大F1566660正1.8F22,F24之间，影响较大1021F510019060正2F25附近，影响较大。1021F61637345正4F30附近，影响较大第五节水文地质一、含水层（顶部和底部）分析本工作面水文地质条件属中等类型，主要充水水源为10煤底板灰岩水和10煤层顶底板砂岩裂隙水。10煤底板至太灰间距正常情况下为45.5～52.5m，平均间距为49.0m，10煤层顶板砂岩裂隙水，是工作面直接充水水源，它主要通过断层或裂隙以滴水、淋水的形式向工作面排泄，由于本区煤系地层砂岩富水性相对较弱，裂隙不发育，断层导水性弱，一般不会给正常的施工带来水害威胁，但局部受构造影响及裂隙发育地段滴水、淋水较大会对回采施工带来一定影响。据地面勘探钻孔和井下太灰探查孔资料，太灰水具高水压，贫富水不均一的特点，10煤底板具有具有良好的阻水性，但由于灰岩水压较大，对煤层开采有一定的安全威胁。回采前必须对工作面进行灰岩水防治，安全评价后方可回采。工作面回采过程中将揭露钻孔06-6，为预防钻孔水，在采至钻孔附近时，应编制过钻孔措施，做好钻孔水的探放工作；06-6孔封孔情况：水泥:2750kg，黄沙:5500kg，水:1925kg，配比:1:2:0.7，砂浆面高205m。二、其他水源的分析（无）三、涌水量1、正常涌水量：0.5m3/h2、最大涌水量：1.77m3/h第六节瓦斯地质一、瓦斯基本情况（瓦斯压力、瓦斯含量等）针对该工作面瓦斯主要来源于本煤层及顶底板围岩，部分可能来源于采空区，按照我矿现有的瓦斯治理经验，确定选用顶板走向高位钻孔治理工作面瓦斯，局部瓦斯异常及工作面过钻场期间辅以采空区埋管抽放瓦斯，当上述两种方法不能解决瓦斯时，可以同时采用煤层顺层钻孔抽放工作面瓦斯。二、瓦斯治理方案及瓦斯治理情况（详见第四章第二节）三、预计瓦斯绝对涌出量、相对涌出量1、绝对涌出量1.5～2.9m3/min2、相对涌出量：0.82m3第七节影响回采的其它因素一、影响回采的其它地质情况表5影响回采的其它地质情况表煤尘爆炸指数有煤尘爆炸危险，工作面必须安装洒水降尘设施。煤的自燃倾向性煤层属不自燃—容易自燃。地温危害25C°～27C°（28C°～30C°）瓦斯低瓦斯冲击地压危害无二、冲击地压和应力集中区（无）三、地质部门建议1、工作面回采过程中将揭露钻孔06-6，为预防钻孔水，在采至钻孔附近时，应编制过钻孔措施，做好钻孔水的探放工作。2、F31点附近为低洼点，回采时要制订措施，水泵，管路等排水设施，必须能满足工作面突水要求。3、工作面回采至断层时应提前编制过断层措施，加强顶板及煤质管理。4、工作面局部地段煤层倾角较大，回采时做好防滑措施。5、工作面内局部煤层较厚，回采时合理调整采高，避免丢失顶底煤以及浮煤。第八节储量及服务年限一、储量计算参数：走向长：610m；倾斜长：140m；平均煤厚4.4m；容重1.37吨／m3；回采率93％。工业储量＝610×140×4.4×1.37=514791吨可采储量＝514791×93％=478755吨二、工作面服务年限工作面服务年限＝可采储量/设计月产量=478755÷78795≈6(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：走向长壁采煤法二、确定依据：根据该工作面煤层赋存情况，顶底板岩性，确定采用走向长壁法布置，根据现有的技术装备管理水平，从安全和提高资源回收的角度考虑，决定采用走向长壁采煤法综合机械化采煤。三、推进方式：工作面沿走向方向后退式回采，为防止工作面运输机、支架下滑，工作面调成伪倾斜方向。四、采高确定：本工作面开采层总厚度1.6m～5.92m，平均4.4m。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：工作面中部采高控制在3.4～4.4m之间，如煤层厚度小于3.1m则跟顶破底回采，如厚度大于5.4m第二节巷道布置一、采区设计、采区巷道布置概况进风：-470轨道大巷回风：102采区回风上山二、工作面运输巷:1021工作面机巷，N246°，643m,最大坡度13°，巷道断面为高×宽=3.2m×4.0m=12.8m2，采用u型钢棚支护，部分棚为锚杆三、工作面回风巷：1021工作面风巷，N246°，643m,最大坡度14°，道断面为高×宽=2.4m×4m=9.6m2，采用u型钢棚支护，，主要用于工作面运料、进风。巷道布置层位：沿10四、工作面开切眼：1021工作面开切眼，巷道断面为高×宽=2.1m×5.8m=12.18m2，采用锚杆支护，主要用于工作面支架安装，巷道布置层位：沿10五、主要联络巷：1、1021机巷车场：担负工作面的进风。车场上山段:N246°,67.2m（平面距离）、车场平坡段:N59°,42.3m（平）。2、1021机巷联巷：从-470回风大巷G48点前36.1m处开窝，N246°，12°上山67.2m,平巷段89.9m。3、1021风巷车场及进架联巷：连接外段风巷联与里段风巷联巷，作为进料和调架巷道。4、1021风巷联巷：N246°，12°上山47.2m,平巷段117.5m。六、区段溜煤眼：102采区煤眼，用于出煤。七、主要硐室及其它巷道1、支架组装硐室：机巷组装硐室距切眼20m处，支架通过切眼上口绞车直接到1021切眼。拆除硐室布置在风巷（收作线外）。满足组装行车及组装支架要求，硐室为锚喷支护，巷道净断面：长×宽×高=18000×5000×4800。2、绞车窝：切眼上口（正对导硐中心线）安装绞车窝。附图2：工作面及巷道布置平面图第三节回采工艺一、工艺流程：该面采用综合机械化采煤工艺,一次采全高。采煤机落煤和装煤→运输机运煤→移液压支架→推溜→采空区垮落。二、落煤方式：煤机落煤1、割煤方式：双向住返割煤2、进刀方式：端头斜切进刀3、进刀过程：当煤机割到机头后，追机将运输机推至煤壁，然后煤机沿运输机弯曲段上行，进行斜切进刀，当煤机下滚筒完全进入煤壁后，停下煤机，将煤机以下运输机弯曲段至机头推向煤壁，保证运输机推直，接着采煤机向下割至机头，然后煤机返刀上行，正常割煤，机尾进刀程序相同。附图3：采煤机进刀方式示意图A:当煤机割到机头后,返机进刀B:进刀完毕,反机割三角煤C:割好三角煤后,煤机空刀返回D:进刀完毕后,煤机向上正常割煤,机尾进刀程序与机头进刀程序相同三、装运煤：煤机装煤，工作面运输机运煤四、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）表7工作面主要机电设备及技术特征表序号设备名称型号台/套数量电机功率（KW）电压等级（KV）设备来源1液压支架ZY10000-26/5677淮北机厂ZY10000-24/5062采煤机MG650/1620-GWD116203.3上海3刮板输送机SGZ-1000/1400114003.34可伸缩皮带输送机DSJ100/100/2×12512501.14淮北5转载机SZZ-800/31513153.3张家口6破碎机PLM-200012003.37乳化泵MRB-400/31.515003.3南京六合8移动变电站KBSGZY-2000/6.6/3.3KV2BSGZY-1000/6.6/3.3KV1KBSGZY-800/6.6/1.14KV19通讯控制装置KTC-2110喷雾泵BPW-320/6.31451.1411开关QJZ-1800/3300-44QJZ-4×400/1.14KV112电缆自移装置KYT125/161二、工作面设备配置的生产能力及问题分析工作面采煤机生产能力700t/h，运输机生产能力1500t/h，转载机运输能力:1800t/h，破碎机生产能力1000t/h，皮带机生产能力630t/h，根据该工作面地质条件和生产能力看，该套设备配备能满足生产的要求。