100117高档普采工作面作业规程

宝华煤业采煤工作面作业规程100117采煤工作面作业规程目录14第一章概况 页第一章概况第一节编制依据1.山西新安煤矿设计咨询有限公司编制的《山西灵石国泰宝华煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计说明书》；2.山西新安煤矿设计咨询有限公司编制的《山西灵石国泰宝华煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计安全专篇》；3.晋中市煤田地质勘探队编制的《山西灵石国泰宝华煤业有限公司矿井兼并重组整合地质报告》；4.山西灵石国泰宝华煤业有限公司地测防治水科提供的《100117高档普采工作面地质说明书》；5.山西灵石国泰宝华煤业有限公司通风科提供的《100117高档普采工作面通风设计》；6.山西灵石国泰宝华煤业有限公司机电科提供的《100117高档普采工作面供电设计》；7.《煤矿安全规程》和《煤矿岗位技术操作规程》及其它有关技术规范；8.山西省煤炭工业厅对山西灵石国泰宝华煤业瓦斯等级鉴定报告的批复和晋中市煤炭安全检测检验中心对山西灵石国泰宝华煤业煤尘爆炸性、煤的自燃倾向性鉴定。第二节工作面位置及井上下关系工作面位置及井上下关系表1-2-1-1工作面名称100117高档普采工作面水平名称+892地面标高+1100～+1040工作面标高（m）+884--+906地面相对位置该工作面位于枣洼疙瘩村东部山地和农田下部，矿区中部，10煤一采区北部，地面无其它构筑物、河流等分布。回采对地面设施的影响地面回采时将造成地面塌陷，应加强巡视，发现裂缝应及时开挖回填。井下位置及相邻关系本面位于矿井西部，东邻100115运输顺槽，南邻西回风巷，西邻村庄保护煤柱线，北邻矿边界。走向长(m)276倾斜宽(m)51-73面积(m2)18828附图1-2-1-1100117高档普采工作面井上下对照图第三节煤层情况煤层情况表表1-3-1-2煤层厚度(m)1.1～1.5煤层结构简单1.3开采煤层10#硬度(f)2～3煤层产状煤层走向35°，煤层倾向305°，煤层倾角2°～10°煤层情况描述10号煤层均表现为为黑色，条痕色为棕黑色玻璃光泽，硬度一般为2-3，有一定的韧性，贝壳状、参差状断口中内生裂隙发育。宏观煤岩组以亮煤、暗煤为主，镜煤次之，丝炭少量，宏观煤岩类型多为半亮型，局部为半暗型、暗淡型，光亮型较少。煤层总厚1.35m左右，部分地段含厚度0.05左右的夹矸，该工作面地质构造简单，煤层赋存较好。煤质情况表表1-3-2-3煤质情况灰分Ad挥发分Vdaf粘结指数GR.I水分Mad含硫量S16.7935.1376.541.852.54％第四节煤层顶底板顶、底板名称岩石名称厚度特征基本顶细砂岩6.18灰色厚层致密石灰岩，块状构造，裂隙较发育，含燧石条带及结核。直接顶砂质泥岩2.50m为黑色泥岩和砂质泥岩，上部为灰色、深灰色砂质泥岩、粉砂岩及中细粒砂岩，局部夹薄层泥岩，泥岩中含有植物化石。伪顶直接底泥岩1.0m灰黑色，泥质结构，薄层状构造成分为泥岩。老底砂质泥岩5.55m灰色、灰白色中细粒结构，厚层状构造，常分为长石、石英、粘土质胶结。工作面顶底板特征表（参考301/302号钻孔）表1-4-1-4附图1-4-1-2100117高档普采工作面综合地质柱状图第五节地质概况根据生产实际揭露资料表明，该工作面煤层局部底板及倾角变化较大。工作面内有1个陷落柱，对工作面回采影响较大。第六节水文地质1、地表水：该工作面对应地表无河流、湖泊2、顶板水：该工作面10号煤层顶板约9米处为K2灰岩，含水性较弱，但部分地段裂隙、卡斯特发育，另根据100117回风顺槽和运输顺槽水文地质揭露情况，回采过程中，顶板水对正常回采影响较大。3、断层和陷落柱水：该工作面回采范围内小断层、陷落柱发育，顺槽掘进过程中，100117回风顺槽X49陷落柱出水，出水量约4.8m³/h;F11下-2断层出水，出水量0.5m³/h在回采过程中，存在陷落柱导水现象，根据分析，陷落柱导水水源为K2灰岩含水层水。4、老空水：由于100117工作面回采范围内无老空区，因此100117工作面回采过程中不受老空水威胁。5、钻孔水：100117工作面回采范围北部有我矿301和302钻孔，根据地质报告提供的封孔资料，两个钻孔采用全封。因此该面回采过程中不受钻孔水的影响。防治水措施：1、回采期间，加强水文地质调查，加强地面老窑斑缝的调查，发现问题及时处理。2、回采期间加强工作面水情观察，加强涌水量观测，发现异常情况，立即停产撤人，报矿调度室。3、严格落实“预测预报，有采必探，先治后采”防治水原则。4、回采工作面在回采前，要建立排水系统（不小于80m³/h），水泵两台，管路两趟，一用一备。第七节影响回采的其它因素一.影响回采的其它情况影响回采的其它情况表表1-7-1-5瓦斯低瓦斯矿井，该工作面最大绝对瓦斯涌出量0.44m3/min。煤尘煤尘具有爆炸危险性。煤的自燃倾向性自燃倾向性等级为Ⅱ，自燃倾向性属自燃煤层。地温本区为地温正常区，未发现地温异常区。地压本区为地压正常区，未发现地压异常区。第八节储量及服务年限一.工作面储量工作面储量参数表表1-8-1-6走向长度m倾斜长度m面积m2煤厚m容重t/m3工业储量（万t）回采率﹪可采储量（万t）605130601.1-1.51.470.59970.5721673157681.1-1.51.473.01972.9二.服务年限100117工作面回采期间按三八工作制，一班检修，两班采煤，每日6个循环，每循环进度0.8m。工作面平均走向长度为276m，除去30m保护煤柱，可采推进长度为246m。工作面回采期间每天推进长度为4.8m，每月按25天正常生产，则月推进长度为120m。工作面服务时间为：1、工作面的服务时间（月）=可采推进长度/设计月推进长度=246/120=2（月）三、工作面正规循环生产能力：1、本工作面短面平均长度为51m，采高平均为1.5m，每班4循环，每天8循环，循环进度为0.8m。W=L×S×h×r×c=51×0.8×1.5×1.47×97%≈87.27t。式中:W—正规循环生产能力，t；L—工作面长度，51m；S—正规循环推进长度，0.8m；h—采高，1.5m； r—煤的视密度，1.47t/m³；c—工作面采出率，取97%2、本工作面长面平均长度为73m，采高平均为1.5m，每班3循环，每天6循环，循环进度为0.8m，按照上式中计算正规循环能力为：W=L×S×h×r×c=73×0.8×1.5×1.47×97%≈125t。第二章采煤方法该面采用走向长壁后退式采煤法，全部垮落法管理顶板，单滚筒采煤机割煤，属于高档普采工作面。第一节巷道布置一.巷道布置工作面沿走向布置，位于一采区北部。两顺槽均以真方位180°布置，走向长度276m,切眼长51-73m，运输顺槽与一采区西运输巷连接，主要用于工作面的进风、运煤、行人。回风顺槽与一采区西回风巷连接，用于工作面的回风、运料、行人。（见图2-1-3-5工作面平面布置示意图）二.巷道参数巷道参数表表2-1-1-7巷道名称断面支护形式项目尺寸运输顺槽矩形锚网索联合支护净宽（m）3.2净高（m）2.0净断面积（m2）6.4回风顺槽矩形锚网索联合支护净宽（m）2.6净高（m）2.0净断面积（m2）5.2切眼矩形单体液压支柱配合π型梁支护净宽（m）3.0净高（m）见顶见底（不小于1.5m）净断面积（m2）4.5附图2-1-1-3100117运输顺槽断面图附图2-1-2-4100117回风顺槽断面图附图2-1-3-5100117高档普采工作面平面布置示意图第二节采煤工艺一.