1195采煤工作面作业规程.doc

编号：2009006黔 西 县 金 坡 煤 矿采煤工作面作业规程工作面名称：1197工作面编 制 人：周岩施工单位：采煤队区 队 长：袁高云总工程师：周岩编制日期：2009年9月18日执行日期：2009年9月26日目 录第一章概况3第一节工作面位置及井上下关系3第二节煤层情况3第三节煤层顶底板3第四节地质构造5第五节水文地质5第二章采煤方法6第一节巷道布置6第二节采煤工艺8第三节主要设备配置12第三章顶板管理13第一节支护设计13第二节工作面顶板管理18第三节顺槽及端头顶板管理21第四节工作面及两巷所使用及备用的主要支护材料23第五节矿压观测25第四章生产系统25第一节运输系统27第二节通风系统29第三节防尘系统31第四节防、灭火系统32第五节供电系统31第六节排水系统34第七节液压系统34第八节安全监测监控系统34第九节通讯系统36第五章劳动组织和主要经济技术指标36第一节劳动组织36第二节主要经济技术指标40第三节 煤质41第六章灾害预防及避灾路线42第一节灾害预防42第二节避灾路线44第三节避灾设施44第七章安全技术措施46第一节一般措施46第二节通风管理47第三节防尘管理47第四节 顶板管理47第五节 爆破管理51第六节 防治水管理57第七节 机电管理58第八节 工作面老巷上山的处理及通过的技术措施64第九节 人员入井及井下行走安全64第十节 其它65第一章 概 况第一节工作面位置及井上下关系1197采煤工作面为本矿井一水平一采区东翼9层煤第四区段正规回采工作面，煤层顶板标高为13851416m，北为1195采面采空区，南为本矿井深部未采动区，东为矿井边界保护煤柱内的冲刷带，西为本矿井皮带下山保护煤柱。地面标高为16201670m，工作面上复岩柱211250m，为山体农田，开采放顶后，对地面可能会造成轻度影响。工作面走向长400m，倾斜宽100110m，煤层倾角为17o，面积为44000平方米。第二节煤层情况本工作面设计开采煤层为二叠系龙潭组第9号煤层，通过回风顺槽，运输顺槽，上山及工作面切眼揭露，工作面内煤层厚度为1.60.2米。切眼即为沿冲刷带边沿布置，厚度变化较大，煤层结构较简单，煤种为无烟煤，普氏硬度系数（f）为23级，结理发育，与顶底板的接触关系均为整合接触关系。第三节煤层顶底板一、煤层顶板为泥质细砂岩及砂泥岩互层，为层状，块状结构，厚度为35m，较稳定，普氏硬度系数（f）45级。二、煤层底板为炭质泥岩，层状及块状结构，厚度为1.01.6m，较稳定，普氏硬底系数为34级，遇水膨涨不明显。三、工作面地层综合柱状图（见附图1）第四节地质构造一、断层情况以及对回采的影响。本次开采的工作面内无断层、褶曲。二、在运输顺槽及回风顺槽内，有局部同生冲刷现象，并造成煤层变薄，在开采时要及时更换适合煤厚的单体液压支柱及重开切眼。三、裂隙发育情况，及对回采的影响。通过上、下顺槽、及工作面切眼揭露，煤层顶板裂隙，大多为走向、近走向方向，为方解石充填，基本不含水、对开采不会产生较大的影响。第五节水文地质一、含水（顶部和底部）分析9号煤顶部30m内无含水层、导水层，在1020m之间有炭质泥岩层并能起到一定的隔水作用，上部无老窑、无积水，底部10m内无含水层、导水层。二、工作面内上方岩层及地面无岩溶洞及暗河。三、工作面涌水量预计及水源分析。工作面开采放顶后对上部岩层会造成冒落破碎、裂隙弯曲，可能会有一小部分大气降水，通过裂隙渗透到工作面老塘的后方，预计水量为35m3/h，对开采不会造成影响。四、对水害的处理及预防1、回风巷以上为矿井的轨道运输巷，以上水的隔离防水安全煤柱，对矿井浅部的渗水可从副井轨道运巷自流到副井外。2、在工作面生产过程中，应注意观察顶板及老塘水量变化情况，发现有水量变化大及其它异常应加强顶板管理。发现有突水预兆时，要迅速把人员全部撤出工作面。3、正常的涌水可通过1197工作面运输顺槽，自行流入到第六平水仓内排出。第二章采煤方法第一节巷道布置一、采区设计、巷道布置概况采区设计为双翼开采，在井田的中部沿煤层倾向，布置皮带下山、轨道下山及回风下山，并形成通风、运输系统，从下山往井田两侧布置走向长壁工作面，本规程开采的工作面为矿井东翼由上往下的第四个采煤工作面。