煤矿综采工作面回采作业规程模板

年4月19日煤矿综采工作面回采作业规程文档仅供参考编号：SXXYHG-HC09－1采煤工作面名称：施工单位：编制日期:执行日期:目录编制、审批意见……………2作业规程学习记录………5作业规程复查记录………6第一章概况第一节工作面位置及井上下关系…7第二节煤层…………7第三节煤层顶底板…………………7第四节地质构造……7第五节水文地质……8第六节影响回采的其它因素………9第七节储量及服务年限……………9第二章采煤方法第一节巷道布置……9第二节采煤工艺……10第三节设备配置……11第三章顶板管理第一节支护设计……14第二节工作面顶板管理……………18第三节顺槽及端头顶板管理………19第四节矿压观测……21第四章生产系统第一节运输系统……21第二节通防与监控系统……………22第三节排水系统……26第四节供电系统……26第五节通讯照明系统………………28第五章劳动组织和主要经济技术指标第一节劳动组织……28第二节主要经济技术指标…………30第六章灾害预防及避灾路线…………30第七章安全技术措施第一节一般规定…………………31第二节顶板管理…………………35第三节防治水……38第四节爆破管理…………………38第五节通防及安全监测…………40第六节运输管理…………………45第七节机电管理…………………50第八节其它………54第八章规程安全风险因素评价………65编审单位签章审批意见各单位意见：生产经理：总工程师：会审意见本作业规程于年月日在矿部二楼会议室进行了集体会审，参加会审人员有：总工程师、生产经理、采掘副主任、安全副主任、机电副主任、地测副主任、技术科长、通修区长、综采工区、安监处。经过集体会审，讨论研究，同意本规程所编写的一切内容，要求在现场施工中严格执行，并提出如下审批意见：该面内中部煤层赋存夹矸有变厚现象，工作面推进时，及时编写专项措施。施工过程中,因地质变化时,应及时补充安全措施。同意施工。作业规程学习记录传达负责人：传达人：班次： 贯彻时间听传达人贯彻时间听传达人年月日姓名姓名签字年月日姓名姓名签字作业规程复查记录作业规程名称施工单位复查时间参加复查人员签字一、存在主要问题：二、处理意见：第一章概况第一节工作面位置及井上下关系4406西工作面位置及井上下关系表（表1-1）水平名称＋1160――＋1165水平采区名称四采区地面标高+1556米井下标高＋1160――＋1165地面的相对位置4406西工作面对应的地面位置位于车渠梁村以北沟坡处。回采对地面设施的影响工作面回采后地表可能有轻微影响。井下位置及相邻关系采区西翼南邻4405西工作面未开采；东邻4406东工作面未开采；走向长度(m)1000倾斜长度(m)130面积(m2)130000第二节煤层煤层情况表（表1-2）煤层情况描述4406西工作面煤层结构较复杂，煤层稳定，平均厚度为2.2米，其上层煤厚0.6米，有夹矸层隔离，夹矸层厚0.6米，不可采；下层煤厚0.3米，有夹矸层隔离，夹矸层厚0.8米，不可采；以采中层煤为主，平均采高2.1米，煤层倾角为5°-8°，平均倾角为6.5°；煤层走向为270°；倾向0°。附图一：4406西工作面煤层综合柱状图第三节煤层顶底板煤层顶底板情况表（表1-3）顶底板名称岩石名称平均厚度(米)岩性特征9.330.60.62.0--2.40.80.39.3第四节地质构造一、断层情况以及对回采的影响：工作面地质条件简单，从两巷揭露无断层构造。水文地质条件简单，在施工期间有遇裂隙时,可能有少量淋水出现，但不影响开采。二、褶曲情况以及对回采的影响：本面从两巷揭露，煤层局部存在轻微褶曲情况，对回采无影响。三、其它因素对回采的影响（陷落柱、火成岩等）：根据工作面掘进两巷时揭露情况分析，4406西工作面范围内，没有陷落柱和火成岩等侵入。附图二:4406西工作面运输顺槽、回风顺槽素描图。采面切眼素描图第五节水文地质一、涌水量正常涌水量：0.1（m3/min）最大涌水量：0.2（m3/min）二、含水层（顶部和底部）分析煤层顶部含水层以基本顶粉砂岩为主，含水层含量微弱，在构造裂隙发育部位，以顶板滴淋水形式进入工作面。底部含水层以粉砂岩含水层为主，无含水量。煤层内在含水率10％。三、其它水源的分析：工作面防尘水等。第六节影响回采的其它因素影响回采的其它地质情况表（表1-5）瓦斯矿井为低瓦斯矿井，鉴定瓦斯相对涌出量1.55m3/t，瓦斯绝对涌出量1.27m3/min。二氧化碳矿井为低二氧化碳矿井，二氧化碳相对涌出量1.73m3/t。煤尘爆炸指数层煤煤尘有爆炸性。煤的自燃倾向性地温危害无地温热害影响，预计原始地温18℃。冲击地压危害无第七节储量及服务年限储量工业储量：386100可采储量：355212二、工作面服务年限工作面的服务年限=可采储量/设计月产量=355212/22680=15.6第二章采煤方法第一节巷道布置采区设计、采区巷道布置概况+1160水平三采区是黑沟矿9月由铜川煤矿设计院设计投入生产的。四采区是黑沟矿7月由新矿集团设计投入生产的，4406西工作面是该水平西翼第六个回采工作面，采用走向长壁后退式布置。采面北侧下巷运输巷经过12＃联络巷直接与运输上山连接；南侧上巷回风巷直接与回风上山连接；经过回风上山单轨吊和区段轨道联络巷与轨道下山连接。4406西工作面位于西区＋1160水平四采区。东部为矿井未开采区，采区西翼上部4405西工作面未开采，东翼4406东工作面未开采；该面二、工作面回风顺槽4406西工作面上平巷为回风顺槽,沿煤层布置，靠巷道中间敷设单轨吊。回风顺槽采用锚网带支护，顶板锚杆为φ18×2200mm金属全螺纹等强锚杆，并进行锚索补强，锚索间距2.4m，排距×间距=800×90Omm。巷道采用矩形断面,净宽3.2m，净高2.95m,净断面积9.44m2。主要用于该工作面的回风和运料。靠近工作面在11＃联络巷处布置有泵站，并有高压供液管路一趟、回液管一趟。并在11＃联络巷处安设移动变电站一处。回风顺槽内布置有2寸防尘管路一趟，2寸排水管路一趟。三、工作面运输顺槽4406西工作面下平巷为运输顺槽,沿煤层布置，靠巷道下帮敷设皮带。运输顺槽采用锚网带支护，顶板锚杆为φ18×2200mm金属全螺纹等强锚杆，并进行锚索补强，锚索间距2.4m，排距×间距=800×90Omm。巷道采用矩形断面,净宽3.2m，净高2.95m,净断面积9.44m2。主要用于该工作面的进风和运煤。运输顺槽内布置有2寸防尘管路一趟，2寸排水管路一趟。四、工作面切眼切眼沿煤层布置，采用锚网梁支护，并进行锚索补强，锚索间距3m，排距2m，打在两排锚梁中间，布置两排锚索；锚杆为φ18×220Omm金属全螺纹等强锚杆，排距×间距=800×90Omm。巷道采用矩形断面,净宽5.0m，净高2.4m,净断面积12.0m2。主要用于该工作面的进风、行人和运料及工作面的装备。附图三：4406西综采工作面平面图(1:)第二节采煤工艺一、落煤方法工作面采用综合机械化采煤方式。二、进刀方式和割煤方式1、割煤方式：本面采用双滚筒采煤机双向割煤，往返一次进两刀。2、进刀方式：双滚筒采煤机自开缺口，煤机采用端头斜切进刀方式。吃刀距离不小于20m，采煤机上（下）行割煤，往返一次进两刀，双向割煤。采煤机割煤、刮板输送机和螺旋滚筒装煤、刮板运输机运煤、液压支架支护顶板。（1）溜头进刀及割煤：①煤机下行割煤至溜头时，推移煤机以上溜子。②下滚筒下降沿底，上滚筒上升沿顶，反向斜切两个机身长的距离，当斜切至足够截深时，停止割煤。③将煤机至溜头的溜子推靠至煤壁。煤机下滚筒上升沿顶，上滚筒下降沿底下行切割。