采煤工艺工作面采煤工艺为普通机械化采煤，采用MG100/111-TWD型电牵引单滚筒采煤机落煤、装煤，滚筒截深0.8m，工作面采用SGB-630/40T型刮板输送机，转载采用SGB-630/40T刮板输送机搭接DTL/80/40/2×75型可伸缩胶带输送机联合运煤，工作面及上下端头使用单体液压支柱配合π型梁支护顶板，施工顺序为：割煤→移梁→移输送机→支柱。二.回采工艺流程1、割煤方式：本面采用单滚筒采煤机双向割煤，往返一次进一刀。2、推入法进刀方式：①工作面回风、运输顺槽巷道断面不大，刮板运输机的机头、机尾都设在工作面内，故工作面上下两端头需要人工打眼爆破开缺口（采煤机机窝），上缺口为6-10m，下缺口为2-4m。②采煤机向下运行时升起摇臂，滚筒沿顶板割煤，并利用滚筒螺旋及弧形挡煤板装煤。随机挂网，将π型梁迈步前移，并移单体液压支柱，托住刚暴露的顶板，。③采煤机运行至工作面下缺口处，翻转弧形挡煤板将摇臂降下，开始至上而下运行，滚筒割底煤并装余煤。采煤机下行时负荷较小，牵引速度较快，滞后采煤机10-15m，再一次移柱，推移输送机，与此同时，输送机槽上的铲煤板清理机道上的浮煤。④采煤机割底煤至工作面下缺口时，支设好下端头的端头支护，移直输送机，采煤机滚筒直接推入下缺口进入新的位置，以便重新割煤。3、单滚筒采煤机双向割煤往返一刀的工艺过程。采煤机沿工作面倾斜由下缺口而上割顶煤，随机迈步移梁、支柱，到工作面上端头后，采煤机翻转弧形挡煤板，下放滚筒由上而下割底煤，滞后采煤机后10-15m撤柱推溜，推移输送机，重新按要求支柱，直至下部缺口，采煤机往返一次，煤壁推进一个截深，π型梁迈一次步。工艺过程：上行割煤→挂网→移梁→支柱→下行割煤→撤柱推移刮板输送机→重新按要求支柱→清理浮煤。5、工艺要求：（1）割煤：沿顶底板双向割煤，往返一次进一刀，采煤机进刀深度为0.8m，在割煤过程中,采煤机速度要适宜，且保证顶底板平整，煤壁齐直，不得随意割底或留伞檐。（2）移梁：采用追机移梁支护方式，正常移梁要滞后采煤机3-5m；顶板破碎处可紧跟采煤机滚筒，停机移梁及时支护顶板，移梁步距为1.6m。（3）推移刮板输送机：移输送机要滞后采煤机最少为10m，最多不得超过15m，其弯曲段长度不得小于15m，弯曲段要均匀过渡，并保持刮板输送机的平、直、稳。边移溜边补柱，移溜完毕同时形成两梁五柱（参照支护图）。先把溜子弯曲段处中间支柱卸载取掉，并且必须对另外两排支柱加液维护，保证支撑力，移溜使用移溜器，用移溜器时，应采取如下措施：清净浮煤，检查移溜器质量，移溜器柱体两端回垫破板，平直地分次放尽，不得用手把顶溜，所用移溜柱要打紧背牢，防止移溜倾倒伤人。移溜时，首先将机尾移过，并打好两根压尾柱。随后依次将机身移过并打好压柱。6、上下缺口爆破作业时执行以下规定：（1）施工方法：使用ZM120T风煤钻打眼。（2）炮眼布置方式：炮眼布置均采用三花眼“212”形布置，眼深均为1.0m，眼距均为0.6m，排距0.9m，封泥长度不小于0.5m。若工作面煤层上部夹石较硬时，采煤机割煤后需放炮进行处理。其工序为：打眼、撤人站岗、装药、连线、爆破；（3）炸药、雷管：使用矿用2#乳化炸药、毫秒延期电雷管，电雷管必须编号。（4）装药结构：正向装药结构。（5）爆破方式：起爆器使用FD-200D型连锁发爆器起爆，联线方式为串联联线。（6）放炮作业必须执行“一炮三检”和“三人连锁爆破”制度，并在起爆前检查起爆地点的瓦斯浓度、顶板支护，支柱初撑力达不到要求严禁放炮。附图2-2-4-6机窝炮眼布置三面投影图附：2-2-4-6工作面机窝爆破说明书附图2-2-5-7采煤机进刀示意图三.40T刮板机使用1.40T刮板输送机机头附近顶板支护完好、机头搭接、机头机尾的固定、机架联接、液力偶合器、减速机等，各部件完好有效，符合规定。2.根据每班的循环进尺，对40T刮板输送机及时进行溜槽回收，严禁机尾进入切顶线内。3.刮板输送机开始投人运转期间，应注意检查刮板链的松紧程度，因为溜槽间的连接会因运转而缩小间距。而链子过松会出现卡链、跳链、断链和链条掉道的事故.检查方法是反转输送机，数一数松弛链环数目，如有两个以上完全松弛的链环时，则需要重新紧链。4.工作面要保持直线。若工作面不直，会使两条链的张力不等，将导致链条磨损不均或使底链掉道、卡住或断链。5.输送机的弯曲要适宜，不要出现“急弯”，应使弯曲部分不小于八节溜槽，推移时要注意前后互相配合，避免出现急弯。否则会引起溜槽错口，造成断链掉链事故，要特别注意输送机停车时不能推移。6.输送机铺得要平。工作面底板如有局部凹凸应予平整.并且输送机铺设平整有利于刮板链的运转，可减小溜槽的磨损和使功率消耗减小。7.在进行爆破时，必须把输送机的传动部分及管路、机组电缆、开关等保护好。严禁使用输送机运送铁料、长材料。8.过渡槽机尾和中间槽的搭接处不准有过大的折曲，有折曲时应用木板垫好。9.特别注意联轴节振动情况，在输送机启动时检查液力联轴节振动情况，为了保护良好的散热条件，应经常清理保护盖板和液四.工程质量验收1.每班的质量验收员必须带齐皮尺、验收表及检查验收的工具，按时参加班前会。2.质量验收员根据《山西省煤矿安全质量标准化标准》检查生产过程中的岗位规范、质量、安全、机电设备、文明生产等符合要求，认真填写好验收表和评估表，每班的验收表必须由当班班长签字。3.验收员必须当班班后交表，且内容齐全，对工作面存在的问题全面详细的在值班台帐上写明。4.当班检查出的问题，当班必须在现场落实到人，进行处理。5.验收标准：工作面达到“三直、一平、两畅通”，即三直：支架直、溜子直、煤壁直；一平：工作面溜子平；两畅通：上、下出口畅通。6.质量与安全要求：⑴工作面的支护形式、支护参数符合要求；⑵工作面出口畅通，进、回风巷断面满足通风、运输、行人、设备安装、检修需要；⑶设备完好，保护齐全，使用规范；⑷乳化液泵站压力和乳化液浓度符合要求，并有现场检测手段；⑸工作面通信、监测监控设备运行正常；⑹有完善的安全防护设施和安全措施。五.提高回采率措施1.矿成立资源管理领导小组，由生产副矿长任组长，总工程师任副组长，成员有技术、调度等单位负责人和高档普采队队长、技术员。资源管理办公室设在生产技术科，技术科长任办公室主任。2.采区设计和工作面设计中必须明确回采率指标，根据有关法规，确定各项回采率指标如下：⑴采区回采率：不低于80%。⑵高档普采工作面回采率：不低于97%。3.每月末，生产技术科统计好本月各工作面的平均煤厚及推进长度，作为计算回采率的依据。4.每月初生产技术科计算出上月回采率后，报矿总工程师审查，达不到规定回采率时组织相关人员分析，制定相应措施。5.总工程师必须严把措施的审查，各项措施都应把提高煤炭资源回收当作施工重点，尽量减少不合理损失。6.生产技术科每月25日对下月生产范围内的地质情况进行预报，在生产过程中对隐伏的构造进行预报，及时指导生产，减少地质损失。7.工作面回采过程中，必须按规程或措施生产，严格控制各采煤工序，防止出现超出规程或措施规定的顶煤、底煤、浮煤、端头损失和设计规定的煤柱损失。8.采煤队必须制定回采率班组考核奖罚制度，并进行落实兑现，以确保采煤工作面月回采率指标的完成。