d1004综采作业规程

第一章概况

第一节工作面位置及井上下关系

煤层名称10*水平名称+835采区名称北采区

+1015--H

工作面名称D1004地面标高工作面标高+799--P880

1094

地面相对位置地面位于新舍科村以西，大刘公路以北，地表大部分为黄土覆盖

概

井下位置及四邻采井下位于井田东北部，东为实体煤田，南接回风大巷及轨道大巷，西

况

掘情况邻D1003回采工作面，北为王家庄煤矿井田

回采对地面设施的地表大部分被黄土覆盖,有国电220KV变电站及个别新舍科居民房屋,

影响回采后会造成地表塌陷

走向长度1200倾向长度200m面积笳）240000

第二节煤层

4.8〜6.4

煤层厚度m煤层结构单一煤层硬度1.5

5.6

可采指数1变异系数20%稳定程度稳定

D1004工作面所采10#煤层，厚度为4.8〜6.4m,平均5.6m。煤层结构

较复杂，普通含3—5层夹开，单层夹研厚0.05—0.20m不等，煤层倾向东

西，倾角5。左右。煤层比较稳定，煤质指标见下表:

煤质指标

MadAdAdafstd发热量（町/kg）粘结指数

煤质情况

0.56%14.63%14.3%1.48%36.0542.93

10#煤层为特低灰，低硫一中高硫瘦煤

第三节煤层顶底板

煤层顶板为细砂岩、粉砂岩，底板为泥岩，顶板属坚硬岩石，较易管

理，底板强度较小，开采时应注意底鼓发生。

附：煤层综合柱状图

第四节地质构造

地质构造：D1004工作面整体为单斜构造，构造简单。在顺槽掘进至

64T67m及315-372m之间出现地质变化带，在回采推进过该地段时，要根

据实际情况制定相应的安全技术措施。

第五节水文地质

一、工作面用水量

正常涌水量：5m3/h

最大用水量：23m7h

二、水文地质情况

D1004工作面上层主要赋存Ls灰岩水，根据D1003工作面回采及D1004

工作面掘进时水文观测的情况，在D1004工作面回采推进至距回风巷

200-300m时会有较大淋水；另工作面上部为王家庄煤矿4#煤层采空区，根

据该矿积水调查分析，在我矿D1004工作面九顺902m处，十顺距回风巷439

处有上层采空区有积水，现已在九顺距回风巷902nl处施钻出水，出水量为

12760m二十顺距回风巷439nl处必须在回采前再次进行探放水作业。并在回

风顺槽铺设两趟4寸排水管路，运输顺槽铺设一趟4寸排水管路，做好防

排水工作。

第六节影响回采的其它因素

经2009年矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定，瓦斯相对涌出量为：

15.84m3/t,绝对涌出量为：8.25m7mino二氧化碳绝对涌出量为1.47n]3/

min,相对涌出量为2.92m7t,属于高瓦斯矿井。

10#煤层煤尘有爆炸性，煤层自燃倾向性为III级，属不易自燃煤层。

第七节储量及服务年限

1、本工作面走向长度为1200m,采面长200m,煤厚5.60m。

则:工业储量=面积X煤厚X煤的密度

=1200X200X5.60X1.4

=1881600t

可采储量=（工业储量一设计损失）X80%

=（1881600-85120）X80%

=1501184t

（设计损失为区段保安煤柱，计算结果为85120t）

服务年限=1501184・123624p12月

第二章采煤方法

第一节巷道布置

D1004工作面顺槽及尾巷沿煤层走向布置，开切眼沿煤层倾向布置。

巷道名称巷道分类支护形式净断面

运输顺槽煤巷锚杆（索）、钢带、网10.92m2

回风顺槽煤巷锚杆（索）、钢带、网11.76m2

切眼煤巷锚杆（索）、钢带、网13.8m2

尾巷煤巷锚杆（索）、钢带、网7.0m2

附：D1004工作面巷道布置图

第二节采煤工艺

1、采煤方法

工作面采用综合机械化走向长壁后退式放顶煤回采，选用

ZF2800/16/24型支架支护顶板，采空区采用全部跨落法管理顶板。D1004

工作面顺槽掘进时靠工作面一帮采用可回收锚杆进行支护，故在割煤前应

先将可回收锚杆及时回收。回收时最多拔一排，严禁图省事多拔、超拔，

防止片帮事故。

3、回采工艺

采用MXG150/350D型采煤机割煤，使用SGZ-630/400型前、后部刮板

输送机运煤，工作面每割一刀煤放一次顶煤，实行一采一放，追机放顶煤

作业方式。

工艺顺序：

采煤机从机尾（头）斜切进刀自开切口，切入煤壁推移滞后溜至煤壁,

上下调换滚筒位置反向牵引截割三角煤后停止采煤机调换上下滚筒位置，

正向牵引截割工作面全长煤壁，推移滞后采煤机溜槽。

（1）进刀方式：机组斜切进刀自开切口

a、正向牵引采煤从机头（尾）向机尾（头）15nl处斜切进刀。

b、采煤机斜切进刀25-30m切入煤体后，停止采煤机牵引，调换采煤

机滚筒上、下位置，推移滞后溜至煤壁。

c、反向牵引采煤机截割三角煤体，至机头（尾）煤壁。

d、切割完成三角煤体后，停止采煤机牵引，调换上下滚筒位置。

e、正向牵引采煤机空转至开切口处正常割煤，以正常工序推移工作溜

至煤壁，完成进刀。

附：采煤机斜切进刀示意图

（2）落煤方式

该工作面使用MXG150/350D型双滚筒采煤机双向割煤，滚筒截深0.6m,

往返一次进两刀，采煤机司机应随时调整滚筒高度，保证采高2.「2.3m,

保证不超高、不割底。

（3）装煤方式

采煤机在割煤时将大部分煤装入前工作溜，剩余浮煤在推移工作溜过

程中铲煤板将煤装入工作溜。

（4）运煤方式

工作面煤装入SGZ-630/400型刮板输送机（前溜），顶煤放入后部刮