三、采煤工作面设备布置示意图（附图4）第三章顶板控制第一节支护设计综采支架的选型，其根本目的就是使综采设备适应矿井和工作面的条件，投产后能做到安全、高产、高效，并为矿井的集中生产、优化管理和最佳经济效益提供条件，因此必须根据矿井的煤层、地质、技术和设备条件进行选型。1021工作面深灰色，粉砂质，有植物化石碎片，致密，碎块状，又考虑到袁店一井煤矿矿地压情况，适合采用支撑掩护式液压支架。1)、根据我矿1021工作面的地质资料，本面的基本顶为Ⅱ级、直接顶为Ⅱ类，适宜采用支撑掩护式液压支架。2)、本面的煤厚为1.6～5.92m，平均煤厚4.4m，局部含夹矸，夹矸厚0.2m～1.1m。工作面里段煤层较厚，外段煤层局部变薄，煤层倾角平均6°，局部煤层受构造影响，倾角较大，最大达20°～25°，本工作面煤层赋存稳定。3)、根据桃园矿北六采区1064工作面地质资料相似工作面情况，我们预测1021工作面的基本情况参考工作面矿压观测与本面矿压预计表序号项目单位参考面实测本面预测1顶底板直接顶厚度m0.2～30～4基本顶厚度m4.13.2～5.1直接底厚度m6.35.6～12.92直接顶初次垮落步距m5～84～73初次来压来压步距m23～2728～30最大平均支护强度KN/m2868890最大平均顶底板移近量mm320370来压显现程度明显明显4周期来压来压步距m10～1213～18最大平均支护强度KN/m2800770最大平均顶底板移近量mm230260来压显现程度明显明显5平时最大平均支护强度KN/m2600630最大平均顶底板移近量mm1602006直接顶悬顶情况m0～20～37底板允许比压MPa5.75.28直接顶类型类ⅡⅡ9基本顶级别级ⅡⅡ10机巷道超前影响范围m3020～40风m4030～50根据该面的煤层赋存条件及集团公司液压支架的使用现状，本面支架选用ZY10000-26/56支撑掩护式液压支架，额定初撑力7675～8045kN，额定工作阻力9698～10164kN，额定支护强度1.13～1.19Mpa，高度2.6～5.6m，底座前端比压2.43～4.19Mpa,以下对该型支架预以校验。一、液压支架支护强度校验：1、支架高度：煤层的最大高度hmax=Hmax+(0.2～0.3)其中Hmax为煤层开采的最大高度，取5.4m。hmax=5.6m。支架的最小高度：hmin=Hmin-S-g-em式中Hmin为煤层开采的最小高度；g—顶梁浮矸厚度，一般为0.05m;e—移架时支架缩回量，一般为0.03～0.05m;S—支架后柱的最大下沉量，即：S=aRHmin在实际使用中，hmin=Hmin-（0.25～0.35）Hmin取1.6m，则hmin＝1.4m我们选择的支架支护高度在2.6～5.6m之间，能满足本面的支撑高度要求。2、支架的支护强度校验（1）根据采高及上覆岩层碎胀系数计算垮落带高度：支架支护强度计算（一）计算垮落带高度∑Hi＝M/(Kp-1)=5.4/（1.3-1）＝18∑Hi：冒落带高度,m;M：工作面最大采高，5.4m；Kp：岩层冒落碎胀系数。一般取1.3。根据煤层柱状图实际情况∑Hi取19.8m。（二）计算支护强度P＝K*∑Hi*γ*cosα*10-6＝0.98Mpa;P：计算支护强度，Mpa;γ：冒落带岩层平均容重，25×103N/m3；α：煤层倾角，6°；K:老顶来压增载系数，一般取2.0。本面初选支架支护强度1.13～1.19Mpa，完全适合1021工作面。3、参考同煤层矿压观测数据，选择实测最大平均支护强度：根据对参考面实测支护强度的分析，取其实测最大平均支护强度为868KN/m2。4、选取1021工作面最大平均支护强度：根据对支架支护强度的计算，并结合参考面实测最大平均支护强度为868KN/m2。1021工作面取其最大支护强度980KN/m2。5、对底板比压的确定：我矿的10煤层的直接底板深灰色，粉砂质结构为主，含细砂质条带状，呈水平层理，致密，块状，碎块状，受挤压岩芯破碎，其单向抗压强度为58.7Mpa～65.3Mpa，大于支架的前端比压（2.43～4.19Mpa），但遇水其强度大大降低，回采时要足够注意。6、支护设备的选择：本面采高在2.8～5.4m，所以根据相关规定，支架设置双级护帮板，防止煤壁片帮。综上所述，ZY10000-26/56支架的初撑力、工作阻力及采高和防片帮方面都满足本工作面生产的需要，选择该架型是合适的。二、液压支架适应性分析：项目工作面条件支架适应性条件采高1.6～5.9m2.6～5.6m倾角2～20°≤20°煤厚1.6～5.922.6～5.6m煤层硬度0.7中等硬度以上底板比压58.7Mpa～65.3Mpa2.43～4.19Mpa支护强度0.98Mpa1.13～1.19Mpa顶板种类Ⅱ类Ⅱ类《从工作面条件与支架适应性条件对比表》可以看出，该支架基本满足1021综采工作面的使用要求，可以采用ZY10000-26/56支撑掩护式液压支架支护该工作面顶板；鉴于工作面煤层倾角2～20°，规程中必须增加支架的防倒滑措施，现场加强支架的防倒滑管理。综上所述，从技术和经济效益两个方面考虑，1021工作面采用ZY10000-26/56支撑掩护式液压支架，完全可以满足支护设计要求。三、乳化液泵站：1、乳化液泵站选型、数量：为满足支架的初撑力要求，确保支架能有效支护顶板，泵站提供的液压不小于31.5Mpa，同时考虑到供液量尽可能满足需要，综合考虑选择南京六合的MRB-400/31.5型乳化液泵站，乳化泵两台，泵箱一个。2、泵站位置：为减少由于线路长带来的压力损耗，以及日常的使用和维护管理，泵站位置定在机巷设备列车段。3、泵站使用规定：1）、乳化液泵及液压系统要由经过专门培训的专职人员负责维护管理，泵站司机应持证上岗，要熟练掌握操作方法，严格执行操作规程及交接班制度。2）、泵站司机在开泵前，要仔细检查液压泵、液压系统压力和接头、安全阀等是否灵敏可靠，是否密封良好，发现问题及时进行处理。3）、运转过程中,如发现压力表显示的数字不正常,液压管路跳动过大,液压泵内有异常响动等不正常现象时,要立即停泵进行检查,待排除故障后方可重新启动。对自己排除不了的故障,要及时联系,派专职维修人员进行处理。4）、泵站周围不得有积水、杂物，乳化液配比按3～5%执行，水质为中性，乳化液为水包油型，严禁开清水泵，并有乳化液自动配比和检测手段，有防吸空装置，有自动给液装置，供液管路吊挂整齐，保证供液、回液畅通。5）、工作面用于配制乳化液的水要经过净化,酸碱度要经过化验,并选用合格的乳化油。乳化油要用有盖的油桶盛装,取用时要使用专用的漏斗取用，乳化油在地面存放时,室温不得低于00C,储存时间从出厂日期起不得超过一年6）、过滤器应定期清洗，防止堵塞，乳化液泵箱每周洗一次。7）、液压管路应排放整齐，不得拖在地上，密封圈和管路损坏应及时更换，防止乳化液流失。8）、泵站液压系统完好，支架液压系统无外漏内串，不自动卸载。9）、泵站压力由泵站检修工调定，其他人员不得随意调整。