11105工作面采煤作业规程(修改)

桐梓县水坝塘杨家槽煤矿采煤作业规程（采煤工作面名称11105采煤工作面）编制总工程师矿长日期年月日作业规程、安全技术措施、方案设计会审表名称11105采煤工作面作业规程会审地点会审时间参加会审人员会审意见防突副矿长生产副矿长机电副矿长安全副矿长总工程师矿长作业规程及安全技术措施贯彻情况时间贯彻人地点参加学习人员（签字）目录第一章概况5第一节工作面位置及井上下关系5第二章采煤方法12第一节巷道布置12第二节采煤工艺13第三节设备配置16第三章顶板管理17第一节支护设计17第二节工作面顶板管理19第三节、两巷及端头顶板管理23第四节矿压观测24第四章生产系统26第一节运输系统26第二节“一通三防”与监控系统26第三节排水系统32第四节压风管路系统32第五节供电运输系统33第六节通讯照明系统33第七节煤层注水系统34第五章劳动组织和主要经济技术指标34第一节劳动组织34第二节主要经济技术指标36第六章灾害预防及避灾路线37第七章安全技术措施38第一节一般措施38第二节防治水39第三节风镐落煤措施39第四节运输管理40第五节机电管理43第六节巷道文明生产管理46第八章探放水46第一章概况第一节工作面位置及井上下关系一、11105采煤工作面概况11105采煤工作面位于一采区北部，11102工作面上部，工作面走向长度为运输巷640M、风巷480M，垂高为80M。工作面采煤方法采用伪倾斜柔性掩护支架采煤法，采煤工艺采用炮采，采用全部垮落法管理顶板。伪倾斜角度为30度，倾斜长度为160M。11105采面回采C1煤。C1煤层自燃倾向性为三类，不易自燃煤层，煤尘有爆炸性。二、11105采煤工作面地质说明书11105采煤工作面地质说明书一、概况水平一水平翼南翼采区（盘区）一采区系（组）龙潭组煤层C1煤东至11102已采完南至采区边界线西至采区分界线位置及范围北至采区分界线开采上限标高860M开采下限标高780M地面标高400M10487M邻区情况实见地质及水文地质简述矿区内出露的地层自下而上有二叠系中统栖霞组（P2Q）、茅口组（P2M），上统龙潭组（P3L）、长兴组（P3C），三叠系下统夜郎组（T1Y）、茅草铺组（T1M）及第四系（Q）。矿区位于黄平坝复向斜之水箐坝向斜西翼南段，地层呈单斜产出，倾向100120度，倾角为5565度，平均为60度左右。煤层底板大致沿走向微微隆起，采区内未见大的断裂和褶皱，矿区断层不发育，煤层中局部见小型断裂。目前该矿630M井巷已揭露到一断层点，其断层性质不明，断距不详。在井下开采过程中不排除局部小构造的存在，但对煤层开采无大的影响。水文地质1、矿区内有3层可采煤层，各煤层矿井的充水水源有上覆地层长兴（P3C）组中所含的岩溶水、龙潭组（P3L）岩层中所含的碎屑岩裂隙水，可能成为顶板充水水源；煤系地层的底板为茅口组，含岩溶水，可能成为底板充水水源。2、充水通道矿井的充水通道主要为采煤过程中所形成的顶板冒落裂隙、溶蚀裂隙、底板鼓胀所产生的裂隙。3、充水方式C3煤层矿井的充水方式为顶板充水，C1煤层可能有底板充水。采掘情况一采区630M水平以上到2011年12月底本矿已开采了11101、11102工作面，采空区面积约41500；现11103工作面已收尾，11104工作面回采。自然灾害及其他无。地面建筑、设施等本掘进工作面范围内地表附近有零星住房，无需保护的建筑。地形（地貌、植被地层出露情况）矿区为侵蚀溶蚀低中山河谷斜坡地貌，分布零星次生疏幼林和片状灌丛草坡等植被，平均植被覆盖率约40。地面情况及受生产影水系及地面积水范围矿区外侧有长羊蹬河，在由矿区外东侧由东向西径流,为当地最低侵蚀基准面。区内中部有几条呈东西向分布的季节性溪沟，除雨季外常年无水。在开采一采区时不会受到地表水系的影响。响程度采动影响及破坏程度开采后会造成地表裂隙，房屋等建筑有一定影响。概述矿区范围内因地形地貌条件复杂，因此没有进行钻探勘查。孔号煤层见煤底板标高煤厚终孔层位封孔质量备注区内地质勘探情况二、地层及标志层地层上二叠统龙潭组主要标志层灰岩、煤层（线）及黄铁矿三、煤层煤层赋存情况本采区C1煤赋存稳定，煤层倾角5569，上部倾角较大，越向下越缓；煤层厚度065175M，平均13M左右；C2、C3煤层不稳定，特别是C2煤层极不稳定，局部可采；C3煤层变化较大，厚度在043M之间，一般为12M左右。煤层名称煤厚（M）倾角（）结构煤层间距（M）稳定性煤层厚度倾角结构间距C1煤最小最大平均06517513506555简单1318165较稳定煤层颜色光泽硬度容重煤岩类型物理特征C1煤黑色金属及玻璃光泽142亮煤为主，暗煤次之，属半亮型煤。工业煤层MADADVDAFSTDQBDAFMJKG工业牌号指标C1125233417222625017贫煤（BY四、煤层顶底板煤层类别岩石名称厚度（M）主要岩性特征（含水性）老顶灰岩9灰、深灰色，砂岩夹硅质岩、灰岩顶板直接顶泥岩278灰、深灰色，时有褐色粘土岩为伪顶，厚度不稳定。C1煤底板直接底粘土岩35黄铁矿粘土岩区内变化情况直接顶板为泥岩及黑色炭质泥岩，往上为灰深灰色中厚层细晶灰岩，厚度不稳定。五、地质构造（含陷落柱、岩浆岩等）及古河床冲刷等主要特征及影响范围矿区位于黄平坝复向斜之水箐坝向斜西翼南段，地层呈单斜产出，倾向100120度，倾角为5565度，平均为60度左右。