3104工作面采煤作业规程.doc

3104工作面采煤作业规程第1章 地质说明书一、工作面概况：1、 概况：本矿地处渭北高原，为低山丘陵区，地貌以山地梁峁为主体，地形呈西高东低，海拔高392657m，相对高差265m，井田东部外侧为黄河，自北向南流过。本井田所在地区属暖湿带大陆性半干旱气候，年平均气温13.5，最高气温42.6，最低气温-14.8，春夏季节多东南风，秋冬季节多西北风。2、地表位置：3104炮采放顶煤工作面为本矿首采面，地表位于矿区向南400m、黄河岸向西200m的山坡。地形为西高东低、北高南低的山地。工作面南部有一东西向沟谷。地表高程+410+508米，盖山厚度130160米。地表除沟谷岩石裸露外，大部分被黄土覆盖。3、井下位置：工作面井下位于煤仓向南200m处，是矿井初步设计中的第四个工作面。工作面倾斜长度280m，走向宽度40m，可采面积9200m2，煤层底板高程280288m。工作面上方无村庄、建筑物。二、地质构造：本井田地质构造为一单斜构造，煤层走向北东，呈南高北低；倾向北西，呈东高西低，倾角5左右，在单斜面上发育有宽缓褶曲和断裂。从煤田地质勘察和南部开采情况，未发现大的断裂等构造，煤层赋存较稳定，煤层厚度4.75m6.13m，平均厚度5.22m。3#煤层呈黑色，玻璃光泽，条带状结构，性脆，受力易碎，裂隙发育，多被方解石充填，含黄铁矿结核，燃烧时烟浓，属低硫低磷、中灰高热值的贫、瘦煤。本面为炮采放顶煤工作面,掘进巷道沿煤层底板施工。工作面内煤层平缓,煤层倾角-46,平均1。层间滑动构造是3#煤层的一种主要构造形式。该构造是煤层在水平应力的作用下由于层间滑动所引起，主层滑面位于煤层顶底板附近。层滑构造造成3#煤层厚度变化大，煤层破坏程度强烈，煤体破碎。从本面回风顺槽中可以看到两处因层滑构造造成的底板层滑面，其面呈光滑的斜面，坡度较大，回采过程中应采取有效措施，防止支柱滑倒伤人，并应加强煤体注水，以防松软煤体漏顶，并做好顶板管理和支护工作。由于受后期构造及沉积作用，3煤层底板局部凹凸不平，造成低凹区段积水，对工作面回采造成一定影响。三、煤层赋存条件工作面煤层两极厚度3.36.4m，平均厚度5.0m。从两顺槽掘进期间探煤厚资料及漏顶处观察可知，工作面煤层较稳定，自开口向内200m范围里，顶煤厚度34.5m。由200m向里，顶煤逐渐变薄，切眼处顶煤厚1.5m。工作面煤层结构相对简单，除部分底板构造段顶煤较软而破碎外，其他地段顶煤相对较硬，特别是切眼附近60m范围里，顶煤较硬。根据钻孔资料，3# 煤层与上覆2#煤层间距20m左右；3# 煤层与下伏11#煤层间距43.050m，平均46m。四、煤层顶底板根据附近的113#、102#钻孔资料看，该处煤层顶板坚硬，不易垮落；底板相对较好，有利于提高支柱的支撑力。煤层顶板：3#煤层顶板为细粉砂岩、细砂岩，灰黑色，厚层状，厚度4.2m，单向抗压强度5001200kg/cm2；基本顶为粗砂岩，灰白色，厚层状，厚度8.7m，单向抗压强度1300kg/cm2。煤层顶板分类为类。煤层底板：3#煤层直接底板岩性为炭质泥岩或石英质细砂岩，黑、灰黑色，坚硬致密，中厚层状，厚度2.5m左右，单向抗压强度1800kg/cm2。由于受沉积因素控制和后期构造作用，煤层底板在局部地段出现凸凹不平的现象，变化较大，在本工作面中，表现为中部最低，两顺及工作面两侧较高，呈盆地形状。在回采期间，要注意积水的影响。煤层底板分类为类。五、水文地质本工作面主要充水因素为上部砂岩含水及采动后大气降水沿地表裂隙充水、煤层底板渗水等。掘进期间工作面涌水量为5m3/h，预计回采期间工作面涌水量为15m3/h。回采期间要求在低凹处没泵，及时抽排巷道积水，保证行人方便及回风畅通。