④煤机切割至溜头，下滚筒下降沿底，上滚筒上升沿顶，再次上行。⑤煤机上行至吃刀茬处，推移煤机以下溜子及溜头至煤壁，完成进刀。然后下滚筒下降沿底，上滚筒上升沿顶，上行割煤移溜。（2）溜尾进刀及割煤：①煤机上行割煤至溜尾时，推移煤机以下溜子。②下滚筒上升沿顶，上滚筒下降沿底，反向斜切两个机身长的距离，当斜切至足够截深时，停止割煤。③将煤机至溜尾的溜子推靠至煤壁。煤机上滚筒上升沿顶，下滚筒下降沿底上行切割。④煤机切割至溜尾，上滚筒下降沿底，下滚筒上升沿顶，再次下行。⑤煤机下行至吃刀茬处，推移煤机以上溜子及溜尾至煤壁，完成进刀。然后下滚筒上升沿顶，上滚筒下降沿底，下行割煤移溜。附图四：4406西工作面采煤机进刀方式示意图吃刀图（端头进刀及割煤）3、工艺过程割煤→移架→推溜4、工艺要求(1)割煤：沿顶底板双向割煤，往返一次进两刀，煤机进刀深度为0.6米，煤机牵引速度为0-6m/min米,在割煤过程中,煤机速度要适宜，且保证顶底板平整，煤壁齐直，不得随意割底或留伞檐，见顶见底，一次采全高。(2)移架：采用及时移架支护方式，移架滞后采煤机后滚筒3～5架，追机作业，移架步距0.6米。若顶板破碎，端面距过大应拉移超前架及时支护顶板。正常移架操作顺序为：1、收回护帮板、侧护板；2、降柱使顶梁略离顶板；3、当支架可移动时，立即停止降柱，使支架移至规定步距(0.6m)；4、调架使推移千斤顶与刮板输送机保持垂直，支架不歪斜，中心线符合规定，全工作面支架排成直线；5、升柱同时调整平衡千斤顶，使顶梁与顶板严密接触约3-5秒，以保证达到要求初撑力;6、伸出护帮板顶住煤壁，伸出侧护板使其紧靠下方支架；7、将各操作手把扳到“零”位。(3)推溜：推溜子时严禁相向操作，滞后移架5～10米，推移溜子与采煤机应保持在12-15米距离，弯曲段长度不小于15米，且要均匀过渡，推移步距0.6米，并保持平、直、稳。三、采煤方法采用走向长壁后退式采煤法，全部垮落法管理顶板。本面切眼长为130米，因工作面切眼局部不齐，工作面需先调采，将工作面调正后，再转入正常推采。四、工作面正规循环生产能力工作面平均每天4个循环，每循环进尺0.6m，割煤高度2.2m，割煤时回收率0.95，循环率0.9，则日产量=130×2.1×0.6×1.35×4×0.95×0.9=756吨月产量=756×30=22680吨第三节设备配置一、设备配置1、液压支架ZY3400/14/32型共94架，主要技术参数见下表序号类型名称数据单位1液压支架架型两柱掩护式高度1400～3200mm宽度1430～1600mm中心距1500mm初撑力(P=31.5MPa)2616KN工作阻力(P=40.9MPa)3400KN支护强度(f=0.2)0.57～0.66MPa对底板比压(f=0.2)前尖端0.92～1.96MPa操纵方式本架控制适应煤层倾角35°(加防倒防滑)泵站压力31.5MPa重量10892.1kg运输尺寸(长×宽×高)4859×1430×14002立柱数量2根型式单伸缩加机械加长段缸径Φ230mm柱径/杆径Φ210/Φ179mm行程(液压/机械)1639（液压847＋机械792）mm初撑力1308(P=31.5MPa)KN工作阻力1700(P=40.9MPa)KN3数量2根缸径/活塞杆Φ125/Φ70mm行程345mm初撑力(推/收)386/265(P=31.5MPa)KN工作阻力(推/收)502/344(P=40.9MPa)KN4推移千斤顶型式普通（差压阀）数量1根缸径/活塞杆Φ140/Φ85mm行程700mm推溜力/拉架力(浮动活塞式)178/306(P=31.5MPa)KN5侧推千斤顶型式活塞杆供液市数量3根缸径/活塞杆Φ63/Φ45mm行程170mm推力/收力98/48(P=31.5MPa)KN6护邦千斤顶数量1根缸径/活塞杆Φ100/Φ70mm行程422mm初撑力(推/拉)247/126(P=31.5MPa)KN工作阻力(推)319(P=40.9MPa)KN7底调千斤顶数量内进液，2根缸径/活塞杆Φ80/Φ60Mm行程Mm推力/收力158/69（P=31.5MPa）KN8防滑千斤顶缸径/杆径100/70Mm推力/拉力（P=31.5Mpa）246/126KN行程355mm9防倒千斤顶缸径/杆径80/45Mm推力/拉力（P=31.5Mpa）158/105KN行程545mm2、采煤机主要技术参数型号：MG180/435-W采高：1.6-2.98m卧底量：300mm过煤高度：447mm强力滚筒形式：直径1.6m，截深0.63m，三头叶片，配齐U84高强度镐形截齿滚筒转速：44.7r/min额定牵引力：400KN适应工作面倾角：≤35°最大爬坡能力：≦40°牵引形式：销排无链液压牵引额定牵引速度：0～6m/min截割电机功率：180KWYBCS-1801140V泵站电机功率：75KWYBQYS3-751140V总装机功率：2×180KW＋75KW=435KW控制方式：芯线控制和遥控结构形式：多电机横向布置机面高度：1200mm，摇臂长度：1800mm供货重量：31t灭尘方式：内外喷雾操作控制系统：液压恒功率无级调速系统液压系统最大工作压力：14MPa3、SGD630/264型刮板运输机主要技术参数运输能力：400t/h电机功率：2×132KW电源电压：1140V/660V中部槽规格：长1500mm，宽630mm，高254mm圆环链规格：Φ30×108链速：0.93m/s刮板间距：1080mm水平弯曲：≦±1°垂直弯曲：≦±3°4、转载机（一部），主要技术参数型号：SGW-40T设计长度60m电机功率:55KW运输能力:450t/h附图五：4406西工作面设备布置示意图。第三章顶板管理支护设计一、工作面基本情况1、工作面主要参数（表２－１）中层煤层厚（m）采高（m）倾角面长（m）走向（m）煤层号2.22.15－813010004－2煤2、工作面基本支护材料（表２－２）型号最大高度最小高度工作阻力初撑力液压支架ZY3400/14/323.2m1.4m3400KN2616KN3、顶板管理方法采用全部跨落法管理顶板。工作面局部有夹矸层，厚度0.2～0.6m，为灰黑色粉沙岩，含炭质，松软、易碎。直接顶为灰色粉砂岩，厚9.33米，泥质胶结，层理中等发育。根据3409工作面矿压观测，老顶的初次来压步距预计为20m，周期来压步距预计为15m。二、同煤层观测面生产条件及矿压观测参数生产条件工作面编号：3409工作面；采高：2.1m；煤层倾角：5°；距地表垂高：316.5m；柱梁型号：DZ22-25/100、DZ25-20/100单体液压支柱配2.4米π型金属钢梁；支护方式：排距：1.1m，柱距：0.6m；最大控顶距；3.6m；最小控顶距：2.4m；π型钢梁成对使用，π型钢梁间距0.15米，对与对间距0.6米，每架π型钢梁主梁一梁三柱，副梁一梁二柱。支护密度：2.22根/m2；支护强度44.4t/m2；切顶方式：临时密集；放顶步距：1.2m。2、矿压参考参数（表２－３）序号项目单位同煤层实测本面选取或预计1直接顶厚度m冒落带9.33老顶厚度m冒落带大于16直接底厚度m882直接顶初次垮落步距m773初次来压来压步距m2020最大平均支护强度kN/m2262.2392.4最大平均顶底移近量mm150150来压程度明显明显4周期来压来压步距m1515最大平均支护强度kN/m2234.5392.4最大平均顶底移近量mm183.1186来压程度明显明显5平时最大平均支护强度kN/m2294.3392.4最大平均顶底移近量mm70706直接顶悬顶情况m<1<17底板容许比压MPa29.346.178直接顶类型类2类2类9老顶级别级Ⅱ级Ⅱ级10巷道超前影范围m2020三、选取支护参数的可行性分析(一)本面与观测面顶底板岩性对比分析本面与3409工作面属相邻采区同一煤层,煤层结构、赋存条件及顶底板岩性相同。