煤层底板大致沿走向微微隆起，采区内未见大的断裂和褶皱，矿区断层不发育，煤层中局部见小型断裂对煤层连续性破坏不大。六、水文地质情况及防治水措施充水因素及防治11105工作面区内老窑有一个，平硐开采，在900M以上煤层露头线下3050M有老窑为LD11走向50M，采空区面积2100M，积水多从平硐自然流出，积水不大或无积水。在施工11105工作面采煤推进过程中将不会遇老窑，但会遇到本矿掘的三条老巷，在采煤过程中必须加强掩架控顶支护及掩架与煤壁间的背护，防止窜矸伤人，工作面在采煤过程中虽不会遇到水的威胁，但在采煤过程中采煤施工人员还是要牢记透水预兆，发现异常情况必须立即停止作业，查明原因，确认安全后再恢复施工作业。矿井正常涌水量2M3/H，最大涌水量为10M3/H。总体上看，矿井未来涌水量不大，水文地质条件中等。3、矿井主要水害区内浅部已形成部分的采空区，区内有大量的积水，对矿井形成充水或突水，其影响程度较大。要注意发生突水现象，应该引起高度重视，特别是在靠水措施充水因素及防治水措施近老窑采空区时，一定要加强探防水工作，确保安全生产。在采掘的过程中，建议在小窑积水区外缘，外推60M圈出积水老空区的警戒线。在掘进工作面进入积水警戒线时，必须超前探放水，并在距积水实际边界30M处停止掘进，进行打钻放水，在确证积水已被基本放净后，才允许继续掘进。大气降水，受季节影响，动态变化较大，大气降水对浅层含（隔）水层进行补给，形成浅层地下水，以渗流或越流形式对矿坑充水进行间接补给；局部通过导水裂隙带对含水岩组提供大量的补给直接进入矿坑，增大矿坑涌水量，大气降水对矿井生产影响大。其顶板充水来源主要为长兴组及玉龙山段所含岩溶水。其底板充水来源为茅口组所含岩溶水，故矿区水文地质勘查类型为顶板进水为主的岩溶充水矿床。井下开采时，将在矿井的上覆地层中形成导水裂隙带。本矿区导水裂隙带最大高度约为576M。而长兴组含水岩组相距C3号煤层顶板平均约80M。由此可见，井下开采有可能使长兴组中的岩溶水成为矿井的充水水源，从而使分布在该地层中的井、泉发生干涸。4、防治水措施按照最大涌水量建立相应的疏排水系统，并确保正常运转。搞好老窑开采情况调查工作，准确标注采空区位置，划定防治水三线，进行采掘活动时必须严格落实好前探工作。加强对地质构造（断层）的分析、预报及探查工作，根据井巷揭露的实际资料，及时对地面三维物探资料进行修改；根据探明的断层位置、落差及导水性，留足断层防水煤柱，并确保防水煤柱的完整性。采掘期间加强水情观测，及时分析、预报，发现异常及时汇报有关单位和领导，以便及时采取有效的防治水措施。必须按设计和有关规定留足各种防隔水煤柱，严禁在各种防隔水煤柱中采掘。采掘工程必须坚持“预测预报、有掘必探、先探后掘、先探后采”以及“有疑必停”的原则。必须保证井下排水系统畅通，排水水沟畅通，排水能力满足要求。井下和地面排水设施保证完好，所设沉淀池、水沟要及时进行清理，每年雨季前必须清理一次。每年雨季前对矿井防治水工作进行一次全面检查，成立防洪抢险队伍，并储备足够的防洪抢险物资。七、影响生产的其它地质因素瓦斯716米以上C3煤层为突出煤层，C1、C2不突出。矿井绝对瓦斯涌出量为360M3/MIN，相对瓦斯涌出量为1638M3/T（2011年鉴定结果）。煤尘C1、C2、C3煤尘有爆炸性危险性。自燃C1煤层煤炭自燃倾向为级，即不易自燃。C2、C3煤层煤炭自燃倾向为II级，即自燃。地震地震基本烈度小于度。地压无冲击地压资料，矿井及周围矿井尚未有冲击地压情况的发生。八、储量计算范围工作面下以780M标高为界，上以860M标高为界，南北以采区分界线为界。计算参数及方法本矿资源/储量核实选择水平投影块段法估算资源量。煤层厚度采用煤层真厚度，C1煤层的资源量块段均采用斜面积。煤层的资源量小块段平均倾角，其值平均为63。C1煤层容重取142T/M3。采区储量表煤层工业量（万吨）可采量（万吨）服务年限（按15万吨/年）C193902（按97回采率）06年问题及建议1、采区内浅部小窑开采历史悠久，生产前小窑开采形成的采空区可能存在积水，矿井开采过程中必须加强对浅部小空开采范围及前期采空区积水情况调查，并将老空区范围绘制在采掘工程平面图上，指导矿井生产。在开采接近矿井采空区时，应探明采空区积水情况，严防突水事故的发生。生产中做到“预测预报，有掘必探，先探后掘，先治后采”。2、瓦斯参数测试项目不全，采掘期间要加强瓦斯监控和通风管理。3、煤层顶底板多属不稳定岩层，要加强顶、底板的支护管理，确保安全生产。4、地质构造仅限于地表和现有巷道的调查，在生产过程中加强矿山地质研究工作。5、水文地质工作简单，要进一步进行水文地质调查工作，详细调查老窑采空区分布及积水情况，并将调查结果标于井上下对照图上，同时对井涌水量进行动态观测，切实弄清地表水和地下水、矿井充水因素、矿井涌水量等资料。6、进行掘进当出现瓦斯异常时必须查明原因，确保矿井安全生产。附图附表1、11105工作面切眼上山地质剖面图2、11105工作面煤岩层综合地质柱状图第二章采煤方法第一节巷道布置一、采区设计、采区巷道布置概况采区内11103工作面现已采完收尾，11104工作面正在进行回采，11105工作面现已布置好，作为11103工作面的接替工作面。