新安县郁山煤矿23071回采规程定稿.doc

新安县郁山煤矿采煤工作面作 业 规 程 工作面名称： 23071采煤工作面 编 制 单位： 郁山煤矿技术科 编 制 人： 张 大 卫 审 校： 邵 进 子 总 工 程师： 王 省 子 生 产 矿长： 张 社 干 矿 长： 郭 亚 武 二0一0年元月十九日 作业规程会审意见表规程名称23071采煤工作面作业规程会审时间2010年2月 7日会审地点调度楼会议室主持人邵进子参加人员生产一线各科室及施工单位负责人会 审 意 见调度室意见： （签字）：生产科意见： （签字）：技术科意见： （签字）：安检科意见： （签字）：通风科意见： （签字）：机电科意见： （签字）：信息科意见： （签字）：施工单位意： （签字）：生产矿长意见： （签字）：安全矿长意见： （签字）：机电矿长意见： （签字）：技术矿长审批意见： （签字）：目 录第一章概 况4第二章 采煤工作面地质及水文说明4第一节 工作面煤层情况4第二节 煤层顶底板5第三节 水文地质构造情况5第四节 影响回采的其他因素6第五节 工作面储量及服务年限7第三章 采煤方法及生产系统7第一节采煤方法7第二节 采煤工艺11第三节 采煤工艺7 第四节 通风与监控系统 15第五节通信与供电系统15第六节运输系统及设备配置17第七节综合防尘及防灭火系统20第八节防排水系统20第九节压风自救系统20第四章 劳动组织及正规循环作业图表20第五章主要经济技术指标21第六章 安全技术措施22第一节 一般规定23第二节 支护设计23第三节 防治水25第四节工作面顶板管理25第五节工作面运料及运料管理28第六节矿压观测29第七节煤质管理32第八节爆破管理32第九节“一通三防”及安全监控35第十节机电管理37第十一节其他40第十二节 末采及收尾回柱安全技术措施44第十三节支架运输安全技术措施45第十四节 灾害预防及避灾路线45第一章 概 况23071工作面位于二3采区主付下山以北+91+51米标高段，北部为郁山断层，南部与23041工作面相邻，东部为原23051工作面。具体位置及井上下关系见表1。工作面位置及井上下关系表 表1工作面名称23071后退式采煤工作面煤层名称二叠纪山西组二1煤层采区名称二3采区地面位置位于矿区西部郁山山顶东面陡坡，相距郁山顶电视塔140米。井下位置东以23051采煤工作面相邻南以23041工作面相邻西以+50煤层底板等高线为界北以郁山断层为界地面标高+475+505米工作面标高+91+51米采煤影响工作面内可能有小的褶区对采煤略有影响附：工作面平面位置图1第二章 采煤工作面地质及水文说明第一节 工作面煤层情况煤层走向长/m190倾斜长/ m130煤层类型山西二1煤走向321煤层平均厚度/ m 4煤层结构1.25.8m储量可采长度/ m190煤层生产能力4.9t/m2工作面长度/ m130工业储量/ t138320可采面积/ m224700可采储量/ t131404视密度/（tm3）1.36平均灰分/%15煤质煤质硬度0.81.5平均水分/%2.15煤质品牌瘦煤综合采出率/%80挥发分/%12.316.2发热量/kj26 煤层情况表表2第二节 煤层顶底板煤 层 顶 底 板 情 况 表 表3类别分项主要岩石厚度/m普氏系数f岩性描述顶板基本顶灰白色中粒砂岩2810.5以石英为主，具斜层理，钙质交接直接顶灰黑色页岩 5.21.37层面含植物茎部化石，有白云母出现伪顶灰黑色泥岩0.3层面含有白云母星，随采随落底板直接底黑色砂质泥岩4.2含砂量由下而上逐渐增多基本底深灰色中粒砂岩88.53中间夹薄层黑色泥质附：煤层底板综合柱状图2第三节 水文地质构造情况一、影响该工作面回采的水文地质因素如下：（一）底板水：l7灰岩水距煤层底板1220米，埋藏较深，并根据邻近工作面推采情况分析，该工作面在推采中不会受l7灰岩底板水的威胁。（二）顶板水：根据邻近工作面采掘情况分析，该工作面顶板砂岩含水层富水性弱，易疏干，预计回采时局部会出现少量顶板淋水现象，对工作面的回采影响不大。（三）老空水：该工作面上部为已推采过的23051工作面，该工作面在采煤过程中没出现大的涌水。23071工作面上巷在掘进过程中，对上部23051工作面空区进行了探、疏放水，没有发生大的涌水现象，采空区内基本无积水，因此，23071工作面预计在采煤过程中不会受老空（巷）水的影响。二、防治水措施：根据上述分析，特制定以下防治水措施：加强水情观测，采煤过程中，若局部有出水征兆时向矿调度室及有关职能科室汇报，查明水源，及时制订专项措施进行处理。