因此在对工作面进行支护设计时，其参考数据及资料均来源于3409工作面。(二)支护材料对比分析3409面使用DZ22-25/100、DZ25-20/100单体液压支柱配配2.4米π型金属钢梁支护顶板,4406西面使用ZY3400/14/32掩护式液压支架支护顶板,支护材料不相同。(三)支护强度对比两工作面顶底板岩性，煤层结构.赋存条件基本相同,支护方式不同,支护强度不同，3409工作面支护密度为2.22根/m2，支护强度为44.40t/m2；4406西工作面使用ZY3400/14/32掩护式液压支架支护顶板，支护强度为62.5t/m2。(四)采煤工艺对比3409工作面采用打眼爆破法破煤、人工装煤。4406西工作面采用MG180/435-W型双滚筒采煤机落煤,采用双向割煤,往返一次进两刀，两面采煤工艺不同。(五)合理支护参数的计算根据同煤层工作面矿压观测数据进行分析计算：1、回归分析法Ps=CK（39hm+2.4Lf-6.9N+134）=1.4×（39×2.2+2.4×20-6.9×4.24+134）=333.96KN/m2=0.33396MPa其中：Ps———支护强度，KN/m2；CK———备用系数，一般取1.2～1.4；Lf———初次来压步距，20m；N———采空区充填系数，3.89；式中：N=hi/hm=9.33/2.2=4.24hi———直接顶厚度，9.33m；hm———煤层采高，2.2m2、位态方程法.Ps=A+KO×△hO/△hTA=hi×γ=9.33×2.5=23.3t/m2=233KN/m2KO=PO-A=262.2-233=29.2KN/m2Ps=233+29.2×0.1831/0.186=261.74KN/m2=0.26174MPa其中：hi——————————直接顶厚度，9.33m；γ—————直接顶岩石容重，2.5t/m3；KO—————位态常数；PO—————顶板来压时的载荷平均值262.2KN/m2hO—————来压时顶板下沉量的平均最大值，183.1mm；hT—————要求控制的顶板下沉量，186mm；3、初次来压和周期来压时支架的最大载荷平均值计算法。a、防止直接顶初垮时沿煤壁子切顶的支护强度P1=（Mz×γ×L0）/2Lr=（9.33×2.5×15）/（2×3.74）=46.77t/m2=458.39KN/m2=0.45839MPa其中：Mz——————直接顶厚度，9.33mγ——————直接顶岩石容重，2.5t/m3L0——————直接顶初垮步距，15mLr——————最大控顶距，3.74mb、8倍采高的岩石重应力对支架造成的载荷强度P2=8×hm×γ=8×2.2×2.5=44t/m2=431.2N/m2其中：hm———煤层采高，2.2mγ———顶板岩石容重，2.5t/m3c、基本顶初次来压时的支架载荷强度P3=A+Pe=A+KO×△hO/△haA=MZ×γ=9.33×2.5=23.3t/m2=233KN/m2K1=p×n=262.2×2.2=576.8KN/m2KO=K1-A=576.8-233=343.8KN/m2P3=A+KO×△hO/△hT=233+343.8×0.1831/0.186=571.4KN/m2=0.5714MPa其中：A———直接顶给定载荷；Pe———基本顶对支架的动压强度；KO———————实测支架对基本顶的作用力；hO———参照面顶板的最大下沉量；183.1mmha———————控制顶板的下沉量186mm经以上计算，确定工作面合理支护强度为0.5714MPa，所选用支架的支护强度应大于0.5714MPa根据以上计算结果选用支架型号为：选用：ZY3400/14/32液压支架4、支架的主要技术参数：型号：ZY3400/14/32工作阻力：3400KN初撑力：2616KN支架高度：1400－3200mm支架宽度：1430－1600mm支护强度：0.57－0.66MPa由于工作面合理支护强度为0.5714MPa，而ZY3400/14/32型支架的支护强度为MPa＞0.5714MPa，因此所选架型满足要求。5、确定特殊支护根据3409工作面矿压观测参考结果，上平巷超前压力影响20米,下平巷超前压力20米，按规定，上下平巷超前支护长度从切顶线向外不得小于30米,本面选取30米,两头三角切顶排各支设2棵密集支柱加强支护。6、经过上述比较分析,确定4406西工作面支护方式如下液压支架：ZY3400/14/32型放顶步距：0.6m最大控顶距：3.74m，最小控顶距：3.14m采空区处理方式:全部垮落法四、乳化液泵站（一）泵站型号乳化泵选用RBW－200/31.5型两台，装备两泵一箱。输液管路选用高压胶管，耐压32MPa以上。主要技术参数如下:型号：RBW200／31.5流量：200L／min输出压力：31.5MPa电机功率：125KW乳化液配比：3～5%电机转速：1475r/min（二）泵站设置位置泵站安设在4406西工作面11＃联络巷回风上山相交处。（三）泵站使用规定要保证泵站压力不低于30MPa，乳化液浓度3%--5%。要加强支架与泵站的维修,杜绝系统的窜漏液。第二节工作面顶板管理4406西工作面直接顶为灰色粉砂岩，厚9.33米；老顶为灰白色砂岩，厚16米以上；根据相邻采区且地质条件相似的3409工作面矿压参考观测资料，老顶的初次来压步距为20米，周期来压步距为15米。本工作面采用全部垮落法管理顶板。一、正常工作时期顶板支护方式工作面采用94架ZY3400／14／32型掩护式液压支架支护顶板，具体要求如下（表2-4）：型号最大高度(mm)最小高度(mm)额定工作阻力初撑力ZY3400／14／32320014003400KN24MPa采用及时移架支护方式，移架滞后采煤机后滚筒3～5架，追机作业，移架步距0.6米。若顶板破碎，端面距过大应移超前架及时支护顶板。二、正常工作时期的特殊支护管理正常工作时期，检修煤机、溜子、过断层及顶板破碎时，需要进机道时，拉超前支架维护好顶板，打开护帮板用木板枇和圆木料支撑煤壁，使护帮板顶紧、顶牢煤壁子，端面距小于340mm，人员要避开护帮板摆动范围，支架供液闭锁。三、特殊时期的顶板管理（一）来压及停采前的顶板管理1、本工作面初采时，必须认真做好质量管理工作。2、工作面支架要有足够初撑力，泵站压力不低于30MPa，乳化液浓度在3～5％范围内。3、支架支护状态完好，不渗不漏，安全阀满足要求。4、来压时，要及时拉超前架。5、工作面严格控制好采高并保持顶板平整，以免压死支架或防止支架顶梁与顶板点接触或线接触。6、加强上、下端头顶板管理,要提高支护质量,坚持当班二次注液，确保支架初撑力,防止出现端头冒顶。（二）过断层及顶板破碎时的顶板管理1、根据该工作面掘进巷道，未揭露断层，但必须加强工作面过断层及顶板破碎带时期的顶板管理。2、当工作面局部地段片帮较严重时，可超前采煤机移架，及时支护煤壁；在顶板破碎地段，为了有效防止顶板冒落、控制煤壁片帮，采取及时拉超前架的方法维护顶板。第三节顺槽及端头顶板管理一、工作面回风、运输顺槽的顶板管理回风、运输顺槽的超前支护：上、下两巷超前支护距离切顶线向外不小于30m,回风平巷排距宽度不小于1.2m,运输平巷排距不小于0.8m,超前支护基本形式为:双排DZ25-20/100、DZ28-20/100型、DZ31.5-20/100型单体支柱配金属铰接顶梁,柱距不大于1.0m，一梁一柱。