板输送机，输送到转载机一破碎机一顺槽皮带一采区皮带一井底煤仓一主

斜井皮带至地面煤场。

（5）移溜

正常情况下距采煤机后滚筒10m左右开始顶溜,溜子弯曲度不能大于3。，

弯曲段长度不得小15m,顶溜时分三次顶至煤壁，杜绝一次顶到位，严禁把溜

子顶成急弯。

（6）移架支护

采煤机后滚筒割煤后，滞后移溜工3-5架开始移架，顶板破碎时，前

滚筒割过2-3架时即伸出支架前探梁或提前移架。

（7）清浮煤

机组割过后，要将工作面前溜至支架之间的浮煤摧入溜内，清理干净，

为下次拉架作好准备，放过顶煤后，架间的浮煤也要清理干净。

（8）移后溜

移架后开始逐架分段移架放顶煤，防止煤压住输送机。顶煤放净后，

由放顶煤工负责移后溜，一次移溜长度不得少于3-5架。

（9）放顶煤

①放顶步距的确定

根据经验公式，放煤步距d=（0.15~0.2）h,h为放煤高度，则放顶

煤步距L=0.51—0.68m取L=0.6m即一刀一放。

②初次放顶距离与初次放顶

根据工作面已揭露的地质情况，在工作面正常推进30m后开始初次放

顶及放顶煤。

③正常放煤

采用分段多轮循环追机放顶煤方法进行，每轮间隔等量放煤，使顶煤

均匀下降，减少肝石混入量。放煤时，先放奇数架，每架放出1/3,然后放

偶数架如此反复，直到顶煤放净，见砰石为止。在尾巷到机尾过渡架之间

的顶煤必须放干净，以防尾巷堵塞造成上隅角瓦斯超限。机头机尾三架不

能放煤。工作面采放比为1:3。

④特殊条件下的放煤

遇煤壁严重片帮或冒顶区域禁止放煤。

（5）移工作面机头、机尾

采煤机割透端头煤壁后，退出机头（尾）25-30m,待拉完架，清理完

机头（尾）和过渡槽的煤砰，由端头（尾）架的移溜千斤顶进行推移。

3、工作面正规循环产量

循环割煤量;LHBrci

=200X2.2X0.6X1,4X95%

=351.12t

循环放煤量=LH2Src2

=200X3.4X0.6X1,4X80%

=456.96t

循环煤量=351.12t+456.96t

=808.08t

式中：L——工作面倾斜长度m；

Hj——工作面采高m；

H2——工作面放煤高度m；

S——工作面循环进尺m；

r——煤的密度t/m3；

Ci——工作面割煤回收率％;

C2——工作面放煤回收率％；

第三节设备配置

D1004工作面、顺槽主要设备配置表

数单机容

序号设备名称型号备注

量量(kw)

1液压支架ZF2800/16/24151

2过渡架ZF2800/16/246

工作面、输

3SGZ—630/4002400

送机刮板

4转载机SGG—7301132

5破碎机PCM1101110

6米煤机MXG150/350D1350

7皮带机DSJ1000/2X1601320

8回柱绞车JH—2D422

9调度绞车JD—25625

10乳液泵站BRW—200/31.52125

11移变KBSGZ—Y4001400KVA

12干变KBSGZ—T—6303630KVA

13喷雾泵KMPB250/6.32

附：D1004工作面设备布置图

第三章顶板控制

第一节支护设计

一、D1004工作面支护设计验算

1、依岩石重量法推算综采工作面支架设计支护强度Wz：

Wz=H^-XrXK=17.6X25X1.2=528KN/m3=0.528MPa

取Wz=O.53MPa

式中：H岩一上覆岩层厚度（m）按8倍采高考虑

MP：2.2X8=17.6m

r一岩石平均容重取25KN/m3

K一老顶动载系数取1.2

2、底板比压验算

泥岩底板允许比压为8.35MPa,而中间架和过渡架设计底板比压平均值

为0.85MPa,显然工作面底板允许比压大于支架设计底板比压，故支架不会

发生钻底现象。

3、依综采工作面支架支护强度确定支架工作阻力

F=WzXS=0.53X3.658=1939KN

式中：F一支架工作阻力KN

Wz一支架支护强度（MPa）

S一支架支护面积1.18X3.1=3.658m2

ZF2800/16/24型液压支架工作阻力F=2800KN

V2800KN>1939KN

，所选支架的工作阻力符合要求。

D1004工作面液压支架主要技术参数

序号设备名称单位参数

1放顶煤支架ZF/2800/16/24

2最大高度Mm2400

3最小高度Mm1600

4支架中心距Mm1250

5支架宽度Mm1180/1350

6泵站压力Mpa31.5

7初撑力KN2524

8工作阻力KN2800

9平均支护强度Mpa0.55-0.60

10对底板比压Mpa0.85

11推移步距mm600

12适应煤层倾角oW15°

二、乳化液泵站

（一）泵站及管路

选用BRW—200/31.5乳化液两台,输出高压液管路选①25mm高压胶管，

回液管路选中32mm高压胶管。

（二）泵站位置：运输顺槽（十顺）距工作面100m处。

(三)泵站使用规定，泵站压力调整要求，乳化液配制方式，乳化液

浓度必须有现场检查手段。

(1)泵站使用规定

泵站要设专人维修和操作，泵站工要经常检查和保持泵站系统的完好

状况，随时注意泵的温度、声音、油位、液位及表头的压力状况，泵站压

力要保持在30Mpa,对压力不足的必须查明原因处理，严禁开双泵。维修

时必须停泵释放压力后，方可进行维修。液箱进回液口要设置防尘盖，避

免煤及开石落入液箱，每月要清洗一次。管路要悬挂整齐，不得盘圈打弯,

必须认真检查接头、管路是否存在跑、漏、渗液现象，销子是否安全可靠。

(2)压力调整要求

调整卸载装置，观察压力表使其达到30Mpa.

