恒源煤矿1201采煤工作面作业规程

1201采煤工作面作业规程PAGEPAGE54编号：采1201号工作面名称：1201采煤工作面编制人：李志勇总工程师：梁兴平主管矿长：万永清安全管理负责人：万永禄编制日期：2012年5月18日执行日期：2012年5月28日101采煤工作面作业规程会签表会审人员签名日期总工程师生产矿长安全矿长机电矿长技术科调度室安全科机电科采煤队机电队目录第一章概况……………………（5）第一节工作面位置井上下关系…………………（5）第二节煤层………………………（6）第三节煤层顶底板………………（6）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他因素…………………（7）第七节储量及服务年限………（8）第二章采煤方法……………（8）第一节巷道布置………………（9）第二节采煤工艺………………（9）第三节设备配置………………（17）第三章顶板控制………………（18）第一节支护设计………………（18）第二节工作面顶板控制………（20）第三节安全出口及端头顶板控制……………（21）第四节单体柱使用及管理……………………（22）第五节工程质量标准…………（23）第四章生产系统……………（24）第一节“一通三防”……………（24）第二节瓦斯检查………………（24）第三节安全监控系统…………（29）第四节运输系统………………（30）第五节排水系统………………（31）第六节供电系统………………（31）第七节照明通信和信号………（31）第五章劳动组织及主要技术经济指标………（32）第一节劳动组织………………（31）第二节作业循环………………（32）第三节主要技术经济指标……………………（33）第六章煤质管理………………（33）第七章安全技术措施…………（34）第一节一般规定………………（34）第二节“一通三防”………（34）第三节顶板管理措施…………（37）第四节放顶煤安全措施………（39）第五节防治水措施……………（41）第六节防止支柱倾倒措施……………………（41）第七节提高采出率措施………（42）第八节提高煤质措施…………（42）第九节放炮措施………………（43）第十节运输措施………………（44）第十一节工作面试运转、初采初放、调采及收尾措施………（48）第十二节电气设备、电缆的检修与维护措施…………………（51）第十三节采面上下付巷维修措施………………（51）第十四节其他……………………（52）第十五节作业规程的审批、修改、贯彻………（52）灾害应急措施及避灾路线……………（53）作业规程贯彻、学习单位、个人签字………………(54)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。工作面位置及井上下关系表表1水平名称1925采区名称01地面标高（m）﹢2017井下标高（m）﹢1925―﹢1949地面相对位置本工作面位于井田南部回采对地面设施的影响工作面所在地表没有其他对开采有影响的大型建筑物井下位置及与四邻关系本工作面位于尚没有布置12轨道上山西翼，其南部为主井运输大巷部，，东部和西部为井田边界。走向长度（m）195倾斜长度（m）55面积（㎡）10725第二节煤层本工作面的煤层厚度由3—13m，平均8m，中间有加0.3~1.2m矸石,采区中间有小煤矿巷柱式采空区，由于掘进的过程中遇有小型的地质构造影响，在布置的采面切眼区域出现底板起伏。根据掘进期间揭露的资料表明，本区段构造复杂，大致呈王家山向斜构造，其产状为：走向109°~119°，倾向为199°~209°，倾角为10°~20°，工作面煤层情况见表2。煤尘爆炸指数2011年11月白银矿山机械检验检测中心对01采区煤样取样进行煤尘爆炸性检验知，煤尘无爆炸危险性。煤的自燃倾向性2011年11月白银矿山机械检验检测中心对01采区煤样取样进行自燃等级检验结果为，自燃等级为二类，易自燃，自燃发火期为六个月。煤层情况表表2煤层厚度（m）8（平均）煤层结构单一煤层倾角（°）10～20开采煤层一1硬度f=0.5~1煤种无烟煤稳定程度稳定煤层情况描述灰黑色半亮型粉末状无烟煤，中间有0.4~1.2m矸石，采区中间有小煤矿巷柱式采空区，主要呈粉末及少量快状产出第三节煤层顶底板工作面煤层顶底板情况见表3。煤层顶底板情况表表3顶、底板名称岩石名称厚度（m）特征基本顶中粒砂岩8.47灰～深灰色成份以石英长石为主层面富含白云母片和炭质直接顶泥岩或砂质泥岩5.90深灰色厚层状层理不清,含植物化石碎片伪顶泥岩1.15深灰色层面含白云母片及炭质产植物化石直接底沙质泥岩或泥岩7.2深灰色层面含白云母片具细砂岩条带和水平层理基本底石灰岩6.64灰色厚层状含动物化石裂隙发育且充填方解石脉第四节地质构造根据11轨道上山及101工作面运输巷和回风巷掘进期间揭露的资料表明，本区段构造复杂，大致呈向斜构造，其产状为：走向109°~1119°，倾向为199°~209°，倾角为10°~20°，本区内无大的断层和褶曲赋存，煤层顶底板局部有起伏，对回采造不成大的影响。

第五节水文地质一、含水层（顶部和底部）分析1、顶板水：根据11上山及本工作面上、下付巷掘进提供资料得知，该工作面顶板砂岩含水层较弱，预计回采时局部不会出现顶板浸水现象。2、底板水：依据一三三地质提供资料表明，本井田属于水文地质条件简单的矿床中的第二种情况：直接充水含水层单位涌水量小于0.1升/秒·米。另据我矿掘进期间提供资料表明，井田内煤层底板中的七八灰岩含水性极差，自开采以来无发现底板突水现象，以此推断在现在开采区域内的承压含水层与开采煤层之间的隔水层能够承受实际水头值，该区域底板水对正常回采不会造成太大影响。

二、其他水源的分析老空水：工作面上下顺槽在掘进时与见小煤矿老巷，同时对上下顺槽进行啦探放水，没有老空水涌出,,但为了确保回采安全，仍需在回采过程中加强采面水量监测，若有异常及时报告调度室，便于及时采取措施进行处理。。断层水：工作面掘进时揭露的地质构造含水性较差，因此在回采时，不会受到断层水影响。三、涌水量：见水文地质情况表4水文地质情况表表4充水因素工作面无水害威胁预计最大涌水量/(m3/h)1m3/h河流冲刷带无正常涌水量/(m3/h)0.2m3/h岩浆侵入体、陷落柱无回采影响工作面无重大充水因素及水害威胁第六节储量及服务年限一、储量（一）工作面地质储量工作面倾斜长度平均为55米，可采走向长度平均为180米，煤厚平均为8米，容重为1.38吨/米3，平均倾角为18º，工作面回采率按80%计算：回采面积：55×180=9900（平方米）地质储量：55×180×8×1.38=109296.9（万吨）（二）工作面可采储量可采储量：180×55×8×1.38×0.80=87436.8（万吨）二、工作面服务年限由于本矿井设计一个工作面满足矿井生产能力,月以0.6万吨产量计算,可采期为:87436.9÷0.8万吨≈11（月）第二章采煤方法根据煤层赋存情况及我矿生产技术条件，该工作面采用走向长壁采煤法，炮采放顶煤回采工艺，全部垮落法管理顶板，采面由东向西推采即:后退式开采，工作面采用“三八”制作业，两采一准的作业方式。第一节

巷道布置101工作面在11轨道上山东部布置，采面上、下顺槽均沿煤层走向布置，上、下顺槽方位109°，切眼方位为19°。采面运输巷、回风巷均采用梯形断面木棚子支护，运输巷用于运输、行人、进风，回风巷用于回风、运料。第二节采煤工艺一、落煤方式：打眼爆破落煤或手镐落煤。二、炮采放顶煤主要工艺流程工艺：破煤、装煤、运煤、支护、采空区处理、放顶煤流程：打眼、放炮、移主梁、清煤、移副梁、放顶煤、移溜1、交接班检查→打眼放炮→攉煤→降主棚支柱→移主梁→超前支护护顶→拉线升柱，完成单架迈步支护。

2、待该段采通后，开始移副棚，降副梁柱→移副梁→升副架支柱→安全质量检查。3、待该段采面全部采通后，开始按工艺要求放顶煤，把煤放净后，开始移溜→拉线→检修→交接班，完成工作面循环。