正常情况下，只准开一台备用，若有一台损坏，应及时修复。10）、支架所用阀组、立柱、千斤顶，均不准在井下拆检，可整体更换，更换前尽可能将活柱缩到最短，接头处要及时装上防尘帽。11）、各种备用液压软管、阀组、液压缸、管接头等必须用专用堵头堵塞，更换时用乳化液清洗。12）、更换高压胶管和阀组液压件时，只准在“无压”状态下进行，且不准将高压出口对准人。13）、工具房里要有备用注液枪和管子，对损坏的管子、注液枪要及时更换，坏管要及时带上井维修。14）、各种U型管卡头，要严格按要求卡好，严防脱管。第二节控顶方法一、工作面支架主要技术特征：附表１０液压支架主要技术特征表项目内容支架架型ZY10000-26/56ZY10000-24/50支撑高度﹙m﹚2.4～5.6支架宽度﹙m﹚1.43～1.6支架中心距﹙m﹚1.75初撑力﹙ＫＮ﹚7484-8018KN额定工作阻力﹙ＫＮ﹚10000支护强度﹙MPa﹚1.13～1.19Mpa对底板比压﹙MPa﹚2.43～4.19Mpa泵站压力﹙MPa﹚30支架重量﹙t﹚21.9二、工作面支护与采空区处理支架操作方式：本架自移操作方式。移架方式：顺序移架。推溜方式：推移运输机应滞后煤机后滚筒12～15m，弯曲段不小于24m，禁止出现陡弯，以防出现运输机错茬、出链，机头、机尾若移不够步距，可采用单体配合进行，单体一端支在底托梁上，另一端支在支架底座上，单体采取远方供液，直至移足规定步距。采空区处理：全部跨落法处理采空区。两巷支架回撤：（见第八章第二节中两巷支架回撤）三、端头支护方法：（见第八章第二节中上下端头支护方法）四、特殊支架1、顺山挑棚：当煤壁出现片帮、伸出伸缩前梁并打出一级、二级护帮板后端面距仍大于340mm且小于600mm又不能及时移架支护时，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Ø200×1600mm的半圆木配合DWX－250/40/110型单体一梁两柱顺山支设。2、走向超前棚：当煤壁出现片帮、伸出伸缩前梁并打出一级、二级护帮板后端面距仍大于600mm又不能及时移架支护时，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Ø200×1600mm半圆木配合DWX－250/40/110外注式单体液压支柱一梁一柱走向支护，棚距750±50mm，半圆木支架侧一端插入支架二级护帮板上方，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、小笆将顶板过严接实，并背帮。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：①抹帽；②套棚。2、超前支护的范围：①风巷5～8m、机巷5～8m范围内必须必须超前抹帽管理；②两巷抹帽棚外根据应力和巷道支护情况进行套棚管理，超前管理不少于30m3、超前支护形式：①抹帽：两巷出口向外5～8m采用DW45－200/110LX外注式单体液压支柱配合HDJA-1000金属限位梁四排一梁一柱中定位走向棚支护，两帮打点柱加强支护，抹帽棚向外22～25m采用DW45－200/110LX外注式单体液压支柱配合HDJA-1000金属限位梁两排一梁一柱中定位走向棚支护。②套棚：采用DW45－200/110LX外注式单体液压支柱配合3.6米半圆木（规格：3600×300×200mm）在原两棚U型钢棚支架之间，一梁一六、顶板管理参数附表11顶板管理参数表项目阶段控顶距（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4.723.9450640.6≯34031.75七、支护质量要求：（见第八章第二节中支架支护质量要求）八、支护平、剖面布置图（见附图５）第三节矿压观测一、矿压观测内容1、工作面泵站压力必须达到规定值30MPa，支架的初撑力不小于泵压的80％，支柱初撑力不小于70KN。2、工作面支架编号末位每逢5在立柱上安装1块压力表，工作面支架编号末位每逢10安装1块尤洛卡，损坏的压力表、尤洛卡要及时更换，要做到专人管理，不得丢失。3、加强对上下出口、地质构造、破碎带等重点区、异常地段的矿压监控。二、矿压观测分析管理制度1、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。2、矿压观测由采区专职测压员三班观测，并填写报表，每圆班送技术科分析，技术科不定期抽查、定期下载记录数据。3、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。4、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。5、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。6、技术科和安监处分别建立监控图表簿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、风量确定工作面风量确定表项目计算单位按瓦斯涌出量计算Q采=100×q采×KCH4=100×2×3=600m3/min按工作面温度计算Q采=60V采(Smax+Smin)/2=60×1×12.34=740m3/min按同时工作最多人数计算Q采>4N=4×100=400m3/min按集团公司规定Q≥500m3/min初次选择Q=1200m3/min按风速验算最低风速V低=Q/Smax=1200/13.68×60=1.46>0.25m/sm/s最高风速V高=Q/Smin=1200/11×60=1.81<4m/sm/s风量确定Q=1200m3/min说说明书Q采：回采工作面实际需要风量；q采：回采工作面回风巷风流中瓦斯的平均绝对涌出量；KCH4该面瓦斯涌出不均衡系数取3.0；预计工作面瓦斯涌出量为5m3/min，工作面瓦斯抽放浓度为15%，抽放流量为20m3/min,抽放纯量为3.0m3/min,则风排瓦斯量5-3=N—工作面同时工作最多人数100；Smax—工作面最大断面，Smin—工作面最小断面;V采—工作面风流速度，为确保工作面有良好的气候条件，温度20～23℃时风速为1.0～1.5m/s适宜，取1.0m/s二、通风路线1、地面→副井→西翼轨道大巷→102采区采区下部车场→102采区采区轨道上山→102采区采区上部车场→-470轨道大巷→1021机巷车场→1021工作面机巷→1021工作面2、回风路线：1021工作面→1021风巷→1021风巷联巷→-470回风大巷→102回风上山→南风井→地面三、进回风巷道布置方式1、进、回风上山：进风：362集中巷，回风：362进架下山2、工作面风流方向：下行风。3、工作面通风系统形式：采用“U”型通风。四、通风系统示意图（附图6）第二节瓦斯防治一、瓦斯防治方案该工作面的瓦斯涌出量较小，如工作面的上下隅角有悬顶，出现瓦斯积聚时，可采取挂导风帘、隅角充填、提前拉超前架回掉一排支柱的方法进行处理。若此方法不能满足瓦斯治理的需求，要采取抽放方法治理瓦斯（具体方案由通风区制定）。二、瓦斯抽采方式针对该工作面瓦斯主要来源于本煤层及顶底板围岩，部分可能来源于采空区，按照我矿现有的瓦斯治理经验，确定选用顶板走向高位钻孔治理工作面瓦斯，局部瓦斯异常及工作面过钻场期间辅以采空区埋管抽放瓦斯，当上述两种方法不能解决瓦斯时，可以同时采用煤层顺层钻孔抽放工作面瓦斯。