郴州启隆煤业廖王坪煤矿2151炮采采煤工作面作业规程(完整版)资料

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郴州启隆煤业廖王坪煤矿2151炮采采煤工作面作业规程（完整版）资料(可以直接使用，可编辑优秀版资料，欢迎下载）郴州启隆煤业廖王坪煤矿2151采煤工作面作业规程编制日期：2021.4.29会审意见会审签字表负责人签名日期负责人签名日期编制李荣安全副矿长技术负责生产副矿长机电副矿长施工连年防突副矿长矿长作业规程(措施）贯彻登记班次时间组织人讲解人应到人数实到人数补学人数一班二班三班学习人员签表序号姓名序号姓名序号姓名序号姓名作业规程(措施）考试登记应考人数实考人数90~10089~8079~7069~60不及格目录TOC\o"1-3"\u1、《煤矿安全规程》2、《煤矿安全操作规程》3、《煤矿防治水规定》4、《防治煤与瓦斯突出规定》5、其它有关煤矿安全生产的规定。工作面位置与范围：2151工作面（一采区段）位于井筒南翼，南以-20水平南底板运输巷一石门2151探煤上山为界，北至-20水平中央石门。工作面运输巷标高为：-20m，回风巷标高：±0m，总垂高为20m。工作面走向长度为118米，倾向平均长度为40m，平均煤厚0.98m，平均坡度34°。工作面（一采区段）上部为矿井开采的1151回采工作面采空区，南部为2151采面二区段，下部未布置工作面。工作面对应地面标高：+200～+150m，工作面与地表垂高在20m左右，地表为山坡、水田、旱地。工作面参数：2151炮采工作面走向长（m）118倾斜长（m）40煤层平均倾角（度）34°煤层平均厚度（m）0.985煤层煤容重（t/m3）1.44含煤面积（m2）5500工业储量（万吨）0.776可采储量（万吨）0.69回收率（％）90可采期（月）2煤层名称5煤层水平名称二水平工作面名称2151炮采工作面地面标高（m）+200～+150m回风巷标高(m)±0运输巷标高(m)-20地面位置地表为山坡、水田、旱地。巷道与地表垂高平均200m左右。井下位置及四邻采掘情况2151炮采工作面上部是1151回采工作面采空区,运输巷以下煤层未开采。工作面运输巷标高为-20m，风巷标高为+25m，南至-20水平南一石门。回采对地面设施影响对地面设施基本无影响走向长度（m）118可采走向长度（m）118倾斜长度(m)40面积（m2）5500可采面积（m2）5500工作面位置及井上下关系表5煤呈黑色，条痕灰黑色，以暗黑煤为主，亮煤次之，5煤煤层煤厚在0.48～1.5m，平均0.98m，大部可采，属较稳定煤层。顶板为深灰色厚层状砂岩，底板为黑色薄层泥岩。工作面总体为一单斜构造，煤层走向NE155°～NW335°、平均倾角31°。煤层顶底板情况表煤层顶底板情况顶底板名称岩石名称厚度(m)岩性特征老顶砂岩32.46深灰色、厚层状砂岩。。直接顶泥岩及泥质粉砂岩1.2灰白色、薄层状、夹似层状菱铁矿结核。伪顶粉砂质泥岩0.1～0.3黑色，薄层状，随采随落。直接底泥岩0.77黑色泥岩，遇水膨胀。老底砂质泥岩11～黑色泥岩，炭质泥岩或砂质泥岩。根据该工作面风、运巷已揭露的情况分析，该工作面整体属单斜构造，煤层平均坡度34°左右；煤层地质构造简单，在风、运巷掘进过程中遇到了小型褶曲,但对工作面进行炮采无影响。含煤地层主要由砂岩、砂质泥岩、泥岩及煤层组成，其分布地带多被第四系覆盖，地下水补给条件好。且裂隙以垂直于层面和斜交层面的两组节理裂隙组成，因此，构造成直接裂隙是影响矿床充水的因素之一。该组地层含浅部风化裂隙水，越往深部含水性越微弱。大气降水、地表水和老窑水是矿床充水的主要因素，矿井水文地质条件简单。地表为单面剥蚀形地貌，冲沟发育，地表有良好的排泄条件，地表降水沿裂隙，孔隙渗入井下为矿井充水的主要来源，其水力联系较差。从开采的具体情况来看，地下水主要是顶板裂隙水，受大气降水补给，与降水相关性高，工作面断层开放程度不大，5层运道，上部5煤回风巷开采系统已揭露，区段内无小窑破坏，工作面顶、底板砂岩中含一定量的渗水，渗水量一般不会大于1m3/h，2151工作面正常涌水量3m3/h(主要为1151工作面5煤±0m以上采空区)，对工作面的推进基本无影响。影响掘进的其它地质情况瓦斯根据2021年的瓦斯等级鉴定，矿井绝对瓦斯涌出量为1m3/min，相对瓦斯涌出量为36.6m3/t。6煤与瓦斯有突出现象,5煤未发现。煤层不自燃，煤尘无爆炸危险性。煤尘飞扬一般，无爆炸危险性煤的自燃煤层无自燃倾向地温地温正常，无热害影响地压无冲击地压现象，地压正常储量预算块段号走向长（m）倾斜长（m）斜面积（m3）煤厚（m）容重(t∕m2)工业储量(万t)回采率(﹪)可采储量(万t)可采期（月）2151炮采工作面1184661481.81.441590090143002一、采区设计，采区巷道布置情况2151回风巷与+25总回风巷煤上山相连，2151运输巷经-20m南一石门经南运输石门与主井车场相连，形成独立的通风运输系统。二、工作面运输巷、回风巷规格及用途工作面运输巷与回风巷均采用矿用11#工字钢梯形支护，运输巷为新掘进巷道，无巷道变形，2151运输巷净断面面积：3.6m2，2151回风巷为1151回采工作面运输巷，净断面面积：3.2m。运输巷用途为行人，进风，运输；回风巷用途为回风，行人，运料。工作面切眼采用Ø14cm的圆木梯形支护，全长40m，净断面面积：4.0m2，用途为溜煤，行人，通风。(附图）一、采煤工序简述：采煤工艺包括:风煤钻打眼、铺设溜槽、爆破落煤、人工扒煤装车、人工支护和回柱放顶等工序。二、采高和循环进度：根据煤层赋存情况和支护方式，本工作面一次采全高，采高为1.8m，每天循环进度为2.4m。三、落煤、装煤、运煤和顶板控制方式：1、本工作面采用风煤钻打眼，爆破落煤，工作面煤通过溜槽板溜至2151运道矿车。人力推车到主井车场。2、本工作面采取三四控顶，见四回一，全部陷落法管理顶板。四、爆破：1、炮眼布置：根据煤层的结构特点决定采用双排三花眼方式布置炮眼。顶眼布置在直接顶岩层下0.5m的煤层内，斜向顶板方向打眼，夹角为8º，终孔位置距煤层顶板垂距200mm；底眼布置在距煤层底部0.4m的煤层内，夹角15º，终孔位置距煤层顶板垂距100mm，炮眼间距均为0.9m。2、放炮：采面采用3号煤矿安全炸药和毫秒延期电雷管爆破，连线方式为大串联，每次放炮的长度不得超过10米，顶板较破碎时，一次起爆长度不超过6m，顶板十分破碎时，一次起爆炮眼个数不能超过2个。放炮地点：地面放炮，全井撤人。并严格按爆破说明书规定进行装药,严格执行“一炮三检”操作程序。炮眼布布置图3、爆破说明书按工作面一个循环炮眼布置及所需炸药和雷管消耗量项目

名称每排炮眼个数（个）眼

深

（米）每眼装药量（kg）循环消耗连线

方式炸药（kg）雷管（发）顶眼501.40.157.550串

联低眼501.40.157.550合计10015100按每次爆破10米炮眼布置及所需炸药和雷管消耗量项目

名称每排炮眼个数（个）眼

深

（米）每眼装药量（kg）循环消耗连线

方式炸药（kg）雷管（发）顶眼91.40.151.359串

