轻型液压支架放顶煤采煤作业规程.doc

43231工作面采煤作业规程目 录编制依据1第一章 概况2第二章 采煤方法5第一节 巷道布置5第二节 采煤工艺5第三节 设备配备、巷道布置及顶板管理13第三章 顶板管理20第一节 支护设计20第二节 工作面、南巷、北巷顶板管理21第三节 矿压观测22第四章 生产系统23第一节 运输系统23第二节 “一通三防”与安全监控24第三节 排水系统29第四节 供电系统30第五节 通信系统31第五章 劳动组织及经济技术指标31第一节 劳动组织31第二节 作业循环32第三节 主要技术经济指标32第六章 煤质管理33第七章 主要安全技术措施34第一节、一般规定34第二节 顶板管理35第三节 防治水安全技术措施39第四节 爆破管理40第五节 “一通三防”及安全监控42第六节 运输管理46第七节 机电管理48第八节 其他安全技术措施51第八章 灾害应急措施及避灾路线55第一节灾害应急措施55第二节避灾路线56作业规程修改、补充、完善57编制依据1、煤矿安全规程（2007版）；2、初步设计2003年批准；3、安全专篇及补充说明；4、43231工作面轻型液压支架放顶煤设计。第一章 概况第一节 工作面顶、底板情况、地质构造及井上下关系概况采 区 名 称一采区工作面名称43231采煤工作面工 作 面位 置地面位于乌市东南八道湾与碱沟之间。井下东界为+562m水平运输石门以东240m，西界+562m水平运输石门以东30m。地面建筑物对回采的 影 响 对应地表为荒山，无建筑物，对回采工作没有影响，在回采过程中必须对地表塌陷区域及时进行回填处理，并在回采区域地段地表设置警示牌。为防止雨季地表径流汇集流入采空区，还必须在对应地表采取堵排防洪措施。工作面四邻对回采的 影 响上部自开切巷以东140m为原2号井开采老空区，运输水平标高+572m；自开切巷以北46m为43-1煤层开采老空区，运输水平标高+572m。工作面走向开采范围为我矿B43-2+3煤层+572m分层开采老空区，运输水平标高+572+562m,回采时加强探放水。长度（m）240宽度（m）15面积（m2）3600煤层煤层名称煤层厚度（m）夹矸厚度（m）煤层产状（）煤质编号B43-2+3煤层最大最小平均最大最小倾角（）41号长焰煤26.5712.4720.912.10.36873煤层特征煤层结构简单复杂，煤层顶底板间含0.10.3m夹岩，为炭质泥岩。煤层含加矸013层，除井田中部夹矸厚度变薄外，其西部、东部均较厚，岩性主要为粉砂岩。煤质根据井下揭露的煤层情况，回采区域地段的B43-2+3煤层平均厚度为15m左右。开采范围内有0-1.5m的加矸。储量采高（m）容重（t/m3）工业储量（t）回采率（）可采储量（t）服务年限（a）71.33276070229320.26地质构造情况B43-2+3煤层走向NE8085，倾向南。倾角6873，属七道湾背斜北翼。F2逆冲断层：位于井田南部从东到西贯穿全区，是井田内规模最大，破坏性最强的断裂，它直接影响到井田内基本构造的形成，其北以七道湾背斜北翼为主体的部分称为北单斜；其走向长21公里，西部走向550，东部700，呈向北突出的弧形，倾向西北，倾角760-860，落差300米。该断层只要破坏45号煤号煤层，其次是43号煤层，由于该断层倾角与地层倾角相近，且均系高角度，致使对45、43号煤层造成破坏作用，煤层重复、缺失现象时有发生，给煤矿生产带来较大困难，另外上盘煤层直接倾覆于第四系汗水带之上，给煤矿开采造成严重威胁。F1正断层：位于井田南部，走向490-690，倾角760-880，井田内只要切割41-43号煤层，走向长6公里，贯穿整个井田，落差70-244米。F7-2逆断层：位于井田中部，5-7线间，走向620，倾向西北，倾角750-850，走向2公里，落差80-230米，切割30-38号煤层。F7-3逆断层：位于井田中部，7线以东，倾向西北，走向530-620，倾角650-820走向6公里，落差110-120米，切割32-42号煤层，被F1断层切割，为隐伏断层。煤层顶底板岩性及特征类 别岩石名称厚度（m）岩 性 特 征顶板伪 顶炭泥岩0.10.5灰黑色，泥质直接顶粉砂岩3.56.1灰黑色，致密状，局部为煤与泥岩的互层老 顶细砂岩79.5灰色，致密状底板直接底粉砂岩38灰黑色，致密状，局部为泥岩老 底细砂岩灰色，泥质备 注见下图水文地质特征水文地质条件简单，地表无长年性流水，煤层顶、底板主要是泥岩、砂质泥岩,其含水性和透水性均较弱。