11105采煤工作面布置在一采区的北部，其下部为11102已采和未采工作面，上部为未开采区域，北面为三采区。详见采区巷道布置平面图。二、采区巷道布置在各区段布置车场、石门，担负区段各煤层的煤炭、矸石、材料、设备的运输、回风。首采工作面布置在C1煤层，主平硐掘至溜煤上山底后通过甩车场或石门与轨道上山、回风上山联通；副平硐掘至轨道上山底后通过甩车场或石门与轨道上山、溜煤上山、回风上山联通；主平硐通过石门揭穿煤层，在煤层中布置回采巷道（运输和回风巷），巷道掘进至采区边界后开切割贯穿工作面运、回风巷，形成回采工作面。三、采区车场及硐室矿井设有450M标高井底车场，负责井下煤炭运输，同时在630M标高井底设有车场，负责井下材料、设备、矸石运输。溜煤下山底布置井底车场，掘进断面6464M2，净断面5778M2，喷浆支护。车场竖曲线半径采用25M；车场的调车方式为自动滑行，车辆在直线段的运行速度为2M/S，在阻车器前速度为075M/S,在曲线段的运行速度为1M/S。变电所布置在630轨道上山车场附近。配电所与井底车场连接处设置易于关闭的防火门。变电所硐室地面高程高于通道与下部车场连接处的底板高程05M。断面采用半圆拱形料石砌喧支护。根据井下变压器、开关柜等设备的尺寸确定配电所硐室长19M，宽35M，高27M。井下消防材料库布置在井底车场中，设有两个出口，并安设向外开启的栅栏门，井下消防材料库内布置材料堆放平台，平台高出地面05米支护材料采用砖石砌筑，用M20水泥砂浆抹面。断面采用半圆拱形，采用锚喷或砌碹支护，消防材料库长10M，宽30M，高26M。躲避硐室主、副平硐安全距离宽度不满足要求地段每隔40M在有人行一侧设躲避硐室，躲避硐室深12M，宽12M，高19M。信号硐室轨道上山下部车场右侧，深12M，宽12M，高19M。四、11105工作面生产系统1、运煤工作面（溜槽）11105运输巷（机车、矿车）630溜煤上山450溜煤上山自溜煤仓450运输大巷（机车）主平硐（串车）地面煤场。2、运料材料从副平硐（机车）630运输大巷630轨道上山运料石门（矿车）765进风大巷765辅助轨道上山860回风石门11105回风巷工作面。第二节采煤工艺一、采煤工艺采用伪倾斜柔性掩护支架走向壁式后退采煤法，在开始回采前，先在回风平巷安设掩护支架，然后使掩护支架逐步随回采工作面沿倾斜向下移并使工作面调成伪斜。在伪斜工作面回采过程中，不断地在回风平巷中接长掩护支架，同时在工作面下端的平巷滞后工作面的位置不断地撤除掩护支架。在回风平巷中安设掩护支架前，先将原来的回风平巷扩大到煤层顶底板，并挖掘梯形断面地沟，在地沟两侧及地沟中沿走向放置钢绳，在绳上沿走向每隔150MM放一根八字型掩架，掩架垂直煤层顶底板，钢绳和掩架之间用螺栓和垫板固定，掩架上方铺上荆笆。掩护支架安装好一段时间后将平巷支架撤除，巷道上方的煤柱随之冒落，使掩护支架上面有一层碎煤和矸石的垫层，用以保护掩护支架。为了防止支架在下放过程中下滑应使煤和矸石冒落点超前于伪斜工作面7M以上。调整支架使支架逐步下放到预定的伪倾角度（3035）并转入正常架采阶段。在正常回采阶段，掩护支架下的回采作业包括风镐凿煤、出煤、支护及调整支架等工作。凿煤从工作面下端开始，逐段向上铺设搪瓷溜槽，碎煤沿熘槽下滑。出煤过程中注意调整支架的下放，使支架的倾斜角度保持均匀一致。每落煤一次，工作面沿走向推进0809M，然后拆除溜槽，再进行下一循环的凿煤、出煤、支护及调整支架等工作。随着工作面向前方推进，在回风平巷中不断接长支架，支架下端不断增长，支架下放至运输巷上方25M时停止下放，调平架尾，保证架尾至少3个小眼，以便于通风、行人、运料，当超出3个小眼时，必须拆除，架下小眼不超过5个，以保证架尾及工作面运输巷巷尾回棚的作业环境。当工作面推进到停采线前，在停采线靠工作面一侧掘进两条收尾眼，两眼相距57M，并沿倾斜每隔58M用联络平巷连通。工作面收尾时，在架头掘进超前地沟35M，支架安装过架内眼10M后停止安装支架，并在支架头蓬25M的走向风沟。当回头推进至架内眼附近时，架头应保持一段25M的平架子，且仰角不得超过15。当架头下放至工作面运输巷上方25M后，停止下放，并在架外34M处加一个小眼，穿联络平巷（收尾眼最下一道联络平巷距工作面运输巷上方25M），以确保收尾工作面通风。二、采煤方法（一）落煤采煤工作面采用风镐落煤工艺。风镐采煤时采用风镐破煤。工作面铺设硬质朔胶溜槽，煤炭自溜运煤，工作面运输巷采用机车运输。11105采煤工作面，煤层平均厚度为13M，煤层顶板为深灰色泥质、中厚层状生物灰岩，底板为灰色粘土岩，煤层平均倾角63，选用伪倾斜柔性掩护支架采煤法（伪倾斜角度为30），用柔性掩护支架隔离采空区，工作面伪斜布置，掩护支架采用矿用11工字钢加工成的四边型支架，用四根28MM的钢丝绳联结，架头地沟及架尾平架段柱距10M。采用全部垮落法管理顶板，由于急倾斜煤层开采，工作面上方区段煤柱及以往采空区隔离煤柱极易垮落，因此严格禁止架外掏煤或超限出煤。（二）回采工艺安全检查风镐破煤装煤、运煤落架支护安装溜槽溜煤调整掩架。（三）工作面推进方式先将工作面回采调整成伪倾斜30度后采用走向长壁后退式回采。（四）装、运煤工作面落煤后，由人工将落煤掏装入溜槽，再通过运输巷U型矿车由电机车牵引运输至溜煤上山口翻斗自溜至450煤仓。