联低眼91.40.151.359合计182.718五、工作面支护及采空区处理：全部垮落法管理顶板，采空区顶板随支架前移自行垮落充填采空区。六、工作面正规循环生产能力计算：根据：Q循=L×L循×m×r×c=46×2.4×1.8×1.44×0.90=258(t)式中L——工作面平均斜长L循——循环进度2.4mm——平均采高1.8mr——5煤容重1.44T/m3c——工作面回采率90%月产量：Q月=Q循×30×90%=258×30×90%=6966（t）式中：30：月一个天数，取30天90%：月循环率一、工作面采煤、支护和运输设备名称、型号、主要技术参数和数量设备名称规格型号单位数量备注回柱器JH-1台2一台使用、一台备用乳化液压泵RBW—80/20台2一台使用、一台备用乳化厢XRXTA台1风电钻ZM25T台4运、回风巷各两台卸载把手把6掏扒把5注液枪把3液压单体支柱DW20和DW25根300工作面及超前支护铰接顶梁DJB-800根300工作面及超前支护长π梁DFB-7#3600mm根16上、下安全出口一、支护设备选型：1、工作面基本支护选型：根据本工作面的地质条件和矿井技术条件：本工作面基本支护采用HDJA-100铰接梁配DW系列单体正悬臂支护，悬臂长度为0.8m，一梁一柱，梁间互铰。2、工作面支架布置形式：根据本工作面的地质条件，采取正悬臂齐梁齐柱走向棚布置。3、工作面上、下出口支护：单体配π型梁支护，梁长2.0m，一梁三柱，“四对八梁”交替迈步前进。二、工作面支护设计：1、根据经验公式计算工作面合理支护强度：Pt=9.81hγk=9.81×1.4×2.5×6=196(KN/m2)式中：Pt—工作面合理支护强度，KN/m2。h—工作面采高，m。γ—顶板岩石比重，一般取2.5t/m3。K—取6。2、支柱实际支撑能力计算：Rt=RK=250×0.85=210(KN)式中：Rt—支柱实际支撑能力,KN/根。R—支柱额定工作阻力KN。K—支柱阻力影响系数，一般取0.85。3、根据以上计算所得工作面的支护强度和支柱初撑力求得工作面合理支柱密度：N=Pt/Rt=196/210=1.26(根/m2)式中：N—支柱密度，根/m2。Pt—工作面合理支护密度，KN/m2。Rt—支柱实际支撑能力，KN/根。4、根据支架的布置方式和支护密度的要求计算工作的支护柱距：L柱=N/(i×L排)=1.26／（2×1.2）=0.53m式中：L柱—工作面支柱柱距,m；N—工作面顶板压力要求的支护密度(根/m2)；i—工作面控顶距基本柱的排数；L排-工作面支护排距；5、根据实际情况，确定排距为800mm、柱距为600mm，则工作面最大控顶距为3.2m。经计算工作面需单体500根，则支护密度500/(40×3.2)=3.96KN/m2，因实际支护密度2.60>理论支护密度1.26KN/m2，所以确定排距为800mm、柱距为600mm满足支护要求。表3-1支柱技术参数型号自重(t)DW2102651.80.12三、乳化泵站：在±0水平液压泵房安设2台乳化泵，一台使用，一台备用。泵站→2151上回风巷采面采面用Ø25mm无缝钢管连接，每隔10m串连一个液压阀。液压泵压力≥18Mpa,浮化液浓度3～5％。

一、控顶方式、支柱支设要求和放顶要求：1、控顶方式：采用全部陷落法管理顶板，密集切顶，四、三控顶，见四回一，工作面最大控顶距3.2m，最小控顶距2.4m，放顶步距0.8m。2、支柱支设要求：（1）、必须挂线支柱、所有支柱成排、成行、整齐。（2）、支柱必须架设牢固，迎山有劲，迎山角2～3度，支柱初撑力不得低于90KN，测压计测定不得少于13Mpa。（3）、铰接梁必须相互铰接，当顶板不平整时，必须用木块垫平，保证顶梁平稳。（4）、严禁不同性能，不同类型的支柱混用。（5）、严禁使用损坏、变形或自动卸压的支柱。（6）、所有液压支柱的手把朝工作面上方，三用阀朝采向工作面下方。（7）、支柱必须支在实底上，柱窝深度不小于200mm，当底板岩石松软时或不能见顶见底时，必须穿好木鞋。3、放顶要求：（1）、回柱放顶前，必须超前5米沿切顶线一码打好密集支柱或木垛，并每隔5m留一宽度为1.0m以上的安全出口。（2）、回柱放顶前，必须挂好挡矸帘。（3）、回柱放顶前，放顶地点上、下20m范围内必须加固。（4）、回柱放顶工作必须由有丰富放顶经验的大工担任，回柱放顶工作由三人同时进行，一人观察顶板，一人负责挂钩、拔顶，另一负责操作回柱器。（5）、回柱放顶时，放顶工必须站在放顶地点的上方，同时必须考虑到自己的退路，放顶地点下20m范围内严禁人员休息或作业。（6）、遇到难回的支柱时，可用木支柱替放的方法回出，并先支后回，严禁锤打斧敲强行回柱。（7）、所有回出的支柱必须整齐打在切顶线一码上，严禁乱堆乱放。一、两巷超前支护：回风巷、运输巷距煤壁20米范围内应采取超前加固，距上、下出口10米范围内，均应采用单体配铰接梁，一梁一柱抬双边楼进行加固。运巷上侧，风巷下侧20米范围内的抬单栌加固。二、上、下出口支护：上、下出口必须架设“四对八梁”特殊支架，四对八梁，以单体配2m长的“π”型钢梁走向棚支护，两梁为一对，间距不大于100mm，每对间距为600mm，每梁不少于三个单体支柱，每组交替迈步前移，且上下出口必须超前工作面一码。支护方式及规格见工作面支护管理图。三、上、下安全出口：工作面上、下出口必须保证高1.8米、宽1.6米、高度视煤厚而定：必须见顶见底，但出口高度不得小于1.6米，四对八梁距风、运巷支架宽度最大不超过200mm。四、基本支护材料和备用材料：１、工作面基本支护材料：1.2～2.4ｍ单体700根，0.8m铰接梁400根。2、在回风巷距上出口30～50ｍ处必须经常有如下备用材料：单体液压支柱（1.2m～2.5m）50根φ14cm～φ16cm圆木（1.6m～3m）20根铰接梁（0.8m）30根竹搭子、挡矸帘各20捆２米长的木块20块荆条20捆采面配备有两台KY-82型的顶板动态仪和5件2KBY-2顶板离层观测仪。建立2151炮采工作面顶板观测管理台帐和液压单体的测压观测台帐，由采面的跟班矿长进行每班填写，观测台帐如下所示：工作面顶板观测管理台帐作业地点：2151炮采工作面日期：年月日班次观测时间测点处于采面位置测点距煤壁距离（m）采面推进位置距切眼距离顶板裂隙发育情况顶板移近量（mm）移近速度（mm/h）记录者零点班八点班四点班工作面单体测压观测记录台帐作业地点：2151炮采工作面日期：年月日班次观测时间单体位于采面位置测点距煤壁距离（m）顶板裂隙发育情况单体初撑力（KN）是否补液记录者零点班八点班四点班一、运输、装载、转载方式，运输设备：运输、装载、转载方式：工作面采用搪瓷溜槽溜煤、运输巷采用矿车运煤，人工放斗装煤，人力推车至主井-20主车场绞车提升至地面煤仓。二、运煤路线：工作面→2151运输巷→-20m水平南一石门→南运输石门→主井底车场→主斜井→煤仓。四、运料路线：地面→主斜井→±0水平主车场→南运输巷→南二石门→2151回风巷→工作面。一、通风设施质量要求：安设位置：在2151探煤上山设置一组调节风门，保证工作面有足够风量。2、质量要求：（1）、墙体厚度不小于0.3m，严密不漏风，墙体平整并用水泥抹面。（2）、墙体周边掏槽并有不小于0.3m的裙边。（3）、风门采用阻燃风布制作。二、工作面风量计算：1、工作面所需风量计算：a、按沼气涌出量计算：Q采=100×q绝×K/(C－C0)=100×1.90×1.5/（0.5）=570（m3/min）式中：Q采：采煤工作面所需风量（m3/min)q绝：采煤工作面沼气平均绝对涌出量为1.90m3/minC：采煤工作面回风流中允许最高沼气浓度取1.0%C0K：沼气涌出不均衡系数取1.5b、按良好气候条件计算：回采面空气温度与风速对应表采面空气温度（℃）V采（m/s）＜150.3～0.515～180.5～0.818～200.8～1.020～231.0～1.523～261.5～1.8Q采=60×V采×m×B=60×1.0×1.4×2.8×1.1=258（m3/min）式中：V采：为采煤工作面气温相对的适合风速，根据上表采面温度平均为20°，取风速为1.0m/sm：工作面平均采高为1.8mB：采煤工作面平均控顶距（3.2+2.4）/2=2.8m1.1：工作面风量备用系数c、按炸药消耗量计算：Q采=25A=25×5.4=135（m3/min）式中：25：每公斤炸药爆破后需要供给的风量，m3/min·kg；A：采高每次放炮的最多炸药消耗量为5.4kg，每次起爆长度为20米（2排炮眼）。