二、工作面上、下顺槽工作面上顺槽采用木支护及沿空保巷巷道，巷道高度1.8m，宽度1.8m，棚距0.8m/架，作为工作面回风巷道。工作面下顺槽采用钢棚支护，巷道高度1.8m，宽度2.0m，棚距0.8m/架，作为工作面进风、运煤和材料及行人巷道。三、采面切眼工作面切眼位于矿井的东北部，沿煤层顶板、底板布置，初掘时为梯形断面木支护、巷道上宽2.2m，下宽为2.6m，巷道高度1.61.4m（沿煤层顶底板）。四、附采煤工作面平面布置图（见附图2）第二节采煤工艺一、采煤工艺放炮落煤、人工装煤、刮板机、皮带机运输，单体液压支柱配合金属铰接顶梁，正悬臂支护顶板，人工回柱，采空区自然垮落。二、工作面为单层开采，上沿顶板、下沿底板根据煤层的厚度，采高1.6m0.8m采全厚。三、工作面反采及带采。工作面两巷及切眼均不带采。四、落煤方法工作面使用煤矿许用3号乳化炸药及瞬发电雷管爆破落煤。1、爆破方式采用一次打眼间隔分组装药分组起爆。炮眼布置按三花眼与对眼结合布置，每46炮为一组（见工作面炮眼布置图）。2、打眼、爆破要求1）严格按照炮眼布置图和爆破说明书中的技术要求进行打眼、装药、起爆，炮眼位置尽量布置在支柱之间。2）顶眼眼底距顶板不得小于0.3m，片邦严重时只打底眼，对凹凸不平直的煤壁要根据具体情况减小或加大眼深，减少或加大装药量，保证爆破后煤壁平直。3）打眼与装药严禁平行作业，严禁在旧眼、残眼中打眼，严禁在煤岩裂隙中打眼装药，严禁在工作面伞檐、片邦、活矸不处理，空顶不支护的情况下打眼装药。4）严格按正向装药，坚持使用水泡泥，封泥长度要符合安全规程要求。3、工作面炮眼布置示意图（图3）69 说明：1、标号1为炸药 2、标号2为雷管，聚能穴指向眼底 3、标号3为粘土炮泥，封泥长度不小于0.5m。4、标号4为水炮泥5、标号5为雷管脚线，做炮时必须扭接6、当工作面压力大煤质软时：取C=1.40m、D=1.20m 7、当工作面压力小煤质硬时：取C=1.20m、D=1.00m 8、眼深L取1.3m4、工作面装药爆破说明表 表1炮眼名称炮眼数（个）眼深（m）角度（度）每眼装药量（卷）合计装药量（卷）总装药量（kg）每眼水炮泥（个）每眼封泥长度（m）雷管段号联线方式装药结构爆破方法水平 垂直仰角俯角零度顶眼751.37510215030.010.5瞬发串联正向分组起爆底眼851.37510325551.01合计16040548.2爆破材料消耗情况炸药：81.0Kg雷管160发水炮泥160个5、工作面打眼装药爆破顺序：1）严格按炮眼布置图及说明进行定炮打眼、装药、起爆，其顺序为：先由机尾向机头方向进行每组起爆，最多不超过10炮。2）必须采取串联连线，不得使用并联和串并联，爆破前还应先用导通表或爆破电桥以及欧姆表检查网络，若有异常，不得起爆，并查清原因，妥善处理后起爆。3）装药起爆前必须检查工作面瓦斯，严格执行“一炮三检”和“三人连锁放炮制”当工作面瓦斯含量超过1%时严禁打眼、装药、放炮。4）装药起爆前必须检查工作面的风量，如工作风量过小或停电，不能启动主扇时严禁放炮。5）装药时在一个炮眼内只能装一个雷管。6）在放炮过程中，若有瞎炮造成爆破网络通电后不响时，可一眼一放，查出瞎炮后按安全规程的有关规定处理。7）放炮母线采用铜芯绝缘母线，严禁使用祼线和铝芯线作放炮母线，严禁使用多芯或多根导体作放炮母线，严禁使用金属管、水或大地作回路，只准采用绝缘母线单回路放炮，严禁使用破皮、折损的母线放炮。8）电雷管脚线和联接线，脚线和脚线之间的接头都必须悬空，不得同任何导电体相接触。放炮线必须悬挂，不得与刮板机等导体相接触。9）严禁在井下使用发爆器检查母线是否导通。10）加强放炮前后的工作面维护，工作面在没有维护好的情况下，严重变形支柱没有整改、落液失效支柱没有更换，不得联线放炮。11）片邦掉下的炸药、雷管或处理瞎炮崩落的雷管，炸药都必须及时拣出，并交回炸药库。五、工作面生产能力计算1、循环进度产量计算工作面倾斜长100m，循环进度1.2m，采高1.4m，煤溶重1.4t/m3，工作回收率98%。