（五）工作面支护及采空区处理一工作面支护1、采用柔性掩护支架支护，通过掩护支架将采煤工作面与采空区隔开，采用全垮落法管理顶板。2、支护质量（1）工作面掩架要垂直顶底板，不得出现仰架和趴架现象。（2）工作面掩架与连接钢丝绳必须固定牢固，不得出现松脱或位移现象。（3）采面每3米必须打一根单体支柱作为掩架的调架支柱，且煤根单体柱必须使用防倒绳栓柱。（4）煤层变化不能满足采高要求时，采用留顶破底的办法进行处理，以掩架支护要求。（5）不得使用变形或有缺陷的掩架。失效的调架单体支柱，一旦发现必须立即更换。3、护顶要求掩架与掩架之间使用3块垫心木料，遇顶板破碎时要使用排材及芭片进行背护。二采空区处理工作面采空区采用全部垮落法进行管理，六、采煤工作面正规循环生产能力WLSHRC98091314295（吨）155吨式中W工作面正规循环生产能力，T；L工作面平均倾斜长度，M；S工作面循环进尺，M；H工作面设计采高，M；R煤的密度，T/M3；C回采率，。第三节设备配置序号设备名称单位数量规格型号单位备用数量1风镐台4台22掩护支架根1100四边型根2003钢丝绳根2028根54单体液压支柱套60150根207注液泵台2WBS640台18搪瓷溜槽块165IP块50第三章顶板管理第一节支护设计一、工作面基本情况1、工作面主要参数煤层厚M采高M倾角面长M平均走向M煤层号131355160560C12、支护材料采用走向长壁伪倾斜柔性掩护支架采煤法（伪倾斜角度为30），用柔性掩护支架隔离采空区，工作面伪斜布置，掩护支架采用矿用11工字钢加工成的四边型支架，用四根28MM的钢丝绳联结，工作面采用双排工字钢支架支护，支柱柱距08M，架头地沟及架尾平架段柱距10M。3、顶板管理方法采用单一走向长壁后退式采煤法，全部垮落法管理顶板。煤层顶板为页岩、泥岩，易碎，抗压强度112MP，厚度约为27M。底板为粘土岩、泥岩，易碎，抗压强度为112MPA，厚度约16M。根据相邻煤矿同一煤层工作面矿压情况，老顶的初次来压步距为25M，周期来压步距为65M。二、同煤层观测工作面生产条件及矿压观测参数一工作面的支护设计根据工作面地质条件和矿压资料，采用走向长壁伪倾斜柔性掩护支架采煤法（伪倾斜角度为30）。二采用类比法进行设计1、根据相邻煤矿同一煤层工作面矿压情况，采煤工作面设计均采用走向长壁伪倾斜柔性掩护支架采煤法。2、矿压参数序号项目单位数值序号项目单位数值直接顶类别类3来压步距M651顶板分类基本顶分级级平均值1797底板类别类B支柱载荷最大平均值KN25232底板分类底板比压MPA112平均值16043直接顶初次垮落步距M随采随落顶板下沉量最大平均值MM1693来压步距M25平均值613平均值17726周期来压顶板下沉速度最大平均值MM/H657支柱载荷最大平均值KN2452平均值1589平钧值505支柱载荷最大平均值KN2434顶板下沉量最大平均值MM1802平均值1317平均值21顶板下沉量最大平均值MM14044初次来压顶板下沉速度最大平均值MM/H75平均值542上平巷M3全部观测段顶板下沉速度最大平均值MM/H5765超前压力影响范围下平巷M57离散系数023（三）、选取支护参数的可行性分析1、根据矿压参数比较,采用走向长壁伪倾斜柔性掩护支架采煤法是安全可行。2、支护材料选择掩护支架采用矿用工字钢加工成的四边型支架，用四根28MM的钢丝绳联结，工作面控架支柱采用单体支柱支护，支柱柱距不大于30M，上下出口超前支护采用单体液压支柱配铰接梁支护,靠出口前10M双排,后10M单排。三、乳化液泵站（一）泵站选型、数量由于只有超前支护采用单体液压支柱，所以乳化泵选用WBS640注液泵2台。输液管路选用高压胶管，耐压18MPA以上。（二）泵站设置位置注液压泵安装在630轨道上山与765石门行人通道处。（三）泵站使用规定要保证泵站压力不低于16MPA，乳化液浓度23，。要加强泵站的维修,杜绝系统的窜漏液。第二节工作面顶板管理一、采煤工作面辅架时安全措施1、整个采煤工作面伪斜角度为30，在采煤过程中，其伪斜角度不得超过3。2、风巷超前掩护支架距采煤工作面上出口的距离为3至5M。在安设支架时，两支架间要安设夹心木板。夹心木板尺寸分别为04M长005M高015M宽和02M长005M高015M宽。3、风巷安装超前掩护支架时，用螺栓、夹板将四根28MM的钢丝绳牢固地固定在支架上。钢丝绳两端焊接包长度不小于50MM，两根钢丝绳搭接长度不小于2M，并用4幅绳卡均匀地将两根钢丝绳卡紧，卡牢。钢丝绳搭接处用大夹板将钢丝绳压紧，相邻两根钢丝绳的搭接头错距不得少于2M。4、煤厚大于支架的最大采高时，掩护支架上肢靠顶板留底煤进行开采。5、工作面上、下出口拐点处，伪倾角不能过小，要均匀变坡，圆滑地过渡，防止掩护支架打皱，并保证巷道高度不得低于16M6、若采煤工作面遇压力大、地质构造带、煤层变化带等，必须加密控架支柱。二、正常采煤时顶板支护管理1、掩护支架放架措施（1）掩护支架在工作面爆破后边出煤边下放，每出完一段，即放一段架，一次下放架长度不宜大于3M。放架时采用支柱调整、控制支架位置。（2）若遇到掩护支架不能自然放架时，首先将支柱反撑掩护支架的下肢（靠底板侧），然后将木柱逐渐卸载，使底板支柱滑到地沟位置，再将支柱支撑在掩护支架的上肢处，给支柱加压使掩护支架脱离底板向下运动，达到移架的目的。