①、顶板走向高位钻孔抽放顶板倾向高位钻孔抽放主要是抽放顶板裂隙带内的瓦斯，根据桃园矿10煤层抽放经验，冒落拱一般为4～6倍的采高，1021工作面煤层平均厚度在4.4m,因此把钻孔布置在距10煤层顶板16--25m的岩层中，这个层位抽放流量大、浓度高、效果好，顶板走向高位钻孔预计抽放瓦斯可达5～8m3/min。图3工作面高位钻场瓦斯抽排示意图②、采空区埋管抽放采空区埋管抽放是采用向工作面上隅角埋管直接抽放采空区瓦斯，当工作面过钻场及瓦斯异常区时可以利用辅助抽放系统抽放瓦斯，减少采空区瓦斯流入工作面，采空区埋管抽头间距一般为20～40m之间。图4采空区埋管抽放示意3、抽放方法高位钻孔、埋管均由地面永久瓦斯抽放泵进行抽放。4、抽放管道根据其他矿瓦斯抽排经验对比，决定我矿采区瓦斯抽放主管路选取管径250mm铁皮管，工作面风巷段支管选取管径200mm铁皮管。三、局部防突措施采用钻屑指标法预测掘进工作面突出危险性，在掘进工作面迎头施工3个钻孔，钻孔孔径42mm，孔深5m，掘进期间如果预测指标超过突出危险性临界值，则采用巷帮钻场边抽边掘与迎头排放相结合解突。防突措施执行后，施工效果检验孔，检验方法仍采用钻屑指标法，检验孔孔深在巷道轴线投影孔深应小于措施孔孔深，并应布置在两个措施孔之间。如果测定的指标都在该煤层的突出危险临界值以下，则认为措施有效。反之，措施无效。当措施无效时，不论措施孔还留有多少超前距，都必须采取防治突出的补充措施，只有经措施效果检验证实措施有效后，方可在采取安全防护的情况下进行采掘作业。沿回采工作面倾向每10～15m施工一个钻孔，钻孔孔径42mm，钻孔孔深10m；同样采用钻屑指标法预测工作面突出危险性。经过突出危险性预测，如果预测指标超过突出危险性临界值，则采取顺层钻孔预抽煤层瓦斯。防突措施执行后，施工效果检验孔；检验方法仍采用钻屑指标法，检验孔应布置在两个措施孔之间。如果测定的指标都在该煤层的突出危险临界值以下，则认为措施有效。反之，措施无效，执行补充防突措施并再次经效果检验证实措施有效后，方可在安全防护条件下向前施工。四、瓦斯抽放系统设计（一）抽放系统的设备与设施采用地面永久式抽采系统，风巷抽采管路为8寸，采区管路为10寸，预抽钻孔孔径为Φ113mm，区段安设自动计量装置，并且定期进行调校，确保计量的准确性。（二）瓦斯抽排系统示意图：抽气管：1021风巷钻场→1021风巷→102回风大巷→102回风上山→南风井→地面瓦斯抽放泵房。排气管：地面永久抽放泵站（见工作面设计生产系统与避灾路线图）第三节综合防尘系统一、防尘供水系统的设备与设施1、建立完善的防尘系统，进、回风巷内防尘管路全部使用50mm水管，中线200mm以上正规安装。2、煤机必须有内外喷雾，煤机内喷雾压力不得小于2MPa，外喷雾压力不得小于1.5MPa，喷雾流量应与机型相匹配，综采工作面设置移架同步喷雾,无水或喷雾装置损坏时必须停机。3、防尘管路要接到工作面，距工作面不超过20米，管路每隔504、工作面机巷和风巷各安装隔爆水棚，隔爆水袋距顶板及两帮距离不小于100mm,且覆盖上断面，隔爆棚距工作面60-200m，水量200L/平方米；5、综采工作面必须安装完善的喷雾洒水系统。回风巷内安设不少于2道喷雾，水雾封闭全断面，使用正常。6、煤机开动时必须打开风流净化水雾，喷雾距工作面30m～50m。7、工作面机巷转载点、溜煤眼上下口及破碎机处必须安设喷雾。8、工作面回采期间实行深孔静压注水、添加渗透棒和煤壁浅孔动压注水技术。二、防尘供水系统机巷防尘供水路线：地面→副井→西翼轨道大巷→102采区采区下部车场→102轨道上山→102上部车场→102轨道大巷→1021机巷车场→1021机巷→1021工作面。风巷防尘供水路线：地面→副井→西翼轨道大巷→102采区采区下部车场→102轨道上山→102上部车场→1021风巷→1021工作面。三、防尘供水系统图见“工作面设计生产系统与避灾路线图”四、工作面煤层注水设计工作面回采期间采取机、风巷双向布孔的方式进行注水和工作面煤壁浅孔高压注水，消除煤层注水空白点，同时坚持随采随注。煤壁浅孔动压注水实行壁中单排打孔，孔距5米，孔深必须大于一个采煤圆班推进度，注水时间不得少于3个小时，注水压力不小于7Mpa工作面回采前必须全部打齐静压注水孔，注水软管与防尘管路必须全部合茬，安装计量表、水压表，进行提前注水湿润煤体，经验收合格后方可生产。深孔静压注水水压不得小于2.4MPa,孔深不小于50米，孔距20米，封孔长度4～5米，每孔添加5个渗透棒，保证工作面回采期间煤层含水量不少于2.0％，煤炭水分保持在五、综合防尘﹙隔爆﹚系统示意图（附图8）第四节防灭火系统一、防灭火综合治理措施入井人员必须随身携带自救器，严禁携带烟草和点火物品，严禁穿化纤衣服下井。加强机电设备的维护与管理，杜绝失爆，严禁带电检修和搬运电器设备，严禁出现明接头、鸡爪子、羊尾巴。工作面机巷机头应放置灭火沙箱一个，三机室合皮带机头各设置两个灭火器并齐全完好。加强通风管理，杜绝瓦斯超限和禁止煤尘堆积。加强放炮和火工药品的管理。禁止运输机械过负荷运转，防止皮带跑偏。机、风巷按规定装设好隔爆水槽棚，并定期加水，确保正常使用。如果发现井下着火，首先要切断电源，采取一切可能的方法灭火并迅速向矿调度所、区值班人员汇报；如火势太大，无法扑灭，要迅速带上自救器，有组织地沿避灾路线撤退（或进入躲避峒室），并通知任何一个可能受火灾威胁的人撤离。工作面回采结束45日内及时封闭。二、防灭火设备、设施配置工作面机巷皮带机头和移变处应各放置灭火沙箱一个，设置两个灭火器并齐全完好，井下所有人员必须会使用灭火器材。机、风巷距工作面60—200m各设一组隔爆水袋，每一组水袋每平方米巷道断面不低于200升三、防灭火灌浆、注氮系统示意图1021综采面收作后使用4寸灌浆管集中灌浆。灌浆线路：地面灌浆站→南风井→102回风上山→-470回风大巷→1021风巷→1021工作面上隅角。第五节通风安全监控系统一、瓦斯监测传感器安装位置、断电范围示意图（附图9）二、瓦斯监控系统设计1、抽放系统的设备与设施该面按规定安装KJ90系统配套仪器：KG9701型瓦斯传感器4台，KG9201A型CO传感器2台，KDD-2型断电器1台，KFD-2型分站1台。2、监控系统的设置瓦斯传感器T1报警点1.0%，断电点1.5%，复电点小于1.0%；断电范围：工作面及进、回风巷道内全部非本质安全型电器设备；安装位置：距煤壁5～10m，距顶板不大于0.3m，距帮不小于0.2m。瓦斯传感器T2报警点1.0%，断电点1.0%，复电点小于1.0%；断电范围：工作面及进、回风巷道内全部非本质安全型电器设备；安装位置：距回风口10～15m，距顶板不大于0.3m，距帮不小于0.2m。瓦斯传感器T0报警点1.0%，断电点1.5%，复电点小于1.0%；断电范围：工作面及回风巷道内全部非本质安全型电器设备；安装位置：工作面上隅角，距顶0.3m，距帮、采空区0.8m。CO传感器报警点24ppm。安装位置：距回风口10～15m，距顶板不大于0.3m，距帮不小于0.2m。3、通风区负责监控装置接通电源和控制线，在连接时必须有监控人员在场监护。通风区监控队负责监控装置的安装、调试和维护工作。