1、支护要求：（1）顶梁从切顶排向外沿走向要全部铰接,单体支柱拴齐拴牢防倒绳。（2）巷道断面要求：工作面上、下巷超前支护段，巷道宽度不小于2.6m,高度不低于1.8m,净断面不低于巷道设计断面的80%。（3）超前支护支设质量①支设超前支护时要拉线支设，其偏差不大于±100mm。②支柱要支到硬底，并做到迎山有劲，单体液压支柱初撑力不小于50KN。③铰接顶梁圆销要打到位，并保持顶梁平直。④所有单体支柱的三用阀的卸载阀方向一致，朝向工作面推进方向。⑤两巷单体支柱全部穿全铁鞋（φ320mm），并栓防倒绳。⑥由于巷道高度较高，支柱严禁超高使用，超高处穿方木鞋长1.2米、宽0.14米、厚0.2米、一方木鞋两柱，支柱铁鞋垫在方木鞋上。2、回撤要求（1）回风、运输顺槽超前支护不得超前工作面回撤,在切顶排回撤后,及时打好两棵关门柱。回撤单体支柱，必须使用专用卸荷手把拴绳不小于1.5米并展开远距离操作卸柱。（2）回风顺槽支架、超前支护不得滞后工作面放顶线，运输顺槽超前支护、转载机尾可滞后工作面溜头3米，但必须行人道设过桥或盖板。二、工作面端头的管理工作面机头（尾）采用同中间架一样的ZY3400/14/32型支架。当工作面排头支架与平巷超前支护的距离大于0.5米时，要在排头支架与平巷支护之间加柱梁进行支护，沿走向布置，柱距0.6米。工作面平巷遇棚梁支护段时，要在上（下）出口设一对3.2米长的π型钢托棚头，交替迈步前移，一梁不少于三柱支设。工作面正常情况下，两巷超前为双排单体支柱配金属铰接顶梁支护,一梁一柱。当支架超出超前支护时，超前支护顶梁不能超出一根的距离回掉。上下三角要在切顶排各支设两棵戴帽密集支柱加强切顶维护。三、支护材料的使用数量和存放管理运输顺槽与回风顺槽超前支护均为30米，每巷需支柱75棵，铰接顶梁75根，铁鞋75个。共需150棵支柱，150根铰接顶梁，150个铁鞋。1、备用柱梁，支架立柱，各种千斤顶，坑木等配品材料，置于工作面上平巷超前150-200米以外指定地点，分类码放整齐管理，不得妨碍行人、行车和通风。2、设专人管理工作面的支架及两巷柱梁、板梁等支护材料。3、对工作面支架、两巷柱梁实行分区域管理。4、各种型号的备用液压管路，应分别盘放悬挂整齐。附图六：4406西工作面、顺槽及端头支护示意图（平面、剖面图）C-C剖面D-D剖面第四节支护质量动态监测一、矿压观测内容4406西工作面的矿压观测研究内容主要有：支架阻力观测、支架活柱缩量观测、巷道围岩表面位移观测、顺槽超前支护范围内单体液压支柱阻力观测以及支护质量动态监测。根据观测结果对工作面顶板活动规律、来压特征，工作面支架受力特点，支架对顶板的适应性和控制效果，超前支承压力影响范围和分布特点，顶板稳定性，工作面支护质量等进行定期分析，并进一步了解煤、岩体力学参数等基础数据。二、观测方法1、工作面的矿压观测(1)支架阻力观测利用圆图压力自记仪分别在工作面上、中、下部均匀布置5条观测线,观测支架立柱工作阻力的变化情况。测线布置：上下端头的支架各1条、中间基本支架3条。由矿压部门负责更换表纸,连续观测支架的初撑力、工作阻力。(2)支架活柱缩量观测用标记法在工作面上、中、下部布置3条观测线,在移架后、移架前测量活柱下缩量,根据循环的次数，算出循环下缩量和下缩速度。其测线与支架阻力测线对应布置。(3)统计观测沿工作面采煤机移动方向每隔5架作一观测剖面,矿压部门每天统计一次端面顶板的破碎及煤壁的片帮情况(包括梁端距、片帮、冒高超过0.5m以上的区域及顶板破碎情况),同时统计支架安全阀开启量(率)和支架因顶板压力损坏的部件等。 2、顺槽的矿压观测(1)巷道围岩表面位移观测利用顺槽成巷期间设置的观测基点,并视情况补设部分基点,在轨道、运输顺槽分别距切眼60m、80m、100m、处布置三个测区,用测尺和测枪测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,根据观测时间计算出移近速度。(2)顺槽超前支护范围内单体液压支柱阻力观测在工作面推进至60m后,分别在轨道、运输顺槽超前支护范围外端的支柱观测单体支柱支护阻力的变化情况。测站处同时设置一组顶底板移近量观测点,以便分析围岩变形时,支柱阻力的变化情况。三、支护质量监测每旬由矿专业组织定期对工作面和顺槽支护质量进行一次动态检查,对存在的问题,回采区队要立即整改。检查内容要包括支架初撑力、煤壁片帮情况、梁端距、采高及端面顶板冒落情况、两顺槽单体支柱初撑力、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六次周期来压。2、顺槽:观测至工作面推进20Om止。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、运输设备及运输方式1、运煤设备及装、转载方式工作面刮板输送机和螺旋滚筒采煤机装煤、平巷刮板运输机运煤。2、辅助运输设备及运输方式工作面需用的材料、设备等，采用DZ1500－3＋2型单轨吊柴油机车，经过回风顺槽运进工作面。二、移溜方式：采用推移工作面运输机的方式，推拉溜步距0.6m，弯曲段长度不小于20m，推拉方向为自下（上）而上（下）。1、采煤机向下（上）端正常割煤时,按照自上（下）而下（上）的顺序，依次推移刮板运输机，至距离采煤机后滚筒15m处。2、采煤机向上（下）斜切进刀切入煤壁规定截深后，将工作面运输机按自上（下）而下（上）的顺序推向煤壁,成一条直线。三、运煤路线：4406西工作面→4406西运输巷→皮带运输下山→西三采区煤仓→机轨皮带大巷→主斜井→地面煤场四、辅助运输路线：地面→副斜井→机轨大巷→轨道下山→6＃联络巷→回风上山→4406西工作面回风巷→4406西工作面附图七：4406西工作面生产系统、运输系统图。第二节通防与监控系统一、通风系统（一）风量计算1.按瓦斯涌出量计算:Q=100×q×k=100×0.84×1.25=105m3/min。q采煤工作面的瓦斯涌出量（m3/min）,本面q瓦=0.84m3/minK采煤工作面瓦斯涌出不均衡的风量系数，根据实测取1.25说明：其相邻工作面3411综采面（已结束）地质条件、日推进度、劳动组织、日产量均于4406西工作面一样，由此能够推断，4406西综采工作面瓦斯绝对涌出量相似。根据3411综采面瓦斯、风量实测数据：工作面最大绝对瓦斯涌出量为0.84m3/min，故4406西综采面按瓦斯涌出量计算工作面风量时，瓦斯绝对涌出量也可选取0.84m3/min。2、按二氧化碳涌出量计算:Q=100×q×k=100×0.98×1.25=123m3/min。q采煤工作面的二氧化碳涌出量（m3/min）,本面q瓦=0.98m3/minK采煤工作面二氧化碳涌出不均衡的风量系数，根据实测取1.25说明：其相邻工作面3411综采面（已结束）地质条件、日推进度、劳动组织、日产量均于4406西工作面一样，由此能够推断，4406西综采工作面二氧化碳绝对涌出量相似。根据3411综采面瓦斯、风量实测数据：工作面最大绝对瓦斯涌出量为0.98m3/min，故4406西综采面二氧化碳涌出量计算工作面风量时，二氧化碳绝对涌出量也可选取0.98m3/min。3、按工作面每班工作最多人数计算实际需要风量：Q=4×n=4×72=288m3/min。