1101.21.41.40.98=254t/循环（刀）。2、日产量计算每天按2个循环2254=508t/天3、月产量计算月平均生产天数按26天26508=13208t/月第三节主要设备配置设备主要材料配置表表2设备名称型 号功 率能 力数 量放置地点刮板机 SGB420/4040KW120t/n1台工作面刮板机SGB520/4040KW120t/n1台运输巷 皮带机DSJ65030KW2001台运输巷乳化液泵RB80/20037KW80L/min2台进风巷煤电站ZM15Q1.5KW2台工作面放炮器MFB50D50发3台每班一台单体液压支 柱DW1630/100DZ1430/100300KN300KN360棵400棵工作面及两巷超前巷段金属铰接顶 梁DJB1200/300300KN760根工作面及两巷超前巷段兀型梁DFB/3.6m300KN16根工作面上、下端头第三章顶板管理第一节支护设计一、顶板管理方法的选择工作面采用全部垮落法管理顶板。工作面直接顶板为坚硬砂岩，因此初次来压期间要加大工作面支护密度和切顶排支柱的稳定性，正常推采期间要时刻观察顶板动向及时加设临时支柱，严禁空顶作业。二、支护密度的计算1、支护材料：单体液压支柱与金属铰接顶梁。支柱型号：DW1630/100、DZ1430/100，初撑力不小于90KN，铰接顶梁型号：DJB1200/300，顶梁长度：1.20m。2、炮机道宽度为0.7m。3、支护密度的计算初步计算：A、工作面每m2需要支护的强度为：Pt=89.81hr式中：Pt工作面每m2需要支护的强度 h工作面采高 r工作面顶板岩石容重，取2.28、9.81矿压计算系数。Pt=89.811.62.2=276KN根据工作面矿压参数参考表，工作面最大经验支护强度仍为276KN，因此本工作面取276KN/m。B、单体液压支柱的实际支撑力为（KN）Rt=K1K2K3K4K5R式中：K1不同列支柱承载不均匀系数，取0.95 K2支柱增阻系数，取0.95K3支柱工作系数，取0.99K4采高系数，取0.95K5倾角系数，取0.95R支柱额定工作阻力，取300KNRt=0.950.950.990.950.95300=242KNC、工作面支护密度为：（棵/m2）根据所选的单体液压支柱的工作阻力及工作面岩石的强度，及本矿井及临近矿井同煤层开采的经验，本工作面支护密度选择为1.43棵/平方米，排距1.2米，柱距为0.7米。工作面支柱支护强度每平方米288KN，大于工作面需要的支护强度276KN/m2。三、工作面正常推采期间，最大控顶距4.8m，最小控顶距3.6m，放顶步距为1.2m，柱距0.7m，排距1.2m。预计工作面矿压参数参考表表3序号项 目单位同煤层经 验本工作面选取或预计1顶底板条件直接顶厚度m465老顶厚度m1010直接底厚度m0.80.82直接顶初次垮落步距m1015153老顶初次来压来压步距m152020最大平均支护强度KN/m2276276最大平均顶板移近量mm200200来压强度明显明显4周期来压来压步距m15201520最大平均支护强度KN/m2276276最大平均顶底板移近量mm150150来压程度较明显较明显5平时最大平均支护强度KN/m2300300最大平均顶底板移近量mm1001006直接顶悬顶情况m12127底板容许比压mpa40408直接顶类型类一类二级一类二级9老顶类型类二类二级二类二级10巷道超前影响范围m10151015四、乳化液泵站（一）泵站及管路选型乳化液泵选用RB80/200型两台,配备一箱，主管路选用16mm的软质高压管，枪管选10mm的软质高压管，耐压为20mPa以上。主要技术参数：乳化液泵型号：RB80/200，公称流量80L/min；公称压力20mPa，电机动率37KW。（二）泵站位置泵站安设在1196运输联络巷设备峒室内，水源从付井平巷尽头储水池内设管路引到泵站。（三）要保证泵站压力18mPa，乳化液浓度不小于2%3%，要经常清泵箱内的污物，泵体及管接头不得有漏液卸压现象，要保证泵体及缸体油位，并随时检查补油及注油，并按照泵站使用说明书的规定操作保养。