4、监控装置由所在采区的区队长、班组长负责保管使用，如有损坏及时汇报，对经常移动的传感器只有班队长按规定移动，严禁擅自移动。5、检修与监测设备有关联的电器设备，需要监测设备停止运行时，必须报告调度所，并制定安全技术措施后方可进行。6、瓦斯检测工每天对管辖范围内的传感器的完好进行检查，并将记录结果报通风区调度和监控值班人员。7、当瓦斯超限监控装置报警或断电时，现场人员及时向调度所汇报，并通知通风区加强人工监控，因此而断电的地点，严禁强行送电和自动复电。8、未尽事项严格按《煤矿安全规程》第三章有关规定执行。第六章防治水工程设计第一节水源分析与治理方案一、充水因素分析本工作面水文地质条件属中等偏复杂较复杂类型，主要充水水源为10煤底板灰岩水水和10煤层顶底板砂岩裂隙水。10煤底板至太灰间距正常情况下为45.5～52.5m，平均间距为49m，10煤层顶板砂岩裂隙水，是巷道直接充水水源，它主要通过断层或裂隙以淋水、滴水的形式向巷道排泄，由于本区煤系地层砂岩富水性相对较弱，裂隙不发育，断层导水性弱，一般不会给正常的施工带来水害威胁。10煤层底板灰虽不作为矿井正常涌水量也不作为最大涌水量，但此层含水涌水量应灾变水量，计算得到灾变水量为585.0m³/h，此水量较大，应该采取相预计最大涌水量68.8（m3/h），正常涌水量46.2（m3/h）二、治理方案1、注浆钻孔的布置地点主要针对工作面富水异常区，兼顾砂岩裂隙水发育地段，进行底板注浆加固。2、坚持“有疑必探，先探后掘”的防治水原则,对可能存在的危险区域进行探放。3、在机、风巷低洼处设水仓，安设水泵及排水管路。第二节防治水巷道工程设计一、排水方式机械排水与自流排水相结合的方式。二、排水巷道与硐室工程102机巷车场在轨道石门内靠一侧砌水沟，规格450mm×450mm。第三节排水系统设计一、排水设备与设施设计工作面机巷自流排水；机巷、风巷安设排水泵的流量：60m3/h；扬程：300m；排水管径：4位置：机、风巷洼点，2台，备用一台；供电方式：单独供电。二、排水系统路线1021风巷→1021风巷联巷→102运输上山→西翼皮带大巷→水仓→地面1021机巷→1021机巷车场→-470轨道大巷→102采区上部车场→102轨道上山→西翼大巷→水仓→地面三、排水系统图第五章生产系统第一节出煤系统一、出煤系统图（附图10）二、出煤路线1021机巷→-470水平胶带输送机大巷→102采区煤仓→102运输上山→西翼皮带机巷→1#主井煤仓→地面第二节运料系统一、运料系统图（附图11）二、进料路线副井→西翼大巷→102下部车场→102轨道上山→102上部车场→102风巷车场→102风巷三、出料路线按照进料路线的反方向运行。第三节液压系统一、泵站管理:详见第三章第一节泵站使用规定。二、液压系统图（附图12）第四节供水系统一、防尘供水系统的设备与设施1、建立完善的防尘系统，进、回风巷内防尘管路全部使用50mm水管，中线200mm以上正规安装。2、煤机必须有内外喷雾，煤机内喷雾压力不得小于2MPa，外喷雾压力不得小于1.5MPa，喷雾流量应与机型相匹配，综采工作面设置移架同步喷雾,无水或喷雾装置损坏时必须停机。3、防尘管路要接到工作面，距工作面不超过20米，管路每隔504、工作面机巷和风巷各安装隔爆水棚，隔爆水袋距顶板及两帮距离不小于100mm,且覆盖上断面，隔爆棚距工作面60-200m，水量200L/平方米；5、综采工作面必须安装完善的喷雾洒水系统。回风巷内安设不少于2道喷雾，水雾封闭全断面，使用正常。6、煤机开动时必须打开风流净化水雾，喷雾距工作面30m～50m。7、工作面机巷转载点、溜煤眼上下口及破碎机处必须安设喷雾。8、工作面回采期间实行深孔静压注水、添加渗透棒和煤壁浅孔动压注水技术。二、防尘供水系统机巷防尘供水路线：地面→副井→西翼轨道大巷→102采区采区下部车场→102轨道上山→102上部车场→102轨道大巷→1021机巷车场→1021机巷→1021工作面。风巷防尘供水路线：地面→副井→西翼轨道大巷→102采区采区下部车场→102轨道上山→102上部车场→1021风巷→1021工作面。三、工作面煤层注水设计工作面回采期间采取机、风巷双向布孔的方式进行注水和工作面煤壁浅孔高压注水，消除煤层注水空白点，同时坚持随采随注。煤壁浅孔动压注水实行壁中单排打孔，孔距5米，孔深必须大于一个采煤圆班推进度，注水时间不得少于2个小时，注水压力不小于7Mpa工作面回采前必须全部打齐静压注水孔，注水软管与防尘管路必须全部合茬，安装计量表、水压表，进行提前注水湿润煤体，经验收合格后方可生产。深孔静压注水水压不得小于2.4MPa,孔深不小于50米，孔距20米，封孔长度4～5米，每孔添加5个渗透棒，保证工作面回采期间煤层含水量不少于2.0％，煤炭水分保持在第五节防灭火系统一、自然发火防治1021综采面收作后使用4寸灌浆管集中灌浆。灌浆线路：地面灌浆站→南风井→102回风上山→-470回风大巷→1021风巷→1021工作面上隅角。二、消防系统1、工作面回采期间，必须在机、风巷各配置至少2个CO2灭火器。2、机、风巷在距工作面60～200米处安装隔爆水袋，其标准是200L/m2第六节防治水一、水源分析与治理方案1、本工作面水文地质条件属中等偏复杂较复杂类型，主要充水水源为10煤底板灰岩水水和10煤层顶底板砂岩裂隙水。10煤底板至太灰间距正常情况下为45.5～52.5m，平均间距为49m，10煤层顶板砂岩裂隙水，是巷道直接充水水源，它主要通过断层或裂隙以淋水、滴水的形式向巷道排泄，由于本区煤系地层砂岩富水性相对较弱，裂隙不发育，断层导水性弱，一般不会给正常的施工带来水害威胁。10煤层底板灰虽不作为矿井正常涌水量也不作为最大涌水量，但此层含水涌水量应灾变水量，计算得到灾变水量为585.0m³/h，此水量较大，应该采取相关措施，预防此类突水的发生。预计最大涌水量68.8（m3/h），正常涌水量46.2（m32、注浆钻孔的布置地点主要针对工作面富水异常区，兼顾砂岩裂隙水发育地段，进行底板注浆加固。3、坚持“有疑必探，先探后掘”的防治水原则,对可能存在的危险区域进行探放。4、在机、风巷低洼处设水仓，安设水泵及排水管路。二、排水方式机械排水与自流排水相结合的方式。三、排水设备与设施设计工作面机巷自流排水；机巷、风巷安设排水泵的流量：60m3/h；扬程：300m；排水管径：4位置：机、风巷洼点，2台，备用一台；供电方式：单独供电。四、排水系统路线1021风巷→1021风巷联巷→102运输上山→西翼皮带大巷→水仓→地面1021机巷→1021机巷车场→-470轨道大巷→102采区上部车场→102轨道上山→西翼大巷→水仓→地面五、排水系统图见“工作面设计生产系统与避灾路线图”第七节供电系统附工作面供电设计图（附图15）工作面供电设计图一：工作面供电设计图二：工作面供电设计图三第七节通讯信号系统一、照明系统：工作面安设照明灯，自工作面机头向上每隔十架安设一盏，并确保完好。二、工作面通讯系统:副井→西翼大巷→102下部车场→102轨道上山→102上部车场→102风巷车场（进架联巷、小眼）→1021风巷副井→西翼大巷→102下部车场→102轨道上山→102上部车场→-470轨道大巷→1021机巷车场（联巷、小眼）→1021机巷通讯系统示意图（附图16）第六章劳动组织和主要技术经济指标第一节劳动组织一、循环方式：一日六循环，循环进度0.6米，坚持正规循环作业，正规循环率大于80二、作业方式：“三八”制作业，三班出煤，早上8:00-10:00检修。