(3)乳化液浓度

乳化液必须按3%—5%乳化油和95%—97%的中性水配制。

第二节工作面顶板控制

1、顶板管理方式

液压支架全封闭支护顶板，自移支架放顶煤，采空区采用全部跨落法

处理，移架步距0.6m,本工作面使用151架ZF2800/16/24型四柱支撑掩护

式放顶煤支架及机头机尾各3架ZF2800/16/24型过渡支架来管理顶板。

2、支架的基本形式

液压支架为支撑掩护式，最小控顶距2.8m,最大控顶距3.4m,放煤步距

0.6m,支架中心距1.25m,端面距340mm,支架顶梁与顶板接顶严密,架间不能

有明显错茬，不挤不咬。

3、特殊条件下顶板支护

工作面顶板破碎或过地质构造时，采煤机司机必须与拉架工密切配合,

减慢截割速度，割煤与拉架间距超过5m时，必须停机，切断电源。拉架时

采取带压擦顶前移支架的方法。

工作面出现断层时，若其落差小于LOm,采取调低支架留设顶底煤的

方法通过，工作面支架形式不变。

若落差大于1.0m,采取放震动炮配合机组截割的方法通过,并另编制安

全技术措施。

4、支护材料的管理：

工作面支架全部编号管理，回风巷距工作面70—100m为材料设备堆放

点，要求分类码放整齐并且进行挂牌管理，堆放时不得超巷道断面的1/3,

不得影响行人、运输和通风，备用材料短缺时，必须及时补充。

第三节运输顺槽、回风顺槽超前支护及端头顶板控制

1、端头支护及超前支护

(1)本工作面上、下端头各采用三组ZF2800/16/24型过渡支架与两

对3.6mJi型梁配合DW-28型单体液压支柱支护。

单体液压支柱与弘型梁配合支护的支护形式布置为：机头处距端头过

渡架0.2m布置第一对第二对n型梁，第二对n型梁距十顺工作面另一侧煤

帮端头支护较接顶梁的距离为1.2m；机尾处距端头过渡架0.2m布置第一对

第二对H型梁，第二对Ji型梁距九顺工作面另一侧煤帮端头支护钱接顶梁

的距离为1.2m。单体液压支柱与n型梁配合支护均为一梁三柱迈步前移，

迈步步距为1.2m,柱距0.6m。当机尾处冗型梁距靠工作面另一侧端头支护

较接顶梁的距离大于1.2m时，加一排钱接顶梁加强支护。

(2)两端头落山侧要用密集单体柱配500mm的弘型梁切顶维护。回风

顺槽放顶至后溜机尾落山侧，进风顺槽放顶滞后转溜机尾最大不超过5m。

(3)两端头落山侧在回采推进时必须提前退掉锚杆的螺丝及锚索的锁

具，随着回采推进落山侧顶板自然垮落，不得有悬顶。如不能自然垮落，

必须进行强制放顶，强制放顶时另出措施。

(4)九、十顺巷道超前支护的规定：

①、九顺超前支护为三排。采用DW-28型单体液压支柱配合较接顶梁,

在距巷道煤帮两侧0.5m各支设一排，超前支护距离为20m；距非工作面侧

超前支护排距1.2m另支设一排，采用DW-28型单体液压支柱配合较接顶梁

支设，超前支护距离为10m,超前支护柱距1.2m。单体柱卡成一直线，并

拴好防倒绳且必须穿鞋。

②、十顺超前支护为三排。采用DW-28型单体液压支柱配合较接顶梁,

在距巷道煤帮两侧0.5m各支设一排，超前支护距离为20m；距非工作面侧

超前支护排距1.2m另支设一排，采用DW-28型单体液压支柱配合较接顶梁

支设，超前支护距离为10m,超前支护柱距1.2m。单体柱卡成一直线，并

拴好防倒绳且必须穿鞋。

附：D1004工作面端头、超前支护示意图

2、备用支护材料的数量及种类：

①单体液压支柱DW—2820根

②JI型梁3.6m20根

③圆木4m20根

④勾木1.2m200根

⑤5m木梁直径20cm8根

⑥木楔200个

⑦绞接顶梁1.2m20根

第四节矿压观测

1、观测对象

对D1004工作面顶板进行矿压观测。

2、观测内容

支架初撑力、工作阻力、片帮程度、工作面顶板移近量及采空区冒落

状况。

3、观测方法

在工作面每架支架安设一组矿压表进行观测。

4、数据处理

由技术科派回采技术员进行工作面矿压观测，并将观测数据整理，根

据数据确定工作面的顶板压力、初次来压及周期来压步距，掌握其矿山压

力显现规律。

第四章生产系统

第一节运输系统

运煤系统：工作面一十顺一采区运输巷一集中煤仓一主斜井一地面

运料系统：地面库房一副立井一井底车场一采区轨道巷一九顺（十顺）

一工作面

第二节通风系统

1、通风系统：矿井为中央并列抽出式。本工作面通风系统为：

主斜井（副立井）一采区运输巷（采区轨道巷）一十顺一工作面一九

顺（尾巷）一采区回风巷一回风立井一地面

2、D1004回采工作面需风量计算

①按工作面布置专用排瓦斯巷的回采工作面风量计算：

Q采二Q采回+Q采尾，（m'/min）

3

其中：Q采回二100q采•KCH4，（n/min）

3

Q采尾二qCH4尾•KCH4/2.5%,（m/min）

式中：Q采——采煤工作面需风量；

Q采回——采煤工作面回风巷风量；

Q采尾——采煤工作面尾巷风量；

QCH4M——采煤工作面尾巷的风排瓦斯量；根据瓦斯报表

及测风报表计算取值：12.45n?/niin；

q采一一采煤工作面回风巷风流中瓦斯（或二氧化碳）的

平均绝对涌出量，m7min；根据瓦斯报表及测风报表计算取值：

4.35m3/min；

KCH4——采煤工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，

（正常生产时连续观测一个月，日最大瓦斯涌出量和月平均瓦斯涌

出量的比值，根据实测瓦斯报表计算得1.2）

Q采=Q采回+Q100X4.35X1.2+12.45/2.5%又1.2

=510+597.6=1108m3/min

②按工作面进风流温度计算：

Q采:60V采・S采,（m'/min）

式中：V采——采煤工作面适宜风速，m/s,取1.5；

2

S采-------采煤工作面有效断面，mo

3

（3采=60丫采・5采=60乂1.5乂（2.2高义3.4宽）=674m/min

③按风速验算：

60X0.25S采<Q采V60X4S采（n？/min）

式中S采——工作面平均断面积，实测断面7.480）2；

（60X0.25X7.48）m7min<1108m3/niin<（60X4X7.48）m3/niin

即：112m3/min<1108m3/min<1795m3/mino

因此，D1004采煤工作面配风量为1108nl3/min。

附：D1004工作面通风系统图

第三节瓦斯防治（抽放）

一、瓦斯防治

1、严禁同时打开两道工作面回风巷口的风门，进出人员后要随手关好，

以防造成风流短路。两巷材料、设备堆放占用面积不得超过巷道断面的l/3o

2、跟班队长、带班长必须携带便携式瓦检仪随时检查瓦斯浓度。

3、专职瓦检员每班对工作面上隅角和回风流以及采煤机附近瓦斯和C02

浓度检查不少于三次。

4、必须妥善保护好巷道内瓦斯传感器及其线路，瓦斯超限断电后不得私

自送电,必须听从瓦检员指挥，待降到规定值以下时方可人工复电。

5、电气设备杜绝失爆，杜绝明火作业。

6、当班生产过程中回风流中瓦斯浓度超过1%时必须停止作业，待瓦斯

浓度降到1%以下时，方可正常作业。

7、遇冒顶或透水造成风流阻断时要立即停止工作，撤出人员，采取措施,

进行处理。

8、瓦斯传感器、便携式瓦检仪每7天必须使用校准气样和空气样调校一

次，每7天必须对瓦斯超限断电功能进行测试。

9、必须按规定的测风制度进行测风，发现检测风量不符合规定时，要及

时采取措施进行风量调节。

二、上隅角瓦斯积聚的处理措施

1、当上隅角瓦斯积聚浓度超过1%时，采用挂风障、设导风板等方式吹

散上隅角瓦斯，使瓦斯浓度小于1%。

2、当采用第一条措施后，上隅角瓦斯积聚浓度仍超过1%时，采用抽放

管接弹簧管对上隅角瓦斯进行抽排。

3、用煤填实刮板输送机底部及风流吹不到的局部空间，使涌出的瓦斯直

接进入工作面的风流。

三、瓦斯抽放

（一）、本工作面采用本煤层抽放瓦斯的方法进行抽放瓦斯。

抽放系统为：地面抽放泵站一地面抽放钻孔一采区回风巷一工作面尾巷

一抽放钻孔

瓦斯抽放泵站安装两台2BEC40型水环式真空泵，电机功率UOkw,转速

372r/min,一台运行，一■台备用。抽放主管直径375mln,支管直径219mm。

（二）、钻场及钻孔布置

1、钻孔布置方式

工作面钻孔布置形式设计为交叉钻孔布置，即：平行钻孔和斜向钻孔布

置。

2、交叉钻孔预抽煤层与瓦斯合理参数

3、交叉钻孔高程差Ah为4-6倍的钻孔孔径。

4、钻孔长度及钻孔夹角

根据实际情况，设计水平钻孔长度160m,3个钻孔的方位分别为81。、

90°、99°o

附：D1004工作面瓦斯抽放管路布置示意图

第四节探放水

一、探水设备的选择及主要性能参数

探水钻型号：ZDY—880ZDY—1250

电动机功率：15KW22KW

钻水孔直径：开孔直径108nlm,终孔直径250nlm。

钻杆、钻头准备：0.8m、1m各100根，675mm钻头5个

二、探水地点及钻孔布置形式

D1004工作面主要对上层王家庄4号煤采空区积水进行探放，设4个钻

场，九顺一个，十顺三个。

1、九顺钻场

钻场布置：钻场在九顺距采区回风巷902nl处。

钻孔的数目：3个

钻孔方位：1号孔0°0'2号孔180°0,3号孔45°Q'

钻孔仰角：1号孔35°2号孔353号孔35°0'