d、按最多下井工作人数计算：Q采=4N=4×12=48（m3/min）式中：N：每班最多出勤人数取12人e、根据上述计算：工作面风量拟取570m3/min。风速计算：V=570÷S=550÷（4.2×1.6×60）=1.41m/s按《煤矿安全规程》规定回采工作面最高风速为4m/s，最低风速为0.25m/s。V小＜V＞V大，0.25＜V＞4.所以符合要求。f、按采面最低风量计算：按采面最大风量计算：式中:S大和S小—分别为最大和最小采面控顶断面积，m2。经上述计算：2151回采工作面的配风量取570m3/min，工作面风量大于97.2m3/min，小于2074m3/min。符合《煤矿安全规程》规定三、通风系统（见通风系统图）地面新鲜风→主斜井→-20m南运输巷→南一石门→2151运输巷→工作面(浊风)→2151回风巷→±0m中央石门→±0m总回风巷→风井→地面。第三节六大系统一、瓦斯检查和瓦斯监测系统：1、瓦检人员必须执行瓦斯巡回检查制度和请示汇报制度，并认真填写瓦斯检查班报。２、本工作面瓦检员每班至少检查三次，主要检查工作面进风巷、工作面风流、煤壁和上隅角等、工作面回风和尾巷等地点。当工作面瓦斯浓度达0.8%时，必须停止作业，采取措施进行处理。３、当工作面风流中瓦斯浓度达到1.2%或其回风流中瓦斯浓度达到0.8%时，必须停止工作，撤出人员，切断电源，报告矿调度室，查明原因，制订措施，进行处理。4、加强瓦斯监测管理，工作面必须安设瓦斯报警断电仪(并联入KJ70N系统，实行24小时连续监测)，瓦斯探头安装及参数如下：探头编号安装位置断电范围报警点断电点复电点T1距工作面上出口5～10m回采工作面全部非本质安全型电器设备及回风巷中≥0.8%≥1.2%<0.8%T2距工作面风巷进口10～15m处工作面及回风流中的所有机电设备的电源≥1.2%≥1.2%<1.2%T0工作面上隅角工作面及回风巷中≥0.8%≥0.8%<0.8%5、瓦斯传感器应垂直悬挂，距顶板(顶梁)不得大于300mm，距巷道侧壁不小于200mm。6、瓦斯检查员每小班至少一次对瓦斯探头进行核对，发现误差超过0.2%，必须立即汇报矿调度室。7、通风队监测维护工定期对安全监控设备进行调试、校正，每周至少一次对瓦斯探头进行核对，每月至少一次对分站主机进行检修或调校。监控设备发生故障必须及时进行处理。8、分站设置在中央变电所，供给电源接在中央变电所“三专”开关电源侧。9、中心站(主机)：安装在地面专用机房内，由值班员24小时值班监视屏幕显示的各种信息，发现瓦斯超限及时进行汇报并记录。检测室值班员每班必须填写监控日报表，送矿总工程师和矿长审核签字。每日必须认真填写瓦斯监测系统运行日志。10、连接电缆使用专用阻燃电缆或光缆连接。二、防尘系统1、供水风巷防尘水源:地面高位水池→主斜井→±0m车场→±0m南运输巷→南二石门→2151回风巷→2151工作面。运输巷防尘水源:地面高位水池→主斜井→-20m车场→-20m南运输巷→南一石门→2151运输巷→2151工作面。2、运输石门及回风石门内各安设2组净化水幕。距工作面上、下安全出口15米处的运输巷、回风巷内各安设一组净化水幕，2151回风巷内每隔100米安设一道净化水幕。4、机运队负责在回采工作面上隅角、风巷安设风流净化水幕装置。三、压风系统（1）、工作面运输巷、风巷距离回采工作面上、下出口退50m处各安装一组压风自救器，在供风管路上每50m预留一个阀门，供工作面推进风煤钻用、安装压风自救器用。（2）、压风自救器供风第一组：地面压风机房→主斜井→-20m车场→-20m南运输巷→南一石门→2151运输巷第二组：地面压风机房→主斜井→±0m车场→±0m南运输巷→南二石门→2151回风巷四、通讯、信号系统在采面上、下出口30米以内各安设一台本质安全型机便于联系。五、人员定位系统在-20m水平车场、水平车场进安装KJ128-F（A）型传输分站1台，分别在进2151采面回风巷、运输巷每间隔50米处安装一台读卡器。六、紧急避险系统矿井在±0m、-20m水平车场设有避难硐室。1排水线路：工作面上出口：2151回风巷→±0m中央石门→±0m水仓绕道→井底水仓→主斜井→地面工作面下出口：2151工作面→2151运输巷→-20石门→-20水仓绕道→井底水仓→主斜井→地面2151工作面风、运巷、开切眼在掘进期间进行了循环探放水工作，未发现任何危害采面的水体。但采面采面小构造比较发育，在雨季期间大气降水将通过断层裂隙面进入采面，可能导致采面局部地段顶板滴水、淋水，所以雨季应加强回风、运输巷低洼地段的排水。供电系统井下央中变电所→±0m水平车场→液压泵。第六节、供液系统在±0m安设2台乳化泵，一台使用，另一台备用。泵站→2151→回风巷→采面；采用直径38mm无缝钢管供液，采面用Ø25mm无缝钢管连接，每隔10m串连一个液压阀。液压泵压力≥18Mpa,浮化液浓度3～5％。一、作业方式：采用“三·八”工作制，边采边回的平行作业方式。二、劳动组织方式：实行综合工种和专业工种相结合的劳动组织形式。劳动组织图表：工种零点班八点班四点班合计备注队长1指挥整个采煤队日常工作副队长1113指挥当班生产安全班长1113协助副队长管理当班生产安全值班电工1113处理电器故障兼司泵工支柱工55515采面的支护回柱工2226回柱放顶浮煤清扫工2226攉煤、清理浮煤合计12121236注：每班必须由一名队干现场带班，副队长轮休或请假，队长顶替带班工作面正规循环作劳动组织图表名称单位指标出勤人数人12在册人数人39出勤率%85工作面长度m118平均采高m1.8煤层生产能力t/m21.44工业储量万t15900可采储量万t14300循环进尺m0.8循环产量t76日循环次数个3月循环率%90月产量t6560回采率%95回采工效t/工2.44单体数量根300铰梁数量根300长π梁根16坑木消耗m3/万t4一、工作面支护和顶板管理1、工作面支柱必须拉线定位，支柱横竖成行，打成直线，其偏差不大于±100mm（局部变化地点可加柱）。柱距偏差不大于0.60m±100mm，排距偏差不大于0.8m±100mm。2、支柱正规有力，挖好柱窝，打好木柱，确保迎山角3～5度.清理柱位，凿柱窝，将木柱粗端朝上，细端插入柱窝，支柱必须立在木柱上，钻底﹤100mm。。3、支柱迎山有力，不出现连续3根以上支柱迎山角或退山角过大。必须用防倒绳支一架栓牢一架。4、支柱高度与采高相符，不得超高使用。5、在用支柱完好、不漏液、不自动卸载，无外观缺损。达不到此要求的支柱严禁使用。6、铰接梁铰接完整，铰接梁插销完好，无残缺。7、单体液压支柱新设支柱初撑力Φ100mm≧90KN。8、工作面支柱须进行矿压监控，初撑力不够，须进行第二次补液，严禁出现连续2根失效情况。9、支柱全部编号管理，牌号清晰，不缺梁、少柱。10、支护前采用竹矸帘背顶，放顶悬挂竹帘保证不漏矸到采面。二、、安全出口与端头支架1、工作面上回风巷、下运输巷处坚持正确使用好四对八梁支护，支柱初撑力：φ100mm≧90KN。2、“四对八梁”必须成对支护，两梁之间的距离小于200mm，严禁两梁搭在一起，避免移梁时发生困难。每组梁排距0.6±100mm，迈步距离0.60m±50mm，不少于一梁三柱。3、支护时必须同时有3人以上协同操作；在运道靠煤壁侧成对的另一根π型梁上，托住被移π型梁；一人缓慢卸载降柱约0.1米，同时一人扶住支柱，一人扶住π型梁的外端，迅速将π型梁前移；当π型梁移到位后，将顶背好，支柱补齐升紧，柱爪必须卡住长钢梁牙；支柱升紧后必须用防倒绳拴好柱头。