第三节设备配置工作面设备、材料配置表2-3-1-8设备名称设备型号单位数量地点备注单滚筒采煤机MG100/110-TWD台1工作面可弯曲刮板输送机SGB620/40部1工作面40T刮板输送机SGB620/40T部1运输顺槽可伸缩胶带输送机DTL80/40/2×75部1运输顺槽乳化液泵站BRW-200/31.5台2运输顺槽配套液箱RX400/25单体液压支柱DW16-300棵608工作面按照长面配备，备用60棵DW25-300棵114两顺槽备用10棵水泵BQW100-30-22型台2运输、回风顺槽π型钢梁3m根160工作面备用15根3.4m根18端头备用2根2.2m根45两顺槽备用5根附图2-3-6-8工作面设备布置图第三章顶板管理第一节支护设计一、支柱规格选择从工作面两顺槽揭露工作面煤厚1.1～1.5m,根据单体支柱的最大、最小行程，该工作面使用1.4～1.6m单体液压支柱，地质条件变化时，及时更换不同规格的单体支柱，确保支柱对顶板支护有力。二、支护选择验算及论证1．采用经验公式计算支护强度。Pt=9.81×h×r×k=(9.81×1.5×2.5×6)kN=220.73kN/m2式中Pt─工作面合理的支护强度，kN/m2h─采高,m；r─顶板岩石的密度，t/m3,一般取2.5；k─工作面支柱应支护的上覆岩层厚度与采高之比，一般为4～8。2、支柱实际支撑能力。Rt=kg×kz×kb×kh×ka×R=(0.99×0.95×0.9×1.0×1.0×300)kN=282.15kN式中Rt-支柱实际支撑能力，kN；Kg-工作面系数；Kz-增阻系数；Kb-不均匀系数；Kh-采高系数；Ka-倾角系数；R-支柱额定工作阻力，KN.3、工作面合理的支护密度N=Pt/Rt=220.73/282.15=0.78棵/m2式中N支柱的支护密度，棵/m24、根据采煤机切割深度要求，工作面支护排距为0.8m，则工作面柱距：L柱=0.8÷（L排×n）=0.8÷0.62=1.29m式中L柱—工作面基本支护的柱距，m；L排—工作面基本支护的排距，m。取基本支护的柱距0.8m。5、依据下列公式对超前20m的顶板压力进行估算。Q=4/3ra/f式中：r-岩石重力浓度，取25KN/m2a-巷道跨度的2/1f-岩石坚固系数取4。则q=4÷2.8×25×[2.8÷2]÷4=12.5KN/m20m的超前支护压力为F超=q×20=12.5×20=250KN选用工作阻力为300KN的单体液压支柱，则支柱数(理论值)为：N=250/300=0.8根/m取2.5根/m,选用DW16-300/100型，额定工作阻力为300KN的单体支护，超过理论值数量3倍，合理。三、选择支护材料工作面支护:选用DW16-300/100型单体液压支柱+3m的π型梁+铁丝网配套支护，末排增支密集柱切顶。端头支护：采用DW25-300/100型单体液压支柱配合3.4米的π型梁形成四对八梁支护，末排增支密集柱切顶。超前支护：距工作面煤壁20米范围，采用DW25-300/100型单体液压支柱配合2.2mπ型梁进行一梁三柱沿顺槽支护。老空区末排增支密集柱切顶。π型梁与顶网之间用薄木片或细条棍垫好，以防打滑。乳化液泵站设计(一)泵站选型、数量泵站及管路选型：乳化液泵站选在工作面运输巷内，管路选用直径为25㎜的铁管。(二)泵站设置位置泵站必须安放平稳，固定牢固，停放在顶板完整，无片帮、无淋水处。(三)泵站使用规定(1)坚持使用乳化液浓度配比仪，乳化液浓度必须保证2％～3％，曲轴箱内润滑油合格，油位在油位线之间，油槽内润滑合格，油绳放置合理，并有合格的过滤网。(2)泵站压力表动作灵活，压力达到额定值，必须保证不低于18MPa。(3)泵件、泵箱、液压管路无漏、串液现象。(4)曲轴箱内温度不得高于50度不低于5度。五.管线吊挂要求1.两顺槽管路均敷设在工作面回采方向的左帮，运输顺槽布置一趟静压水管、压风管、两趟排水管，回风顺槽布置一趟静压水管、压风管、注浆管。2.电缆敷设在人行道一侧，电缆钩固定在钢绞线上，距底板1.5m，电缆钩间距为0.8m。第二节工作面顶板控制一、顶板支护方式1、工作面支护：（1）支护材料：主要为DW16-300/100外注式单体液压支柱、3000mmπ型梁，5000*1100mm10#菱形铁丝网。（2）支护形式及梁柱相对位置：采用两梁五柱错梁齐柱走向棚，两梁间距200mm。支柱位置：前梁一梁两柱，单体支柱距梁头为1200mm，距梁尾200mm，两柱间距1600mm；后梁与前梁错800mm,一梁三柱，单体支柱距梁头400mm布置一棵，隔800mm布置中间一棵，隔1600mm布置第三棵，第三棵柱距梁尾200mm。（3）支柱间排距：工作面支柱中对中间距0.8米，排距0.8米。工作面支护采用两梁五柱成对布置，定位管理（严禁两梁同时移动），随推采迈步前移，移梁步距1.6m，三、四排柱管理顶板，保证工作面三道畅通，输送机宽度1.2m，行人道宽度0.8m，材料道宽0.8m。（4）切顶柱：工作面末排增支带帽单体柱，与末排支梁柱成一条直线，形成密集柱切顶，柱距400mm,同时起到挡矸作用。（5）工作面回采时顶板要铺铁丝网，联网时长边对接0.2米，短边搭接0.3米,均采用10#铁丝双股顺网边连接，连接点间距300mm。（6）支护工具型号性能：由两台MRB-80/31.5型乳化液泵（一台备用），乳化液配比箱供给压力不低于18Mpa，浮化液浓度2-3%，通过主管路（内径25mm的钢管）和软管路,经注液枪（沿工作面每10米一把）注入柱腔内，使支柱获得不小于11.4Mpa的初撑力。(6)工作面煤壁不得留有伞檐，π梁前端靠煤壁最大间隙不大于200mm。2、工作面循环推采流程：煤机上行割顶煤→连网→移梁→临时支柱→下行割底煤→撤临时柱推移刮板输送机→按要求支柱→回撤密集柱放顶。（2）支护要求：A、煤机割煤前必须备齐支护材料,并先检查工作地点的支护,发现问题及时处理，当片帮超过0.3米时，要及时移梁打临时支柱。B、煤机割煤后，距煤机3～5米及时找顶移梁，当顶板破碎时，随割随支追机作业，并用半圆木封严背实顶板。C、割底煤后，及时将输送机移至煤壁。支设支柱当顶板松软支柱初撑力达不到90KN或支柱钻底量超过100mm时，支柱要穿铁鞋，铁鞋规格：200mm×200mm。D、第一次使用的单体液压支柱必须棵棵进行放气，放气方法是：先将支柱升起到最大高度，然后放液降柱，待支柱内气体全部放完，正常出液时停止，重新将支柱升至顶梁下，初撑力达到11.4MPa以上。（3）支护标准A、工作面要拉线支柱，支柱前必须仔细检查支柱的完好状况,坏梁坏柱严禁使用,单体三用阀必须上紧,支柱注液时施工人员必须避开三用阀轴心方向,柱、排距均匀，其偏差不超过±100mm，支柱迎山有劲，迎山角2～3度。B、支护现场组，煤机落煤后，要及时降柱移梁，在梁上铺好金属网，支柱升足劲后清理浮煤。C、特殊支护：遇顶板破碎压力大时,要缩小支柱间排距,并用半圆木封严背实顶板。4、铁料管理（1）单位要设置专职铁管员，负责铁料的管理工作。要做好工作面顶梁、柱的编号工作，以便对号使用，三班现场交接班。工作面内失效支柱、损坏顶梁必须及时更换，坏料运出工作面机尾50m以外，集中码放。下料队及时回收上井。对补充和回收的梁柱要严格现场交接验收，日清日结。（2）使用中的支柱，其活柱升高量不得小于200mm，否则，要及时更换，以免压成“死柱”，造成回料困难；同时严禁支柱超高使用。如工作面因地质构造采高不一致时，不同规格的单体支柱必须分段使用，严禁混用。