设计深度：1号孔150m2号孔130m3号孔159m

2、十顺钻场

十顺第一钻场：在十顺东帮，距切眼北帮80nl处。

钻孔的数目：3个

钻孔方位：1号孔338°2号孔328。3号孔339°

钻孔仰角：1号孔35°2号孔35。3号孔35。

设计深度：1号孔130m2号孔129nl3号孔127m

十顺第二钻场：在十顺东帮,距切眼北帮244nl处。

钻孔的数目：3个

钻孔方位：1号孔90°2号孔97。3号孔83°

钻孔仰角：1号孔35°2号孔35°3号孔35°

设计深度：1号孔141m2号孔140m3号孔140m

十顺第三钻场：在十顺西帮,距采区回风巷439m处。

钻孔的数目：3个

钻孔方位：1号孔330°2号孔318。3号孔343°

钻孔仰角：1号孔35°2号孔35°3号孔35

设计深度：1号孔129nl2号孔131m3号孔131m

另在回采工作面推进到距回风巷300m时，在十顺中打钻孔疏放L5灰岩

水，以减小回采时顶板淋水。

附：D1004工作面探水钻孔布置平面图

第五节综合防尘

1、综合防尘要有专人负责，对防尘设施进行安全维修及保护。

2、工作面煤层进行超前长钻孔静压注水，具体注水方案由通风区负责

实施。

3、两巷距工作面60〜200nl内各安设一组隔爆水袋，长度不少于30m,

总水量不低于2464Lo

4、进、回风顺槽敷设管路，十顺每隔50m设一阀门和三通，九顺每隔

50m设一阀门和三通，设水质过滤器，用于洒水灭尘。

5、九、十顺槽每隔50nl设置水幕，距工作面30nl处设一道全断面水幕,

生产时开启使用。水幕要覆盖巷道全断面，风流净化水幕采用自动或联锁

控制。

7、采煤机有可靠的覆盖全滚筒的内外喷雾装置，内喷雾压力不得低于

2Mpa,外喷雾压力不得低于1.5Mpa,且必须坚持先开水，后开机的原则。工

作面支架安设前后自动喷雾装置，生产时开启使用。

8、各转载点设置喷雾装置。放煤、移架自动开启喷水。

9、采煤机司机、拉架工、移溜工、机头端头维护工、清煤工及各部输

送机司机、泵站司机等高尘作业人员要佩戴防尘口罩。

10、要每天清理巷道浮煤，并定期进行洒水灭尘，材料巷每月洒水两

次，运输巷每周洒水一次，保证巷内无煤尘堆积。煤库及其附近20nl范围

内煤尘必须班班冲洗。

11、每班结束后，必须将所有机电设备上和各转载点前后5nl范围内的

浮煤、浮尘清理干净。

12、各转载点必须安设喷雾降尘装置，并正确合理使用。每隔两架在

支架前梁下安一组架间喷雾装置，在放煤空间安一组放煤喷雾装置，喷雾

装置采用邻架操作方式，操作时本架控制下风侧相邻支架的喷雾装置。

由专职人员每天对采煤机喷雾设施进行检查维护，保证喷雾的正常使

用效果。

第六节防灭火

1、内因火灾防止措施

(1)提高工作面煤炭回收率，尽量减少放煤损失率，工作面浮煤要清理干

净。

(2)坚持正规循环作业，提高开机率，加快回采速度，减少煤壁暴露时间。

(3)支护设施尽可能回收，使采空区冒落严实。

(4)工作面采完后，必须在45天内撤出所有设备，并及时封闭采空区。

2、外因火灾防止措施

(1)运输巷皮带输送机机头使用不燃性材料支护，并按规定设置有效的砂

箱和灭火器。

(2)井下电缆敷设符合规定并避免撞击和挤压，接线盒严禁安设在有淋水

地点或反向吊挂，接线盒必须设置防护罩，防止受潮产生短路和电火花。

(3)杜绝电器失爆，坚持使用检漏继电器，严禁带电检修、搬迁电气设备

和电缆。

(4)下井人员严禁携带明火和吸烟。

(5)严禁将剩油和废油洒在巷道和工作面，擦过油的棉纱、布头不得乱扔，

要带出井外。

(6)皮带保护装置，电气保护装置，液力偶合器等保护设施必须按规定装

置，不能随便弃之不用或调整整定值。

(7)存放油脂处要备齐灭火器、砂箱。严禁油脂与其他材料共存。

(8)各种防火设施必须齐备、完好

第七节安全监控

、班长以上干部和电工佩带便携式瓦斯监测仪。

二、各地点甲烷传感器的设置规定：

1、采煤机设置甲烷传感器，报警浓度：21.0%CH4,断电浓度21.5%CH4,

复电浓度＜L0%CH4。断电范围：采煤机电源。

2、在九顺口以里10-15nl处设置甲烷传感器，报警浓度：21.0%CH4,

断电浓度21.0%C%,复电浓度＜1.0猊山。断电范围：工作面内及其回风

巷内全部非本质安全型电气设备。

3、尾巷口以里10-15m处设置甲烷传感器，报警浓度：22.5%CH,,断

电浓度22.5%CH4,复电浓度＜2.5队山。断电范围：工作面内全部非本质安

全型电气设备。

4、工作面机尾10m以内，后部溜机尾上方设置甲烷传感器，报警浓度:

21.0%CH4,断电浓度21.5%CH4,复电浓度＜1.0%CH4。断电范围：工作面

及其回风巷内全部非本质安全型电气设备。

5、工作面上隅角设置甲烷传感器，报警浓度：21.0%CH4,断电浓度2

1.5%CH4,复电浓度VL0%CH4。断电范围：工作面及其回风巷内全部非本

质安全型电气设备。

6、采区回风巷距尾巷15nl外设置甲烷传感器，报警浓度：20.75%CH4,

断电浓度21.0%CH4,复电浓度＜1.0%CH4。断电范围：工作面及其回风巷

内全部非本质安全型电气设备。

7、在工作面回风巷各设备处也必须吊挂一瓦斯传感器。断电范围：报

警浓度：21.0%CH4,断电浓度21.5%CH4,复电浓度VLO%CH4。断电范围:

工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备。

传感器的悬挂距顶板不大于30cm,距巷帮不小于20cm处。瓦斯传感器

由机电科负责安装、通风科负责管理，除瓦检工外其他人员不得随意挪动

位置。

附：D1004工作面安全监控示意图

第八节排水

工作面正常涌水量5m7h,最大涌水量23m7ho在九顺距工作面100米、

600米处设两个临时水仓，十顺低凹处打设水窝,安设耐酸离心泵进行排水。

为防止在回采时突发水涌出，泵型选择为5DA—8X4,三台：九顺两台，十

顺一台，排水管路：九顺两趟，十顺一趟。管径：。108mm。排水系统为：

九顺：九顺一临时水仓一采区水仓一井底水仓一副立井一地面

十顺：十顺一临时水窝一采区水仓一井底水仓一副立井一地面

附：D1004工作面排水系统示意图

第九节供电

1、供电系统

工作面供电由采区变电所10KV高压直接配到九顺临时变电所内一台变

压器(KBSG2-T-630/10/1.2)。从该变压器一侧引出电源线到工作面设备列

车五台变压器(KBSG2-T-630/10/1.2)三台，KBSG2-T-400/10两台，二次

电压各为1.2KV、0.69KV)所用高压电缆(MYPJ3X35+3X16+JS)全长

1400m。设备列车上，有总馈电开关4台(BKD16-630/1140三台、BKD16-400

一台，电压等级分别为1140V、660V),组合开关3台(QJZ-4X400/1140)

启动器7台(QJZ-200/1140两台、QBZ-80N/660两台、QBZ-80/660三台)