三、预计最大涌水量：1.5m3/h，正常涌水量0.5m3/h。四、水文地质构造情况：根据切眼掘进揭露的情况，工作面内地质情况复杂，工作面以里走向长度有150米、倾向长度40米以上为薄化带，经改造后沿梯形走向逐步推采，在下巷320米处向上16米遇一走向断层，落差不大。整体状况工作面整体为单斜结构，下段倾角较大于上段断层工作面下巷320米处向上16米遇一走向断层，落差不大。褶区工作面内可能有小的褶区存在充水因素工作面内不存在大的水害危害预计最大涌水量（m3/h）1.5河流冲刷带无正常涌水量（m3/h）0.5岩浆侵入、陷落柱无水文地质构造情况表 表4第四节 影响回采的其它因素一、影响回采的其它因素影响回采的其它地质情况 表5瓦 斯预计工作面绝对瓦斯涌出量为1.51.8m3/min，在推采时，应加强通风管理和瓦斯监测工作。可能在局部煤层地段，瓦斯涌出量将有所增加。煤 尘该二1煤层具有爆炸性，应严格加强防尘工作。煤的自燃煤层不易自燃，煤层发火期等级为级。地 温26c属正常地 压正 常普氏硬度（f）煤层夹 矸直接顶直接底0.3-0.50.31m3-82-4二、技术地质部门对工作面回采过程中的具体建议（一）该工作面水文地质条件简单，局部有少量顶板淋水，必须建立排水区域，即在工作面上下顺槽的最底位置挖掘适当的泵窝，及时做好防排水工作，防患于未然。（二）回采时沿底回采，放净顶煤，提高工作面回采率和资源回收率。（三）工作面内局部煤层较厚，压力较大，在回采时要加强煤层注水，确保安全生产。（四）回采时要加强地质及水文地质观测，若发现异常情况，及时向调度室和技术科汇报。（五）煤层厚度变化频繁，薄煤层局部发育要及时补充专项措施。（六）在通风方面，必须保证通风系统合理、可靠。（七）在回采过程中如遇地质异常，及时与技术科联系。第五节工作面储量及服务年限一、工作面参数表工作面回风巷可采期长度l1/m200工作面运输巷可采期长度l2/m 180循环进度/m1日循环个数n/个0.6工作面参数表 表6二、工作面储量工业储量：138320t可采储量：131404t三、采煤工作面服务年限工作面服务年限=可采储量月设计产量=131404t12448.8t月=10.5月第三章 采煤方法及生产系统第一节 采煤方法一、工作面采煤方法的选择（1）采煤方法的选择我矿为低沼矿井，根据本区域的地质情况及顶底板岩性，经研究决定，23071工作面采用走向长壁后退式沿底一次采全高的采煤方法，全部垮落法管理顶板。工作面采用爆破落煤和放顶煤工艺，其工艺过程为：落煤（掐口、顺帮落煤）爆破人工装煤刮板输送机运煤过梁支护回柱放顶煤移镏子。落煤采高为1.8米，放顶煤至煤流尽见矸石为止。5班一个循环，一个循环推进1.0米。（2）采煤方法的简要说明采煤工作(包括落煤方式、装煤及运煤方式、支护及采空区处理)工作面采用走向长壁后退式采煤，全部垮落法管理顶板。工作面采用dz22-30/100型单体液压支柱，配2.2m兀型钢梁支护，二梁五柱对子棚均匀布置，主梁下打三根单体液压支柱（两端及中心各一根），付梁下两端打两根单体液压支柱，棚主梁中-中0.5m,支架排距1m,采高在薄煤层时不低于1.6m,在正常情况下为1.8m,最小控顶距离2.2m,最大控顶距3.2m,沿工作面倾斜方向每5m留一个安全出口宽度为0.7m,该工作面采用双层荆拍、双串杆背好顶部,荆拍搭接不小于150mm,串杆间距0.3m,采用双层荆拍、单串杆背好老塘,单层荆拍、单串杆背好煤帮。二、采煤工作面支架参数（1）工作面支护强度的确定23071工作面托顶煤回采，影响其支护载荷的主要岩层是顶部的煤层，伪顶和直接顶，而直接顶以上的岩层对支架的影响较小（因为老顶周期来压不太明显），可以考虑一个备用系数，工作面支护强度为：pt=（rmmd+rehe）ksg=（1.43+2.48.6）1.359.81=329kn/m2其中rm煤的容重为1.4t/ m3md：顶煤厚度：（顶煤厚度在本区小于3m故取md=3m）re：顶板岩层平均容重取2.4t/ m3 he：直接顶冒落高度he=m（ks-1）=3（1.35-1）=8.6mmd：回收顶煤一次总采高。ks：顶板岩层和顶煤碎涨系数取1.35。g：9.81kn/t（2）柱子工作阻力：通过现场观测得知：单体液压支柱的支撑能力，受地质质条件、支柱维护使用状况、泵站压力及管路损失大小等因素影响。