n工作面最多人数（人），每班最多出勤72人计算4、按工作面温度计算:4406西综采面开采条件与其相邻的工作面4401综采面（已结束）开采条件相近，4401综采面平均气温为22℃，因此按工作面温度计算4406西综采面风量时，可按22℃选取相对应的风速。Q=60×V采×S采×kL=60×1.09×6.192×1.2=486m3/min。Ｓ采--采煤工作面的平均有效通风断面（m2）。Ｓ采＝Ｈ·Ｂ均·Ｐ=2.4×(3.74+3.14)/2×0.75=6.192m2H采面平均采高2.4mV采与采煤工作面气温相对应的风速(m／s)，工作面气温为22℃时，对应的风速为1.09m/s。B均采面平均控顶距,（3.74+3.14）/2=3.44mp采面有效通风断面系数，0.75KL面长系数，工作面长度130米，取1.25、按风速进行验算:（1）按最低风速验算,工作面的最小风量Q>15×S=15×6.192=92.88m3/min。（2）按最高风速验算,工作面的最大风量 Q<240×S=240×6.192=1486m3/min。经过验算能够看出，92.88<486<1486m3/min，工作面风量选取486m3/min符合要求。6、按工作面回风流中的瓦斯浓度不超过1%验算：根据资料，瓦斯每分钟瓦斯涌出量为0.84m3，占总量的百分比为0.84/486×100%=0.17%<1%；二氧化碳每分钟涌出量为0.98m3，占总量的百分比为0.98/486×100%=0.20%<1%，风量符合要求。7、经过以上计算，确定工作面需要风量为486m3/min,因4406西面为综采工作面,故应按正常风量的1.1倍进行配风,4406西综采工作面风量最终确定为535m3/min。（二）通风路线（新风）主、副斜井→机轨大巷→皮带、轨道下山→4406西面运输巷→4406西工作面（乏风）4406西工作面→4406西回风巷→回风上山→总回风大巷→立风井→地面二、防治瓦斯（一）瓦斯检查（设点、次数）1、由通修工区专职瓦斯检查员检查，每班对工作面瓦斯检查点至少检查2次，并填写牌板和记录手册。瓦斯检查牌板应设置在工作面回风侧距安全出口20m范围内的位置，悬挂整齐，字迹清晰，检查结果要及时填写。专职瓦斯检查员发现瓦斯超限或瓦斯涌出异常，要立即通知施工单位停止作业、撤出人员，并汇报调度室和通修工区，制定专门措施进行处理；只有当瓦斯降至《规程》允许浓度后方可恢复生产。在工作面回风巷距出口10m范围内上帮安装瓦斯传感器，垂直悬挂，距顶板（顶梁）不得大于300mm，距巷道侧壁不得小于200mm。当瓦斯浓度达到0.8%时，必须能够自动报警并必须能够自动将工作面及回风巷范围内的所有电器设备全部断电。工作面此时必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理；通修工区负责安全监控系统的安装、调试、维修、撤除等工作，确保安全监控系统正常运转。监测系统瓦斯探头，必须每7天对仪器的灵敏度、报警点、断电点进行一次调校。施工单位负责所管辖范围内的安全监控系统的使用保护工作。2、工作面必须配备1台灵敏可靠的瓦斯报警仪，悬挂在工作面回风隅角。放炮员携带的报警仪用于一炮三检。报警仪悬挂位置距上帮煤壁不小于200mm，距顶板不大于300mm，距切顶线不大于1m处。如工作面瓦斯浓度超限，应立即停止工作，及时汇报生产调度室处理。（二）瓦斯监测瓦斯传感器随工作面推进及时外移，生产中必须保护好传感器，严禁炮崩、向上洒水和损坏。瓦斯传感器控制区域为工作面及回风巷。工作面安全监控设备情况表（表4-1）（二）安全监控采用GJ4－型瓦斯传感器（CH4）设在工作面回风出口10－15米内及回风巷出口10米内、GP1000－型一氧化碳传感器（CO）设在工作面回风巷出口10米内、GF15型风速传感器设在工作面回风巷出口10米内、GW200型温度传感器设在工作面回风巷出口10米内，总站设在调度室微机数字监控，按照规定执行。设备种类瓦斯传感器分站电源断电装置-断电仪线缆设备型号GJ4－JF-F8KDD专用电缆数量1个1部1台1120m安设位置工作面回风出口10－15米内及回风巷出口10m内4406西面采变所处4406西面移变站处回风巷控制区域工作面及回风巷所有非本质安全用电设备信号电缆敷设要求采用专用电缆，敷设于巷道下帮，吊挂平行整齐，敷设在电力电缆上方0.1m以上的地方电源电缆敷设要求采用专用电缆，敷设于巷道下帮，吊挂平行整齐，敷设在电力电缆上方0.1m以上的地方三、综合防尘系统（一）防尘管路系统回风巷：地面水池→主斜井→机轨大巷→回风下山→4406西工作面回风巷运输巷：地面水池→主斜井→机轨大巷→轨道下山→皮带下山→4406西工作面运输巷供水设施为：地面水池供水，大巷为4寸或3寸管路，工作面上、下两巷为一趟2寸管路向工作面供水。运输顺槽供水管路选用2寸管路,每隔50m设一个三通阀门,在水管进入顺槽处安装闸门，给防尘、水幕及各转载点供水。回风顺槽供水管路选用2寸管路,每隔50m设一个三通阀门,在水管进入顺槽处安装闸门，给泵站、工作面回风防尘、水幕、煤机喷雾供水。（二）防尘措施1)工作面煤机按规定配备内、外喷雾，割煤时必须喷雾降尘，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，确保煤机喷雾使用正常、雾化好，开机必须开喷雾，不符合要求时严禁开煤机。煤机喷雾严格执行《煤矿安全规程》第69条规定。各运煤转载点安设喷雾设施，并坚持正常使用。(2)从事爆破作业时，必须坚持使用水炮泥，并严格执行放炮前后洒水灭尘制度。(3)上、下平巷设净化水幕，正常使用，距工作面不大于50米，水幕必须覆盖全断面。采煤机开机及放炮时，必须打开水幕。(4)进回风巷设置专用防尘软管，及时冲刷巷道，确保无煤尘积聚。(5)个体防护:工作面液压支架工、煤机司机、端头支护工必须佩戴防尘口罩。（三）隔绝瓦斯煤尘爆炸措施1、工作面进、回风巷分别安设1组隔爆水袋。2、上下巷距工作面60-200米范围内设置隔爆水袋，水量充分，确保60L/袋，200L/m2。3、隔爆水袋安装质量符合《煤矿安全规程》。4、隔爆水袋采用集中式布置，棚区长度不低于20m，每棚间距1.2-3m。5、做到经常注水，保证水量充分，水袋要卫生整洁。四、防火措施工作面煤层的自燃发火期为3-6个月，本工作面的可采期为15.6个月。1、回采工作面开采前必须对干燥处进行煤帮洒水。开采中，随工作面推进每周在工作面进风隅角砌一道挡风墙，用黄土或袋装黄泥以堵塞进风隅角全断面为易。2、两巷每隔50米设一个三通阀门，定期专人洒水防尘，防尘水压符合规定。3、割煤时，煤机喷雾要保证雾化良好，水压、水量符合规定。4、采面开采过程中，不得任意留设设计外煤柱和顶煤，底煤和浮煤要清理干净。5、放炮使用专用放炮器,严禁明电、明火放炮、放糊炮及反向定炮,定炮按规定使用水泡泥及炮泥。7、回采面停采线必须回撤干净，严禁设置木垛，支设木柱，而且必须采取放顶措施，使老空区顶板冒落严实。8、工作面回撤结束后,应在45天内完成密闭工作。工作面结束后，对工作面上下平巷，靠切眼处各垒两道密闭墙并注浆。9、加强机电设备管理,做到“三无、四有、两齐、三全、三坚持”的规定，杜绝失爆。溜子联轴节上的易熔合金塞必须专用,不得使用其它物体代替。皮带防火设备保护要齐全可靠,并配备防火沙袋及灭火器等。10、工作面结束后，对工作面老空区必须保持永久密闭完好，由通修工区定期进行检查处理。11、工作面开关站、泵站处必须配备防火沙袋、沙箱及灭火器等。