三、组织方式：追机作业。第二节循环作业图表一、循环作业图表二、劳动组织图表附表13：劳动组织图表工种出勤人数各工种作业时间小计夜早检修中24246810121416182022煤机司机及检修工112252支架工及检修工164444三机司机及检修工51121泵站司机及检修工51121三班跟班机工6222电工122262机头工15555机尾工15555工具管理员41111两巷管理工2020看皮带机尾及保护工6222皮带机司机及检修工164444三铁管理员41111班长123333管理干部3111出勤合注：全区共有职工183人，其中管理人员8人。第三节主要技术经济指标附表14：主要技术经济指标表序号名称单位指标备注1煤层生产能力力t/m264.4×1.37×0.93=62煤厚m1.6～5.92m，平均4.4m3容重t/m31.374走向长m601～619，平均6105倾向长m1406采高m4.47倾角度2～20°，平均6°8可采储量万吨4787559回采率%93%10煤种焦煤11可采灰分%2512日循环数个613循环产量t262714循环率%8015平均日产t262716回采工效率t/工1117坑木万吨耗m3/万吨12.618炸药万吨耗Kg/万吨19雷管万吨耗发/万吨20支柱丢失率‰021顶梁丢失率‰122乳化液万吨耗Kg/万吨50023截齿消耗个/万吨12024油脂消耗Kg/万吨30025月产量万t78795按30天计算26可采期月6第七章煤质及资源管理一、煤质指标和要求项目Mad％Ad%Vdaf%Q千卡/千克FCStd％YmmmmG工业牌号煤种煤质0.9825115600630．382250焦煤二、提高煤质的措施1、加强工作面的工程质量，杜绝冒顶事故的发生。2、拉架时，要注意调整支架，不能造成架间掉矸及老塘窜矸。3、在正常回采时，煤机司机要做到不打顶、不打底。4、适当控制煤层水分。三、提高采出率的措施1、加强工作面浮煤清理，2m2内的浮煤厚度不大于30mm2、加强资源管理，提高资源回收率，资源回收率不低于95％。第八章安全技术措施第一节、一般规定一、试生产试生产前，由生产矿长组织矿、区队有关人员，按照工程质量标准和“设备完好标准”对工作面工程质量和机电设备、电气三大保护逐台逐项检查并处理好存在的问题。综采面配备的机电设备，必须符合选型设计要求，不得任意更换。工作面、机巷要设置照明、通讯装置。综采液压支架包括立柱、千斤顶和阀组应联结牢固、密封良好、动作灵敏可靠。采煤机、刮板输送机、胶带输送机等设备，所注油脂(润滑、液压传动用油等)必须符合有关规定。送电试车前，必须全面检查各类电气设备、开关、电机、电缆、供电保护等应符合完好标准，杜绝失爆现象。乳化液泵站、刮板输送机、胶带输送机、采煤机应逐台送电试车，待无问题后，方可全部送电联合试运转。“一通三防”、综合防尘设施要齐全并符合安全规程和集团公司指令性规定。机、风巷应保证通风、行人、运输畅通无阻，牌板管理到位。还必须储备足够的易损件、备用材料和一定量的油脂。各项准备、检验工作完成后，即可试生产。首先开动乳化液泵站，使泵站压力达到作业规程规定要求，使液压支架、单体支柱达到初撑力标准；然后按作业规程的要求和保安措施，及时回收支柱材料。保证切眼净高，使采煤机能顺利通过。在试生产前，应人工清理机道，在确保浮煤里无金属物件、木料杂物后方可进行试生产。二、初次放顶1、初采、初放前，矿成立初采初放领导小组，由生产矿长任组长，组织技术科、安监处、调度所等单位有关人员，召开初采、初放会议，制定初采、初放措施，确定三班跟班人员。初采、初放措施及初放会议纪要必须向跟班人员和作业单位全体职工贯彻。2、初采初放期间，每班必须有初采、初放领导小组的成员跟班，在工作面现场指挥初采、初放工作，发现问题及时汇报、处理。现场要备有《初采（放）期间干部查面登记薄》，矿有关领导到面检查后必须认真填写登录薄，采区对登记薄反映的问题及时组织落实，初放结束后，查面登记薄交矿技术科存档。3、初采时，及时在工作面机头处加刀，采区技术员严格掌握工作面机头、机尾进度及运输机上窜、下滑情况，使得工作面机头超前机尾合适的距离，以防止工作面运输机上窜、下滑。4、加强初放期间的工程质量管理。确保工作面运输机、支架、煤壁呈一条直线，邻架间错茬不超过侧护板的2/3，支架顶梁与顶板平行接实顶板，歪架、挤架、爬架必须及时调整，确保支架垂直煤壁，架间距符合要求。5、加强初放期间的顶板管理。严格跟顶施工，严禁超高，严禁随意逮煤顶，端面距超过340mm必须及时超前支护，必要时支设顺山挑棚或走向挑棚。架间无窜矸现象。6、加强放顶期间的矿压监控，初放期间泵站压力不小于30MPa，支架初撑力不小于24Mpa，班班进行矿压监控，单体支柱初撑力不小于70kg，并严格按矿压监控的要求实施阻力监控。7、初采初放期间，两巷出口及超前支护范围内应严格按规程要求加强支护，确保安全出口通畅，高度不小于2.5m，行人道宽度不小于8、初放期间当采空区顶板不冒落、悬顶走向超过5m、倾斜超过20m时必须采取强制放顶措施，当悬顶走向超过15m仍不冒落，必须停止回采，报集团公司处理。9、加强初放期间的瓦斯和通风管理，采空区悬顶时必须防止采空区漏风，并加强架间和上、下隅角的瓦斯监测，必要时采取隅角充填或强制放顶措施，确保安全生产。10、初放是否结束，必须经生产矿长或其指派的初放领导小组成员现场鉴定后确认。三、安全确认制度本单位各工种进入工作面的各个工作地点作业前必须对以下内容进行安全确认，并按相关规定及措施进行整改后方可作业。1、机电工⑴是否持证上岗。⑵有无携带瓦斯便携仪。⑶工作地点瓦斯是否超限。⑷工作地点环境卫生是否整洁。⑸工作地点支架是否正规有劲，有无冒顶、片帮危险。⑹工作地点各种安全设施是否灵敏可靠，各种防护用品是否齐全。⑺设备上方是否有淋水现象，否则应进行处理。2、采煤机司机⑴是否持证上岗。⑵有无携带瓦斯便携仪。⑶工作地点瓦斯是否超限。⑷工作地点环境卫生是否整洁。⑸工作地点支架是否正规有劲，有无冒顶、片帮危险，端面距是否超过规定。⑹检查煤机各部位螺栓是否齐全、紧固；滚筒截齿是否齐全、锋利；行走轮是否良好，调高千斤顶销轴及挡板是否齐全；各操作手把、按纽是否灵活可靠；内外喷雾是否畅通无阻，雾化是否达标；冷却水是否正常。⑺检查各油标指示装置是否正常，否则加油；水表水压是否正常。⑻检查跟机电缆卡子是否完好，紧固程度是否合适。3、液压支架工⑴是否持证上岗。⑵有无携带瓦斯便携仪。⑶工作地点瓦斯是否超限。⑷工作地点环境卫生是否整洁。⑸工作地点支架是否正规有劲，支架前端、架间有无冒顶、片帮危险，端面距是否超过规定。⑹检查有无歪架、倒架、咬架，架间距是否符合规定，顶梁与顶板是否严密，支架是否成一直线或甩头摆尾，顶梁与掩护梁工作状态是否正常等。⑺检查支架：顶梁、掩护梁、侧护板、千斤顶、立柱、推移杆、底座箱等是否开焊、断裂、变形，有无联结脱落，螺钉松动、压卡、扭歪等；高低压胶管有无损坏、挤压、扭曲、拉紧；阀阻有无滴、漏液及窜液；操作手把是否灵活可靠，是否置于中间停止位置；管接头有无断裂，U型卡子是否合格。⑻检查照明灯、信号闭锁、架间喷雾是否齐全、灵活可靠。⑼千斤顶与支架、刮板机的联结是否牢固可靠；联结不牢固可靠应立即整改后方可作业。⑽电缆槽到支架前梁是否能保证煤机顺利通过。⑾支架有无严重漏夜、卸载的现象。