井田内由于历史原因，在B43-2+3煤层的上部开采了几个小井，存在一定量的积水；B43-2+3煤层以南有一条地下河；据B43-2+315m为B45煤层，该煤层为隔水煤层；回采之前仍必须坚持“有疑必探，先探后采”的原则；加强地面塌陷区的观测和回填。其它开采技术条件瓦 斯 含 量绝对瓦斯涌出量0.7133m3/min煤尘爆炸指数煤尘具有爆炸性煤层自燃情况B43-2+3煤层煤的自燃倾向性等级为级。地 温存在问题及建议由于43231工作面回风巷是沿煤层底板掘进，巷道弯曲，回采时加强端头支护和工作面上隅角的瓦斯管理工作。工作面煤层柱状图第二章 采煤方法第一节 巷道布置一、工作面运输巷沿煤层顶板布置，采用11矿工钢架棚支护，净上宽2.1m，净下宽2.9，净高2.1m，断面积5.25。二、工作面回风巷沿煤层底板布置, 采用11矿工钢架棚支护，净上宽1.8m，净下宽2.6，净高2m，断面积4.4。三、煤门：距+562m水平运输石门113m掘进一条煤门，将运输巷和轨道巷连通。煤门采用11矿工钢架棚支护，净上宽1.8m，净下宽2.6，净高2m，断面积4.4。四、开切巷为矩形，采用“锚网+单体支柱”联合支护，净宽5.0m,净高2.2m，断面积11。五、吊装硐室：断面为梯形，上宽2.8m，下宽3.4m，净高2.8m，长度5.5m，采用11矿工钢架棚支护。六、采区巷道布置平面图见附图一第二节 采煤工艺一、采煤工艺：1、B43-2+3煤层属急倾斜特厚煤层，根据采煤方法设计，决定采用走向短壁轻型液压支架采放顶煤采煤方法。由于工作面较短开帮方式采用人工爆破，工作面分层回采高度为7m，人工爆破开帮高度2.2m，放顶煤高度4.8m。采放比为1:2.2。2、放顶煤步距1.2m。二、工艺流程（一）工艺流程简介1、工艺流程简介：交接班开帮移架推前溜拉后溜开帮移架推前溜放煤拉后溜。2、开帮：（1）、交接班：作业人员实行井下交接班制度，要求做到“你不来，我不走”。交接班时，要对当班工作面出现的安全隐患做详细说明，并初步确定解决方案，工具、材料等也要相互交接。（2）、首先移换南、北端头支护区单体液压支柱，满足当班循环进度。然后人工按回收循环进度南、北两巷铰接梁和单体支柱，回收的单体支柱前移20m，重新打好超前支护。（3）、爆破开帮：采用人工打眼、装药、爆破开帮。每次开帮深度0.6m，高度2.2m。保证帮壁平整，不得出现爆破成型不规整，弧形或沟道、顶底板出现台阶等现象。3、炮眼布置图：单位m4、装药结构图：5、爆破说明书：眼 名眼深(m)数量(个)雷管 种类装药量(Kg)倾角爆破顺序联线方式单眼小计水平（）垂直（）底眼0.8151段0.2253.37510157580一次起爆串联中部眼0.6143段0.152.1090顶眼0.6155段0.0751.125090合计446.66、装煤：人工将开帮的煤铲至前部刮板输送机上运出工作面。7、移架：采用单架支架依次顺序移架方式。工作面开帮完成后，必须及时移架。在工作面来压时，必须带压移架，必要时可用单体辅助移架，移架前，应挂好工程线，坚持按线移架，要清理好架间、底座上方的浮煤和障碍物，便于移架。移架操作必须由两名专门的液压支架操作人员配合进行，前架移架工操作推溜千斤顶顶住前部溜子，本架移架工操作前后立柱升降把手，使支架下降100150mm，然后操作推溜千斤顶，拉架前移，达到移架步距后，重新升起前后立柱使之达到初撑力。8、推前溜：完成移架后，开始推前溜。根据前溜与南巷转载刮板机搭接情况，推溜顺序可按机头中部槽机尾或机尾中部槽机头进行。如果出现搭接过多或搭接不上的情况，必须对工作面采取调斜措施，工作面调斜时要达到前溜与转载刮板机搭接合理，以不出现堆煤、拉回头煤为原则。9、拉后溜：拉后溜应在放完顶煤后进行，步距0.6m。根据后溜与南巷转载刮板机搭接情况，推溜顺序可按机头中部槽机尾或机尾中部槽机头进行。要求搭接合理，以不出现堆煤、拉回头煤为原则。10、放煤：采用由南向北多轮间隔顺序放煤（即、10、8、6、4、2支架、9、7、5、3、1支架），一般情况三轮放完，当顶煤高度发生变化时酌情增减。每付支架放煤时间控制在35分钟，顶煤较硬、块度大时，可适当延长放煤时间。（二）、工艺要求1、交接班：由上、下班的跟班队长、班长及特殊岗位人员双方进行交接，对当班设备完好情况、放顶煤位置及工作面出现的安全隐患，注意事项必须相互交接清楚。交接后，下一班对存在的问题进行处理后方可开始当班正规作业。2、开帮：要求煤帮必须平齐，不留伞檐，不留底煤，不留台阶。开帮高度必须符合规定要求。3、移架：首先检查架子是否完好，移架时，作业人员必须站在前、后立柱之间；降架高度不得超过支架顶梁厚度的1/3，防止发生咬架发生。