由于工作面最低处位于自运输大巷向里120140m处，且回风侧低于进风侧，所以在回采期间要分别在这两处设泵，特别是要加强回风巷的抽排水工作。六、瓦斯地质本矿井瓦斯绝对涌出量为0.93m3min，相对涌出量11.16m3t，属高瓦斯矿井。本面是首采面，在掘进期间因其他原因影响，两顺槽在2007年7月掘进到位后长期密闭，直至2008年末才掘进切眼，最后形成工作面。工作面安装完成后，一直闲置，加之煤层的透气性相对较好，工作面瓦斯基本得到释放，且在掘进过程中未发生瓦斯超限事故。3#煤层的煤尘爆炸指数为19.42%，煤尘具有爆炸性危险。属于类不易自燃煤层，煤层水分0.63%，灰分8.5%，挥发分16.5%。七、储量计算3104炮放工作面倾斜长度280m，可采长度230m，走向宽度40m，平均煤厚5.2m，煤层容重1.38t/m3，设计工作面回采率85%，计算面积9200m2，计算结果为：地质储量6.6万吨，可采储量5.61万吨。第2章 回采工艺及顶板控制设计一、采煤方法及回采工艺1.工作面巷道布置示意图（见附图）。2.采煤方法：该面采用倾斜短壁后退式放顶煤开采方法，对棚齐梁齐柱支护，全部跨落法管理顶板，设计采高2.0m，循环进度1.0m。3.回采工艺：打眼装药超前维护柱梁联锁二次补液清煤、回中心柱移溜、打中心柱放炮铺联网移主梁攉煤、打贴帮柱、背帮移副梁、回柱放顶清浮煤、放顶煤二次补液端头维护、设备检修、煤层注水。落煤：采用打眼放炮落煤和人工手镐落煤。打眼、装药、放炮操作严格按煤电钻打眼操作规程和放炮员操作规程执行。装煤爆破自装、放顶煤自装、人工铣装，以人工装煤为主。运煤：工作面采用一部SGW-40T型可弯曲刮板运输机。运顺采用SGW-40T型可弯曲刮板运输机,运顺SPJ-650型皮带运输机，运输大巷采用DSJ8063/240型皮带运输机。支护：工作面采用DZ22-30/100型单体支柱（底鼓或薄煤带使用DZ1.6-30/100型），配合2400型钢梁进行对棚支护。每对棚5根柱，其中主梁一梁三柱，副梁一梁两柱，对棚中心距600mm，排距1000mm，对梁距150mm，并规定一对梁中靠机尾方向的梁子为主梁，靠机头方向的梁子为副梁。柱梁联锁、二次补液，清煤，回中柱，移溜，打中心柱。开工前各茬对作业地点范围内的三排支柱进行详细检查，柱梁联锁不全的，必须补联齐全，顶帮不严地段必须重新刹严背实；支柱不全或者角度不正必须重新支设齐全；网未联好地段必须重新补联，并对支柱进行二次补液。在确认支护到位，隐患排查完之后，方可开始清煤。清煤人员必须站在人行道侧，面向机尾清煤。清煤时必须观察溜子上有无大煤矸块或木料等其他长型物体，以免其挤倒单体或挂伤人员。清煤过程中严禁回中心柱。一次回中心柱的距离最大不能超过12m（即8节槽子）。清完煤后，开始移溜，移溜必须从机头向机尾方向或从机尾向机头方向依次移溜，严禁从两头向中间移溜。当工作面留有斜茬时，必须从斜茬处开始移溜。移溜使用移溜器、液压单体，大小单体配合使用，液压单体必须支设在专门打好的戗柱上，严禁打在正规的柱子上。戗柱用2.2m单体和200200100mm的支柱帽形成带帽点柱,柱子戗向老塘侧与水平面夹角7080,与采面溜子方向的夹角为90，支柱支设必须在对梁之间，严禁设在型梁上。溜子每移500mm后及时将煤墙侧的空载支柱倒运至老塘侧，每循环每段移两次单体，每次支设三个单体，两人一组，由班组长统一指挥。溜子要移直、移平，与煤帮保持200mm距离，溜子弯曲度不得大于3,移溜后液压单体必须处于收缩状态，中心柱及时打上，机头、机尾打好压柱，移溜时必须停机移溜。开关打至零位，机头机尾用8T绞车，按回柱绞车操作规程执行。分段移一次最大距离不得超过12m。每段移2030m试运转一次溜子。