详见采煤工序图解（附图1）。图1采煤工序图解三、各工序具体操作如下：1、打眼放炮：打眼放炮工应提前二小时到采面进行打眼装药，做好开邦前的准备工作。打眼工具采用MZ—1.2型煤电钻和螺旋型钻杆，爆破采用2号硝铵炸药，起爆工具采用KB—50型放炮器，联线方式采用串并联，封孔采用水炮泥（先装）和粘土混合封孔，其深度不少于0.6m，炮眼布置采用二排三花眼方式，眼深1.2m，炮眼打法及装药量依爆破图表（炮眼布置图3和表5爆破说明书）执行。图2炮眼布置图爆破说明书表5炮眼名称角度眼距顶眼距底炮眼排距炸药雷管万吨耗水平角度垂直角度每孔（kg）每循环（kg）每孔个每循环个炸药kg/万吨雷管个/万吨上排眼755-100.71.31.60.155.11343902500下排眼7510-151.70.30.80.1510.2168要求炮眼的深度、角度及装药量等，必须严格按照爆破图表及爆破说明书的规定执行，严格执行放炮的各项制度要求，联线方式为串并联联线方式，即上下排炮眼先分别串联，再把上下排串联好的联线再并联，推广采用毫秒爆破技术，以缩短放炮时间。

放炮顺序：由工作面机尾处开始，向工作面机头处的顺序依次放炮，以减少爆破重复清煤，减少清煤工作量，提高架棚速度，加快循环。2、开帮移主梁支架护顶：放炮后应首先检查工作面的安全情况，加固支架，安全有保证后攉煤开帮掏梁窝，开帮深度保证1m。其次移主梁支架护顶，架棚子时必须有2人协同操作，移梁要交替迈步前移，不得齐头并进。采煤工须将主梁老塘侧支柱卸压撤掉，打在付梁下，作为付梁的中间柱，然后再给该支架的煤帮柱和中间柱卸压进行移梁，梁移好后要及时升柱支护顶板，并用金属网打好顶，再进行刷煤帮挖柱窝，煤帮刷好、柱窝挖好后，把付梁下的中间柱移至煤墙做为主梁的煤墙柱，拉线站好煤墙柱，用金属网把煤帮护好，用防倒链将主梁和主梁中间柱联结起来，主梁又形成一梁三柱。这时该棚支护形成双棚交错布置，最大控顶距为3.2m。采面各眼场均按上述方法进行，直至整个煤帮开通。工作面煤壁开邦一次不能完成分段进行开采时，分段范围内的煤帮必须在开帮完成后方可进行下个工序的工作,并在已采部分与未采部分过渡处，保证最大控顶距四棚错梁支护，确保足够的通风断面。在工作面初次来压前、周期来期间、过断层或断层破碎带、过老巷或过空、煤壁松软或破碎时必须按上述方法进行操作，及时站好煤墙柱；如果煤壁比较完整安全有保证的情况下，主梁移好后最多可以形成五棚悬臂梁的支护形式，超过五棚时必须把煤墙柱及时补齐。3、移副棚梁支架放顶：移架放顶前，首先应检查放顶地点及周围的支护情况，要求放顶地点前后5m支架不得歪旋，放顶退路必须畅通，确认无危险后方可作业。开帮完成后主梁形成一梁三柱，移套棚梁时先站煤墙柱，把主梁中间柱的防倒链撤除，主梁的中间柱移至套棚的中间，作为套棚的中间柱，把套棚的舍帮柱卸压移至煤墙，作为套棚的煤墙柱，此时由于套棚的梁未移到位，无支护的单体柱易倒，应采用一根Φ≮10mm的尼龙绳把两根柱的手柄联结在一起，防止套棚的煤墙柱倒落伤人。然后对套棚的两根单体柱卸压移梁，梁移到位后，及时升柱支护顶梁，使之与开帮支护的单棚并在一起形成对棚，原套棚的煤墙柱移至主梁的中间作为主梁的中间柱，再用防倒链将主梁和主梁中间柱联结起来,梁移好后必须用荆笆和椽子把舍帮打好，不准使矸石和顶煤向外涌出，这样，棚子形成开帮前的两梁五柱的支护型式，最小控顶距为2.2m，到此开帮移架放顶完成一棚。采面其余棚子移架作业方式均按上述方法逐棚进行，直至整个采面或分段范围内的开帮移架放顶工作完成。4、放顶煤：放顶步距的确定严重影响着煤的质量和采出率，合理的选择放煤步距，对提高采出率、降低含矸率十分重要。放顶步距与顶煤厚度、松散程度即放煤口的位置有关，其经验公式如下：L=（0.15～0.21）h式中：L——放顶煤步距，m；h——放煤口至煤层顶部的垂高，m。代入公式：L=0.2×5.00=1.（由于煤层属“三软”不稳定，即取系数0.2）根据上述公式计算本工作面的放顶步距应控制在1.0～1.3m之间，因放煤步距过大时，所需放出煤的体积也较大，若打开放煤口，随破碎顶板的放出上方矸石也将不断的向放煤口移动，由于待放的煤比较多，在上方矸石到放煤口后，其采空区后面仍有一部分顶煤没有放出，造成顶煤的过多损失。放煤步距过小时，后方矸石易混入放煤口，影响煤质，并容易误认为煤以放尽而停止放煤，造成上部顶煤的丢失。本作面放煤步距取1m（祥见附图3：放煤步距剖面图）。图3：放煤步距剖面图工作面或分段范围内支护全部结束后，开始放顶煤，采面放煤采用分段多轮多次自上而下的顺序进行。放顶煤的人员选派责任心强，并经过专门培训，作业人员应依照放煤工操作规程的规定进行放煤，严禁在支架顶部放煤，放煤口位置在溜子以上0.3～0.5m之间，放煤口尺寸为0.3×0.3m，原则是不准超过支柱手把，必须在手把以下放煤，严禁在支架顶部放煤。顶煤的放出顺序，可从工作面的上端开始，放煤口位置为隔棚开口，即1.5m左右开一个放煤口，但同时放煤的两个放煤口的间距要保证在20棚(约12m)，沿工作面每次只准开两个放煤口同时放煤，以利于两个放煤口之间脊背煤放出，每个放煤口放煤约5分钟，停止放煤，及时用荆笆椽子挡好放煤口，依次向下另开放煤口（祥见附图6：采煤工作面放煤口布置图）。为保证少丢煤提高煤炭的回收率，工作面顶煤厚度平均为7m，共分三轮放完，第一轮先从安全出口向下放奇数，第二轮放偶数，第三轮依次顺序进行，每次放出的煤量为顶煤厚度的三分之一。最后一轮放煤完成后如果各别眼场顶煤仍未放完，可以在这些眼场重新开放煤口进行放煤，最终使舍帮侧的矸石和顶部矸石同时达到放煤口为宜，这样整个采面或分段范围内的放煤工作全部完成，把放煤口挡好，再进行下一项工作。图4：采煤工作面放煤口布置图放煤时工艺要求：（1）“多轮间隔，顺序等量，由底到顶、均匀放煤”。（2）移副梁放顶时舍帮必须封闭，减少顶煤冒落。（3）“开帮段严禁放煤，放煤段严禁开帮”。（4）放顶煤要做到少量均匀，多轮多循环反复进行，以达到使顶煤均匀下沉，防止一点突破造成提前来矸。（5）端头处应适量放煤，以保证安全出口支架的稳定。（6）放煤后必须保证舍邦侧充填密实，在老顶周期来压期间，要尽量少放顶煤，以免来压时摧垮棚子，严禁空邦空顶现象。（7）在放煤的过程中，当有大块煤矸石堵塞放煤口时，且上部煤层没有放净的时候，可适当的移动尾梁进行放煤也可用钢钎、铁锤将其击碎，然后再进行放煤。（8）如果在第三次放煤时遇到特大煤矸石，要及时从大块煤矸石的两侧进行放煤。（9）《煤矿安全规程》第六十八条第三项中规定：大块煤（矸）卡住放煤口时，严禁爆破处理。（10）放煤后，必须对单体柱进行二次补液，使支柱支撑牢固，放煤工必须经过培训，持证上岗。（11）放煤完成后，应检查顶煤是否放干净，未放干净时，应再开口进行补放，最后使顶部矸石和采空区矸石同时到达放煤口为宜，达到丢煤量少，含矸率低的标准，然后关闭放煤口放煤工作完成。（12）放煤工作完成后，放煤工必须将放煤口金属网连接好，防止矸石窜入工作面。5、清煤移溜：放煤结束后，开始清理浮煤，中高保证1.8m，2m2内浮煤平均厚度不超过30mm，然后逐棚摘掉主梁的中间柱，用单体柱慢慢推动溜子整体移至煤墙，并与煤帮柱留有0.2米间隙，在移溜时必须拉线，每次移溜距离不得少于20米，以防死弯损坏机体。在移溜时只准从机头或机尾，向上或向下顺序依次进行，不准从机头、机尾同时向中间移溜。运输机移好后要达到平、直、稳、正、牢，防止机头机尾在运行中摆动，影响运输机能力，6、整修：放煤后，必须对单体液压支柱进行二次补液以达到支撑顶板作用，保证工作面有足够的空间。另外，因受顶板压力影响而出现支架歪旋、迎山不照、帮顶不严、漏煤等问题都要逐棚进行处理，使整个采面达到三直、一平、两畅通。至此便完成一个循环。四、工作面正规循环生产能力