⑿处理液压系统时，应对系统进行卸压及释压确认。4、三机司机⑴是否持证上岗。⑵工作地点瓦斯是否超限。⑶工作地点环境卫生是否整洁。⑷工作地点支架是否正规有劲，有无冒顶、片帮危险。⑸刮板运输机、转载机、破碎机所有传动装置、电动机、减速器、液压偶合器（摩擦式偶合器）、机头各部的螺栓是否齐全、完整牢固。减速器、液压偶合器油量是否充足。链轮有无损坏、扭绕不正，托链器、压链器是否完整、坚固。刮板、螺丝是否齐全，有无弯曲和倾斜刮板；档煤板是否完整齐全，有无严重变形。⑹破碎机安全网及闭锁装置是否安全灵敏；转载机侧电缆、水管、液压管路是否吊挂整齐；各转载点防臣设施是否完善。⑺刮板运输机机头与转载机机尾搭接是否合理。5、皮带机司机⑴是否持证上岗。⑵工作地点环境卫生是否整洁。⑶工作地点支架是否正规有劲，有无冒顶、片帮危险，⑷各传动系统，各种保护装置，连接件的紧固情况，机尾护罩，信号闭锁系统是否灵敏可靠。⑸检查动力传动系统的油质、油位是否符合规定。⑹检查清扫器的磨损情况。⑺检查皮带的张紧程度是否适当，皮带接头是否良好；底皮带是否有异物摩擦。⑻检查皮带有无跑偏、中间架是否歪斜。6、综采采煤工①回柱放顶：⑴工作地点瓦斯是否超限。⑵工作地点环境卫生是否整洁。⑶拔柱器、卸载手把、水平销等工具是否备齐。⑷工作地点内的各种支护是否齐全、正规可靠，合乎质量要求。⑸顶板是否有冒顶危险或窜矸现象。⑹检查后路是否畅通，各安全出口内是否有障碍物，高度是否符合作业规程要求；放顶区内的材料、浮煤、浮矸等是否码放整齐和清理干净。⑺检查顶板冒落情况，有无异常；回柱用的支护材料、大笆是否备齐。⑻检查单体、注液枪有无损坏、变形、漏夜；铰接顶梁有无变形、掉板、缺销等现象。②两巷超前管理⑴工作地点瓦斯是否超限。⑵工作地点环境卫生是否整洁。⑶拔柱器、卸载手把、水平销等工具及支护材料是否备齐。⑷检查回柱绞车压车柱、勾头、钢丝绳及顶板情况。压车柱严禁打在棚梁上；钢丝绳断丝是否超过规定；勾头卡子是否卡紧；是否有护绳板；绞车位置是否合适。⑸检查顶板、煤壁和支护是否符合质量要求。⑹检查单体、注液枪有无损坏、变形、漏夜；铰接顶梁有无变形、掉板、缺销等现象。第二节、顶板管理一、顶板管理1、支架完好状况及支护要求：⑴工作面支架应编号管理，架号清晰易辩。⑵支架应拉成一条直线，其偏差不得超过±50mm，支架中心距1750±100mm。⑶支架的液压系统，严禁出现跑、冒、滴、漏现象，零部件齐全、完整、立柱、各种千斤顶和阀组应连接牢固、密封良好、操作灵敏可靠，对损坏的千斤顶及其它配件，应及时更换。⑷支架的架间喷雾必须齐全有效，能够做到降架自动喷雾。⑸支架顶梁与顶板平行支撑，其最大仰、俯角小于7度。⑹相邻支架间不能有明显错茬（不超过顶梁侧护板高的2／3），支架不挤不咬，架间空隙不超过200mm。⑺加强初撑力管理，确保初撑力不低于25Mpa，支架增阻正常，工作阻力不小于初撑力。⑻支架无超高支护现象和压死架的现象。⑼两端头与巷道相接部分不留“天窗”，过顶严实。⑽采煤机过后，必须及时支护顶板：应滞后煤机前滚筒2～3m及时伸出伸缩前梁支护顶板；移架滞后煤机后滚筒5～8m。２、煤壁及端面管理要求：⑴严格控制采高，工作面两端头采高控制在3.5～3.8m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“天窗”为准则；工作面中部采高控制在3.1～5.4m之间，如煤层厚度小于3.1m则跟顶破底回采，如厚度大于⑵严格控制端面距，当端面距大于340mm时，必须及时伸出前梁，必要时拉超前架或打出护帮板护顶。⑶煤壁平直，不留伞檐。⑷严格控制端面冒顶，端面冒顶高度超过300mm时，必须采取封顶措施，防止进一步顶板冒落。⑸工作面顶板无台阶下沉或放线现象。⑹人员进入煤壁作业有关规定：①人员进入煤壁作业前，先将煤机放到施工地点以上或以下5m范围之外后、将煤机和工作面运输机停电并闭锁。②进入煤壁侧作业的人员必须在有支护的情况下作业，严禁空顶作业，并要严格执行敲帮问顶制度，安排有经验的老工人专门观察煤壁、顶板情况，发现问题及时处理，防止煤壁片帮或掉顶伤人。③处理冒顶等事故，现场必须有区队跟班区队长现场指挥。④行人应走支架内人行道，严禁在煤壁侧或靠近运输机行走，防止片帮、冒顶伤人。⑤进入煤壁进行更换设备、检修等作业时间较长时，必须先采取防片帮措施，并清理好退路，在确保安全的前提下方可作业。⑺片帮冒顶的处理由于该面采高较大，如发生片帮或冒顶事故，人员进入煤壁处理较困难，因此应加强顶板管理，避免片帮冒顶事故的发生。如发生片帮冒顶现象，处理时应遵循以下规定：①局部发生片帮和冒顶时(沿工作面倾斜方向片帮在5m以内，冒顶范围在3m以内时)，应及时伸出支架的伸缩前梁，打出护帮板，必要时超前移架。将片帮附近支架全面补液。②当片帮、冒顶范围较大时，根据工作面采高的不同采取不同的处理办法：I当采高小于4m，如发生片帮和冒顶事故时，应立即停掉刮板输送机、煤机并闭锁，待顶板稳定后进行处理。⒈首先给冒顶区及上下两端各5米⒉处理片帮、冒顶必须由有经验的职工配合作业，且要有专人观察顶板，跟班区队长要在现场指挥，隐患未排除前，不得离开现场。⒊处理冒顶的方法是从冒顶区域上下两侧顶板和煤壁稳定处拉茬，由两侧向中间架设走向棚，架棚采用Ф200×2000mm的半圆木配合DWX－250/40/110型单体液压支柱一梁一柱支设，半园木一端搭在支架的前梁上不小于200mmm，支柱支设在煤壁，架好棚后再用板皮、笆片或半圆木接实顶板，然后将支柱伸足劲。⒋接近冒顶段支架时，先缓慢放掉游离的矸石，然后在煤壁侧人工刨出梁窝，架好走向棚后，再接顶。⒌人员进入煤壁侧接顶期间，任何人不准进入支架顶部，更不准在顶梁上作业，人员必须站在有临时支护的环境中或支架下作业，严禁空顶作业。严禁空顶作业，且必须清理好退路，并严格执行敲帮问顶制度，其他无关人员不得进入煤壁。⒍装顶时要接实顶板，支架升起时要达到规定的初撑力。⒎冒顶处支架要及时拉超前架，要先移冒顶处上下的支架，最后再移冒顶处支架。II当采高大于4m，如发生片帮和冒顶事故时，应按以下方案进行处理：⒈立即停掉刮板输送机、煤机并闭锁。⒉严禁任何人进入煤壁处理。人员应避开可能受大块矸石冲击的地段进行维护。⒊首先将附近支架补液，端面距较大的及时伸出伸缩前梁或超前移架，并打出护帮板，稳定周围顶板。然后调整冒顶区域内支架伸缩梁和护帮板，抵住煤壁，阻止继续冒顶。⒋如冒顶较大时，要用半圆木大笆在立柱前挡住矸石，防止矸石窜入支架内切断工作面。⒌冒顶稳定后，由下向上逐架缓慢放掉矸石，由运输机运走，每放空一架及时带压移架，无法移架时，打出护帮板，直至托住顶板。⒍处理冒顶时，要尽可能提前移车，缩小运输机与煤壁间的距离。⑻冒顶处理时，如运输机被压死，挑车应避开有片帮、冒顶危险的地段，挑车前必须先检查和护住煤壁，防止片帮、冒顶伤人。3、工作面上下端头及两巷管理⑴上、下端头支护：①抹帽：两巷出口向外5～8m采用DW45－200/110LX外注式单体液压支柱配合HDJA-1000金属限位梁四排一梁一柱中定位走向棚支护，两帮打点柱加强支护，抹帽棚向外22～25m采用DW45－200/110LX外注式单体液压支柱配合HDJA-1000②套棚：采用DW45－200/110LX外注式单体液压支柱配合3.6米半圆木（规格：3600×300×200mm）在原两棚U型钢棚支架之间，一梁一柱③控顶距：最大6500mm，最小5700mm，放顶步距800mm。