移架时尽量做到带压移架。降架时当顶梁与顶板稍有松动后立即降柱，尽快移架升起立柱，使支架接顶有力，不出现架前垮落抽顶现象。降架时先降后立柱，后降前立柱，升架先升前立柱后升后立柱，尽量做到后立柱下降量比前立柱多，使支架顶梁带有一定仰角（不小于7），保证支架前梁接顶严实。出现背架、挤架、歪架、咬架时应及时进行处理，严禁强拉硬推。移架时，尽量使用拉线移架，保证全工作面的支架在同一条直线上。4、推溜时，严禁出现死弯或损坏连接销，溜子整体移到位后，全长要成一条直线。若工作面出现不规则时，要通过工作面伪斜量或增减槽子，保证前后溜子与顺槽溜子搭接正常。（三）、放顶煤爆破工艺：放顶煤炮眼用岩石电钻施工，炮眼直径42mm，孔深4.8m，倾角85，向煤层底板方向倾斜，放顶循环步距2.4m。1、炮眼布置：炮眼布置采取架间布孔方式，每两付支架间布置一个炮眼，每排5个。在工作面向前推进时开始布置一排孔，然后工作面向前推进，待炮孔置于前、后立柱之间（2.4m时）时，方可爆破，并开始在架间布置下一排放顶煤炮眼。2、炮眼长度的确定：hm/ksin4.8（1.2sin85）4m式中：h炮眼长度，m；m放顶煤厚度，4.8m；k顶煤破碎系数，取1.2；炮眼倾角85；3、装药量计算：QQm（hL1）式中：Q每孔装药量；Qm每米装药量，Qm每卷药重量药卷长度0.15kg0.2m0.75kgm；h炮眼长度，4m；L1空孔及封孔长度，L1=1/3h=1/34.81.5m。Q =0.75（4-1.5）=1.8kg4、雷管消耗量计算：每孔6节药卷，使用一发毫秒延期电雷管5、放顶煤炮眼布置图：6、爆破说明书：眼 号眼 名眼深(米)数量(个)装药量倾角爆破顺序每孔/卷小计(卷)重量（kg）水平（度）垂直（度）1、3、5、放顶炮眼4.1836182.7656885自南向北依次起爆（每次只允许起爆一个炮眼）2、4、6放顶炮眼4.1836182.76568857、装药方式：（1）、采用正向装药，每个炮眼装一节引药，脚线头用绝缘胶布包好，各炮孔之间联线方式为串联。（2）、黄土封孔长度1.5m。（3）、雷管全部使用瞬发电雷管，装药工具为炮杆。8、工作面正规循环生产能力W=2LSh1c+2LSh2c=2LSc（h1 +h2）=2150.61.30.75（2.2+4.8）=122.85t式中 w工作面正规循环生产能力，t； L工作面平均长度，m； S工作面循环进度，m； 煤的密度，t/m3； h1开帮高度，m； h2顶煤厚度，m；c回采率，取75%。第三节 设备配备、巷道布置及顶板管理一、采煤工作面设备配备1、液压支架：ZF2800F/15/24型液压支架10付 主要参数：支架高度 1.52.4m初撑力 2532KN工作阻力 2800KN立柱初撑力 490KN立柱工作阻力 700KN中心距 1500mm支护强度 0.516Mpa对底比压 2.06Mpa适应煤层倾角 15 重量 6.5t2、单体液压支柱：DZ-25型单体液压支柱168根主要参数： 最大高度 2.5最小高度 1.7m工作行程 800mm工作阻力 25t油缸直径 100mm支柱重量 64kg3、顺槽刮板运输机：选用SWGB-420/30型1台主要参数： 长 度 50m运输能力 150t/h刮板链速 0.86m/s电机功率 30KW刮板链规格 1875mm 刮板链重量 25.5kg/m 中部槽尺寸 1200420180mm4、顺槽胶带输送机：DSJ65/40/22 型1台。主要参数： 长度 140m带宽 650mm运输能力 400t/h带速 1.8m/s电机功率 22KW5、运输石门胶带输送机：DSJ65/2/22 型1台。主要参数： 长度 140m带宽 650mm运输能力 300t/h带速 1.56m/s电机功率 22KW26、前、后部刮板运输机：选用SWGB-620/40T型主要参数： 长度 各15m 输出能力 150t/h刮板链速 0.86m/s电机功率 前溜40KW，后溜40KW刮板链规格 1875mm刮板链重量 25.5kg/m中部槽尺寸 