照明信号综保一台(ZBZ-10.0M)o三台630KVA变压器，1台400KVA降为

1.2KV,由各自的低压开关供给采煤机，前后刮板输送机、转载机、破碎机、

乳化液泵;一台400KVA变压器降压为690V,由各自的低压开关供给喷雾泵、

回柱机、照明、信号综保等用电设备，由照明信号综保分别输出127V电压

供给工作面照明及信号用电。皮带机的供电由临时变电所一台变压器

(KBSGZ-T-630/1.2)供给。通过总馈电开关(BKD/6-630/1140)馈出，由

变频软启动器(QJR-260BP/1140)，控制该皮带机运行。具体各变压器的负

荷分配见D1004工作面供电系统图。

附：D1004工作面供电系统图

2、机电管理及要求：

(1)机电设备由综采队自己使用及管理，必须由培训合格的机电人员持

证上岗方可进行操作、维修，所有机电设备必须在完好状态方可运行，定

期测试绝缘，并留有记录被查，绝缘达不到规定值时，应立即更换。

⑵严格执行设备的检查检修制度。严格专机、专人、负责制做到定期

计划更换，严格交接班制度，做到口对口、手拉手、你不来我不走。

⑶注油环节必须做到三专一定，即专人、专用油具、专用油质，每个

注油部位必须坚持定期清洗注油，对机组和减速必须半年彻底更换一次油，

且油量适当。

(4)对每个结合部及连接件的螺丝要经常进行紧固，易损件要定期更

换，不能有摇头摆尾、上下跳舞的现象存在。

⑸冷却水要有专人负责检查，不准缺水断水，保证水泵的正常运转及

水路的畅通无阻。

(6)严格执行机电设备操作运行的有关规定和规程，严禁违章作业和带

电作业，一定要执行停送电的有关规定。

⑺信号系统要做到畅通，清晰可靠，严禁用传话、头灯做信号使用。

(8)工作面必须有可靠的瓦电闭锁及急停装置。

⑼照明灯具必须能正常使用。

⑩所有工作面的电气设备必须形成接地网络以后才可进行试运转。

⑪所有机电的操作人员，一定要养成一听、二看、三闻的专业习惯及

良好技能，即听异声、异响，关注机器的运转动态，闻机器的异味。

⑫为保证煤溜的正常运转，不准强行起动，顶溜时不准一次顶到位，

逐渐推移，使煤溜槽处一个适当的弯度，破损、短缺、变形、脱落的各部

部件要及时更换、补齐。

⑬机组开机后跟机、护机人员一定要保证电缆不受挤压及抽脱。

(14)所有机电人员都要严格执行到三无、四有、两齐、三坚持的规定，

保证设备的完好性能的要求。

(15)严格禁止瓦斯超限后，强行运转一切机电设备。

第十节通信照明

1、通信系统

工作面机头、机尾及转载点、泵站、带式输送机机头、设备列车等处

各安设一部电话与调度室，监控室相连。及时反馈生产、安全信息；并在

工作面安设喊话器，用于生产及检修时工人们的信息传递、以及工作面刮

板输送机、转载机及顺槽皮带等开启时发出警报。

2、照明系统

工作面每10架安一盏支架多功能灯，十顺安设一趟专用照明线路，每

隔12.5m安一盏照明灯，灯具完好，进行照明，以保证生产、运料、行人

安全。

第五章劳动组织及主要经济技术指标

第一节劳动组织

1、四•六制正规循环作业，三班生产，一班检修。早班为检修班，12

点班、18点班、0点班为生产班。

2、循环方式为一刀一循环，循环进度为0.6m,班循环2刀，日循环6

刀，即三个生产班每班割二刀煤，放顶煤二次，检修班进行一次设备检修.

