2501综采工作面规程

第一章概况第一节工作面位置及井上下关系一、工作面位置及井上下关系见表1表1工作面位置及井上下关系油页岩层名称5层地面标高(m)+261.6～+2668.5m工作面标高(m)-3.0～+144.9地面相对位置对应地表为农村耕地工作面坐标(m)X：4762690～4762230；Y：566603～567653；Z：+30.4～+146.9井下位置及四邻采掘情况工作面东南部为二采区皮带上山、二采区轨道上山；东北部为原2501回顺；西南部为原2501运顺，西北部为原2501切眼。上覆2401、2403采空区、新2403采空区、2403探查道，下伏无工程。走向长度(m)176.8~231倾斜长（m）134~136面积（m²）27540204135矿层情况矿层总厚（m）2.35~2.35矿层结构（m）矿层倾角（°）16~202.350.7(0.25)1.418该工作面油页岩层为复杂结构，中上部含有一层夹矸厚约0.25m，上分层油页岩厚0.7m，下分层厚为1.4m，岩性为粘土质页岩，黑褐~灰黑色，泥质结构，具有明显的页理构造，主要矿物成分为粘土质矿物。二、工作面井上下对照图见附图1三、工作面巷道布置图见附图2四、工作面运顺、回顺、开切眼剖面图见附图3第二节岩层工作面煤层情况见表2表2矿层情况岩层厚度(m)2.2～2.5(平均2.35)岩层结构复杂岩层倾角(o)16～20开采岩层5硬度f=3矿种油页岩稳定程度稳定油岩质情况描述回采时受两顺掘进影响，破顶破底等矸石混入是影响油页岩质量的主要因素，工作面回采至实见断层附近时受其影响造成破顶、破底厚度加大，增加矸石量，影响油页岩质量；另外，回采时受岩层起伏变化影响，造成破顶割底厚度加大，增加矸石成分。油页岩可燃性不易自燃第三节岩层顶底板一、工作面岩层顶底板情况见表3表3岩层顶底板情况油页岩层顶底板情况顶底板名称岩石名称厚度（m）抗压强度（MPa）抗拉强度（MPa）岩性特征直接顶页岩2.5314.80.7暗黑色至深灰色，质细含油，色光泽节理发达，有软泥质条带直接底砂岩0.9214.80.7青灰色，胶结较强，坚硬含水二、工作面顶底板岩性柱状图见附图4第四节地质构造断层情况以及其对回采的影响该工作面为五层油页岩工作面，回采期间不受断层等地质构造影响。掘进时揭露的具体断层见下表：断层情况及对回采的影响见表4表4断层情况表对回采影响程度F0126617668正断层3.82501运顺联络巷无影响回采范围内无断层二、褶曲情况及其对回采的影响该工作面范围内没有对回采形成影响的褶曲存在。三、其它因素对回采的影响根据相邻巷道实见及相关地质资料分析，预计工作面内无岩浆岩侵入现象，不发育陷落柱和古河流冲刷。本工作面无地热危害，开采岩层为无冲击地压岩层。第五节水文地质1.地表水情况工作面地表位于矿区西北部。地表为开阔平坦的耕地，采动影响范围内无地表水体。2.含水层、隔水层该工作面水文地质条件复杂，主要受2401、2403采空区和新2403采空区、2403探查道影响，且顶板裂隙较发育，回采巷道掘进期间进行了探放水工作，且工作面为俯采，上部采空区水随巷道流出，但不确定是否由于采空区底鼓而形成底板高低不平，从而造成低洼处存在少量积水，故回采会出现顶板滴淋水及后路出水情况。因此，回采期间要加强顶板管理，备齐排水设施，保证排水能力。工作面涌水量预计该工作面位于五层油页岩，工作面水量主要为上覆的2401与2403采空区积水，预计生产期间正常涌水量3.7m³/h,最大涌水量11.1m³/h。工作面采动影响范围内无钻孔。第六节影响回采的其它因素一、地质部门的建议(注意事项)1、该工作面为五层油页岩，回采过程中应根据产状变化适当调整溜子角度，减少矸石的混入以提高油页岩质量。2、由于周期来压和地质构造影响，回采过程中会出现顶板裂隙水，因此要加强顶板管理，排水设施要随回采进度及时完善，形成排水能力。3、回采遇破板、破底时，应对矸石进行分拣、分运，以保证油页岩质量。4、本工作面顶板比较破碎，顶板容易垮落，回采时应加强支护及油页岩质量管理。5、采煤机司机严格控制采高，确保采在支架支护的范围内，严禁出现采高超高或支架压死、采煤机无法通过现象。6、该工作面为五层油页岩工作面，地质条件较复杂，部分四层、五层层间距变薄，回采时应注意顶板情况。第七节顶、底板分析根据对同类工作面实测结果分析，直接顶2.53米，上覆2401、2403采空区和新2403采空区、2403探查道，随着工作面的推进，顶板及时垮落，存在顶板周期来压，底板较稳定。第八节储量及服务年限一、储量计算：1.工作面工业储量：204×135×2.35×2.2=14.23万吨工作面设计回采率：97%工作面设计可采储量：14.23×97%=13.81万吨工作面计划日产量：135×0.6×2.35×2.2×0.97×7=0.284万吨二、工作面服务年限工作面的服务年限=可采储量÷计划日产量÷25=13.81÷0.284÷25=1.94个月

第二章采岩方法第一节巷道布置一、采区设计、采区巷道布置概况2501工作面东南部为二采区皮带上山、二采区轨道上山；东北部为原2501回顺；西南部为原2501运顺，西北部为原2501切眼。上覆2401、2403采空区、新2403采空区、2403探查道，下伏无工程。运、回顺槽巷道均采用U型棚+塑料网护帮顶支护形式。第二节采岩工艺一、采岩工艺本工作面采用走向长壁后退式一次采全高全部垮落法管理顶板的综合机械化采岩方法。工作面采岩工艺为：采煤机落岩、装岩→可弯曲刮板输送机运岩→液压支架支护顶板。（一）落岩及进刀方式1.落岩方式采用双滚筒采煤机单向割岩，从机尾侧进刀，前滚筒割顶岩，后滚筒割底岩，往返一次割1刀，工作面所有的液压支架前移动作一次为一个循环，循环进尺600mm。截割深为600mm；可根据现场油页岩层的高度、硬度、顶底板情况适当调整截割深度。2.进刀方式（1）采用端头斜切进刀割三角岩方式。（2）采煤机通过后，液压支架按滞后采煤机后滚筒3～5组液压支架进行推移步距推移刮板输送机，推移步距即为下一次的截割深度。（二）装岩、运岩方式采煤机在运行落岩的同时进行装岩，并由刮板输送机运出工作面，经转载机、运顺内的胶带输送机运至运输系统。（三）顶板控制方式采用全部垮落法的方式控制顶板，工作面采用90组液压支架支撑顶板，运顺和回顺均单体液压支柱配合铰接梁进行超前支护。二、采煤机进刀示意图见附图5三、工作面正规循环生产能力

工作面采高为2.35m，所有的液压支架前移动作一次为一个循环，循环进尺为600mm。W=lshr=131.5×0.6×2.35×2.2=407.9t式中：W工作面正规循环生产能力，t；l工作面切眼长度，1416m；s工作面循环进尺，0.6m；h工作面采高，2.35m；r油页岩的容重，2.2t/m3；第三节设备设置一、工作面主要设备配置见表5表5工作面主要设备配置表设备名称规格型号数量采煤机MG300/720-ADW11台液压支架ZY3800-14/2890架过渡液压支架ZYG3800-14/284架端头支架ZZT13800/18/331架刮板运输机SGZ764/4001台桥式转载机SZZ-764/1601台破碎机LPM-10001台乳化液泵BRW200/31.52台带式输送机DSJ100/80/2×1602部带式输送机DSJ100/80/1601台三、工作面设备布置示意图见附图6第三章顶板控制第一节支护设计一、工作面基本情况2501工作面运输顺槽长度176.8m，回风顺槽长度231.32m，切眼长131.5m。工作面油页岩层为5层，岩层厚度2.35m，采高2.35m，岩层硬度f=3，根据工作面的实际情况计算支架与泵站是否满足生产需要。二、液压支架选型验算1.参考本岩层工作面的矿压观测资料，填制本工作面矿压参数表，见表6。