工作面采高为1.8m，平均煤厚为8，循环进度1.0m

W=L·S·H·R·C÷COS16º=55×8×1×1.38×0.80＝485.76吨

式中：W—工作面正规生产能力

L—工作面平均长度55米

S—工作面平均煤厚8m

H—循环进度1mR—煤的容量1.38吨/m3;

C—工作面回采率0.80%。

第三节设备配置该工作面采用DW22-300/100型单体液压支柱配合DFB2200/300型π型钢梁两梁五柱支护形式。一、工作面支架数量101工作面平均长度55m，按棚距0.6m计算，工作面支架总数为55/0.因此工作面兀型钢梁数为(92-10)×2=164根，备用梁数按棚梁的10﹪计算，备用梁数约为17根。单体液压支柱数为(92-10)×5+10×7=480根，备用柱按单体柱的10％计算，备用柱数约为48根。二、工作面备用梁（包括长梁）和单体柱存放在工作面回风巷距工作面后安全出口20～40m的范围内，备用材料要挂牌管理，管理牌上要标明备用材料的名称、备用材料的数量、规格及负责人。三、运煤方法：工作面采用人工攉煤，敷设一台SGB-17型刮板输送机运输；机巷铺设二台SGB-17。具体情况见表6工作面机械设备配备及技术特征一览表工作面机械设备配备及技术特征一览表表6设备名称型号单位数量主要技术特征备注单体液压支柱DW22-300/100根480F额=300KN备用支柱10%，48根“л”型钢梁DFB2200/300根164备用梁10%，17“л”型钢梁DFB4000/300根202泵站XRB2B台2额定工作压力：20MPa额定流量：80L/min电动机功率：17KW放炮器KB-50台1工作面刮输送机板SGB—17台1额定电压：660V额定功率：75K输送量：150T/h链速：0.868机巷刮板输送机SGB—17SGB—17台11额定电压：660V额定功率：17×2＝34KW输送量：150T/h链速：0.86小绞车JD-1台1牵引力：10KN电动机功率：11.4kw潜水泵BQW-15×30-4台1煤电钻MZ-1.2台1额定电压：127V额定功率：1.2KW第三章顶板控制第一节支护设计根据周边煤矿情况，炮采放顶煤采煤工作面采用的支护型式、支护材料及有关矿压观测参数，结合我矿地质条件及煤层赋存情况，采煤方法选用时，充分考虑同等地质条件下采煤工艺的推广性，借鉴周边相邻矿开采“三软不稳定”厚煤层放顶煤的先进经验，炮采放顶煤在开邦及放煤过程中，压力分布不均衡，为了增加工作面的支护强度，保证施工安全，我矿采煤工作面的支护型式选用DFB2200/300型π型钢梁配DW22-300/100型单体液压支柱对子棚梯形支护，金属网封闭帮顶，棚距（中~中）0.6m，梁长2.2m，要求两梁五柱，其中主梁下打3根柱，付梁下打2根柱，最大控顶距3.0一、支柱、顶梁及技术特征工作面采用的DW22-300/100型单体支柱和DFB2200/300型π型梁，其主要技术特征：DW22-300/100型

DFB2200/300型π型梁支护高度1.44-2.20m

梁体长度2.支护宽度0.1m2/根

支柱初撑力≥50KN

梁体支架面积0.228m2工作阻力300KN

最大承载能力300KN支护强度38.2mPa

支护面积0.456m2二、乳化液泵站（一）泵站选型、数量选用XRB2B液压泵2台，流量80L/min，F额=15MPa。（二）泵站设置位置1、乳化液泵站位置的确定：依泵站供液管路的压力损失，同时依单体液压支柱的初撑力不小于50KN为前提，液压泵站设在主井大巷。泵站距101工作面最远距离为250米，能够满足使用要求。2、液压管路敷设：液压管路由液压泵站沿主井大巷和101运输巷敷设至工作面。（三）泵站使用规定1、泵站供液压力不得少于15Mpa。2、乳化液的配制要求：乳化液是工作面支护的动力载体，其质量好坏不仅关系到工作面支护效果，而且也直接影响到泵站和支柱的使用寿命，同时配制时一定要严格按照2%～3%的配比和程序进行，水流要保持清洁，并要经常对乳化液泵进行检查和清洗。乳化液箱内要及时添加水和乳化油，保证乳化液箱内有足够的乳化液，乳化液内乳化油含量为2～3%。司泵工要经常检查润滑油位是否符合规定，各连接管路有无渗漏现象。3、配比仪的使用方法：为了便于司泵工能够准确掌握乳化液中的乳化油含量，乳化液司泵工配备有光学反射式浓度配比仪，具体使用方法是：1、使用前，先将载玻片滴上清水对准光源，观察目镜，看读数窗内的刻度尺零位是否与蓝线重合，若不重合，用螺丝刀调整微调螺丝，使之重合。一般校准后配比仪不需要经常调校。2、使用配比仪测量乳化液浓度：先将载玻片上滴几滴乳化液，使之分布均匀，然后盖上盖子，将载玻片对准光源，观察目镜中蓝线所对准的刻度，即为乳化液的浓度，若配比不合适，根据实际浓度大小适当加入清水或乳化油，反复观察，直至浓度合适为止。第二节工作面顶板控制一、工作面顶板管理方法：根据我矿多年来对一1煤层矿压资料及相同条件工作面的观察可以知道，工作面初次来压步距为8－10m，平均为9m，周期来压步距5－8m，顶板最大下沉量为95mm，顶板最大压强为205.3kg/m2，根据矿压资料结合本工作面的矿压条件确定，该工作面采用全部垮落法管理顶板。