2、掩护支架拆架措施尾架拆架前必须打好控架支柱，回掩护支架的人员必须在清理好退路后，方可进行拆架工作，拆架时，每次最多只能松一架的螺丝压板，由采空区向煤壁逐架回拆，回拆下的掩护支架必须及时运走，不得堵碍人员退路。3、断绳、断架处理措施（1）风巷在摆架时钢丝绳搭接处绳卡必须牢固，并不得少于4幅。钢丝绳的夹板在使用一段时间后出现变形，首先必须先压平，才能重复使用。（2）工作面在回采过程中，必须严格控制采面伪斜角，出现倾角过大或过小时，必须在当天及时调整，并且必须加密该段控架支柱间距。（3）当煤层变薄时移架困难时，必须及时对煤层底板进行卧底，防止出现挂架。当煤层变厚时，对变厚段控架支柱加密，防止出现整体推架。（4）对于断绳处，必须用同等质量的钢丝绳连接，并用8幅绳卡卡牢，同时用支柱对断绳处进行加固，控架间距缩为1M。在进行断绳连接时不得少于2人，连接的新绳其绳头长度，绳卡间距必须小于02M。（5）、对于支架断裂或裂开较大时，必须用钢丝绳编网铺设在裂开处，打上木挑梁，木挑梁规格长度1M以上，宽度02M，厚度01M以上，支柱打在木挑梁上，并且支柱必须加密，位置视现场实际情况而定，但必须保证挑梁将断架处封实，避免老塘区内的矸石窜出来伤人。4、回风巷支架回拆和运输巷支架维护措施回风巷支架的回拆不得与掩护支架安装平行作业，回风巷和运输巷支架回拆时，套绳人员不得站在绳道上，必须躲在安全的支柱下，方能发出“一停二拉三退绳”的回架信号。回柱绞车安装在距回柱点不小于20M的支护完好的地点，并打紧打牢回柱绞车的稳固支柱。每班使用前，司机必须认真检查稳固支柱及钢丝绳，发现问题必须及时处理，随时对运输支架进行加固。三、顶板管理制度1、整个采煤工作面伪斜角度为30，在采煤过程中，其伪斜角度不得超过3。2、采煤工作面顶板暴露面积沿工作面2M长的范围内，局部空顶机积不得大于05M2，否则必须支护接顶。3、架端至煤壁顶板冒落高度不大于02M，否则必须支护接顶。4、溜煤、行人小眼内支护、断面必须符合作业规程规定。5、整个工作面煤壁，在每班采完时不能留有伞檐。四、特殊时期的顶板管理一来压及停采前的顶板管理1、工作面基本顶初次来压和周期来压期间，应加强来压时的预测预报工作，由技术部门在回风巷、运输巷挂牌标明来压位置。2、工作面支柱以及回风巷、运输巷所有超前单体支柱必须达到初撑力，特别注意工作面中部支柱的初撑力及支柱状态，及时采取措施预防冒顶。3、加强上、下端头顶板管理，要提高支护质量,适当加大支护密度，确保端头支护强度，联网与巷道搭接05M以上，防止出现端头冒顶。4、工作面停采时要编制停采措施,加强顶板管理。二过断层及顶板破碎带时的顶板管理1、过断层及顶板破碎带时执行后述的安全技术措施，确保安全。2、备足物料，加强现场监督检查，上全特殊支护，确保支护强度。五、收尾安全措施11105采煤工作面回采到距11105辅助溜煤上山10M位置处停采，开始收尾工作，回收采煤支架。1、采煤工作面开始收尾前，必须在采煤工作面距11105辅助溜煤上山5M左右掘进一条收尾上山。2、收尾上山断面高、宽08M,每隔5M掘一联络巷，联络巷断面梯形，高16M，上宽08M，下宽16M。在作业收尾上山时，防突队必须先预测预报，根椐预测情况进行下达允掘通知书，作业班组必须按允掘通知书作业，严禁超掘。3、支架从下往上依次进行收架。4、在运架过程中，必须要把支架绑牢固，并且下面无人。5、撤架必须二人，在作业点10M范围内，用木料先打好临时支护，然后才能撤架。6、撤架必须逐架进行，严禁多架同时进行。7、撤架由矿上统一指挥，组长为矿长，副组长为安全矿长、生产矿长，成员由安监科长、生产科长、采煤队长等组成。每天必须有一名矿长在此值班指挥。第三节、两巷及端头顶板管理一、工作面上、下安全出口1、工作面下端头的安全出口净宽不小于08M，净高不小于12M，沿走向方和间距为5M，沿真倾斜方向高度为5M。2、工作面下端头的安全出口必须保证三个以上，1个行人，1个下煤，1个下放掩护支架。3、下安全出口采用木料，盘料密集支护。4、行人眼子必须搞好防坠设施，做好梯步，拉好保险绳。5、在各眼子上端口必须做好防坠铁网，网格间距为长宽01M。6、上安全出口必须挖地沟，地沟高度至少保证在14M以上。7、作业时，先作顺槽6M，然后再做眼子，用眼子贯穿顺槽。顺槽停掘进必须打好临时栅栏，挂好各种挂牌。8、顺槽断面梯形断面，上宽10,下宽16M,净高13M。木料支护，木料直径012M014M。9、掘溜煤眼时局扇安设位置局扇安在距掘溜煤眼10M外的运输巷新鲜风流中，风筒400MM，按规定安设“三专二闭锁”装置。10、由于该采面在780860M水平，开采的是C1煤层，C1煤层在该区域为不突出煤层，故在采煤过程中不采取区域防突措施和局部防治突出措施。二、两巷超前支护1、两巷超前支护采用单体液压支柱，出口前10M打设双排支柱，后10M单排支柱。2、支护要求调架支柱间距为30M，初撑力不小于50KN，支柱必须拴好防倒绳。3、回撤方法和要求上下平巷超前支护20M范围内巷道高度不小于16M，宽度不小于12M。专人清理维护，及时复棚，更换断棚折柱。4、物料存放要求（1）柱梁管理上、下巷超前支护20M，需60棵单体支柱。失效柱梁及时更换上井维修，实行柱、梁、鞋编号并对号使用，建帐立卡。（2）材料管理工作面支护材料挂牌管理，不同规格码放整齐，不准影响行人、通风，坑木要尽量回收，提高复用率。