表6本岩层矿压观测选择或预计本工作面矿压参数参考序号项目单位岩层实测本面选取或预计1顶底板条件直接顶厚度m2.532.2直接底厚度m0.922.52直接顶初次垮落步距m003初次来压来压步距m30~4030来压显现程度不明显不明显4周期来压来压步距m20~3020来压显现程度不明显不明显8直接顶类型类331巷道超前影响范围m20202.合理支护强度计算采用公式:Po=9.8×K×h×R=9.8×8×2.35×2.5=460.6kN/m2式中：Po顶板载荷，kN/m2；K冒落高度影响系数，取8；h采高，取2.35m；R直接顶岩石容重，取2.5t/m33.支护设备选择工作面切眼选用86组ZY3800-14/28型液压支架及4组ZYG3800-14/28型过渡液压支架，运顺端头选用1组ZZT13800/18/33型端头液压支架。根据工作面条件与液压支架适应条件对照表7可以看出，选用ZY3800-14/28型液压支架，满足顶板支护强度需要的要求。表7工作面条件与液压支架适应条件对照项目工作面条件液压支架适应条件采高(m)2.351.4～2.8倾角(o)16°～20°＜20支护强度(kN/m2)460.6580~680顶板种类3类3类通过对比、验算，证明选用ZY3800-14/28型液压支架能满足要求。三、乳化液泵站选型验算1、泵站压力的确定泵站压力必须满足立柱初撑力和千斤顶最大推力的要求，作为动力源，Pb≥KPK——考虑泵站到支架的管路压力损失系统，一般取1.01根据立柱或千斤顶最大推力计算压力立柱的初撑力所需泵站压力PmP初=3090KN（根据支架说明书选取）n——Pm=P初/A立=Pm=通过计算选用泵站压力需达到31.5MPa。2.泵站选型、数量本工作面选用BRW200/31.5型乳化液泵2台，配套乳化液箱1台，乳化液泵站向工作面输液管路选用φ25mm高压胶管，回液选用φ32mm高压胶管。主要技术参数见表8。表8乳化液泵主要技术参数乳化液泵型号BRW200/31.5公称流量(L/min)200电机功率(kW)125公称压力(MPa)31.5根据以上对比，选用BRW200/31.5型乳化液泵的压力为31.5MPa，符合使用要求。第二节工作面顶板控制一、工作面回采时期顶板控制方式工作面选用86组ZY3800-14/28型液压支架及4组ZYG3800-14/28型过渡液压支架，运顺选用1组ZZT13800/18/33型端头液压支架，回顺使用单体液压支柱及π型梁进行超前支护。本工作面采用自移式液压支架支护顶板，液压支架在本架上的控制阀操作进行移架，以推进600mm为一个工作循环。二、工作面正常回采时期特殊支护方式1.如果顶板破碎，工作面片帮深度超过0.5m及以上时，要按照本规程“第七章第二节顶板管理”中的规定采取措施。三、特殊时期的顶板管理1.工作面来压及停采前的顶板管理（1）工作面来压前，必须按照地测部门的预测和预报，提前检查好工作面液压支架的完好情况，保证液压支架初撑力达标，液压系统完好，无跑、冒、滴、漏等现象。（2）工作面来压期间，地测部门应做好来压的预测预报。（3）工作面液压支架要达到初撑力，支护状态要良好，保证有效支护顶板。两巷所用单体液压支柱初撑力不能低于。（4）加强前后端头顶板控制，顶板破碎处及时补打单体液压支柱进行支护。（单体间距0.5m±（一）超前支护1.支护形式：1组双排ZZT13800/18/33型端头支架，支护，3.支护质量标准端头支架顶梁要接顶严密，单体液压支柱、替棚支架垂直顶底板并达到初撑力。顶板起伏不平时，在替棚支架顶梁上方垫木柈，保证接顶严密。超前支护范围内严禁堆放闲置设备及杂物。（二）运输、回顺顶板的加强支护随着工作面的推进，若巷道矿压显现明显、遇地质构造带或顶板破碎区，必须在巷道压力较大或顶板破碎区域加强支护。二、工作面安全出口的管理1.支护形式回顺端头支护：末组支架前采用4m圆木配合单体柱超前替木棚，替换木棚距离控制在5m范围内，木棚下沿回顺20m超前棚方向，打设两对一梁四柱3mπ型梁抬棚交错前移，随支架前移木棚垮落至老塘后，上端头采空区侧及时打设切顶柱，切顶柱垂直顶底板，柱距不超过300mm。支架边至上帮用3mπ型梁配合单体柱沿走向打设两对一梁四柱抬棚，打好单体柱用直径不小于16#铁丝双丝与支护物拴牢。运顺端头支护：工作面下端头使用ZZT13800/18/33型掩护式支架作为端头支架支护，端头支架前采用4m圆木配合单体柱超前替木棚，替换木棚距离控制在5m范围内，木棚下沿运顺20m超前棚方向，随支架前移木棚垮落至老塘。2.质量要求1）单体柱打设成排成线；并用不小于16号铁丝双丝双扣将柱头π型梁拴好，以防倒柱伤人，所有单体柱泄液口方向一致，朝向采空区侧。2）两巷单体柱支到实底，并做到迎山有劲，单体柱初撑力不小于11.4MPa。4.支护材料的使用数量和存放管理回顺需单体柱预计100棵，运顺需单体柱预计100棵，两巷合计单体柱200棵。在设备列车上备用单体柱不少于25棵。生产中损坏或失效的支护材料要及时更换回收，严禁井下存放。备用材料放置指定地点，分类码放整齐，实行挂牌管理。3.与其它工序之间的衔接关系超前替换木抬棚应经常保持在3-6米。四、工作面巷道支护示意图见附图7第四章生产系统第一节运输一、运输设备及运输方式1.运岩设备及装、转载方式2.辅助运输设备及运输方式工作面所需的材料、设备等物资，采用矿车、叉车及平车通过调度绞车，实现物料及设备的运输。二、刮板运输机、转载机移动方式三、运岩路线四、回顺辅助运输路线：五、牵引设备列车方式六、验算绞车、钢丝绳的安全系数：七、运输系统示意图见附图第二节“一通三防”与安全监控一、通风系统1.回采期间主要通风机、通风设施情况及通风路线（1）回采期间使用矿井通风系统供风。（2）工作面通风方式为“U”形，由运顺入风，回顺回风。（3）通风路线新鲜风流→主井→主井下车场→+102运输大巷→一段盲斜皮带巷→二段盲斜入风巷→二段盲斜皮带道2501入风道→2501运顺→2501工作面→2501回顺→回风石门→二段盲斜回风巷→+102回风大巷→回风斜井→地面通风系统示意图见附图2.根据工作面回采期间实际需要风量计算（工作面风量按下列公式计算并取其最大值进行验算）1、按CH₄涌出量计算Q采=100qcgKcg式中：Q采——回采工作面实际需要风量，m³/min；qcg——回采工作面回风巷风流中平均绝对CH₄涌出量，本次设计回采工作面最大绝对瓦斯涌出量取0.43m³/min（依据瓦斯等级鉴定结果）；Kcg——回采工作面瓦斯涌出不均衡备用风量系数，取1.50；则：回采工作面实际需要风量为：Qcf=100×0.43×1.50/60=1.5m2、按CO₂涌出量计算Q采=67qccKcc式中：Q采——回采工作面实际需要风量，m³/min；qcc——回采工作面回风巷风流中平均绝对CO₂涌出量，本次设计按矿井绝对CO₂涌出量为0.36m³/min进行计算（依据瓦斯等级鉴定结果）；Kcc——回采工作面CO₂涌出不均衡备用风量系数，取1.50；则：煤层回采工作面实际需要风量为：Qcf=67×0.36×1.5/60=1.03、按工作面温度计算：Q式中：Q采——采矿工作面实际需要的风量，mVC——采矿工作面适宜的风速，按20°C，风温选取为1.0m/s；70%——SC——采矿工作面有效断面，按最大和最小控顶有效断面面积的平均值计算，取10.1m²Kch——Ki——采矿工作面长度系数，选取1.1Q表回采工作面进风流气温与对应风速采矿工作面进风流温度（℃）采矿工作面风速（m/s）<201.020～231.0～1.523～261.5～1.8表回采工作面采高调整系数表采高（m）<2.02.0～2.5>2.5～5.0系数（Kch1.01.11.1～1.5表回采工作面长度调整系数表回采工作面长度（m）风量调整系数（Ki<150.815～800.8～0.980～1201.0120～1501.1150～1801.2>1801.3～1.44、按工作面最多工作人数计算Q式中：Nc——回采工作面最多工作人数，取50人。