溜子移过一段后必须及时打上中心柱，中心柱不得滞后移溜最大距离5m。移溜必须严格执行单体移溜操作规程。跨溜子运柱梁：倒运人员必须站在溜子两侧，面向机头方向，两人一组配合操作，监护人站在倒运人员机尾侧，一人倒运，另一人监护安全，以防运输机拉过来的大矸石、物料伤人。铺联网：尼龙网规格12006000mm，孔径大小为3030mm，工作面沿溜子方向对接铺网，放炮后移设主梁前，铺设顶网，先将网的一端与顶梁上的网对接，200mm打一死接（两环一扣），然后将网配合芭棍展开。在移设主梁时，将顶刹实，网必须铺平，铺展，联接符合要求，不得有空网区，不得出现扯网、掉包现象。移主梁、攉煤、支设贴帮柱、刹帮：移梁要求：每茬由机头向机尾方向先移相邻的三架主梁后，逐架移设其它主梁，再移全部副梁。放炮后及时移主梁支护，移梁首先降老塘侧支柱，将其打在副梁中心位置，再降煤墙侧支柱，最后降中心柱，两人站在副梁下，将主梁移到煤壁，此时，原主梁的贴帮柱变为串过主梁的中心柱，原中心柱变为串过主梁的后柱，升起串过主梁的中心柱，再升后柱。人工清理煤帮浮煤，煤体大部凸出部分用镐挖平，挖好柱窝，打上贴帮柱。梁子必须垂直煤壁，梁端头与煤壁顶实，顶帮刹严背实。要求长钢梁每米均匀布置5根芭棍，芭棍刹在网下面、钢梁的上面。芭棍规格为301000mm，每根芭棍必须搭在两对长梁上。在未串够三根主梁支护前，人员严禁进入煤壁区攉煤，在串够三根主梁后，停止继续串梁，方可在主梁的掩护下攉煤，攉煤时人员应面向机尾，以防拉过来的物料、矸石伤人，打齐三根主梁的贴帮柱后，再依次串主梁，每串过一根主梁。逐架回副梁煤墙柱，打在串过来的主梁煤帮，打贴帮柱前所挖的柱窝一定要挖至底板，未见底板处，必须将柱窝挖至溜槽的下沿以下，以便支柱能打在实底，保证支柱探撑有力。当出现构造支柱无法打在实底上时，要下底梁或穿柱鞋，以保证初撑力。煤帮用芭片、芭棍刹严背实，要求芭片相互压茬100mm，自顶到底横背，芭棍每300mm一根，均匀压实芭片，旷帮处用煤填实。本茬主梁全部串完后方可移副梁。移副梁、回柱放顶、采空区处理：采用全部跨落法处理采空区，人工回柱放顶。放顶步距1.0m，最大控顶距离3.2m，最小控顶距离2.2m。本茬当主梁全部串完，本茬煤墙采通后把副梁前移进行放顶，移副梁时首先降副梁老塘侧支柱，再降中心柱，副梁串过后将老塘侧的柱子打在煤帮，串至本茬第三根副梁时，可先将原副梁老塘侧柱一次性回完，然后逐架串完三根副梁。打前三根主梁煤帮柱和回最后三根副梁老塘侧柱时，小工必须监护大工安全。当采面主梁移完后，将副梁前移，与主梁成对，升起两端支柱，完成回柱放顶。放顶时，应由下向上逐棚放顶；作业前，首先检查周围安全情况，发现问题及时处理，然后清理好退路，在保证安全的情况进行放顶作业；作业时人员应站在支架完整的斜上方，并设专人观察顶板动态，发现有顶板来压、漏煤串矸等安全隐患时，不准回柱放顶。放顶间距不小于15m，严禁提前摘老塘侧支柱，严禁主副梁齐步移设。作业时先打中心柱，后回老塘柱，前移副梁与主梁靠在一起，形成对棚支护，并且移梁后及时将老塘矸石挡严。放顶煤、二次补液、清浮煤：工作面放顶煤采用分段多轮次由上而下顺序进行。放顶煤在老塘侧进行。放煤口选择在溜子以上300500mm处，放煤口间距1.2m，放煤口大小300300mm，同时两个相邻的放煤口之间放煤应保持1012m距离，每次分段开34个放煤口（开口多少可在现场根据溜子负荷大小而定，以不压死溜子为原则）。第一轮放煤时，必须间隔放煤，先放第一孔，再放第三孔，依次类推，放第二轮时，先放第二个孔，再放第四个孔，依次类推，直至顶板均衡下沉。