综采放顶煤工作面作业规程VIP

第一章概况第一节工作面位置及井上下关系表1-1工作面位置及井上下关系表煤层名称大煤水平名称-240采区名称东南区工作面名称08201地面标高(m)143.9~155.7工作面标高(m)-235.2~-324.4地面位置工作面在羊牛薛铁路两侧，瓦斯罐及牤牛河东南，二坑矸石山以南。井下位置及四邻采掘情况工作面北部以FYR11断层及其分支断层F201-12为界，东南部以F201-11断层为界，东北部以8237（中层）采空区为界,西南部以F201-9断层为界。回采对地面设施影响工作面回采对羊牛薛铁路线及铁路桥有一定影响。走向长（m）195~242倾斜长（m）62~116面积（m2）1745922179第二节煤层表1-2煤层情况表煤（矿）层总厚（m）5.3～6.1煤层结构（m）煤层倾角(°)17°～23°5.80.6（0.05）2.7~3.0（0.5~5）0.7~1.1（0~0.14）1.3~1.418°煤层情况描述该工作面煤层为二叠系山西组2号煤（大煤），煤厚5.3～6.1m，平均厚度5.8m，其结构复杂，普遍含三层夹石，其中顶夹石及底夹石较稳定，中夹石不稳定。顶夹石厚0.05m，为炭质粉砂岩，距顶板0.6m。中夹石厚度（0.5～5m），底夹石厚（0～0.14m），为炭质粉砂岩，距底板1.3～1M(水分)A(灰分)V(挥发份)Q(热量)FC(固定碳)S(硫)Y胶质层指数工业牌号0.222216000570.460JM（焦煤）第三节煤质情况表1-3煤质情况表第四节煤层顶底板表1-4煤层顶底板情况表顶板名称岩石名称厚度(m)岩性特征老顶中粒砂岩11.0以浅灰色石英为主泥硅质胶结，含碳线直接顶细粒砂岩5.00深灰色，植物化石丰富，质地较软直接底砂质页岩2.00深灰色，含泥质及碳质，植物化石丰富老底细粒砂岩8.00黑色细粒粉砂岩，组织较细，植化石极少，含钙质、矽质结核第五节地质构造表1-5地质构造情况表地质构造情况概述：该工作面煤层走向为N17°E～N23°E，倾角17°～23°，平均倾角18°。依据已揭露资料，本工作面断层结构较发育，估计回采过程中将揭露12条断层，其中F201-11、F201-12、FYR11为该工作面边界断层。（详见08201工作面回采地质图及下表。）结构名称走向倾向倾角性质落差(m)对回采影响程度FYR11N42°ESW55-62°正23-55小F201-1N16°ENW70°正1.5小F201-2N15°ESE60°正1.0小F201-3N19.5°ENW70°正2.5小F201-4N19.5°ENW70°正0.7小F201-5N9-19°ENW70°正2.8-3.0小F201-6N19.5°ENW70°正0.4小F201-7N19.5°ENW70°正0.5小F201-8N60°ENW55°正0.5-12较小F201-9N67°ENW45°正5.0小F201-10N76°ENW77°正1.0较小F201-11N53°ESE60°正5.0小F201-12N69°ENW60°正21小第六节水文地质1、该工作面水文地质条件比较简单，回采过程中不受水害威胁。2、工作面水害隐患关键来自大煤顶板砂岩水,估计工作面回采期间正常涌水量0.1m3/min，最大涌水量在3、工作面存在多处低洼处，易积水，可造成巷道堵塞，无法通风和行人。为确保工作面正常开采,在工作面运料巷低洼处备泵排水，排水能力大于0.5m4、奥陶系灰岩含水层在煤系地层底部，该含水层多年最高水位为+125米。依据周围钻孔资料，本工作面煤层距下伏奥陶系灰岩含水层顶面152m，开采最低标高为-324.4m。隔水层底板承受水压为4.49Mpa。突水系数0.05、本工作面水文地质条件和相邻8215、东南区Ⅱ块、东南区Ⅲ块、8237等工作面水文地质条件基础一致，经过临近工作面安全开采,说明08201回采工作面煤层底板隔水层能够满足《煤矿防治水要求》要求。第七节影响回采其它原因一、影响回采其它地质情况表1-6影响回采其它地质情况表最大涌水量0.3（m3/min）正常涌水量0.1（m3/min）绝对瓦斯涌出量据通风区提供，回采时瓦斯涌出量为3.5m3/min煤（矿）尘含有爆炸性煤自燃Ⅲ类不易自燃地温18℃地压7.5～10.5MPa二、地质部门提议1、为提升煤炭回收率，在回采过程加强资源回收管理。2、该工作面回采期间加强顶板支护管理及“一通三防”管理工作。3、该工作面在推采至运料巷40点前15m，溜子道57前10m之前，工作面顶层已回采，施工单位需加强回采过程中顶板支护工作。第八节储量预算表1-7储量预算情况表走向长（m）倾斜长（m）开采面积（m2）煤厚(m)容重（t/m3）工业储量(t)回采率（%）可采储量(t)22179174595.81.414176795134678第二章采煤方法第一节巷道布置一、工作面巷道部署情况及支护形式1、08201工作面停采线以外采取U36型钢可缩性支架支护，巷道断面为：净宽×净高=4.0×3.0m。停采线以里运料巷、溜子道及且眼内均采取U25型钢可缩性支架支护，巷道断面为：净宽×净高=4.0×3.0m，支架间距为600mm，支架间搭接500mm，搭接处使用2副卡缆进行固定，卡缆螺母扭矩150N•m；巷道全断面铺设双抗塑料网，（岩巷铺设金属菱形网），网边搭接100mm，每200mm用尼龙绳（岩巷使用14#铅丝）绑扎一道；巷道使用直径大于60mm、长度900mm圆棍裱背顶帮，圆棍间距200mm（岩巷300mm），要求裱背到底，帮空顶空处要使用底梁背实。。2、相邻支架间使用金属支拉杆进行联锁。金属支拉杆采取直径18mm圆钢制成，支架各节搭接处各使用一个，累计3个。第二节采煤工艺一、采煤方法采取走向长壁综采放顶煤采煤法。二、采煤高度、采放比叙1、采高：采煤机割煤高度2.0～2.2m，放煤高度3.8～3.6m，采放比1:1.9～1:1.6。三、采煤工艺1、工艺步骤安全确定→下端头斜切进刀→追机伸伸缩梁→放护帮板→机组上行返空刀→上行割煤→追机伸伸缩梁→放护帮板→顶移前部输送机→移架→放顶煤→拉后部输送机2、工序说明（1）落煤方法：工作面采取MGY150/375-W型无链牵引采煤机割底煤，支架尾梁上下摆动，插板伸缩放顶煤。（2）装煤方法：采煤机螺旋滚筒和前部输送机铲煤板装底煤，后部输送机装自然落下顶煤。（3）运煤方法：工作面前后部刮板输送机选择SGZ-630/220型刮板输送机运煤，机巷使用SGB-630/150型刮板输送机和DSJ-800型胶带输送机交替配合将煤运至东南区煤仓。（4）移架采取本架操作，超前采煤机前滚筒3～5架收护帮板，滞后采煤机后滚筒1～3架伸出伸缩梁和护帮板。带压擦顶移架，边收伸缩梁边移架，移架步距0.5m。（5）推前部输送机滞后机组15m，从采煤工作面一端向另一端次序进行。移前部刮板输送机由本架操作，并确保部刮板输送机子弯曲长度大于15m。推移刮板输送机完成后确保输送机平、直、稳。（6）放顶煤：放顶煤操作采取双轮次序放煤即第一人先从下向上放煤，另一人滞后第一人3-4架放煤，放顶煤步距0.5m，顶煤由顶板压力、轻放支架反复支撑、尾梁上下摆动、插板伸缩综合方法松动放煤。工作面放煤见矸为止，放煤完成，伸出尾梁、插板挡住矸石。（7）拉后部输送机：拉后部输送机由工作面一端向另一端依次进行，且滞后放顶煤大于15m，操作时要注意架和刮板输送机槽连接部位，预防错槽和掉链事故。2、安全确定内容①“人”：精神状态；疲惫程度；是否熟悉规程方法，掌握岗位操作技能；应知应会；岗位操作程序和标准；实施岗位联保互保制度；持证上岗情况等。②“机”：管辖范围内机械、设备运转情况、多种保护齐和安全设施齐全完好情况等。③“物”：材料码放规范、符合要求，材料合格；工具符合标准、齐全；轨道、道岔、矿车等符合标准；劳动保护用具正常配置情况等。