五、见工作面支护设计平、剖面图 图5第二节工作面顶板管理一、护顶的方法及要求本工作面采用竹笆及木片配合铰接顶梁护顶，护顶时根据顶板的完整成度，采取不同的护顶措施。顶板完整时在铰接顶梁上方可垫少量竹笆或薄木片，主要防止顶梁滑动及增加顶梁与顶板的摩擦阻力。顶板破碎时要采取在顶梁上铺穿杆及竹笆护顶主要是防止顶板岩石掉落支柱失重。对局部顶板有冒落现象时，要采用方木接顶。二、工作面特殊支护的方法及要求1、切顶支护：初次放顶期间，要加大支护密度，切顶排柱要保持对柱，加打抗棚，抗棚使用2.2m的兀型梁，并保证一棚三柱，抗棚的扎角为80度，面向老塘，并保持与顶板510度的迎山角度。两棚之间的距离不得超过1.5。工作面所有支柱支设初撑力不得小于90KN，个别泄液的支柱要及时更换，杜绝空载支柱。需要回撤第四排支柱及抗棚、抗柱时，要先在第三排支柱上支设好抗棚、抗柱后，再回撤。并把多余的支柱站设在第三排与第二排支柱之间的顶梁下，并适当打压。工作面不得有横柱、倒柱，失效的支柱要及时运出工作面维修。2、安全出口的支护上、下顺槽超前工作面20米，用单体液压支柱配合金属铰接顶梁和兀型钢梁，替换两巷的木支护，运输巷必须支设三排支柱，人行道与刮板机道分开，回风巷根据具体情况可支设三排，或两排支柱，两巷的超前均应加设抬棚，安全出口的高度不得低于1.6米，人行道宽度不得小于0.8米。机尾端头用4对8架3.6米长的兀型钢梁，成对使用，交错前移，顶板破碎时要使用竹笆及穿杆护顶，缺口长2.6，超前工作面1.2米。机头端头用4对8架3.6米兀型钢梁，成对使用，交错前移，中间的铰接顶梁跟随前移，缺口长3米，超前工作面1.4米。机头、机尾端头兀型钢梁串过后，铰接顶梁滞后并与工作面支柱成直线一并回撤。端头棚要垂直煤壁，第一架端头棚与运输机抬棚之间的距离不大于0.5米。3、顺槽的支柱回撤滞后工作面的距离及关闭老塘要求：正常生产时顺槽与工作面同时回撤不滞后，关闭老塘处，要在超前支柱靠老塘侧两排顶梁上支设好关门柱，每根顶梁上均匀支设3根关门柱，并且每根梁上保证中间一棵关门柱抗向老塘，水平夹角85度。三、支护要求：工作面铰接顶梁采取正4:8摆放（即工作面前进方向0.8m，老塘方向0.4m的长度）。1、工作面应达到动态的质量规范化、标准化要求。2、工作面爆破后要及时挂上铰接顶梁，防止长时间空顶。3、工作面出现冒顶时，要及时用方木接顶，并支设好支架。4、支架要有58度的迎山角，支柱要支在实底上，支稳支牢，初撑力不得小于90KN（11.5mPa）。四、工作面过上山的措施1、在工作面推采至上山20m时，用单体液压支柱配合金属铰接顶梁提前支护，柱距、排距及顶梁的方向同工作面。2、支护结束后要临时封闭。3、工作面通过上山时要70度斜交通过，先过机头，后过机尾，工作面要提前进行调采。五、工作面初次来压、周期来压的距离及采取的措施根据本工作面9号煤层顶板情况以及开采本煤层的经验，初次来压的距离预计1518m，周期来压的步距1012m。预防大顶催垮工作措施1、做好工作面顶板来压前的征兆观察观测，并做好预测预报。2、工作面从起采线推采8米后，顶板垮落前，必须严格按照特殊支护措施支护、回柱。3、控制爆破煤壁装药量，严禁空顶作业，煤壁伞檐不得超过0.2m。4、加强工作面维护实施支柱多次打压，增大支柱的工作阻力，及时整改变型形支柱。5、在工作面人行道外侧每7m 支设一个井字形方木垛。6、加强对上、下安全出口的维护管理，并保持畅通。7、备足一定数量的护顶材料（方木、竹笆、穿杆、土代等），并存放在工作面附近的运输巷内。8、回柱放顶方法、要求，人工用回柱器回柱，每三人一组，一人放液、一人拾（拉）柱，一人观察顶板，回柱器严格按说明书要求使用，要安设牢固回柱器，起钩时钢丝绳不要碰触其它支柱，在退路不畅通未清理，抗棚、抗柱支设不齐全或变形支柱未整改时，不得放液回柱。9、工作面顶板初次垮落，如悬顶距离达到15米时，必须停止向前推进，并采取强制放顶，在悬顶15m的位置，从支护体侧按7570度角向老塘方向打顶板眼，眼深2.0m，眼距3m2.0m并形成切顶线，采取分组装药分组起爆的方法强行放顶。