（3）工作面内不得拆卸支柱零部件，经常检查三用阀是否上满扣，有无漏液、损坏，检查涨簧销子是否掉落，一经发现，及时处理或更换。禁止用镐、锤等金属物件猛力敲砸支柱的任何部位。禁止使用支柱三用阀中心线与顶盖四棵爪子中心线不一致的单体支柱。（4）新支柱（包括检修支柱）下井必须在地面试压，试压合格后方可下井使用，下井使用前必须放气，放气的方法是将支柱升到一定高度，而后降柱，循环进行，直至注液孔出液为止。面内不得出现空载柱子。（5）工作面支护扶棚时，支柱应垂直顶底板支设，稍向上迎2－3度的迎山角，使支柱始终处于垂直受力状态，不得出现连续三根以上支柱迎山角过大或退山现象。支柱顶盖的四个爪子卡在顶梁花边槽上，三用阀平行于单体支柱上面π型梁且注液孔朝采空区方向，以便安全回柱。（6）备用支柱要收缸码放整齐，并与损坏待回收支柱分开放置、挂好标志牌。站立摆放时必须有防倒措施，平放时放在料架上。（7）对使用时间超过八个月的支柱必须上井检修。二、工作面最大最小控顶距1、工作面最大控顶距与最小控顶距计算如下：控顶距由π型梁长度(L1)、端面距(L2)及采煤机的实际截深(S)决定。2、100117高档普采工作面π型梁长度为3000mm，迈步梁800，端面距200mm，采煤机截深为800mm，因此该工作面最大控顶距为3000+800+200+800=4800mm；最小控顶距为3000+800+200=4000mm。附图3-2-1-9最大、最小控顶距图三、初次来压及停采前的顶板管理1.工作面初次来压前必须编制专项安全技术措施。初次来压和周期来压期间，应加强来压的预测预报。2.工作面支柱初撑力不低于11.4MPa，回风顺槽、运输顺槽所有单体支柱必须达到初撑力要求,特别注意工作面中部支柱的初撑力及状态,确保整体支护强度，预防冒顶。3.加强上、下端头顶板管理,要提高支护质量,适当加大支护强度,防止出现端头冒顶。4.工作面停采时要编制专项停采安全技术措施,加强顶板管理，经矿总工程师审批后，认真贯彻执行。四、过构造及顶板破碎时的顶板管理根据地质资料分析，本工作面共揭露1条断层和1个陷落柱，必须加强过断层、陷落柱及顶板破碎回采时的顶板管理工作。回采到构造时，必须及时编制有针对性的补充措施。当工作面局部地段片帮较严重时,可超前采煤机及时支护顶板。五、工作面回柱放顶的方法和要求1、工作面从开始割煤到完成一个循环后，在支设好对梁后，才能开始放顶，严禁提前回柱。工作面放顶顺序由下而上；由里而外；由难而易逐架逐次进行，每次只能回一根支柱，严禁拉大网放顶。2、工作面放顶时，可根据工作面顶板安全情况，采取在工作面中段分段进行，两段距离不小于20m。3、在放顶之前必须清理好浮煤，确保后退路畅通方可放顶，回柱放顶时必须一人监护，一人工作，严禁单人作业。4、工作面采空区冒落高度不小于1.5倍采高，当工作面局部悬顶和冒落高度不充分（＜（2×5）m2）时，要加强支护，超过的必须进行强制放顶。强制放顶采用打眼放炮的方法进行，直至顶板全部垮落。在特殊情况下不能强制放顶时，应有加强支护的可靠措施和矿压观测手段，必须制定专项措施，经矿总工程师审批，并严格执行。5、强制放顶前必须对回采工作面支护、超前支护等进行全面检查，只有工作面支护、超前支护、支架支撑力等均支撑有效方可进行强制放顶作业。必须对工作面超前支护的单体支柱进行加强注液，确保单体柱足够的支撑力，该加设切顶柱或挡矸柱的必须及时支设。第三节运输、回风顺槽及端头顶板管理一.超前支护的规定两顺槽超前支护距离从工作面煤壁算起不得低于20m。1.支护方式⑴运输顺槽超前支护采用2.2mπ型梁配2.5m单体液压支柱两路支护，面向采空区方向距帮1.3m支一排，隔0.8m布置第二排，柱距不大于1.0m。⑵回风顺槽超前支护采用2.2mπ型梁配2.5m单体液压支柱两路支护，距巷中线各0.8m布置，柱距不大于1.0m。2.支护要求⑴支设时液压支柱必须完好，无漏液、无损坏现象。⑵单体液压支柱迎山角支设合理（4~5°仰1°），迎山有力，液压支柱初撑力不低于11.4MPa。⑶钢梁支设方向与巷道平行、相邻两钢梁端头间距不大于200mm。⑷支柱应纵横成线，挂牌管理。⑸底板松软时，支柱必须穿柱鞋。⑹每根单体支柱都必须挂防倒绳，防倒绳一端绑固在距支柱顶端100mm位置，采用直径不小于10mm的尼龙绳或8#铁丝双股固定在顶板网片或架棚棚梁上，确保支柱卸压或损坏时不能歪倒伤人。3.支护质量应符合如下标准要求⑴支柱应纵横成线，左右偏差不大于±100mm。⑵支柱必须穿鞋，并做到迎山有力。⑶必须接顶严实，保持平直，不得出现连续不接顶的顶梁，严禁使用失效的单体液压支柱和损坏的钢梁。⑷随着工作面前移，每次将对梁中的一根梁移好后，再移另一根，确保该上、下隅角能及时得到支护。二.端头支护的规定1、端头支护方式工作面两端头各采用“四对八梁”支护，“四对八梁”主要支设于机头、机尾电机、减速机段，π梁均为3.4米，一梁三柱交错迈步支护，同步梁间距800mm,对梁间距200mm,对梁交错迈步距为1600mm。2、支护要求：1）、机头、机尾“四对八梁”支护根据实际情况，对梁中对中间距200（±100）mm。两对梁间距800mm2）、端头切顶采用带帽点柱，与对梁支柱形成密集柱维护顶板。柱距400（±100）mm。3）、支设时单体柱必须完好，无漏液、损坏现象。4）、单体柱支设合理，初撑力不低于11.4MPa。5）、支柱应纵横成线。6）、支柱应支到实底，做到迎山有力。7）、支柱顶梁必须接顶严实，保持平直。8）、当巷道底板松软钻底量超过100mm时支柱必须穿柱鞋。三、上下隅角封口规定1、上、下隅角切顶采用2.5m单体液压支柱带帽支护，间距400（±100）mm，底板松软钻底量超过100mm时支柱必须穿柱鞋。2.支护要求1）、支设时单体柱必须完好，无漏液、损坏现象。2）、单体柱支设合理，初撑力不低于11.4MPa。3）、支柱应纵横成线。4）、支柱应支到实底，做到迎山有力，并有防倒措施。5）、支柱顶梁必须接顶严实，保持平直。6）、当巷道底板松软钻底量超过100mm时支柱必须穿柱鞋。四、超前支护以外的巷道：出现漏顶或压力增大时应及时支护，具体要求另行编制专项支护措施。五、安全出口高度的要求工作面安全出口畅通，高度不得低于1.6m，人行道宽度不小于0.8m，工作面内排头支护与端头支护间距不大于0.5m，安全出口必须设专人维护，发生支护损坏、巷道底鼓变形时，必须及时更换、清挖，保证安全出口畅通。六、支护材料备用数量、规格、存放地点、管理方法1.工作面需要备用各种支护材料：单体液压支柱70根，铁鞋10个,π型梁21根，方木20根，防倒绳20根。2.备用材料的存放地点，应保持距工作面30～100m之间，材料分类摆放整齐，实行挂牌管理，标明材料名称、型号、数量等内容，并由专人负责，建立支护材料基础台账进行管理。材料存放地点必须保证有1m以上宽度的人行道。七、两巷回收1、顶板锚杆在进入工作面放顶线前及时卸掉锚杆帽及锚杆盘。2、拆除顺序为：由下帮向上帮。3、拆除锚杆托盘前，应仔细观察顶帮变化，坚持敲帮问顶制度，当发现有离层或片帮时，首先设专人站在安全地点用长尖钎找掉悬煤危岩，以防掉落煤矸伤人，必要时（巷道开裂严重、煤壁及顶板松散、离层断层带等）打牢护身柱，工作人员一定要站在片帮掉顶滚矸波及不到的地点作业。4、拆除锚杆时，施工人员配合专用工具，必须严格执行“一人作业、一人监护”制度；移端头架及采煤机割煤至机头、机尾期间不准拆除。