1200620180mm二、采煤工作面设备配置表序号设备名称型号及规格功率单位数量1液压支架ZF2800/15/24付102前部刮板输送机SWGB620/40T40KW台13后部刮板输送机SWGB620/40T40KW台14顺槽刮板输送机SWGB620/30T30KW台15运输石门胶带输送机DSJ65/2/2244KW台16顺槽胶带输送机DSJ65/40/2222KW台17回柱绞车JH-14型11KW台19岩石电钻KHYD400型3KW台210煤电钻ZMS-1.21.2KW台211乳化液泵站XRB2B（A）55KW台213单体液压支柱DZ-25型根16814自动馈电开关DW80-200台115检漏继电器JJB-660/380台116真空磁力起动器QBZ-120台317真空磁力起动器QBZ-80台318真空可逆磁力起动器QBZ-80N台119照明信号综合保护装置ZBZ-4.0M台120煤电钻综合保护装置ZBZ-4.0Z台121型梁(端头支护)长度4m根3722型梁(超前支护)长度2.5m根5049三、采煤工作面设备布置图:第三章 顶板管理第一节 支护设计一、工作面支护设计1、工作面支护设计根据初步设计说明书显示，选择工作面的各项参数，工作面合理的支护强度：P=9.81hrk式中：P工作面合理支护强度，KN/ h采高，4.8m r顶板岩石重力密度，1.5t/m3 k工作面支柱应支护的上覆的上覆岩层厚度与采高之比，一般为48，取6P=9.81hrk=9.814.81.56=423.792 KN/通过以上计算，我矿该工作面选用的ZF2800/15/24型液压支柱符合要求。2、乳化泵站要求（1）、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。（2）、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。（3）、泵站压力表动作灵活，压力达到额定值，不得低于29MPa。（4）、泵件、泵箱、液压管路无漏、串液现象。（5）、曲轴箱内温度不得高于50度，不得低于5度。第二节 工作面、南巷、北巷顶板管理一、工作面支护：工作面采用10付ZF2800/15/24液压支架支护，随工作面推进及时移架，循环步距0.6m。最小控顶距3.16m，最大控顶距3.76m。工作面支护示意图见附图二二、端头支护：南、北端头均采用4米长“”型梁配4米单体液压支柱两对四梁支护，一梁三柱，每组对棚间距0.5m，对棚两钢梁间距为0.1m。工作面宽度每增加或减少0.7m便相应增加或减少一组对棚。端头支护随工作面推移迈步前移，循环步距0.6m。三、超前支护：43231采煤工作面运输巷、回风巷设计为钢支架支护，为减轻两顺槽受工作面超前采动压力的影响，在超前工作面20米范围内采用2.5m长“”梁配合单体液压支柱进行加强支护。其中靠近工作面10米双排支护，距工作面10米至20米范围内靠煤壁侧单排支护，柱距1米。超前支护随工作面推移迈步前移，循环步距1m。四、顶板采用全部垮落法处理，工作面架后悬顶不得超过30米，否则必须采取强制放顶措施。五、工作面初次放顶及收尾、过煤门及地质带等特殊顶板条件时需制定专项安全技术措施。六、在工作面初次放顶和周期来压时，要加强端头支护，确保单体和支架初撑力达到要求，同时保证南、北端头出口畅通。作好矿压观测工作，总结经验，以提前制定相应的顶板管理措施。第三节 矿压观测一、矿压观测采用的方法： 根据工作面实际情况，对+562m工作面采用现场观测统计法，主要是对单体液压支柱和液压支架及两巷矿压实测数据整理和分析。二、矿压观测的目的： 工作面的矿压观测属于采掘工作面常规观测，主要是为了掌握工作面周期来压显现、步距和强度，为合理安排工序、合理选择采煤参数、支护方式和顶板管理方法等提供科学依据。三、矿压观测的内容：主要观测工作面单体液压支柱、液压支架和两巷压力、支架阻力、活柱下缩量、顶、底板移近量，同时记录顶、底板破碎度。（一）矿压三量内容1、工作面支架，单体三量观测(初撑力，工作阻力，活立柱)。2、工作面前方巷道位移。（二）工作面前方巷道位移规律。1、工作面三量观测（1）利用测力计(表)检测支架压力以及检测端头单体压力，目的为检测支柱初撑力、工作阻力是否达到要求，升井后数据汇总，求出支护质量合格率（2）观测方法：移架前后观测及移端头支架前后观测。2、工作面前方巷道位移观测。在两巷内设测站，安装测杆，每班观测测杆读数计算出巷道顶板位移量。3、工作面测站布置图：第四章 生产系统第一节 运输系统一、材料运输1、运输路线：地面副井+522m水平副井井底车场+522m水平运输石门+522+562m水平轨道上山+562m水平上部车场+562m水平运输石门+43231工作面回风巷用料地点。材料回收路线与上述路线相反。2、运输设备：副井使用型JK-2/30单滚筒液压绞车单罐笼提升，轨道上山使用JTKB-10.8型调度绞车提升，平巷中人力推车；使用1t侧卸式矿车运送物料，使用平板车或架子车运送大型设备。