4、正常情况下，π型梁要交替迈步前移，不得齐头并进；保持一梁三柱，移梁和移溜时可一梁二柱，移溜后应及时补齐；已变形的π型梁必须及时更换；5、“四对八梁”移动前必须加强切顶支护，切顶采用密集点帽支柱，密集点帽柱打在两组梁之间的切顶线中间；6、整梁接顶严实，接触不到的地方必须用木料垫护；梁端距煤壁小于300mm。7、工作面上下出口高度必须大于1.6m。三、回柱放顶1、控顶距符合作业规程要求，回风、运输顺槽与工作面放顶线放齐。2、工作面采用全部陷落法管理顶板，采空区冒落高度普遍不小于1.5倍采高，局部悬顶或冒落高不充分时（﹤（2*5）㎡），用4棵从柱支护，超过的要进行强制放顶。特殊条件下不能强制放顶时，另行编制措施或采取矿压观测及监测手段。3、切顶线支柱数量齐全，无空载和失效支柱，档矸有效。戗柱、密集符合作业要求，放顶时按组配足水平楔（每组不少于3个）。密集支柱每隔5～7m必须留一安全出口，以便回柱放顶时出料和撤人。4、密集支柱必须使用木板做柱帽。柱帽使用0.25×0.15×0.02m的木板或半圆木，用半圆木时平面朝上，木柱要拉鸭嘴和半圆木严密接触；每根柱只准带一个柱帽，严禁打双柱帽。5、特殊情况采用戗棚支护，戗棚支柱必须与基本支架紧密接实，如有空隙，必须用木楔紧固，支柱必须支在铰接梁下方，与原基本支柱成直线，严禁错位支在空档处。6、戗棚棚梁使用的边木Φ>160mm,长1.8m，每根边木下支柱3个，抬棚之间必须紧密接触，不得有空隙。7、斜撑支柱(戗柱)应垂直撑在切顶线支柱柱头上，其撑角与工作面顶板垂直线成40度左右。斜撑支柱的柱脚应有柱窝，柱窝深100mm以上并垫好木鞋柱，或蹬在第二排切顶柱的柱脚上。8、无空载支柱。四、煤壁1、煤壁平直，与顶底板垂直。伞檐：伞檐长度超过1m时,其最大突出部分不超过200mm；伞檐长度在1m以下时，伞檐最大突出部分不超过250mm。2、及时挂梁，悬壁梁到位端面距小于300mm；工作面挂梁不得落后机组10m，距离机组大于5m（停机要及时跟上），梁端要接顶，不得在无柱悬臂梁上再挂悬臂梁，前梁接顶严密。3、靠煤壁贴帮点柱按作业要求架设及时、齐全。五、煤炭回收1、回收率达到95%的要求。2、丢顶底煤必须有专项批准的措施。3、浮煤净（工作面在2㎡内浮煤平均厚度不超过30mm）。4、不准随意留顶煤开采，必须留顶煤、托夹矸开采时，必须有专项批准的安全技术措施。5、不任意留煤柱。6、支柱跟顶架设，不丢顶煤。接顶严实，冒落高度达到200mm，必须用木料接顶。六、两巷与文明生产1、、工作面上、下出口的两巷，超前支护必须用单体支柱和铰接梁（或长钢梁）距煤壁15m范围打双排柱15-30m范围打单排柱。2、上、下顺槽自工作面煤壁超前20m范围内支架完整无缺，高度不低于1.6m，有0.7m宽人行道。3、超前支护初撑力不低于50KN。4、两巷超前支护必须成直线，偏差±100mm，不得倾斜，与顶板接触紧密，迎山有力，迎山角3～5度。5、两巷超前支护的高度不得低于1.6m，支架无垮塌，无倾斜。两巷高度不低于1.8m。6、支柱完整，无空帮空顶；支柱间安装防倒绳联锁齐全，完整有效。7、文明生产：（1）巷道无积水（长5m，深0.2m）；（2）无浮碴、杂物；（3）材料分类分层堆码、设备码放整齐规范并有标志牌，距轨道边距离不得小于400mm。8、浮矸、浮煤不超过轨枕上平面，道钉全部露出。9、巷道内不得有厚度超过20mm连续长度超过5m米的煤尘堆积。10、安全设施、电气设备、瓦斯监测与检查、防突管理等图牌板不得悬挂在电缆上，且整齐规范。七、机电设备1、乳化液泵站和液压系统完好，不漏液，压力≥18Mpa；乳化液浓度为3—5%，使用乳化液自动配比器，有现场检查手段。2、管线吊挂整齐符合规定要求，行人侧宽度不小于0.7m。。八、质量管理1、采煤队班验收员必须严格按作业规程的要求进行班评估，确保工程质量达标，并做到现场交接班，发现问题应及时处理。2、生产技术、安全部门加强工作面工程质量管理，每旬组织对工作面进行工程质量验收，及时评估。对不合格的质量工程及时下达整改通知，消灭不合格品。3、每月由公司组织对工作面的质量验收，保证优良品率90％以上。4、严格按矿工程质量管理办法和奖惩制度执行。一、煤质指标：1、发热量Q＞5000大卡。2、灰份A不超过20%。3、水份M＜10%。4、挥发份V＜27%。二、提高煤质措施：1、严格按照作业规程管理顶板。2、推进过程中必须在工作面、机巷严格选矸，派专人落实选矸制度。坚持“三捡三不上”的原则，即在工作面扒煤时，必须将夹矸及时捡出丢至采空区，在运输巷选出的矸石必须在每班出完煤后，将矸石分装分运。在工作面、运道、装车点（煤斗处）捡矸石；矸石重量大于1公斤，外径大于100mm都必须捡出。四不上为矸石不上溜槽，矸石不上矿车，矸石不上煤车。3、回采时，不丢顶煤。4、加强顶板管理，及时支护，严格工程质量，防止顶板垮塌，最大限度减少开采污染。若工作面发生漏顶时，漏下的矸石应尽可能单独装车外运或堆到落山，严禁将矸石混入煤中一起出井。5、遇地质变化（薄化、断层等）另行拟定提高煤质措施。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、挂钩工等）、管理该区域的安监员和安全生产管理人员等参加学习和考式，只有考试合格人员才能入井作业。特殊工种，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、安全检查规定：1、进班前召开班前会制度，值班矿领导、班组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。严禁酒后下井，未参加班前会人员不准下井。2、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，经同意后方可留给下一班处理，并必须在现场向下一接班人员交待清楚。3、每班作业人员进入工作面前，必须先由带班班组长和安检员对整个工作面进行安全检查评估并确认安全后，作业人员方可进入工作面作业。主要检查内容如下：a、上、下安全出口是否畅通，支护是否完好，高度宽度符合作业规程要求。b、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。c、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。d、工作面瓦斯浓度不超过0.8%。1、支护要求：工作面采用DW系列型号单体液压支柱HJDC－0.8型金属铰接顶梁支护，一梁一柱顺采面走向正悬臂挂梁，支柱排距0.8m，柱距0.6m，柱窝深3～5cm，迎山角3～5度；2、工作面严格执行工程质量验收制度和敲帮问顶制度，搞好工作面，上、下出口及运、回风巷超前支护的质量。运、风巷20米范围内必须抬好超前支护，巷道净高不低于1.6m，20米外净高不低于1.8m，撑筒齐全，支架齐全有效无严重掉顶片帮现象。严格按规程的有关规定进行，工作面必须做到整体一致，确保有足够的控顶强度。3、工作面沿顶板开采，确因采高增厚不能一次性采全高时，必须跟顶板留底煤开采，支护时支柱必须用木鞋垫板或道木踩底。4、攉煤前必须及时将放炮崩倒、打歪的支柱、顶梁扶正、补齐，做到先支后攉，严禁空顶作业。5、工作面铰接顶梁必须铰接好，确因地质变化造成顶板不平时，必须在铰接顶梁上方加老木或边木梁垫严实，保证铰接顶梁平直有劲。6、回柱时，至少由三名以上有经验的老工人担任，一人回柱，一人负责观察顶板，另一人拔柱挂钩。卸柱前必须先处理悬（危）矸，检查好退路、所回区域的支护情况及压力情况，确认顶板支护完好，退路畅通，并挂好挡矸竹帘，方可操作。操作必须在安全位置远距离操作，回柱点下方15米内严禁有人逗留作业。