④上、下端头架设的π型钢梁棚与支架或两巷抹帽棚之间间距不大于500mm，且顶板必须接实过严，严禁留有台阶或裸棚现象存在。抹帽棚顶板与支架顶板之间高差不大于侧护板的2/3.⑤、移机头（尾）时，π型钢梁棚迈步（放顶）顺序：⒈固定窜梁辅助装置：首先在待窜固定π型钢梁下方跨运输机两侧固定两套自制的辅助的窜梁装置，要求钢丝绳圈与托辊连接稳固，钢丝绳吊挂点必须能足够承受一根π型钢梁的重量。⒉窜梁：根据需要先在采空区待窜棚钢梁两侧架设两架挑棚，保证回柱安全，然后再将支设在后梁下的单体缓慢卸载，使钢梁自然落在托辊上，接着人工将其前窜两个步距即1200mm⒊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。⑵两巷超前管理两巷超前管理必须动态达到以下标准：①巷道断面不小于设计的70%;②巷道高度不小于1.8m（抹帽棚以内不得低于2.5m）；③人行道宽度不小于0.7m；④各种机电设备的安全检修间隙符合相关要求；⑤巷道支护质量良好，无腐朽、折断的塘柴及空帮、漏顶现象。⑥支柱初撑力不小于70kg。⑦人行道两侧支柱必须拴齐防倒绳。⑶两巷支架的回撤：①回柱时必须两人配合作业，一人负责观察顶板及运送物料，一人回柱。②回柱前先将支架整改正规有劲，清理好后路，确保后路畅通无阻，并备齐大笆等材料。③回柱按“由里向外”的顺序回收：先挂好挡矸大笆；然后将拔柱器挂在正规有劲的支柱上，再用勾头挂牢待回支柱手把和柱鞋，并插紧水平销；用放水手把卸载单体支柱并拉出；最后再回收顶梁。④拔柱器钩头要挂牢，操作时人员严禁正对钩头操作，防止脱钩伤人。⑤两巷回撤支架时严禁窜矸，且与工作面放顶线回成一条直线，风巷可提前回收一峒，且收成圆孤状。⑥回出的支柱及时运出抹帽棚，至指定地点靠放整齐。4、过风巷高位钻场的管理①高位钻场必须保证正常通风；②工作面在距高位钻场40m前，瓦治办及时制定过高位钻场瓦斯管理方案，以联系单方式通知技术科、生产区队等有关部门，在工作面距高位钻场20m前采区技术员编制并审批好过高位钻场关于瓦斯管理、顶板管理的安全技术措施。③过高位钻场期间要加强瓦斯管理，通防部门要严格现场跟班，发现瓦斯超限等问题及时处理；④严格过高位场期间的顶板管理，防止漏冒顶事故的发生；⑤有关部门严格按措施要求落实工作，安监处、瓦治办严格监督。二、落煤、移架、推溜1、落煤方面⑴煤机司机应严格执行操作规程，遵守岗位责任制，必须持证上岗。⑵割煤前应检查各部位螺栓是否齐全，各部油位是否符合要求，各种螺栓是否紧固，操作手把是否灵敏可靠，并空载运行3至5分钟发现问题及时处理，防止带病作业。⑶开车前打开冷却喷雾系统发出割煤信号，巡视采煤机四周，确认对人员无危险时方可开机，采煤机需返刀时要发出信号。⑷顶、底板应割平，正常情况禁止留台阶、伞檐。⑸割煤时煤机前后5米范围内不得有人停留或作业，并注意滚筒的高度，防止割到支架顶梁，斜切进刀长度不小于35m，煤机司机离开煤机时必须切断电源，拉掉离合器。

⑺采煤机检修或更换截齿时，应停电闭锁，拉掉离合器。⑻主司机要注意观察支架顶梁与煤壁距离，严禁割顶或护帮板。⑼供水或喷雾冷却系统存在问题时，严禁开机。⑽刮板输送机弯曲段与直线交接处，煤机应慢速牵引，后滚筒稍抬以免割到溜槽。⑾煤机割煤时，煤机司机和其他各茬作业人员应时刻注意电缆装置，不准卡住或出槽，防止损坏电缆和水管。⑿临时停机时，在电机隔离开关未停，滚筒离合器未脱离的情况下，司机不得离开岗位，其他各个手把应恢复“零”位置。⒀发生片帮、冒顶时，必须停止割煤。在发生以下情况时要停机检查、处理：①采煤机电机过载、滚筒卡死或煤机剧烈震动等异常现象；②煤机无水或水压不足、煤机有异常声响、温度过高或煤机安全控制装置有故障；③瓦斯超限；④工作面刮板输送机停机；⑤工作面发生片帮、冒顶，或支架高度低，煤机通不过。⒁煤机检修技术安全措施①检修煤机时要停放在煤壁平直、顶板完好的地点，并停电闭锁煤机开关，挂上停电牌。②煤机和运输机必须停电闭锁，且上、下5架支架严禁进行操作。③检查截齿及齿座有无损坏和残缺，截齿磨缺必须及时更换，以保持截齿锋利。④采煤机检修或更换截齿时，应停电闭锁，拉掉离合器，更换截齿时滚筒上下5m要加强支护。⑤在检查机器特别是滚筒时，必须将电机隔离开关手把、截割部离合器手把打在零位，并闭锁工作面输送机后方可进行工作。⑥检修煤机时煤机隔离手把打零位，煤壁链板机停电闭锁，进入煤壁检修前必须先观察煤壁、顶板情况，只有在支架完全控制顶板，煤壁无伞檐、活块，安全的前提下才准进入作业，否则应用单体与木料架棚管理好顶板之后再作业。⑦所有操作手把动作确保灵活可靠。⑧机器工作时应经常注意各部件有无异常声响，以及温度情况，并随时注意油液和冷却水的压力情况。⑨采煤机上停止链板机的闭锁装置必须灵敏可靠。⑩应经常检查煤机喷雾有无堵塞和损坏，过滤器是否堵塞，水压是否正常，水量是否充足。以及齿轨和卡块是否牢固，齿轨组的连接销是否齐全。2、推移工作面运输机：⑴操作人员必须经过专业培训，严格操作规程要求操作。⑵滞后煤机滚筒18～25m推溜。推溜步距为600mm⑶若因机道有矸石、台阶等障碍物时，应进行人工清理或返刀，然后再推足步距。清理时应设专人监护，如顶板破碎则要采取临时支护，防止掉矸伤人。⑷推溜操作必须在输送机运行时进行，停车不准推溜（机头机尾除外），以防造成溜槽错茬或拉回头煤造成死车。工作面输送机一次推溜不宜过多（不超过6架），弯曲段长应不小于15米，弯度不大于2⑸推溜应保证工作面输送机的“平、直、稳”，除弯曲段外偏差不得超过±50mm，若出现出链、栽车或漂车现象，应立即停车处理。⑹移上下机头时，必须停机闭锁，将机头及过渡槽处的浮煤清理干净，然后将机头及过渡槽移直。⑺移机头、机尾时，对影响移车的支柱要坚持“先支后回”的原则，车移到位后，要按要求及时补齐正规支柱。⑻移机头时必须保证机头与转载机有500mm的搭接高度，否则必须进行处理。3、移液压支架⑴支架必须由经过专业培训持有上岗证的人员担任，支架推移千斤顶与刮板运输机相连，必须紧固牢靠。⑵移架方式：本架操作，滞后煤机滚筒3～5m顺序移架。相邻液压支架不得同时推移，若移架速度跟不上煤机割煤行走速度时，必须停止煤机割煤，进行移架。移架前必须仔细检查顶板、支架及其周围的情况，发现问题及时处理，并清理净架档及架间的浮煤和杂物。⑶若煤壁片帮严重，应及时在煤壁侧架设走向棚或贴帮柱超前支护，防止煤壁侧片帮、掉顶。⑷移架前，先把下一架的推车操作手把打开，以确保移架步距；再收回待移支架的伸缩前梁和侧护板；将本架操作手把打至拉架位置，然后缓慢拉动降柱手把，使支架卸掉部分压力，当支架可以移动时立即停止降柱，使支架带压前移，支架移到位后，将拉架手把复位，升起液压支架，打开侧护板。⑸支架工移架时必须站在本架架档内面向煤壁操作，严禁将脚放在底座前，防止挤伤。移架时，上下2架范围内严禁人员停留和作业。⑹移溜过程中，拉架工应注意推移千斤顶和联销的受力情况，移架阻力过大，应及时查明原因进行处理，不得硬推、硬拉，防止联销切断伤人。⑺移架过程中应随时调整支架状态至最佳位置，到位后及时升起支架使顶梁平行接实顶板，初撑力不小于24Mpa。⑻升架时，应注意侧护板的伸出情况，支架移到位后相邻支架落差不得大于侧护板的2/3，防止出现歪架、咬架等现象。⑼倾角较大地段或支架歪架需调整支架时，拉架应用单体支柱配合调架，使用单体时