二、工作面支护方式：该工作面采用DW22-300/100型单体液压支柱配合π型钢梁对煤层顶板进行支护，对子棚架设、交替单腿迈步前进，超前控制顶板，梁长2.2m，主梁一梁三柱，副梁一梁二柱架设，每两根梁5根柱为一组，组与组中间距（中对中）0.5m。图5：工作面支护方法及支架布置平剖面图第三节安全出口及端头顶板控制一、安全出口与端头支护：采面上、下安全出口均超前工作面开超前门，净高不低于1.6m。上端头梁长3.6m，布置4对，超前煤壁0.6m，最大控顶距4.4m，最小控顶距3.6m；下端头梁长3.6m，布置6对，超前煤壁0.6m，最大控顶距4.4m，最小控顶距3.6m。上下端头控顶面积大，为了使棚子受力均匀，正常情况下要求两梁七柱，主梁下打4根柱子，付梁下打3根柱子，移溜后应及时补齐。支柱分别打在梁端及机壳一端，每根梁两端为两根柱子，主梁下的两根柱子要错开布置，其柱距为1m。长梁数为20根，备用长梁数为2根。详见表2工作面设备配备及技术特征表。二、运输巷、回风巷的超前支护采面风巷、机巷至煤壁20m范围内支架须达到完整无缺并要进行超前支护。要求使用2.0m，φ≧14cm的坑木配单体柱沿巷道方向分别打上抬棚，距煤壁10m范围内打双排柱，分别打在上下帮；10m-20m范围内打单排柱，机巷打在上帮，风巷打在下帮。一梁两柱，梁头对齐，杭木规格统一，支柱要打成直线。随着工作面的推采，超前支护也要向前延伸，始终保持超前工作面20m。此范围内巷道高度不得低于1.6m采面机巷支架滞后工作面不超过1.5m，风巷支架与工作面放顶线放齐。第四节单体柱使用管理1、新支柱应按MT112《矿用单体液压支柱》中的“出厂试验规范”的有关规定进行操作试验和密封试验，合格后方可下井使用。2、单体液压支柱和兀型钢梁必须编号进行管理，并建立管理台帐详细记录支柱编号、出厂日期、下井日期、维修日期、故障维修内容、试验情况、维修人等。3、在地面存放时间超过3个月的新支柱或修复的支柱下井前应按上述规定进行抽查，存放期超过1年的支柱应逐根试验，检查支柱性能是否有变化。性能不能保证或在贮藏运输中损坏的支柱不允许下井使用。4、单体柱和兀型钢梁在采煤工作面回采结束后或使用时间超过8个月后必须进行检修，检修好的支柱。必须进行压力试验，合格后方可使用。5、备用支柱和回出的支柱要摆放整齐，且应斜立放置，严禁倒放。6、如果发现支柱漏液、部件损坏不能使用时，应立即升井修理，严禁在井下敲打。7、井下使用的单体柱发现三用阀失效、漏液、变形、弯曲、活柱表面锈蚀，顶盖缺少两个以上小爪或手柄损坏时，必须及时更换。8、检查注液枪时，发现漏液、损坏、变形、无密封圈或出现不正常时，应立即组织单体柱管理工进行修补或更换。9、注液枪在注液前必须将枪口内脏物冲出，严禁脏物注入阀内。10、注液枪用完后要悬吊起来，严禁乱丢乱放，以免煤尘污染或丢失。11、注液枪损坏或出现漏液时，应及时升井修理，修理好后的注液枪必须在试验台上进行高低压密封试验。12、立柱和升柱时，一人在倾斜上方抓支柱的手把将支柱立在柱位上，另一人拿好注液枪站在支柱下方，转动支柱使注液阀向下，然后冲洗注液阀内煤粉，将注液枪卡套卡紧注液阀，开动手把供液升柱，使柱爪卡住梁牙并供液达到规定初撑力为止，退下注液枪并挂在支柱手把上。13、架设支柱时，应先调整三用阀的方向，靠煤壁支柱注液阀朝向老塘侧，靠舍邦侧支柱注液阀朝向煤邦侧，然后用注液枪注液，使支柱有足够支撑力。14、回柱时，要把卸载手把插入三用阀的卸载孔内。转动卸载手把使支柱缓慢下缩，回出支柱，严禁使用手镐等其它物品进行卸载。第五节工程质量标准单体液压支柱配“π”型钢梁炮采放顶煤采煤工艺的关键在于移架放顶与放顶煤，移架放顶是保证工作面的安全的关键，放顶煤是取得良好经济效益的关键。在工艺实施过程中，要遵循工艺要求及质量标准，既确保安全，又达到高产、高效之目的。采面工程质量标准：1、采面每棚支架间距应保证0.55—0.65m(中2、采面中高不得低于1.8m。3、棚与棚之间必须打撑杆，严防棚子歪旋。4、移梁前必须先掏梁窝，梁窝深度保证0.1m，移梁必须到位。5、立柱时必须有0.05m～0.10m深的柱窝，柱窝要刨到硬底，严禁将柱子站在浮煤上。若底板软或有底煤，支柱需穿木鞋时，木鞋规格为350×150×60mm。6、支柱的初撑力应达到50KN，测压计读数不能小于5MPa。7、采面支柱迎山要适宜，以采高1.8m计算，支柱最大仰、俯范围为0.21～0.44m，歪旋值小于0.15m。8、开邦过程中，2m2内浮煤高度不得超过0.6m9、放顶时，老塘侧支柱要回净。10、采面安全出口中高不得低于1.6m，保证畅通无阻。11、每棚间金属网数量必须符合规定，顶部，煤邦、舍邦金属网必须连接好不能让矸石窜入溜子影响煤质。12、采面溜子刮板、螺丝必须完整齐全，严防溜子脱链，溜槽脱节。13、采面溜子底槽必须掏干净，以利溜子正常运行。14、采面上下付巷超前20m内，支架不得有掉口、歪旋现象，净高不得低于1.6m，并且必须打上抬棚。15、顺槽内应保持无积水、无浮煤、无杂物堆积，材料要靠巷道一邦码放整齐，不得影响通风行人。16、采面支架完好率保证在99.8%以上，无空邦、空顶现象，支护要牢固整齐。17、在回采过程中，溜子、煤壁、支柱要保持三直一平。三直即煤墙直，支柱直，溜子直；一平即溜子两侧保持水平。18、工作面支柱必须打成直线，其偏差不超过100mm，柱距不大于100mm、排距偏差不超过±100mm。19、支柱的初撑力不低于规定值的80%。20、煤壁平直，与底板垂直，伞檐长度超过1m时，其最大突出部分，不超过200mm。21、靠煤壁侧支柱按照工艺要求及时架设，并保证齐全。第四章生产系统第一节“一通三防”一、通风系统（见附图2）1、新鲜风流：主井→井底大巷→11轨道上山→101运输巷→工作面。2、乏风流：回采工作面→101回风巷→11运输上山→总回风巷→风井→地面。3、采面风量计算：（1）按采面同时工作最多人数进行计算：Q=4NK=4×21×1.45=121（m3/min)式中：Ｑ：回采工作面所需风量４：每人每分钟所需风量N：回采工作面同时工作最多人数，取21Ｋ：风量备用系数，取1.45（2）按造成采面良好气候条件计算：Q=60VS=60×1.45×3.6=313.2(m3/min）式中：V：工作面理想风速取1.45m/sS：工作面断面（2.0m×1.8m=3.6m2（3）按照工作面沼气涌出量计算：Q=100×QCH4×K/Cg=100×2.1×1.6/1=336(m3/min)式中：QCH4：采面沼气绝对涌出量,取2.1m3/min。K：采面沼气涌出不均衡系数，取1.6Cg:工作面回风流中沼气最高允许浓度,取1（4）按工作同时使用的最大炸药量计算：Q=25A=25×15.3=382.5m3

A──每循环炸药耗量（5）风速验算：按最低风速验算：Q≥15S=15×3.6=54(m3/min)按最高风速验算：Q≤240S=240×3.6=864(m3/min)（5）风量确定：依上述计算,另据我矿的开采情况，结合201采面实际供风量，101采面配风量应为382.5m3/min，即可满足安全生产。随着采面推采，通风部门在保证采面瓦斯不超限的情况下可根据采面瓦斯实际涌出量适当调整采面风量。二、瓦斯检测