回出的单体支柱支设在第三排支柱间，作为密集支柱加强切顶和挡矸，并作为下一个循环的备用支柱。9、回柱放顶安全措施：（1）、坚持由下往上，由里往外先特殊支架，后普通支架。（2）、回柱放顶前，必须挂好挡矸竹帘。（3）、回柱放顶前，放顶地点上、下20m范围内必须加固。（4）、回柱放顶工作必须由有丰富放顶经验的大工担任，回柱放顶工作由三人同时进行，一人观察顶板，一人负责挂钩、拔柱，另一人负责操作手摇回柱器或吊葫芦。（5）、回柱放顶时，放顶工必须站在放顶地点的上方，且退路必须畅通，放顶地点上、下20m范围内严禁人员休息或作业。10、尾巷支架回撤必须使用回柱绞车由里向外逐架回撤，严禁大拉大放，若巷道支架变形，必须进行加固支护好，确认安全后，方可进行回撤，回柱绞车运转时，钢绳运行范围内严禁站人，上下各10米以上。钢绳接口必须锁紧连接牢固，回支架时必须在工作面出口位置站岗，防止工作面人员误入回架区域。11、尾巷回撤必须做到随采随回，防止瓦斯积聚，回撤时必须携带便携式瓦检仪悬挂在支架回撤点1.0米范围内。并加强瓦斯检查，严禁瓦斯超限作业。12、严禁进入切顶线以外的老塘回捡物料或从事任何工作。13、工作面顶板破碎时，应适当减少炮眼装药量，备用应急材料。14、工作面初采、初放、过石门、过老巷、顶板破碎带、地质变化带等必须另行编制专门的技术安全措施。正常回采时则按本作业规程的规定执行。1、根据地质说明书，本工作面涌水量小，无其他水患危险，在正常情况下完全可以通过水沟自行排放，不会对工作面造成危害。2、当工作面或其他地点出现异常情况时，首先必须保持头脑清醒不要乱叫乱跑，应根据具体情况进行处理，并及时与调度室取得联系，在险情较大不能自行处理的情况下，当班班组长立即组织人员按水灾避灾路线进行撤退。3、必须做好风、运巷的排放水工作，保证风、运巷的水沟畅通无阻。4、加强监控，防止上部采空区水下渗，在回采过程中应随时观察采面情况，若发现采面有顶板淋水、压力水流、水叫、工作面壁有挂红、挂汗、涌水量增大等异常情况应先撤出人员并及时向矿调度室汇报，采取措施处理好后方可作业。工作面采用1～5段毫秒电雷管和3号煤矿安全炸药正向装填爆破，严禁反向爆破。做到一次性装药，一次性启爆，严禁一次装药多次起爆。放炮必须严格执行“一炮三检”和“三人连锁放炮制”及“汇报制”。装药放炮必须使用好黄泥和水炮泥，每次放炮前必须保持放炮范围内风路畅通，采面支护完好，瓦斯浓度达到0.8%时严禁装药放炮。超过1.0%时必须撤出人员。放炮前、后必须严格检查瓦斯，当放炮点附近20m范围内风流中的瓦斯浓度在0.8%以下时，方准装药放炮。放炮时全井撤人，地面放炮。放炮后必须等30分钟，后才准进入工作面检查和验炮，若遇拒、残炮，必须按《煤矿安全规程》第342条的规定进行处理。其规定如下：1、由于连线不良造成的拒爆，可重新连线起爆；2、在距拒爆炮眼0.3米以外另打与拒爆炮眼平行的新炮眼，重新装药起爆；3、严禁用镐刨或从炮眼中取出原放置的起爆药卷中拉出电雷管。严禁将炮眼残底加深；严禁用打眼的方法往外掏药；严禁用压风吹拒爆炮眼；4、处理拒爆的炮眼爆炸后，爆破工必须检查炸落的煤、矸，收集未爆的电雷管；5、在拒爆处理完毕以前，严禁在该地点从事与其无关的工作；放炮员必须严格执行火工产品领退和管理制度以及电雷管编号制度的爆炸材料丢失处理办法进行操作。一、风煤钻打眼措施1、使用风煤钻时，先检查手柄绝缘是否良好、开关是否灵敏可靠，风压，如有问题必须先进行处理才能使用。2、打眼前先检查风煤钻钻头、钻杆等无问题后方可打眼。3、打眼前必须先用手稿定好眼位，打眼时必须掌握好角度。4、打眼前必须严格执行敲帮问顶制度，同时检查回采工作面的支架是否牢固可靠、有无伞檐，只有待隐患全部处理后方进行可打眼工作。5、打眼前必须检查工作面有无拒爆、残爆，如果有必须先处理后方可打眼。6、采面打眼时，如瓦斯涌出异常、或有透水和煤与瓦斯突出预兆时，必须停止打眼工作，但不能抽出钎子，撤出人员，及时向矿调度汇报。二、放炮安全措施1、严格执行地面放炮、全井撤人的放炮制度。2、放炮人员必须经过专门的安全技术培训，取得合格证。3、放炮人员必须认真学习《煤矿安全规程》和《作业规程》，熟练掌握爆破材料性能和各种有关规定，严格按爆破说明书进行作业。4、必须严格执行火药领退制度，当班未用完的，必须退库，严禁乱丢乱放，炸药、雷管领起必须严格执行“三对号”制度。5、炸药、雷管必须分装分运，分别在两个木箱内，并上锁。6、装配起爆药卷及火药存放地点必须是顶板完好、支护完整安全地点。7、装配起爆药卷必须先用竹木签扎眼，雷管从药卷的顶部装入，严禁用雷管代替木、竹棍扎眼，雷管必须全部插入药卷内。严禁将雷管斜插在药卷的中部或捆在药卷上。8、雷管插入药卷后，必须用脚线将药卷缠住，并将雷管脚线扭结短路。9、严禁一次装药分次放炮，炮眼深度小于0.6m严禁装药放炮。10、必须实行正向装药，严禁反向装药。11、装药后，必须把雷管脚线悬空，严禁将雷管脚线同导电体、放炮母线、运输设备、电气设备相接触。12、放炮母线必须杜绝明接头，接头处必须错开150mm以上。13、处理拒爆、残爆时，必须在班组长的直接指导下进行，并应在当班处理，如当班未能处理完，当班放炮员必须在现场向下一班放炮员交代清楚。14、处理拒爆、残爆时必须在距瞎、残炮300mm处打与拒爆、残爆眼平行的新眼，重新装约放炮。15、严禁使用镐刨或炮眼中硬拉引线和雷管，严禁在残炮眼上继续加深炮眼，严禁用打眼的方法掏药管，严禁用压风吹炮眼。16、当班瞎炮必须由当班放炮员处理，如交接班后仍处理不完，接班放炮员可以协助共同处理，直至处理完毕。17、严格执行“一炮三检查”及“三人连锁”放炮制度。一、防止瓦斯措施：1、加强通风管理，严禁损坏通风设施。风门前后5m范围和两道风门内不准放杂物和设备。工作面回风巷保持高度不小于1.8m，运输巷高度不小于1.8m，确保通风断面。工作面风量配备符合设计规定。2、工作面配备专职瓦斯检查员，按规定安设瓦斯监测断电装置，做到断电准确可靠，非工作人员不得乱动。工作面瓦斯监测探头，随采随移。当工作面风流中的瓦斯浓度达到0.8%或工作面回风流中的瓦斯浓度超过0.8%时，都必须立即停止作业，撤出人员，并向矿调度室汇报，侍采取措施处理好后，方可恢复生产。3、上偶角、回风必须随采随放，防止瓦斯积聚。二、防止火灾措施：1、乳化液泵站附近5m内严禁堆放易燃物，保证乳化泵有良好的通风。2、运输巷供水管路每隔50m，回风巷每隔50m安设一防火三通闸阀。3、加强爆破器材的管理回收，严格按规定使用和存放。4、工作面运输巷、回风巷、运输石门、回风石门，严格按要求设置隔爆水棚，水棚数量符合设计要求。6、井下发生火灾时严格按《煤矿安全规程》执行。三、防尘措施1、工作面及各装煤地点必须安设喷雾洒水装置，煤仓前方、工作面上下出口安装防尘水幕，回风巷每隔100米安装一组防尘水幕，每隔50米安装防尘取水闸阀。2、工作面放炮必须使用水炮泥。3、搞好个体防护，坚持佩戴防尘口罩。4、对工作面风、运巷及回风流流经巷道必须定期进行清洗除尘。四、其他措施1、加强通风系统检查，保证工作面风量不少于570m3/min，当发现进、回风不畅通时，应根据具体情况及时进行汇报处理。2、瓦斯监测中心站机房必须由值班员24小时值班监控传出的各种信息，发现瓦斯超限或断电报警后，及时通知通风队和调度室。3、及时对瓦斯探头进行移动、校对，发现瓦斯探头不准确，及时汇报调度室通知监测维护工下井处理。4、通风队必须定期对监控装置进行检查，及时更换和补充设备。5、施工连队必须爱护监控装置，严禁损坏。6、加强通风设施和防尘设施的检查，发现损坏及时汇报并进行处理。一、总则1、严格执行设备包机责任制，做到定设备、定人员、定责任。各工种必须持证上岗，严格按《操作规程》作业。