11062工作面悬移支架规程

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表水平名称+50水平采区名称11采区地面标高（m）+186.7～+208.5井下标高（m）+79.6~+45.4地面相对位置工作面地表位于来集镇陈沟村小王庄村民组。地表地形为丘陵和冲沟，全区被黄土覆盖，有树木，农作物，有一大冲沟。大致呈西高东低之趋势。回采对地面影响地面地形为丘陵，全区被黄土覆盖，有树木、农田，东部有小王庄部分农户。没有常年性河流和水体，回采时对地表设施影响不大井下位置及与四邻关系工作面东部为主井和主井水仓，11皮带巷，西部为11采区未开采区，北部为F22断层，南部为F48断层走向长（m）576倾斜长度（m）70面积（㎡）40320第二节煤层煤层情况表煤层厚度（m）1-2.41.95煤层结构局部夹矸煤层倾角（°）8°～17°12开采煤层二1煤种贫煤稳定程度属较稳定型煤层煤层硬度系数（f）1.5绝对瓦斯涌出量（m3/min）0.3相对瓦斯涌出量(m3/t)3.54煤层情况描述二1煤层，黑色，粉末状，半光亮型，11062工作面为复采煤层，煤层底板局部起伏变化，引起煤厚度变化较大，含矸率较高，部分出现无煤带，F48支断层附近及以东属薄煤带。煤质情况见表1-3表1-3煤质情况表MAVQFCStY工业牌号0.85%9.64%12.97%35.52KJ/Kg0.36%0.85%无烟煤第三节煤层顶底板煤层顶底板情况表顶、底板名称岩石名称厚度（m）岩性特征顶板老顶大占砂岩厚度10m灰绿色中粒长石石英砂岩，厚平均为6.5m，以石英为主，含植物化石及白云母碎片，下部呈砂泥岩裂隙较发育。直接顶砂质泥岩7.6～17.6m灰绿～灰黑色，挤压揉搓现象明显，极破碎，强度较低。工作面内直接压煤。伪底炭质泥岩0.2—0.5m深灰炭质泥岩，随开采随落。底板直接底砂质泥岩、粉砂岩或细砂岩厚度7.41m深黑色，含植物化石和白云母碎片，水平层理发育。老底L7、L8灰岩厚9m深灰色、隐晶质结构，含黄铁矿、蜒科化石并发育方解石脉。附图1-1：工作面地层综合柱状图。第四节地质构造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F227016070正断层172留设断层煤柱，防治断层水，造成储量损失，对回采有一定影响但不大。会引起工作面淋水F489518560正断层42留设断层煤柱，防治断层水，造成储量损失，对回采有一定影响。会引起工作面淋水F227016070正断层172留设断层煤柱，防治断层水，造成储量损失，对回采有一定影响但不大。会引起工作面淋水F48支4013070正断层17造成煤层底板起伏，出现无煤带，回采时过断层破碎带，顶板支护困难。会引起工作面淋水图1-2：工作面运输巷、回风巷、开切眼剖面图。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中等。该工作面顶板水含水性不强，掘进过程中顶板有少量淋水现象，随着掘进延伸淋水逐渐减小或消失。据此分析，11062工作面顶板水不会对正常回采造成影响，该区域L7~8灰岩含水层富水性较弱，并且经过裴沟煤矿深部开采疏放，水位-200m，底板水对11062工作面的影响不大；掘进过程中未发现底板涌水现象，由此分析，工作面回采过程中不会出现大的底板涌水，但局部会出现少量底板渗水和涌水现象，预计正常涌水量为0.5m3/h，最大涌水量为3m3/h。影响施工的主要为老空水和断层水。矿井设计正常涌水量45m3/h，最大涌水量76.5m3/h，目前矿井实际涌水量只有,5.7m3/h。本工作面预计正常涌水量3.8m3/h，最大涌水量6m3/h。11062上付巷正常用水量为2.33/h，11062下付巷正常用水量为1.53/h。(1)、顶板：直接顶厚7.6-17.6m左右，遇煤层较薄段或小断层时将有打顶现象，遇顶板裂隙发育段老顶砂岩水将导入巷道内，一般以滴水、淋水为主，预计水量0.5m3/h；另外，该面采空区已将顶板水充分疏放，掘进期间，将不受顶板水威胁。（2）、底板：直接底炭质泥岩砂质泥岩，互层厚度在7.41米左右，老底为L7-8灰岩，厚度在9米左右。经裴沟矿对底板L7-8灰岩水已疏放多年，目前水位标高-200M因此，掘进期间底板无突水威胁。二、其他水源的分析（1）、断层水：F22、F48、F48三条断层均已揭露，这3条断层无水。（2）、钻孔水：该面界内无钻孔分布。（3）、老空水：该面均为采空区复采煤。老空区蓄水已疏放，但局部可能还存在有少量积水。所以，在11062工作面掘进回采时必须进行探放水。三、涌水量1、正常涌水量为3.8m3/h2、预计最大涌水量为6m3/h第六节影响回采的其他因素影响回采的其他地质情况表瓦斯2011年瓦斯等级鉴定为瓦斯矿井，矿井绝对涌出量0.44m³/min；11062工作面瓦斯绝对涌出量0.3m3/min，CO2无煤尘爆炸性指数煤尘具有爆炸性，爆炸指数13.08煤的自燃倾向性煤层自然等级为Ⅲ级，为不易自燃煤层。地温危害地温16.2度，地温梯度为1.18°/100m,属地温正常区冲击地压危害最大地震烈度为六度，地压正常地质部门的建议1、该工作面北部为F22断层，南部F48断层，掘进、回采时一定留足保护煤柱或采取注浆加固措施；2、要加强水文地质收集工作，必须对采空进行物探，加以控制，必须坚持探放水工作，做到“预测预报、有掘必探、先探后掘、先治后采，物探先行，钻探验证”。3、该工作面部分煤层厚，掘进、回采时，要加强通风管理，防止瓦斯积聚，以免造成瓦斯事故。4、该工作面由于受断层构造影响，掘进、回采时要加强顶板管理工作，以避免产生冒顶。5、该工作面过老井，雨季地表水容易顺井侵入工作面，加强地面裂隙、老井检查及充填工作。6、加强采区、工作面排水管路、设备管理。保证水路畅通。7、掘进、回采时，采区、取洒水降尘、冲洗煤尘、控制风速等措施，防止煤尘爆炸。8、回采时一定留足村庄保护煤柱。第七节储量及服务年限一、储量（一）工作面工业储量1、工业储量为：15.7万吨（二）工作面可采储量2、工作面回采率为95%可采储量为：12.7万吨二、工作面服务年限工作面的服务年限=工作面可采储量/月计划产量=12.7÷1.2=10个月第二章采煤方法采煤方法及其依据。该工作面采煤方法为走向长壁后退式一次采全高采煤法。全部垮落法处理采空区。第一节巷道布置一、工作面巷道布置概况11062上副巷用途：回风兼运料，沿二1煤层底板布置，全煤巷道，巷道坡度0-3°，11062下副巷用途：进风兼运煤，。11062上、下副巷均采用9m2U29型钢半圆拱巷道，规格为9m2。（详见巷道布置图）。二、工作面运输巷11062工作面下副巷进风兼运煤，下副巷采用9m2U29型钢半圆拱巷道，规格为9m2。下副巷铺设二部SGB-420/22型刮板运输机和一部DSJ650型皮带运输机。三、工作面回风巷11062上副巷回风兼运料，11062上副巷采用9m2U29型钢半圆拱巷道，规格为9m2。四、工作面开切眼支护形式:采用ZH2000/18.5/26.5Z整体顶梁组合悬移液压支架,每架四柱,正常生产时,支架中心距1000mm±20mm。支架主要技术参数名称单位参数备注名称单位参数备注支架最大高度mm2650立柱缸径mmø125选用大直径的立柱顶梁用增强型支架最小高度mm1850支架中心距mm1000泵站额定压力MPa20-31.5在20~31.5MPa之间根据实际情况选用支架长度mm2800支架步距mm800支护强度MPa0.55-0.71对应控顶距为2.8~3.6m伸缩梁伸缩长度mm800最大件重量Kg1200额定初撑力KN760-1939对应20~31.5MPa附图2-1：工作面及巷道布置图。第二节采煤工艺一、采煤工艺1、回采工艺流程：煤壁注水→落煤→移架→移托梁→移溜。2、落煤采用手镐（风镐）落煤。3、装煤人工装煤。4、运煤工作面切巷选用一部SGB-420/22型刮板运输机，下副巷铺设一部SGB-420/22型刮板运输机和一部DSJ650型皮带运输机。