5、若遇难以卸掉的锚杆，可采取爆破的方式进行处理，具体方法为：回柱放顶前在锚杆一侧不大于0.2m处采用风钻或帮机湿式打眼，眼深不低于0.6m，与顶板夹角为70~80°，回柱前装药，每孔装药量0.15~0.3kg，装药后必须将电雷管脚线塞入眼口，不得悬露在眼外，脚线必须扭结成短路。回柱后连线爆破，连线时，爆破工要使用木质炮杆将脚线拉入控顶区内连线，严禁身体的任何部位进入采空区，严禁裸露爆破。6、回收支护材料时必须严格执行“敲帮问顶”制度。7、人员搬运支护材料、风水管路等重物时，要协同作业，步调一致。附图3-3-1-10工作面、超前、端头支护示意图第四节矿压观测一、矿压观测内容矿压观测主要内容有：工作面支柱初撑力、工作阻力、顶板正常和来压期间的工作阻力、工作面上下两道内单体支柱工作阻力、工作面顶底板移近量、顶板下沉量、两道顶底板移近量等。二、观测方法1、阻力观测沿工作面长度每隔10m做个观察点，由每班班长利用增压式测力计连续观测支支柱的初撑力、工作阻力。2、两顺槽超前支护范围内单体液压支柱阻力观测利用增压式测力计在超前支护范围内，自工作面切眼煤壁线沿推采方向各设6个观测点，观测超前单体支柱支护阻力和活柱下缩量的变化情况，每班观测一次。由每班班长观测支柱的初撑力、工作阻力。三、支护质量监测每旬由质量科不定期对工作面和顺槽支护质量动态检查一次，对存在的问题,由采煤区队立即整改。监测内容要包括支柱初撑力、煤壁片帮情况、间排距、采高及端面顶板冒落情况、出口和顺槽单体支柱初撑力、超前支护质量等。四、观测时间要求（一）工作面：每次移梁前。（二）出口和顺槽：整个生产期间。（三）支护质量监测：整个生产期间。五、矿压观测分析、处理机制加强矿压观测，成立矿压观测小组，组长为采煤队长，成员：三班跟班副队长。观测小组必须做到以下要求：(1)要求人员组织到位，培训到位，观测仪器落实到位。(2)矿压观测人员每周测出的数据，由组长负责收集、整理，要及时将工作面情况向生产矿长、安全矿长、总工、技术科汇报，采取应急措施。(3)观测人员要不定期对支柱抽查，发现支柱初撑力低，有权让现场作业人员进行二次补液，否则不准作业。(4)观测人员发现支柱工作阻力达到额定阻力或有相当一部分支柱安全阀开启现象，提醒作业人员采取措施或撤离工作面，并向调度室汇报。第四章生产系统第一节运输系统一、运输设备及运输方式工作面及运输顺槽均使用SGB620/40型刮板输送机配合使用800㎜宽输送带，直接到采区运输巷皮带→井底煤仓。安装刮板输送机时，机头、尾用打好压柱，安装胶带输送机时，机头、尾要按规定打好基础，确保稳固可靠。二、运煤路线工作面-100117运输顺槽→一采区西运输巷→一采区南运输巷→井下煤仓一主斜井一地面。三、辅助运输路线(运料系统)地面材料→副斜井→井底车场→一采区南轨道巷→一采区西轨道巷→100117回风顺槽一工作面。第二节一通三防与监控系统一.通风系统我矿属瓦斯矿井，工作面采取U型通风方式。此通风方式具有采空区漏风小，风流稳定，风流质量好，易于封闭等优点。二.工作面配风计算1.工作面参数M—工作面采高1.5m（根据上述可采储量计算中，采高为1.25～1.6m，该处计算取最大值）；L大—最大控顶距为4.8m；L小—最小控顶距为4.0m；K面—有效通风断面系数取0.7V—适宜风速1.0m/s；N—同时工作人数取61人（按交接班期间取两个班总人数53人，检查人员按最多人数的20%）共61人；K采高—采高调整系数取1.1；K采长—工作面长度系数，取1.4；K温—工作面温度与风速对应调整系数20-23℃取1.5；67—按采煤工作面回风流中二氧化碳浓度不超过1.5%的换算系数；125—按采煤工作面回风流中瓦斯浓度不超过0.8%的换算系数；qCH4、qCO2—根据2016晋中市煤炭规划设计研究院鉴定报告，该工作面绝对瓦斯、二氧化碳涌出量分别为0.44m3/min、1.79m3/min。K不均衡—采煤工作面瓦斯、二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，取1.6；K采高采煤工作面采高调整系数表4-2-1-10采高（m）＜1.5＜1.25～1.6系数（K采高）1.01.1K采面长采煤工作面风量系数表4-2-2-11采煤工作面长度（m）长度风量调整系数（K采面长）采煤工作面长度（m）长度风量调整系数（K采面长）＜150.815～800.8～0.980～1201.0120～1501.1150～1801.2＞1801.3～1.4K温采煤工作面进风流气温与对应风速表4-2-3-12采煤工作面进风流温度（℃）采煤工作面风速m/s采煤工作面进风流温度（℃）采煤工作面风速m/s＜201.0＜20～231.0～1.52.按井下适宜的气候条件计算风量Q采=60×0.7×V采风×S采面×K采高×K采面长式中:Q采—采煤工作面实际需要的风量，m3/min；V采风—采煤工作面的风速，按采煤工作面进风流的温度取，当工作面温度调节为20℃时，取1.0m/s。S有效—采煤工作面的平均有效断面积，(4.8+4)÷2×1.5=6.6m2；K采高—采煤工作面采高调整系数，回采工作面采高小于2m取1.0。K采长—采煤面长度调整系数，工作面长度小于120m，取1.1。Q采=60×70%×1.0×6.6×1.0×1.1=304.92m3/min。3.按工作面同时工作最多人数计算Q=4N=4×61=244m3/min4.按瓦斯涌出量计算Q=qCH4×K不均衡×125=0.44×1.6×125=88m3/min5.按二氧化碳涌出量计算Q=qCO2×K不均衡×67=1.79×1.6×67=191.9m3/min6.根据以上三项综合考虑确定应配风量为304.9m3/min，Q采取500m3/min。7.按风速进行验算a)验算工作面最小风量Q采≥60×0.25S最大≥60×0.25×5.04≥115.2m3/minS最大=L最大×M×70%=4.8×1.5×70%=5.04m2b)验算工作面最大风量Q采≤60×4S最小≤60×4×4.2≤1008m3/minS最小=L最小×M×70%=4.0×1.5×70%=4.2m3经验算风速符合0.25≤V≤4m/s，符合《煤矿安全规程》规定。三.通风路线1、进风路线：地面→主斜井/副斜井→南运输大巷/南轨道巷→西运输巷/西轨道巷→100117运输顺槽→100117高档普采工作面。2、回风路线：100117高档普采工作面→100117回风顺槽→西回风大巷→总回风巷→回风立井→地面。四.通风设施工作面通风设施有：测风站、无压风门。1.测风站在运输、回风顺槽内距回风绕巷口30m处设置测风站。测风站长度不小于4m，测风站内要求无杂物、积水、淤泥，前后10m范围内断面无变化、无材料堆积。2.无压风门在轨回联巷内设置无压风门控制风流，风门前后5m内巷道支护良好，无淋水，无杂物、积水、淤泥。五.瓦斯防治1.要确保该面通风系统中的通风设施完好，定期检查、维护，消除漏风，按规定进行测风。2.加强瓦斯检查，每班至少检查三次，检查地点包括工作面进风流、工作面风流、采煤机下风侧、上隅角、工作面回风流；严防空班漏检，严格执行瓦斯巡回检查制度等瓦斯管理制度。3.过断层等地质构造时，要经常检查瓦斯，密切关注瓦斯涌出情况。4.矿长、矿技术负责人、爆破工、区队长、工程技术人员、班长、安检员、瓦斯检查工、电钳工、安全监测工、采煤机司机，必须佩带便携式甲烷报警仪，及时监测气体情况。5.