Q采=4×50/60=1.8m³根据以上计算，综采工作面配风量不应小于1.8m3、按风速验算回采工作面风量应满足：0.25式中：SC——采矿工作面有效断面，按最大控顶距有效断面10.85m2和最小控顶距有效断面9.35m²，有效断面面积的平均值计算，综采工作面取10.1m²按综采工作面最低风速验算：Q≥15*S=15×10.85=162.8m³/min按综采工作面最高风速验算：Q≤240*S=240×9.35=2244m³/min取上述最大值进行验算：162.8m³/min≤514m³/min≤2244m³/min经验算符合要求。风速符合要求。最终确定综采工作面风量为514m3/min。即可满足要求，由以上计算确定采煤工作面实际总需要风量为:∑Q采=514m³/min。防尘供水系统㈠管路管径选择1.总用水量计算本工作面各用水点的用水量分别选用以下值：各电机、减速器冷却用水量：Q1=280L/min；工作面喷雾用水量，Q2=105L/min；其它用水量，Q3=180L/min；工作面最大用水量，Qmax=K(Q１＋Q２＋Q３)=1.05×(280＋105+180)=593.25L/min＝0.00989m3/s式中：K水量备用系数，1.05。2.供水管路管径计算：主管路水流流速选为2m/s，则主管路半径：R=式中：R主管路半径，mm；Q工作面最大用水量,Q=0.00989m3/s；V主管路经济流速,V=2m/s。R考虑采区内其它用水需要，选择主管路为DN100，支路为DN100。（二）防尘供水系统1.运顺防尘供水系统地面净水池→风井→+102m回风大巷→一段盲斜轨道巷→-47回风石门→2501材料上山→2501运顺绕道→2501运顺；回顺防尘供水系统 地面净水池→风井→+102m回风大巷→一段盲斜轨道巷→=47回风石门→2501材料上山→2501回顺；3.消防、防尘供水系统示意图见附图4.防尘供水要求防尘管路必须接设到位，保证水压正常，水管距工作面不超过30m。每50m安设一个三通阀门并有完好扳手，轨道顺槽每个钻场处安设一个三通阀门并有完好扳手。四、综合防、灭火系统（一）监测1、以人工检查为主、安全监控系统监测为辅预测预报自然发火。2、安全监控：皮带主滚筒回风侧、回顺回风口安设一氧化碳传感器，传感器吊挂距顶板≤300mm，距帮＞200mm，竖直悬挂，一氧化碳传感器报警浓度：≥0.0024%，矿专业人员维护与定期标校。（二）综合防灭火1、工作面防尘用水与消防火用水、供水施救系统合用一趟供水管路。自工作面试采起，至工作面设备拆除结束，供水管路系统保持完好。2、工作面两顺一旦出现片帮、冒顶，应采用阻燃性材料接实顶板，必要时注水等方法进行防火处理。安检员按规定设点检查，挂牌管理。3、液压泵站、皮带机头等地点，按规定配备2台MFZ/ABC8A干粉灭火器、不少于0.2m3黄沙、专用消防铲。4、工作面推进时，回收运、回顺供水管路保持其末端距工作面不大于30m；在管路末端经常备长度不小于30m的胶管，工作面出现火情用该胶管供水灭火。5、所有井下工作人员必须佩带自救器，自救器要按规定进行校验，确保完好，失效的自救器严禁使用。6、使用合格的阻燃电缆、阻燃皮带。严格按标准安装、使用机电设备，杜绝电器设备失爆，消除电器火花与机械摩擦火花。及时更换老化的供电电缆，杜绝供电线路短路与超负荷供电现象。7、严禁将剩油、废油泼洒在井巷或硐室内。8、及时封闭通向采空区的通道，工作面回采结束后，及时进行永久封闭。9、任何人发现火灾时，应立即采取一切可行的办法灭火，并立即将火灾地点、性质、人员位置等情况向矿调度室汇报；直接灭火时要首先迅速弄清火灾性质，再采取针对性灭火方法：(1)电火：切断电源后用灭火器进行灭火；(2)油脂类火灾：用灭火器和砂、土灭火，禁止用水灭火；(3)其它火灾：用水、灭火器及拍打方式直接灭火。10、采岩工作面及两顺发生火灾时，首先要维持正常风流状态，直接灭火；同时打开上风侧水幕，降低火焰温度，必要时增加工作面风量，以免形成火风压造成风流逆转。如直接灭火无效时，则人员按规定的避灾路线撤离，采取措施封闭火区在确保安全前提下，尽量缩减封闭范围。封闭时，火源的进、回风侧要同时封闭。12、严格执行入井检身制度，人员入井不得携带引火物品，不得穿化纤服装。五、防尘要求（1）采煤机内外喷雾：要求喷雾嘴完好不堵塞，内喷雾压力不小于2MPa，外喷雾压力不小于1.5MPa;雾化程度高，如果内喷雾装置不能正常喷雾，外喷雾压力不得少于4Mpa。（2）运输巷防尘水幕：在回顺中距工作面岩壁100m以内，安设两道水幕。每道水幕雾化良好，覆盖全断面。两巷水幕均随工作面的推进而向外移动。（3）两巷岩尘冲刷:对工作面进回、运顺定期冲刷。（4）个体防护：进入工作面和回风侧工作的所有人员必须佩戴防尘口罩。（5）防尘供水系统作为供水施救系统，每天对管路、阀门进行维护，确保完好。第三节井下安全避险“六大系统”一、监测监控系统1、监测信号传输系统：由KJ76X监测系统直接与井下监控分站进行通讯，其传输路线为：2501工作面→2501边界道→2501材料道→回风石门→一段盲斜轨道巷→+102m回风大巷→主井下车场→主井→地面监测机房。通讯电缆规格：MHYVR1mm2×4-0.43阻燃电缆。。2、监控设备安装及使用情况：（1）甲烷传感器布置：在回采工作面设置甲烷传感器（1个），在靠近工作面的回风巷设置（小于等于10m）；在回采工作面上隅角设置甲烷传感器（1个），回采工作面的回风流中设有甲烷传感器（1个，距顺槽口10m～15m），传感器垂直悬挂，距顶板（顶梁）不得大于300mm，距巷道侧壁不得小于200mm。（2）一氧化碳传感器布置：回风流中各设一氧化碳传感器（1个）距两顺槽口10m～15m，传感器垂直悬挂，距顶板（顶梁）不得大于300mm，距巷道侧壁不得小于200mm。（3）温度传感器布置：在回风流中设温度传感器（1个）距回顺槽口10m～15m，传感器垂直悬挂，距顶板（顶梁）不得大于300mm，距巷道侧壁不得小于200mm。（4）烟雾传感器布置：在进风流中各皮带处设烟雾传感器，距运顺槽口10m～15m，传感器垂直悬挂，距顶板（顶梁）不得大于300mm，距巷道侧壁不得小于200mm。回采工作面上隅角甲烷传感器的报警浓度为≥1.0%CH4，断电浓度为≥1.5%CH4，复电浓度为＜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。回采工作面甲烷传感器的报警浓度为≥1.0%CH4，断电浓度为≥1.5%CH4，复电浓度为＜1.0%CH4。2501回采期间回风环境监测传感器安设及使用情况地点甲烷传感器一氧化碳传感器温度传感器烟雾传感器氧气传感器粉尘传感器工作面100000进风流皮带020200回风流111001回风隅角100010合计(台)3211103、闭锁控制阐述断电范围：工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备。回采工作面回风流中甲烷传感器的报警浓度为≥1.0%CH4，断电浓度为≥1.0%CH4，复电浓度为＜1.0%CH4。安全监控系统示意图见附图二、井下作业人员管理系统1、采用KZ271（A）型人员定位系统，下井员工每人佩戴定位卡。2、员工上、下班经过设置有人员定位卡分站的地点。上班：主井上井口→主井下井口→1段盲斜上口→1段盲斜下口→2501材料道→2501边界道→2501工作面。下班：2501工作面→2501材料道→1段盲斜下口→1段盲斜上口→主井下井口→主井上井口。3、区域分管单位负责2501工作面附近区域人员定位卡（分站）的供电工作，保证系统的正常供电运转。4、施工单位做好员工使用人员定位卡的培训工作，保证每名人员工都正确佩戴、使用人员定位卡。5、人员定位信号电缆吊挂平直，与动力电缆分开吊挂，间距≥100mm，不缠绕，保护好人员定位分站。6.人员位置监测系统示意图附图（二）.