rt=kbkekgk2 =0.80.90.7300=151kn/根式中kb为支护不均衡系数取0.8，ke增阻系数取0.9kg工作系数取0.7k2额定工作阻力取300kn工作面支护密度的确定：s=ptr4=329151=2.2根/平方米（3）工作面实际支护密度：s=5（3.30.5） =3根/平方米 s s 故满足要求三、工作面特殊支护由于该工作面的顶底板变化幅度较大，虽然切眼是沿底掘送，但是工作面推进时，一定会遇到工作面的整排支柱有站在底板，有站在煤体中，故要求：工作面支柱站在底板上的，由于底板坚硬光滑，坡度又大，容易造成单体柱底部下滑，要求在该段搁棚时必须用钎子、手锤在底板上打0.1m以上的柱窝，柱子底部放在柱窝内，并在底板上铺上底杆，底杆担在柱腿底部，以便行人，工作面支柱站在煤体中的，为防止支架下沉造成空顶压力增大，要求该段柱子必须垫200mm300mm70mm的木靴。为防止工作面内支柱倾倒伤人，必须在工作面内用直径22mm的棕绳，配合小拇指粗细的尼龙绳，把工作面从煤墙数起三排支柱，沿工作面倾斜方向进行联锁，用小尼龙绳拴在支柱的三通阀上（工作面老空排支柱除外）。工作面沿老塘侧用2.4米的圆木配合单体柱（一梁二柱）打连锁戗棚，要求圆木与兀型钢梁紧密接触，不接触部分用木块背实，连锁戗棚上下成一条直线布置，对于普通支架变形或推扭段，应立即逐棚修正，对于变形较小段，班、队长可视具体情况用一梁二柱戗棚进行加固。四、工作面上、下端头处的支护与管理：工作面上安全出口的宽度为1.0米（沿走向），长度为2.5米（沿工作面倾斜方向），采用2.2米兀型钢梁配合单体液压支柱支护，移柱程序和普通支架相同。工作面下安全出口采用五对十根3.3米兀型钢梁配合单体液压支柱支护，安全出口宽度为1.0米（沿走向推进方向），长度为2.5米上下安全出口正对的巷道上下帮分别用2根3.3米型钢梁配合单体液压支柱支护（沿工作面倾斜方向），（附采煤工作面机头、机尾示意图）。（3）工作面中间两部溜子搭接处采用八对十六根3.3米兀型钢梁配合单体液压支柱支护，安全出口宽度为1m（沿工作面走向），长度为4m（沿工作面倾斜方向，其中上部溜子头以下1.5m，以上2.5m）。五、工作面超前支护工作面上下巷在距工作面煤壁20米的范围内巷高应不低于1.6米，且保持支架完整无断梁拆柱。上、下巷在距工作面煤壁10米的范围内，用2.2米型钢梁配合单体液压支柱在巷道上、下帮打一梁三柱抬棚。上、下巷在距工作面煤壁1020米的范围内，用2.2米型钢梁配合单体液压支柱在巷道上、下帮打一梁三柱抬棚（上巷在巷道的下帮打一排，下巷在巷道的上帮打一排），（附采煤工作面机头、机尾示意图）。六、煤层注水为减少采煤工作面在开采过程中浮游粉尘的产生，降低空气中的煤尘含量，并抑制瓦斯涌出、降低温度、湿润胶结煤体、防止片帮冒顶的发生，以达到安全生产的综合效应。1、根据采煤工作面的地质条件及我矿的技术装备，采用浅孔注水的方式实施煤层注水。2、注水孔深度3.05m，孔间距2.5-3.0m(硬煤层取小值,软煤层取大值)。薄煤层布置单排孔，孔口距底1.0m，钻孔垂直于煤壁方向，向上的仰角为15； 煤层厚度大于2.5m时布置双排孔，在距底0.7m处布置一排，钻孔垂直于煤壁方向，为水平孔，在与梁齐的位置布置一排，钻孔垂直于煤壁方向，向上的仰角为15（附注水孔布置图）。3、注水工具采用一节3m左右的液压管，一端与封孔器相连，另一端与三用阀相连。4、工作面每推采三排进行一次煤层注水，时间安排在工作面移镏子后进行，此时工作面处于最小控顶距(2.2m)。5、注水工序分为钻孔、封孔和注水。具体施工时按以下程序进行：、将液压泵站的水箱内加入洁净的中性水，并通过调整泵站的压力阀，使压力保持在26mpa之间。、按照注水孔布置图在煤壁上标注眼位。、钻孔：用煤电钻和1.5m长的套接煤钻杆配合打眼钻孔。此项工作需4名工作人员（其中2人负责打眼、2人负责接、拆煤钻杆)、1台煤电钻、4节煤钻杆。打眼时每两个眼为一组，注意 这2个眼不能沿竖向布置。开始前，先用1.5m长的煤钻打第一个浅孔（1.5m）后，钻杆不拨出，然后，按以下顺序进行：打第二个浅孔，接第一个孔的钻杆；打第一个孔至要求深度（3.0-5m），接第二个孔的钻杆；打第二个孔至要求深度，拆下第一个孔的钻杆后移至第二组眼备用；打第二组第一个浅孔，拆下第一组第二个孔的钻杆移至第二组眼备用。重复以上顺序进行钻孔。6、一段距离（一般为10m）的注水孔打好后，便可进行封孔，注水工作。为提高效率，节约时间，封孔注水可安排2组同时进行（每组2人）7、封孔：将塑性胶筒封孔器插入注水孔中封孔，要求封孔器必须全部插入注水孔内，以防注水时封孔器破裂。