（3）备用料存放地点备用料存放在上巷超前支护以外50M范围内顶板完整无淋水和淤泥积水的地点，分类码放整齐，并挂牌管理。备用料排列在巷道一帮，宽度小于巷道的三分之一，物料与轨道的安全间隙不低于05M，不得妨碍行人、运料、通风。第四节矿压观测一、观测内容1、支架载荷2、支架变形量3、顶板下沉量及下沉速度4、工作面上下两巷超前压力影响范围根据观测结果对工作面顶板运动规律、来压特征，工作面支柱受力特点，支柱对顶板的适应性和控制效果，超前支承压力影响范围和分布特点，顶板稳定性，工作面支护质量等进行定期分析，并进一步了解煤、岩体力学参数等基础数据。二、观测区的布置1、工作面测区在工作面的中部顶板完整处设一个测区，观测过程中可根据顶板的状况把测区控制在上下5M范围内，以保持测区走向的连续性。2、观测方法（1）支架载荷的测定使用测力计测支架载荷，观测期间使用一台，备用一台。（2）顶板下沉量的观测用DDJ3型测杆测顶板下沉量，在每一个观测排的顶底板上分别设立基点，测量每一个循环的顶底板相对移近量。基点破坏后及时在原位置或附近进行补设。（3）支架变形量的观测用肉眼观测支架变形情况，用钢尺量变形量，作好记录。3、巷道测区在工作面上下平巷距切眼煤壁子20M左右的位置各设立一组观测点进行观测，通过观测点距工作面不同距离的变化规律，分析确定工作面上、下平巷的超前压力影响范围。4、观测方法上、下两巷超前压力影响范围的观测在工作面上下平巷距切眼煤壁子20M左右的位置各设立一组观测点，测点按“十字布置”方式，用测枪测量巷道顶底板及两帮位移量。三、支护质量监测每班由安检员对工作面和上下平巷支护质量动态进行监测,对存在的问题,由班组立即整改。监测内容要包括支柱初撑力、支柱工作阻力煤壁片帮情况、梁端距、采高及端面顶板冒落情况、两巷单体支柱初撑力与工作阻力、超前支护质量等。四、观测时间要求1、工作面观测到老顶初次来压和三次周期来压。2、巷道观测观测至工作面推进20M止。3、支护质量监测整个生产期间。第四章生产系统第一节运输系统一、运输设备及运输方式（1）运煤设备及装、转载方式落煤后，通过搪瓷溜自溜至下煤眼，矿车机车运输到630M溜煤上山直接进入450M溜煤上山自溜到450M煤仓，蓄电池机车运输到地面等设备运输。（2）辅助运输设备及运输方式工作面需用的材料、设备等物资，采用绞车提升材料车，通过轨道上山和765M回风上山运至工作面。二、煤炭的运输煤从工作面（搪瓷溜槽）工作面下煤眼工作面运输巷（机车、矿车）630和450M溜煤上山（搪瓷溜槽）煤仓运输大巷（特殊防爆型蓄电池机车）主平硐（特殊防爆型蓄电池机车）地面。附运输系统示意图。第二节“一通三防”与监控系统一、通风系统（一）风量计算1按瓦斯涌出量计算Q采125Q采KC式中Q采采煤工作面需风量，M3/MIN；Q采采煤工作面绝对瓦斯涌出量。根据（AQ10182006）矿井瓦斯涌出量预测方法计算，回采工作面相对瓦斯涌出量为183M3/T，绝对瓦斯涌出量为116M3/MIN。KC采煤工作面因瓦斯涌出不均匀的备用系数，取17；Q采1250817170M3/MIN2、按二氧化碳涌出量计算Q67QK67062804M3/MIN。Q采煤工作面的二氧化碳涌出量（M3/MIN）,本面Q06M3/MINK采煤工作面二氧化碳涌出不均衡的风量系数，一般取1523、按工作面每班工作最多人数计算实际需要风量Q4N41560M3/MIN。N工作面最多人数（人），每班最多出勤15人计算4、按工作面温度计算Q采60VSSCKI式中VS采煤工作面适宜风速，取10M/S；SC回采工作面平均有效断面，2162；KI工作面长度系数，取10Q采6010216101296M3/MIN5按风速进行验算15SCQ采240SC15SC15216324Q采故Q采170M3/MIN，满足要求。6、按工作面回风流中的瓦斯浓度不超过1验算根据瓦斯每MIN瓦斯涌出量为08M3，占总量的百分比为08/1701000471，风量符合要求。7、按工作面回风流中的二氧化碳浓度不超过1验算根据二氧化碳每MIN涌出量为06M3/MIN，占总回风量的百分比为06/1701000351,风量符合要求。9、通过以上计算，确定工作面需要风量为170M3/MIN。（二）通风路线新鲜风流从630副平硐（主平硐）630M底板大巷630M溜煤上山11105运输巷11105工作面11105工作面回风巷860M回风石门765M回风上山765M回风联络巷765M回风大巷总回风巷引风道地面。附通风系统示意图二、防治瓦斯（一）瓦斯检查1、毎班配专职瓦斯检查员，每班对工作面瓦斯检查点检查不少于3次，并填写牌板和记录手册。瓦斯检查点分别设在工作面作业点及上回风口以外10M处和上隅角。瓦斯检查牌板应设置在工作面回风侧距安全出口20M范围内的位置，检查结果要及时填写，瓦斯检查记录手册由当班管理人员签字。专职瓦斯检查员发现瓦斯超限或瓦斯涌出异常，要立即通知作业人员停止作业、撤出人员，并向调度室和矿长汇报，制定专门措施进行处理，只有当瓦斯降至1以下允许浓度后方可恢复生产。2、工作面必须配备1台灵敏可靠的瓦斯报警仪，悬挂在工作面上隅角。报警仪悬挂位置距上帮煤壁不小于200MM，距顶板不大于300MM，距切顶线不大于1M处。