2、井下严禁带电检修，搬迁电气设备。检修和搬迁前，必须切断电源，先检查瓦斯在0.8%以下；用同电源、电压相适应的验电笔检验，检验无电后方可进行对地放电，并在检修点的上端加装三相短路接地线。所有开关把手在切断电源时都应闭锁，并悬挂“有人工作，不准送电”牌，严格执行谁验电、谁放电、谁送电，并摘挂接地线制度，只有执行这项工作的人员，才有权取下此牌并送电3、低压供电系统必须使用检漏继电器，并且动作要灵敏可靠，且每班必须试验一次，做好记录，当发现检漏损坏或电网绝缘水平降低时必须进行停电处理。4、电网系统要装设综合保护装置，且每班必须试验一次，做好记录，保证灵敏可靠。5、一切容易碰到的转动和传动部分要安装防护罩或遮栏，防止碰触危险。6、搞好泵站管理，坚持使用自动配比器，乳化液浓度为2～3%，泵站压力必须达到18MPa以上。一、文明生产：1、坚持“三直一平二畅通，安全完好浮煤净”，不丢顶、底煤。2、巷道无积水、无浮碴、杂物。3、材料、设备按指定地点码放整齐，并有标志牌；煤斗下、工作面上下出口及20m以内巷内不得堆放设备和材料。4、管线吊挂整齐。5、具体详见下表序号检查项目文明生产标准1综合防尘防尘设施齐全、完好，使用灵敏；无煤尘堆积2安全设施压风自救、阻车器、隔爆水袋3机电设备工作面机电设备完好，清洁卫生，电气设备消失爆4整洁巷道无积水、无杂物；材料、设备必须码放整齐并有标志牌5轨道轨距误差不大于10mm，轨道接头间隙不超过5mm；构件齐全紧固有效。具体严格按《安全规程》353条规定执行6放炮放炮员持证上岗，严格执行一炮三检和三人连锁放炮制，放炮母线的敷设符合要求，放炮线严禁出现明接头。7通风风量配备符合作业规程的要求，通风设施完整可靠8作业图表工作面布置示意图、技术经济特征，炮眼布置图，避灾路线图等二、工程质量：采煤工程质量标准检查项目质量标准质量管理监控、评估、地质报告，有合格的作业规程。顶板管理工作面支护顶板移近量按采高100mm/m;无台阶下沉，煤壁冒高≤200mm;初撑力≥90KN，支柱打成直线，偏差不大于100mm，迎山角3º～5º，柱窝深30-50mm。铰接率＞90%。安全出口上下出口超前：宽不小于1.0m，超前抬厢双排10m，单排20m。回柱放顶控顶距符合要求，无空载支柱，不串矸。煤壁机道煤壁平直，无伞檐，及时挂梁，端面距≤300mm。两巷文明生产巷高＞1.6m，支架完整，无积水杂物，缆线吊挂符合要求，材料堆码整齐煤炭回收回收率符合要求，不留顶煤，浮煤厚≤100mm/m2.机电设备泵站压力≥18mpa，乳化液浓度2～3%,系统不漏液，管线吊挂整齐，设备运行正常，配件齐全，电器完好不失爆。安全管理煤尘、瓦斯管理符合规定，支、回柱单间距＞15m，失效支柱＜3根迎山角符合规定，严格按作业规程执行各项安全制度。总要求：“三直一平两畅通”、“安全完好浮煤净”2、凡各班组、各工种和现场跟班人员，必须严格执行“三大规程”和按质量标准化标准及队规定的各项制度对当班的工程质量进行检查验收，坚持质量班检、自检、月验收制度发现问题及时解决，优良品率达90%以上，消灭不合格品，机电设备完好率达95%以上，消灭机电设备失爆。3、当断层破碎带或变薄带无法强行推过时，则必须编制专门补充措施。施工时必须严格按补充措施执行。1.灭：在安全的前提下，采取积极有效措施，将事故消灭在初始阶段或控制在最小范围，最大限度的减少事故造成的伤害和损失。2.护：因事故造成自己所在地点的有害气体浓度增高，可能危及人员生命安全时，或佩戴自救器，或用湿毛巾捂住口鼻。3.撤：当灾区现场不具备抢救事故的条件，或可能危及人员的安全时，要以最快的速度，选择最近的路线撤离灾区。水灾应坚持向高处撤离的原则；火、瓦斯、粉尘灾害应坚持迎风撤离的原则。4.躲：若在短时间无法安全撤离灾区时，应迅速进入预先构筑的避难硐室或其他安全地点暂时躲避，等待救援，也可利用现场的设施和材料构筑临时避难硐室。5.报：立即向现场的领导报告，或通过向调度室报告事故发生的时间、地点、遇险人数及灾害性质等情况。（一）、顶板事故应急措施工作面一旦发生冒顶事故，立即组织自救并向矿调度室汇报，不具备自救条件时，立即撤人，严禁现场人员盲目处理，要由矿组织相关人员根据现场情况制定安全措施，根据措施执行。1、处理顶板事故的应急措施：（1）、顶板垮落未造成人员被困时①、首先必须采取有效手段全力控制冒顶区域周边地区，使其冒顶范围不再扩大，确保处理事故人员后路畅通。②、在冒顶外围支护稳定的情况下，如冒顶顶部稳定的情况下，可采用打木垛接顶的方式；如冒落区域围岩破碎、冒落较高的情况下直接向冒落区域打排杆，实施撞楔法，隔断顶部冒落体；如冒落区域破碎，在比较技术、经济、安全因素后，可考虑改道。③、尽快组织恢复通风，尽最大可能保持冒顶区通风和对风流的调整。（2）、顶板垮落造成人员被困时①、首先必须采取有效手段全力控制冒顶区域周边地区，使其冒顶范围不再扩大，确保处理事故人员后路畅通。②、及时落实被困人员情况，尽快确定被困人员位置，尤其生存希望较大人员位置，确保安全的情况下及时组织抢救。③、抢救过程中采用由外向里逐段控顶方法，且尽一切可能避免对被困人员造成二次伤害；抢救工作必须在保证救援人员安全的情况下进行。④、及时给被困人员供风、供氧。⑤、在冒顶外围支护稳定的情况下，如冒顶顶部稳定的情况下，可采用打木垛接顶的方式；如冒落区域围岩破碎、冒落较高的情况下直接向冒落区域打排杆，实施撞楔法，隔断顶部冒落体，采取以上方法将空顶控制后，在木垛或排杆下方架设支护，及时清理冒落矸石，搜救被困人员。2、发生顶板事故的紧急避灾；（1）、当发现冒顶征兆，要迅速撤退到安全地点，再采取防止冒落措施。（2）、人员遇险后要立即发出呼救信号。（3）、事故发生后，遇险人员要听从班组长和有经验的老工人的指挥，在保证安全的前提下，积极展开自救和互救工作。（4）、遇险人员要正视已发生的灾害，切忌惊慌失措，坚信领导和同志们一定会积极进行抢救的。应迅速组织起来积极配合外部的营救工作。（二）、发生火灾应急措施：1、如果工作面发生火灾一定要沉着冷静，首先尽最大可能迅速了解或判明事故的性质、地点、范围和事故区域的巷道、通风系统、风流情况及烟气蔓延的速度、方向，以及与自己所处巷道位置之间的关系，并根据矿井灾害预防、事故处理计划及现场的实际情况，确定撤退路线和避灾自救的方法。2、位于火源回风侧的人员或是在撤退途中遇到烟气有中毒危险时，应迅速戴好自救器尽快通过捷径到新鲜风中去，或是在烟气没的到达之前，顺着风流尽快从回风出口撤到安全地点。3、如果在自救器有效作用时间内，不能安全撤出时，应在设有储存备用自救器的硐室换用自救器后再行撤退，或是寻找有压风管路系统的地点，以压缩空气供呼吸用。4、撤退行动既要迅速果断，又要快而不乱。撤退中应靠巷道有连通出口的一侧行进，避免错过脱离危险区的机会，同时还要随时注意观察巷道和风流的变化情况，谨防火风压可能造成的风流逆转。人员之间要互相照应，互相帮助，团结友爱。5、如果巷道已经充满烟雾，也绝对不可惊慌，不能乱跑要迅速地辨认发生火灾的地区和风流方向，然后沉着在俯身摸着铁管等有序地外撤。6、如果无论是逆风或是顺风，都无法躲避着火巷道或火灾烟气可能造成的危害时，则应迅速进入避灾硐室，没有避灾硐室时应在烟气袭来之前，选择合适的地点就地利用现场条件，快速构筑临时避灾硐室，进行避灾自救。（三）、发生瓦斯事故应急措施：1、瓦斯事故应急原则；一旦井下发生瓦斯爆炸、燃烧、窒息事故，在事故地点及附近的工作人员应遵循以下应急原则：（1）、沉着镇静，及时报告灾情。迅速向事故可能波及的区域发出警报，争取地面救护工作人员尽快救援，使其他区域的工作人员尽快撤离。（2）、积极稳妥地开展自救互救。