二、煤的运输：1、运输路线：工作面43231工作面运输巷+562m水平运输石门溜煤眼采区煤仓+522m水平运输巷+522m水平中央煤仓主井地面分选煤场2、运输设备：工作面铺设前、后部刮板输送机（SWGB620/40T型）；运输顺槽（北巷）铺设SWGB420/30T型刮板机1台，长度为50m和DSJ65/40/22型胶带输送机1台，长度140m；+562m水平运输石门铺设DSJ65/222型胶带输送机1台，长度90m；+522m水平使用XK5-6/90KBT防爆电瓶配合1吨自卸式矿车；中央煤仓下口使用自制2吨给煤机；主井使用JT16001200-20单滚筒绞车配合1.5吨非标箕斗；地面铺设SGB-420/30T型刮板机，长度20m。第二节 “一通三防”与安全监控一、通风系统（一）通风方式通风方式为分区式，通风方法为机械抽出式，主、副井进风，回风立井回风。本工作面为矿井负压通风。（二）通风系统新鲜风流：主、副井+522m水平井底车场+522m水平运输巷+522m+562m水平轨道上山+562m水平上部车场+562m运输石门43231采煤工作面运输巷43231采煤工作面乏风：43231采煤工作面43231采煤工作面回风巷+562m水平总回风巷+580m水平回风石门回风立井地面。（三）风量计算采煤工作面风量： 按瓦斯涌出量计算：Q采=100q瓦采K采通，m3/min式中：Q采采煤工作面实际需要的风量，m3/min；q瓦采采煤工作面瓦斯绝对涌出量,取0.7133m3/t（根据瓦斯等级鉴定取值）K采通采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取1.8。Q采=1000.71331.8=128.4 m3/min 按二氧化碳涌出量计算:Q采=100qCO2采K采通/1.5, m3/min式中: Q采采煤工作面实际需要的风量, m3/min；qCO2采采煤工作面的二氧化碳绝对涌出量；K采通采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，取1.5。Q采/=1001.19552/1.5=159.4 m3/min 按炸药量计算采煤工作面实际风量Q采=25A采式中：A采 按工作面一次最大使用炸药量，取6.6kg。Q采=2514=165 m3/min 按工作面温度计算:Q采=60V采S采Ki, m3/min式中: V采采煤工作面风速, 取1m/s；S采采煤工作面的平均断面积，5.8Ki工作面长度系数，取0.8Q采=6015.80.8=278 m3/min 按人数计算实际需风量：Q采=425=100 m3/min 按风速进行验算：15S采Q采240S采式中：S采采煤工作面的平均断面积，5.887Q采1392综合以上计算，并结合初步设计安全专篇，采煤工作面风量取Q采=360 m3/min，即6 m3/s。（四）通风设施1、通风设施及位置：（1）在2#煤门设置永久挡风墙。（2）在1#煤门设置风门，正、反向各两道，安装闭锁装置并配重物使风门能自动关闭。2、风量调节方式：通过调节+542m+562m水平通风眼上口的调节风窗对+562m水平和+542m水平的供风量进行调节。3、隔爆设施：在+562m运输石门设置一组隔爆水棚，水棚27架，水棚总水量2160kg，隔爆水袋采用GBSD80型，每个水袋容积80L。在+562m水平回风巷，设置一组隔爆水棚，水棚16架，水棚总水量1280kg；水棚排列间距1.5m。水棚距巷道轨面1.8m。（五）通风系统图见附图三二、瓦斯防治1、工作面要注意预防因放顶煤后上隅角形成的顶板冒落空洞中瓦斯积聚，如出现上述情况，要及时填充空洞，减少或降低瓦斯浓度；并挂设瓦斯传感器时时监测瓦斯浓度。2、瓦检员必须要持证上岗，携带的瓦检仪要完好、可靠。3、瓦检员对检查地点的气体浓度要定点准确监测，认真填写瓦斯手册、牌板，严格执行瓦斯检查制度。必须做到无空班、漏检、假检，并执行现场交接班制度。重点加强工作面上、下隅角的瓦斯检查，做到随时检查。4、工作面的跟班队长、班长、安全员、放炮员必须佩带完好的瓦斯报警仪，随时进行瓦斯监测。三、综合防尘系统（一）洒水防尘系统、工作面顺槽分设独立防尘管路，每隔50米设三通以备清理除尘巷道使用。、运输巷设置两道全断面净化水幕。、煤仓溜煤眼、输送机转载点均设喷洒水设施。在煤运输时，必须喷洒水。（二）定期清洗除尘措施1、每天洒水清洗一次液压支架和溜煤眼附近的煤尘。2、每周冲刷一次运输巷和轨道巷。3、每班清扫刮板运输机机道行人侧浮煤。4、每班两次清扫机械、电气设备上的积尘。