5、工作面支护:（1）支护形式:采用ZH2000/18.5/26.5Z整体顶梁组合悬移液压支架,每架四柱,正常生产时,支架中心距1000mm±20mm。（2）悬移支架移架过程落煤后护顶（伸前探梁超前护顶）→收回前探梁→提起四根立柱→前移顶梁及四柱→落四柱支撑顶梁→移托梁。（3）移架操作顺序（见下图）分步前移式移架顺序示意图①落煤后伸出前探梁超前护顶，在前探梁掩护下采煤工手工落煤。②收回前探梁。③操作手柄提起四根支柱，使支柱底盘脱离底板100mm。④伸出移架千斤顶活塞，推动顶梁带动四根立柱同时向前移动0.8m。⑤顶梁移到位后，操作手柄落下四根支柱，使顶梁与顶板严密接触约3～5秒，以保证足够的支柱初撑力。⑥移架千斤顶活塞收回使托梁整体前移0.8m，恢复到原来位置。⑦将各操作手把恢复到“零”位。6、移刮板输送机①采面放顶结束后，工作面浮煤、杂物清理干净，然后开始移刮板输送机。②移刮板输送机必须从机头或从机尾进行，严禁从中间往两头移或从两头往中间移。刮板输送机要做到平、直、稳、正、牢，与煤壁支柱保持0.4m间距。移刮板输送机后及时打上机头、机尾压(戗)柱，盖好机尾盖板。③工作面移机头、机尾时，采面刮板输送机必须停机，机头(机尾)移过后在安全条件下开机。二、工作面正规循环生产能力W=LShγc=70×0.8×2×1.39×0.95=147.8式中W—正规循环生产能力，t； L—工作面长度，m;S—正规循环推进长度，m； h—采高，m；γ—煤的容重，t/m3；c—工作面的采出率，%；第三节设备配备该采煤工作面采用走向长壁后退式采煤法，采用人工装煤，工作面支护采用ZH2000/18.5/26.5Z整体顶梁组合悬移液压支架。工作面切巷选用一部SGB-420/22型刮板运输机，下副巷铺设一部SGB-420/22型刮板运输机和一部DSJ650型皮带运输机。附图2-3：工作面设备布置示意图。第三章顶板控制第一节支护设计一、工作面的支护设计1、支护强度计算：按经验公式计算：P=（4～8）hYe=（4-8）×2×2.5=20～40t/㎡式中:h---工作面采高Ye---顶板岩石平均容重2.5t/m3取以上计算的最大值，则合理的支护强度为Pn=40t/m2..=0.41Mpa由于ZH12000/18.5/36.5Z型顶梁组合悬移液压支架配备4根支柱时支护强度为0.457-0.533Mpa,大于工作面最大来压强度,所以支架支护强度满足要求。2、采空区处理采用全部垮落法处理采空区，要求冒落高度普遍大于1.5倍采高，当采空区冒落不充分（面积超过2×5m2）时，必须采取加固支架措施或制订强制放顶措施。3、控顶距与放顶步距该工作面最大控顶距3.6m，最小控顶距2.8m，放顶步距0.8m。工作面支护断面图4、采面上、下安全出口支护（1）、上安全出口支护上安全出口：采用4对8根长3.5mπ型钢梁配合DW22－30/100型单体柱支护,棚距0.6m，主副梁均为一梁三柱，每对棚6根柱。每根支柱保证初撑力在55KN以上，安全出口长2.4m，宽1.0m，高1.8m。（2）、下安全出口支护下安全出口：采用5对10根长4mπ型钢梁配合DW22－30/100型单体柱支护棚距0.6m，主副梁均一梁四柱，每对棚8根柱。每根支柱保证初撑力在55KN以上，安全出口长3.0m，宽1.0m，高1.8m。2）超前支护：①采面上、下副巷安全出口与巷道连接处超前压力影响范围内，必须采取有效措施加强巷道支护，长度不得少于20m，高度不低于1.8m，行人道宽度大于0.7m，靠近工作面10m在替棚段下采用1m金属铰接顶梁配DW22—30/100型单体液压支柱打双排，其余10m在U型钢棚中间下方采用DW22—30/100型单体液压支柱单排支护。安全出口处超前支护不得打断，超前支护全部连锁，保证支柱完整无缺，初撑力达50KN以上，高度不低于1.8m。运输巷应留有0.7m宽的人行道。②两巷超前支护必须连续架设，抬棚要一梁三柱，梁头对接，梁上背实，支柱迎山有力，单体液压支柱采取防倒措施，初撑力不小于50kN。抬棚必须打直，三用阀注液口背向风流方向。底板是煤底时，柱下必须采取穿木鞋等防支柱钻底措施。替棚顶空时，必须采取巷顶充填煤袋或垛设坑木等措施将顶背实。3）尾巷回收11062上、下副巷随采随回，要求上尾巷与放顶线回齐，下尾巷根据刮板输送机滞后情况可适当放宽1m回收，回收后，使用竹芭、椽子打严闭实。5、上下安全出口顶板支护设计该工作面直接顶初次跨落步距为9～10m，老顶初次垮落步距为10～16m，老顶的周期来压步距为8～12m。1）工作面支护设计（1）煤层顶底板岩性①煤层顶底板岩性老顶：大占砂岩，平均厚10m，灰白色细粒砂岩，主要矿物质为石英长石，方解石脉、白云母片及黄铁矿发育。直接顶：砂质泥岩，平均厚12.6m，深灰色泥岩，含丰富的植物化石。伪底：炭质泥岩，平均厚1.67m，黑色炭质泥岩，含有云母片，底部炭质渐少成砂质泥岩。直接底：砂质泥岩，平均厚度7.41m，深黑色，含植物化石和白云母碎片，水平层理。老底：L7-8灰岩，平均厚13.24m，深灰色、隐晶质结构，含黄铁矿、蜒科化石并发育方解石脉。（2）顶底板分类直接顶为砂质泥岩，初次垮落步距6～8m，老顶初次来压步距10～20m，周期来压步距8～10m，直接顶厚与采高之比为N=6.45/2=3.225，老顶来压和周期来压不太明显，属I级顶板，本工作面沿底回采，底板比压6MPa，属II类松软底板。（3）顶板结构本工作面回采时，顶板结构为：煤→直接顶→老顶（4）采场控制设计本工作面顶板控制设计从“支”、“护”、“稳”三个方面考虑。a“支”，就是要求支架在其工作过程中，能够支撑住顶板所施加的压力，根据工作面的实际情况，用以下几种方法来确定本工作面的支护强度。要求支架在工作过程中能够支撑住顶板所施加的压力。在直接顶初次垮落、老顶初次来压及周期来压期间支架所受压力比平时大。因此，支护强度设计从这三个时期计算取最大值。①直接顶初次跨落期间直接顶初次跨落期间要把直接顶安全地切在采空区，在此期间支架至少应承担起直接顶初次垮落步距一半的重量，合理的支护强度为：P1=MALAYA/2L小式中：P1----支架支护强度t/m2 MA----直接顶及顶煤厚度12.6+2=14.6m YA----煤岩平均容重2.5t/m3 LA----直接顶初次垮落步距8m L小----最小控顶距2.8m=(14.6×8×2.5)/（2×2.8）=14.7t/m2②老顶初次来压期间要求支架在不被压死的情况下，P2能承担起老顶重量的1/4及全部直接顶的作用力。P2=A+MBYBCB/4ktL小=40.5+(10×2.5×12)/（4×2.5×2.8）=51.2t/m2式中：P2----支架支护强度t/m2 MB----老顶厚度10m YB----煤岩容重2.5t/m3 kt----岩重分配系数kt=2.5 L小---最小控顶距2.8m CB----老顶初次来压步距12m式中：A----直接顶作用力t/m²A=MzYzL/LK=（12.6×2.5×3.6）/2.8=40.5t/m²Mz----直接顶厚度2.14mYZ---直接顶平均容重，t/m3；2.5L----最大控顶距3.6mLk---最小控顶距，m。2.8③顶板周期来压期间在此期间，要求支架承担起直接顶，并能承担部分老顶的作用力，以减缓老顶的来压速度，合理的支护强度为：P3=A+MCYCCC/4ktL小式中:P3----支架支护强度t/m2 Mc----老顶厚度10m Yc----岩石容重2.5t/m3 kt----岩重分配系数kt=2.5 L小---最小控顶距2.8m Cc----老顶初次来压步距12m则P3=40.5+(10×2.5×12)/(4×2.5×2.8)=51.2t/m²取以上最大值，合理的支护强度应为：P=P3=51.2t/m2b、工作面支护密度G(根/m²)G=P/Fn式中:F----支柱工作阻力的80%；支柱额定工作阻力为200t/根额定工作阻力的80%为：200×80%=160t/根n----支柱工作阻力利用系数0.85P----最大支护强度则G=P/Fn=25.9/(160×0.85)=0.19根/m²实际支护密度为：Gs=4/2.8=1.4根/m²Gs>G,工作面支护强度可满足安全生产需要。