第三节顺槽及端头顶板管理一、工作面顺槽的超前支护及工作面端头的管理上下顺槽超前工作面20米，用单体液压支柱配合金属铰接顶梁循环替换木支护，运输巷的高度不低于1.8m，回风巷的高度不低于1.6m，人行道宽度不得低于0.8m，出口处用两根长3.6m的兀型钢梁在超前支护的铰接顶梁之间交错前移。第四节工作面及两巷所使用及备用的主要支护材料一、上、下巷超前支护端头支护材料的使用数量、备用数量。1、上顺槽超前支护：单体液压支柱86棵，铰接顶梁56棵，兀型钢梁2根。2、下顺槽超前支护：单体液压支柱34棵，铰接顶梁34棵，兀型钢梁2根。二、工作面单体液压支柱760棵，铰接顶梁760根，抗棚（2.2m长）25根，兀型钢梁（3.6m长）16棵，方木300根，竹笆100捆，穿杆30捆，薄木片及竹片若干捆。两巷及工作面正常需要单体液压支柱794棵另加10%的备用系数为860棵。铰接顶梁正常需要660根，另加10%的备用系数为730根，兀型钢梁20根，抗棚梁25根，方木300根，竹笆100捆，穿杆30捆，薄木片及竹片若干捆。三、备用材料的存放地点要放在井下工作面运输巷内备用材料存放处，并且各种不同材料要分类摆放整齐，材料存放地点必须保证有0.8m以上宽度的人行道和必须的运输通道。图6两巷超前支护剖面示意图OOOOOOOOO图7两巷超前支护断面视意图人行道第五节矿压观测本次开采的1197工作面为本矿井所开采的第七个较正规的走向长壁式垮落法管理顶板的工作面，做好矿压观测，积累一定的顶、底板活动规律，压力强度以及对工作面的影响情况、地表山体下沉情况。单体液压支柱的支撑承载情况等资料，为今后开采提供必要的依据。一、矿压观测内容1、单体液压支柱工作阻力、初撑力、活柱缩量观测。2、对工作面顶底板下沉量活动规律，顶板来压特征，冒落特征等观测。3、对两巷超前支护承压力影响范围和分布特点，顶板稳定性观测。4、定期对工作面支柱受力特点、规律、分布以及支护质量等进行定期分析并采取相应措施。5、在工作面的上方，地面条件允许的情况下设两组十字观测点，对受工作面开采、地表下沉量、活动范围、规律、时间进行观测。二、观测方法1、工作面的矿压观测方法（1）测线布置在工作面内从刮板机头至机尾每10米布置一条测线，工作面内布置10条测线。（2）支柱支设要求工作面内支柱支设时的初撑力必须达到90KN（约11.5mPa）。（3）压力观测的要求每硐生产结束后，要对测线的支柱进行压力观测，并做好记录，对压力达不到90KN的支柱，要及时打压或更换。2、顺槽的矿压观测超前支护的支柱支设时初撑力必须达到90KN，从工作面开始每隔3米设为一个测点，每8小时测量一次并做好记录。3、端头支护的支柱压力观测端头支护的支柱压力必须全部测量，每8小时测量一次并做好记录。4、对地表的观测及要求（1）要在工作面开采之前，对地面进行布设岩移观测线及测点，并测量好原始数据。工作面开采一个月后，每10天用经纬仪及水准仪观测一次测点的水平位移及竖向位移。三、支护质量监测每月的1号、11号、21号由矿有关管理人员对工作面和顺槽的支护质量进行动态检查，对查出的问题要及时整改。监测内容包括支架初撑力、煤壁片邦情况，梁端距、采高及端头支柱承载情况，采面顶板冒落情况，超前支护质量等。四、观测周期要求1、工作面：整个生产期间2、顺槽：观测至工作面推进100m止。3、支护质量监测：整个生产期间4、地面观测：工作面从开采至结束后观测10个月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、运方式工作面人工装煤，采用SeB420/40型刮板机将煤运转至运输巷SeB520/40刮板机，再转载到运输顺槽皮带机，再转载到皮带运输下山皮带机，再转载至皮带运输平巷皮带机输送到地面煤场筛分系统。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，采用异型小平板车从付井轨道运输巷用柴油机车运送到轨道下山上车场，再用绞车运到该采面运输顺槽口处，由人力运至工作面。3、工作面运输系统（见附图8）。