若工作面上隅角、高冒处等地点发生瓦斯积聚时，及时有效的采取措施进行处理，防止瓦斯积聚。六.安全监控系统（一）安全监控设备工作面安装KJ70N型监控系统一套，其中包括监控分站1台，不间断电源1台，断电器2台，设备开停传感器1台，甲烷传感器3台，CO传感器2台，温度传感器1台，风速传感器1台，CO2传感器1台，烟雾传感器1台，粉尘传感器1台；（二）传感器安设位置1.工作面、上隅角、回风流各安装1台甲烷传感器；2.回风顺槽、运输皮带滚筒下风侧各安设1台CO传感器；3.回风顺槽安设1台温度传感器、1台风速传感器、1台二氧化碳传感器、1台粉尘传感器；4.运输顺槽皮带滚筒下风侧安装1台烟雾传感器；5.运输顺槽皮带开关负荷侧安装1台开停传感器；6.运输顺槽负荷中心1140V、660V总馈电开关负荷侧安装1台馈电传感器；7.实现瓦斯电闭锁和故障电闭锁。传感器报警、断电、复电浓度及断电范围表表4-2-4-13项目地点报警浓度断电浓度复电浓度断电范围上隅角T0≥0.8%CH4≥1.2%CH4＜0.8%CH4采煤工作面及回风巷道内全部非本质安全型电器设备工作面T1≥0.8%CH4≥1.2%CH4＜0.8%CH4采煤工作面及回风巷道内全部非本质安全型电器设备回风流T2≥0.8%CH4≥0.8%CH4＜0.8%CH4采煤工作面及回风巷道内全部非本质安全型电器设备一氧化碳CO≥0.0024%二氧化碳CO2≥1.5%温度WD≥26℃风速FS≥4m3/s；≤0.25m3/s（三）传感器安设标准1.甲烷传感器甲烷传感器应垂直悬挂，要求距顶不得大于300mm，距帮不得小于200mm，并应安装、维护方便，不影响行人和行车。工作面甲烷传感器设在工作面切眼距离回风顺槽煤壁向外10m范围内；上隅角甲烷传感器安设在上隅角支架切顶线处；回风流甲烷传感器安设在回风顺槽距绕巷口10-15m处；2.CO传感器⑴回风顺槽CO传感器应垂直悬挂在回风顺槽距绕巷口10-15m处；⑵运输顺槽一部皮带CO传感器应垂直悬挂在运输顺槽皮带机头滚筒下风侧10-15m处。3.风速传感器，垂直悬挂在回风顺槽距绕巷口10-15m处测风站。4.温度传感器安设在回风顺槽距绕巷口10-15m处。5.烟雾传感器安设在运输顺槽皮带滚筒下风侧10-15m处。6.开停传感器安设在运输顺槽一部皮带开关负荷侧电缆上。7.二氧化碳传感器安设在回风顺槽距绕巷口10-15m处；（四）监控系统管理要求1.安装断电控制系统（瓦斯电闭锁）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，安全监控设备的供电电源，必须取自被控制开关的电源侧，严禁接在被控制开关的负荷侧。拆除或改变与监控设备关联的电气设备的电源线及控制线，检修与安全监控设备关联的电气设备，需要安全监控设备停止运行时，需报告监控室，并制定安全措施后方可进行。2.按安全生产行业标准《AQ6201-2006煤矿安全监控系统通用技术要求》生产并取得新的煤矿矿用产品安全标志的安全监控系统，接入系统的传感器的稳定性均大于15天，其中采用载体催化原理的甲烷传感器、便携式甲烷检测报警仪等，必须每隔15天使用校准气体和空气样，按产品使用说明书的要求调校一次。3.安全生产行业标准《AQ6203-2006煤矿用低浓度载体催化式甲烷传感器》规定，传感器的基本误差应符合下列规定。传感器基本误差表表4-2-5-14测量范围，%CH4基本误差，%CH40.00～1.00±0.101.00～3.00真值的±103.00～4.00±0.30每天使用便携式甲烷检测报警仪、光学瓦斯检查仪与甲烷传感器进行对照，当两者读数误差大于允许误差时，先以读数最大数值为依据，采取安全措施，并立即通知安全监测工，在8小时内将两种仪器调准。4.安全监控系统中心站必须按时监控全部掘进巷道瓦斯浓度变化及被控设备的通、断电状态。安全监控系统的监测日报表必须报矿长和总工程师审阅签字。5.设系统维检员，负责对甲烷传感器及监控线路进行敷设和维护。6.安全监控设备布置图和接线图应标明传感器、声光报警器、断电器、分站、电源、中心站等设备的位置、接线、断电范围、传输电缆等，并根据实际布置及时修改。7.低浓度甲烷传感器经大于4.0%的甲烷冲击后，应及时进行调校或更换。七.综合防尘1.防尘管路系统⑴运输顺槽管路污水处理站水池（500m3×2）→主、副斜井6寸防尘主管→一采区南运输大巷6寸防尘管路→一采区西运输大巷3寸防尘管路→100117运输顺槽3寸防尘管路。⑵回风顺槽管路污水处理站水池（500m3×2）→主、副斜井6寸防尘主管→一采区南轨道大巷6寸防尘管路→一采区西回风巷3寸防尘管路→100117回风顺槽3寸防尘管路。2.防尘设施布置⑴防尘水管：工作面两顺槽各安设一趟3寸防尘水管，并在两顺槽总进水管路各安设一个水质过滤器、压力表和流量计各一块，两顺槽每50m安设一个三通阀门，要求阀门完好并进行编号。液压泵站处安设加压泵，供架间喷雾、转载点喷雾、采煤机内外喷雾使用。⑵采煤机采用内外喷雾，外喷雾能够覆盖全滚筒，内喷雾水压不得小于2Mpa，外喷雾水压不得小于4Mpa；（煤矿安全规程647条）无水或者喷雾装置不能正常使用时必须停机；⑶净化水幕：回风顺槽距工作面20—30m内安设两道净化水幕，距回风口30m范围内安设1道自动净化水幕；运输顺槽口50m范围内安设一道自动净化水幕，距工作面30m内安设一道净化水幕。每道水幕设至少10个喷嘴，喷嘴水压不得小于0.4Mpa，能覆盖巷道全断面。水幕阀门安设在巷道行人侧，要求开关使用快速球形阀门并吊挂管理牌板，牌板数据准确。④工作面转载机头，运输顺槽转载机头，运输顺槽皮带机头各安设一组转载点喷雾，能覆盖各转载点，并能正常使用。⑤巷道冲刷制度：工作面上下安全出口50m范围内每班冲洗一次，两顺槽每天冲洗一次，并清理堆积煤尘。⑥隔爆水棚:在工作面两顺槽距巷道门子口75m安设一组集中式辅助隔爆水棚，此后每间隔200m安设一组集中式辅助隔爆水棚，按《煤矿安全规程》规定，每平方米巷道需要的隔爆水量为200L，得出：运输顺槽全断面6.4m2，需要的水量为1280L，每个隔爆水袋的容量为40L，隔爆水袋总数为32个，每排2个共吊16排，排距1.6m，棚区长度24m。回风顺槽全断面5.2m2，需要的水量为1040L，每个隔爆水袋的容量为40L，隔爆水袋总数为26个，每排2个共吊13排，排距1.6m，棚区长度20m。3.煤层预注水：根据本矿煤层赋存的特点、巷道的布置方式、采煤方法等情况，设计采用长孔注水方式，采用双向钻孔布置，即在工作面回风顺槽、运输顺槽中平行于工作面向煤体打长孔注水，每隔25m打一个注水孔，必须采用加压泵进行注水。4.粉尘监测：每个月对工作面、采煤机附近、轨道巷的粉尘浓度进行两次测定。5.个体防护：工作面人员必须佩戴防尘口罩。八.防灭火1、工作面采用走向长壁后退式开采。以减少采空区的漏风。2、加强工作面回风巷的检查，发现有高温点及时处理。3、机电设备严禁缺润滑剂运转，其附近5m之内，不准存放润滑油、棉纱、布头等易燃物品。4、工作面结束后，在一个月之内对停采线进行密闭,减少向采空区的漏风。5、皮带头转载点前后20m之内严禁堆放圆木和可燃性材料支护。6、任何人发现井下着火时，首先应立即采取一切可行的方法直接灭火，并迅速报告矿调度室。在现场的班长或技术员依照矿井灾害预防和处理的规定，将所有可能受灾害威胁地区的人员撤离危险区域，并组织人员利用现场的一切工具和器材进行灭火。7.