④“环”：支护是否牢靠、符合标准；工作地点环境符合标准，没有隐患；操作岗位环境符合标准，没有隐患；设备、设施运转是否正常、安全保护是否有效、施工后路及安全出口是否通畅、临时支护是否到位、顶板是否完整、通风设施是否可靠等。⑤“管”：“手指口述”安全确定和岗位隐患排查（A副卡）操作程序管理实施是否到位、是否有效、制度落实等情况。⑥对新情况、新改变、新技术。如瓦斯和一氧化碳等气体异常、过断层等情况进行排查确定。3安全确定程序①、开工前安全确定：现场交接班必需交清工作安全关键，班组长组织全组职员进行单岗检验确定不少于20分钟，充足查找事故隐患并立即处理，切实做到不安全不生产。并向跟班人员进行汇报开工前安全确定情况，由跟班人员向值班室汇报情况，经值班人员许可下达命令后方可开工作业。②、班中安全确定：由跟班人员及班组长通知现场人员开始进行安全确定，如有安全隐患必需立即处理，确定完成以后由跟班人员向值班人员及调度室进行汇报确定情况，汇报完成经区值班领导许可后方可继续开工作业。③、收工前安全确定：交班前把岗位存在问题处理完成，利用10分钟交清工作及安全关键，最终跟班人员向区值班人员汇报工作任务完成及安全确定情况后方可收工。④现场施工人员安全确定必需实施到位，对本岗位“人、机、物、环、管”进行确定。作业现场有没有隐患、质量标准化、新改变、新情况等进行安全再确定，以确保本岗位作业现场零隐患。五、工作面正规循环生产力W=L×S×h×γ×C=79×0.5×5.8×1.4×95%=304.7（t）式中：W—工作面正规生产能力t；L—工作面长度79m；S—工作面循环进尺0.5m；h—工作面采高5.8m；γ—煤容重1.4t/m3；c—回采率95%；第三节设备配置一、设备配置工作面所用采煤设备为MGY150/375-W型机组落煤，工作面前部采取和支架配套SGZ-630/220刮板输送机，后部采取SGZ-630/220型刮板输送机，顺槽采取SGB-630/150型刮板输送机和DSJ-800型胶带输送机相互接替方法运煤。二、关键设备表2-1主要设备表序号名称型号数量(台)功率/台使用地点备注1采煤机MGY150/375-W1375kW工作面2工作面前部刮板输送机SGZ-630/2201110kW工作面3工作面后部刮板输送机SGZ-630/2201110kW工作面4顺槽刮板输送机SGB-630/150275kW输送机道5顺槽刮板输送机SGB-630/40275kW输送机道6乳化液泵MRB-200/31.5G2125kW设备眼7胶带输送机DSJ-800330kW输送机道8胶带输送机DSJ-80022×30kW输送机道9胶带输送机STJ-80032×40kW输送机道10矿用调度绞车JD-1.6325kW运料巷三、关键设备参数表2-2主要设备参数表名称型号电压功率关键技术参数可调高双滚筒无链牵引采煤机MGY150/375-W1140V375KW滚筒直径：1.6m；截深：0.63m；牵引速度：0-6m/min采高：1.6-2.6m；牵引力：0-350KN工作面刮板输送机SGZ-630/2201140V110KW输送能力：450t/h刮板链速：1m/s中部槽规格：125×630×263mm顺槽输送机SGB-630/150114075kW输送能力：250t/h刮板链速：0.868m/s中部槽规格：1500×630×190mm胶带输送机DSJ-80066030kW输送能力：300t/h输送带宽度：800mm输送带速度：1.63m/s胶带输送机DSJ-8006602×30kW输送能力：300t/h输送带宽度：800mm输送带速度：1.63m/s胶带输送机DSJ-80011402×40kW输送能力：400t/h输送带宽度：800mm输送带速度：2m/s乳化泵站MRB-200/31.5G1140125kW额定流量：200L/min额定压力：31.5MPa第三章顶板管理第一节支护设计一、工作面支护设计1、采场矿压参数本工作面矿压参数以技术科提供6299工作面矿压观察资料参数为依据。项目单位同煤层实测本面选择或估计顶底板条件直接顶厚度m5.05.0基础顶厚度m11.011.0直接底厚度m0.82.0首次来压步距m4646周期来压步距m1616支护工作阻力kN131～152131～152顶底板移近量mm160160支护强度（顶板压力）MPa0.25～0.30.25～0.3来压强度MPa0.350.35直接顶悬顶情况m随采随垮随采随垮2、工作面支护设计采取经验公式计算：Q＝8×H×r＝8×2.2×2.5×104＝0.44MPa8-工作面应该支护上覆岩层厚度和采高之比，通常为4～8，取8；H-采高，取2.2m；r-顶板岩石容重，通常可取2.5×104N/m33、支架选型依据经验公式计算，顶板来压时最大压力为0.44MPa。ZFZ/15/23轻型综采放顶煤液压支架,支护强度为0.48～0.54MPa可满足工作面支护要求。（二）、超前支护计算依据超前30米顶板压力估算依据公式：q＝4/3×γ×a2/f式中：r——岩石重力密度，取25kN/m3；a——巷道跨度1/2；f——岩石坚固性系数，取7q＝4/3×25×22÷7＝19kN/m30米超前压力为：Q采＝q×30=570kN应支单体柱数（理论数）为：选择工作阻力为300kN单体支柱应支单体柱数（理论数）为N＝570÷300=1.9根选择DW25－300/100型、DN315－300/100型单体支柱。二、乳化液泵（一）乳化泵站及管路选型、数量乳化液泵选择MRB-200/31.5G型，装备两泵一箱，输液管路选择高压胶管，耐压40MPa，一进一回。（二）乳化液泵站位置：乳化液泵站在第四部胶带输送机机头往里20m。（三）乳化液泵站使用要求1、乳化液泵站压力不低于30MPa，乳化液配比浓度为3～5%。2、乳化液泵站司机必需熟悉乳化液泵性能及其结构原理，经培训考试合格并持证上岗。3、液压泵系统必需杜绝跑、冒、滴、漏现象，管线吊挂要整齐。4、更换乳化液泵液压管或液压管密封件必需停止乳化液泵工作并卸压后进行，严禁带压更换液压件。5、液压管线必需吊挂整齐，注液枪使用后应盘好线悬挂在人行道两侧支柱上，不得随地乱放。6、各管路接头必需使用对应型号“U”型卡，严禁使用其它物品替换。7、乳化液泵站司机必需负责泵站安全运转工作，不得兼任其它工作。8、坚持开安全泵，开合格泵，坚持泵站工作压力达成标准，乳化液浓度配比达成要求要求，并有现场配比和检验手段。第二节工作面顶板管理本工作面采取全部垮落法管理顶板，工作面最大控顶距为5.1m，最小控顶距为4.6m，共安装ZFZ/15/23型轻型综采放顶煤液压支架46架和2架ZF2600/16/24型液压支架作为工作面过分支架。因为工作面开采后需要调下头推采，故排头架定位在距溜子道上帮5m处，下头使用高级支护方法进行支护（即采取单体液压支柱配合长1.0m双楔金属交接顶梁进行支护）支架具体参数以下：1、工作面选择ZFZ/15/23型支架，其参数以下：支护高度：1500-2300mm宽度：1220-1360mm工作阻力：1905-2053KN初撑力：1407-1592KN支架中心距：1250mm伸缩梁伸缩梁量：600mm插板伸缩量：400mm侧护板伸出宽度：140mm最小外形尺寸：4200×1500×1200（mm）自重：6935kg2、下端头选择ZF2600/16/24型支架参数以下：支护高度：1600～2400mm宽度：1400～1570mm工作阻力：2396～2706KN初撑力：1700～2087KN支架中心距：1500mm伸缩梁伸缩量：600mm插板伸缩量：600mm侧护板伸出宽度：170mm最小外形尺寸：4200×1600×1400(mm)自重：8807kg一、正常工作时期顶板支护方法采煤机由工作面一端向另一端割煤后先移输送机，再移支架，即割煤→移输送机→移架；采取带压移架方法移架，正常移架要滞后采煤机滚筒10～12架。移架次序：（1）采煤机割煤时，滞后采煤机滚筒10～12架移架，支架移到位置后立即升架，初撑力达成要求要求。