3、劳动组织形式及劳动组织表。

①组织形式为追机平行作业，各工序间保持一定的距离，时间上同时

进行，放顶煤为三人分段追机作业。

②全队在册人数为136人共分为四班，各工种人员安排见劳动组织表。

③各班工作量安排

6点班为检修班，负责所有设备的检修工作，并负责进回风端头支护放

顶，进回风支设过溜抬棚和超前支护，拉转载机，清浮煤等。12点班、18

点班、0点班为三个生产班，每班割二刀煤放顶煤二次并清理架间人行道浮

煤。生产班对设备进行检查，小型维护，各工种岗位对自己所操作的设备

进行检查和维护。

附:1、循环作业图表。

2、经济技术指标表

3、劳动组织表

第六章煤质管理

一、工程质量

1、成立工程质量验收小组，配备安全质量验收员、组长，安全质量验

收员由责任心强、业务技术能力高、经验丰富的老工人担任，实行跟班验

收。

2、队组要建立健全各种技术操作标准，安全质量验收制度等各种管理

制度，明确对于安全质量验收员及队长的职责及考核办法，各司其职，把

好工作的质量关。

3、严格按照作业规程，以及《煤矿安全规程》、《各工种操作规程》，

以及《采煤质量标准化》为标准，强化现场管理，利用经济手段提高工程

质量，保证安全生产。

4、各类管理人员必须具备一定的经验和高度的责任心，经常学习理论

知识，提高自身素质，对工作认真负责，不循私情。

5、工作面出现质量事故时要严格按照矿、队制定的《事故分析报告处

理制度》找出原因，责任人应吸取教训，并对有关责任人严肃处理。

二、煤质管理

1、10#煤原煤质指标为：

MadO.56%、Adl4.63%、Vdafl4.3%、Stdl.48%、发热量36.05mj/kg>粘

结指数42.93%O

2、提高煤质措施

①放顶煤见砰石时停止放煤，否则追究放煤工责任。

②工作面要加强顶板管理，杜绝漏肝现象，大块研石必须拣出。

③机组割煤时，严禁割破底板。

④控制转载点的喷雾及其他水源，做到使用时打开，不使用及时关闭,

降低煤的水份。

⑤各转载点严格把关，出现大块肝石或其他杂物必须停机处理。

第七章安全技术措施

第一节一般规定

1、严格执行《煤矿安全规程》的有关规定。

2、严格执行上级的其他规定。

3、工作面投产后，每月针对工作面实际情况，对本规程进行补充。

4、作业规程贯彻后，参加学习的人员必须签字并经考试合格后方准上

LL4

冈。

5、工作面开工前，由队长、技术员带领全队职工走一次避灾路线，以

后每月由班干部带队走一次避灾路线。

6、所有工种必须经过专业培训，并获得资格证方可上岗。

7、凡上岗作业人员必须持有上岗证和工种资格证，否则不准上岗。

8、必须针对煤层开采技术条件及放顶煤工艺特点，对防火、防瓦斯、

防尘、放煤步距、放煤顺序、采放平行关系、顶板控制、端头支护、初次

放顶（煤）等制定安全技术措施。

9、工作面采放综合采出率不能低于80%。

第二节各工种安全技术措施

一、采煤机司机

1、采煤机司机进入工作面首先了解工作面顶板和煤层变化情况，检查

机组各部件是否完好，各种螺丝是否坚固，操作手把是否灵活可靠，通知

滚筒附近5m内人员离开后试机3—5分钟，确认无问题后方可开机割煤。

2、采煤机司机必须由经过专门培训，并取得合格证者担任，无证严禁

开机。每班配备三名司机，即一名负责前滚筒升降；一名司机负责后滚筒

升降，一名司机掌握牵引速度及托缆等。三人必须协同操作。严禁缺员开

机，严禁盲目开快车，确保速度平稳，并随时注意防止挤破水管、电缆。

3、割煤过程中时刻注意顶板及煤壁情况，及时选择合适的牵引速度和

滚筒高度，发现异常情况立即停机并闭锁工作溜子，然后进行处理。

4、做到煤壁直、底板平、不留伞檐，严禁割底板，遇到顶板破碎或地

质构造时，必须与拉架工密切配合实行追机作业，保证及时支护，以防发

生漏渣冒顶事故。

5、当工作面有夹开时，必须放震动炮进行处理，而后再割煤。

6、机组割煤时无关人员不得在机组前后5m内停留，且所有人员不得

随意进入溜子侧。

7、机组割煤时，严禁割除坏支架和挤压坏电缆等。

8、遇有下列情况之一者必须停机处理：

1）无水或水压不足；

2）采煤机运转声音不正常；

3）机组不自保或其本身操作按钮失灵；

4）机组不能控制工作溜子；

5）顶板破碎，拉架工序跟不上支架滞后机组10m时；

6）工作溜子内有大块研石或物料；

7）工作面超过最大控顶距时；

9）更换截齿，处理故障或检修下班时，必须切断电源闭锁开关，调速

手把打到零位，并打开滚筒离合器。

二、拉架推溜工

1、移架前必须注意周围情况和过往行人，与移架无关人员不得在此5m

内停留，操作人员不得站在两支架间，操作后所有操作手把全部打回到中

间位置。

2、正常情况下拉架时距机组4.5m进行，先把相邻支架手把打到推溜

状态，按少降快拉原则进行，支架移动后降柱手把回到中间位置，使之擦

顶前移，到位后升降柱手把在长柱状态要停留一段时间，保证支架初撑力