（一）、瓦斯检测工作面投产前，按设计安装一部甲烷传感器，设在回风巷距安全出口10～15米处，报警浓度≥1.00％，断电浓度≥1.5％，复电浓度＜1.0％。

断电范围为采煤工作面及其上、下顺槽所有非本质安全型设备，要求瓦斯电闭锁装置动作灵敏、准确，并按规定进行校验，保证其断电功能可靠。

瓦斯报警或瓦斯断电必须立即停止工作，切断电源，撤离人员，向调度及值班矿长汇报，进行处理，待瓦斯浓度降到安全范围后，经瓦斯检查员确认无误，方可送电恢复生产。瓦斯检查工和瓦斯监测工必须严格按照《矿井作业操作规程和规章制度》的内容来执行。祥见附图11：安全监控系统图（二）、瓦斯检查(设点、次数)（1）每班对工作面瓦斯检查的次数不得少于三次，且检查时间要均匀，本班报出最高瓦斯浓度。（2）检查瓦斯后应及时向调度室汇报测定结果。（3）工作面上隅角应设放便携式瓦检仪，且读数准确有效。（4）工作面需测定瓦斯及二氧化碳的地点为：①工作面进风流（指运输巷至工作面煤壁线以外的风流）。②工作面风流（指距煤壁、顶、底板各20cm以外的风流和以采空区切顶线为准以外的风流）③上隅角（指工作面回风侧最后一副支架处）。④工作面回风流（指距工作面10m以外的回风巷内不与其他风流汇合的一段风流）。（5）爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.5%时，严禁爆破。（6）停风工作面恢复供风后，必须通过供风、瓦斯检查员检查，经证实无危险后，方可恢复工作。（7）停风工作面恢复供风后，必须通过供风、瓦斯检查员检查所有安装电动机及其开关的地点附近20m的巷道内，只有瓦斯浓度符合规定时，方可开启。（8）当工作面气体浓度超限时，瓦斯检查员必须告诉现场所有工作人员，停止工作并撤出人员，待采取措施、气体浓度恢复正常后，方可继续进入工作地点工作。（9）参观或检查人员进入工作面时，应携带瓦斯便携仪器。（10）瓦斯检查员必须执行瓦斯巡回检查制度和请示报告制度，并认真填写瓦斯检查班报。每次检查结果必须记入瓦斯检查班报手册和检查地点的记录牌上。（11）通风负责人必须审阅瓦斯班报，掌握瓦斯变化情况。（12）通风瓦斯日报表必须先报送通风负责人签字，再报送有关矿长、矿技术负责人审阅、签字。对重大的通风、瓦斯问题，应及时制订措施，进行处理。三、综合防尘系统工作面在回采时，进行深孔和浅孔注水相结合的方法以便改善工作面的工作环境和进一步达到降低煤尘的效果。（一）采煤工作面注水防尘措施1、注水方式及参数的确定根据本矿实际情况，该采区煤层具有自燃倾向性，所采煤层为煤中间含有矸石，在工作面运输、回风巷及采区切眼掘进时揭露，有小煤矿巷道和巷柱式回采的采空区，生产中呈粉状产出，煤体透水性差的特点，采用在上下巷向采区超前注水和煤壁卸压带进行浅孔和深孔相结合的方式进行煤壁注水，该区域次生裂隙发育，注水区透水性变强，有利于充分湿润煤体。（1）钻孔直径钻孔直径应与炮眼直径一致，便于使用共同的打眼工具。（2）钻孔长度深孔注水钻孔长度8m；浅孔注水钻孔长度2m（3）封孔长度封孔长度为1.0m。（4）钻孔间距：6m。（5）钻孔角度：深孔注水钻孔垂直采面，向上60度；浅孔注水垂直采面，水平。（6）封孔方式：采用封孔器封孔。（7）注水压力102工作面浅孔煤壁注水，采用液压泵站压力系统注水，水压一般应控制在5Mpa左右。（8）注水时间：深孔注水，1.5小时；浅孔注水，0.5小时。2、注水设备（1）泵站采用液压泵站压力系统，为了保护防尘管路，在水中加入0.5～1%的乳化液。（2）铺设专用注水管路。（3）使用低压自动封孔器进行封孔。（4）打眼采用MZ-1.2型煤电钻还是风煤钻和螺旋型麻花钻杆。3、深、浅孔注水方法（1）注水全部工序在准备班进行。(2)、从上回风巷沿煤层倾角向下(采区)打眼和下运输巷沿煤层倾角向上(采区)打眼注水，眼深度回风巷向下10~30m,运输巷向上10~20m,眼距5~9m超前工作面20~50m安排专人注水。（3）人员配备为2组，3人一组，每组注水长度50m上下巷根据实际情况有生产科、调度室灵活安排。（4）注水时，两人打眼，一人注水。（5）注水时压力要求逐步升高，煤壁发现“汗珠”和孔内向外溢水时，则停止注水，转入下一个孔注水。(6)、注水人员每班必须把注水实际情况向调室回报，调度室值班人员要做详细记录存档备查。（二）其它综合防尘措施主井地面高压水流→主井→井底大巷→11轨道下山→101运输巷（回风巷）→工作面及各喷雾洒水地点。（1）工作面采用低位放煤，尽量减少煤尘飞扬，在放煤口设置喷头喷雾降尘。（2）各转载点设置降尘喷头，水压应确保喷头喷水为雾状，提高降尘量，减少巷道积水。（三）注水工作要挂牌管理，每班必须配备专职人员负责注水，注水人员并要如实填写注水管理牌，详细写明孔号、注水时间、注水角度、注水长度、注水间距等内容并和注水孔的孔号相对照，跟班质量验收员负责对工作面注水做好验收工作并填写报表。四、防火1、消防管路从主井底大巷主防尘管路引一趟2吋支管至工作面，消防管路每隔50m设置支管和三通阀门，消防水池必须经常保持不少于200m32、注浆管路从平地注浆场沿主斜井→井底大巷→11轨道上山→01采区回风巷进入采区上回风巷，对101回采工作面采空区及时灌浆，防止采空区余留煤炭自燃。3、井下使用易燃物必须存放在盖实的铁桶内，用过的棉纱、布头和纸也必须存放在盖实的铁桶内，并由专人定期送往地面，不得乱仍乱放，严禁将剩油、废油留在巷道内。4、严禁明火作业和电器设备失爆。4、工作面和回风流中的电器设备附近必须备有不少于2个合格的灭火器，1把铁锨和0.2m3的灭火沙。灭火器必须悬挂，距地面不得少于0.3m5、电器设备着火时，先切断电源，然后用沙子灭火。6、井下工作人员必须熟悉灭火器的使用方法和存放位置。7、爆破作业时，严禁使用变质的炸药，以防拒爆燃烧。第二节安全监控系统为及时了解、掌握101工作面的安全状况和有关设备的运行情况，必须在101采面及上付巷安装安全监控设备。利用各监控设备反馈的信息，通过生产调度更好地协调、指挥生产。（一）安全监控设备的设置1、通风安全监控设备的种类、数量、位置及控制区域。101工作面安装两个甲烷传感器。甲烷传感器分别安装在采面上安全出口小于10m处和回风巷口10～15米处，负责监控101回风巷的瓦斯情况，当瓦斯浓度超过1.0%时，瓦斯传感器将会发出警报声。2、电源电缆及信号电缆敷设（1）电源电缆：由中央变电所引出两条动力线电缆，一条沿回风巷敷设，一条沿运输巷敷设至工作面，负责101工作面电气设备的用电。（2）监控电缆：两路监控线电缆，一路沿101回风巷敷设至工作面上安全出口小于10m处和回风巷口10～15米处。一路沿运输巷敷设至采面机头处。3、里外甲烷传感器报警点、断电点、复电点及断电范围：表7报警点断电点复电点断电范围里侧传感器T1≥1．0%≥1．5%＜1．0%工作面及其回风流内所有非本安全型电气设备外侧传感器T2≥1．0%≥1．0%＜1．0%5、采面上隅角必须设置便携式甲烷检测报警仪，负责监控上隅角的瓦斯情况，瓦斯浓度超过1.0%时，立即通知调度室，由调度室协调处理。（二）安全监控设备的安装、使用和维护。1、安装断电控制系统时，必须根据断电范围要求，提供断电条件，并接通井下电源及控制线。2、安全监控设备必须定期进行调试、校正，每月至少1次。每7天必须使用校准气样和空气样调校1次，每7天必须对CH4超限断电功能进行测试。3、必须每天检查安全监控设备及电缆是否正常，使用便携式光学甲烷检测仪与甲烷传感器进行对照，并将记录和监测结果报监测值班员，如二者读数误差大于允许误差时，必须在8小时内对两种设备调校完毕。4、安全监控系统中心站，必须实时监控全部采掘工作面瓦斯浓度变化及被控设备的通、断电状态。5、安全监控室值班员必须每天打印瓦斯监测日报表，并报总经理和技术负责人审阅。第四节运输系统1、运煤：回采工作面→101运输巷→皮带上山→煤仓→矿车→主井→地面→煤场。2、运料：地面木料厂→主井→井底大巷→11轨道上山→101回风巷→工作面。3、胶带输送机必须装设防滑保护、堆煤保护、防跑偏装置、温度保护、烟雾保护、自动洒水装置。4、移动刮板输送机时，严禁顶伤人员和损坏设备，刮板输送机的机头和机尾必须打牢坚固的点柱。第五节排水系统工作面正常涌水量预计0.5m3/h，采用隔爆型污水潜水泵排水，潜水泵型号为：BQW—15×30－4，管路规格2寸。临时水仓地点设在工作面运输巷低洼处下帮，规格：（深、宽、高）2000×1400×2000mm。排水路线为：工作面水流→101运输巷→11轨道上山→井底水仓→主井→地面；回风巷水流由101回风巷→11轨道上山→井底水仓→主井→地面。第六节供电系统主井变电所→主井→11轨道上山→101运输巷（101回风巷）→工作面及各配电点第七节照明、通信和信号1、该工作面要设防爆电话直通调度室，大巷采用防爆日光灯照明，个人照明为每人一盏矿灯。2、小绞车运输时，必须安装声光和红绿灯指示信号，并能够正常使用。第五章劳动组织和主要技术经济指标第一节劳动组织1、循环作业方式：本工作面采用“三班”制作业，采用两采一准的工作方式，即：一班开邦，一班放煤，一班进行检修，为下班开邦做好准备，无论工作面长短都要按正规循环进行作业。2、循环进度：循环进度保证1.0m3、劳动组织形式：（见表8）劳动组织形式表8序号工种单位人员配备备注八点班肆点班零点班合计1掘工人33392辅助工人22263打眼工人224放炮工人115溜子司机人33396皮带司机人11137抽底槽工人118运料工人1129管柱工人11210放煤工人111311整修工人1113打采面帮顶12队、班干人111313巷道修理工人2226修超前平巷14开泵人11215合计人21171452第二节作业循环循环作业图表：（见附图6）第三节主要技术经济指标工作面主要技术经济指标见表9。附图6：作业循环图第六章煤质管理一、煤质指标和要求商品煤含矸率不超过2%。二、提高煤质的措施1、严格执行“三捡四不上”制度，采煤队对本部门职责范围内的矸石要严格把关，从采面、皮带溜子各运输设备到平地煤楼设专人捡矸，保证原煤含矸率不超过规定的指标。2、捡矸工要严格把关，大块矸石、木料、杂物必须停机捡出，严禁矸石、杂物随机运出影响煤质。3、采面各转载点的喷雾要做到开机开水，停机停水，煤炭水分过大时要适当降低喷雾量，以防煤中水分超标。