（三）其它措施1、工作面开帮放炮必须使用水炮泥，放炮前后洒水降尘。2、做好个体防护，所有进入工作面人员必须佩带防尘口罩。3、严禁破坏防尘、隔爆设施。4、保证防尘洒水系统健全，使用灵活、可靠。（四）防尘系统图见附图四四、防灭火系统1、氮气防灭火。（1）采取地面固定注氮方式。在地面工业广场建造制氮机房，安装一台DQT-300/97型PSA碳分子筛制氮机，流量300m3/h，浓度98%以上。（2）沿地面副井+572m副井车场+572m-+580m水平安全出口+580m水平回风石门+562m-+580m水平通风小眼43231采煤工作面回风巷工作面煤壁铺设一趟50mm钢管作为输氮管路，注氮系统图见附图五。（3）在采煤工作面进、回风巷距第二煤门以东6m处各砌筑一道防火门。当工作面出现自燃发火征兆，必须立即利用南、北巷防火门封闭工作面，同时切断工作面供电系统。通过输氮管直接向工作面火区注氮。向工作面进行保护性注氮时，要做好工作面气体成分分析、监测。消除火情，重新启封工作面时，必须做好工作面气体成分分析、监测，以防氮气泄漏伤人。五、安全监控系统（见附图六）采用KJ95型安全生产监控系统，在采煤工作面安装CO、CH4、温度、风速、开停、风门、馈电、断电等传感器，对工作面和回风巷的气体、温度等环境参数以及机电设备运行、风门开闭状态进行监测。1、分站设置：在+562m水平机电硐室一台KJF16A型分站；43231采煤工作面回风巷一台KJF16A型分站。2、传感器设置：（1）回风巷距工作面煤壁10米处设瓦斯、一氧化碳、温度、风速传感器。（2）在+562m水平机电硐室设置瓦斯、温度传感器。（3）在+562m水平绞车硐室设置绞车开停传感器；运输巷设置皮带机开停传感器。（4）在+562m水平总回风巷设置瓦斯、一氧化碳、风速、温度传感器第三节 排水系统一、排水线路（见附图七）工作面水工作面运输巷、工作面回风巷轨道上山+522m水平运输巷井下水仓副井地面二、排水方法工作面运输、回风巷掘进为3的流水坡度，在巷道一侧挖排水沟，使水自流。三、水沟工作面及南、北巷水沟均挖设临时水沟，实行定期清理、修整。第四节 供电系统一、供电系统1、供电线路：10KV双电源分别由地面10KV变电所高压配电室井下一段柜、井下二段柜副井井筒+522m水平中央变电所10KV高压电经过+522水平中央变电所KBSG-400/10KV型变压器变成660V；由+522m水平中央变电所+522m水平运输石门+522+562m水平轨道上山+562m水平机电硐室工作面。2、供电系统图见附图八二、工作面负荷统计序号设备名称型号及规格电机 功率台数总容量1乳化液泵站XRB2B（A）55KW2110KW2前部刮板输送机SWGB620/40T40KW140KW3后部刮板输送机SWGB620/40T40KW140KW4岩石电钻KHYD4003KW13KW5照明综合保护ZBZ-4.0M/0.66/0.1334KW28KW6可弯曲刮板输送机SGB420/30T30KW130KW7胶带输送机DSJ65/2/2244KW144KW8胶带输送机DSJ65/40/2222KW122KW9调度绞车JTKB-10.845KW145KW合 计13342KW三、设备电缆截面的选择1、干线电缆选用截面为50mm2的电缆2、前溜电机电缆选用截面为25mm2的电缆。3、后溜电机电缆选用截面为35mm2的电缆。4、乳化液泵电缆选用截面为25mm2的电缆。5、岩石电钻电缆选用截面为6 mm2的电缆。6、照明电缆选用截面为2.5 mm2的电缆。第五节 通信系统一、通信系统图（见系统图附图九）二、照明设施1、工作面在支架前架设两盏支架灯，供支架操作、放煤及采煤时使用。2、端头及超前支护设两盏防爆灯，用于操作转载照明。3、运输机巷各转载点安设一盏防爆灯。4、+562m运输巷每30m设置一盏防爆灯。第五章 劳动组织及经济技术指标第一节 劳动组织一、劳动组织：采用“三八”作业制，两班半生产，半班检修。二、劳动定员：66人。（见下表）工 种早中夜合计跟班队长1113采煤工（开帮）44412支架工1113放煤工1113端头支护工33运输巷溜子工11112皮带机司机2223二次运输工66618泵工1113电工1113维修工1113合 计22191960第二节 作业循环第三节 主要技术经济指标序号经济技术指标单 位数量备注1工作面走向长度米2402工作面倾斜长度米153煤层倾角度734开帮高度米2.25放顶煤高度米4.86放煤步距米1.27放顶步距米2.48正规循环率%759小循环进度米0.610日产量吨327.611日进度米2.412月产量万吨750013月进度米62.414直接工效吨/工5.215工业储量吨3276016可采储量吨2293217回采率7018全矿井生产能力万吨/年1019工作面服务年限月3.120采区定员人6321坑木消耗m3/万T22炸药消耗Kg/万T1589.4823雷管消耗发/万吨1203.5524乳化油消耗Kg/万T25第六章 煤质管理一、成立以队长为组长、区队干部为成员的煤质管理小组。