附图八：4406西工作面通风系统示意图：附图九：4406西工作面防尘系统示意图：附图十：4406西工作面安全监测监控系统（设备）布置示意图：第三节排水系统一、设备选型根据工作面提供的水文地质情况，工作面正常涌水量为0.1m3/min，最大涌水量为0.2m3/min；本工作面存在底板渗水危险，为预防底板有水，因此，回采前在工作面上、下平巷水仓应安设好排水量大于20m3/h的水泵及管路，并具备随时能够排水抗灾的能力；管路直径为2寸。二、疏排水系统路线:上巷：回风巷→回风上山→西三回风上山水仓→轨道下山水仓→中央泵房下巷：运输巷→回风上山→西三回风上山水仓→轨道下山水仓→中央泵房第四节供电系统一、4406西综采工作面及运输系统概况1、巷道布置：4406西综采面由4406西回风巷、切眼、运输巷构成。综采面走向长1000米，综采面切眼长130米。4406西综采面所需材料及设备由4406西回风巷运入，4406西回风巷内安有DZ1500－3＋2型单轨吊柴油机车。22、运输系统：工作面采煤机（MG-180/435-W）落煤工作面溜子（SGB630/264）转载机(SGW630/55)4406西运输巷两部皮带机(SDJ-80)西三采区三部主运输皮带机(SDJ-80)二、4406西综采工作面供电系统1、4406西运输巷第一部皮带机仍采用原供电，电源来自采区变电所，电压660V。2、4406西运输巷第一、二部皮带机、转载机(SGB630/55)、工作面溜子（SGB630/264）、工作面采煤机（MG-180/435-W）落煤，采用1140V电压供电，在4406西回风巷与11＃联络巷内加一台移动变电站，距综采面切眼回风口1200米。综采面配电点选在综采面切眼下口50米以外处。3、4406西回风巷内小水泵采用变电所内的660V电源，4406西回风巷口距变电所60米，距离较近。4、4406西运输巷绕道内新加移变站所带负荷统计表：编号设备（组）名称电动机型式最大电动机额定容量KW设备容量KW需用系数COSΦtgΦ计算容量安装容量工作容量有功功率KW无功功率kvar视在功率KVA1、MG180/435-W型液压牵引采煤机鼠笼1802*180+754350.510.71.02221.85226.33316.932、SGB630/264工作面刮板输送机鼠笼1322*1322640.510.71.02134.64137.36192.343、SGW630/55转载刮板输送机鼠笼5555550.510.71.0228.0528.6240.074、4406运输巷第二部皮带机(SDJ-80)鼠笼552*55+7.5117.50.510.71.0259.92561.1485.615、BRW200/31.5乳化液泵站鼠笼1252501250.510.71.0263.7565.0491.07合计996.50.510.71.02508.215518.48726.025、4406西回风巷绞车、回柱机负荷统计表：编号设备（组）名称电动机型式最大电动机额定容量KW设备容量KW需用系数COSΦtgΦ计算容量安装容量工作容量有功功率KW无功功率kvar视在功率KVA1、8吨回柱机鼠笼7.57.57.50.510.71.023.8253.905.462、14吨回柱机鼠笼1515150.510.71.027.657.8010.93合计22.50.510.71.0211.47511.716.39三、4406西综采面供电附图十一：4406西综采面供电图第五节通讯照明系统一、通讯系统及有关配置：4406西综采工作面泵站、转载机头，各安装一部直通地面调度室的生产电话。工作面机组与运输机安装载波控制。第五章劳动组织和主要经济技术指标第一节劳动组织一、作业方式：二班出煤，一班准备，出煤班边采边准，采用“三八”制作业方式。附图十二：4406西工作面正规循环作业图表图例：附图十三：4406西工作面正规循环作业流程图①①②③④⑤⑥吃刀20，整改收尾⑨移溜溜移溜120，⑦拉架清理160，⑧⑩二、劳动组织综合工种，分段作业与追机作业相结合。4406西工作面正规循环劳动组织图表表（5-1）工种早班中班夜班合计班长1113队长1113质量验收员1113泵站司机1113五铁管理员1113运料工2226机电工2114机组司机0336溜子司机2226支架工、支架维护工48820端头支护工24410整修清理工24410防尘工1113工区管理人员1113合计21313183第二节主要经济技术指标主要经济技术指标表（表5-2）序号项目单位1工作面长度m1302采高m2.13煤层生产能力t／m22.844循环进度m0.65循环产量t2216月循环数（循环率）个（％）108（90％）7月进度m64.88日产量T7969月产量t2386810在册人数人9211出勤人数人8312出勤率％9013回采工效率t／工9.5814坑木定额m3／万t215液压（摩擦）支柱丢失率‰016金属顶梁丢失率‰0.217铁鞋丢失率‰0.518火药定额kg／万t/19煤层牌号长焰煤20含矸‰<5.021灰分％8.3322落装煤机械化程度％100%第六章灾害预防及避灾路线一、灾害预防措施4406西工作面在回采期间，要严格执行本规程规定的通防、防治水、生产等部分的要求，发现不安全隐患要及时按规定处理，各种灾害的预防严格按矿井灾害预防及处理预案执行。发生重大事故，要按照避灾路线组织撤人。二、避火灾、瓦斯煤尘爆炸线路4406西工作面→4406西运输巷→皮带下山、西三轨道下山→机轨大巷→主、副斜井→地面三、避有害气体路线4406西工作面→4406西运输巷→皮带下山、西三轨道下山→机轨大巷→主、副斜井→地面四、避水灾路线4406西工作面→4406西回风巷→皮带下山、回风上山、西三轨道下山→机轨大巷、总回风大巷→主、副斜井→地面附图十四：4406西工作面避灾路线示意图4406西工作面避灾路线示意图4406西工作面避灾路线示意图4401西回风巷（1100米）4401西运输巷（1060米）4401西工作面（137米）轨道下山回风上山皮带运输下山地面立风井水火气避水路线避火路线避瓦斯、有害气体路线图例：气火水水火气水火气水火气水火气水火气水火气水火气水火气水火气水火气水火气水火气水火气水火气水火气水火气总回风大巷机轨大巷副斜井地面主斜井第七章安全技术措施第一节一般规定一、交接班制度1、坚持现场交接班制度，各岗位工种要做到口对口、手拉手，你不来，我不走，严格按标准要求进行交接。2、工作面工程质量必须符合质量标准，不符合标准不准交接。3、机电设备达不到完好标准及运转有故障不准交接。4、各类司机要严格按本工种岗位职责进行交接。5、跟班管理人员及班长要全面细致地把上一班工作量完成情况，工作中存在的问题及不安全隐患交接清楚，否则按规定进行处理。二、回采工作面开工制度1、回采面必须严格执行开工制度，班长不到位，工人有权不开工。2、开工前，班长必须对本班工作场所进行一次全面检查，对照上班交接情况，在确认安全后方可开工，否则必须进行处理。三、工程质量验收制度1、严格执行工程质量管理制度，全面开展质量管理工作，抓好措施、制度的落实兑现，保证工作面动态达标。2、各生产班分别由班长及验收员在完工后验收工人的工程质量，奖优罚劣，并于次日班前会公布验收结果。3、质量验收的组织结构要合理，建立质量保证体系，所有工程质量均与工资奖金挂钩。工程质量要求明细表（表7-1）工序名称质量特征工艺质量要求割煤割煤方式双向割煤、两端头自开缺口，斜切进刀，截深0.6米。采高见顶见底煤壁直煤壁直，无伞檐。顶底板不留顶底煤无台阶，不丢底煤，架间浮煤清理干净。移架支架直支架成一条直线，偏差小于0.05m支架正支架与底板垂直，歪斜度小于5度。