c、护①护帮顶:工艺要求，对顶板、煤壁、老塘实行全封闭管理，保证不漏顶、不片帮、不窜矸。工作面所选支架顶梁规格为:长2800mm,宽1000mm,可以满足护顶要求。②护底：护底要求支柱对底板的压强小于底板的比压，否则支柱下要站铁鞋，该工作面直接底为砂质泥岩，抗压强度为29Mpa,支架工作阻力在2000KN时对底板最大比压为6Mpa，工作面在丢底煤地段支架支柱钻底量大于200mm时支架支柱底部采用ø300mm的铁鞋护底，可满足支护要求。d、稳要求支架具有抵抗来自层面方向推力的能力，为防止复合顶板推垮冒顶事故的发生，须提高支柱的初撑力，控制复合顶板的初期离层，增大软硬岩层间的摩擦力。P初=hr（cosα+sinα/f）/G实式中：P初----支柱初撑力KN/根h-----复合岩层厚度取2mr-----复合岩层密度2.0t/m³α-----煤层倾角取最大20°G实------支护密度1.4根/米2 f------软硬岩层之间摩擦系数取0.5则：P初=[2×2.0×(cos20°+sin20°/0.5)]/1.4=4.6t/m2=46kN回采期间泵站压力达到20MPa，悬移支架支柱初撑力达到760kN，防止冒顶事故的发生。二、选择支护材料工作面上下副巷均采用9m229U型钢进行支护，采面采用ZH2000/18.5/26.5Z型整体顶梁组合式悬移支架。三、乳化液泵站（一）泵站型号、参数11062采煤工作面选用BRW--125型乳化泵，压力31.5MPa流量125L/min电机75kW。（二）泵站设置位置11062采煤工作面乳化液泵站设置在副井底车场乳化液泵站。（三）泵站使用规定1、泵站必须水平放置，最大倾角不得大于5o。2、传动箱内有清洁的N68机械油，工作时油位不得低于油标玻璃的红线，但在绿线之下。3、润滑池内有加有清洁，充足的N46机械油。4、各连接管道无渗漏现象，吸液软管无折叠，各部位的连接螺钉紧固，泵体无带电现象。5、电机专项于所示箭头相同。6、泵体无异常噪音、震动、管道泄漏现象。7、泵站无串液现象。8、安全保护装置齐全，动作灵敏可靠。仪表指示正确。9、乳化液泵站使用队组必须每班指派取得操作资格证件者进行看守。10、乳化液泵站每次使用前，除检查安装标准所设内容外，还应检查一下内容：①吸液阀螺堵是否松动。②乳化液箱系统各部积垢是否过多。③各连接运动部件、紧固件是否松动。11、泵站压力要按照规程要求达到20mpa。12、乳化液泵站运行期间应保持一下标准：①柱塞表面带液但不滴液或滴液较少。②滑块与柱塞之间无间隙。③阀组动作的节奏声和压力表跳动正常，近排液阀组完好。④油温低于85℃。⑤工作面乳化液浓度应达到3%～5%。13、泵站无看护人员或看护人员擅自脱岗者，将给予责任人100～200元的经济处罚，如造成影响者，视情况加重处罚。14、由于看护保养不到位造成泵站损坏者，将给予相关责任人乳化液泵站带病运转或乳化液浓度配比不足，将给予相关责任人100～200元的经济处罚，如造成事故，视情况加重处罚。第二节工作面顶板控制一、正常工作时期顶板支护方式。采用放顶煤支架支护顶板，采空区全部自然垮落法管理顶板。二、正常工作时期的特殊支护形式。（1）、上安全出口支护上安全出口：采用4对8根长3.5mπ型钢梁配合DW22－30/100型单体柱支护（安全出口内5棚、上副巷抬口棚1棚），棚距0.6m，主副梁均为一梁三柱，每对棚6根柱。（2）、下安全出口支护下安全出口：采用5对10根长4mπ型钢梁配合DW22－30/100型单体柱支护棚距0.6m，主副梁均一梁四柱，每对棚8根柱。2、采面上、下副巷安全出口与巷道连接处超前压力影响范围内，必须采取有效措施加强巷道支护，长度不得少于20m，高度不低于1.8m，行人道宽度大于0.7m，靠近工作面10m在替棚段下采用1米金属铰接顶梁配DW25—22/100型单体液压支柱打双排，其余10m在U型钢棚下采用DW28—22/100型单体液压支柱打单排。安全出口处超前支护不得打断，超前支护全部连锁，保证支柱完整无缺，初撑力达50KN以上，高度不低于1.8m。运输巷应留有0.7m宽的人行道。3、两巷超前支护必须连续架设，抬棚要一梁三柱，梁头对接，梁上背实，支柱迎山有力，单体液压支柱采取防倒措施，初撑力不小于50kN。抬棚必须打直，三用阀注液口背向风流方向。底板是煤底时，柱下必须采取穿木鞋等防支柱钻底措施。替棚顶空时，必须采取巷顶充填煤袋或垛设坑木等措施将顶背实。三、回柱放顶与其他工序平行作业的安全距离。1、移架后采3～5架。2、推溜后采8～10架。四、特殊时期的顶板控制。1、初采时的顶板管理初采时要求安全出口不小于700mm，超前支护不小于20m。严格控制采高为2.0m。且要求端头支架与过渡支架初撑力都达到设计要求。初采时必须紧抓工程质量，工作面要求四直、三平、两畅通。初采开始时，要对上下副巷进行加强支护，使用π型梁和单体液压支柱，一梁三柱进行加强支护，在后溜正对位置打设一排密集支柱，支柱采用木点柱，点柱中心距200mm。2、来压及停产前的顶板控制。在此期间还需加强工作面矿压观测，准确测定周期来压步距，并根据周期来压步距适当调整停采线位置，使停采线位置避开周期来压。为缓和停采期间的矿压显现，在距工作面停采线20m时停止放顶煤。3、应力集中区的顶板控制。根据已揭露的资料分析，预计局部的应力集中对正常回采影响不大。4、单体液压支柱有防倒措施；采煤工作面倾角大于15°时，液压支架有防倒、防滑措施，其他设备有防滑措施；倾角在25°以上时，工作面刮板输送机有防止煤（矸）窜出伤人的措施。第三节运输巷、回风巷及端头顶板控制一、工作面运输巷、回风巷的顶板控制1、采面上、下副巷安全出口与巷道连接处超前压力影响范围内，必须采取有效措施加强巷道支护，长度不得少于20m，高度不低于1.8m，行人道宽度大于0.7m，靠近工作面10m在替棚段下采用1米金属铰接顶梁配DW25—30/100型单体液压支柱打双排，其余10m在U型钢棚下采用DW28—25/100型单体液压支柱打单排。安全出口处超前支护不得打断，超前支护全部连锁，保证支柱完整无缺，初撑力达50KN以上，高度不低于1.8m。运输巷应留有0.7m宽的人行道。2、两巷超前支护必须连续架设，抬棚要一梁三柱，梁头对接，梁上背实，支柱迎山有力，单体液压支柱采取防倒措施，初撑力不小于50kN。抬棚必须打直，三用阀注液口背向风流方向。底板是煤底时，柱下必须采取穿木鞋等防支柱钻底措施。替棚顶空时，必须采取巷顶充填煤袋或垛设坑木等措施将顶背实。二、工作面安全出口的管理（一）支护形式（1）、上安全出口支护上安全出口：采用4对8根长3.5mπ型钢梁配合DW22－30/100型单体柱支护，棚距0.6m，主副梁均为一梁三柱，每对棚6根柱。（2）、下安全出口支护下安全出口：采用5对10根长4mπ型钢梁配合DW22－30/100型单体柱支护棚距0.6m，主副梁均一梁四柱，每对棚8根柱。（二）质量要求回风巷安全出口长2.4m，宽1.0m，高1.8m。棚距0.6m。运输巷安全出口长3.0m，宽1.0m，高1.8m。每对棚交替迈步前移，工作面机头与顺槽搭接处架设一对抬口棚。π型钢梁严禁侧向使用，变形或断裂π型钢梁要及时更换。（三）与其他工序之间的衔接关系立柱要求打成一排直线，工作面逐架前移，步距为0.8m。三、支护材料的使用数量和存放管理11062工作面采用25架ZH2000/18.5/26.5Z整体顶梁组合悬移液压支架。附图2-4：工作面、运输巷、回风巷及端头支护示意图（平面、剖面图）。第四节矿压观测一、矿压观测内容1、围岩应力2、工作面状况统计3、支柱与支架的载荷与压缩4、采空区上覆岩层移动和破坏过程的观测5、地板比压的测定6、端面顶板宏观参数：工作面中设置端面顶板宏观统计观测点，观测记录工作面顶煤冒落、煤壁片帮、采高、端面距等参数。