压风自救系统示意图见附图四、供水施救系统工作面运回顺各铺设一趟供水管路与防尘公用，管路每隔50m接一个阀门。供水管路及其附属安排专人维护，部件不得有跑、冒、滴、漏现象。距运顺回顺不大于40米处设置压风自救箱供水路线：1、回顺：地面净水池→副井→102回风大巷→一段盲斜轨道→-47回风石门→2501车场→2501材料道上山→2501回顺。2、运顺：地面净水池→副井→102回风大巷→一段盲斜轨道→-47回风石门→2501车场→2501材料道上山→2501运顺。3.供水施救系统示意图见附图（消防、防尘供水系统示意图）五、通信联络系统1.通信联络系统设备1、矿调度室采用多媒体调度系统调度机。调度交换机电源采用高频直流电源进行供电，备用电源采用蓄电池组，可在断电情况下满足十小时以上供电需求。2、在两顺及串车安设通讯电话。电话型号HAK-1或HTH33。拨打8000、8001号码呼叫调度室。3、在串车、工作面安装载波电话3台。4、电话线与动力电缆分开吊挂，保持100mm的距离，电话线吊挂平直，不缠绕，电话上架管理，每班开工前确认通讯畅通。3.照明、通信系统示意图见附图六、紧急避险系统发生灾害时人员可在30分钟内带自救器进入进风巷道或升井。1.发生水灾时的避灾路线：2501工作面→2501回顺→2501材料道上山→2501车场→-47回风石门→一盲斜轨道巷→102回风大巷→主井→地面。2.发生火灾及岩尘爆炸事故时，位于灾害进风侧的人员，迎风方向组织撤离，沿避灾路线迅速撤至地面，位于回风侧人员要立即佩戴好自救器选择最近路线进入进风侧，迎风撤至地面。具体避灾路线为：2501工作面→2501运顺→2501联络巷→2501运输道→二段盲斜皮带道→一段盲斜皮带道→102运输大巷→主井下车场→主井→地面。3.工作面发生冒顶事故时，如果威胁人员安全或因冒顶堵塞通风，人员要撤到全风压新鲜风流处，待恢复好通风，并采取其它安全措施后方可进入事故地点处理。处理冒顶事故时，现场必须由跟班队（班）长统一指挥。4.发生上述灾害时，现场管理人员要亲自指挥按避灾路线撤人，清点人数，并及时、准确地向矿调度室汇报。如果发生伤亡事故，必须先向矿调度室汇报，并在现场积极组织抢救。（四）避灾路线见第八章。第四节排水依据地测科提供的《2501工作面回采地质说明书》可知，2501工作面预计正常涌水量为3.7m³/h，最大涌水量为11.1m³/h。根据2501工作面两顺为上倾角工作面，排水泵选型不考虑扬程高度，只按照水泵流量进行选型。回采期间在工作面运、回顺最低点设置排水水窝，安装潜水泵进行排水。预计正常涌水量：0.16m3∕min，最大涌水量：0.47m3∕min。一、水窝设置：1、2501运顺水窝设置：（1）2501运顺水窝设置：由2501运顺口测点R1开始设置第一个水窝，水窝规格：2000×1500×1000mm（长×宽×深）。水窝使用旧风筒布敷设在水坑内部做防渗处理，风筒布外侧用木板固定。水窝中间使用木板隔开，一半做沉淀池另一半做清水池；水窝使用木板进行覆盖，保证行人和处理水泵安全。清水池内放置潜水泵，排水管路与2501材料道一段上山设置的φ108mm无缝钢管(顺水管）相接。2501运顺里每隔100米设置一个水窝，水窝规格：1200×600×1000mm（长×宽×深），水窝设在巷道下帮，水窝要用旧风筒布做好防水，长度沿巷道走向布置，水窝上铺好盖板。各水窝之间要设置排水沟将水窝的水引至运顺口测点R1开始设置第一个水窝。2、2501回顺水窝设置：2501边区设置水窝，水窝规格：1000×600×1000mm（长×宽×深），水窝设在巷道下帮，水窝要用旧风筒布做好防水，长度沿巷道走向布置，水窝上铺好盖板。水窝内放置潜水泵，排水管路与二盲斜轨道巷通往-200水仓的排水管相接。2501回顺里段每隔100米设置一个水窝，水窝规格：1000×600×1000mm（长×宽×深），水窝设在巷道下帮，水窝要用旧风筒布做好防水，长度沿巷道走向布置，水窝上铺好盖板。各水窝之间要设置排水沟将水窝的水引至2501边区第一个水窝。3、水沟设置：2501运顺和回顺所有水窝段设置的水沟规格：300×200（宽×深），水沟设置在巷道下帮，水沟用旧风筒布铺底做好防水或用旧皮带做水沟。二、2501运顺排水系统1、水泵选择=1\*GB2⑴水泵选型=1\*GB3①排量要求：Q泵排>Q最，即Q泵排>0.47m3/min。=2\*GB3②扬程要求：根据公式H泵=H实/η管计算，式中：H泵—水泵所需的最小扬程，m；η管—当管路角度<20°时，η管取0.74～0.77H实—实际高差，测量高差（运顺皮带机头处：30.4，2501材料道三角点口：31）水泵排高=31-30.4=0.6mH泵=0.6/0.76=0.78m根据我矿可用排水设备，初选BQS50-30-7.5B潜水泵(Q泵排＝50/60＝0.83m3/min，H泵扬＝30m)=2\*GB2⑵水泵台数=1\*GB3①正常涌水量所需水泵台数：N正＝1.2×Q正/（Q泵排×η）＝（1.2×0.16）/（0.83×0.75）＝0.31（台）N正—正常涌水所需水泵台数Q正—正常涌水量Q泵排—水泵排量η—水泵效率，取0.75；=2\*GB3②最大涌水量所需水泵台数：N最＝1.2×Q最/（Q泵排×η）＝（1.2×0.47）/（0.83×0.75）=0.91（台）N最—最大涌水所需水泵台数Q最—最大涌水量Q泵排—水泵排量η—水泵效率，取0.75；因此，正常涌水量时，1台水泵与排水管路接通，加好逆止阀，使用1台。开关选择QBZ-80隔爆型真空电磁起动器，使用1台。当涌水量变大，1台水泵不能满足排水能力要求，为保证排水安全，应安装2台同等能力的潜水泵和两台QBZ-80隔爆型真空电磁起动器，加好逆止阀与排水管路连接，当涌水量变大，两台泵同时工作。2.排水管路2501运顺2501材料上山铺设一趟φ108mm无缝钢管。管路排量Qmin＝60SV＝60×（πR2）×V，式中：S-管路内面积，m2；D-管路内径，φ108mm无缝钢管内径为100mm；V-管路水的经济流速，1.8～2.2m/s，取2.0m/s。得Qmin＝60×(3.14×0.052)×2.0＝0.942（m3/min），管路排量大于最大涌水量及水泵排量，满足排水要求。3.排水路线:2501运顺口—2501材料道—2501材料道底车场水泵窝4.水泵供电方式：排水泵为660V电源供电，电源引自2501材料道口移动变电站，经2501运顺皮带顺槽配电点KBZ-400馈电开关供电。排水系统示意图见附图第五节供电设计概述1、综合机械化采岩工作面1140V全部负荷统计（1）T1移动变电压器负荷统计表设备名称规格型号电动机型号额定功率（KW）额定电流（A）额定电压（V）电机数量（台）总功率（KW）破碎机PLM-1000YBS-160A160100.511401160采煤机MG300/720-AWD1725截割电机YBQD-300300×2184×21140牵引电机YBQYS-5555×2105×2380油泵电机YBRB2-7.57.5×25.03×2380合计885加权平均功率因数cosφpj0.85（2）T2移动变电压器负荷统计表设备名称规格型号电动机型号额定功率（KW）额定电流（A）额定电压（V）电机数量（台）总功率（KW）刮板运输机SGZ764/400YBSD-200/100-4/8Y200×2125×211402400转载机SZZ764/160YBSS-1601609811401160乳化液泵站BRW200/31.5YBK2-315M-412575.611402125合计685加权平均功率因数cosφpj0.85（3）T3移动变电压器负荷统计表设备名称规格型号电动机型号额定功率（KW）额定电流（A）额定电压（V）电机数量（台）总功率（KW）运顺第一部带式输送机DSJ100/80/2×160YBS-160B160×2双机176.111402