（2）超前采煤机前滚筒3～5架收护帮板，滞后采煤机后滚筒1～3架伸出伸缩梁和护帮板。（3）机头处三架排头架移架次序为：先移2号支架，再移3号支架，后移动1号支架。支护质量要求：（1）工作面达成动态质量标准化要求，确保“三直、二平、一净、二通畅”质量要求。（2）工作面支架排成一条直线，其偏差不得超出±50mm，中心距偏差不超出±100mm。支架初撑力大于（3）工作面支架顶梁和顶板平行支设，其最大仰俯角<7°，支架垂直顶底板，歪斜<±5°，支架底座垂直工作面刮板输送机，其偏差<±5。（4）相邻支架间不能有显著错差（不超出顶梁侧护板高度2/3），支架不挤、不咬，架间空隙不超出要求（<200mm（5）工作面支架前梁接顶严实，机道梁端至煤壁顶板冒落高度小于300mm（6）工作面回采过程中要立即移架，端面距最大值≤340mm。采高控制在作业规程要求范围内。活柱伸出量最小200mm二、初采及来压期间顶板管理（一）、首次开采（1）本工作面初采时切眼长65m，共部署48架轻型综采放顶煤液压支架支架，开采前跟班区长和机电工长，要分别对工作面工程质量和机电设备进行安全确定，不符合《08201综采放顶煤工作面作业规程》及《煤矿安全质量标准化基础要求及评分方法》要求之处必需立即整改，存在不安全隐患必需采取方法处理，做到不安全不生产。（2）轻型综采放顶煤液压支架支架各部件齐全，供回液管路通畅，操作阀接通管线，架间喷雾及信号按要求安装，雾化效果良好，信号灵敏，支架前后立柱按要求安设好压力监测仪表。（3）工作面上下端头按要求支设好抬棚梁，支柱初撑力不低于90kN（11.5Mpa），工作面前后部输送机机头机尾压点柱齐全。当支架顶梁和上下端头抬棚梁超出0.5m时必需增加一路金属交接顶梁。（4）采煤机要各部件齐全，开动停止、信号装置灵敏，防滑装置可靠有效，采煤机内外喷雾雾化效果良好，各油压表显示油压正常。机电设备全部调试运转、保护灵敏可靠。（5）认真检验工作面刮板输送机和插帮连接情况，确保销子齐全，螺丝紧固，销排上齐上牢，确保采煤机行走安全。（6）泵站和支架供回液管线联通好，泵站压力不低于30MPa，首次开采期间支架初撑力不低于24MPa，上下端头支柱初撑力不低于90kN（11.5MPa）。（7）胶带输送机输送机机架、滚筒、托辊齐全完好，不跑偏，急停开关灵活可靠，胶带输送机保护齐全有效，转载点喷雾齐全有效。（8）工作面两巷超前煤壁20m范围内根据作业规程要求打好支柱，电缆、风水管按质量标准化要求吊挂整齐，运料巷供水管路每100m留一甩头配足不少于50m软管线，输送机道供水管路每50m留一甩头配足不少于25m软管线，压风自救装置每50m一组。（9）进、回风巷在距工作面30m～50m必需安设两道自动净化风流水幕和挡尘帘，喷雾和挡尘帘间距0.3m～0.5m且确保水压达成要求要求，喷头数量不少于8个。水幕要灵敏可靠保持常开，喷嘴迎风、雾化良好防尘帘要封闭全断面，进、回风巷净化水幕随推采逐步外移。防尘设施水门必需安设在人行道侧。（10）运料巷按要求备足多种材料。（11）瓦斯监测装置安装齐全。（12）开采前首先要对煤帮进行敲帮问顶，用长把工具找下活砟活煤。敲帮问顶人员要站在倾斜上方支架掩护下，由上向下逐架进行，敲帮问顶时其下方和下端头范围内严禁有些人。（13）严格控制采高（2.0～2.2m），严禁超高超低开采。（14）局部顶空或片帮时，立即伸伸缩梁，打开护帮板护帮，空顶或片帮距离大于0.5m时，使用适宜板梁配合单体液压支柱支护顶板。片帮严重时，要用板梁超前支护，板梁一头担在支架上，另一头建好煤帮柱。（15）初采期间要加强调架，严禁出现宽架缝、台阶。（16）工作面人员要在架箱和前立柱之间行走，严禁在支架前立柱和输送机之间或煤壁侧行走。（17）初采期间一号支架打防倒戗点不少于三根，带戗柱移架，移到位后按先支后回标准，重新打好戗柱。（18）工作面移输送机和移架时必需严格按正规操作程序由工作面一端向另一端次序依次进行。（19）工作面支架出切眼后，首次来压前不得将煤放完，以保持支架顶梁及后部尾梁上顶煤和工作面顶板基础接实，以降低煤全部放完后造成顶板对支架冲击。（20）工作面首次来压前，每架支架准备两根单体支柱，待顶板来压时支设在顶梁柱窝内进行辅助支撑，以提升支架抗压能力及稳定性。（21）两巷切顶排悬顶不落时，加打密集支柱或在切顶排摆木垛加强支护。摆木垛时人员要站在完整支架下进行，严禁空顶作业。（22）首次开采以前，区长必需组织全体职员认真学习本工作面作业规程方法，留有落实统计。（二）、首次放顶（1）工作面轻放支架达成最大控顶距时，开始放顶移架，放顶移架步距0.5m。（2）拉架后要打开升柱手把4～5秒钟，把支架升紧，确保支架初撑力不低于24MPa，严禁拉架后立即放煤。（3）采煤机割煤过后要立即用护帮板和伸缩梁支护顶帮，滞后不得大于2架。（4）首次放顶期间每班必需搁专员（有工作经验工人）观察顶板，如发觉异常要立即通知全部些人员撤出工作面，待顶板稳定后方可进入工作面。（5）单位成立顶板管理小组：组长：李献国李建民副组长：刘海顺、张富胜、刘晓明、徐慧明、马燕超组员：郭志强、王玉亮、周永军、臧勇、连瑞新、闫永刚、王增良、杨志山、柴丛林、张雪生、段军军、陈金海（6）要加强瓦斯监测，当工作面瓦斯超限时，瓦斯检验工、跟班人员和班组长要立即组织全部人员就近撤离工作面到-240轨道运输大巷，撤离前，工作面及两巷机电设备要全部停电，撤离后快速向相关部门汇报进行处理。（7）职能科室三班跟班现场指挥。（8）其它严格实施初采初放专题安全技术方法中相关要求，并和本规程一并落实实施。2、过断层及顶板破碎时顶板管理在顶板破碎地段，为了有效地预防顶板冒落、控制煤壁片帮，应采取立即拉架方法维护顶板，并编制专题安全技术方法，并和本规程一并落实实施。第三节输送机道、运料巷及端头顶板控制一、输送机道、运料巷顶板控制1、输送机道、运料巷超前支护距离大于20m。2、输送机道超前工作面煤壁不少于5m采取网状十字梁进行支护，支护形式为沿工作面走向使用0.5m十字梁相互铰接，沿工作面倾向十字梁间加挂长0.5m铰接顶梁相互铰接，其形式为“+-+-+-+”，每个十字梁下打一根单体液压支柱，当巷断面受压力影响改变时，支护形式为“+-+-+”“+-+-++”或“+-+-+-++”（其中：“+”指十字梁“-”为0.5m3、运料巷超前工作面煤壁不少于5m采取网状十字梁进行支护，支护形式为沿工作面走向使用0.5m十字梁相互铰接，沿工作面倾向十字梁间加挂长1.0m铰接顶梁相互铰接，其形式为“+—+—+”，每个十字梁下打一根单体液压支柱，当巷断面受压力影响改变时，支护形式为“+—+—++”“+—+-+”其中：“+”指十字梁“-”为0.5m铰接顶梁，—为1.0m铰接顶梁）。4、5～20m范围内对原U钢可缩性支架支护进行加强支护，支护形式为采取单体液压支柱配合圆木（长3.5m，直径大于18cm）一梁二柱进行支护（点柱大设在木头两端），即打设在原U钢可缩性支架中间。顶板很好地点可采取在U钢可缩支架正中打中心柱方法加强支护。5、上下端头缺口沿倾向长1～2m，沿走向超前工作面煤壁为2～5m（当采煤机能和上下巷直接割透时，可不做缺口）。支护形式为采取单体液压支柱配合HDJA-10006、支护质量要求（1）确保巷道规格符合《煤矿安全规程》、《煤矿安全质量标准化基础要求及评分方法》要求。（2）巷道顶板出现裂隙、顶板破碎时，要立即用板梁配合单体液压支柱进行支护。（3）出现片帮流煤地点，必需打点护帮，并使用料棍、耙片等将帮背实。（4）单体柱三用阀应平行巷帮，保持一致，预防三用阀断裂飞出伤人。（5）使用三用阀，天天要有专员检验左右阀筒拧紧度，发觉松脱不满扣要立即拧紧处理。二、端头顶板控制1、下端头支护工作面下端头支护形式和输送机道超前支护相同且相互铰链。工作面下头使用两架ZF2600/16/24型轻型综采放顶煤液压支架作为过渡支架支护顶板。