4、采面放煤工作完成后，放煤工必须将放煤口封好，防止矸石窜入工作面。工作面主要技术经济指标表表9序号项目单位指标备注1工作面长度m平均552顺槽平均可采长度m1803煤层厚度（平均）m84煤层倾角度10～205容重T/m31.386采高m2.07顶板管理方式全部垮落法8循环进度m19回采率%80以上10采面可采期月1111回采工效T/工11.1采面以21人计12全员工效T/工5月以1560工计13梁柱损失率根/万吨0.214炸药消耗Kg/万吨39015雷管消耗个/万吨280016金属网片/万吨1008`17乳化油消耗Kg/万吨18018机械消耗元/万吨3000019坑木消耗m3/万吨5.520含矸率%≤2第七章安全技术措施第一节一般规定一、一般规定1、所有上岗人员必须严格执行《煤矿安全规程》、《煤矿技术操作规程》和《101采煤工作面作业规程》严禁违章指挥和违章作业，违反劳动纪律。2、所有特殊工种必须持证上岗，严格执行岗位责任制、现场交接班制、设备维修制、质量验收制。3、工作面工程质量和顶板控制，要严格按照国家有关煤矿标准化的各项要求严格执行，做到动态达标，安全生产、文明生产。4、加强工作面设备管理，要按照设备完好标准进行检修和保养，确保设备处于完好状态。6、所有设备的安全设施，都必须按照设备的自身安全使用要求，进行安装调整。并保证完好可靠，正确使用。任何人不得以任何理由随意拆除。在生产过程中，发现失灵立即更换后，再恢复生产。7、为防止重大事故发生，工作面各监控系统、通风系统、防尘系统应及时检修，保证其完好，并坚持正常使用。8、从经常跨越的运输设备上方，要安设牢固的人行过桥，并悬挂醒目的标志牌。9、跟班队长、工作面管理人员，当班所要求解决问题，施工单位当班负责人都必须认真及时组织人员落实整改，否则立即停止工作，并追究其责任。10、严禁人员进行入运转的设备里侧或上方作业，如必须进入作业时，要停机闭锁，并设专人看管闭锁和观察顶板方可进行作业，否则视为违章作业。

二、安全制度（一）工作面交接班制度为确保工作面质量达到优良及机械设备处在良好的工作状态，特制定工作面交接班制度如下：1、班长及采面负责要严格把关，跟班技术员按照质量标准规定，上尺拉线逐棚验收，不合格工程必须返工，否则，出现问题责任自负。2、本班工作面采完后，接班人员未进入工作面之前，班长不得提前离开工作面，留守工作面与接班管理人员进行现场交接。3、接班的人员进入工作面后，首先要巡回检查，发现工程质量问题及安全隐患，要在交接班本上注明，并相互协调处理。（二）工作面开工制度1、工作面每次开工前，当班班长必须对施工现场安全情况进行全面检查，确认无不安全隐患时方可开工，否则，工人有权拒绝开工。2、当班存在隐患不排除，不准开工，否则追究当班队长责任。3、凡不按规定开工者，一律视为违章作业。（三）工程质量管理制度1、工作面支架必须成对架设，做到迎山适中。2、支柱不准超高使用，工作面不准有空载支柱或闲柱。3、每一循环过后梁头要齐，棚距均匀，老塘侧梁头不得超过0.2米。4、运输巷、回风巷必须按要求架设，同时，不得有浮煤杂物，行人侧宽不小于0.7米。5、严格按《生产矿井质量标准化标准》中《采煤工作面质量标准》进行作业及验收。（四）工作面两尾巷回收措施1、工作面上、下尾巷（指运输巷及回风巷）要班班回收，必须由跟班队长或班长现场指挥，负责处理回收工作中出现的各种问题，确保回收安全。2、尾巷回收必须由三人配合作业，一人观山，二人操作。3、回收前必须先加固周围支架，清理好退路，确保安全情况下方可开始回收。4、回收机头部（运输巷）尾巷时，必须先停止运输机，并把开关打至“0”5、尾巷回收后，若老塘不实，必须先充填或强制顶板跨落并挡好门，防止瓦斯聚积。6、回收工作完成后，要将回收的单体柱、梁、坑木等运至20米外宽敞处存放，并且摆放整齐。

三、技术措施1、工作面安装及回采移溜时必须拉线，按线施工。2、采煤工作面的伞檐不得超过200mm，不准随意丢底煤，工作面的浮煤应清理干净。3、采面工程质量必须达到“三直一平两净两畅通”。4、支柱的初撑力不得低于50KN，严禁在舍帮内提前摘柱、碰坏、失效的支柱必须立即恢复或更换，移动运输机机头、机尾需要拆除附近的支架时，必须先架好临时支架。5、液压支柱必须垂直顶梁，支柱底部应落在实底，遇有底板浸水时，支柱必须穿木鞋。6、相邻两组梁的坡度要一致，支柱初撑力要达到规定，否则采用二次注液方法。7、移架前，首先检查梁支柱是否牢固，要避免固定不牢而使梁倾倒。8、放煤口位置按规定开，严禁乱开乱放，更不准在支架顶部放煤。9、严格工程质量检查及交接班验收制度，实行三人签字制度，跟班技术员、班队长共同验收交接签字，发现不合格者立即返工整修，否则拒绝在交接本上签字。