第二节通风系统一、通风路线新风付井轨道运输大巷皮带下山1197工作面运输顺槽1197工作面回风顺槽总回风上山总回风巷风井地面。二、风量计算1、按瓦斯涌出量计算所需风量Q1=100qRm3/min =1001.121.5=168m3/min2、按工作面最多人数计算所需风量Q2=4RN =41.525=160m3/min3、按一次起爆炸药量计算所需风量Q3=25A =25（0.154+0.1526） =256.0=150m3/min以上式中Q工作面所需风量（m3/min）R工作面瓦斯涌出的不均匀系数，取1.5q工作面绝对瓦斯涌出量（m3/min）N工作面最多人数，取25人。A工作面一次最多起爆的炸药量（Kg）。依据以上三个方面，工作面需要配风量计算，根据目前本矿井实际生产情况，工作面按400m3/min配风。三、风量验算按煤矿安全规程规定进行风量验算工作面最小允许风量Q允=0.25S60 =0.25（1.64.01.5）60 =144m3/minQ配400m3/min大于Q允144m3/min，符合煤矿安全规程的有关规定。四、工作面通风系统图（见附图9）第三节防尘系统一、供水防尘管路布设路线1、地面储水池加压总回风巷总回风下山1197工作面回风巷1197工作面。2、地面储水池加压总回风巷总回风下山轨道运输下山皮带运输下山1197工作面运输巷。二、供水管路及水量水压1、管路采用25mm，壁厚为2mm的硬质塑料胶管。2、贮水量不小于20m3，且能满足井下防尘洒水系统连续2h以上的水量。3、水压不低于0.29mPa，且能形成水幕的水压。三、防尘措施1、工作面采取湿式打眼，爆破使用水炮泥，爆破前、后冲洗煤壁，出煤时洒水。2、在1197工作面回风巷及运输巷设置两道水幕降尘。3、工作面刮板机、运输巷刮板机及皮带大巷皮带机各转载点，设防尘水喷头，当机器运行时，打开喷头降尘。4、工作面上、下顺槽要经常用水冲刷巷壁除尘。5、做好个体防护，工作面工作人员要佩戴防尘口罩。6、在工作面上、下顺槽内均安装两组隔爆水槽，按巷道断面每平方米不小于100升水量，第一组隔爆水槽距工作面50150m并随工作面推进而移动，每组隔爆水槽的长度为15米，每棚间距为1.0米，水袋为50升/个，水袋的挂钩与水平面夹角不得大于10度。四、1197工作面防尘系统图（见附图10）第四节防、灭火系统一、防、灭火水源及防灭火水管与防尘共用。二、防治煤层自燃发火措施1、定期检测工作面温度及CO浓度，当CO浓度值超过0.0024%或增加较快时，要及时采取相应措施，并撤出回风侧所有人员。2、工作面不得留有顶煤、底煤，老塘浮煤厚度在2m2内不得超过50mm，并定期往老塘洒水。3、工作面老塘不得留有可燃物，两巷内不得有堆煤。三、防外因火灾1、严禁任何人携带任何引火物品及火源入井，严禁穿化纤衣服入井。2、严禁明火明电放炮及放糊炮。3、机电设备电缆的选型，其线芯截面必须满足机电设备最大电流的两倍以上。4、在机电设备集中的地点及各皮带机头处要设置石粉箱及灭火器材，每处的石粉存量不得少于0.5m3，灭火器的数量不得少于2只。5、严禁在井下拆开或修理矿灯。6、矿井灭火消防器材库内必须存备一定数量的防、灭火材料。第五节供电系统一、供电路线地面变电站主井皮带运输巷配电峒室皮带运输下山1197工作面运输巷1197工作面。二、供电电压1197工作面运输巷刮板机及液压泵站供电电压为660V，工作面煤电钻供电压为127V，照明为127V，工作面及运输巷各联络信号电压为36V。三、工作面机电设备负荷统计。四、1197工作面供电系统图（见附图11）。工作面初装负荷统计表表4设备名称安装位置台数设备型号电机功率开关型号刮板机工作面1SGB420/4040KWBQD120刮板机运输巷1SGB520/4040KWBQD120 皮带机运输巷 1DSJ-650 30KW BQD120煤电钻工作面2ZM15Q3.0KWBZZ4N乳化泵轨道运输巷2RB80/20037KWBQD120 合 计6150KW1197工作供电系统图200m355125QZB12030KWBOD200乳化泵 乳化泵KDG37KW37KW350125QZB225JY82QZB120QZB120BKD350300m运输顺槽刮板机40KWBQD120JY82QBZ200335118QBZ350工作面刮板机BQD12040KW150m1.5KW煤电钻综保BZZ-4BQD120地面变电站147/0.73500mGJ4甲烷报警传感器GJ4147/0.73400m甲烷报警传感器甲烷报警传感器GJ4第六节排水系统本工作面最低点均高于轨道下山水仓标高，工作面的水可以自流到轨道下山水仓内，然后从轨道下山水仓内排到付井轨道运输巷水沟内，自行流到付井井外。