当有大块煤或矸石堵在放煤口不能放煤时，可用钢纤、锤打碎煤矸，打不碎时，严禁炮崩，严禁回老塘支柱进行放煤，可放弃此口，在附近另开口进行放煤，放煤口要及时封口，并对受矿压影响的支架进行整改，支架歪斜、迎山不当、顶帮不严、支架变形时要及时处理，并对支柱进行二次注液，使采面支撑有力，顶帮牢固。机头、机尾5m范围严禁放顶煤，严禁一次性开口将煤放完。每个放煤点必须不少于两人作业，一人放煤，一人监护安全，严禁在支架顶部或高位放煤。移梁改柱顺序：移梁顺序：先移主梁，后移副梁，当本茬主梁全部移完，贴帮柱全部打上，帮背严后，本茬方可开始移副梁。改柱顺序：a、移溜前摘下中心柱，移溜后原打在主梁中心位置；b、移主梁前，先将所在主梁老塘侧支柱卸载回出，打在此对梁子的副梁中心位置，之后方可移此主梁。c、依次移三架主梁后，方准人员进入煤壁区攉煤打贴帮柱，此贴帮柱是由副梁煤墙侧支柱回出的。d、此后每移一根主梁，贴帮柱要及时打上，严禁主梁全部移完再打贴帮柱，严禁溜子移完后把主梁老塘侧支柱一次性摘完，只准摘一根，移一架主梁。e、主梁全部移完，煤帮柱全部打上后，开始移设副梁，将副梁老塘侧支柱卸载移到煤墙，副梁前移，升起两端支柱。移梁、改柱顺序（见附图）说明：1.图1为施工前采面移溜后支护平面图；2.图2为移主梁前，主梁老塘侧支柱回出打在副梁中心位置。3.图3为主梁已串过，但贴帮柱未打；4.图4为把副梁煤墙侧支柱（5号柱）回出后，打在主梁煤墙侧，使之变为主梁的贴帮柱。5.图5为副梁前移，4号柱子移到副梁煤墙侧升起。6.图中仅画了一对柱梁移设顺序，其它每一对柱梁移设与此相同。二、采面控制顶板设计：1.顶板运动参数选取：本面为首采面，参考大矿3煤层工作面选取的有关顶板控制运动参数支护。直接顶运动参数：厚度 m初垮步距 m悬顶距 m分 类6.58124.2基本顶运动参数：厚度 m初垮步距 m周期步距 m分 类8.6910128支护方法及说明：基本支护方式护顶方式特种支护方式端头支护初垮压期间周压期间单体配合型梁尼龙网戗柱戗柱4对8根长梁2.工作面有关支护用品的技术参数：本面采用DZ2230/100型液压单体支柱配合2200型长钢梁进行支护，DZ2230/100型液压单体支柱属外注式液压支柱，油缸直径100mm，最小高度1440mm，工作行程800mm,最大高度2240mm，额定工作阻力294KN。3.采面顶板控制设计：本面顶板控制从“支”、“护”、“稳”三个方面考滤：“支”。要求在其工作过程中能有效支撑住顶板所施加的压力。a、按工作面48倍采高岩石计算顶板压力：P=(4-8)hr 式中 h采高（取2.0m） r 岩石平均密度（取2.5T/m3）P=(4-8)2.02.5=2040T/ m3b、最大压力确定：根据其他矿区3开采经验证实本面有周期来压，取安全系数N=2,采高H=2.0m,岩石平均容重r= 2.5T/m3,岩石碎涨系数K=1.35,采面实际压力为：P=NHr/k-1=28.57T/M3 因此采面压力确定为Pmax=40T/M2c、支柱实际工作阻力确定：P1=P0K1K2=300.850.7=17.85T/根。d、采面合理的支护密度：R1=Pmax/P1=40/17.85=2.24根/m2采面实际支护密度：R2=5/0.63.2=2.6根/m2采面实际支护强度：P2=R2P1=46.41T/M2由上可见：P2PmaxR2R1因此本面先取的柱距0.6m,排距1.0m，对棚5柱，支护形式合理，完全满足要求。“护”。包括护顶、底板、挡矸、刹帮a、护顶在所选定的柱、排距的支架支护下，尼龙网、芭棍、芭片能托住两棚间松散煤体的重量，芭棍应布置在尼龙网下方梁子上方，直径不小于30mm，每米均匀5根。b、护底：采面保证支护质量的重要条件是支柱不钻底，因此，回采时必须沿底回采，支柱必须打在实底上，对局部底板起伏过大留有底煤时，中心柱和老塘柱必须穿铁柱鞋，铁柱鞋规格为280300mm。