二、严格按作业规程规定的放煤顺序放煤，由底至顶均匀放煤。三、煤层靠底板煤质较好，靠顶板煤层夹矸多，煤质较差，为实现分储分运，采取顶板煤和底板煤分段放煤的方法，利用地面分煤器实现分开堆放。四、每架支架严格控制放煤时间，每架放煤时间控制在3至5分钟。五、当煤质超过矿规定标准或煤中伴有炭质泥岩、黄土、大块矸石出现时，停止放煤。六、根据煤质变化情况，随时改变放顶炮孔的位置以及角度，保证有较好的煤质。七、放煤应由专人负责，经培训后上岗，其它任何人不得操作放煤。八、遇地质夹矸带时，不得放煤。建立煤质资料卡片，详细记录每班煤质情况。第七章 主要安全技术措施第一节、一般规定一、所有上岗人员必须认真学习煤矿安全规程、各岗位工种安全操作规程和本作业规程，严格执行各项规章制度，严禁违章指挥、违章作业、违犯劳动纪律。二、所有上岗人员必须持证上岗，严格执行岗位责任制、现场交接班制、设备维修制、质量检查制、事故分析制，升井后认真填写设备运行状况。三、质量标准化是安全生产工作的基础，必须认真贯彻执行煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法，严格管理工程质量，达到动态标准化，标准化基本要求为“三平两直两畅通”（即顶、底板平、刮板机平；工作面煤壁和支架排列都必须保持直线；上、下端头畅通）。四、采煤队所有职工必须认真学习本作业规程，学习后，每人要签字并进行严格考试；考试不合格，不准上岗。五、在生产过程中，根据生产实际及时修改、完善本规程，审批后必须再次组织职工贯彻学习。第二节 顶板管理一、端头支护、超前支护的安全措施1、工作面端头坚持正确使用“两对四梁”“一梁三柱”支护, 当工作面宽度变化时，每增加或减少0.6米，就增加或减少一对钢梁。2、必须坚持在工作面两巷打超前支护：用单体和金属铰接梁配合在距离工作面10米内打双排支柱，1020米范围内打单排支柱。必须用铁丝把单体和棚梁捆在一起，防止单体卸压倒柱伤人。发现支柱卸压必须及时补液或更换。3、两顺槽自工作面20米内支护必须完整有效，高度不低于1.8米,有宽度不少于0.6米的人行道。4、单体液压支柱的初撑力柱径为100mm的不得小于90kN，柱径为80mm的不得小于60kN。5、两端头控顶距应在规定范围内，两顺槽与工作面切顶线齐，运输顺槽伸入切顶线以内不大于1.5米。6、切顶支柱必须保证质量、数量和强度，上端头（在后部刮板运输机头处）不少于3根。7、工作面端头回柱放顶采用回柱绞车，回柱切顶的方法：回柱时工作面作业全部停止，指定有经验的人观察顶板，操作人员位于支架下方，使用长度不小于1.5米的卸载把对单体缓慢放液，确认顶板无问题后，方可完全卸压。单体用绞车拉出，禁止人工回收。8、放顶人员必须站在支架完整，无崩绳、崩柱、甩钩、断绳抽人等危险的安全地点作业。回柱放顶前必须清理好退路，确保退路畅通可靠。9、回柱拉棚时，不得拉倒其它柱和棚，严禁人员进入采空区作业。10、在架设抬棚时，人员必须站在安全地点，将巷道顶部用木板垫平，密切注意长梁接顶情况，防止打翻长梁。单体和抬棚间也必须垫木板，防止打滑。11、端头支护迈步前移时，必须先打后撤，保证一梁三柱，注意柱距，后溜机头前移后，必须在近采空区打单体支柱，保证切顶质量。12、工作面上端头空顶距应控制在2.2米以内，否则应及时移设两对梁支护，不能及时移设时，必须采取临时支护措施。13、端头必须设沿煤壁方向的半圆木两根，以保证端头的稳定。二、倒架与压架处理安全措施1、移架作业区域禁止行人停留，非作业人员应远离作业点510m之外，作业人员必须站在安全可靠的支架下方，防止发生事故。2、移架前，应处理移架间底座上的障碍物，若顶板破碎时应加强顶板的维护，安全可靠时方可移架。3、处理倒架时，若拉不动不得强行操作，应采取有效措施及时处理，防止损坏设备。4、处理压架时，若需要放炮时，必须制定专门措施，经矿技术负责人批准方可作业。5、处理咬架时，如顶板破碎或压力过大时，不得过量降架以防止压死支架倒致无法升架。6、遇顶板破碎采用挑顶、卧底处理压架时，首先应在支架两侧设临时支护棚，防止局部冒顶伤人。