观测上下副巷所安设顶板离层仪离层变化情况及锚杆、锚索测力计受力变化情况。

7、工作面出现异常来压时，进行专项矿压观测，分析原因，总结规律。二、矿压观测方法1、矿压数据收集方法

①工作面开始回采后，定期统计各项观测数据，直接顶初次垮落后，每班对各项矿压数据统计一次，直至老顶初次来压结束，之后每天观测一次，直至前五个周期来压结束。

②工作面初次放顶、过泄水巷及出现异常来压时进行专项矿压观测。

2、矿压数据整理分析

①定期对所收集的矿压数据进行整理分析，由防冲办及时进行整理编制工作面矿压观测简报及矿压日报旬报。

②工作面回采结束后，编制完整的工作面矿压观测报告。第四章生产系统第一节运输一、运输设备及运输方式。11062采煤工作面（刮板输送机）→11062下副巷运输巷→皮带巷→主井底煤仓→主井→地面。（一）运煤设备及装、转载方式。采用人工装煤；破碎并垮落到支架掩护梁上方的顶煤，在插板缩回后利用自重自溜进入输送机中运出，集中到下副巷皮带输送机上运出。（二）辅助运输设备及运输方式。工作面需用的材料、设备等物资，采用人工运到工作面。工作面旧料采用人工回收上井。二、移溜（转载机、破碎机等）方式。1、本工作面移溜采用单体液压支柱推移刮板运输机的方式。2、采用单体液压支柱推移要由上向下或由下向上推移，严禁从两头向中间推移，推拉方式为依次推移。3、推移刮板输送机步距0.7m，推移刮板输送机最长弯曲距离12m。最大弯曲度不得超过25°。4、刮板运输机布置在架内，落煤后先移架，使刮板运输机靠后排支柱，将刮板运输机前移，移溜时采用单体液压支柱进行推移，单体液压支柱移溜时要加横挡，以两根支柱的根部作为支撑点，并对两根支柱进行补液，撑紧顶板，严禁顶在单独的一根支柱下方进行移溜。三、运煤路线。11062采煤工作面溜子→11062下副巷溜子→皮带巷→主井煤仓→主井→地面。四、辅助运输路线。1、设备安装路线

地面→副井→皮带巷→11062上副巷→切巷

2.设备撤出路线

①工作面停采时设备撤出路线（采用绞车运输）

停采工作面→11062下副巷→皮带巷→副井→地面。

3.材料运输路线

副井→皮带巷→11062上副巷→工作面。附图4-1：运输系统示意图。第二节“一通三防”与安全监控一、描述工作面范围内通风设施的安设位置和质量要求。根据工作面生产需要，为了降低工作面煤尘，在工作面上、下副巷分别设置水幕，在各运输机机头处安装喷雾装置，工作面实行煤壁浅孔注水。矿井通风设施必须坚持工程质量标准，保持完好状态，确保通风系统的正常稳定运行。所有通风设施必须编号登记造册，建立卡片，达到实物与账卡相符。

3、永久密闭

①用不燃性材料建筑，严密不漏风。（手触无感觉，耳听无声音）。

②密闭前后5m内无杂物、积水、淤泥，支护完好，无片帮冒顶。

③密闭前无瓦斯积聚。

④密闭四周要掏槽，见硬底帮与煤岩接实。

⑤密闭内有水的要设反水池或反水管。有自然发火煤层的采空区密闭要设观测孔、注浆孔，孔口封堵严实。

4、密闭前要设栅栏、警标、记事板和检查箱。（进回风间的挡风墙除外）墙面平整（1m内凹凸高度差不大于10mm），壁面要勾缝或用灰、泥满抹，无裂缝、无重裂缝、空缝。

5、永久风门

①每组风门不少于两道，行人门间距不小于5m，巷道长度限制的不受此限。所有的风门都要设反向风门。风门设在帮顶良好处，顶帮刹杆上无悬浮煤岩。

②风门前后5m内巷道支护良好，无杂物、无积水、无淤泥。

③门框要包边沿口，有衬垫，四周接触严密，门扇平整，单层门扇要错口对缝和穿带，双层板门要夹衬料；风门要有适当角度，门扇与门框不歪扭；

④风门水沟处要设反水池和挡风帘，电缆孔要堵严。

⑤门墙结构要求与永久密闭相同。

6、永久测风站

①测风站前后10m内无风流分支、汇合点，巷道无拐弯，无障碍，断面无变化。

②记录板填写清楚、齐全、及时。

7、临时性设施

1）临时密闭

①密闭设在帮顶良好处，四周要掏槽，见硬底硬帮，与煤岩接实。

②密闭前后5m内支护完好，无片帮、冒顶，保持清洁卫生。

③密闭四周接触严密，木板密闭采用鱼鳞搭接，闭面用灰、泥满抹或勾缝，不漏风。

④密闭前要设栅栏、警标。

⑤密闭前无瓦斯积聚。

2）临时风门

①每组风门不得少于两道，通车门间距不小于一列车长度，行人门间距不小于5m（因巷道长度限制不在受此限）。

②通车门要设专人负责开关；行人门能自动关闭。

③风门设在帮顶良好处，顶帮刹杆上无悬浮煤岩。

④风门前后5m内巷道支护良好，无杂物、无积水、无淤泥。

⑤门墙四周接触严密，木板门墙应采用鱼鳞式搭接，墙面要用灰、泥满抹或色缝。

⑥门框要包边沿口，有衬垫，四周接触严密。⑦门扇平整，木门扇要错口对缝不透光。门扇与门框接触严密，不坠扇。⑧通风门必须设底坎、挡风帘（包括溜子通风门）。二、风量计算1、按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算；①Ｑ＝100kｑ式中：K----瓦斯涌出不均衡系数取1.5ｑ----瓦斯绝对涌出量取0.3m3/min.则：Ｑ=100kｑ=100×1.5×0.3=45(m3/min)２、按工作面同时工作的最多人数计算Ｑ＝4NK式中：N--工作面交接班时的最多人数,取72人。K----修正系数,取1.2。则：Ｑ＝4NK＝4×72×1.2＝345.6m3/min3、按工作面温度计算；Q21091=60×V采×S采式中：V采—回采工作面风速，1.2m/sS采—回采工作面平均断面积，6.6m211062回采工作面空气温度为23℃，采煤工作面风速为1.2m/s,采煤工作面平均断面积为6.6m2,按上式计算如下：则：Q21091=60×V采×S采=60×1.2×6.6≈475（m³/min）根据以上计算，工作面风量最大值为475m3/min,根据集团公司采煤工作面风量配备有关规定，工作面风量不小于450m3/min。4、按炸药用量计算；该工作面手镐风镐落煤。5、按风速进行验算；V小<V采<V大=0.25<（475÷60÷6）<4=0.25<1.25<4式中：V小—回采工作面最低风速，0.25m/sV大—回采工作面最高风速，4m/s经上述验算工作面风量取475m3/min符合:《煤矿安全规程》中第101条要求。故确定11062工作面设计风量为475m3/min,工作面开始生产时通风科可根据瓦斯涌出情况调整工作面配风量。三、通风路线新鲜风流由主井→皮带巷→11062下副巷→工作面。乏风流路线由工作面→11062上副巷→11062回风巷→总回风巷→风井→地面。五、瓦斯防治（一）瓦斯检查（设点、次数）1、工作面设专职瓦斯检查员巡回检查，每隔3～5小时检查一次，每班检查不少于三次，检查结果通知当班采煤班长并签字认可，并及时向通风调度汇报。