d、挡矸：放完顶煤后要及时封堵放煤口，出现的撕网、脱网等要及时补联，防止矸石进入控顶区。“稳”。要求支架具有抵抗来自层面方向推力的能力，为防止复合顶板推垮型事故，必须提高单体初撑力，支柱具有正确的迎山角度。a、 单体初撑力：根据韩城局放顶煤开采经验，采面初撑力要求不低于7 MPa(矿务局规定)。b、采面支柱的迎山角度：支柱的迎山角度按现场底板及煤层倾角的实际情况，每7迎1。实际操作过程，将单体柱头与梁面卡紧、以垂力铅垂线为基准（铅垂线可经从柱头自由落下一小块煤，煤块落地点和柱头联线即为铅垂线），然后把柱根向垂力铅垂线的上坡方向移一适当距离（根据实际坡度在50100mm间选一合适长度）。本面为倾向面，因此，支柱的迎山应根据现场的实际情况，支设正确，柱子升紧后，柱爪必须与梁牙卡紧，使其成面接触，支柱打距梁头100mm处（外露两牙）。根据以上分析计算结果，本面所选支护形式及柱、排距满足顶板控制过程中支、护、稳的要求。4.采面上下安全出口支护：在采面机头煤三角区超前做一长2.0m，宽1.8m，高1.8m2.0m的缺口，使用四对八根4.5m型钢梁配合DZ22-30/100型单体液压支柱支护，一梁四柱，交替迈步前移，对梁间距150mm，对棚间距600mm,排距1.0mm,严禁钢梁侧向使用，其中至少有一根长梁必须抬住超前替棚的梁头。在采面机头与运顺溜子机尾搭接处，若超前双排支护的支柱因运输溜子无法支护提前取掉时，必须及时架一架抬棚抬住超前棚的棚梁，抬棚梁子用2200mm钢梁，柱子用DZ22-30/100型单体液压支柱支护，保持一梁三柱。采面机尾出口使用一对3.5m长钢梁抬住进风超前替棚的棚梁端头，一梁三柱，交替迈步前移。上下安全出口高度不得低于1.6m，宽度不得低于0.7m。两顺尾巷支护与回收：两顺尾巷支护仍为木梁单体棚，一梁四柱，进风顺槽尾巷有3.5m长钢梁抬棚时，可一梁三柱，回顺的尾巷检修班每班必须回到同切顶线齐，严禁留长尾巷或超前串抬棚，超前回尾巷。进风巷最长可滞后采面切顶线一个循环，尾巷回收的施工操作严格按回柱放顶规程和回柱绞车司机操作规程进行操作。回撤前必须保证工作面和落山角瓦斯小于1，先回靠工作面的单体，后降副帮单体，且必须两人操作，一人观察顶板，一人操作，由里向外逐柱逐架回撤，回撤出的单体、梁子、木料必须堆放整齐，以备再用。两顺超前支护：两巷超前支护距离为70m,三排、双排、单排各为20m，两顺采面煤壁010m范围内用DZ25-30/100型单体支柱配合绞接顶梁加强支护，排距600mm，木梁单体棚一棚四柱，绞接顶梁两梁四柱，原木棚顶梁折断的必须接成新梁。回收棚腿时，先用单体打起顶梁，再挖出棚腿。作业时三人一组，配合操作，其中必须指定一专人监护安全，遇棚腿难回时，可使用14T绞车时，其操作严格按回柱绞车司机操作规程进行操作。所回支架必须人工扛到指定位置，码放整齐。超前支护用用单体配合绞接顶梁支护，支柱用DZ25-30/100型，ADZ28-30/100型液压支柱。未见底板处单体必须穿铁柱鞋或下底梁。所有超前支柱必须柱梁联锁，支柱升足，初撑力不小于7MPa,若遇超前压力增大地段单、双排可分别多打10m,超前支护距离变为90m。运顺超前替棚时，必须在一帮留出大于0.7m宽的人行道，超前支护范围内的顶帮必须刹严背实，支柱升足，架设的木梁单体棚为矩形棚，严禁设成梯形或倒梯形，支柱打在距梁头100mm处。高度保持在1.82.0m。严禁隔棚替换，人员操作严禁骑溜子操作，人员必须站在溜子两侧人行道进行操作。运顺超前作业时，溜子上严禁放任何物料,严禁开动，以防伤人。5.工作面支护平面图（见附图）6.