故本工作面不需要排水及排水设备。第七节液压系统 一、工作面液压泵站位置布置在1196运输联络巷设备峒室内，配置两泵一箱，一台泵工作，一台泵备用。二、泵站主要技术参数泵输出压力最大20mPa，流量80L/min，泵箱溶量640L，单泵电机功率37KW。三、管路敷设线路及选型从泵站经1197运输巷至工作面全长580米，运输巷干管采用16mm无缝钢管，管壁厚为3mm，管间连接采用直通快速接头，工作面主干管选用16mm高压软管，枪管选用10mm的高压软管。四、水源为付井轨道运输巷尽头处20m3储水池，用25mm，硬质塑料管，经皮带下山引至泵站，全长360m。第八节安全监测监控系统一、便携式甲烷报警仪的配备和使用1、当班的班长下井必须携带便携式甲烷报警仪，并悬挂在工作面回风上隅角位置，对工作面瓦斯进行不间断检测。2、机电流动电工、维修工及当班电工下井进入工作面必须携带便携式甲烷报警仪，在检查、维修及调式机电设备时，必须对作业地点20m范围内进行瓦斯检查，当瓦斯浓度超过1%时，不得进行通电、检查及维修作业。3、生产、安全技术管理人员下井到工作面检查，指导工作时必须携带便携式甲烷报警仪，并实时监测生产现场及所到地点的瓦斯含量，发现有瓦斯超限时，必须组织人员及时处理。二、光学式瓦斯检查仪的配备及使用1、本矿使用的光学瓦检仪型号为GWJTA，每班必须有一名专职瓦检员，携带光学瓦检仪对工作面不少于3次的检查，并填写瓦斯检查记录牌板及工作面瓦斯日报。当工作面及两巷瓦斯含量达到1%时，必须通知当班施工人员采取措施。2、专职瓦检员在爆破施工地点20m范围内，打眼前要使用光学瓦检仪对瓦斯含量进行检查，装药放炮前必须进行瓦斯检查，放炮后也必须进行瓦斯检查。3、在工作面回风巷20m处设置瓦斯检查测量记录挂式牌板，瓦检员必须把所测量数据如实填写。三、瓦斯安全监控系统1、矿井的瓦斯监控系统为煤炭科学研究院重庆分院研制的KJ90系统，在工作面、回风巷，分别安装瓦斯报警传感器，对工作面进行不间断监测。工作面进风流瓦斯报警值设定为1%，断电值设定为1.5%，复电值为0.99%，工作面回风风流瓦斯报警、断电设定为1%。2、传感器的悬挂要求：传感器必须垂直悬挂，距顶板不得大于300mm，距巷帮不得小于200mm。3、监控系统设专人维护，出现问题要及时处理。确保系统正常运行，闭锁装置可靠。4、地面总控室设专人值班，时时掌握系统的运行情况，发现工作面监控点瓦斯超限及时向矿长汇报。第九节通讯系统矿有威而信TC2000A程控交换机通讯系统一套，本规程施工的1197工作面，运输巷刮板机尾5m处安装一部防爆电话，皮带机尾处、泵站处均安装一部防爆电话，各机均可与调度室联通，也可两机直接联通，随着工作面的推进，运输巷机尾处的电话要随时后移。见1197采煤工作面通讯及监控系统图。第十一节 压风系统（三条生命线风管）在风井地面装设一台13m/min空气压缩机一台，用100 mm的钢管从风井口总回风巷总回风下山皮带下山，从皮带下山用50 mm钢管至1197运输巷1197采面。并随着工作面的开采推进随时拆撤。要求出风口距工作面下端头不得大于20米。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（见附图表5）循 环 作 业 图 表 表5时间面长（m）班次小 班备注12345678100SSSSSSSSSS908070605040302010图例口（交接班S移溜挂梁掐溜检修回柱支柱攉煤放炮打眼 劳 动 组 织 图 表表6工种出 勤 人 数备 注一班二班三班合计打眼工2226放炮工1113支护工3339攉煤工77721回柱工3339刮板机司机2226电 工1113维修工1113乳化泵司机1113质检员1113 瓦检员111 3安全员1113班 长1113合 计25252575本工作面采用多循环作业，正常推采时，支架为建四回一的技护方式，每8小时为一个循环。