另加设一路双楔铰接顶梁，用于抬住下顺槽上帮一路十字梁梁翼，抬棚梁必需双楔齐全，并使用好防飞销。架设抬棚梁使用双楔齐全HDJA-1000型双楔铰接顶梁，空帮侧随放顶立即回撤，煤帮侧保持一直超前工作面煤壁不少于2m。下车头一号过渡支架和超前处理十字梁之间紧贴一号架加一根直径≥20cm、长3m优质松木，一梁三柱，作为最下端过渡支架移架时导向梁（防倒梁）并和支架交替外移。工作面下端头人行道和顺槽输送机搭接处设一过桥，过桥牢靠可靠，以确保行人安全，行人从工作面输送机车头前经过时，必需和输送机司机联络好停止输送机运转后经过。2、上端头支护上端头支护形式运料巷超前支护方法相同，且和运料巷超前支护相互铰链。安全出口往里至切顶排，距上帮第一排点柱下帮侧0.5m和距中间排点柱下帮侧0.5m长梁下各打设一排单体液压支柱，以加强上端头支护。工作面最终一架上侧另加设一路双楔铰接顶梁，用于抬住上顺槽下帮一路十字梁梁翼，抬棚梁必需双楔齐全，并使用好防飞销。架设抬棚梁使用双楔齐全HDJA-1000型双楔铰接顶梁，空帮侧随放顶立即回撤，煤帮侧保持一直超前工作面煤壁不少于2m。3、当采煤机能和上下两巷直接割透时，在采煤机割到距巷道25m时停止采煤机,班长必需提前派专员在距工作面煤壁5m处站岗，负责把无关人员撤至距工作面煤壁5m外；当采煤机不能和上下两巷直接割透时，可超前做机窝。4、支护质量要求（1）工作面上下端头十字梁随采随放，滞后不得超出2m，并在切顶线打好密集支柱。（2）安全出口20m范围内巷道高度不低于1.8m，人行道宽度大于0.8m。（3）上、下安全出口通畅无阻，没有活煤、杂物堆积，无积水，电缆吊挂整齐。（4）全部金属铰接顶梁上必需用板梁、塘材等将顶板背严、背实，严禁出现顶空。全部支柱必需迎山有劲，超前支护范围内支柱，初撑力大于90kN，并拴牢柱头，严禁支柱超高使用。（5）人员跨越输送机地点必需设过桥，过桥应牢靠可靠，以确保行人安全。（6）上下两巷及缺口内支柱必需全部穿铁鞋，以加强支护。（7）严禁使用缺爪、漏液失效点柱及折梁断柱。（8）上、下端头放顶必需先维护、清理好后路，放顶时严格实施一人观山一人操作，先里后外标准。三、特殊支护工作面上端头安全出口往里至切顶排，距上帮第一排点柱下帮侧0.5m和距中间排点柱下帮侧0.5m长梁下各打设一排单体液压支柱，以加强上端头支护。当工作面上下端头放顶后，在工作面切顶排点柱中间加打密集支柱，柱距0.25m，以加强工作面切顶排顶板管理。四、支护材料使用数量、备用数量输送机道、运料巷超前支护20m，需要220根单体液压支柱，80块十字铰接顶梁，60根0.5m一字铰接顶梁；端头支护需要118根单体液压支柱，49根1m双楔铰接顶梁。工作面正常需要单体液压支柱338根，铁鞋338块，十字铰接顶梁80架，0.5m一字铰接顶梁60架，1m双楔铰接顶梁49架。备用数量不得少于工作面在用量15%：单体液压支柱51根，铁鞋51块，十字铰接顶梁12架，0.5m一字铰接顶梁9架，1m双楔铰接顶梁8架，板梁2.0m长，直径大于0.2m半圆木板梁不少于50块，贮备炮土不少于0.5m3，规格为(10m×1m)或(5m×1m)塑料网，不少于50m工作面通常材料贮备地点在距工作面30～50m范围巷道内，距轨道不少于0.7m，码放高度不超出1.5m。多种物料分类码放整齐，并对应挂好标志牌。第四节矿压观测一、顶板矿压监测1、成立顶板矿压监测领导小组组长：李献国、李建民成员：刘海顺、刘晓明、张富胜、徐慧明、马燕超、王玉亮、周永军、臧勇闫永刚、郭志强、段军军、陈金海、杨志山、张雪生、王增良2、监测数据搜集由早班验收员负责。3、本工作面每架支架安装两块指针压力计，便于进行顶板动态监测，当班支架工拉架时严禁损坏压力表，如发生损坏要立即汇报由检修班更换。4、压力表维护由支架检修工负责维护。5、检测数据分析和处理由技术员负责。6、顶板监测管理小组每个月对工作面监测情况一次考评，对存在漏洞和问题进行补充纠正，必需时立即制订方法整改。7、对工作面液压支架和上下端头单体支柱及超前支护段单体支柱进行现场检测，确保达成要求要求。二、矿压观察内容和方法本工作面矿压观察内容关键有：支架初撑力、支架工作阻力、支架和工作面输送机夹角、支架横向歪斜角、支架端面距、支架顶梁俯仰角、相邻支架顶梁错距、支架间距。矿压观察测点部署：1、自工作面下口第3架液压支架开始，自下而上沿工作面每10架设置一条监测线。2、两巷超前支护中每5m部署一个测站（共部署3个测站），使用KBJ60-Ⅲ-D型矿用数字压力计进行测量。三、观察时间及要求1、天天早班进行数据观察和统计，统计数据真实正确，升井后交技术组进行分析，依据分析结果，正确掌握顶板来压步距，并向职员部署应该采取方法。2、在工作面上、下端头各放置一块KBJ60-Ⅲ-D型矿用数字压力计，每班验收员必需随身携带一块。3、要珍惜仪表、保护仪表，严禁随意破坏多种仪表。4、和观察无关人员严禁对仪表进行随意调整。5、读数时要认真观察，看清数据，努力争取正确。第四章生产系统第一节运输一、运输设备及运输方法（一）运煤设备及装、转载方法采煤机落煤，滚筒旋转自装和人工撩煤相结合将煤炭装入工作面刮板输送机运出工作面，顺槽刮板输送机和胶带输送机接力运输至东南区煤仓。（二）运料设备及运输方法工作面需用材料、设备等物资，采取JD-1.6型矿用调度绞车，经过轨道运输到工作面。二、煤炭运输工作面→输送机道→东南区煤仓→－坑主斜皮带→一坑主井底→地面。三、运料系统路线地面料场→二坑北井→副斜轨道→-240运输大巷→08201运料石门→工作面运料巷。四、绞车提升能力验算1、运输条件：绞车型号为JD-1.6型（25kW）调度绞车,为上山正拉车，采取6分钢丝绳（Φ18.5mm），其运输坡度最大取18°，运输旅程191m，单轨直进直出，矿车自重770kg，载重1200kg,按一次提升2个载重矿车计算：2、绞车拉力验算：依据公式：Fmax=N（G+G0）（Sinα+f1Cosα）+PL（Sinα+f2Cosα）式中：Fmax———钢丝绳最大静拉力kN。N———矿车数，取2个。α———巷道坡度，取18°G———矿车自重，取770kg。G0———矿车载重，取1200kg。f1———矿车运行阻力系数，取0.015。f2———钢丝绳运行阻力系数，取0.15。P———钢丝绳单位长度重量，查表1.35kg/m。L———钢丝绳长度，取最长191m。所以：Fmax=2×（770+1200）×（Sin18°+0.015Cos18°）+1.35×230（Sin18°+0.15Cos18°）=13.9kN又因JD-1.6型（25kW）绞车最大拉力为17.6kN，17.6kN>13.9kN，所以绞车拉力许可。3、钢丝绳验算：查表得：6分钢丝绳（Φ=18.5mm）最大拉力Qmax=180kN。所以：安全系数ma=Qmax/Fmax=180/13.9＝13.4＞6.5故：钢丝绳拉力许可。经过验算，JD-1.6（25kW）调度绞车能够一次运输2个载重矿车。上述绞车拉力验算是按本工作面最大坡度和最大长度所进行验算，本工作面其它绞车同理得符合运输要求。第二节“一通三防”和安全监控一、通风系统（一）风量计算：1、按气象条件计算：Qcf=60×70%×Scf×kch×kcl×Vcf=60×70%×7.469×1.2×0.9×1.0=338.79(m3/min)式中：Qcf-----采煤工作面实际需要风量m3；60-----单位换算产生系数；70%-----有效通风断面系数；Scf-----采煤工作面平全部有效断面，按最大和最小控顶有效断面平均值计算，m2；kch-----采煤工作面采高调整系数，取1.2；kcl-----采煤工作面长度调整系数，取0.9；Vcf-----采煤工作面风速，m/s，取1。