2、瓦斯检查点分别设在：工作面回风出口外10m以内；工作面回风隅角；工作面回风出口以里10-15m处。

3、加强初次来压时瓦斯检查，来压前指定专职瓦斯检查员蹲点观测。

4、出现瓦斯浓度超过规定时，必须立即停止生产，撤出人员，汇报调度，适当加大风量，采取相应措施，进行处理。（二）瓦斯监测1、传感器设置

①在工作面回风隅角安设瓦斯传感器一台；

②在回风巷、距工作面面口不大于10m的地方安设瓦斯传感器一台；

③在回风巷靠近工作面方向、距该回风巷与采区回风巷的联络巷门口10-15m处安设CO、温度、风速传感器各一台。（详见图）

2、报警值：瓦斯：≥0.6%；CO：≥5ppm；温度：≥30℃。

3、瓦斯断电浓度：≥0.8%。

4、瓦斯复电浓度：＜0.6%。

5、瓦斯电断电闭锁：当任何一只所测瓦斯浓度≥0.8%，或安全监测监控设施故障时，切断工作面及回风巷内所有非本质安全型电气设备的电源并闭锁；当瓦斯浓度＜0.6%，且安全监测监控设施故障解除后，自动解除电气闭锁。6、维护、校验、试验

①采煤队的班组长负责传感器的吊挂、移动，防止传感器、线路损坏，确保监测监控正常运行；

②监测人员负责每7天进行一次瓦斯电断电闭锁试验，并按规定校调传感器。

7、采掘队长（包括副职）、技术人员、各班班长、流动电钳工、必须携带便携式瓦斯检测报警仪，班长将便携式瓦斯检测仪悬挂于工作面回风隅角。

（三）回风流及隅角瓦斯治理

1、工作面溜子停止运转时，应尽量将后部输送机开空。

2、加强工作面气体检测，发现气体情况变化及时处理；回风隅角悬挂的便携仪报警时，机尾人员必须立即向班组长汇报。

3、当回风隅角瓦斯浓度达到0.6%或回风流瓦斯浓度超过0.6%时，工作面必须立即停止生产，切断电源，撤出人员。并汇报通风管理部门采取措施处理。

4、加强回风隅角瓦斯监测，定期进行取样分析。

5、指定专人负责检查、维修电气设备、电缆，杜绝失爆。六、综合防尘系统（一）防尘管路系统副井Φ108mm供水管→11062上副巷Φ50mm供水管→沿途各洒水点。副井Φ108mm供水管→皮带巷→11062下副巷Φ50mm供水管接至工作面（该管路供下副巷除尘水幕、转载喷雾、架间喷雾、放煤口喷雾、、工作面洒水降尘等）。（二）防尘措施①进行煤体浅孔注水。②工作面两巷要敷设静压水管，每隔50m设一个三通阀门，防尘工每天要对巷帮顶洒水降尘。③各输送机头洒水降尘设施齐全并坚持使用。④上、下副巷定期清扫浮煤，每天8点班安排专人洒水。⑤进、回风巷防尘水管端距安全出口不得大于20m，向里必须配备20m以上的防尘洒水软管，出煤时及时洒水降尘。⑥采面上、下两巷距切巷20～50m内设置水幕，灵敏可靠。⑦实行个体防护，工作面内的作业人员、回风流中的作业人员及在其它粉尘产生点工作的人员须佩戴防尘口罩，加强个体防护。（三）隔绝瓦斯、煤尘爆炸措施我矿为瓦斯矿井，煤尘不具有爆炸性。七、防治火灾技术措施（一）监测系统1、做好发火早期预测预报，利用束管监测系统对工作面回风进行连续监测，并采用定期人工取样（每周至少一次）对回风隅角CO进行分析等方法，做好自然发火早期标志性气体趋势分析,加强灾害的预测预报能力。