8、注水：将注液枪插入与封孔器相连的注水器中，打开注液枪开始注水，一般经10-15分钟后发现 煤壁“挂汗”，表明注水范围内的煤体已充分湿润，便可停止注水。9、打开注水器的卸载阀,抽出封孔器。10 、依上述程序对下一个注水眼进行注水。11、注水工作全部完成后，将各种工具收齐放好。12、按比例在水箱内加入乳化油。并将泵站压力调整到18mpa以上，工作面按正常程序进行推采。第二节 采煤工艺一、工艺流程落煤（掐口、顺帮落煤）装运煤支护回柱放顶放顶煤移镏子。落煤采高为1.8米，放顶煤至见矸石为止。5班一个循环，一个循环推进1.0米。二、落煤与爆破1、掐口：从工作面安全出口开始，每间隔5m左右掐一个口，掐口前应将掐口预计所做棚的主梁的煤墙柱，移支到副梁的中心位置，为防止片邦，掐口上头主梁的煤墙柱不能移动。（附示意图2-1、2-2）。掐口宽度为1.2m，掐口高度为0.8m，掐口采用手镐和钢钎配合落煤，严禁放炮，（附示意图2-3）。超前破煤完成后，先摘下两根主梁柱，然后将付梁前移（如煤层松软有冒落危险时，每次过半梁），并用荆拍、川杆、板皮等护顶材料背好顶部，按爆破图表打掐口眼进行爆破，掐口眼深1.1米，装药量一卷，封泥长度不小于0.5m，（附示意图2-3，爆破图表2-5）。然后出煤，打贴帮柱、背帮，（附示意图2-6）。2、顺帮落煤：顺帮落煤执行以下作业程序：在每个掐口处，由上向下推采，背好掐口的一侧（向下推采背好掐口上帮），面向另一侧撺梁3-4棚-打顺帮眼松动底煤-出煤-打贴帮柱、背帮，用此方法推通所有煤墙。顺帮眼深1.2m，装药量一卷，封泥长度不小于0.5m，（附爆破图表2-7）工作面放炮撤退距离应不小于30m。3、工作面从安全出口开始每间隔5m掐口开一个节头，打眼工用两台风动煤钻分段同时打眼。炮眼角度为：炮眼与煤壁夹角为85900，顶眼仰角为5100，底眼在垂直面上向底板方向保持10200的俯角，为了避免崩翻输送机，底眼眼底高出底板约0.3米，底眼眼底的爆破最小抵抗线位于输送机上部水平面以上。为了不崩倒支架，使水平方向的最小抵抗线朝向两柱间的空档。4、炮眼布置方式：炮眼采用单眼沿倾斜方向布置，保证爆破装煤效果及抛到采空区的煤较少，打眼劳动强度低，炮眼深度1.2米，装药量根据煤质而定。一般情况下炮眼眼装药量为225克，煤软时，每个眼可装药150克，每个炮眼封泥长度不小于0.6米。5、爆破方法：采用串联法连线，严禁采用并联连线爆破。一次装药一次起爆，禁止一次装药分次起爆，为了保证输送机不被爆破落煤压死，输送机运转不正常时，不得放炮。三、装煤与运煤工作面采用sgd42022型及sgd32017型刮板输送机运煤，在单体液压支柱及型顶梁所构成的支架掩护下，输送机移到第1、2排之间。爆破落煤后，开动输送机把落在输送机上的煤运走，认腿时把煤霍到输送机上运出工作面，同时回收空区排的浮煤。四、工作面支护和采空区处理工作面使用单体液压支柱和型顶梁支护，采用二梁五柱对棚布置，最大控顶距为4排支柱，最小控顶距为3排支柱，排距为1.0m，柱距为0.5m。当工作面推进到第四排支柱时，对采空区处理进行回柱放顶，使采空区直接顶直接垮落。并且使用荆拍堵住矸石，防止垮落矸石滚到工作面。五、放顶煤1、放顶煤操作方法煤层厚度0.25.0m之间，平均厚度4.0m，工作面采1.8m厚的煤，放煤厚度为03.2m，即采放比为1：1.78。在工作面初采初放时，严禁放顶煤，只有老顶跨落后顶板无异常时，放顶煤工作才可开始，放顶煤工序安排在放顶后移溜子之前进行，此时镏子紧挨老塘柱。工作面采用分段放顶，放顶段距不小于5米，放顶段距顺帮落煤段的距离不小于5m。开始放顶前应用坑木、荆拍、川杆将放顶处下部堵好，防止碴块滚落下部埋住单体液压支柱，并同时用串杆、荆拍堵住临近老空排的溜子帮下半部，防止碴块滚入溜子排，然后从下向上，由里向外，一次一棚进行回柱，回柱时先用卸载手把对单体柱进行轻微卸载，若无大面积来压危险时可直接用卸载手把进行卸载，若有大面积来压危险时，先用单体柱对放顶棚进行临时支护，然后回柱。回柱必须使用回柱器，并有两人配合操作严禁一人进行放顶作业，空区排柱回出后，应及时转到煤墙排，同时主梁前移，将回出的柱做为主梁的贴帮柱及时打好，附图（2-8）推采第二排程序：超前破煤完成后，将主梁前移，附图（2-9）在工作面推采过程中，主、付梁轮换前移，严格参照附图施工。工作面上巷后尾应与空区排放齐，后尾支架里必须冒落充实，如果冒落不实，必须强行放顶，不允许在里面留有空间。工作面下巷可滞后工作面空区排1.5m，但后尾也必须冒落充实，上下巷除正常的安全加固以外，还必须沿倾向在空区排打上一梁二柱的抬棚。