2、根据瓦斯涌出量计算：Qcf=100×qcg×Kcg=100×3.5×1.5=525(m3/min)式中：Qcf-----采煤工作面实际需要风量，m3/minqCg-----采煤工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量,为3.5m³/minKCg-----采煤工作面瓦斯涌出不均匀备用风量系数，取1.5。100-----按采煤工作面回风流瓦斯浓度不应超出1%换算系数。3、根据二氧化碳涌出量计算：Qcf=67×qcc×kcc=67×2×1.5=201(m3/min)式中：qcc——采煤工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量，取2m3/minkcc——采煤工作面二氧化碳涌出不均匀备用风量系数，日最大绝对二氧化碳涌出量和月平均日绝对二氧化碳涌出量比值取1.5；67——按采煤工作面回风流二氧化碳浓度不超出1.5%换算系数。4、按炸药量需要计算：Qcf≥10Acf=10×3.7=37(m3/min)式中：Acf-----采煤工作面一次爆破所用最大炸药量，kg。10-----每千克二、三级煤矿许用炸药需要风量，m3/min5、按工作人员数量验算：Qcf≥4Ncf=4×72=288(m3/min)式中：Ncf----工作面同时工作最多人数。取72人；4----每人需要风量，m3/min。6、按风速进行验算：（1）验算最小风量Qcf≥60×0.25Scb=60×0.25×7.854=117.81m3/minScb=lcb×hcf×70%=5.1×2.2×70%=7.854m2（2）验算最大风量Qcf≤60×4.0Scs=60×4.0×7.084=1700.16m3/minScs=lcs×hcf×70%=4.6×2.2×70%=7.084m2（3）综合机械化采煤工作面、在采取煤层注水和采煤机喷雾降尘等方法后，验算最大风量Qcf≤60×5.0Scs=60×5.0×7.084=2125.2m3/min式中：Scb----采煤工作面最大控顶有效断面积，m2；lcb----采煤工作面最大控顶距离，m；hcf----采煤工作面实际采高，m；Scs----采煤工作面最小控顶有效断面积，m2；lcs----采煤工作面最小控顶距，m；0.25----采煤工作面许可最小风速，m/s；70%----有效通风断面系数；4.0----采煤工作面许可最大风速，m/s；5.0----采煤工作面许可最大风速，m/s。经过验算，117.81m3/min<525m3/min<2125.2m3/min，符合规程要求，所以确定该工作面风量取整数为525m3/min。二、防治瓦斯（一）、瓦斯检验1、该工作面必需配置工作经验丰富、综合素质高瓦斯检验工担任瓦斯检验工作。瓦斯检验工必需每班对工作面进风、工作面风流、煤帮、采空区、上隅角、工作面回风检验次数不少于三次，取检测结果最大值统计在牌板上。2、瓦斯检验工必需严格实施巡回检验制度和请示汇报制度，采煤工作面进风流中瓦斯浓度超出0.5％，回风流中瓦斯浓度超出0.8％或二氧化碳浓度超出1.5％时，必需停止工作，撤出人员，采取方法，进行处理并向生产管理部、通风区、采区汇报。3、生产过程中采煤机割煤速度必需均匀，严禁集中突击生产，预防瓦斯集中涌出瓦斯超限。4、本单位及其它单位人员在瓦斯超出要求时，必需听从瓦斯检验工指挥，立即撤出工作地点，杜绝瓦斯超限作业。5、工作面回风流中瓦斯浓度超出0.8％或二氧化碳浓度超出1.5%时全部必需停止工作，撤出人员，采取方法，进行处理，并向通风区及生产管理部汇报。爆破地点周围20m以内风流中瓦斯浓度到0.8％时，严禁爆破；工作面及其它作业地点风流中、电动机或其开关周围20m以内风流中瓦斯浓度达成0.8%时，必需停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理；工作面及其它巷道内体积大于0.5m3空间内积聚瓦斯浓度达2%及以上时，周围20m内必需立即停止工作、撤出人员，切断电源，采取方法，进行处理并向采区及调度室汇报。（二）、瓦斯监测（1）CH4T0—为工作面上隅角KG9001C型甲烷传感器，安设在距切顶排0.5m～1m，距上帮0.2m～0.3m，距顶板不得大于0.3m处，其甲烷报警浓度为1.0%；断电浓度为≥1.0%；复电浓度﹤1.0%，断电范围：工作面及其进、回风巷内全部非本质安全型电气设备。（2）CH4T1—为工作面运料巷KG9001C型甲烷传感器，安设在运料巷距工作面煤帮10m以内，距顶板小于0.3m，距帮大于0.2m，其甲烷报警浓度为0.8%；断电浓度为≥0.8%；复电浓度﹤0.8%，断电范围：工作面及其进、回风巷内全部非本质安全型电气设备。（3）CH4T2—为工作面回风流中KG9001C型甲烷传感器、CO—为工作面回风流中一氧化碳传感器，T—为工作面回风流中KG9001C型温度传感器报警值为≥26℃，FS1—为工作面回风流中GFY15（A）型风速风向传感器，安设在距工作面回风口10m～15m，距顶板小于0.3m，距帮大于0.2m。其甲烷报警浓度为0.8%；断电浓度为≥0.8%；复电浓度﹤0.8%，断电范围：工作面及其进、回风巷内全部非本质安全型电气设备。温度传感器报警值为≥26℃，风速风向传感器报警值为＞4m/s或＜0.25m（4）CH4T3—为工作面进风流中KG9001C型甲烷传感器，安设在下顺槽距工作面煤壁10m以内，距顶板小于0.3m，距帮大于0.2m。其甲烷报警浓度为0.5%；断电浓度为≥0.5%；复电浓度﹤0.5%，断电范围：工作面及其进、回风巷内全部非本质安全型电气设备。（5）YW—为工作面进风流中GQF0.1(B)型烟雾传感器、安设在输送机道各部输送机车头后10m～15m，距顶板小于0.3m。（6）FS2—为工作面进风流中GFY15（A）型风速风向传感器，安设在距工作面最近分风口以里5m-10m，距顶板小于0.3m，距帮大于0.2m，报警值为＞4m/s或＜0.25m/s及风流反向。3、便携式甲烷检测报警仪或瓦斯传感器出现报警时，必需立即停止工作、撤出人员，采取方法，进行处理并向生产管理部、通风区、采区汇报。4、便携式甲烷检测报警仪、甲烷传感器，通风区必需定时检验，每7天用标准气样校对调试一次，并留有统计。（三）、上隅角瓦斯管理1、瓦斯检验工检验完地域后，必需盯在工作面后机尾，负责上隅角瓦斯管理，监督风水炮弹和上隅角风帐使用情况，杜绝瓦斯积聚超限。2、上下头风帐由瓦斯检验工负责管理，班组长负责监管，任何人无权私自移动。3、上隅角安设“风水炮弹”，风水炮弹必需到位、喷雾常开且雾化良好，以处理局部积聚瓦斯。4、工作面上隅角风水炮弹，随工作面推进立即前移，严禁随意移动或拆除，由瓦斯检验工负责监督检验。5、工作面后机尾正上及运料巷正前15m范围内进行回撤支架、放顶等工作时，必需先洒水灭尘然后使用锤、撬棍或垫上湿木板进行作业,以预防出现机械火花。三、综合防尘系统（一）防尘管路系统管路系统：运料巷：-240大巷→08201运料石门→08201运料巷→工作面。每100m安设一个三通阀门，配足不少于50m软管线。输送机道：-240大巷→08201输送机道→工作面。每50m安设一个三通阀门，配足不少于25m软管线。进入工作面前端和前头出水端水管分别安装一组水质净化器，并安装压力表距出水口不超出100m，天天必需对净化装置排污一次。（二）防尘方法工作面煤体注水采取短臂注水方法进行煤体注水，距上端头7.5m开始至下端头7.5m打设三花眼，底眼距底板0.7m，顶眼距底板1.4m，孔间距5m，孔深不低于3.5m，钻孔直径为42mm，打设注水眼时，要利用外接喷雾设施进行降尘。其它严格实施抽防区专题安全技术方法，并和本规程一并落实实施。2、采煤机内外喷雾采煤机内外喷雾要齐全完好，雾化效果良好，且内喷雾压力不得小于2MPa,外喷雾压力不得小于4MPa。假如内喷雾装置不能正常喷雾，外喷雾压力不得小于8MPa。