2、工作面结束生产时的防灭火措施

①工作面停采后,要立即对工作面进行限风处理，风量降至400m3/min；

②工作面停采后必须在45天内撤出并封闭。封闭时下副巷、上副巷停采线处预留注氮管路。（二）综合防灭火（内因、外因）措施1、外因火灾①入井人员不得随身携带烟草、火柴等易燃易爆物品。②加强设备管理，对胶带、运输机、溜子等高速运转与煤粉摩擦的部件要经常检查。③井下供电必须做到"三无"、"四有"，即无鸡爪子无羊尾巴、无明接头；有过电流和漏电保护装置，有螺丝和弹簧垫，有密封圈和挡板，有接地装置。④井下严禁拆卸、敲打矿灯。2、内因火灾①上副巷及下副巷的支护材料要回收干净，采面能回收的坑木严禁埋入老塘，竹笆椽杆要回收干净。②采面要搞好正规循环作业，加快推进速度,清净浮煤,提高回收率。③采面要执行采后洒水，防止采空区煤层自燃。④工作面舍帮侧必须挡严护好，尽量减少采面漏风，工作面的浮煤，木料必须回收干净。⑤采面推进至距停采线30m时，由采煤队负责向舍帮洒入黄土20mm以上，不洒黄土，不准向前推进回采，（严禁超过停采线）。⑥工作面结束后，由采煤队负责在45天内，撤出一切设备和材料，进行永久密闭，由通风科监督落实。⑦密闭必须设在煤层坚硬的地点，严禁设在丁字口或十字口处，保证密闭质量,采面要及时调整通风设施，减少进回风的压差，杜绝漏风，避免自燃。⑧及时进行预测预报，安监负责对主要密闭，回风巷等重点区域按时进行CO、CH4、CO2和温度等参数的监测，发现问题及时报告。⑨井下人员若发现煤壁发汗，感觉精神困乏、闷气、头疼、四肢麻木及闻到煤油、汽油、煤焦油气味时，应立即撤出工作地点，并报告矿调度室。⑩巷道回收范围及位置，由矿按设计图现场标号，密闭前后5m巷道不准回收，不准替棚。⑪工作面采至停采线时，必须采取措施使之冒落严实。附图4-2：通风系统图第三节排水一、根据工作面的最大涌水量，选择排水设备和排水系统。根据11062工作面地质说明书提供的数据，11062工作面最大涌水量为6m³/h，我矿在11062下付巷设置有一个水仓，容积约为100m³，在水仓口安装并配备2台5.5kW潜水泵，做到一备一用，能满足11062工作面排水要求。二、疏排水路线工作面→下副巷水仓→皮带巷→主井水仓→地面。附图4-3：排水系统示意图。第四节供电一、供电系统一、供电方式根据设备布置图和变电所位置，11062工作面所有用电全部由主井变电接井底配电室，敷设一趟MY1KV3*70mm2+1*25mm2供电线路，至11062上付巷总开关处（400A），供给11062上付巷皮带运输、掘进工作面电器设备用电，另加两趟MY1KV3*35mm2+1*10mm2局扇专线。接井底配电室，敷设一趟MY1KV3*70mm2+1*25mm2供电线路，至11062下付巷总开关处（400A），供给11062下付巷掘进及工作面回采期间电器设备用电，另加两趟MY1KV3*35mm2+1*10mm2局扇专线。详见11062工作面供电系统图。二、设备配备表机械设备名称型号功率台数工作地点可弯曲刮板运输机SGD420/22型22kw2工作面切巷工作面下副巷皮带输送机DSJ-65/20/3030kw1工作面下副巷乳化液压泵BRW-125/20075kw1副井底风动钻机ZQS-65/2.52.5m3/min2工作面风镐10工作面液压枪20工作面潜水泵BQS-20-40-5.55.51工作面下副巷潜水泵BQS-20-40-5.55.52工作面上副巷三、负荷统计11062上副巷：BQS-20-40-5.5潜水泵2台5.5kW，D46-30*5多级泵1台，因此，∑P上=5.5+5.5+37=48kW。11062切巷及下副巷：2台SGD420/22型溜子机头电动机22kW，一部DSJ65/20/30胶带输送机电动机30kW，BQS-20-40-5.5潜水泵1台5.5kW。因此：ΣΡ工作面＝17*2+30+17+5.5=69.5kW。四、2#干式变压器的容量验算开关型号KBZ4-400，变压器容量500KVA用途：11062工作面采掘期间供电，额定电流400A,Ue=660V,调档范围：过载5A-400A档，短路1-9倍档最大启动负荷：40KW启动电流：IQe=40×1.15×7=322A总功率：P总=30+40+3+3+40+4=120KW过载整定：IZ=120×1.15=138A过载取值：过载整定150A。短路整定：=IQe+I∑e=322+（120-40）×1.15=414A短路取值：450A短路整定取3倍档供电方式：单回路供电灵敏度校验：电缆90mm2实际长度为450m，70mm2实际长度为320m，50mm2实际长度为70m，35mm2实际长度为90m，10mm2实际长度为20m，折算后长度为450×0.44+320×0.73+70+90×2+20×4.98=780m，经查表得I(2)d1-1-2=926A。依据公式K===2.06＞1.5经校验整定符合要求。因此,变电所2#KBSG-400/6型干式变压器，能满足生产要求。五、低压电缆的选择按工作面主要用电设备：两部胶带运输机、两部溜子、排水泵运行时，电缆长时允许工作电流大于长时工作电流来选择电缆截面即IY≥Ig，Ig按公式Ig=Kx×ΣP×1000/×Ue×cosΦ计算：运输设备低压电缆选择运输线总开关由变电所2-1馈电开关出线，经三个馈电开关分别控制皮带上山二部皮带、11062下付巷排水设备及运输设备。运输主线电缆选型：取值Kx=0.4,cosΦ=0.6,ΣP运输1=242kW,Ue=660，将已知数据代入公式得Ig运输1=Kx×ΣP运输1×1000/×Ue×cosΦ=0.4×242×1000/1.732×660×0.6=142A。查表3×70+1×25矿用橡套电缆长时允许电流为215A大于142A,因此,运输主线选用3×70+1×25电缆可满足要求。二部皮带后电缆选择：取值Kx=0.4,cosΦ=0.6,ΣP运输2=101.5kW,Ue=660，将已知数据代入公式得Ig运输1=Kx×ΣP运输2×1000/×Ue×cosΦ=0.4×101.5×1000/1.732×660×0.6=59.2A。查表3×50+1×25矿用橡套电缆长时允许电流为173A大于59.2A,因此,二部皮带后电缆选用3×50+1×25电缆可满足要求。六、按允许电压损失校验所选电缆截面用公式ΔUz=×Ig×L×cosΦ/γ×S进行计算校验。Ig—工作电流；L—电缆长度；cosΦ—功率因数，0.85；γ—电导率，42.5m/Ω·mm2；S—导线截面，70mm2；运输线电缆压降计算根据负荷配备及供电距离，下付巷供电设备最多、距离最远，故效验此线路。已知：A2=50mm2L2=120m=0.12kmA1=70mm2L1=100m=0.21km查表得K1%=0.093K2%=0.125△U%=PLK%代入公式：△U2%=101.5*0.12*0.125=1.52%△U1%=242*0.1*0.093=2.25%△U%=△U1%+△U2%=1.52%+2.25%=3.77%<10%满足要求。七、灵敏度校验下副巷最远点短路电流计算用图表法：已知：L1=100mK1=0.73L2=120mK2=1L=L1*K1+L2*K2=100*0.73+120*1=193m查表得：Id（2）=3100A过流整定计算：已知最大负荷为30KWIZ=IQ+=30*1.15*6+212*1.15=450.8A变电所2-1馈电开关过载整定为300A，短路整定500A效验灵敏度：Id（2）/IZ=3100/500=6.2＞1.5合格。八、开关选择1、下副巷总开关选择取值Kx=0.4,cosΦ=0.6,ΣP下1=101.5kW,Ue=660V,代入公式Ie=Kx×ΣP下×1000/Ue×cosΦ=0.4×101.5×1000/1.732×660×0.6=51.2A故选择KBZ-400馈电开关满足要求。开关整定计算：过流整定计算：已知最大负荷为30KWIZ=IQ+=30*1.15*6+71.5*1.15=289.2A2-1-1馈电开关过载整定为120A，短路整定360A。2、下副巷胶带输送机、刮板输送机开关的选择（1）下付巷皮带开关选择Pe=30kW；Ue=660V；cosΦ=0.6；因此：Ie=Pe×1000/×Ue×cosΦ=30×1000/1.732×660×0.6=43.7A；因此选择QBZ-80开关可满足要求，开关整定为45A。下付巷及工作面刮板运输机开关选择Pe=22kW；Ue=660V；cosΦ=0.6；因此：Ie=Pe×1000/×Ue×cosΦ=22×1000/1.732×660×0.6=32A；因此选择QBZ-80开关可满足要求，开关整定36A。乳化泵站电缆、开关选择计算11062工作面用一台乳化泵站安装在副井底，乳化泵站型号为BRW-125/200，电机功率75kW。乳化泵站电源取自变电所1-1馈电开关。乳化泵站电缆选择取值Kx=0.4,cosΦ=0.6,ΣP=75kW,Ue=660，将已知数据代入公式得Ig运输1=Kx×ΣP×1000/×Ue×cosΦ=0.4×75×1000/1.732×660×0.6=43.7A。查表3×35+1×25矿用橡套电缆长时允许电流为138A大于43.7A,因此,选用MY-3*35-1*25矿用橡套电缆满足要求。2、乳化泵站总开关选择取值Kx=0.4,cosΦ=0.6,ΣP=75kW,Ue=660V,代入公式Ie=Kx×ΣP下×1000/Ue×cosΦ=0.4×75×1000/1.732×660×0.6=43.7A故选择KBZ-400馈电开关满足要求。开关整定计算：过流整定计算：IZ=IQ+=75*1.15*6=517.5A1-1-1馈电开关过载整定为90A，短路整定540A。根据以上计算可知，乳化泵启动开关选用QBZ-200开关可满足要求。十、瓦斯电闭锁范围11062工作面瓦斯电闭锁接在变电所2#KBZ-630总馈电开关，工作面、工作面上隅角及其回风巷装设有甲烷传感器，若11062工作面内瓦斯超限，2#总馈电断电，工作面及其回风巷内所有非本质安全型电气设备均断电。第二节11062工作面辅助运输系统及设备选型根据11采区11062工作面位置、巷道支护情况确定材料、设备的运输线路如下：一、材料设备的运输路线：副井→井底车场→皮带巷11062工作面上副巷→工作面。二、运输设备根据采区设计生产能力、剩余可采储量及巷道布置等，结合矿目前运输设备装备实际，11062工作面辅助运输均由人工搬运至采区各采掘工作面。根据已往采掘用料情况，基本满足11采区运输需要。第三节11062工作面运煤系统及设备选型一、下副巷设备选型及运输能力根据回采工作面设计参数：下副巷长约576m，巷道坡度为0°～+2°布置，又结合采面生产能力，依次选用2部DSJ65/20/30型胶带输送机，2部22型刮板输送机。第一部运输设备选用22型刮板输送机，输送长度50m，运输倾角-3°，输送能力60吨/小时，运输不均衡系数取1.2，由此计算运输能力为：A=330*16*（60/104*1.2）=26.4（万吨/年）运输能力为：按公式进行校验：式中：A——年运输量，万t/a；K——输送机负载断面系数，取336；B——带宽，0.65m；ν——带速，2m/s；C——倾角系数，取0.95；K1——运输不均匀系数，取1.1；γ——松散煤容积重，取0.85；t——日提升时间，16h。通过上述计算，DSJ65/20/30型胶带输送机和22型刮板输送机的运输能力大于工作面设计生产能力，满足生产需要。二、切巷设备选型及运能计算根据采面设计参数：面长70m，巷道坡度(煤层倾角)17°，该工作面采用走向长壁后退式采煤法。手镐或风镐落煤、人工装煤、刮板输送机运输、全部垮落法处理采空区，结合近年来采煤工作面运输设备的铺设情况，选用22型刮板输送机作为采面运输设备，输送能力60吨/小时，运输不均衡系数取1.2，由此计算运输能力为：A=330*16*（60/104*1.2）=26.4（万吨/年）通过上述计算，22型刮板输送机的运输能力大于工作面设计生产能力，满足生产需要。附图4-4：供电系统示意图。第五节通信照明一、通信系统矿调度室安装一台AL2008D程控电话交换机，总装机容量96门，11062工作面共安装3部电话，能满足工作面通信要求。电话随工作面推动及时后移，距迎头不超过50米，二、照明系统井下各转载点采用防爆日光灯照明，个人用矿灯照明。附图4-5：通信系统示意图。第五章劳动组织和主要技术经济指标第一节劳动组织一、作业方式1、循环方式：每二班1个循环，日进度0.8m。2、作业形式：两人一眼场，分段作业。正常生产为“二班采煤、一班准备”的“三、八”制综合作业形式。二、劳动组织（表5-1）序号工种班次合计一二三1跟班队长、组长22262工程质量验收员11133柱梁材料管理工11134采煤支架工101010305回柱攉煤工101010306护场工22267机工、电工、开溜工33398液压泵站司机11139工作面注水工222610小班222611合计343436114第二节作业循环一、循环方式：每二班为1个循环。作业形式为二采一准备。二、循环进尺0.8m。三、月正规循环天数按28天。四、月产量：1.2万吨五、循环作业图表附图5-1：工作面正规作业循环图表。第三节主要技术经济指标序号名称单位参数备注1工作面走向长m5762工作面倾斜长m703采高m24循环进度m0.85循环产量t1476日循环数个37月进度m8日产量万t4419月产量万t1.210工作面可采期月1011出勤人数人3612回采工效t/工1.713坑木消耗m3/万t14炸药消耗kg/万t15雷管消耗发/万t16采煤机截齿消耗个/万t17油脂Kg/万t第六章煤质管理一、煤质指标和要求1、严格按照集团公司及矿文件要求，认真搞好工作面煤质管理工作。