单机开160运顺第转载带式输送机DSJ100/80/160YBS-160B160单机176.111401160运顺第二部带式输送机DSJ100/80/2×160YBS-160B160×2双机176.111402单机开160合计480加权平均功率因数cosφpj0.852、工作面660V供电系统全部负荷统计（4）T4移动变电压器负荷统计表设备名称规格型号电动机型号额定功率（KW）额定电流（A）额定电压（V）电机数量（台）总功率（KW）调度绞车JD-1.6YBJ25-42528660325×3涨紧绞车JBY-4JBY-44566024×3调度绞车JD-1.6YBJ25-42528660125潜水泵BQW25-10YBJ-22528660125调度绞车JD-1.6YBJ25-42528660125调度绞车JD-1.6YBJ25-42528660325×3回柱绞车JH-14YBK2-225S-818.520.7660118.5调度绞车JD-4.0YBK2-280M5560.2660155调度绞车JD-4.0YBK2-280M4044660155调度绞车JD-4.0YBK2-280M5544660140回柱绞车JH-14YBK2-225S-818.520.7660118.5双速绞车JSDB-13YBK2-225M-82227.3660122合计446加权平均功率因数cosφpj0.85（1）、1140V用电设备变电站选取刮板运输机（SGZ764/400200KW×2）、转载机（SZZ764/160160KW），乳化液泵2台，一用一备（BRW200/31.5125KW）总负荷：200KW×2+160KW+125KW=685KW，选用一台1140V移动变电站T2：KBSGZY-1000/10KV/1.2KV。采煤机（MG300/720-AWD1300KW×2+55KW×2+7.5KW×2）、破碎机（PLM-1000160KW），总负荷：300KW×2+55KW×2+7.5KW×2+160KW=885KW，选用1台1140V移动变电站T1：KBSGZY-1000/10KV/1.2KV。、带式输送机（DSJ100/80/2×1603台160KW双机），总负荷：160×3=480KW，三部皮带选择单机开，选用一台1140V移动变电站T3：KBSGZY-630/10/1.2KV。总负荷：3×160=480KW660V用电设备变电站选取JD-1.6调度绞车8台（25KW×8）、潜水泵BQW25-10（25KW）1台、JD-4.0调度绞车2台（55KW×2）、JD-2.5调度绞车1台（40KW）、回柱绞车2台（JH-1418.5KW×2）、双涨紧绞车（JBY-44KW3）3台、双速绞车1台（JSDB-1322KW）.总负荷：25×8+25+18.5×2+22+40+55×2+312=446KW，选用一台660V移动变电站T4：KBSGZY-630/10/0.69KV。附表2501综采工作面机电设备清册序号设备名称规格型号安装数量(台套）主要电气技术参数1带式输送机DSJ100/80-2×1603装机功率：160KW×2+4.0KW,电压等级1140V2调度绞车JD-4.02装机功率：55KW，电压等级660V3调度绞车JD-2.51装机功率：40KW，电压等级660V4潜水泵BQW25-101装机功率：25KW，电压等级660V涨紧绞车JBY-43装机功率：4KW，电压等级660V4调度绞车JD-1.68装机功率：25KW，电压等级660V5双速绞车JSDB-131装机功率：22KW，电压等级660V6回柱绞车JH-142装机功率：18.5KW，电压等级660V7采煤机MG300/720-AWD11装机功率：725KW，电压等级1140V8中双链刮板输送机SGZ764/4001装机功率：2×200KW，电压等级1140V9中双链刮板转载机SZZ764/1601装机功率：160KW，电压等级1140V10轮式破碎机PLM10001装机功率：160KW，电压等级1140V11乳化液泵BRW200/31.52装机功率：125KW，电压等级1140V，两泵一箱12中置式端头支架ZZT13800/18/33113过渡式液压支架ZYG3800/14/28414掩护式液压支架ZY3800/14/288615矿用隔爆型移动变电站KBSGZY-1000/10/1.14KV2容量：1000KVA,电压10000/1140V，660V。16矿用隔爆型移动变电站KBSGZY-630/10/1.2KV1容量：630KVA,电压10000/1140V，660V。矿用隔爆型移动变电站KBSGZY-630/10/0.69KV1容量：630KVA,电压10000/1140V，660V。17矿用隔爆型真空馈电开关KBZ-4005额定电流：400A，电压：1140V。18矿用隔爆型真空馈电开关KBZ-2001额定电流：200A，电压：660V。19真空电磁软起动器QJR-400/6603额定电流：400A，电压：660V。20真空电磁起动器QBZ-80（120）/660N15额定电流：80A（120A），电压：660V。21照明、信号综保ZBZ-4.0M/6602容量4KVA，电压：660/127V二、10KV供电系统拟定采区变电所内安设的1#（PBG-200/10）高压开关控制2501工作面2台容量分别为1000KVA（型号：KBSGZY-1000/10）移动变电站，采区变电所内安设的2#（PBG-200/10）高压开关控制2501采面高压配电点2台容量630KVA（型号：KBSGZY-630/10）移动变电站。三、1140V供电系统拟定该工作面的1140V用电设备分别是：工作面采煤机、刮板运输机、转载机、破碎机、乳化液泵。电源分别引自二台KBSGZY-1000/10移动变电站。工作面内的采煤机、破碎机采用两条MCP-3×95+1×25+4×6聚氯乙烯绝缘聚氯乙烯护套屏蔽电缆接入K4（QJZ-1600/1140-8）型组合开关供电。工作面内的转载机、乳化液泵和工作面刮板运输机采用两条MCP-3×95+1×25+4×6聚氯乙烯绝缘护套屏蔽电缆接入K5（QJZ-1600/1140-8）型组合开关供电。运顺皮带的1140V用电设备分别是：2501运顺第一部皮带、2501运顺转载皮带和2501运顺第二部皮带，电源引至2501采面高压配电点设置的T3容量630KVA（型号：KBSGZY-630/10）移动变电站。采用两条MPC3×70+1×25聚氯乙烯护套屏蔽电缆接入两台KBZ-400馈电开关。四、660V供电系统拟定工作面660V设备包括调度绞车、回柱绞车、双速绞车、皮带机张紧绞车电机、信号照明综保、潜水泵等。由2501采面高压配电点设置的T4(KBSGZY-630/10)型移动变电站作为工作面660V供电电源。运顺皮带巷的绞车、张紧绞车、串车上的660V设备、工作面照明、回顺各台绞车分别引自该变电站的低压侧。在2501运顺皮带安装一台KBZ-400型馈电开关，配出1条MY-3×70+1×25型橡套电缆供运输顺槽绞车等660V设备。在2501回顺材料道口安装1台KBZ-200型馈电开关作为回风顺槽绞车等电源的总开关；在串车上设置8台QBZ-80（120）N/1140（660）型真空电磁起动器做为绞车等660V设备起动开关。工作面皮带机开关、各台绞车控制开关及其它设备控制开关一律选用QJR-400/1140(660)、QBZ-80（120）/1140（660）、QBZ-80（120）N/1140（660）型真空电磁起动器。三、技术要求1、电气设备和电缆选型必须与供电设计相符。防爆设备入井前，必须检查其“产品合格证”、“煤矿矿用产品安全标志”及安全性能；检查合格并签发合格证后，方准入井。2、电缆接线符合工艺要求，连接牢固，无毛剌，防松脱。电气间隙、爬电距离符合规程规定。开关排列整齐，电缆吊挂整齐。