发生瓦斯事故时，根据瓦斯爆炸的预兆—当感到附近空气有颤动的现象发生，有时还发出“嘶嘶”的空气流动声时，井下人员必须立即背向空气颤动方向，倒地俯卧，面部贴地，用湿毛巾或手捂住口、鼻、尽快屏住呼吸（特别是爆炸瞬间），防止高温气体和有害气体吸入体内。俯卧时要用衣服等物护住身体，避免烧伤或烫伤。（3）、安全撤离。爆炸过后，迅速戴好自救器，辨清方向，沿避灾路线尽快撤到新鲜风流中，离开灾区。撤离要统一行动，不盲目乱跑。（4）、妥善避灾。若因巷道严重破坏或其他原因无法撤退时，要尽快躲到较安全的地方或就地取材构筑临时避难硐室，等待救援，切忌盲动。2、工作面瓦斯爆炸后的安全注意事项；（1）、如果进回风巷道没有垮落堵死，通风系统破坏不大，所产生的有害气体，较易被排除。进风侧的人员一般不会受到伤害，应迎风撤出灾区。回风侧的人员要迅速佩用自救器，经最近路线进入进风侧。（2）、如果爆炸造成严重的垮落冒顶，通风系统破坏，爆源的进、回风侧都会聚积大量的一氧化碳和其它有害气体，该范围内的所有人员要立即打开自救器佩戴好。在进风侧的人员要逆风撤出，在回风侧的人员要设法经最短路线，撤退到新鲜风流中。（3）、如果冒顶严重撤不出来时，首先要把自救器佩戴好，并协助重伤员在较安全地点待救。（四）、发生水灾事故应急措施：1、发现突水预兆时的应急措施；当井下出现突水事故时，必须停止作业，撤出受水威胁地点的人员，并立即报告调度室。2、发生突水事故时的应急措施；（1）、自身安全防护。井下发生突水事故时，在现场及附近地点的工作人员应首先做好自身安全防护；如突水迅猛、水流急速要抓牢顶梁、支柱等固定物，防止被涌水打倒和冲走。（2）、迅速汇报。透水事故发生时，现场及附近地点的工作人员，在脱离危险后，应在可能的情况下迅速观察和判断突水的地点、涌水的程度、现场被困人员的情况等，并立即向矿调度室报告。（3）、积极妥善地组织现场抢救和现场组织撤离。突水初期，在保证自身安全的前提下，应在现场领导和老工人的组织带领下，利用现有的人力、物力，迅速进行抢救工作。如因水源情况不明、涌水来势凶猛，现场无法抢救，或将危及人员安全时，应迅速组织起来，沿着规定的避灾路线和安全通道，撤退到上部水平或地面。（五）、发生煤尘爆炸事故后的应急措施：井下发生煤尘爆炸事故时，一般都会有强大的爆炸声和连续的空气震动，产生很强的高温气浪，并产生大量的有害气体。煤尘爆炸往往伴随瓦斯爆炸，瓦斯爆炸往往会引起煤尘爆炸。发生煤尘爆炸后的应急措施可参见瓦斯事故应急措施。总之，事故发生后应沉着镇静，尽快向矿调度室报告，不具备抢救事故条件的，要快速选择最安全，最近的路线撤离，如无法撤离，可利用现场的设施和材料构筑临时避难硐室，等待救援。应急救援工作应按《下河坝煤矿灾防处理计划》和《下河坝煤矿应急救援预案》执行。1、顶板事故避灾路线：（1）、事故地点以上人员撤退路线：事故地点→2151回风巷→±0m中央石门→±0m车场→主斜井→地面。（2）、事故地点以下人员撤退路线：事故地点→2151运输巷→-20m石门→-20m车场→主斜井→地面。2、瓦斯、煤尘及火灾避灾路线：逆风从事故地点→2151运输巷→-20m中央石门→-20m车场→主斜井→地面。3、水灾避灾路线：事故地点→2151回风巷→±0m回风石门→±0m车场→主斜井→地面第一章概况一、巷道名称本《作业规程》掘进的巷道为塔山矿二盘区8218工作面5218顺槽巷开口及形成系统。二、掘进目的及巷道用途本巷道为5218顺槽巷系统段，5218顺槽巷是塔山矿井8218回采工作面回风顺槽巷。三、巷道设计长度、坡度及服务年限巷道设计长度：165.136m平距(从二盘区辅运巷北帮算起至5218顺槽巷回风绕道与二盘区回风巷贯通处)。巷道设计坡度：5218顺槽巷开口及形成系统严格按照设计所给的规格和坡度要求施工。附图：巷道布置平面图服务年限：8218工作面综采完毕一、工作面设计和批准时间

本工程根据同煤大唐塔山煤矿生产技术部提供的《二盘区3～5＃层8218工作面平、剖、断面图》（附图），图号：TS2014-4塔山矿井位于大同市南郊区及怀仁县境内，矿区工业广场位于杨家窑村东，距同煤集团15Km，东侧有北同蒲和大秦铁路，交通十分便利。对应地面为双井沟村部分住宅区，村庄已搬迁，同煤经地字（2021）957号文批准撤销村庄保护煤柱。一、煤（岩）层产状、厚度、结构、坚固性系数、层间距8218工作面位于二盘区中部。东邻8216工作面已进行顺槽施工，南与二盘区回风巷为界，联通二盘区皮带巷、辅运巷。西为8220工作面未开拓，北至口泉铁路保护煤柱。煤层结构复杂，利用厚度：6.44～19.68米，平均12.93米。煤层中含5～15层夹矸，平均9层，厚度为4.81米，夹矸单层厚度为0.05～3.51米之间变化。夹矸岩性为：灰褐色高岭岩、灰黑色炭质泥岩局部夹有灰黑色砂质泥岩。煤层顶部局部受煌斑岩侵入变质硅二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数根据2021年瓦斯测定结果，相对涌出量为2.83m3/T，绝对涌出量为90.16m3/min具有爆炸危险性、爆炸指数为37％。自燃发火期为180天。无高温热害区，地温梯度为2.41゜c/100m。地层走向总趋势近似东西，是一倾向北、局部倾向北西的单斜构造，工作面中北部局部为南北走向成小型向斜，形成头尾较高中间较低的地形。巷道顶板局部会有淋水现象，属于砂岩裂隙水、煤岩层裂隙水与孔隙水。巷道低洼处积水，要配备排水设备，将水直接排入水仓。5218顺槽巷平行于2216顺槽巷。设计要求：巷道开口到A点断面设计为矩形断面（1-1断面），宽度：5000mm，高度3600mm，面积18m2，净宽4760mm，净高3260mm，净面积15.52m2，支护采用锚杆、锚索、8#铅丝金属网、钢带、喷混凝土联合支护；巷道A点到B点为矩形断面（2-2断面）宽度：5500mm，高度4100mm，面积22.55m2，净宽5260mm，净高3780mm，净面积19.88m2，支护采用锚杆、锚索、8#铅丝金属网、钢带、喷混凝土联合支护。3-3断面（回风绕道）宽度：5000mm，高度3600mm，面积18m2，净宽4760mm，净高3260mm，净面积15.52m2，支护采用锚杆、锚索、8#铅丝金属网、钢带、喷混凝土联合支护。1、由于巷道跨度大，煤层软，施工中密切注意顶板、两帮及底板变化情况，对有顶板离层的地方要经常观察离层变化情况，根据巷道矿压显现情况，确定支护形成。施工中密切注意前方煤层性质变化情况，如发现煤体变松软、破碎或钻眼过程中压力增大要及时停工处理。2、施工时在巷道开口及回风绕道口处巷道顶板各安设一台顶板离层仪，要求深基点深度位于锚索锚固末端以上300mm处，浅基点深度位于锚杆锚固末端以上300mm处，离层仪的初始读数不超过0-5mm。塔山矿矿压组负责对顶板离层仪进行安装和抽测，施工队负责打设安装钻孔和里层云离层仪的日常检查及保护工作。3、将离层量准确填报巷道顶板离层观测记录表，并绘制顶板离层监测反馈表。量值超过30mm采取措施。4、巷道每掘进30米顶帮锚杆各抽样一组（9根）锚杆，锚杆为顶3根，两帮各3根、锚索为顶一根，可分左、中、右。Ø22左旋无纵筋等强螺纹钢锚杆，抗拔力顶锚杆不低于8T，抗拔力帮锚杆不小于6T，锚索：Ø17.8钢绞线抗拔力不小于17T。1、锚杆支护参数（按悬吊理论计算锚杆参数）1-1断面（1）、锚杆长度计算：L=KH+L1+L2（公式3-1）式中L—锚杆长度，m；H—冒落拱高度，m；K—安全系数，一般取K=2；L1—锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按经验取0.4m；L2—锚杆在巷道中外露长度，一般取0.1m；其中：H=B/2f=5.0/（2×4）=0.625式中B—巷道开掘宽度，一般按5.0m；f—岩石坚固系数，取4。