2、加强顶板管理，避免或减少端面漏矸和冒顶事故。

3、区队内成立煤质管理小组，队长任组长。管理工作要责任到人，层层落实，奖罚分明。配合生产、安监、煤质管理部门共同搞好煤质管理。

4、加强对杂物的管理，严禁棉纱、铁轨、木板、皮带等各种杂物进入煤流，工作面两端头杂物必须提前清理干净。

5、新旧小型金属件、棉纱、胶管、油脂等，均不得混入煤流，必须带出工作面妥善存放和处理。

6、每天检查皮带边沿及皮带储带仓，对磨出的边线及时剪除或清理。回采过程中，防止其它脏、杂物混入煤流。

7、工作面涌水量较大时，按照防治水措施，减少水分进入煤流；工作面内按照开机开水、停机停水的原则供水；严禁用乳化液冲洗设备；液压系统漏液时及时处理。

8、及时移架、护帮，杜绝面前漏矸、冒顶。

9、电站到机尾段人行道侧巷帮上挂放编织袋，生活垃圾必须及时清理到编织袋内。

10、各输送机司机要加强责任心，发现有混入煤流的木料、锚杆等非煤杂物必须及时停机拾出。二、提高煤质的措施1、队成立以队长为组长，各跟班队长和工程验收员为成员的煤质管理小组，班长是搞好煤质工作的第一责任者。2、加强顶板管理，防止冒顶、窜矸，降低煤的含矸量。3、及时调整档矸链，防止采空区矸石窜入工作面，做到见矸挡门。4、如果遇到矸石带或打顶、打底，要及时提落巷道，尽可能少采矸石。5、每班配备1名专职拣矸员，加强采面煤质管理，坚持“三拣四不上”的原则，及时拣出煤炭中的矸石及杂物。6、刮板输送机司机要协助拣矸人员发现矸石杂物及时停机进行处理。7、在回采过程中若遇到夹矸、打顶(底)时，必须降低采高（不低于1.8m），降低含矸率，提高煤炭发热量。第七章安全技术措施第一节一般规定1、本工作面范围内所有工作人员必须严格执行《煤矿安全规程》、《煤矿工种安全技术操作规程》和本作业规程，严格遵守矿和区队制定的各项规章制度和管理文件，严禁违章指挥、违章作业和违反劳动纪律。

2、施工前，由队长负责组织，技术主管负责传达已批准的《11062采煤工作面作业规程》，所有下井工作人员必须认真学习本规程。学习人员签名并经考试合格后方可上岗作业。凡考试不合格的人员必须补考直至合格。学习签名、考试成绩分别登记在本规程附表内。休假人员（超过半月以上）上岗前必须对本规程进行重新学习。

3、加强现场科学管理，狠抓薄弱环节，以预防为主，各工作人员、上岗人员现场必须做到先检查，后工作，先排除隐患，后开工；做到隐患不排除不生产，不安全不生产，措施不落实不生产。

4、严格执行安全质量责任制，各上岗人员必须对本岗位、本业务范围内的安全、质量负责，二人以上工作时，必须明确一人为安全负责人，负责施工现场的安全工作。

5、所有人员必须接受入井检身制度，严格遵守乘罐制度，乘罐时必须按规定进出路线，乘罐时人员的身体和携带的长物不准伸出罐外，严禁向井筒内抛掷任何物品，乘罐时必须采取站立姿势，严禁躺卧、下蹲或平坐，严禁在罐内打闹嬉戏。

6、区队所有职工必须要熟悉本工作面行走路线，要熟记工作面各避灾路线，要熟悉本矿井规定的各种信号和巷道标志；已设置栅栏和挂有危险警告牌的巷道，严禁进入；行走时，严禁乱动沿途机电设备。

7、在通过个别负压较大的风门时，应先打开卸压窗卸压，两人以上合作打开风门，等人员全部通过后及时关闭风门，然后关闭卸压窗，严禁人员敞开风门乘凉，严禁同时打开两道风门，造成风流短路；若风门损坏，及时汇报通风工区进行更换或维修。

8、各工种要携带好随身工具，保证行动安全方便；螺丝刀、斧、锥等锋利工具必须套上护罩，以防碰伤他人或自伤。

9、参与施工人员和设备操作、维护检修人员必须经培训取得相应的资格证，方可上岗，无证人员不得上岗。重要设备的主司机或包机组长要认真填写设备运转记录。

10、每班跟班队长、班组长、和现场跟班安监员必须详细检查工作面及上下副巷顶板、支护情况，检查设备完好情况和工程质量情况，排查安全隐患，发现安全隐患必须及时安排处理。消除隐患或采取可靠措施后方可开工生产。

11、特殊工种人员必须严格执行现场交接班制度。特殊工种人员到达工作岗位后，将本岗位设备运转情况、出现的问题及处理情况；本班遗留问题及下班注意事项，并共同对设备进行试运转。

12、当班出现的问题要积极处理，因故处理不完的要向值班人员汇报清楚，由值班和跟班领导安排处理，杜绝隐瞒事故。

13、工作面工程质量和顶板管理，要按照《采煤安全质量标准化标准》的各项要求严格执行，做到动态达标、安全生产、文明生产。巷道顶板压力显现明显处，或顶板破碎下沉出现离层处，要及时采取架棚处理。

14、工作面的各监测系统、通风系统、注浆系统、防尘系统、通讯系统、供电系统各安全保护装置，必须时时保证其完好，并坚持正常使用。发现损坏及时向矿调度室汇报。

15、人员经常跨越的运输设备上方，要安装牢固的人行过桥。跨越皮带机必须走行人过桥。

16、工区管理人员要认真填写安全信息卡，工区值班人员必须及时组织人员落实整改。

17、严禁人员进入运转的运输机挡煤板里侧或上方作业；进入作业时，要停机停电闭锁，维护好顶板与煤帮，并设专人看管有效闭锁和观察顶帮后方可进行。

18、严格执行敲帮问顶制度，严禁空顶作业。进入工作面所有人员必须时刻注意煤壁、架间，人员应在支架人行道内行走，防止片帮或落煤伤人，同时要注意脚下管线，以防滑倒摔倒。巷道内行走工作时要注意观察巷道锚杆受力状态，避免锚杆或锚杆托盘崩弹伤人，受力变形的锚杆要及时采取铁丝固定或其它有效防崩措施。