，放顶与放煤口的距离应大于5m，回出的材料要及时外运，并分类堆放整齐。放顶煤工序是回采工作的关键工序，其关系到资源的回收率，单产、工效、煤质、安全等各项工作技术经济指标，主要是确定合理的放顶煤参数，以提高煤炭的放出率和煤质，降低煤尘，确保安全生产。根据我矿现有工作面的装备和工人素质，以及各单位的成功经验，我矿采用老塘侧低位放煤法，放煤口必须开在单体柱手把下，开口尺寸为400400mm（宽高），放煤口间距不小于5m，在大顶未落之前，严禁放顶煤，在大顶落后，按照上述放顶与放煤口的间距进行放煤。放顶煤关键取决于工作面的工程质量，特别是顶帮老塘侧的背设及支架的架设有无危棚、推磨倒仰棚等不合格工程，放顶煤之前首先要加固工作面支架，并沿放顶线打倾向采空区的连锁戗棚，放顶煤采用多口间隔、多轮的方式，第一轮沿工作面倾斜方向由上向下，每隔5m在老塘帮开一放煤口，同时开口不超过两个，防止放煤过多压死镏子。放煤口打开后，老塘内顶部煤自然流出，待煤流完见矸石流下时，应立即用稍子、串杆、荆拍将口堵严背紧，防止矸石窜入工作面，第一次开的两个口煤放完后，依次下移隔一个放煤口间距依次放煤，第二轮在相隔的5m中间2.5m处，由上向下依次开两个口放顶煤，直至工作面结束，每次放顶煤后必须及时加固好放顶煤段的棚子，方可继续进行，放顶煤时若支架变形严重或有异常时应立即停止放煤，及时加固支架。2、放顶煤安全措施（1）放顶煤前，工人和干部必须统一认识，集中学习和熟悉掌握放顶煤技术措施，必须做到四不即有隐患或不合格的工程不处理不得开口，措施学习不到位不得开口，不具备放顶煤条件的地方不准开口，开口前开口位置必须有成捆的稍子、串杆和其它支护材料，否则不准开口。（2）工作面每推进1.0m，进行一次放顶煤，即放煤步距为1.0m。（3）工作面采用低位单轮，间隔多口放煤，即沿工作面倾斜方向，每5m距离分一个放煤口，放煤口与槽沿平齐，开口间距为5.0m。（4）距下端出口5m，不放顶煤，距上端出口5m，不放顶煤。（5）初次放顶煤，在初期来压以后开始放顶煤，即工作面推进到810m以后、工作面推进到停采线以后，停止放顶煤（6）工作面上下安全出口不准开口放顶煤，支架变形 严重推磨或倒仰严重的地点不准开口放煤。（7）在放顶煤过程中，人员必须坚持在开口处，发现支架变形推磨或出现异常时必须立即堵口，并用荆拍背实，待支架重新加固好后，方可重新开启放煤。（8）施工期间，必须保证开停溜子信号应清晰明确。（9）在距最后一个放顶煤口的回风流2m处悬挂便携式瓦斯报警仪，瓦斯超限时不准放煤。六、采煤工作面正规循环生产能力工作面回采时5班一循环1、循环进度1.0米，采高按工作面平均采高，回采率95%。2、循环产量w=lshrc=130141.495%=691.6t3、月进度9051.0=18米4、月产量905691.6=12448.8吨5、可采期19018=10.5（月）式中w-工作面正规循环生产能力，t；l-工作面循环长度，m；c-采出率，%s-工作面循环进尺，m；r-煤的容重，t/m3；h-工作面平均煤厚，m； 第四节 通风与监控系统一、通风系统（一）通风系统新鲜风流：主副井一水平北运输大巷二3采区主下山23071工作面进风石门23071工作面下顺槽23071工作面。乏风流：23071工作面23071工作面上顺槽23071工作面回风石门二3采区付下山二水平北翼总回风巷二1付下山一水平南回风巷南回风井。附通风系统图4（二）风量确定 风量计算表 表11项 目计 算单 位按瓦斯绝对涌出量q=100qk=155.4m3/min按同时工作最多人数q=4n40=160m3/min按一次放炮炸药量q=25a=250.15=3.75m3/min按工作面良好气候条件q=60s=604.95=297m3/min风速验算最低风速q=15s=74.3m3/min最高风速q=2404.95=1188m3/min1188 m3/min 297m3/min符合要求；故最后确定为q=297m3/min。故3、风量计算（1）按人员计算：q采= 4n采n采-工作面同时工作最多人数，根据我矿生产实际，每班定员40人。q采= 440= 160m3/min(2)按瓦斯涌出量计算：qch4-工作面的绝对瓦斯涌出量，根据报表，工作面瓦斯浓度回风流中正常值为0.28%，二氧化碳为0.15%，风量正常值为266m3/min，故瓦斯的绝对涌出量为0.74m3/min，二氧化碳的绝对涌出量0.4m3/min。 