设备及硐室清洁卫生。3、接地装置的电压在36V以上和由于绝缘损坏可能带有危险电压的电气设备的金属外壳、构架，铠装电缆的钢带（或钢丝）、铅皮或屏蔽护套等必须有保护接地。4、接地网上任一保护接地点的接地电阻值不得超过2Ω、送电前必须进行接地电阻测试。5、接地极的安设用直径不小于35mm、长度不小于1.5m的钢管制成，管上应至少钻20个直径不小于5mm的透孔，并垂直全部埋入底板，局部接地极与辅助接地极相聚5米以上。6、下列地点电气设备必须安设接地极，装有电气设备的硐室和单独装设的高压电气设备，低压配电点或装有3台以上地点的电气设备、移动变电站、综保开关。7、电气设备的外壳与接地母线或局部接地极的连接，采用截面不小于25mm2的铜线。8、整定值必须按设计要求整定。9、各种保护装置必须齐全、灵敏、可靠。严禁设备甩保护带故障运行。严禁用铁线、铜线等导体代替保险丝。10、防爆设备必须符合防爆要求。否则必须更换。11、严禁将电气设备安装在有淋水的地点。12、电缆、开关等电气设备标志牌齐全。13、工作面“三机”要有启动报警及相应的联锁。运顺胶带运输机与转载机之间的联锁由综检车间负责安设。14、风电、瓦斯电闭锁按通风部门有关规定执行。15、调度绞车硐室设置一盏由本绞车信号电源供电的常明灯；绞车红绿灯要与绞车闭锁，绿灯时绞车不能启动。16、负荷变化时及时调整相应馈电开关的整定值。各操作开关的整定值必须按实际负荷整定。17、按规定要求做好各种电气保护试验，并做好记录。18、移动设备每移动一次，必须对其接地电阻进行测试，接地电阻不得大于2Ω，并做好记录。19、各配电点安装完毕后，绘制供电系统图。并悬挂在各配电点。20、各设备在检修维护和处理故障时，必须进行停电、验电、放电。四、安装电气设备安全措施1、电气设备和电缆的选型要严格执行供电设计。防爆设备入井前，必须检查其“产品合格证”、“煤矿矿用产品安全标志”及安全性能，检查合格并签发合格证后，方准入井。2、电工必须持证上岗，严格执行本工种操作规程；学徒工不得独立进行操作。非专职人员不得擅自操作电气设备。电工每天对所负责的机电设备详细检查，按规定对各种保护进行试验，并作好记录。3、严格执行专人停送电的制度。严禁约时停送电。停送高压电，必须严格执行“停送电作业票”制度。自停电自送电原则，停电后作业前必须验电、放电、挂三相短路接地线。验电、放电和使用普通型测量仪表，必须在瓦期浓度1%以下时进行。4、检修电气设备前，必须在前一级电源开关停电、挂牌、加锁、验电、放电，确认无电后方可进行检修。5、检修时发现失爆、保护装置失灵等必须立即处理。供电系统发生故障后，必须立即查明原因、排除故障后方可送电，严禁强行送电。6、定期检查设备的防爆性能、绝缘性能和使用性能。各种开关必须按实际负荷进行调整，不准随意调整保护值。各种保护必须灵敏可靠，严禁甩保护带故障运行。对不符合要求的设备、配件应及时更换，电缆挤伤及时处理。7、严禁带电检修、搬迁电气设备和电缆。8、操作高压电气设备主回路时，操作人员必须戴绝缘手套，并必须穿电工绝缘靴或站在绝缘台上。检修高压电气设备时，必须执行停电、验电、放电挂设三相短路接线、挂牌、加锁的操作程序。检修结束后要拆除三相短路接地线。9、两组人员同时在同一供电系统上工作时，必须办理停电票，严禁约时停送电、借光停送电作业，并分别挂停电作业牌，有一牌未摘，严禁送电。10、送电前认真检查各设备状态，确保完好、无失爆、接地极、接地线齐全可靠，整定值符合规定，否则不准送电。严禁将工具和材料等导体遗留在电气设备中。严禁用铁线、铜线等导体代替保险丝。严禁随意调整整定值。五、工作面供电系统图见附图16第五章劳动组织与主要技术经济指标第一节劳动组织一、作业方式采用“三八”制作业制度组织生产，早班设备检修后组织生产。二、劳动组织工作面人员配备见下表工作面人员配备序号工种人数采煤一班采煤二班采煤三班检修班合计1副队长111142班长111143支架工222064前端头工333095后端头工333096采煤机司机222067电工111258钳工13139刮板机司机1110310乳化泵司机1110311扫货44401212转载机司机1110313胶带运输机司机333915运料工7716看电缆111317合计242424249618管理人员519合计101四、工作面正规循环作业图表见附图

第二节主要技术经济指标主要技术经济指标序号项目10单位数据1工作面走向长度m2042工作面倾向长度m141.63采高m2.354岩容重t/m32.25循环进度m0.66循环产量t439.27月循环数个1758月进度m1059日产量万t0.27710月产量万t6.9211工作面可采期a9.812在册人数人9513出勤人数人9514出勤率％85%15回采工效t/工34.216坑木定额m³/104t217（液压）支柱丢失率％018乳化液消耗kg/104t9019采岩截齿消耗个/104t2-320油脂kg/104t5

第六章岩质管理1.工作面正常回采时，严禁割顶、割底。2.工作面出现地质构造，及时调整采高，避免割顶、割底。3.遇到顶板破碎或周期来压时，移架采取带压擦顶移架或超前移架方式，及时支护顶板，避免端面漏矸。4.工作面一旦发生漏矸时，必须立即停机捡矸。5.工作面及两顺积水及时排净，防止进入岩流系统。6.工作面加强液压支架、液压系统的检修，杜绝跑、冒、滴、漏，液压备件充足，齐全，以保证及时更换。第七章安全技术措施第一节一般规定一、安全制度1．所有上岗人员必须严格执行《金属非金属矿山安全规程》以及本作业规程。2．严禁违章指挥、违章作业、违反劳动纪律。二、安全技术措施1.所有上岗人员上岗前都必须学习本规程，学习后进行考试并签字，考试成绩不合格不得上岗。2.工作面回采工程质量和顶板控制，做到动态达标、安全生产、文明生产。3.进入工作地点，跟班队长（班）长先进行安全确认，无安全隐患后，方可开工。作业前员工配戴好劳动保护用品。4.各工种工作前必须先进行安全确认，检查设备是否完好、工具是否准备齐全、作业地点有无隐患，有问题先处理，处理好后再开工。5.加强工作面综采设备的管理，要按照设备完好标准进行检修和保养，保证设备处于完好状态。6.所有设备操作人员在使用设备前及使用中必须随时注意检查其完好情况，以确保设备正常运转，严禁设备带病作业。7.各种运输设备必须有灵敏可靠的信号装置。8.严禁带电搬运各种电气设备，严禁带电检修，停电执行停送电制度。9.工作面的各监测系统、通风系统、防尘系统、通信系统，应时刻保持其完好，并坚持正常使用。10.人员经常跨越的运输设备上方，要安装牢固的行人过桥。11.严禁在工作面输送机运行时进入工作面前和输送机上方工作，如确需进入，则工作面输送机必须停电闭锁。严格执行敲帮问顶，处理掉危岩悬矸。12.转载机运转时，两侧严禁人员逗留、作业。13.所有人员在处理带压管路前必须关闭截止阀，严禁带压作业。14.工作面两端头的注液枪要悬挂，把胶管盘好。15.备品、备件及物料必须码放整齐、牢固，斜坡段码料时，对容易倾倒或下滑的物料（件）必须将物料（件）垫平，用8#铁丝或不小于2′钢丝绳捆绑牢固。三、交接班安全检查内容和有关规定1.交接班时，上一班的工人、班长必须向下一班的工人、班长交代清楚工作面存在的安全隐患及本班的处理方法、进展程度，对工作面的工程质量进行验收，特别是支架的歪斜度、刮板输送机的直线度、两端头的维护质量、工作面的卫生清理等。各操作员工交接班时要对设备的运转情况、存在的隐患、处理方法、工具数量等进行交接。当班存在的安全隐患要当班处理，否则不得生产。2.开工前，班长、必须对工作面的安全情况进行全面检查，确认无危险后，方准人员进入工作面工作。所有工作人员必须经常认真检查工作地点的顶板、岩壁、支架等安全牢固情况，发现问题及时处理。隐患未排除前，班组长和安检员不得离开现场。