井下使用过的棉纱、布头、纸和润滑油等必须存放在盖严的铁桶内，严禁扔撒在巷道、硐室和采空区内。8.井下使用的橡胶制品必须具有阻燃性,即使用阻燃皮带,阻燃电缆。9.井下存放可燃材料、可能产生发热、明火的隐患地点,必须按规定配备灭火器材。在皮带机头、转载刮板机头配备O.3m3沙箱、2具8kg干粉灭火器、2只消防桶、2把消防锹；液压泵站配备4具35kg干粉灭火器；移动变电站配备5个CO2灭火器、4具10L泡沫灭火器。10.工作面的巷道要保持湿润，巷道内的水管、电缆迎风面的煤尘不得超过2mm，巷道底板煤尘厚度不超过2mm，连续堆积不得超过5m。11.遇火灾时，应立即报告调度室，视火灾的性质、灾区通风和瓦斯情况，采取一切可能的方法直接灭火，控制火势；电气设备着火时，应首先切断电源，用灭火器及沙子进行灭火，灭火过程中，必须由班长统一指挥，在通风员的监护、监督下进行，并要指定专职瓦检员检查有害气体和风向、风量的变化，采取措施防止人员中毒。如火势无法得到有效控制，立即请矿山救护队救援，受火灾影响区域的所有人员应戴上自救器，向进风方向迅速撤离，灭火、撤离过程中所有人必须听从班长指挥。附图4-2-1-11工作面通风系统示意图；附图4-2-2-12工作面压风、防尘、排水系统示意图；附图4-2-3-13工作面防灭火系统示意图；附图4-2-4-14工作面监测监控系统示意图；第三节排水设计1、设计依据根据矿井地质资料，该工作面正常涌水量为Q=3m3/h；最大涌水量为100m3/h。说明：本次设计正常涌水量按3m3/h，最大涌水量按100m3/h进行设备选型。2、排水系统方案的确定根据《煤矿安全规程》第二百七十八条要求，工作水泵的能力，应能在20h内排出矿井24h的正常涌水量（包括充填水及其他用水）。备用水泵的能力应不小于工作水泵能力的70％。工作和备用水泵的总能力，应能在20h内排出矿井24h的最大涌水量。检修水泵的能力应不小于工作水泵能力的25％。初步确定使用2台BQW100-30-22型水泵，1台工作，一台备用；1趟φ108×4管路。正常涌水，开1台水泵；最大涌水时，开2台水泵，1趟排水管。3、校验初设排水泵以及管路能力和新排水管路选型计算矿井正常涌水量3m3/h，最大涌水量100m3/h，排水高度20m。管道敷设平均倾角5°。⑴、校验初设排水泵以及管路工作能力（单泵单管工作）排水管路（管路淤积后）特性方程为：H=20+0.002017Q2在水泵工作特性曲线上作管路特性曲线得水泵工况点M1，则单台泵工作工况：Qm=117m3/h，Hm=48m，ηm=74.3%。电动机校验管路未淤积情况下排水管路特性方程为：H'=20+0.0012Q2，单台水泵工况点M2(见图6-3-1)工作参数：Q'm=121m3/h，H'm=38m，η'm=72.2%，则电机所需功率为：1020×38×121P'=————————×1.1=19.5kW102×3600×0.722水泵所配电动机隔爆型电动机22kW，满足要求。水泵能力校验＞最大涌水量时，水泵的排水能力符合要求故选BQW100-30-22型水泵满足排水要求。⑵、新排水管路选型计算（单泵单管工作）估算排水管直径dp根据计算，排水管路选用φ108×4无缝钢管1趟，沿顺槽直接排到井下中央水仓。4.排水路线工作面水仓→10011运输顺槽→一采区轨道大巷→井底中央水仓→地面污水处理站。附图4-2-2-12100117高档普采工作面压风、防尘、排水系统示意图供电系统一、供电系统1、该工作面电源来自采区配电点630移变，经过闭锁馈电，供工作面各机械设备用，电缆要吊挂整齐。配电点设置在距工作面100m以外的安全地点。采煤机实际电压660V；采煤机和皮带机使用660V电压，其它电器设备使用660V电压。采煤机型号：MG100/110-TWD，总功率：111KW，皮带机型号：DJS-800/75，功率：75KW；可弯曲刮板机：SGB620/40T，功率：110KW乳化泵站：BRW-200/31.5，功率：37KW，工作面总负荷为：449.5KW。2、本工作面选择KBSGZY-400/10移动变电站一台，由风井底变电所至移动变电站的高压电缆，选用MYPTJ-3.6/10型矿用移动屏蔽监视型橡套软电缆，采煤机/皮带机选用MCP-0.66/1.14型矿用移动屏蔽橡套软电缆；其余设备均选用MYP-0.38/0.66型矿用矿用移动屏蔽橡套软电缆。3、负荷统计负荷统计表表4-4-1-15设备名称电压额定功率(kw)额定电压(kv)台数计算功率(kw)调度绞车0.66400.66/1.14kv140调度绞车0.6640140顺槽皮带机0.6675175涨紧绞车0.665.515.5水泵0.6622122照明综保0.66414转载机0.6640140刮板机0.6655155采煤机行走部0.6611111采煤机切割部0.661001100乳化泵0.6637137乳化泵0.6637137根据计算:∑PNZ=426.5KW该工作面用电设备额定容量；∑PN2=466.5KW该工作面同时工作设备的额定容量。附图4-4-5-15100117工作面供电系统示意图第五节压风自救、供水施救系统一.安装位置运输、回风顺槽每隔200m安设一组压风自救及供水施救装置，距巷口50～100m安设第一组，最后一组安设在距工作面25～40m处（最后一组为3套设备，其它组各1套设备），随工作面推进前移。二.安装要求1.安装位置应尽可能接近工作面，保证井下人员在发生灾害时有足够的时间到达设备安设位置，并开启施救装置，真正起到救灾防护的作用。2.供水管道阀门高度：距巷道底板1.2-1.5m之间。3.供水施救管路安装牢固，接头不漏水。4.供水施救部件齐全完好，阀门手柄方向一致，且与主管平行。5.供水点前后2m范围内无材料、杂物、积水现象。三.安装及调试1.压风自救、供水施救装置安装位置可让避灾人员能方便拿到呼吸面罩或是水管，并能舒适的坐蹲为宜。2.检查各连接部件是否牢固可靠，连接处的密封是否严密，管路有无漏气、漏水现象。3.压风自救装置：将空气过滤器的调压旋钮向上拉起，顺时针旋转，压力上升，逆时针旋转，压力下降。调整至所需压力，以0.05-0.08MPa为宜，然后将调压旋钮按下呈锁定状态。4.供水施救装置：先将减压阀压力调至最低，用随设备配的内六角板手，拧开减压阀顶端螺帽，逆时针方向调到底，压力表显示为零；然后接好供水管道。顺时针方向缓缓调整减压阀，待压力表指针指向（0.5Mpa）时，停止调整，并拧上调节孔螺帽，再逐个打开每个供水阀门，看每个供水管是否有足够清洁水流出。5.若供气、供水正常，请关上装置箱门，插好箱门插销。四.压风自救、供水施救装置的使用1.当井下条件对工作人员有严重威胁时，现场工作人员要以最快的速度打开装置的箱门，再打开气动阀，戴上面罩进行呼吸，以等待救援。2.在紧急情况下，井下人员需要饮水自救时，打开箱门，再打开相应出水口的阀门，就可以直接喝上干净的水，以等待救援。3.不能猛力拉拽，以防将导管的接头拉开或将导管拉断。五.维护及保养压风、供水自救装置是为避灾而设置的，所以装置运行必须可靠、准确，因此需每月保养，那么保养必须做到：1.首先检查压风、供水系统的供风、供水是否完好；是否存在漏气漏水现象。2.检查气路、水路阀门开关是否灵活。3.压风自救装置：需定期打开阀门，检查供气压力是否达标。4.供水施救装置：需定期排放水，保持饮水质量和水压达标。5.检查结果一切符合要求，然后按原样放置以备用。