三、防突冒安全技术措施1、严禁过度放煤，确保支架上有足够的垫层，防止顶煤突然垮落推垮或损坏端头支架。2、加强两端头支护，特别是北巷端头，必须坚持使用”两对四梁”端头支护，切顶支柱必须保证数量、质量和强度，在近采空区侧打单体支柱，以抵抗水平冲击力。3、保证负压通风系统的稳定，严格瓦斯管理和检查制度。4、工作面的所有人员必须“三戴”齐全,并且完好有效。5、当工作面停风后，工作面所有人员必须立即撤出到安全地点。6、当工作面气体异常时，工作面人员必须立即撤到安全地点，采取措施处理,经检查工作面一切正常后，作业人员方可进入工作面。7、工作面的人员必须配戴好自救器，在发生有害气体涌出或老塘垮落时，按规程规定的避灾路线撤到安全地点。四、处理尾巷过长安全技术措施1.回风巷端头尾巷从后溜机尾往后不得超过3米。为保证不出现瓦斯积聚，必须在该处挂好风障。2.加强尾巷气体检测，尾巷每班洒水不能少于6次。3.如瓦斯超限，除洒水降温和挂风障外，工作面不得进行其他工作。4.端头班进行作业时，必须坚持“先打后撤”原则，且相邻支架不得有任何操作。5.北端头尾巷过长时，必须放炮处理，放炮时严格遵守”一炮三检”和”三人连锁放炮”制度。五、防片帮、冒顶及顶板管理专项安全技术措施 1、对于煤质破碎容易发生片帮的地段在开帮时应尽可能不放炮或少装药，及时移架护住顶煤和煤壁。2、分次开帮，先开底帮后开顶帮，开完底帮后推溜，再开顶帮，开帮后立即移架，及时护住暴露的顶板，禁止一次起爆全断面开帮。3、在发生片帮的区域，必须停止开帮，立即采取刹顶的措施，对煤壁进行临时支护，防止因片帮增加空顶面积而发生架前冒顶。 4、发生冒顶区域必须采取可靠的刹顶措施，在完全控顶后再开始移架，严禁不刹顶而强行移架。5、对于容易发生片帮、冒顶的地段，开帮时严格控制开帮高度。六、其他措施1、坚持按正规循环作业。2、工作面支架要完好无损，保证无跑、冒、滴、漏和卸压现象。3、支架的安全阀要完好，并定时检查，保证支架有足够的支撑力和支护强度。4、工作面开帮落煤后，必须及时移架。5、当移架到位后，要及时伸出侧护，并保证支架排列整齐，间距一致。6、移端头时，坚持先打后撤，“一梁三柱”的原则。7、交接班前后,要检查端头和超前支护的单体是否卸压，发现卸压支柱立即补液或更换，超前支护要符合双排10米单排10米的规定。8、机道侧严禁行人，机头机尾清煤前必须进行敲帮问顶。9、尾巷达到3米时要布切顶孔。10、大炮到后立柱时方可放炮，严禁提前放炮，造成架前冒顶。11、当出现切顶和架前冒顶时，要加快推进速度，架后严禁过量放煤，并做好每次切顶的记录。12、做好矿压观测记录和周期来压预测工作。13、严禁随意损坏、拆除矿压观测设施和支架的压力表。14、工作面安装、初次放顶、收尾和撤面回收的顶板管理专项措施，另外专门制定。第三节 防治水安全技术措施一工作面开始回采前，必须对上部原上部采空区的积水进行探放，只有确保老空水全部排完后，方可开始回采。二、工作面开始回采后，在回采至原四工村新井和老井区域前，必须提前在北巷施工探水钻孔，确保上部老空水彻底排完后，方可继续推进。 三. 在打探孔探到有水时，不能将钻杆退出，必须立即停止一切作业，向调度室和队领导汇报，矿、队领导现场研究后确定处理方案。四、如工作面出现透水预兆时（挂红挂汗，空气变冷，产生雾气，煤壁变潮，底板鼓起等）应即时汇报调度室，并停止所有作业;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。五、在回采过程中，放煤时应注意煤体温度、湿度变化情况，若发现煤体含水量增加时，应立即停止放煤，放下支架尾梁，伸出插板并报告调度室和队领导，待采取措施 并确认无透水危险时才准放煤。六、 设专人观察支架、煤壁、顶板等情况，严格控制架后放煤，若发现异常，必须立刻停止作业，撤出人员，并向调度室汇报情况。现场由安全员、跟班领导、班组长全面负责。第四节 爆破管理一、打眼安全技术措施1、打眼前要对作业地点进行敲帮问顶，检查顶板、支护及煤壁，待问题处理后方可打眼。2、严禁用身体压住煤电钻打眼或双手从手把处压住煤电钻，双脚蹬住支架或其他设备，使全力压煤电钻打眼，防止因断钻杆或煤电钻脱落闪人伤人。3、打眼过程中出现卡钻、煤电钻声音不正常、有异味，钻杆严重震动、外壳带电时，必须立即将煤电钻停电闭锁，查明原因，处理好后方可继续打眼。4、布孔严格按规定的排距、间距、高度、角度布置孔位。5、岩石电钻严禁单人操作。6、在架间打眼当架前冒顶时，要先做好临时支护，并敲帮问顶，然后打孔。当出现高冒时，要先汇报区队领导，由区队研究决定是