第二节“一通三防”一、通风1、工作面必须有完整的独立通风系统。2、通风部门应加强通风管理，保证采面有足够风量冲淡瓦斯，严禁无风、微风或瓦斯超限情况下作业。3、通风科必须按规定每旬进行一次测风，掌握合理配风量。根据测风结果及实际用风量适时进行风量调节。4、因检修、停电或其它原因停止主要通风机运转时，必须制定停风措施，受停风影响的地点，必须立即停止工作，切断电源，工作人员先撤到进风巷道中，由值班矿长迅速决定全矿井是否停止生产、工作人员是否全部撤出。5、主要通风机停止运转期间，必须打开井口防爆门和有关风门，利用自然风压通风。6、工作面的风流中氧气浓度不能低于20%，二氧化碳浓度不得超过0.5%，其它气体浓度符合《煤矿安全规程》第一百条的规定。7、采煤工作面最低风速不能低于0.25m/s，最高风速不超过4m/s。二、防治瓦斯措施（一）采面瓦斯防治1、建立健全瓦斯检查制度，瓦斯检测次数每班必须有三次，便于准确及时掌握采面的瓦斯涌出情况和风流中瓦斯浓度，本班报出最高瓦斯浓度。2、瓦斯检查员必须执行瓦斯巡回检查制度，瓦斯浓度超过1%时，瓦检员有权责令现场人员停止工作，并撤到安全地点。3、采面上隅角必须悬挂一部便携式瓦斯报警仪。4、采面须安装瓦斯传感器和瓦斯断电仪，确保瓦斯超限时，及时断电。5、工作面必须保证畅通，减少工作面的风阻，降低工作面两端压差。6、采煤工作面作业地点风流中瓦斯浓度达到1.0%时，必须停止用电钻打眼；爆破地点及附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.0%时严禁爆破。7、工作面及作业地点风流中、电动机或其开关安设地点附近20m以内风流中的瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，报告调度室。必须在瓦斯浓度降到1.0%以下时，方可通电启动。8、采煤工作面上隅角及其它巷道内，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三、防灭火措施1、矿井必须设有专用消防水池和井下消防管路系统。井下消防管路在采面皮带运输巷应每隔50m设置支管和阀门，其它区域可每隔100m设置支管和阀门。2、采面回采结束后，必须及时用不燃性材料进行永久性封闭。3、所有入井人员严禁携带烟火及其它易燃物品入井。4、井下所有人员严禁穿化纤衣服。5、加快工作面推进度，减少采空区空气流动，防止采空区内浮煤氧化。四、防尘措施（1）工作面放炮时坚持使用水炮泥，加强放炮时的降尘效果。（2）工作面放炮后冲洗巷帮及时对煤体湿润，减少煤尘飞扬。（3）定期由专人冲洗、清扫大巷及采面上下付巷，减少煤尘聚积。（4）工作面每一职工上岗，必须佩戴防尘口罩，切实搞好个体防护，减少煤尘吸入量。（5）建立综合防尘管理制度和注水防尘管理台帐，每班将注水情况认真填写报表，报调度室。（6）通风维修队，应经常对各地点的防尘喷雾装置进行检修，确保喷雾效果良好。（7）建立完善的防尘供水管路，每隔50m设置三通阀门和支管定期洒水防尘。（8）通防工须经常保持防尘设施齐全，正常运行并经常清扫巷道浮煤。第三节顶板管理措施1、开工前，班组长必须对工作面安全情况进行全面检查，确认无误后，方准人员进入工作面。各工种进入工作面，必须坚持敲帮问顶制度，发现危岩，片帮要及时处理，安全有保证后方可工作。2、回柱放顶人员必须站在支架完整、无危险的安全地点工作。回柱放顶前，必须对放顶的安全工作进行全面检查、清理好退路，回柱放顶时必须指定有经验的人员观察顶板。3、当发现压力增大、断梁折柱增多、有响声、底板鼓起、流碎煤、煤质变软等现象时应立即撤人，向矿调度室汇报，采取措施进行处理。4、严格执行敲帮问顶制度，严禁空顶作业，移架时必须两人密切配合，并注意观察顶板情况。5、当顶板破碎或不平整时，要及时在梁上打好柱子或用坑木接顶、整平、背实，防止支架歪斜，顶梁接触不平现象。6、采面所有支架必须架设牢固，单体柱必须站在实底上，并垫好木鞋，每排支柱要站成一条直线。严禁在浮煤或浮矸上架设支架，采面严禁单棚或单梁单柱存在。7、所有架设的支架都必须垂直煤壁齐梁架设。8、在降柱时，开始必须缓慢下沉，不准一次打开放液阀，打开放液阀必须用专用手把，否则，按违章处理。9、在操作过程中，对支架应随时进行调整，严禁支柱歪旋。10、支柱时，支柱顶部的小爪子必须对准梁上定位槽，所有中间支柱必须使用防倒链，以防支架受力倾倒。11、回柱时，不准使用任何工具敲打单体柱，更不准用回柱顶拉支柱。12、工作面若有顶板破碎时，可在架间套棚支架作为辅助支护，随采面推进前移。13、工作面必须配备40根坑木，Φ≥14cm，长2.4m，回风巷距工作面20m～40m距离内存放24根，运输巷顺槽溜子巷距采面20m以外存放16根，备用坑木要挂牌管理，管理牌上要标明坑木的数量、规格及负责人。备用柱梁和坑木必须充足，否则不得开工。14、采面必须按规程要求及时穿梁护顶，并用金属网、椽子刹紧、背牢，严禁空顶作业。15、作业人员必须在支架掩护下工作，严禁进入无支架掩护区内作业。16、打柱窝时，严禁坐、卧、爬、跪式作业。17、在初次来压期间或底板较软地段，应及时打上戗柱，给支柱穿上木鞋，以增强抗压能力。18、在采煤期间，梁柱要经常检修，保证采面支护质量，以免梁柱失效造成事故，严禁使用坏柱，对于损坏梁柱要当班运往理厂检修。19、当煤墙或舍帮的矸石比较破碎时，必须用金属网、将煤墙和舍帮打好封闭并连接好，防止煤墙片帮和舍帮矸石窜入工作面伤人。20、采面切顶线外侧必须有破碎的煤或矸石自然形成的稳定充填掩护带，严禁采空区悬空。21、加强顶板监控，顶板来压引起的支架漏液，支柱变形要及时更换修复。22、支柱的初撑力不得小于50KN，测压计读数不能小于5MPa，对初撑力达不到要求的支柱要进行二次补液，严禁有空载支柱。23、过老巷措施：（1）采面过老巷时如果支柱下部空，必须用浮煤将下部充填实，充填后支柱必须穿上木鞋，尽量减少支柱插底。（2）过老巷放煤时，支柱初撑力必须达到设计要求，过老巷部分的支架必须用抬棚进行加固，保证工作面支架的稳定性。（3）采面过老巷时，该部分应禁止放炮并加强支护，开帮后及时挂梁支护，尽量减少煤炭冒落，依次进行直至全部过完老巷。（4）在过老巷期间每次开工前施工队队长和班组长必须对施工地点的安全情况进行一次全面检查，排除事故隐患，确保施工的安全。（5）过老巷前应加强过空部分采煤工作面的煤层注水，使煤层充分黏结。第四节放顶煤安全措施放顶煤开采的危险因素及采取的措施见表10表10放顶煤开采主要存在的危险因素及采取的措施主要方面危险因素对应安全技术措施备注顶板由于顶煤的大量冒放造成大范围的围岩移动和应力变化，使顶板管理难度加大。对上述问题，所采取的措施为全部垮落式顶板管理方法。并加强顶板监控和预测预报，保证支柱的初撑力。瓦斯放顶煤开采工作面的绝对瓦斯涌出量大幅度增加，瓦斯涌出的不均衡性和上隅角瓦斯超限机率大大增加，在放煤区域，常常产生瓦斯积聚的空洞。采用了加大通风对本工作面的瓦斯进行管理，对煤体内的裂隙、岩溶、断层中所含的瓦斯都可达到预期管理的效果，具体见加大一通三防安全技术措施煤尘放顶煤工作面放煤期间，放煤口附近及整个工作面的煤尘十分严重。经过长期的实验和应用，采用在煤壁卸压带进行浅孔和深孔相结合的方式进行煤壁注水，该区域次生裂隙发育，注水区透水性变强，有利于充分湿润煤体。而且每次注水效果显著。矿井水由于放煤引起的导水裂隙范围加大，与含水层水、老空水、地表水沟通的可能性增大。本工作面无大的涌水，也不存在老空水和岩溶水、地表水。在回采的过程中可能会出现少量的顶板水，给回造不成太大的威胁。资源利用由于放顶煤工作面放煤工艺和煤炭块度等条件的影响，回收率比分层开采减少5%至15%，如果放煤参数及放煤工艺不合理，回收率将更低。为了提高回采工作面的采出率及煤质，在放煤时严格执行“见矸关门”的原则，放顶煤必须坚持多轮多次间隔放煤的作业方式。第五节防治水措施1、建立防治水领导小组，矿长任组长，总工、生产、安全、机电矿长任副组长，成员由各职能部门负责人担任。在采面发生水患时负责制订安全措施和组织堵排水施工。