二、循环作业组织措施1、严格按照循环作业图表作业，明确各工种之间的相互关系，各工序必须在规定的时间内保质保量的完成。2、各辅助工种要以工作面安全、生产为中心，做好辅助工作，保质保量的做好维检工作，及时处理或预防影响生产、安全的各种隐患。3、管好人员出勤，有足够的劳动力，且做好工作面现场交接班。4、如遇特殊情况各工种必须全力配合，创造条件，尽快恢复正常的循环作业。见1197工作面劳动组织表 表6第二节主要经济技术指标一、1197工作面主要经济技术指标表表7序号项 目单 位指 标备 注1煤种牌号无烟煤2工作面长度m1003煤层厚度m1.44煤层容重t/m31.45煤层倾角度176回收率%987循环进度m1.28循环产量t2309月循环个数个6010月进度m7211月产量t1383012坑木消耗m3/万t513雷管消耗发/t0.6314炸药消耗公斤/t0.3215水炮泥消耗个/t0.6316乳化液消耗Kg/万t50017液压支柱丢失率0018顶梁丢失率0019单体损坏率千分之五/万t20顶梁损坏率千分之五/万t21电耗KWh/t8.6 第二节 煤 质 一、煤种 本规程开采的煤层为二叠系龙潭组第9号煤层，其煤种为无烟煤。 其主要工业技术指标为：发热量（Q ）32.035.0灰分 （Ad ）16.518%挥发分（Vdaf ）6.58%固定碳（FC）6575%硫分（St.d ）0.60.8%二、工作面煤质管理1、工作面所运出的原煤含矸率不得超过5%。2、50mm以上的大块矸石必须拣出，并扔向老塘。3、工作面正常开采时不得破顶、破底。4、放炮后洒水及防尘，煤的水分不得超过4%。第六章灾害预防及避灾路线第一节灾害预防一、水灾1、地面防水地面井口外的水沟要畅通，防止山洪水灌入井下。2、井下防水1）坚持有疑必探，先探后采，工作面开采前，在进风巷、回风巷往顶部打探水钻孔其深度2530米，查清工作面放顶后冒落带裂隙带以及以上10m高度内的含、富水情况，并采取预防措施。2）工作面出现雾气、空气变冷、顶板淋水增大、顶板来压、有水叫声等出水征兆时，要及时增加工作面的支护密度，增加抗棚、抗柱，维护好顶板后，停止作业，并向矿长汇报。二、火灾预防1、所有入井人员严禁携带火种入井；2、杜绝明线接头和设备失爆；3、严禁用动力电源放炮及放糊炮；4、严格按爆破说明及装药封泥的要求爆破，严禁反向装药起爆。5、工作面老塘不得丢留可燃性材料。6、工作面老塘不得有浮煤，巷道内严禁堆煤。7、在机电设备集中的地方要放置石粉箱及灭火器。8、在工作面及回风巷要定期检测一氧化碳气体及烃类化合气体，发现气体异常时，要及时采取措施。9、工作面及两巷发生非电器、电缆火情时，可用防尘水管水直接灭火。电器设备着火时，应首先切断电源，在切断电源之前，只准使用不导电的器材进行灭火。10、工作面结束后，要及时封闭。三、瓦斯的预防1、加强通风管理，及时排除工作面及局部积聚的瓦斯。2、做好瓦斯的检查和汇报工作。3、坚持“一炮三检”，瓦检员、班组长、放炮员三人“联锁放炮”。4、工作面的专职瓦检员，必须使用光学瓦检仪，除一炮三检外，还必须每班不少于三次对工作面及回风巷口进行瓦斯检查，并记录、填写瓦检日报及牌板。5、在工作面回风巷口要悬挂常开的便携式瓦检仪。6、主扇意外停止运转时，必须停止一切作业、撤出人员。7、在工作面回风巷口5米范围内巷道的上方要设置瓦斯监控报警传感器。8、工作面报警瓦检仪的报警值均为1%，当出现报警，瓦斯浓度值达到1%时，必须停止作业，采取处理措施，当瓦斯浓度达到1.5%时，必须停掉工作面电源撤出人员，并向矿长汇报。四、矿尘防治1、采用湿式打眼。2、爆破采用水炮泥。3、各运输转载点设喷雾洒水装置，并坚持开机时洒水。4、回风巷设置两道降尘水幕。5、在回风巷及运输巷设置隔爆水槽