19、采煤队要配合好有关部门加强矿压观测工作，掌握工作面顶板活动规律，进行来压预报，正确指导生产，工作面压力仪表损坏的要及时更换。

20、任何人员不得站在或使身体任一部位处于可能发生移动的物体附近或设备之间。严禁乘坐运煤机械和运料车辆。严禁在输送机内行走或坐在挡煤板上。

21、皮带机头、油脂存放点必须配置完好有效的消防器材。

22、工作面配置齐全完好的排水设备，所有排水设施的排水能力必须大于设计涌水量。

23、所有防尘设施必须在工作面投产前安装完毕，并确保防尘效果良好；无防尘设施不准生产，无防尘用水不准生产。各转载点人员必须正确使用喷雾降尘设施。

24、发现煤流中有锚杆等杂物必须及时停机停电捡出。拾锚杆等杂物或面前联网、吊网、两端头上料时必须将煤机退离5m以外停机，并将输送机停机停电闭锁。

25、使用钢丝剪或虎钳剪断硬丝时，必须侧身或低头防止崩伤面部。并确保硬丝崩弹范围内无其它人员；使用剁斧、截刀等截取钢丝绳、钢筋等物品时，要防止其碎屑崩弹伤人面部器官。

26、所有人员在处理各种带压管路和阀件前必须关闭上一级截止阀，并采取正确方式卸除余压，严禁带压作业（卸压方式：活动工作面后部拉移千斤顶，来回伸缩直至千斤顶不再动作，操作阀操作时感觉有无压力；对于风水管路进行放水，放风）。对于处理管径一样的管路，要进行提前确认好哪一个是要处理的管路且卸压完毕后方可作业，以防误操作。敞口的管路严禁正对自己或他人。

27、各种操作手柄要及时回零。严禁用高压液冲尘或冲洗卫生。

28、使用风动机具时，人员必须熟悉机具结构、性能，熟练掌握操作方法和安全注意事项，掌握一般的故障处理方法。处理任何机具故障，必须先关闭动力源（压缩空气）。

29、支设、撤除绞车四压两趄或拉移电站生根支杆时，操作人员必须观察好单体或支杆的崩坍、滑落方向，避开崩弹、滑落时的波及范围。支设、撤除支杆时，必须使用1t以上的手拉葫芦选择合适的顶板起吊，起吊链栓系于支杆上端作为支杆使用起吊工具。

30、为防止大块煤进入运输系统，溜煤眼上口必须加一个孔径不大于500×500mm的方孔蓖子，溜煤眼上口必须安装照明灯和牢固的栅栏。进入栅栏工作时，必须将皮带停电闭锁，将溜煤眼口封好，系牢保险带，保险带生根牢靠，并由专人看护。

31、凡刚性接触拉、压、顶、砸时，方向要正，刚性接触面应垫一木板或木楔，人员离开5m以外，观察其使用情况，确保万无一失。

32、上、下山行走时，有轨区段严格执行“行车不行人，行人不行车”制度，不准在车场内休息或逗留；无轨及平巷运输区段行走时要注意周围车辆，当有无轨胶轮车或电机车行驶时必须立即停住并靠帮站立，等车驶过后再行走。

33、登高2m以上作业需系牢安全带并生根牢固。不准在工作面互相打闹嬉戏，严禁进入采空区，严禁在井下睡觉。

34、工作面停风时，要立即停止工作面生产并立即汇报矿调度室，问清原因，必要时在跟班队长和班组长的指挥下快速、有序的撤出工作面。

35、所有人员在工作面前作业必须检查工作地点的顶板、煤帮情况，特别是在工作面支架立柱至煤壁间、两端头安全出口及上下副巷超前支护范围内作业时，严格执行敲帮问顶制度。抬扛作业时，人员要密切配合，要相互协调，叫应清楚，看清周围和脚下，轻抬轻放。第二节顶板1、工作面支架安装要求1）工作面支架安装时必须编制支架安装专项安全技术措施，并进行会审。2）工作面支架安装时必须在厂家技术人员的指导下，严格按支架安装安全技术措施执行。2、悬移液压支架使用操作安全技术措施1)悬移液压支架操作人员必须经过专门培训，熟悉其性能、构造原理和液压控制系统，熟悉支架使用操作安全技术措施，能够按完好标准维护保养，熟悉顶板管理方法和工作面作业规程，经培训考试合格后方可上岗。2)液压泵站压力设定为20MPa。3)掌握好支架的合理高度：2.0m，当工作面实际采高不符合上述规定时，应采取措施后再移架，支架内各立柱伸出长度应一致。4)每班工作前要检查液压支柱工作状态，发现失效柱，漏液阀、柱、管要及时更换,由班组长安排专人检查工作面支架的所有操纵阀手柄是否处于中间位置，确认无误后，方可打开总液压截止阀。5)开总截止阀前要认真检查各管路、接头插销及U型卡连接状况，防止突然来压甩掉伤人，每次开停阀门时，操作人员要尽可能远离连接接头位置。6)每次移架前都要先检查本架管线，清除架前障碍物，保证移架期间不出现挂、卡、阻现象。7)不准随意拆除和调整支架上的安全阀。8)支架前移时必须使立柱底盘脱离浮煤，不允许拖着立柱向前移动。因特殊情况确需带压移架时，要有专人观察托梁、上挡矸板的情况，发现异常立即停止，待处理正常后再行操作；9)移架前要拉线，确保按照循环进度移架。支架应保持一直线，其偏差不得超过±100mm，支架垂直顶底板，其歪斜小于±50，支架中心距1000mm，支架顶梁要与顶板平行，相邻支架顶梁间的空隙40mm，最大不超过60mm。10)相邻两架支架的顶梁高度差不得大于60mm。11)悬移液压支架工操作时要掌握八项操作要领，做到快、匀、够、正、直、稳、严、净，即：①各种操作要快；②移架速度要均匀；③移架步距要符合规定；④支架位置要正，不咬架；⑤各组支架要排成一直线；⑥支架、刮板输送机要平稳牢靠；⑦顶梁与顶板接触要严密不留空隙；⑧煤、矸煤尘要清理干净。12）工作面要做到“四直、三平、两畅通”，其中“四直”为支柱直、溜子直、托梁直、煤壁直；“三平”为溜子平、顶梁平、托梁平；“两畅通”为上、下安全出口畅通。13)煤壁落煤后，必须及时移架，对空顶进行有效支护；支架前方煤壁片帮时，及时打开前探梁，超前护顶。14)回采过程中保持切巷与运输巷垂直，需要增、减支架时在机尾处操作，不够一架时使用兀型钢配合单体液压柱支护，严防顶空。15)严禁人员进入支架后方；严禁支架前端距煤壁超过1m。16)支架的后柱应与顶梁垂直，保证支护有力。17)移架前，必须对移架安全情况进行全面检查，清理好退路，并指定有经验的人员观察顶板；18)允许在托梁上、顶梁上两后柱中间打临时支柱；19)使用单体柱时要戴帽，并使用防倒链，防止支柱滑脱或顶坏支架，严禁硬拉硬拖支架。20)前移顶梁时，必须使顶梁落在托梁上。顶梁前移受阻时必须停止移架，处理完毕后，方能继续移架。21)移架人员必须站在上一架支架内操作下一架支架，面向下前方观察支架和煤壁情况，要保持支架垂直煤壁及输送机。22)移架时相邻两移架间隔必须大于5架，严禁相邻两架支架同时降架移架。23)移架时，搬动操作阀手柄要准确、迅速、到位，移架后确保支架、刮板输送机成一直线，且支架垂直于顶板，支架局部顶空时使用小方木搁实，保证支架顶梁与顶板呈面接触。24)移架时，严禁人员站在支架与刮板输送机之间，移架时操作人员要密切注意观察煤壁、顶板情况以及相邻支架、支架本身的液压管路等情况，发现问题应立即停止进行处理。25)顶梁前进一个步距后，每个立柱都必须有足够初撑力。26)工作面初次来压、周期来压期间，必须安排专人及时循环注液，保证支柱初撑力。27)工作面所有支架全部前移一个步距并支撑合格后，方可前移托梁，移托梁前，要认真检查顶梁与托梁的间隙，严禁顶梁压在托梁上，每个顶梁与托梁的间隙在15～60mm之间时，方可前移托梁。28)顶梁前端至煤壁可保留200mm左右的距离，当工作面有来压征兆时，及时收回前伸缩梁，支架前移，顶梁前端紧贴煤壁；并对煤壁进行闭帮。29)当工作面出现来压征兆时（顶板有异常响动、顶板掉碎煤（矸）屑、煤壁片帮、安全阀向外滴液），可适当提高泵站压力，保证工作面支架处于良好工