q采= 100qch4k采通/c =1000.74%2.11% =155.4m3/minq采采煤工作面实际需要的风量m3/min。c采煤工作面回风流中允许的最大瓦斯含量m3/min。 k采通采煤工作面的通风系数取2.1。（3）按炸药消耗量计算：q采=25a采=250.15=3.75m3/mina采一次爆破的最大炸药量，要根据我矿实际a采=0.15kg（4）按良好气候条件计算：q采=60vs=6014.95=297m3/minv采煤工作面的合理风速。根据以上资料计算，风量取最大值q采=297m3/min（5）风速验算：240s采q采15s采s采为工作面最大控顶距与最小控顶距时的断面平均值，我矿最大控顶距为3.3m，最小控顶距为2.2m，采高为1.8m，故s采=4.95m22404.95q采154.951188m3/minq采74m3/minq采 =297m3/min，符合煤矿安全规程的规定，确定该工作面供风量297m3/min。二、通风安全监测系统 （一）1、在工作面上顺槽距工作面切眼10米位置安装一台瓦斯传感器t1。 2、瓦斯报警点：t11.0%ch4。 3、瓦斯断电点：t11.5%ch4。 4、断电范围：23071采煤工作面及回风巷全部非本质安全型电气设备。 5、复电瓦斯浓度：t11.0%ch4 。（二）1、在距23071上巷回风石门口以里1015米处设置甲烷传感器t2。 2、t2。报警、复电、同t1，断电范围1.0%。（三）瓦斯传感器具体悬挂位置应在距巷道顶部不大于300，距巷道帮不小于200。第五节 通信与供电系统一、通信系统（一）通信系统路线：1、上巷通信路线地面调度中心付井一水平北运输巷二3付下山联络巷变电所23071上巷石门23071上巷。2、下巷通信路线地面调度中心付井一水平北运输巷二3付下山23071下巷石门23071下巷。（二）通信电缆敷设巷道内的通信和信号电缆应与电力电缆分挂在巷道的两侧，如果受条件所限在巷道同一侧，信号线应敷设在电力电缆上方0.3米以上的地方。（三）采区电话分布：采区安装四部电话：1、液压泵站1部；2、工作面上巷1部；3、工作面下巷1部。4、工作面皮带头煤仓处1部。二、供电系统：该工作面由二3采区变电所供电。（附供电系统图5）第六节 运输系统及设备配置一、运煤系统（一）运输设备及运输方式工作面采出的煤由工作面刮板输送机运输到工作面下顺槽、通过下顺槽的刮板输送机和带式输送机运至工作面煤仓、再有二3主下山皮带运至采区上部煤仓装入1吨固定矿车、经电机车运至井底车场、而后由2.5米绞车提升到平地。（二）煤炭的运输流程23071工作面23071下巷23071工作面煤仓二3采区主下山皮带巷采区煤仓一水平运输大巷主井地面。二、运料系统（一）运输方式：设备及材料的运输在地面和井下运输大巷由矿车运输，在工作面由人工搬运、抬运。（二）设备及材料的运输路线及方式工作面需要的材料、设备等物资、由地面主井一水平北运输大巷二3采区付下山23071工作面上顺槽石门23071上巷23071工作面（出料；反向进行）。附运输系统图6三、设备配置工作面机电设备配置表 表12设备名称规格型号单位数 量主要技术参数备 注煤电钻mz1.5台2额定电压127v额定功率1.5kw一台备用工作面及上巷刮板输送机sgd-320/17部4额定电压660v额定功率30kw输送量80t/h链速0.88m/s包括上巷2部工作面下巷刮板输送机sgd-420/22部2额定电压660v额定功率30kw输送量80t/h链速0.88m/s工作面上、下巷胶带输送机dtl-650部2额定电压660v额定功率22kw输送量200t/h带速1.63m/s上、下巷各一部煤电钻综合保护zbz-2.5z台2额定电压660v、380/133v额定电流2.19、3.79/10.85a照明信号保护zbz-4.0m台1额定电压660v 127v额定电流2.19/10.85a乳化液泵站brw80/20台2额定工作压力20mpa额定流量80l/min电动机功率30kw一台备用 第七节 综合防尘及防灭火系统 一、综合防尘系统（一）两巷各设一道防尘供水管路，管路采用1.5寸的无缝钢管，并保证水源、水压，定期对巷道进行冲刷，减少煤尘堆积。（二）各防尘设施正常使用，并设专人维护和管理。（三）各运输转载点落差不得超过0.5m，设置洒水、喷雾装置并保持完好，做到灵敏可靠。（四）进、回风巷各设一道净化风流水幕，喷雾水压达到要求。（五）进、回风巷内设置隔爆设施，并按照规程规定分别安装在工作面上、下安全出口以外60米的巷道内，隔爆水袋吊挂长度不少于20米，每平方米巷道断面不低于200l水量。