在1940KN以上，顶板不平时调整平衡千斤顶，使支架与顶板接触严密。

3、顶板破碎时采取带压移架方法，片帮严重时采取超前支护方式，端

面距不得大于200mm,前梁接顶严实。

4、支架间隙不合格时必须调整，不得出现挤架、咬架现象和架间空隙

超200mm,移过的支架成一条直线，其偏差不得超过±50mm,中心距偏差不

得超过±100mm。

5、移过的支架顶梁必须与顶板平行支设，不得前倾后仰，其最大仰俯

角不得大于7度，支架不接顶时必须用构木等材料构实背紧。

6、降架时顶梁侧护板不得低于邻架侧护板，升紧后不得有明显错差（不

超过顶梁侧护板高的2/3）,支架活柱高度在250—750mm范围之间，否则及

时调整。

7、利用支架悬吊溜子或其它设备时，必须保证相邻支架接顶严实，初

撑力符合规定。

8、移架时不得多架同时操作，不得从两头往中间移架。

9、推溜时必须保证溜子平、直、稳、弯曲段不得小于15m,最大弯度

不得超过3—4度。

10、推溜与割煤拉架工序距离严格执行规定，推溜时要向同一方向进

行或从中间往两头，严禁从两头往中间推溜。

11、移溜时必须多架支架协作作业，以防溜子出现急弯；移中部溜子

时严禁停溜，而移机头机尾时必须停溜。

12、拉架工必须巡回检查，发现问题及时处理。

三、拉转载机工

1、转载机采用10吨小回柱绞车往前拉，将回柱绞车固定在皮带机尾

上，用大链将钢丝绳固定在转载机过桥下边封板上。

2、每循环前移动一次转载机，进度为0.6m,前移时先将滑道上的浮煤、

浮研清净，防止掉道。

3、拉转载机时人员不得站在绳头和中间，防止断绳伤人。

4、每班必须专人拉，防止他人误操作发生事故。

5、必须安设信号电铃。

四、清煤工

1、推移溜子后及时将架前浮煤清净，以防拉架时浮煤堆积影响作业。

2、架身及推溜油缸槽内，浮煤必须清净，严禁有大块堆积。

3、机头机尾处清理浮煤时必须先维护顶板，由跟班队长检查确认无误

后，方可作业，且浮煤清净后方可推溜。

4、清净电缆槽内浮煤。

五、皮带溜子司机

1、司机应了解设备性能和一般构造原理，集中精力并按其操作规程和

《岗位操作标准》作业，听清信号，操作准确。

2、必须处于有支架掩护的安全地点，操作按钮，严禁站在机头对面作

业。

3、启动溜子皮带时应先发出开机信号，以使无关人员离开溜子皮带，

然后点动2-3次，确认无异常情况后方可打开。启动困难时不得强行启动,

必须查明原因进行处理，回采溜子司机必须注意回采机头与顺槽溜子的搭

接，严禁拉回煤。

4、经常保持电机、减速器的清洁卫生，保证机关前后10m范围的文明

生产，严禁有煤尘和浮煤堆积。

5、严禁打开开关盖和按钮开溜子皮带，严禁将按钮乱扔乱放，以防碰

撞而误启动伤人，严禁用溜子皮带拉运任何设备物件。

6、经常检查电机、减速器、液力联轴器温度和油位是否正常。发现溜

子断链、斜链、掉轮或皮带跑偏时及时停机通知维护工并协助其处理，对

清扫器和皮带机尾滚筒处浮煤及时清理。

7、严格执行交接班制度，注意接听电话，并将电话内容及时通知本班

负责人。

8、开机必须先开水，停机必须先停水，且雾化效果好，否则严禁开机。

9、缩溜子及缩皮带时，必须严格执行其操作规程。

六、泵站司机

1、乳化液必须按要求严格配制（3%—5%乳化油和95%—97%的中性水）,

并要有现场配比和监测手段，严禁清水开泵。

2、泵站系统中的各种过滤器及乳化液箱必须定期清洗。

3、严禁使用各种不符合要求的油脂。

4、泵站司机必须按其规程进行操作，时刻注意泵的运转情况，发现问

题及时处理。

5、经常检查各部件润滑情况，泵体温度及液箱水位，发现问题及时处

理。

6、保证乳化液泵系统完好无漏液、无串液、泵站压力在30Mpa以上。

7、严格执行交接班制度，注意接听电话，保证泵站前后各10m的文明

生产，材料设备堆放整齐。

8、火药箱加锁放于泵站20nl以外，避开电气设备，由泵站司机管理。

七、绞车司机与下料工

1、使用绞车前必须先检查是否完好，信号是否畅通，钢丝绳是否符合

要求，固定正确牢固，发现问题及时处理。

2、严格执行《小绞车管理制度》及操作规程要求，严禁多拉超挂和放

飞车。

3、工作时必须集中精力，听清信号后方可操作。

4、所有的挡车设施必须按标准管理，并保证灵活可靠。

5、绞车运行时，人员不得在钢丝绳两侧停留或进行其它作业，斜巷运

行时必须坚持“行车不行人，行人不行车”的原则。

6、下料工必须保证工作面有符合作业规程要求的备用材料，其质量符

合要求。

7、装卸料时必须配合默契，轻拿轻放，防止损坏设备或碰伤人员，材

料必须堆放整齐，且不影响行人和通风。

8、及时将工作面损坏的材料设备出井，严禁井下堆放。

9、进出设备必须有专人跟车，以便处理掉道，丢失等事故。

10、大型材料、设备进出必须制定安全措施。

八、文明生产工

1、必须保证两巷文明生产，材料设备堆放整齐，浮煤杂物清理干净，

且不影响行人、运输和通风等。

2、两巷不得有积水，各种牌板齐全，悬挂整齐有序。