第二节顶板管理工作面及两巷的支护质量要求1、工作面支架成一条直线，误差不超过±50mm，工作面支架中心距符合规定，误差不超过±100mm。2、工作面支架严禁斜架、咬架，否则要及时调整。支架要确保达到初撑力（不小于24MPa）。3、两巷超前支护的单体柱必须打成一条直线，误差不超过±100mm。4、两巷使用的超前支护液压支柱必须使用不小于16号铁丝双丝双扣将柱头与锚杆或金属网拴好，防止倒柱伤人。5、所有单体柱初撑力不得小于11.4MPa。二、顶板管理安全技术措施工作面推溜拉架液压支架升起后必须达到初撑力，保证支架与顶板接触严密，支架顶梁与相邻支架顶梁平整。作业人员操作液压支架前必须确保本架两侧架间无他人作业。液压支架高度与采高相匹配，不得超高使用。液压支架初撑力不低于额定值的80%（）；单体液压支柱初撑力不得小于90kN（）。液压支架中心距误差不超过100mm，侧护板正常使用，架间间隙不超过100mm。液压支架接顶严密、顶梁平整、无明显错茬、不挤架不咬架，不超过相邻支架顶梁侧护板高2/3。液压支架前梁端至岩壁顶板垮落高度不大于300mm。液压支架顶梁与顶板平行，最大仰俯角不大于7°；支架垂直顶底板，歪斜角不大于5°。工作面遇周期来压或顶板破碎时，必须采用人工干预带压擦顶方式移架，对顶板及时进行支护。两顺超前支护要保质保量，单体液压点柱及替棚支架严禁有空载现象。并严密观察顶板状况，发现异常后立即汇报并处理。回顺备有大柈()不少于10根、单体液压支柱不少于10根、液压支架立柱1个；运顺备有单体液压支柱不少于10根。以上所有物料码放整齐并挂好标志牌，无特殊情况不得使用，一旦使用必须及时补充。工作面必须做到支架、刮板运输机和煤壁平直，顶板平、底板平，上下出口畅通。组织好工作面来压期间的顶板观测工作，有来压预兆时，及时汇报，采取措施加强维护。井下严禁使用失效的单体液压支柱，单体液压支柱入井前必须进行压力试验，井下单体液压支柱达到服务期限（8个月）时，必须升井检修。三、工作面前、后安全出口维护安全技术措施1．安全出口宽度不得小于0.8m，高度不得低于1.8m，且满足机电设备运行的需要，出口无杂物、积水，做到行人、通风畅通无阻，否则必须安排专人及时处理。2．前后端头支架与硬帮之间的顶板破碎或片帮严重时，采用补打单体液压支柱或备棚的方式加强维护。3．在前后安全出口作业时，严格执行敲帮问顶制度，及时找净帮顶浮石、险块，作业时必须有专人监护，严禁单人作业。4．工作面后三角点位置设好警示标志，严禁人员进入采空区。5．两顺超前支护端头支架要接顶严密，垂直顶底板并达到初撑力。6．两顺单体液压支柱，垂直顶底板并达到初撑力。7．工作面在来压期间遇顶板破碎时，采取补打单体液压支柱的方式加强支护。间距0.5m±0.1m、排距0.8m±0.1m；打设范围覆盖顶板破碎区域）四、两顺超前替木棚安全技术措施1.为保证工作面运回顺正常推进，须将上下切口5米范围内的U型钢棚替换成木棚，替棚时必须坚持先套木棚，后回收U型钢棚的原则。2.套好的木棚必须保持一梁三柱，两端头的单体柱帖帮打设，中间打设一根单体柱，顶部用16#铁丝将单体柱捆绑牢固，防止柱倒伤人。3.严禁单人作业，要有专人监护，作业前，要敲帮问顶，找净浮石险块，确认支护可靠后，方可作业。4.作业时，首先检查作业地点的甲烷浓度，瓦斯超限严禁作业。5.作业人员站在梯凳上作业时，必须有专人监护，用单体柱升圆木时现场人员要精力集中缓慢升起，防止圆木滑落伤人。6.圆木套棚升好后及时将不接顶的部分用支护材料背紧背实，不能出现空顶现象。7.顶板破碎出现脱层、断裂、遇断层、压力明显时，先加强支护，后处理浮矸险块，杜绝冒顶事故发生。8.拆卸U型钢卡栏时，施工人员不准正面面对卡栏，先将卡栏两个螺母交替松动卸压（或用单体柱支撑卡栏），然后把螺母分别去掉，防止卡栏弹出伤人。9.卸掉的U型钢棚、卡栏和附件要及时外运至装车地点，防止杂物多影响行人，确保退路畅通。10.木棚替换后及时用π型梁沿顺槽方向在木棚上补打两道抬棚，上下两帮间距与超前支护一致。11.施工期间无关人员不准在施工地点逗留。五、处理工作面及两巷冒顶安全技术措施当顶板冒顶高度＞1m或面积＞10m2时，生产单位应及时汇报矿调度派专业维修队伍进行处理；当顶板冒顶高度≤1m、面积≤10m2时，由生产单位自行采取措施处理，具体如下：1.要由队跟班干部、班组长现场指挥，首先检查好顶板瓦斯，瓦斯超限严禁进行刹顶工作。2.刹顶前，班组长或指定专人站在安全地点，使用空心铁管制作的专用工具（长度≥1.8m）找净帮顶浮石险块，找顶时要有专人监护。确认无掉顶危险后，方可进行作业。3.4.刹顶时必须将刮板运输机、采煤机停电闭锁并挂好停电牌。5.刹顶时，必须关闭作业地点处支架及左右相邻各2组液压支架的进液截止阀，需动作液压支架时，必须得到作业人员的同意，并由专人操作，无关人员不得在冒顶区域内刮板运输机上行走或逗留。6.刹顶过程中安排专人观察顶、帮变化情况，发现问题及时提醒。7.刹顶过程中需使用单体液压支柱时，必须远程操纵，待单体液压支柱预紧确保安全后及时拴好标准防倒装置。8.刹顶工作要在顶板稳定时进行，顶板出现压力增大、片帮、掉渣等现象时，必须停止作业。9.刹顶时须由外向里逐渐进行，先将掉顶区域内的顶板控制住，防止冒顶区域进一步扩大，然后再逐架进行维护。10.用刮板运输机运送刹顶物料时，低速运行，专人把持闭锁，装卸物料时刮板运输机停电闭锁。六、工作面岩墙作业安全技术措施1.刮板运输机、采煤机必须停电闭锁并挂好停电牌，有两伙及两伙以上人员上帮作业时严禁借光作业，要分别挂好各自停电牌。2.作业时要有专人监护，严禁单人作业。上帮检修作业尽可能选择在顶帮稳定地点进行，若有液压支架自降或达不到初撑力，必须进行处理，否则严禁人员进入上帮作业。3.严格执行敲帮问顶制度，找净作业区域内帮顶浮石、险块。4.关闭作业区域内液压支架的截止阀，未经上帮作业人员允许任何人严禁动作对应区域内的液压支架。5.作业人员作业前要使用专用工具（长度≥1.5m）将架间浮石找净；作业时严禁站在架间空顶区域下作业，防止架间顶板脱落造成伤害。6.在刮板运输机上帮作业前，必须对作业区域采取临时护帮措施，具体要求如下：（1）临时维护长度为作业区域及作业区域两侧各延长3m。（2）在防护区域内每组液压支架顶梁两侧贴近上帮各安设一根单体液压支柱，并用木柈安设至单体与上帮岩壁之间，并用木楔刹实。（3）木柈规格：。7.上帮护帮作业至少2人作业，并安排专人操作液压支架；操作液压支架人员要听从上帮护帮人员指挥，未经作业人员允许不得擅自动作支架，作业区域内相邻3组支架操纵阀严禁其他无关人员动作。8.上帮护帮作业若安排2组及以上人员同时作业时，每组作业人员之间必须保持3m以上的安全距离，防止支架误操作造成人身伤害。9.检修设备需试运转时，要通知上帮作业人员躲到安全地点并进行互动确认后，方可进行。10.作业结束后清净现场物料及工具等，回撤上帮支护材料时观察好顶帮安全情况，人员须在有支护侧逐架回撤并严格执行敲帮问顶制度，防止片帮及掉块伤人。七、工作面过断层安全技术措施1.加强液压系统的检修与维护，确保支架达到初撑力，有效支护顶板。2.加强机电设备检修，保证开机率，提高工作面的推进速度。3.当断层落差较大，岩石比较坚硬，采煤机截割困难时采取放震动炮进行处理，要根据实际地质情况，编制爆破安全技术措施。4.爆破作业时，对作业区域前后5m范围内支架立柱，电缆等设备、设施加强维护，防止崩坏设备。5.当采煤机截割至断层所在区间时要低速运行，严禁采煤机高速强行切割硬岩，班组长要经常检查采煤机截齿的磨损情况，并及时更换补齐。6.对断层附近顶板加强维护，片帮较宽处及时超前拉架，顶板岩石破碎时，采取带压擦顶移架方式，必要时挑大柈或圆木，防止顶板下沉、冒落。7.瓦检员加强对断层区域瓦斯检查。现场情况发生变化时，作业人员必须听从瓦检员指挥。8.地质部门和施工单位加强对断层区域水文地质观测，当发现有出水征兆时，必须立即停止作业，及时汇报并采取措施。