则L=2×0.688+0.4+0.1=1.75m（2）、A=[Q/KHR]1/2（公式3-2）式中A—锚杆间排距，m；Q—锚杆设计锚固力，80KN/根；H—冒落拱高度，m；K—安全系数，取K=2。R—被悬吊砂岩的容重，取25kn/m3A=[80/2×0.625×25]1/2=1.6m通过计算选用Φ22mm×2.5m左旋无纵筋螺纹锚杆，排间距900mm×900mm合理2、锚索支护参数（1）、确定锚索长度L=La+Lb+Lc+Ld（公式3-3）L—锚索总长度，m；La—锚索深入到较稳定岩层的锚固长度，m；Lb—需要悬吊的不稳定岩层厚度，取4m；Lc—上托盘及锚具的厚度，取0.2m；Ld—需要外露的张拉长度，取0.3m锚索锚固长La≥K×d1fa/4fc式中K—安全系数，取K=2；d1—锚索钢绞线直径，取17.8㎜fa—钢绞线抗拉强度，N/mm2（1860MPa,合1920N/mm2）；fc—锚索与锚固剂的粘合强度，取10N/mm2；则La≥2×17.8×1920/（4×10）=1708.8mm≈1.7m取La=1.7m锚索长度L=1.7+4+0.2+0.3=6.2m故设计取锚索长度为8.3m合理。（2）、锚索倾角：锚索按垂直巷道拱的切线布置。（3）、锚索排距的确定：因为锚索排距一般不大于锚索长度的1/2，所以排距小于4m即可。为保证安全，确保支护效果，排距取2.7m完全满足要求。（4）、锚索数目的确定N=KW/P断（公式3-4）式中：N——锚索数目；K——安全系数，一般取2；P断——锚索的最低破断率，为350KN；W——被吊岩石的自重，KN，W=B×∑h×∑r×D；B——巷道掘进宽度，为5.0m；∑r——悬吊岩石平均容重，25KN/m3；∑h——悬吊岩石厚度，取2m；D——锚索间距，取1.6m。则W=400KN。计算得：N≈2.29根。通过以上计算：按1.6m的间距在顶部布置3根，进行支护能够满足要求。2-2断面（1）、锚杆长度计算：L=KH+L1+L2（公式3-1）式中L—锚杆长度，m；H—冒落拱高度，m；K—安全系数，一般取K=2；L1—锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按经验取0.4m；L2—锚杆在巷道中外露长度，一般取0.1m；其中：H=B/2f=5.5/（2×4）=0.688式中B—巷道开掘宽度，一般按5.5m；f—岩石坚固系数，取4。则L=2×0.688+0.4+0.1=1.876m（2）、A=[Q/KHR]1/2（公式3-2）式中A—锚杆间排距，m；Q—锚杆设计锚固力，80KN/根；H—冒落拱高度，m；K—安全系数，取K=2。R—被悬吊砂岩的容重，取25kn/m3A=[80/2×0.688×25]1/2=1.525m通过计算选用Φ22mm×2.5m左旋无纵筋螺纹锚杆，排间距900mm×900mm合理2、锚索支护参数（1）、确定锚索长度L=La+Lb+Lc+Ld（公式3-3）L—锚索总长度，m；La—锚索深入到较稳定岩层的锚固长度，m；Lb—需要悬吊的不稳定岩层厚度，取4m；Lc—上托盘及锚具的厚度，取0.2m；Ld—需要外露的张拉长度，取0.3m锚索锚固长La≥K×d1fa/4fc式中K—安全系数，取K=2；d1—锚索钢绞线直径，取21.8㎜fa—钢绞线抗拉强度，N/mm2（1860MPa,合1920N/mm2）；fc—锚索与锚固剂的粘合强度，取10N/mm2；则La≥2×17.8×1920/4×10=1708.9mm≈1.708m取La=1.708m锚索长度L=1.708+4+0.2+0.3=6.208m故设计取锚索长度为8.3m合理。（2）、锚索倾角：锚索按垂直巷道顶板水平直线布置。（3）、锚索排距的确定：因为锚索排距一般不大于锚索长度的1/2，所以排距小于4m即可。为保证安全，确保支护效果，排距取2.7m完全满足要求。（4）、锚索数目的确定N=KW/P断（公式3-4）式中：N——锚索数目；K——安全系数，一般取1.5；P断——锚索的最低破断率，为350KN；W——被吊岩石的自重，KN，W=B×∑h×∑r×D；B——巷道掘进宽度，为5.5m；∑r——悬吊岩石平均容重，14.5KN/m3；∑h——悬吊岩石厚度，取2mD——锚索间距，取2m则W=319KN。计算得：N≈1.37根。通过以上计算：按2m的间距在顶部布置3根，进行支护能够满足要求。附图：巷道断面图。一、支护设备顶锚杆和锚索采用MQT-90Ⅲ型气动锚杆（锚索）钻机，YDC-108/250张拉千斤顶，帮锚杆采用风动帮锚机，7655型风钻，顶部锚杆眼打设采用B19×28的钻杆及Ø28钻头，帮锚杆眼打设岩石采用Ø22的六方钻杆及Ø28一字钻头，煤采用Ø28的麻花钻杆及Ø28钻头。二、支护顺序1-1和3-3断面：顶部：前探支护→铺“W”型钢带→铺网→打锚杆眼→上树指药、锚杆→上锚杆托板→拧螺母（→打锚索眼→锚索→上锚索托板、锁具→打压）→喷浆（初喷、复喷）。两帮：打眼→上树脂药、锚杆→挂网→上钢护板→拧螺母→喷浆（初喷、复喷）。2-2断面：顶部：前探支护→铺“W”型钢带→铺网→打锚杆眼→上树指药、锚杆→上锚杆托板→拧螺母（→打锚索眼→锚索→上锚索托板、锁具→打压）→喷浆（初喷、复喷）。两帮：打眼→上树脂药、锚杆→挂网→上钢护板→拧螺母→喷浆（初喷、复喷）。三、支护材料及支护要求1-1及3-3 断面①支护材料顶板锚杆支护使用:φ22mm×2500mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆、托盘为150×150×10mm拱形高强度托盘、W钢带（4800×280×3.75mm）和一支K2335、一支Z2360树脂药，一杆两药，上部快速，下部中速。两帮锚杆支护使用:φ22mm×2000mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆、托盘为150×150×10mm拱形高强度托盘、W钢护板（450×280×5mm）和一支Z2360树脂药。锚索支护使用:锚索为φ17.8mm×8300mm，300×300×10mm高强拱形托板支护，树脂药卷使用一支K2335和两支Z2360，一杆三药，药卷从上到下先快速，后中速。顶、帮采用金属网100×100mm的8＃铅丝制成金属网，巷道喷浆厚度120mm。②支护要求顶每排布置6根锚杆，间距为900mm，排距900mm。沿中心线对称布置。顶每排布置3根锚索，间距为1600mm，排距2700mm。沿中心线对称布置。两帮每排各布置3根锚杆，间距为1000mm，排距900mm，最顶端锚杆距顶板400mm，与顶部钢带在同一直线布置。2-2断面①支护材料顶板锚杆支护使用:φ22mm×2500mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆、托盘为150×150×10mm拱形高强度预应力垫片、W钢带（4800×280×3.75mm）和一支K2335、一支Z2360树脂药，一杆两药，上部快速，下部中速。两帮锚杆支护使用:φ22mm×2000mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆、垫片为150×150×10mm拱形高强度托盘、W钢护板（450×280×5mm）和一支Z2360树脂药。锚索支护使用:锚索为φ17.8mm×8300mm，和300×300×10mm拱形高强度托盘支护。树脂药卷使用一支K2335和两支Z2360，一杆三药，药卷从上到下先快速，后中速。顶、帮采用金属网100×100mm的8＃铅丝制成金属网，巷道喷浆厚度120mm。②支护要求