（六）煤壁采用浅孔注水，每隔2.5-3米打一个注水眼，每个注水眼眼深3-5米，注水时间不能低于10分钟，以煤壁或顶板渗水为准。（七）机械保护齐全，做好个人防护，坚持使用防尘口罩。二、防灭火系统（一）输送机机头、液压泵站应各放置两个灭火器，并齐全完好，井下所有人员必须会使用灭火器材。（二）进、回风巷各设置一道1.5寸的压风管路，每隔50米要留一个阀门，以便在巷道维修作业时使用。（三）利用两巷设置的防尘供水管路，搞好工作面及上下巷防灭火工作。第八节 防排水系统该区水文地质条件简单，最大涌水量为1.5m3/h，正常涌水量为0.5m3/h，采面在上下巷低洼处设置排水设备，开挖水仓，敷设排水管路（2寸），用潜水泵及时将积水排放到二3采区下山底部水槽流至二水平水仓。（附排水系统示意图7）第九节 压风自救系统工作面回风巷安设压风自救装置，自切眼向外50m安装两组压风自救装置，每组58个，满足58人使用。进风巷距切眼50m处安装两组压风自救装置，其数量应满足工作面内一班工作人员使用。第四章 劳动组织及正规循环作业图表一、劳动组织（一）循环方式五班1个循环，循环进度1m，坚持正规循环作业。（二）作业方式 “三八”作业制。（三）组织方式 分段作业。（四）劳动组织表劳动组织表 表13序号工种人员配备合计8点4点0点1节头工161616482运料工22263检查员11134运输机司机555155镏子维修工11136乳化泵工11137顶板工11138爆破工222610放顶工222611巷道维护工6661812班长222613跟班队长111314合计404040120二、循环作业图表 （23071工作面循环作业图表）附图8第五章 主要经济技术指标主要经济技术指标表 表14序号名称单位指标备注1煤层生产能力t/m25.22煤厚m43容重t/m31.44走向长m190上下巷平均长度5倾斜长m1306采高m1.87倾角18258可采储量t1314049煤种瘦煤10可采灰分%1511循环产量t691.612循环率%8013日循环进度米0.614平均日产t41515回采工效率t/工3.516炸药万吨耗kg/万t185417雷管万吨耗发/万t463518支柱丢失率019顶梁丢失率020乳化液万吨耗kg/万t21月产量t12448.822可采期月10.5第六章 安全技术措施 第一节 一般规定一、施工前的规定施工前，由区（队）长负责组织，由技术员负责传达批准的23071采煤工作面作业规程，并组织施工单位职工学习，然后进行考试、签字，成绩合格后方可下井作业，不合格的人员必须补考，补考合格方可下井作业，轮休或请假的人员上岗前必须进行学习，并考试合格，干部工人学习考试成绩分别登记在23071采煤工作面作业规程贯彻考试记录表上。施工时严格按作业规程要求进行施工，严禁违章指挥、违章作业。第二节 支护设计一、乳化液泵站（一）根据23071工作面所采用dz22-30/100型单体液压支柱各项技术参数，该工作面应选用规格型号为brw80/20的乳化液泵二台（一台备用），安装在上巷适当位置。 （二）泵站及管理要求1、泵站设备的维修管理由机电队负责，维修管理措施质量要求及管理制度由机电队制定实施。2、泵站司机持证上岗，严格执行操作规程及交接制度，必须配带乳化液浓度计且认真填写乳化液浓度检查记录。3、泵压不低于18mpa，乳化液浓度达3%-5%，有配比和检测手段，且泵站周围不得有积水、积物。4、油箱必须有过滤网，正常情况下油箱盖必须盖好。5、泵箱的自动给液装置应配备齐全完好，严禁开空泵、漫油箱。6、开泵前检查泵站和液压系统各部件，达不到完好标准不准开泵。7、注液枪及管线设专人管理维护，管线吊挂整齐，注液枪使用后应悬挂在人行道两侧，不得放在地上。8、液压管路无跑冒滴现象，密封圈和油管损坏后及时更换。9、泵压由检修工调定，其他人员不得调整，正常情况下只准开一台泵，另一台泵备用，若有损坏及时修复。10、更换液压管或液压管密封，应停油泵或关闭断路阀。11、加强液压泵用水的水质及油脂管理，及时清理泵箱和过滤网，保证液压管路畅通。三、放顶线管理（一）正常情况下，采空区侧回柱前应每棚间打好荆拍，以防窜矸。（二）工作面支柱必须保持全承载。（三）工作面保证三直两平两畅通，即：煤墙直、输送机直、柱子直；设备平、手把平；上、下出口畅通。四、支护用品使用管理（一）进入工作面的支柱顶梁，必须检查合格方可入井，严禁不合格柱梁进入工作面。（二）新入井的支柱，操作阀必须上紧，防止迸出；第一次使用时，应将支柱升降（最大行程）2-3次，排净柱腔内的空气，才能使用。