如工作面瓦斯浓度超限，应立即停止工作，及时汇报调度室，严格按一通三防技术管理规范处理。矿长、安全检查员、瓦检员、电工、班长、工程技术人员必须随身携带便携式瓦斯报警仪。特殊工种报警仪携带者必须会使用报警仪，报警仪常开，当发现施工现场瓦斯浓度达到1时必须及时汇报，听从安排处理。3、矿井因停电或检修造成主扇停止运转，必须停止工作，撤出人员。要恢复工作必须首先通风，按瓦斯排放措施排放瓦斯，待瓦斯浓度降到1以下，其它有毒有害气体小于规程规定时方可恢复工作。（二）瓦斯监测1、在工作面回风巷距上安全出口10M范围内上帮安装高低浓度瓦斯传感器1台；在86011105工作面回风巷距回风上山10至15米处安装一台瓦斯传感器，一台温度传感器，一台CO传感器，共安设4台传感器。瓦斯传感器的报警断电浓度值设置为1。2、运输巷下煤眼往里10M左右处进风巷安设瓦斯传感器1台，共安设1台传感器。3、瓦斯传感器安设要求垂直悬挂，距顶板不得大于300MM，距巷道侧壁不得小于200MM。当瓦斯浓度达到1时，必须能够自动报警。当瓦斯浓度达到15时，必须能够自动将工作面及回风巷范围内的所有电器设备全部断电。工作面此时必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理；电动机或开关地点附近20M以内风流中瓦斯浓度达到05时，必须停止运转，撤出人员，切断电源，进行处理。4、机电科负责安全监控系统的安装、调试、维修、撤除等工作，确保安全监控系统正常运转。瓦斯断电仪、监测系统瓦斯探头，必须每10天对仪器的零点、灵敏度、报警值、断电值、复电值等，每周进行一次调校。施工单位负责所管辖范围内的安全监控系统的使用保护工作。5、瓦斯传感器随工作面推进及时外移，生产中必须保护好传感器，严禁炮崩和损坏，严禁向传感器洒水。附监测监控布置图三、综合防尘系统（一）防尘管路系统防尘水池修建在风井，标高910M左右，防尘水由地面水泵抽到防尘水池中，然后静压供到井下各使用地点。其安设路线为1、910防尘水池防爆门总回风巷765M回风巷765M回风上山860M回风石门11105采煤工作面回风巷2、910防尘水池防爆门总回风巷765M回风巷765M回风上山780M材料运输联络巷11105采煤工作面回风巷采面。主防尘水管管径选用100MM,每隔50M设一个三通阀门,水管进入巷道岔口、水幕处安装闸门，给防尘水幕及各转载点供水。支管路管径选用50MM,每隔50M设一个三通阀门,在水管进入巷道处安装闸门，给工作面喷雾头、防尘水幕和煤机喷雾供水。（二）防尘措施1工作面运输巷下煤点按规定安设喷雾降尘，喷雾压力不得小于15MPA，确保喷雾使用正常、雾化好。各运煤转载点安设喷雾设施，并坚持正常使用。2必须坚持湿式打眼，正常使用水炮泥，放炮前后30M范围内洒水灭尘。从事爆破作业时，严格执行放炮前后洒水灭尘及填写记录的制度。3进风巷设一道净化水幕，回风巷设二道净化水幕并正常使用，距工作面不大于50M，水幕必须覆盖全断面。4进、回风巷设置专用防尘软管，每星期冲刷一次，并填写洒水记录，确保无积尘。5个体防护工作面所有作业人员必须佩戴防尘口罩。（三）隔绝瓦斯爆炸措施1、工作面回风巷安设2组隔爆水袋，工作面进风巷设2组隔爆水袋。2、上下巷距工作面60200M范围内设置隔爆水袋，水量充足，200L/M2。3、隔爆水袋安装质量符合煤矿安全规程。4、隔爆水袋采用集中式布置，棚区长度不低于16M，每棚间距122M。5、水袋上集中加水装置，保证水量充足，水袋卫生整洁，编号管理。附防尘、压风、防灭火注浆系统示意图四、煤层防灭火技术措施我矿开采的C1煤层自燃发火倾向为三类，为不易自燃煤层，为了预防11105采煤工作面煤层和采空区自燃发火，在井下安设了消防水管（与防尘水管共用）和一套移动式黄泥注浆泵系统。因此为防止煤层自燃，采取如下技术措施。（一）、预防煤的自燃措施1、开拓开采方面的措施1）少丢煤或不丢煤；2）控制矿山压力，减少煤柱破裂；3）合理布置采区；4）回采时应尽量避免过分破碎煤体；5）加快工作面的回采速度，使采空区自热源难于形成；6）及时密闭已采区和废弃的旧巷；7）注意选择回采方向，不使采区回风巷过分受压或长时间维护在煤柱里。2、通风方面的措施1）工作面回采完毕45天后即进行封闭，以减少浮煤堆积地点的漏风量，防止自燃。2）良好的通风系统可以在很大程度上控制自然火灾的发生。3、采面开采过程中，不得任意留设顶底煤和设计外煤柱。4、回采面停采后必须回撤干净，严禁设置木垛，支设木柱，并且必须采取放顶措施，使老空区顶板冒落严实。5、加强机电设备管理,做到“三无、四有、两齐、三全、三坚持”的规定，杜绝失爆。6、巷道内开关站、泵站处必须配备防火沙袋、沙箱和灭火器等。7、工作面老空区必须保持永久密闭完好，由安监科定期进行检查处理。8、在11105采煤工作面回风巷尾巷处建立发火观测站，每星期观测发火情况和进行预报制度。（二）、移动式黄泥注浆防灭火技术移动式黄泥注浆防灭火系统由电机、高压泵、注浆管、电器开关等组成，见图所示，系统所用设备型号参数见表所示。具体安装电机、高压注浆泵安装在11105工作面风巷石门见煤点车场内，安装管道直径50铁管经回风石门、11105采煤工作面回风巷到11105采煤工作面。钻孔小孔抽放管铁丝网水泥浆注浆管注浆泵电机封孔泵与封孔连接示意图工作面的注浆次数，可根据工作面的风巷尾巷采空区内的自燃发火情况来确定。