顶梁平最大仰角小于70，相邻支架错差不超过主顶梁侧护板的2/3间距均匀支架中心距1.5±0.1m升的紧支架初撑力不小于24MPa,梁端距不大于0.34m移架步距0.6m/次移溜溜子直溜子直。偏差小于0.05m，弯曲段15m,弯曲角度小于3-5度。溜子平上下弯曲小于3度与转载机搭接合理底链不拉回头煤，链轮中心与转载机中心板高为0.75-0.9m移溜顺序分别从一端顺序移溜。四、敲帮问顶制度1、开工前，班组长和质量验收员必须对工作面安全情况进行一次全面检查，确认无危险时，方准工作人员进入工作面。2、每个工作人员必须经常检查工作地点的顶板、煤壁、支架情况，当发现隐患时，必须立即采取措施，隐患未排除之前，班组长和质量验收员不得离开现场。3、生产期间严禁人员进入机道，特殊情况需要进入机道时，应停机停溜闭锁，坚持敲帮问顶制度，并有可靠的防片帮措施。4、工作地点维护必须符合三大规程要求，否则必须进行整改。五、文明生产要求1、材料场必须卫生清洁，备用立柱、阀座、支柱、顶梁等各种备件必须分类存放、码放整齐，不得乱扔乱放。2、工作面皮带机道必须保持清洁卫生，不得存放杂物，使用中的设备、材料，不准占据人行道，溢煤时要随时清理干净。3、工作面换下的坏立柱、护板、千斤顶等坏件及时转运到指定地点，按规定要求码放整齐且不得妨碍行人和通风。4、巷道无积水、淤泥、浮煤、浮矸。六、端头工规定1、上下安全出口应严格按平面布置图支护，所用单体液压支柱和铰接顶梁符合要求，支柱迎山有劲，要支设在硬底上，并穿铁鞋支设。2、超前支护与排头支架之间距离大于0.5m时，要加柱梁进行支设。架棚段应使用一对长钢梁（梁长3.2m）交替迈步前移，加强支护，并确保一梁三柱。3、上下顺槽超前支护距离应不小于30m，要保持支架完整无缺，通风、行人、运输畅通。4、进行超前支护时要坚持双人作业，一人监护，一人工作，严禁单人作业，严禁有空顶、空帮现象。5、打超前时，严禁使用失效支柱、顶梁，必须接顶牢固。6、用回柱绞车拉运大件或回撤上下三角铁棚时，所有人员必须闪开绳道和落棚方向，躲到安全地点，司机要严格按规程操作，绞车压戗柱牢固，并有牢固的防脱钩装置，严禁强拉硬拽，拐倒柱梁和棚时必须及时扶起。7、保持安全出口畅通，回出的棚要及时运走，严禁堆放杂物。8、端头顶板不好时，可用在排头支架上方穿大板梁的方法加强维护并打好支柱。9、工作面上下端头处的排头支架可滞后面内支架0.6m。10、超前支护的单体液压支柱及单体液压支柱单个或多个使用时，必须拴好保险绳。11、回撤下三角时，工作面运输机和转载机必须停电闭锁，上下三角回收时严禁操作排头支架。12、超前支护必须打成直线，其柱排距严格执行规定。七、支架工和支架维护工规定1、支架工应熟悉支架的结构、性能、支架状况、移架方式及其承载能力。2、拉架前，应清理好架间的浮煤、矸石、杂物，检查支架的完好状态，周围人员闪开至安全地点后方可操作。3、采用本架操作移架，移架时，人员站在支架下，面向煤壁侧，要做到少降快拉，必要时带压移架。4、移架时，操作人员要密切注意观察面前煤帮顶板情况以及相邻支架、支架与溜子连接装置、支架本身的液压管路等情况，发现问题及时处理。5、支架拉移滞后滚筒3～5架，单向追机作业。6、支架倒架，咬架、失稳、前后错落、蹬空或压死等情况，应及时处理，由班长统一指挥，处理时禁止行人经过，用单体或千斤顶调架时必须放正，稳牢、拉牢，操作人员躲到安全地点，供液要采用“远控”。使用的单体锚爪处要垫木枇，防止支柱滑脱或顶坏支架，严禁敲打立柱或硬拉硬拖支架。7、支架出现漏液、串液及自动卸荷现象时，应及时处理管接头，配液阀、安全阀等，严禁出现少密封圈，管接头使用单腿销、铁丝销和无销现象。8、更换液压管、支架部件时，必须关闭截止阀，截止阀必须工作可靠，做到谁开谁关，严禁带压、带载拆卸管子和阀组。9、支架应保持一直线，其偏差不得超过±50mm，保持与运输机垂直，支架垂直顶底板，其歪斜小于±5度，支架中心距在1500±100mm，支架顶梁要与顶板平行，最大仰府角小于7度，相邻支架错差高度不大于侧护板最大宽度的2/3，相邻支架间空隙不超过200mm。10、支架移完后，要用侧护板协调好支架间距，并将操作手把回到零位。11、保持支架严密有力，初撑力符合规定。支架移架时打开喷雾，喷雾必须齐全有效，达到正常使用。12、支架维护工检修支架时，应时刻注意检查各种联接销，严防脱落，需更换千斤顶及立柱时，应多人配合作业，并有专人观察顶板，必要时，可用单体打好临时柱。13、工作面支架被压成“死架”时，应采取卧底的方法将支架拉移到位。八、煤质管理1、采煤机割煤时，严禁割顶割底，不得破顶影响煤质。2、坚持“三拣四不上”的原则，发现大块矸石及时拣出放入老塘，不得进入煤溜。3、加强排放水管理，防止水进入运输的煤中。4、严禁残留炸药雷管混入煤中，不得让纸、布、棉纱、铁末、塑料袋等非煤杂物进入煤流。九、单体液压支柱的使用与管理1、单体液压支柱下井前要棵棵试压，达不到要求不准下井。2、不准超期使用单体液压支柱及三用阀，单体液压支柱下井使用八个月的都必须上井检修试压，合格后方可下井。3、不同性能的支柱不能混用，失修失效的单体液压支柱严禁使用。4、新下井的单体液压支柱使用前要排气，将单体液压支柱全程重复升降2～3次，排净柱内空气。5、泵站压力不足时，不许升柱，必须保证泵站压力，支柱升紧后，再持续注液5秒钟左右，以保证支柱的初撑力。6、支柱的活柱体及缸体严禁用硬物敲砸。7、升柱前要先用枪对着阀嘴冲洗杂物，然后再注液。8、升柱时，支柱与顶梁结合要紧密，不许线接触或单柱爪承载，同时要保证支柱初撑力符合要求，角度要适中，且迎山有力。支柱支在实底上，不准支在浮煤或浮矸上，以防支柱失脚。9、超前维护所有支柱必须拴齐安全防倒绳。10、备用的单体支柱不许躺倒或倒放，使用中的单体不许空载或倒用。11、新下井的三用阀领存和运输的过程中，要全部放在箱内，不准零散随地乱扔。新下井的单体液压支柱的防护盖必须齐全，并保护好。12、对自动卸载的支柱要查明原因及时处理，失效的单体液压支柱及时运出回收上井。13、材料道、溜子道超前维护及两面端头的柱梁，设专职人员负责管理，维修、更换外运柱梁及铁鞋，并负责给柱梁清查数量。十、巷道维修维护制度及措施1.工作面上、下平巷的维护要有专人负责。超前支护按规定的排、柱距拉线支设，巷道净高不低于1.80m。超前支护段及时更换失效支柱，确保支柱初撑力不低于50KN。超前支护以里不得有物料堆积，保证行人及运料的畅通。2.保证巷道内支架完整，无空帮空顶，质量卫生符合规定，无断棚坏梁，保证巷道顶板支护完好。3.巷道无积水，无脏杂物，材料设备码放整齐。4.上下平巷对顶板局部冒落处，要在锚带或棚梁空档内复设一梁二柱的木棚或铁棚以加强支护，棚腿采用单体液压支柱，支柱穿齐铁鞋，拴全防倒绳。施工时，首先敲帮问顶，摘除危岩悬矸，并用单体托方木支设好临时支护，人员在临时支护的保护下复设木棚并用木料支设井字型木垛穿实顶。巷道两帮有片帮危险时，要根据实际情况及时支设贴帮柱支护。复设木棚时必须三人操作，并有一名班组长现场指挥确保施工安全。施工时，两人抬好棚头，一人扶柱并持枪注液，棚腿支设完毕后，棚头顶部要用木料穿牢背实，支柱进行二次注液，确保支柱初撑力不低于90KN。施工过程，必须有一名班组长现场指挥，负责安全监护。5、架棚段棚腿扭曲需替棚腿时按规程中回撤两巷措施执行。当巷道顶板破碎或压力大时，回撤棚腿前，要先在棚梁空档内复设好一梁二柱的半圆木（规格2.0m）加强支护后，再进行回撤。