9.如回采期间发现断层地质条件发生变化，施工单位根据实际地质情况和地质部门提供的资料，另行编制补充安全技术措施。八、工作面遇地质构造等特殊情况安全技术措施1.当工作面遇夹石、断层或地质构造等情况时，立即停止回采，对瓦斯、水、顶板等情况进行检查、评估，同时报矿调度。确认符合安全生产条件后，方可继续生产，否则必须立即采取措施处理。2.因地质构造顶板破碎时，要采取备棚加强支护，技术要求执行本章节第13条规定。3.按照地测部门及相关科室意见，制定专项安全技术措施。九、端头支架拉移安全技术措施1.端头支架的前移，必须在过度液压支架移架完成并达到初撑力后进行。2.移架前，观察好顶板状态，若顶板压力显现明显，必须带压擦顶移架。3.端头支架降柱时，若顶板下沉要采取临时支护措施，每平方米打设1根单体液压支柱。4.作业时前后5m设好警戒，禁止其他人员进入替棚支架支护范围内作业及逗留。5.操纵端头支架时要一人操作，一人监护，严禁单人作业。6.升降柱时，及时调整斜支撑千斤顶及回转千斤顶，保证同升、同降，不得互为反向升降，以免拉坏千斤顶或耳座；降前柱时，后柱要同步操纵下降。7.移架时，推移千斤顶和中间梁千斤顶要同步操纵，以免错位，并及时调整防倒千斤顶的伸缩缸，保证垂直顶底板。8.端头支架推移到位后，升紧立柱使顶梁充分接顶并达到初撑力，使其充分接顶。9.必须保证替棚支架顶梁接顶严密，若出现连续不接顶现象必须用圆木刹严。10.端部伸缩梁不能全部伸出，应预留一半行程，避免长时间浸头或损坏千斤顶。十、两顺备棚、回棚安全技术措施1.棚梁采用29U型钢或矿用工字钢，棚腿采用单体液压支柱；每组单体棚保证“一梁三柱”，棚距1.0m±0.2m；棚梁之间至少安装2道拉筋。2.单体液压支柱必须达到初撑力，棚梁接顶严密，否则必须使用木料刹严。3.每组棚梁至少使用2道双股8#铁线吊挂在顶板金属网上。4.当U型棚进入端头支架的支护范围后，端头支架视为1组棚腿，将U型钢梁支设在端头支架顶梁上方，对U型棚位于中间的单体液压支柱进行回撤，最终形成每组U型钢梁由2根单体液压支柱及替棚支架进行支护。5.施工前，作业人员必须对现场环境进行安全确认，重点对顶板完好情况进行认真排查，确认安全无误后方可进行施工作业。6.作业前，安排专人在作业区域两侧3m以外设置警戒，无关人员严禁在作业区域内走动、停留。7.作业前要备足、备齐施工用料。上梁时要求3人以上，互相协调好，至少使用2道双股8#铁线进行捆绑棚梁。8.单体液压支柱上部绑牢防倒装置。9.使用马凳或梯子登高作业时，必须放置平稳，有专人进行监护。10.拆除更换变形失效的单体前，要在其附近先打设临时单体后再进行操作。11.单体液压支柱打直并达到初撑力，单体液压支柱活柱行程不小于200mm，发现单体液压支柱有漏液、卸压现象及时更换。12.调整单体液压支柱时，必须保证防倒装置安全可靠，防止调整过程中倾倒伤人。调整单体液压支柱时严禁用大锤、撬棍等敲击单体液压支柱活柱表面。13.回棚梁前，必须上好2道防坠绳，防坠绳一端固定在棚梁，另一端穿过顶板软钢带固定在帮锚杆或替棚支架千斤顶上，确保两端固定牢固。14.回棚时，作业人员卸两侧单体时，要平稳缓慢进行，防止铁梁突然滚落。15.每次只准回一架棚，最大空顶距不准超过1.2m，严禁超前回撤。16.抬运铁梁时，人员要口号一致，同肩同侧，并注意作业空间和动作幅度，防止搬运途中出现挤手现象。十一、处理网兜安全技术措施1.作业前严格执行敲帮问顶制度，在作业区域两侧3m范围外设置警戒，清净无关作业人员，确认安全后方可施工。2.处理网兜作业时，作业人员要站在上风侧，防止掉落的矸石、岩粉对作业人员造成伤害。3.处理顶板网兜时要求至少2人以上，一人监护、一人作业。登高作业时必须安排专人对梯蹬上的作业人员进行监护。4.处理顶板网兜流程：(1)使用工具剪断顶板网兜底部的金属网。(2)使用空心铁管制作的专用工具（长度≥1.8m）工具放净网兜内的浮石。(3)将网兜处的金属网重新链接、铺平、紧固顶板锚杆托盘及螺母。(4)清理作业现场浮石。5.处理巷帮网兜流程：(1)使用工具由下向上剪断巷帮网兜的金属网，金属网一次剪开的长度不超过1m。(2)使用专用工具（长度≥1.5m）工具放净网兜内的浮石。(3)将网兜处的金属网重新链接、铺平、紧固帮锚杆托盘及螺母。(4)清理作业现场浮石。6.处理网兜后若顶板锚杆、巷帮锚杆失效需进行补打点锚杆，锚杆规格型号与原支护锚杆相同。十二、刹顶安全技术措施如工作面岩壁上帮顶板垮落300mm以上时，必须采取刹顶措施，确保支架接顶严密。工作面两顺必须备有至少2m3的圆木（）或大柈（½）等坑木材料，以备刹顶时使用。刹顶工作必须有班长以上干部在现场指挥，设好监护人，保证3人以上作业。刹顶工作必须严格执行“敲帮问顶”制度，人员站在安全地点使用长把工具找掉浮石险块，要有专人监护，确定无危险后方可作业。刹顶作业地点如有顶板破碎、片帮危险，严格执行工作面护帮护顶制度。刹顶前必须将采煤机、刮板运输机停电、闭锁、挂停电牌。作业时必须关闭刹顶区域及左右相邻的各3组液压支架截止阀，无关人员不得在刹顶区域下的刮板运输机机道行走或逗留，严禁人员随意操纵作业区域内的支架。刹顶时，作业人员必须精力集中，注意顶板状况，发现异常情况，立即撤至安全地点。进入高顶区作业时，作业人员要先认真检查上方瓦斯情况，浓度达到1.0%以上时禁止作业。刹顶时，要在顶板垮落处两端的边缘向中间刹顶，以相邻两架支架的顶梁为依托横担一根圆木，然后每个支架顶梁横担的圆木上再放一根圆木，垂直于煤壁，圆木伸入顶梁内长度不少于500mm，另一头担在煤壁上方的岩石上，码放好后，在其上面紧贴煤壁上方垂直于圆木再码放一棵圆木，形成“井”字型，以这种方法刹到顶板顶部，顶部用小柈、木楔等坑木刹严接实。十三、使用手拉葫芦、滑轮、风镐安全技术措施1.使用手拉葫芦、滑轮起吊重物时，挂钩部位必须可靠、稳固，使手拉葫芦、滑轮有效的承受动载荷。2.使用手拉葫芦时，先要试拉，使大件吊离地面100mm并观察千倍拉吊挂地点的支护情况，如不合格必须采取加固措施进行处理，处理好后方可进行起吊工作，人员要撤离重物可能摆动或移动的方向。吊挂高度超过1.5m时，由两人配合作业。3.使用滑轮导向时，人员要撤离绳道三角区及刮卡波及范围，并做到信号联系准确、可靠。4.使用手拉葫芦、滑轮时严禁超载使用。5.使用手拉葫芦时，还必须执行以下规定：（1）操作时应保持手拉链位于手链轮所在的平面内，严禁斜拉。（2）严禁人员在所吊重物下作业或行走。（3）严禁用人力以外的其他动力操作。（4）使用手拉葫芦，必须检验其完好性，不完好严禁使用。（5）起吊时，吊链因受力不均可能弹射的三角区内严禁站人。（6）严禁斜拉重物，起重链条发生扭曲、打结、变形或其他情况时，禁止使用。（7）双行链手拉葫芦的钩架严禁翻转使用。（8）起吊重物前要检查手拉葫芦上、下吊钩是否钩挂牢靠。（9）操作者如发现手拉葫芦大于正常拉力时，严禁增加人员操作，应停止使用，进行检查。6.用手拉葫芦、滑轮起吊重物时，如发现支撑部位移动或滑动时，立即停止起吊，采取措施加固，再进行起吊。7.使用风镐作业，执行如下安全技术措施：（1）安装风管路前要先将管内脏物吹、冲洗干净，再与风镐牢固联接，联接使用快速接头且敞口不能对着人体，施工中随时检查压风管间的连接以及软管与风镐的连接情况，接头必须用专用销连接，严禁使用铁丝代替。有问题及时处理，防止脱扣伤人。（2）检查风镐是否完好：镐钎尾部与缸套固定配合必须适当，以防偏斜和卡死。检查风管是否完好畅通；准备齐全需用的钻杆。（3）检查施工范围的巷道上顶和两帮的顶板状况是否良好，及时处理顶帮浮岩活矸。（4）风镐操作工必须在有可靠的永久支护或临时支护下进行。（5）风镐操作工袖口必须扎紧。（6）工作时，应保持正常风压。（7）若风镐卡在岩缝中，不可猛力摇动风镐，以免镐筒和连接套螺纹受损。（8）风镐在使用中，不准用硬物敲、砸及摔碰等。（9）风镐使用完毕后，要将管线、