3、架间喷雾和放煤口喷雾降尘（1）动作方法：均采取手动控制方法，实现架间、放煤口喷雾降尘。（2）喷嘴部署：每一支架前梁下方设1个喷嘴，放煤口处设1个喷嘴。（3）喷雾要求：架间喷雾喷嘴迎风喷雾，放煤口喷雾把放煤口呈半包围形式，罩住放煤口产尘部位。（4）工作面采煤机割煤时，下风侧20m范围内必需确保3架以上喷雾头正常工作，并确保雾化效果良好，覆盖全断面。4、转载点喷雾输送机道各运煤转载点必需安设自动洒水喷雾装置，确保出煤时喷雾能正常使用。5、防尘水幕进、回风巷在距工作面30m～50m必需安设两道自动净化风流水幕和挡尘帘，喷雾和挡尘帘间距0.3m～0.5m且确保水压达成要求要求，喷头数量不少于8个。水幕要灵敏可靠保持常开，喷嘴迎风、雾化良好防尘帘要封闭全断面，进、回风巷净化水幕随推采逐步外移。防尘设施水门必需安设在人行道侧。6、煤尘冲刷工作面、输送机道、回风巷每班安排专员洒水灭尘，严禁煤尘超限，不然，必需停止工作。7、个体防护进入工作面及回风侧工作全部些人员必需佩带符合国家标准防尘口罩，并定时更换滤膜。（三）隔绝瓦斯煤尘爆炸方法1、进、回风巷距工作面60～200m处由抽防区按要求安设一组辅助隔爆水袋，后路每200m安设一组，每组隔爆水袋水量必需满足每平方米不少于200L。2、每班安排人员检验隔爆水棚质量、水量，确保符合要求。四、防治煤层自燃发怒1、工作面底板浮煤必需清净，顶煤必需放净，不得随意留设顶煤，降低采空区丢煤量。确保回采率符合上级相关要求。2、采区必需加强工作面生产组织和管理，搞好正规循环，天天推进度不得少于2m，月推进度不低于60m，以预防采空区煤炭自燃，确保安全生产。3、瓦斯检验工每班必需对工作面上隅角及回风等地点防火参数进行不少于三次具体检验，检验内容关键有：CH4、CO2、CO、T等，检验结果应具体统计，通风区值班人员必需认真审核，发觉问题必需立即研究处理。4、工作面结束时必需立即出架，确保35天内密闭采空区。5、由通风区负责在工作面运料巷安设一氧化碳监测探头，严格监控工作面一氧化碳情况，当工作面运料巷风流一氧化碳浓度出现上升趋势时，通风区值班人员必需立即向矿总工程师及主管矿长汇报，并加强观察，严格监控，并立即采取方法。当工作面运料巷风流一氧化碳达成或超出10PPm时，立即停止工作面全部些人职员作、切断电源，将工作面全部些人员撤出，在各回风通路口打好栅栏，揭示警标，严禁人员进入。由通风区立即采取方法进行处理。6、工作面两巷有效通风断面，尤其是运料巷通风断面不得小于设计断面，以尽可能降低工作面压差，确保工作面正常通风。7、工作面回采时，由抽放区负责从地面经过管路向工作面采空区注盐水液和黄泥浆。8、瓦斯检验工每班必需对工作面上隅角及回风等地点防火参数进行一次具体检验，检验内容关键有：CH4、CO2、CO、T等，检验结果应具体统计，通风区值班人员必需认真审核，发觉问题必需立即研究处理。9、发觉盐水液和黄泥浆在支架部件或机械设备上时，立即安排专员使用清水将其冲洗洁净。10、依据《煤矿安全规程要求》，在回风巷距工作面不超出200m支护完整地点，备有灭火沙箱并盛满不少于0.2m3五、防治煤和瓦斯突出1、防突估计：（1）工作面防突估计方法采取钻屑指标法，防突估计钻孔孔深为10m，钻孔直径为42mm。（2）防突估计指标采取Smax、Δh2等相关参数。为加强防突管理，我矿该地域防突临界值为：干煤Δh2=190Pa，Smax=6Kg/m；湿煤Δh2=150Pa。（3）采取钻屑指标法估计工作面突出危险性时，应按下列步骤进行：①在工作面每隔10～15m部署一个估计钻孔，孔深10m。如有超前排放瓦斯钻孔要将估计钻孔部署在两个超前排放瓦斯钻孔中间软分层中。②钻孔每打1m测定一次钻屑量，每隔2m测定一次钻屑解吸指标。依据每个钻孔沿孔长每米最大钻屑量Smax和钻屑解吸指标Δh2估计工作面突出危险性。③采取防治突出安全防护方法,实施抽防区防突方法。（4）当实测得到任一深度、任一防突指标Sm值或Δh2值大于或等于临界值时，工作面估计为含有煤和瓦斯突出危险，必需停止生产，采取防治突出方法，打超前排放瓦斯钻孔。（5）当实测得到任一深度、任一防突指标Sm值且Δh2值小于临界值时，工作面估计为无突出危险，工作面可按许可进尺生产，在此期间最少再进行两次验证，推采距离应留有大于2m估计超前距。2、防治突出方法：当估计该工作面含有突出危险时，工作面必需停止推进，实施施工超前预抽瓦斯钻孔局部防突方法。依据二OO八年煤炭科学研究院抚顺分院对我矿所做《突出估计敏感指标及临界值确定研究汇报》结论：我矿2#煤层施工抽放瓦斯钻孔孔径为φ75mm，抽放时间抽72天，抽放半径为4.5m，抽放半径和抽放时间存在Rc=1.3133t0.2847关系。我矿依据生产需要并结合汇报得出结论，当采取抽采半径为1.8m部署钻孔时，抽放时间为3天。超前预抽瓦斯钻孔施工要求以下：（1）超前预抽瓦斯钻孔孔径为75mm。（2）超前预抽瓦斯钻孔每10米施工2排，每排5个钻孔，累计10个钻孔，孔距2m。从大煤底板往上0.5m开始施工第一排钻孔，第二排钻孔距巷道底板1.5米。（3）在实施局部综合防突方法回采工作面，若估计指标小于临界值，则只有当上一循环估计指标也是无突出危险时，方可确定为无突出危险工作面，并在采取安全防护方法，保留不少于2m估计超前距条件下进行回采作业；不然，仍要实施一次工作面防突方法和方法效果检验。（4）施工超前排放钻孔时，通风区瓦斯检验工必需盯在现场，严格监督生产单位施工钻孔情况，施工过程中班队长和瓦斯检验工在现场统计施工情况，施工完成由生产单位班队长和瓦斯检验工共同验收合格后由抽防区进行抽放。工作面未施工超前预抽钻孔或钻孔数量、深度没达成方法要求时，瓦斯检验工不准验孔，并向通风区、抽防区、生产管理部、安全管理部汇报。生产单位施工人员要听从瓦斯检验工指挥，严禁违章作业，不然一经发觉，严厉追究相关人员责任。3、防治突出方法效果检验：采取防治突出方法后，还要进行防突方法效果检验。检验方法同估计方法，检验孔部署在方法孔之间。经检验有效后方可在采取安全防护方法情况下进行回采作业。但必需确保在推采方向留有不少于2米估计孔超前距和大于5米方法孔（投影孔深）超前距。假如方法无效，不管方法孔还留有多少超前距，全部必需采取防治突出补充方法，并经方法效果检验有效后，方可采取安全方法施工。4、安全防护方法：（1）必需采取安全防护方法。安全防护方法包含远距离爆破、压风自救、供水施救系统、反向风门、避难硐室、隔离式自救器。（2）由生产单位负责，在工作面安设压风自救、供水施救系统，设置在工作面两巷内。距工作面切眼25～40m在上下巷道内各安设两组压风自救、供水施救装置，后路巷道每隔50m必需设置一组压风自救、供水施救装置，每组压风自救、供水施救系统要确保最少供5～8人同时使用。每个站岗警戒地点、爆破地点、撤离人员及回风道有些人作业处最少设置一组压风自救、供水施救装置。压缩空气供给量，每人不得少于0.1m3/min。压风自救、供水施救装置阀门安装高度距底板为1.2～1.3m（3）单位每班安排修理工对压风自救、供水施救装置逐一检验、维护，每班检验不少于1次，发觉问题，立即处理，确保压风自救系统能随时使用，地域瓦斯检验工负责监督，检验，压风自救、供水施救装置不能使用，瓦斯检验工有权停止工作面作业，并向通风区、生产管理部汇报。一旦发生突出时，全部些人员要立即就近进入压风自救、供水施救统中，打开压风自救装置等候救助,或立即打开自救器快速撤离到安全地点。（4）通风区负责建筑反向风门，以控制突出时瓦斯能沿回风道流入回风系统。反向风门建筑位置和要求必需符合《防治煤和瓦斯突出要求》要求及《煤矿安全规程》要求。人员进入工作面时必需把反向风门打开、顶牢。工作面放炮和无人时，反向风门必需关闭。（5）工作面设置防突岗哨，工作面每次爆破时根据岗哨位置站岗警戒，卡住进入工作面通路，严禁入内。5、突出预兆：(1)煤体暗淡无光泽，煤层层理紊乱。