3、保证两巷通风设施，防尘设施齐全完好及正常使用且符合有关规定,

保证消防设施合格，齐全且完好（灭火器数量齐全，消防软管长度不得少

于15m,砂箱砂量充足）。

4、正副巷安全出口高度不低于1.8m,行人侧宽度不小于0.7m,巷道

维护及时保证不发生漏渣冒顶事故，巷道压力较大或顶板破碎时，必须及

时维护。

5、每天两次对正巷进行一次全面的洒水灭尘工作，每7天对副巷进行

一次全面的洒水防尘工作。

九、机电维护工

1、机电维护工必须带齐所需工具，仔细检查各台电气设备，发现问题

及时处理。

2、及时给各部减速器，液力联轴器和机组泵站各部件加油，及时紧固

部件螺丝。

3、及时添设或更换机组丢失、损坏的截齿，更换各部件溜子的坏弯刮

板及皮带托辐等。

4、保证工作面通讯、照明及信号畅通。

5、严禁明火操作和带电检修，搬迁电气设备。

6、缩溜子及缩皮带时必须严格执行其操作规程。

7、材料进出必须严格执行矿、队有关规定，使用绞车时必须检查绞车

的稳固情况。

8、检查支架液压管路联接是否准确，U型卡子是否齐全，同时检查各

支柱、千斤顶、液压阀组和管路等有无漏损，划伤裂痕，发现问题及时检

修或更换。

第三节顶板管理的一般要求

1、工作面顶板破碎时采用带压移架。

2、顶板破碎压力大时，要先维护好顶板后移架。

3、若顶板破碎并有冒顶或空洞时，应立即进行刹顶背部，然后进行割

煤。

4、严格两巷动压区的支护质量，及时处理片帮、掉顶。

5、采面开工前要备齐单体柱及支护材料，两巷采空区处及动压区的超

前支护要齐全。

6、工作面遇地质构造时，要根据情况调整采高，及时补充作业规程措

施。

7、工作面初次放顶，必须按措施执行。加强对顶板、煤壁及两巷超前

段的观察维护，安排专人对矿压进行观测，准确预测来压步距，提前对支

架加固。

8、处理片帮、冒顶事故时，必须坚持迅速快捷，缩小范围，自外向里,

由边缘向中央顺序进行。处理期间，现场要有安全负责人统一指挥，分工

明确、协调作业，并有专人观察，要求退路通畅、物料充足、工具齐全。

9、处理顶板问题时，严禁空顶作业。

三、初次放顶

1、初次放顶期间，成立初次放顶领导小组，开展初次放顶工作。

2、顶板初次垮落之前，每班必须有干部现场跟班，抓好顶板管理工作,

同时加强对工作面端头及两巷超前20nl范围内的支护，及时更换断梁折柱,

单体柱迎山，初撑力符合要求，安全通道的高度、宽度符合要求。

3、顶板初次垮落之前，采煤工作面移架做到少降快移，升架时要使支

架达到足够的初撑力。

4、加强矿压观测，及时准确地掌握工作面的压力分布和来压状况。

5、初次放顶期间，支架工要随时注意顶板、煤壁情况，发现片帮、掉

顶等要及时进行支护。

6、加强对支架的检修，防止漏液、窜液，降低支架的支撑效果。

7、严格控制采高。

8、拉架要保证质量，支架不准有前倾后仰、倒架、歪架、咬架，顶梁

要接顶严密。

四、端冒、片帮的处理

（1）要及时停止采煤机、输送机，不经现场作业人员同意不得开机。

（2）当采煤机在冒顶地段10m以内时，采煤机必须停电、闭

锁、摘刀，并将采煤机开关停电。

（3）根据现场情况，备齐工具，备足支护材料。

（4）所有人员必须听从统一指挥。

（5）待顶板稳定后，应从冒顶区上下两侧的支架开始加固，采用打穿

楔、架顺山大板配合走向梁、打贴帮柱的方法控制顶板。

（6）在处理冒顶区顶板时，要安排有经验的老工人观山，观山人要注

意力集中，随时注意顶板及煤壁的动静，发现问题及时通知作业人员撤离

或处理。

（7）人员进入煤壁侧作业前，要清理好退路，清除可能掉落的煤与研

石。

（8）在架梁时，需要多人配合作业。所有人员必须听从指挥，动作要

迅速，升柱、扶拄、架梁人员要分工明确，各负其责，尽快把梁架上，缩

短施工时间。

第四节防治水

1、在工作面运输巷、回风巷低凹处，淋水地带要按要求做出水泵窝，

有关部门根据测量数据安设与排水量相符合的水泵。

2、注意在采面推进过程中采面滴水、淋水变化情况，当涌出量增大时,

要及时向矿调度室汇报，组织好排水工作。

3、设专人定时排水和维护水泵及排水管路，保证排水顺利。

4、工作面停产检修前要将工作面运输巷、回风巷积水排尽，关闭工作

面运输巷、回风巷供水阀门。

5、当工作面涌水增大，出现透水预兆时，所有人员要保持冷静按照避

灾路线迅速撤离险区，并及时向调度室汇报情况。

第五节“一通三防”和安全监控

一■、通风

1、工作面必须按规定保证足够风量，风量不足或温度超高时，要停止

工作。

2、管理好一切通风设施严禁人为损坏，如有损坏要及时向有关部门反

映，及时修复。

3、要指定专（兼）职人员看管风门，人员通过风门后，必须及时关严

风门，风门闭锁必须可靠。

4、加强对巷道维修及采面上下出口及两巷动压区的支护管理，保证其

断面满足最大风量的需要。

5、工作面投产后，通风科要根据实际瓦斯涌出量，重新核定风量，做

到以风定产，严禁超通风能力生产。