（三）柱梁设专人管理，以防丢失。（四）每班均要对工作面的支护用品进行检修，并保证支护用品有一定的备用量。（五）单体支柱在搬运时要轻拿轻放，严禁碰撞，严禁用锤等物品敲打柱缸和柱体。（六）工作面支柱必须全承载，损坏变形的支架不得使用。（七）严禁单体液压支柱超高超低使用。（八）支柱活柱升出量不得大于0.7m，严禁超高回采。（九）严禁使用不合格的支柱，发现漏液及损坏的支柱，要及时更换。（十）工作面坏柱及时运出，达一定数量后升井，并增补完好的支柱。五、工作面两巷支架回撤1、运输巷、回风巷回收支柱的安全技术措施区段平巷支架均随工作面放顶进行回撤，要求该支架后方与工作面切顶线整齐。运输巷输送机缩短后，该输送机正后即从工作面机头第一排正规支柱起至切顶线范围内，在每个横向顶梁的下方补加一个支柱。工作面区段平巷超前平巷10m必须打双梁双柱，打双支柱时使用圆木更换平巷工字钢，回收支柱时，横梁的圆木不再回收。为防止上隅角瓦斯积聚，必要的情况下，工作面回风巷支架可超前切顶线半排或一排进行回撤。回撤后回风巷上帮以下4m 范围的切顶线要加打一排支柱，柱距0.5m，确保行人安全。六、冒顶处理1、工作面按要求设置支护，不得出现片邦、空顶及老塘侧失控造成空顶或老塘侧流煤流矸。2、工作面支柱初撑力不小于90kn，防止顶板出现台阶状下沉。3、工作面达到最大控顶时，及时放顶。4、工作面出现片帮时，必须及时支架新棚，或将副梁撺到煤墙边进行悬壁支护，并背设严密，阻止其范围扩大，一旦出现严重片帮时，必须先在煤墙边加打戗棚，顶住煤帮，然后逐棚处理，通过加强煤壁的背设及时护帮，防止片帮。5、放顶煤时，煤或矸石填充物不得底于梁上端面，防止出现棚子游动。6、严格按要求打眼装药，严禁超量装药。7、工作面上下安全出口必须按本规程中工作面上、下端头处的支护与管理严格执行，上下安全出口长度均不能过2.5m，否则按隔排采处理。第三节 防治水一、采面推进过程中，要随时注意涌水情况，如果工作面出现透水预兆（挂红挂汗、空气变冷、产生雾气，煤壁变潮，底板鼓起等）应及时汇报调度室，并停止作业；如情况紧急，应立即发出警报，并通知可能受水灾威胁的人，沿避灾路线撤退。二、工作面下运输巷挖好水沟，完善排水设施，使工作面流水畅通无阻。三、做好地质预报，每月分析地质情况，及早预防。第四节 工作面顶板管理1、工作面顶板支护安全技术措施（1）工作面必须保持两个畅通无阻的安全出口，一个通到回风巷，一个通到运输巷，工作面的安全出口要经常维护，两出口处不得堆放材料，在出口处的20m范围内其高不低于1.6m。（2）严格执行先检查后工作的敲帮问顶制度，每个工作人员要经常检查工作面的顶板、煤壁、支架等情况，发现问题及时处理。（3）单体柱支撑力不小于90kn，保证支架牢固可靠，迎山有力。工作面在推采过程中，必须对单体柱进行多次补液加固，确保单体柱的支撑能力满足工作要求。（4）托煤顶时尽量避免在有冒顶危险的地段掐口，应在煤顶完整的地段掐口，掐口后由上向下逐棚掏梁窝撺梁，且撺 一棚支一棚，背好帮顶，必要时，可用川楔、板皮超前护顶，然后撺梁，再有二棚即将透口时，先用川楔、板皮穿透煤顶，护好顶再逐棚撺梁。（5）放顶时，遇有推棚冒顶危险，必须加固，必要时，在煤墙侧，老塘侧均打上一梁二柱抬棚，确保牢固有力。（6）工作面不得有空载柱、失效柱，漏液柱，缺梁少柱的地方必须补齐，工作面上、下巷必须各有不少于20根的完好支柱，以作备用。（7）移镏子时提前摘除镏子头处中心柱，距离不超过2m，当顶板压力较大时必须打临时替换柱，分次移机头到位，镏子机头移过后，应及时打好机头处中心柱，严禁摘除全部中心柱整体移镏。（8）工作面发生局部冒顶时，不准开镏子拉煤（碴），必须待冒顶处理结束，控制顶板后方可开动溜子，以防顶板失控。（9）若遇煤层变薄或薄煤向厚煤过渡时，必须采用手镐落煤，加强顶部背设等有效措施，确保头顶煤不得外流，以达到逐步托住顶煤之目的，在煤或矸石充填物低于梁面以下时，不得放头顶煤。（10）工作面为煤底时，应严格使用规定的垫木进行垫底。（11）在安全出口处严禁留台阶，因地质变化等原因造成有台阶时，必须采取措施处理，使用结实绳子捆绑在支柱上，使人能安全上下。（12）禁止将支柱打在浮煤或浮矸上，支柱要有荆笆垫底，坚硬底板要有柱窝，不见底板的软煤需用木鞋板垫底。（13）支柱应有35的迎山角，架设支架、必须由两人联合操作，不得一个人单独进行操作。（14）在升型顶梁时，防止顶板来压，以防造成顶梁下落伤人或造成冒顶事故。（15）不同性能的支柱严禁在