2、技术科应做好工作面水文地质的预测预报工作，加强对工作面地质变化的预测，超前预测工作面可疑水患情况，并提交水文地质情况分析报告，使施工人员提前采取防范措施，确保生产安全。如遇地质变化或工作面淋水增大、过断层、底板出水时，现场负责人员应及时通知地测科、生产科和调度室，并由生产科制订专门的防治水措施，严防水患。3、完善排水系统，疏通排水管路，保持避水路线畅通，并配备有相适应的排水设备，便于水及时排走。4、采面上、下付巷不得有积水，否则应及时处理。5、泵房及采面潜水泵司泵工须坚守工作岗位，时刻注意水仓水量变化情况。如有异常变化，应及时向调度室汇报，便于尽快查明原因，采取措施处理，保证生产安全。6、如因临时停电或大泵出现故障而不能正常排水时，应及时报告调度室，便于采取必要措施处理，确保本采面正常回采。第六节防止支柱倾倒措施1、在采面倾角较大地段（15°以上）用液压枪升紧，椽子打牢打齐后，必须用防倒链将支柱栓紧与π型钢连接，以防止支柱受压或自支卸载后倾倒。2、每根支柱必须有0.1-0.2米深柱窝。3、严禁支柱站在浮煤上。4、每班派专人检查棚架，发现歪旋、自支卸载等要及时更换。5、要求支架迎山有力（适中）初撑力达到要求。6、采面严禁放大炮，帮、顶打严打实。7、工作面有浸水时，及时采取措施，将水改道入管，防止冲倒棚子第七节提高采出率措施1、工作面回采前，矿队成立放顶煤提高采出率领导小组，制定出切实可行的奖罚政策，确保工作面采出率在80%以上。2、放顶煤必须坚持多轮间隔放煤的作业方式，采用分段多轮次方式由上至下依次进行。3、工作面初采时，要放一部分顶煤，减少煤炭损失，提高采出率，工作面收尾时，尽可能少丢煤，减少煤炭损失。4、安排专人清煤，工作面、运输巷、回风巷及端头处的浮煤必须清净。5、地测科严格按规定探煤厚，提供准确可靠的储量依据。6、放顶煤要做到少量均匀，多轮多循环反复进行，以达到使顶煤均匀下沉，防止一点突破造成提前来矸。第八节提高煤质措施1、成立以队长为首的煤质管理小组，制定切实可行的奖罚政策。2、放煤时，一旦见矸应及时关闭放煤口。3、严格控制工程质量，加强顶板控制，减少冒顶事故的发生。4、控制转载点的喷雾及其他水源，做到使用打开，不使用及时关闭，降低煤的水分。5、工作面运输巷设专人拣矸，大块矸石充填采空区或下尾。6、遇底板鼓起或过断层时，尽量少破岩石，大块矸石要拣出，严格执行煤岩分装分运。第九节放炮措施1、井下放炮工作必须由专职放炮员担任，放炮员必须持证上岗，并及时参加主管部门定期培训。2、爆破工必须依照爆破说明书进行爆破作业。3、放炮员在当班接受任务后，确定当班使用的炸药、雷管数量，填写领取单经班组长签字到炸药库领取当班用的炸药、雷管。4、爆破材料在工作面临时存放时，必须放置在放炮警戒线以外的顶板完好、支架完整、无电器设施、不潮湿的安全地点。炸药和雷管必须分开存放在专用的炮药箱内并加锁管理。5、爆破时必须严格执行“一炮三检”制和“三人联锁放炮”制度。6、设置警戒：（1）联线前，班组长必须亲自布置专人在警戒线和可能进入放炮地点的所有通路上担任警戒，放炮员须为警戒人员之一。（2）警戒线必须设在顶板支架完好的地点并要设置警戒牌、栏杆或拉绳等标志。(3)放炮时所有人员都应在警戒线以外。（4）工作面若与其它采掘面贯通，在相距15m时，必须在要贯通处设置警戒直至贯通，贯通处两头都要在放炮前检查瓦斯。（5）警戒的安全距离应不小于30m。7、装药前检查：装药前，放炮员要与班组长及瓦斯检查员对工作面及炮眼进行全面检查，对所检查出的问题，应及时处理，在有下列情况之一时，不准进行装药。（1）装药地点20m以内风流中瓦斯浓度达到1%时。（2）工作面风量不足或风向不稳定。（3）装药地点20m以内煤尘堆集飞扬。（4）装药地点有片帮冒顶的危险。（5）有伞檐、炮道不符合规定、煤壁局部突出0.3m以上。（6）炮眼内有异状、有压力水、瓦斯突增、炮眼塌陷出现裂隙、温度骤高骤低等。（7）有眼深小于0.6m的炮眼或不符合规程规定的眼深、位置、方向等。（8）炮眼内煤粉未清除干净。（9）基本支护与特殊支护不齐全、支护有损坏未处理的。（10）发现瞎炮未处理的。8、放炮前检查：在联线和放炮前，放炮员和班组长、瓦斯检查员对放炮地点进行第二次检查，对查出的问题应及时处理，在有下列情况之一时，不准进行联线放炮。（1）放炮地点20m以内风流中瓦斯浓度达到1%时。（2）在装药前的各项问题或处理后又出现时。（3）没有设置好警戒的。（4）放炮母线不足50m。（5）应该掩盖维护好的设施未进行掩盖和维护。（6）没有按规定用水炮泥或封泥长度不足。（7）每次爆破前，爆破工必须做电爆网路全电阻检查。严禁用发爆器打火放电检测电爆网路是否导通。9、放炮：（1）母线与电雷管脚线联结后，放炮员吹第一次口哨并大声叫喊“要放炮啦”。（2）放炮员沿路检查路线，第二次吹口哨并大声叫喊：“快放炮啦”。（3）到达放炮的警戒地点后，将母线联接在放炮器的接线端并拧紧，这时第三次吹口哨并大声叫喊“放炮啦”等待30s后，用钥匙将开关转到充电位置，待氖灯闪亮稳定，将开关钥匙转到原来放电位置起爆。（4）炮响后，首先取下放炮器钥匙，然后将母线从放炮器上摘下并打结短路。放炮器的钥匙必须随身携带，严禁转交他人。10、放炮后检查：（1）放炮员会同班组长、瓦斯检查员进行放炮后的检查工作，检查及处理内容同装药前、放炮前检查内容相同。（2）通电后若没有爆炸，用瞬发电雷管时至少5分钟，放炮员方可沿线路检查不爆的原因。（3）在确属由联线不良造成不爆时，可以重新联线放炮。（4）若属瞎炮时，应按瞎炮进行处理。11、瞎炮处理：（1）在距瞎炮至少0.3m处另打同瞎炮眼平行的新炮眼，重新装药放炮。（2）严禁用镐刨或从炮眼中取出原放置的引药或从引药中拉出电雷管，严禁将炮眼残底（无论有无引药）继续加深，严禁用打眼的方法往外掏药，严禁用压风吹这些炮眼。（3）处理瞎炮的炮眼爆炸后，放炮员必须详细检查炸落的煤、矸，收集未爆的电雷管。（4）瞎炮处理完毕以前，严禁在该地点进行同处理瞎炮无关的工作。12、装药的炮眼必须当班放炮完毕，若遇特殊情况无法当班放完时，必须在现场向下班放炮员交待清楚。13、在本班放完炮、吹散炮烟并经班组长同意后，放炮员须吹长哨并大声叫喊“放完炮啦”，方可撤警戒和让其它人员进入工作面作业。14、清点剩余电雷管、炸药，填写消耗单并经班组长签字，当班要办好爆破材料退还手续，不准私藏电雷管及炸药。15、向下班放炮员交班，介绍当班工作情况及隐患。16、“三人联锁爆破”制度：即爆破前，爆破工将警戒牌交给班组长，由班组长亲自派专人警戒，并将爆破命令牌交给瓦斯检查员，由瓦斯检查员检查瓦斯、煤尘浓度合格后，将爆破牌交给爆破工，爆破工吹哨后爆破，爆破后三牌各归原主。17、炮眼封泥应使用水炮泥，严禁用煤粉作炮眼封泥。严禁裸露爆破。18、放炮必须使用KB-50型放炮器，发爆器必须由充灯房统一管理、发放。必须定期校验发爆器的各项性能参数，并进行防爆性能检查，不合格的严禁使用。19、放炮员必须随身携带放炮器的钥匙，不得转交他人。20、放完炮后，必须将钥匙从放炮器内拨出，摘掉母线，并扭结成短路。21、严禁放明炮或糊炮。22、严禁在一个采煤工作面使用2台发爆器同时进行爆破。第十节运输措施一、运输：1、人力推车时，一次只准推一辆车，严禁在矿车两侧推车。同向推车间距，在轨道坡度小于或等于5‰时，不得小于10m；坡度大于5‰时，不得小于30m；巷道坡度大于7‰时，严禁人力推车和放飞车。2、任何人员严禁扒车和坐矿车。3、斜巷运输时，应坚持“开车不行人，行人不开车”制度，声光信号设施必须齐全、灵敏、可靠。4、小绞车固定要采用地锚，临时安装的小绞车四压两戗柱必须齐全，并支撑牢固。必须安装护绳板，保证绞车司机操作安全。小绞车严禁双向操作。5、绞车司机必须严格按照信号指令操作，严禁使用喊话或敲打管道方式发送信号。6、绞车司机必须经过培训，考试合格后持证上岗。7、绞车司机必须经常检查工作地点的安全情况和绞车各零部件的运行情况，确保绞车运行良好。8、小绞车钩头应符合以下标准：钢丝绳钩头处必须加装铁绳环并安设四个绳卡，保险绳头处安设二个绳卡。9、斜巷运输应严格执行“一坡三挡”和“三固定”、“四保险”制度。（1）“一坡三挡”是指在平巷进入斜巷的平台上设置一个挡车器，防止平巷矿车滑入斜巷；在进入斜巷后大于一列车的位置设置一个挡车栏，，有效阻挡跑入斜