6.发现问题及时上报并做相应的处理。附图4-2-2-12100117工作面压风自救、供水施救系统示意图第五章劳动组织和主要经济技术指标第一节劳动组织一、循环作业方式1、工作制度工作面实行“三八”制作业。一班检修、二班、三班生产，每班工作时间为8个小时。2、作业方式专业工种追机作业方式。3、工艺流程：交接班检查→敲帮问顶→上行割煤→挂网→移梁→支柱→下行割煤→撤柱推移刮板输送机→重新按要求支柱→清理浮煤。4、劳动组织：综合工种，分段作业与追机作业相结合。二、劳动组织及在册人数1、工作面岗位定员：班长、安全员、质量验收员、煤机司机、溜子司机、乳化液泵司机、跟班电钳工等。2、劳动组织编制详见下页劳动组织表。3、在册人数全队每日应在册人数为：79（人）出勤人数：79×95%=76（人）（式中：95%为出勤率）。4、在实际工作中，工作面分4个组，每组4人，挂网，移梁，移溜，支柱，回柱，清浮煤等为综合作业工种，追机作业。劳动组织表表5-1-1-16工种出勤人数小计备注一班二班三班采煤机司机-224支护、攉煤工4161636皮带机司机1113运料工8--8刮板机司机2226泵站司机1113综合检修工81110跟班队长1113班组长1113洒水防尘工1113队长1合计27262679在册人数=79×95%（出勤率）=75第二节主要经济技术指标主要经济技术指标见下表经济技术指标表表5-2-1-17序号名称单位数量1工作面长度m51/732煤层厚度m1.33煤层采高m1.54煤层倾角度55顶板管理方法全部垮落方法6最小控顶距m4.07最大控顶距m4.88截深m0.89循环进度m0.810日循环数个8/611日进度m6.4/4.812工作面回采率％9713循环产量t87.27/12514日产量t698/75015月产量t17450/1875016工作制三八制17每日出勤人数人7518在册人数人79附图5-1-1-17工作面循环作业图表第六章煤质管理一.煤质指标工作面原煤含矸率、水分不能超过公司质检计量部规定值。二.提高煤质管理措施1.牢固树立“质量第一”的思想，成立以队长为组长的煤质管理小组，各班配备一名煤质管理员，负责煤质的日常管理工作。2.加强采煤工作作面顶板管理，特别是两端头、三角部分的顶板支护，减少冒顶事故。煤壁片帮、顶板破碎时，支架工要及时维护顶板，以减少煤炭含矸率。3.加强对杂物的管理，严禁棉纱，铁器等各种杂物混入煤中。所有检修人员都要佩戴工具包，在检修时将废旧螺丝、棉丝、废旧铁丝、小配件的包装袋等杂物随时装入工具包中，回收上井。各种废旧坑木，退下的锚杆、锁具等要装入矿车升井。4.采煤机司机必须细心操作，严格执行采煤机操作规程，按照规程规定进行回采，不准随意丢顶煤、底煤，架前、架间以及上、下出口的浮煤要清扫干净。5.有夹矸回采时，不得用机组割夹矸。过断层及地质构造带时，要控制好采高，做到少破顶或不破顶，减少煤炭含矸率。6.加强排水工作，输送机严禁拉“水煤”，巷道维修冒落的煤矸，应装入矿车运出。7.采煤机司机操作时，严格控制采高。第七章安全技术措施第一节一般规定1.为了全面贯彻落实“安全第一，预防为主，综合治理”生产方针，保障职工人身安全和身体健康，促进企业又好又快发展，使职工在工作中有章可循，有规可依，根据有关法律法规及规定特制定本作业规程。2.本作业规程的编制依据为《煤矿安全规程》（2016版）、《各工种操作规程》、山西省煤矿质量标准化和有关安全生产的其他法律法规、标准、规章、规范的有关规定，以及公司、矿有关规定。凡是本作业规程未涉及的，均按上级有关文件及规定执行。3.由高档普采队队长组织技术员贯彻学习，考试不及格者不得上岗作业。4.入井人员必须随身携带隔离式自救器，矿灯，戴安全帽、穿工作服。严禁携带烟草和点火物品下井，严禁穿化纤衣服，入井前严禁喝酒。5.在轨道巷行走时，随时注意前后及拐弯处的车辆，严格执行井巷运输“行车不行人，行人不行车”的制度。6.下井携带长把工具要拿稳、拿平，锋利工具要戴护套。7.井下不准扒车、蹬钩、坐带式输送机、滑轨道及钢丝绳、打闹、睡觉，不准进入无支护区、盲巷、打栅栏处和陌生地点。8.每个职工要搞好自保、互保，牢固树立“安全第一”思想，集体上下班，自觉同“三违”现象作斗争。9.发生事故时，跟班干部或班组长应及时向调度室及队值班人员汇报，并采取有效措施进行处理。10.新工人岗前必须按《煤矿安全规程》及上级的其他有关规定进行岗前培训，考试合格后方可下井。11.工作面投产前，由队长、技术员带领全队职工熟悉避灾路线。第二节顶板管理一.初次来压及周期来压期间的顶板管理1.工作面初采前，必须按规程要求支设好两巷超前支护。2.初采、初放期间，各有关部门要派专人到现场跟班盯岗，严把支护质量和工程质量关，发现问题及时处理。3.必须加强端头及两巷超前支护，保证出口安全畅通。4.工作面支护要随采煤机割煤后及时移梁，并保证顶梁接顶严密。二.工作面发生漏渣、冒顶事故时的顶板管理1.首先及时将漏顶、冒顶两边缘支护超前前移，或在煤帮平行于工作面支设戴帽点柱,以防冒顶范围向两边扩展。2.遇漏顶、冒顶地段时，另行制定安全技术措施。三.防片帮煤伤人1.采煤机司机在割煤时要将煤壁割直、割齐，不准留伞檐。2.人员严禁行走机道。3.进入煤壁作业时，要进行敲帮问顶，除掉伞檐或松动的煤块，对顶、帮不实、煤体松动、有片帮危险的必须先采取护帮、护顶措施，然后再工作。4.巷道维修人员每天必须对顺槽进行检查，发现两帮片帮或松动时必须及时处理。5.人员通过机头、机尾或在此作业时，要观察煤壁情况，并进行敲帮问顶,发现不安全隐患要先处理后通过或作业。四.支护材料的质量要求和措施1、单体液压支柱使用前，必须检查零部件是否齐全，支柱有无弯曲、凹陷，顶盖变形，缺爪、漏液等，不合格的支柱不得使用。2、工作面使用单体液压支柱的高度应与工作面采高相适应，支柱的最小高度要保证活柱的伸出量不小于顶板最大下沉量加50㎜，支柱最大高度不得小于采高，严禁超高支设支柱。3、保证单体液压支柱有足够的初撑力，不低于11.4MPa，乳化液泵站和液压系统完好不漏液，压力不小于l8MPa。4、底板松软或不见底板，其抗压强度小的地段，单体液压支柱使用铁鞋垫底。5、底板坚硬光滑地段，必须掏柱窝，刨麻面，使用荆笆垫底。6、工作面人行道两侧单体液压支柱必须使用防倒绳，工作面倾角太大的地方，使用结实的绳子拴牢，以防失效支柱倒下伤人。7、支柱在井下使用超过8个月或采完一个工作面，必须检修，不得直接转入其他接替工作面使用。8、回风巷距工作面30～100m范围内必须经常存放有备用材料，备用数量见表2-3-1-8，以备抢险时急用，此材料不得随意使用，特殊情况经调度室同意后可以使用，但随用随补，严禁短缺。工作面每日所需的材料等应根据工作面需用量每班运到。并在回风巷内码放整齐，不得影响行人和运料。9、工作面的注液枪的设置距离，保证10m一个，同时开启不得超过两个。五.防止工作溜子上窜下滑措施1.工作面机头机尾合理调斜,按两顺槽落差定,低的一侧超前调斜。2.工作面刮板运输机下出口机头，必须左右各打一颗戗柱，角度适中，每次机头、机尾推移到位后，立即恢复好戗柱，防止刮板运输机下滑。

3.每次移梁推溜后必须立即恢复拉紧状态，防止刮板运输机下滑。4.工作面如遇变坡点时，变坡点上下必须各打一组倒戗柱。

5.移溜时，输送机一次推移步距不得超过0.8m，长度不得超过10m,以免将刮板运输机推脱节。

6.每班必须检查硬连