(2)煤体忽然变软(可用手轻易捏碎、打眼有吸钎子现象)。(3)打钻时出现顶钻、夹钻、喷孔(喷煤或瓦斯)情况。(4)工作面压力忽然增大，顶板发出煤炮或其它异常声响。(5)工作面煤(岩)壁出现裂缝、裂隙或煤岩壁外移。(6)工作面内瓦斯浓度忽然增大，有时忽大忽小不稳定；空气气味异常；温度忽高忽低；煤尘忽然增大等。当出现前述（1）、（2）、（3）突出征兆时，地域瓦斯检验工或爆破工要立即汇报，加强观察。当出现前述（4）、（5）、（6）征兆时，地域瓦斯检验工或爆破工有权停止工作面全部工作，并配合班组长立即撤出工作面全部些人员并切断回风系统内电源，按避灾路线撤到安全进风大巷中，并设置栅栏警标，严禁任何人员入内。6、其它：(1)工作面每班必需配足够、能使用防突估计钻杆及钻头，确保能随时估计，若因防突估计钻具影响，不能正常估计，视为有突出危险，不得生产。(2)工作面每次防突估计预报及防突效果检验，必需立即报矿总工程师审批，生产单位必需严格按防突估计表许可进度生产，由通风区负责安排地域瓦斯检验工监督、检验，超进严格根据事故进行分析处理，并追究相关人员责任。(3)工作面内及回风所经过巷道内全部电气设备必需完好，杜绝失爆。生产单位必需明确专员负责工作面电气设备管理工作，每班安排专员检验、维护一次。生产管理部负责每七天对工作面电气设备防爆性能专题检验不少于2次；发觉电气设备失爆，要立即对工作面进行停电处理，并严厉追究相关人员责任。确保工作面内全部电气设备防爆性能良好，杜绝失爆。工作面回风系统内电气设备由使用单位负责检验、维护。回风巷道内电气设备由使用单位负责进行维护，必需确保完好，杜绝失爆。检验要求和生产单位相同。(4)在生产中有地质结构等情况，由防治水科负责提前下达联络单给生产单位、通风区、瓦斯治理科、抽防区。相关单位制订有针对性安全方法，报总工程师同意后方可实施。(5)工作面长度从初采到边界呈先延长后缩短趋势，所以估计孔和超前排放瓦斯钻孔数量要依据工作面实际长度合理部署。7、全部进入工作面人员全部必需佩带隔离式自救器，并能熟练使用。8、其它严格实施《煤矿安全规程》《防突管理要求》《08201回采工作面防突安全技术方法》。第三节供电一、供电系统1、东南区99变电所YK-146移动站供第一部刮板输送机40kW；第二部胶带输送机2×30kW；第三部胶带输送机30kW；第四部胶带输送机30kW；第五部胶带输送机30kW；第六部胶带输送机2×30kW；第七部刮板输送机75kW；第八部刮板输送机75kW；工作面前部刮板输送机110kW；工作面后部刮板输送机110kW，排水泵15Kw.累计653.5kW。2、东南区99变电所Y2-038移动站供第一部绞车25kW，第二部绞车25kW，第三部绞车25kW，回柱绞车18.5kW，排水泵15kW。累计108.5kW。3、东南区99变电所YK-145移动站供工作面采煤机375kW，乳化液泵站125kW累计500kW。二、电气设备使用和维护1、全部井下电气设备（包含小型电气设备）选择，全部必需符合《煤矿安全规程》要求。2、防爆电气设备，在入井前必需经专职防爆检验员检验其“产品合格证”、“防爆合格证”、“煤矿矿用产品安全标志”及安全性能；检验合格并签发合格证后，方准入井。3、井下防爆电气设备运行、维护和修理工作，全部必需符合防爆性能各项技术要求。防爆性能受到破坏电气设备，必需立即处理或更换，严禁继续使用。4、防爆电气设备（包含小型电气设备）、电缆使用电压等级不得高于其标称电压等级。5、电气设备必需台台上架。6、其它严格实施《冀中能源峰峰集团煤矿防爆电气检验细则》。三、电缆敷设1、电缆敷设次序从上至下依次为：通讯电缆、监测电缆、信号电缆、低压电缆、高压电缆。同电位电缆按截面由小到大次序排列。2、电缆吊挂平直不交叉、不缠绕、不挤压、不落地、不盘圈和∞字（采煤机供电电缆除外)。电缆吊挂直线偏差±0.1m/m，全部电缆必需分钩吊挂，严禁共钩适用。3、电缆吊挂在水平巷道或倾角小于30°巷道时，电缆吊挂统一使用电缆钩，悬挂点间距小于1m；吊挂高度应确保电缆在矿车掉道时不受撞击，在电缆坠落时不落在轨道或输送机上。高压和低压电缆之间距离大于0.1m，高压和高压电缆之间、低压和低压电缆之间距离大于50mm。4、电缆和风、水管要求分别部署在巷道两侧，假如受条件所限，必需敷设在同一侧时，电缆要敷设在管路上方，并保持0.3m以上距离。5、电缆钩选型要依据电缆截面而定，数量依据现场情况确定，并考虑一定数量备用电缆钩。喷浆巷道电缆钩吊挂应使用螺栓固定。6、小巷道吊挂电缆时，电缆要贴帮，方便行人和物料经过。7、电缆穿过墙壁或风墙时，必需设置穿墙套管保护好电缆，并将两头采取黄泥封堵，不得两根及以上电缆同时经过一个穿墙套管。8、有瓦斯抽放管路巷道内，电缆（包含通讯、信号电缆）严禁和瓦斯管路同侧吊挂。9、电缆接线盒吊挂应制作吊钩，必需要有两个吊挂点，电缆要留有合适余量，接线盒吊挂高度应略高于所接电缆。10、电缆跨巷道时必需走专用过圈电缆钩或电缆桥架。11、电缆不得淋水，严禁悬挂任何物件。12、全部电缆标志牌要清楚可见，内容填写具体，不得模糊和乱填乱写，并严格实施《电缆编码管理要求》。第四节通信照明一、通讯系统及相关配置1、在工作面下顺槽第一部刮板输送机头、泵站处、第一部胶带输送机车头各安一部电话，方便于井上下联络，岗位司机负责管理接听电话。2、工作面必需安设能停止工作面刮板输送机闭锁装置和发出开车信号装置，停止刮板输送机连锁按钮间距不得超出15m。3、每台运输机、回柱绞车、调度绞车要有性能良好传输信号系统。二、照明系统及相关配置泵站、转载点、休息地点、油脂库等场全部照明，工作面及两巷必需根据《煤矿作业规程》《煤矿安全质量标准化基础要求及评分方法》要求安设照明装置。工作面照明灯间距小于15m，上下两巷照明装置，间隔距离不超出30m。第五章劳动组织及关键技术经济指标第一节劳动组织一、循环方法及作业形式：工作面采取“三、八”作业制，中、夜班出煤，早班检修准备、两巷维修、打眼等，工作面采取正规循环作业方法。整个循环为:由工作面一端向另一端割煤一刀、推前部输送机一次、移架一次，放顶煤一次、拉后部输送机一次。循环进度0.5m，小班实施多刀多循环作业方法。二、劳动组织采取专业工种分组作业形式。三、劳动组织表5-1劳动组织表工种早中夜累计跟班人员1113班长2226验收员1113井下电钳工1113采煤机司机1113乳化液泵站司机1113刮板输送机司机3339胶带输送机司机88824拉架工448支架维护工4116巷道维修88端头处理6612保管员1113捡碴工112其它3339累计343434102第二节关键技术经济指标表5-2工作面经济技术指标表项目单位数量备注工作面走向长度m221工作面倾向长度m79割煤高度m5.8煤容重m1.4循环进度m0.5循环产量t304.7日产量t1218.8月正规循环数个111.6按30天正规循环率%93月进度m60按30天月产量t36564按30天单位成本元14.07灰分%22工作面回采率%95服务年限月3.68第六章煤质管理采煤工作面作业过程中必需认真做好煤质管理工作，加强煤炭源头杂物控制，为此，实施以下提升煤质方法：1、加强顶板管理，强化支护质量，降低直至杜绝端面漏顶事故，假如一旦发生冒顶，必需立即采取得力方法妥善处理，并向矿汇报，以立即维护好顶板，降低含矸率。2、采煤机割煤过程中预防割底，以防底矸混入煤中影响煤质。3、各转载点喷雾、采煤机内外喷雾必需做到开机开雾，停机停雾。5、采煤机割通上下端头前，必需做好两端头杂物清理工作，预防混入煤中。6、生产过程中多种废旧设备废物等，必需统一升井管路，严禁混入煤中。7、顺槽安排专员拣碴，存放好，严禁碴煤混出。8、严禁机组随意割顶割底，对顶板破碎处要立即支护，背好顶板。第七章安全技术措施第一节一般规定1、施工前，必需由技术人员提前向区队管理人员、职员传达落实本规程及相关方法，并做好学习统计，经考试合格后方可入井工作，未经培训考试合格者，不得入井作业。