第三节排水系统由于是平硐和上山开拓，井下无排水设备，从副平硐自流到地面。第四节压风管路系统地面设置了固定工压风机房，配备了LG20/8G压风机一台（运行），SA90A型压缩机二台2台（备用），一路由压风由地面压风机副平硐630底板大巷630M轨道上山765M绞车通道765M回风联络巷765M回风上山860M回风石门11105工作面回风巷；另路由压风由地面压风机副平硐630底板大巷630M轨道上山765M绞车通道765M回风联络巷765M溜煤上山11105工作面运输巷。压风管路主管为100MM，支管为50MM。在11105运输巷设置避难硐室，将压风管路安装到硐室内，每隔50M分设压风自救装置。压风管路见防尘、压风、防灭火注浆系统图第五节供电运输系统一、工作面概况1、巷道布置11105采煤工作面由11105运输巷道、工作面、11105回风巷构成。2、运输系统工作面落煤自溜到下煤斗经运输巷矿车机车运输溜煤上名称型号技术参数电机注浆泵储水池砖砌水池15M3注浆管32山450水平运输巷机车运输主平硐地面。工作面所需材料和设备的运输，由副平硐轨道上山工作面回风巷或运输巷。二、供电方案1、供电方案高压入井,井下配电室设在轨道上山下部车场附近。2、负荷统计表电动机序号设备名称、设备型号设备地点电压V额定功率（KW每台设备电动机数（台）工作设备台数工作设备总额定功率KW111105回风巷安设移动式注浆泵6603011302信号综保（660/133V12KW3回柱绞车6605512110合计422KW第六节通讯照明系统一、通讯系统及有关配置矿井内部井上、井下通讯选用矿用本安型选号报警电话，只需要一趟电话线便可组成独立的通讯系统。电话线通选择矿用阻燃HYVR1型电缆，下井电缆经主、副平硐口的室外分线盒引入。井下电话设置地点是主平硐口、采区轨道上山绞车房及绞车下部摘钩处、井下各车场、回采工作面、局部通风机、掘进头等处。电话的信号按钮要灵敏、可靠并清晰。每部电话必须灵敏可靠，并杜绝失爆、破皮漏线等现象。井下电话与调度连通。见通讯系统示意图。二、照明系统及有关配置通主、副平硐、井下配电室、轨道上山、绞车房、安装照明。第六节煤层注水系统本煤层由于水分达到8，该工作面不进行煤层注水。第五章劳动组织和主要经济技术指标第一节劳动组织一、循环方式采煤工作面每天2个循环，1个班做准备工作，每循环进尺09M，采煤高度13M，回收率095，循环率09。二、作业方式工作面采用“三八”制作业，每班作业8小时，二班实行边采边落架平行作业生产方式，一班维修、摆架拆架、掘安全出口等准备工作。工艺流程安全检查风镐落煤出煤放架支柱三、劳动组织成立采煤队，队长1人，带班副队长2人，凿煤工4人，攉煤工4人，调架工8人，摆架拆架工6人，掘下煤眼4人，其他辅助工6人，共计39人。四、循环劳动出勤图表序号工种名称早班中班夜班小计1风镐落煤工4482攉煤工（调架）4483装运工2244摆架拆架工3365掘下煤眼446队管11137其他辅助工668合计13131137五、正规循环作业图表第二节主要经济技术指标一、坑木、支柱、支架管理1、物料管理设专人管理，工作面所用物料要分类码放整齐，材质符合要求，计划用料，老料尽量回收复用，禁止使用腐朽坑木。2、金属支柱、支架管理0246810工作面斜长（）时间班次2481班班3班图例风镐落煤出煤放架摆架超前支护安全检查掘安全出口6设专人管理，每班清点，及时更换失效柱，坏柱、坏支架及备用柱、支架要码放整齐，支柱进面前必须试压合格，金属支柱的使用和维修按有关规定执行。3、物料存放地点料场定为回风巷巷道底板边，所占面积不能超过巷道断面的三分之一，每班由专人负责清理料场，物料码放整齐，分类存放，并且实行挂牌管理。二煤及煤炭回收1、煤质要求灰分1502、含矸率7。三、提高煤质措施1、加强机道管理，防止机道漏顶。2、过断层，矸石尽量拣出。3、不得乱丢煤柱，浮煤要清理干净。四、提高煤炭回收率的措施1、采高见顶见底、一次采全高。2、煤柱除设计外，生产过程中不准乱丢煤柱，需留煤柱时必须经总工程师批准。3、浮煤煤要清理干净，2M2范围内浮煤平均厚度不得超过30MM。主要经济技术指标表序号项目单位指标1煤层生产能力T/M21422应出勤人数人373日循环数个154循环进度M095循环产量2336平均日产量2337月产量61008回采率979月正规循环个数个3010循环率9011回采工效率/工6312金属支柱丢失率113顶梁丢失率14乳化液消耗KG/万吨15油脂消耗KG/万吨16含矸217吨煤成本元/T18工作面推进度M2519煤层牌号C1贫煤第六章灾害预防及避灾路线一、灾害预防措施工作面在回采期间，要严格执行本规程规定及通防、防治水、安全、生产等部分的要求，发现不安全隐患要及时按规定处理，各种灾害的预防严格按矿井灾害预防及处理预案执行。发生事故，要按照避灾路线组织撤人。二、避火灾、瓦斯煤尘爆炸线路工作面11105运输巷运输石门860M辅助轨道上山765M进风大巷630轨道上山630大巷630平硐地面三、避水灾线路工作面11105回风巷860M回风石门765M回风上山765M回风联络巷总回风巷765M回风平硐地面。附避灾路线图第七章安全技术措施第一节一般措施1、所有上岗人员必须严格执行煤矿安全规程、煤矿安全技术操