6、上、下平巷架棚段若压力大、出现台阶下沉、顶板离层、局部冒顶时，必须在棚梁下支设支柱以加强支护，加强支柱沿走向支设两排，穿铁鞋垫木枇贴两帮支设在铁棚下。锚网段若压力大，出现台阶下沉、顶板离层、局部冒顶时，必须每隔0.8m复设一架铁棚以加强支护。棚梁规格为2.6-2.8m长的工字钢棚，架棚确保一梁二柱，棚腿采用单体支柱并贴两帮支设，穿好铁鞋并拴好防倒绳。架棚时必须三人操作，并有一名班组长现场指挥确保施工安全。施工时，两人抬好棚梁，一人扶柱并持枪注液，班组长递送工具并负责照明监护，棚腿支设完毕后，棚梁顶部及两帮要用木料穿牢背实，对支柱进行二次注液，确保支柱初撑力不低于90KN。施工时人员确保在有效支护下作业，严禁空顶作业。7、上、下平巷卧底时，要先支护好施工现场，人员确保在有效支护下作业，严禁空顶作业。卧底过程中，施工人员要时刻注意施工地点的支架支护情况，对失脚的棚腿及支柱要及时支设加强柱进行替换，替换时严格执行“先支后改”的原则。8、上、下平巷起道时要先将轨道的道夹板螺丝用扳手卸掉，将螺丝及道夹板运至指定地点存放好。起道时，四人操作，其中两人抬起轨道一端，两人将铁道木从轨道一端抽出，操作时，四人要配合好，以防发生意外。回撤出的轨道和道木要运至指定地点码放整齐。9、当上、下平巷出现漏顶时，必须及时进行处理，先敲帮问顶，摘除悬矸危岩，并仔细观察顶板和支架情况，在漏顶处往里往外各5m范围内打好加强支柱，加强柱按排距1.2m支在棚梁或锚带下。加强柱支设好后要快速在漏顶处采用单体支柱托方木进行临时支护，穿顶时，必须先备齐备足所需的木料及支护材料。穿顶人员要在临时支护的保护下进行，严禁空顶作业，当巷道漏顶处支柱不够高时，可在棚梁上部用方木按井字型支设木垛接顶支护顶板，穿顶时要有专人照明监护，观察顶板、支架、两帮等情况。穿顶处接顶要实，待穿实后，方可卸去护身临时柱，然后将漏顶处的煤矸进行处理，确保人行道畅通。处理漏顶过程中，班组长，安监员现场指挥，确保安全。漏顶处需复设木棚或铁棚时，严格按本措施的有关规定执行。10、严格执行“敲帮问顶”制度和“先支后改”的原则，人员在有效支护下作业，严禁空顶作业。上下平巷班班要由专人负责检查，发现不安全隐患及时汇报工区及调度室，及时采取措施进行处理。11、任何时候必须严格执行“行车不行人”制度；下平巷整修时，必须将平巷溜子开关打至断电位置，严禁开溜子作业，严禁无措施用溜子运送物料。第二节顶板管理一、工作面的基本支护（一）顶板管理方法:本面采用全部垮落法管理顶板，根据同煤层3409工作面矿压观测参考资料，老顶的初次来压步距：20米，周期来压步距：15米。（二）工作面的顶板管理1、支护方式：工作面由94架ZY3400／14／32掩护式液压支架。2、严格保证工程质量，确保工作面达到“一平、两净、两畅通、三直”。3、工作面割完煤后，应采取及时支护方式，实行单头追机作业。4、支架初撑力符合规定。5、使用支架最大高度应小于设计最大高度0.1米，最小高度应大于设计最小高度0.2米。6、工作面开采后及时对工作面进行支护质量管理，对顶板台阶移动、支架倾倒、移架不到位、片帮、漏顶、悬顶区域要实行督查，并及时整改。（三）工作面基本支护规格表：工作面基本支护规格表（表7-2）名称规格支护形式支架控顶距（mm）支护强度顶板管理方式放顶步距排距柱距最大最小支架1.5m(中心距)3.74m3.14m0.57-0．66MPa全部跨落法0.6m二、机道支护机道宽度：工作面机道宽1.3m,采用护帮板及支架顶梁对机道进行维护，防止机道片帮或掉顶。三、工作面加强支护稳定性的措施1、泵站压力不小于30MPa，工作面支架初撑力符合规定。2、支架顶梁与顶板要平行支设，其最大仰角不得大于7°。3、支架顶梁前端顶板破碎局部冒顶时，降顶梁穿木料维护顶板，再升柱使其严密接顶。4、支架上方空顶有倒架危险时，应用木料支护空间。处理时先敲帮问顶，并在顶梁上打临时支柱护顶，人员站在临时支柱或顶梁下有效支护范围内的安全地点，用方木或半圆木打木垛。木垛最下一层的两端要分别搭在相邻两支架顶梁上，并与顶梁垂直。移架时注意交替前移，以保持木垛完整。5、煤质松软片帮时，要在支架与煤壁间架木料穿顶、护帮，以防止继续片帮造成大冒顶。在处理过程中，人员进机道工作必须先停机停溜、敲帮问顶，摘除危岩悬矸及松动的煤帮,发现隐患及时处理,确保人员在有效支护下工作，严禁空顶作业。空顶面积大、顶板破碎需支设贴帮临时柱时，柱距1.5m，配方木支设，并及时拴好防倒绳。支回贴帮、临时柱时严格按照本规程中的有关规定执行。四、工作面处理冒漏顶的措施1、及时根据顶板情况拉超前架、支设贴帮柱维护机道。提机过程中，随提随维护，煤机司机注意观察顶板状况，发现有掉顶预兆时，必须停机停溜子，将煤机管制器打至断电位置，离合手把打至断开位置，人员及时将护帮板打开，在有效支护下进行穿顶工作。2、处理冒顶措施：（1）开采过程中发生冒顶，及时停机停溜子，待漏顶稳定后，人员站在支架顶梁的保护下敲帮问顶，摘除悬矸危岩，并仔细观察顶板和支架情况，摘顶找帮上下8米不准有人，施工人员要先对冒顶周围的支架进行加固，控制其范围扩展，处理前必须备齐备足所需材料，人员操作要精力集中。（2）处理冒顶时，要由外向里逐架进行，并由顶板完好的地方开始，沿走向架设木板梁支护顶板，木板梁规格为3000×200×150mm，板梁一端与支架顶梁搭接，另一端用DZ25-28/100型单体液压支柱作腿，板梁沿工作面倾向间距为1.0米，在板梁上方用长1.8米半圆木或1400×140×140mm的道木，以支打木垛的方式穿实空顶部分，然后在木板梁下方沿倾向架一梁三柱棚拖住木板梁，倾向棚梁规格为3400×200×150mm。（3）冒顶区维护好后，先移顶板完好的支架，使支架托住倾向木棚，再移冒顶区支架，最后回撤单体支柱。3、当工作面顶板破碎，片帮严重需要超前逮顶时可采用打锚杆超前维护的方法，具体施工安全注意事项执行以下措施：（1）打眼时，采用电煤钻湿式打眼，严禁干打眼，打眼位置选在煤层与顶板交接处，施工时，2-3人操作，其中一人打眼，一人扶钻。（2）人员进入施工地点首先敲帮问顶，摘除危矸悬石，将支架护帮板打开，顶梁接顶要实，确保人员在有效支护下作业，并停机停溜子。（3）打眼间距0.8米左右，与煤壁子成90度，眼深1.5米，打眼完毕后，将长度为2.5米左右的1－2寸钢管，其中一端插入钻眼内，一端升在支架顶梁上方，然后人员按照原规程规定在有效支护下，将钢管上方用木料穿实穿牢、腰好帮，防止片帮掉顶。穿顶时，班组长现场指挥，发现问题及时采取措施进行处理。4、加强支护质量监测，确保支架，接顶严实，当煤机经过时，慢速运行，随提机随维护，及时拉超前架，端面距不得超过0.34米。5、所有施工人员应站在冒顶区上侧顶板煤帮完好处作业，穿顶期间应安排有经验的工人专门观察顶板并看好退路，并由有经验的工人操作，无关人员严禁进入冒顶区作业。6、处理冒顶期间必须由工区管理人员、安监员、班组长现场指挥，确保施工安全。五、两巷的维护1、工作面上下平巷的维护严格执行第七章第一节十巷道维护修理措施中的有关内容。对工作面超前支护段要严格按超前支护的支设质量要求进行施工。2、对工作面架棚段巷道，工作面上（下）出口要设一对长3.2米的π型钢梁托起出口的棚头，托棚头π型钢一梁三柱支设，交错迈步前移，移动步距与工作面循环进度相同，在工作面割煤前，要超前工作面一个循环进度将π型钢移设好，移后支柱要及时栓好防倒绳。3、巷道要超前工作面一个循环进度拿上（下）平巷下（上）帮棚腿，拿棚腿时要先将托棚头π型钢移设，并托好该棚腿的棚头后进行，首先用镐刨的方式扒棚腿，然后用回柱绞车将棚腿回出，使用