2、依据现场改变情况，必需立即修改作业规程和安全技术方法，使规程方法和生产现场相符合，切实起到指导现场生产作用。3、新工人入井前，必需进行安全培训，学习煤矿基础知识，考试合格后方可入井工作。新工人到工作面上工作，必需建立师徒协议，在老师傅指导、保护下工作，严禁新工人单独上岗、单独作业。特殊作业人员必需经过专门培训，并持证上岗。4、认真开好班前、班后会。班前安排工作必需交代现场情况和不安全原因及注意事项。工人在工作中交换工作地点或更换工种，全部必需交代安全注意事项。班后要认真分析当班安全生产情况，总结经验、找出不足，制订防范方法。5、要严格按质量验收标准和作业规程要求组织施工，搞好工程质量，达成时时四处合格，遵章作业，杜绝三违。严格实施交接班制度、质量班评定制度、干部带班制度、工种岗位责任制等各项安全质量管理制度。6、严禁空顶作业和冒险作业。各工种作业人员任何时候全部必需在可靠地支护下工作。7、严格实施敲帮问顶制度。开工前，跟班人员和班组长必需对工作面顶板、煤帮、悬顶和支架、运输设备等情况进行全方面检验，立即组织人员处理活煤、危岩，整改不合格支架，确定无危险后，方准人员进入工作面工作。当发觉险情后，必需组织人员采取有效方法进行处理。隐患未排除前，跟班人员和班组长不得脱离现场。不管进行任何工作，全部必需首优异行敲帮问顶，具体检验工作地点顶板、煤帮、支架等情况，确保工作地点安全可靠。8、采煤工作面必需时时四处保持“煤壁、输送机、支架”三齐直、“上下安全出口、工作面人行道”两通畅和“煤矸、杂物”两净。9、多种材料供给要立即。正常情况下，应保持有一个圆班备用材料。其它应急材料也要有一定数量备用，以备特殊情况下急用。多种备用材料要分类挂牌码放整齐，不得影响行人、通风和运输。10、井下严禁带电检修、搬迁电气设备、电缆和电线，非专职人员不得私自操作电气设备，并严格实施羊东矿停送电管理要求。11、其它严格实施《煤矿安全规程》、《岗位操作规程》等相关安全管理要求，并和本规程一并落实实施。第二节顶板一、采支安全技术方法1、岗位关键风险：（1）煤壁片帮；（2）支架歪扭、下倒；（3）刮板输送机误动伤人；（4）机组割伤人员；（5）高压管路甩伤人员。2、岗位关键操作程序现场交接班→安全确定→敲帮问顶→工作面刮板输送机停电闭锁上锁→运料→打设点柱→拴牢点柱→清理现场。3、安全技术方法（1）工作面物料、点柱不足及达成最大控顶距时，严禁割煤。（2）严格按本规程支架质量要求进行支护，支架部件损坏应立即更换。（3）凡进入煤帮工作时，必需严格实施敲帮问顶制度，找净活煤、活碴及额头煤。人员在煤帮干活时，工作地点所在支架及邻架必需关闭截止阀，严禁有任何人员操作支架。需要操作支架时必需将人员撤离。（4）工作面额头煤必需立即找掉，工作面伞檐长度大于1m时，其最大突出部分不超出200mm，伞檐长度在1m以下时，最突出部分不超出250mm。（5）工作面加枪、甩枪时必需由支架维护工或工作面修理工进行操作，枪接在备用阀组上，操作前必需关闭支架截止阀，加枪完成后确定阀组手把打到中间位置方可开启截止阀。煤帮使用注液枪时，必需将枪线在支架顶梁上拴好，使用完成后立即拖回碴帮，将枪线盘好拴在线架子上。工作面不用注液枪立即甩掉。（6）工作面割煤后立即移架支护，工作面内排头支架和上下端头支护间距不得大于0.5m，当超出0.5m时必需立即加设金属铰接顶梁支护顶板，和端头切顶排续齐。并立即调整支架。（7）割煤后，工作面支架全部移齐移顺，不得出现错差。（8）上、下两巷替U型钢时，必需两人配合作业，使用好临时板梁棚子，临时控顶距不得超出0.5m。操作人员必需站在倾斜上方作业，并严格实施审帮问顶制度，单体支柱要穿好铁鞋。（9）上、下两巷替U型钢时顶板不平时使用板梁、底梁等大料摆架背顶，顶板破碎时顶部用芭片背严。（10）工作面打眼或煤帮清理浮煤时，必需将工作面刮板输送机停电闭锁上锁。（11）人员行走必需走工作面人行道，即在支架架箱和前立柱之间行走，严禁在工作面输送机上或在齿轨上行走，更不许可在煤帮行人。（12）工作面洒水灭尘使用专用水管，严禁使用支架管子或注液枪。（13）工作面上、下端头因为输送机机头、机尾影响顶梁无法支设支柱。回支柱前必需将无柱顶梁肖子插牢、插齐，顶板破碎或出现离层时必需使用一梁二柱抬棚将顶梁抬住，抬棚顺巷道方向使用，抬棚梁长度视现场情况确定。抬棚随回采随外移，移设抬棚时必需提前在抬棚上帮侧平行支设好临时板梁棚子，将原顶梁抬住。抬棚移设后必需将支架支柱补打正规方可去掉临时棚子。（14）工作面两巷每班要安排人员对巷道安全情况进行巡查，发觉顶板开裂、支架损坏，必需立即安排人员进行维护。在两巷U型钢棚子中间加打单体液压支柱，单体液压支柱和顶梁之间加垫薄木板维护采取，支柱支设好后立即拴牢柱头。顶板破碎处要加使用板梁棚子,一梁二柱支护顶板。（15）升支柱或放顶时，操作人员要避开三用阀飞出方向，严禁人员正对三用阀。（16）人员拖支柱或物料等较大物品过刮板输送机时，必需通知刮板输送机司机停止刮板输送机运转，严防支柱或物料掉入刮板输送机戗伤人员。（17）采支工必需按采支工操作程序正规操作。二、人工做缺口安全技术方法1、岗位关键风险：（1）顶帮是否有掉碴、片帮危险；（2）支架是否完好；（3）改回点柱是否符合要求；（4）顶移机头煤帮是否有些人；（5）端头是否有空顶现象。2、岗位关键操作程序现场交接班→安全确定→改超前处理煤帮点柱→割煤→机组退出，顶移机头（尾）→移架→打设正规支护→现场交接班。3、安全技术方法（1）做缺口开口时，挂长梁时，清出0.5m空间后，要使用长短适宜板梁配合单体液压支柱打好临时支护，清出1.0m空间后，立即挂设长梁打设好支柱。做缺口时要停止工作面输送机运转。（2）缺口内全部顶、帮必需用荆棍、板梁、塘材等将顶帮裱背严实，严禁出现顶空和煤帮流煤。全部支柱必需迎山有劲，初撑力大于90kN（11.5Mpa），并拴牢柱头。支柱必需穿鞋或采取其它有效方法。（3）缺口范围内铺塑料网和巷道塑料网搭接不少于0.2m，联网每0.2m远一道。（4）作业人员进行缺口施工前，必需对缺口全部支柱及顶、帮裱背情况做全方面检验，立即整改不迎山和漏液支柱，及裱背不实不严顶、帮。（5）作业人员进行缺口施工前，要改打好进出口支柱，进出口处支柱宽度不得大于1.0m，不得小于0.8m，确保后路通畅。（6）施工过程中要常常对缺口内顶、帮进行严格敲帮问顶，发觉问题立即处理。施工人员必需在可靠支架掩护下工作，严禁空顶作业。（7）施工过程中活煤活碴要立即清净，严禁在缺口内存放任何物料，以确保后路通畅。（8）作业人员使用跨越输送机注液枪时，必需把枪线悬挂好，最少高于刮板输送机上沿1.0m，不用时立即把枪线盘挂整齐。（9）作业人员经过或跨越输送机搬运支柱、板梁等物料时，必需和输送机司机联络好，停止输送机运转后进行。（10）工作面做缺口和采煤机割煤距离大于25m，和上（下）端头移架距离不得小于25m。（11）移架需要去缺口内金属铰接顶梁时，必需从缺口上（下）帮一个小梁开始去，去下一根金属铰接顶梁，把上（下）端头支架移过去支护好顶板后，才能去第二根金属铰接顶梁，移架支护顶板，严禁一次同时去下两根金属铰接顶梁。(12)去缺口内金属铰接顶梁时，要二人配合作业，一人扶梁一人回支柱，严禁一人操作。(13)移机头（尾）时，煤壁区及缺口内严禁有些人。三、两巷超前处理安全技术方法1、岗位关键风险：（1）顶帮是否有掉碴、片帮危险；（2）点柱是否歪扭；（3）点柱初撑力是否符合要求；（4）巷帮受力外鼓是否造成弯柱；（5）裱帮背顶是否严实。2、岗位关键操作程序工作现场隐患排查→物料准备→临时支护周围顶板→架设木梁棚子→去U钢→去临时支护→挂梁打点柱→背顶→升紧点柱→清理现场。3、安全技术方法（1）两巷超前支护替U型钢之前，超前1m在U型钢之间架套木棚一梁二柱进行支护，木棚