工作面支护材料明细表（见下表）名 称规 格回收率复用率用 量消耗率备用量单 体DZ22-30/100100100620050单 体DZ25-30/100100100100030长钢梁350045001001002根8根02根型梁2200100100240根020根绞接梁HDTA-120010010050根2020根园木180240060508根/循环5020根芭棍5012003020500根/循环801000根芭片10005006050250片/循环50100片尼龙网12006000012卷/循环10050卷铁柱鞋280300100块7.超前支护与临时支护采面在顶板破碎，煤质松软地段必须加强临时支护与超前串梁维护。即在相邻两对梁间增打带帽点柱,柱帽使用1.2m长的半园木，柱子用单体，一柱一帽使用，带帽点柱端头应提前有一部分串入煤帮，然后再将主梁串过去。煤质松软地段，严禁打眼，放炮。必须用手镐落煤，人员站在支护可靠地点挖梁窝串梁，梁子一次串不到位可用带帽点柱与所串梁交替前移，一次前移距离不大于0.5m，直至将梁串到位，这时梁子与煤帮顶实，方可取带帽点柱。在一般情况下施工必须按回采工艺进行施工，若遇特殊情况需要在移溜前进行超前维护时，必须把所维护的范围内串过的主梁煤帮柱及时打上，并刹好帮，保证主梁在移梁前一梁三柱，移梁时一梁两柱，溜子移过后，及时将主梁的中心柱打齐，严禁进行单挑梁维护，严禁大面积拆帮，大面积维护，人工在煤墙乱挖。在煤墙不片帮处进行超前维护前，必须依次将所在地点炮先放完，严禁在未放炮前，人工在煤墙乱挖，以防手镐挖响电雷管伤人。炮后临时支护，炮后先用单体带帽点柱配合顶网封帮进行临时支护，临时支护用备用单体打在煤帮侧，柱帽用301000mm的芭棍。8.特殊支护：工作面周期来压期间，型梁不垂直煤壁（梁子偏离100mm以上）以及空顶情况下，每4米打一园木单体戗棚，一梁两柱形式支护。园木规格180mm2400mm向老塘侧戗，戗度为7580打在中心柱或切顶排前，在老空充填不实、顶板悬空、煤壁来压的情况下，必须给每棚梁打一戗柱，戗向煤壁，戗度7580,戗棚支柱必须有扎角，防止沿工作面方向水平推力。工作面抹茬区域前后5m范围内主副梁都打中心柱，煤帮必须刹实、封严。第三章 工作面主要设备及生产系统一、工作面设备工作面设备布置图（见设备布置图）工作面主要设备及其基本参数（见下表）设备名称型 号电机功率(KW)铺设长度（m）运输能力（t/h）台数工作面溜子SGW-80T255751501运顺溜子SGW-80T255801501运顺皮带SPJ-8002302904001联巷溜子SGW-40T55451501调度绞车JD-11.411.44回柱绞车JH-14T18.52煤 电 钻MZ-1.21.22乳化液泵MR2B-125752变 压 器KSWD5001工作面设备管理1.工作面两顺所有电气设备必须有标志牌。2.机电设备的检查、维修、保养必须由专职人进行,电气设备在使用前应对各部件进行详细检查，发现问题及时处理。保证设备完好率不低于95，防爆率达到100，电气设备严禁带电检查带电搬迁。3.各类设备在使用过程中，若出现异常情况，必须停止运转查明原因，故障排除后再使用。4.液压联轴节指定专人维护，按规定注油，易熔塞熔化后要及时更换，易熔塞要符合标准，严禁用其它物品代替易熔塞。5.各类设备电缆悬挂符合要求，所有电气设备的保护接地装置和局部接地装置都应与总接地极联成一总接地网，各种设备达到完好标准。6.各种电气设备均符合安全规程的“三无”、“四有”、“两齐”、“三全”、“三坚持”，性能完好无失爆，运转正常，灵敏可靠。二、运输系统：1.运煤系统：工作面各转载点洒水消尘系统必须正常使用，当回风运输顺槽瓦斯浓度达到1，必须切断工作面及回风顺槽一切电源，并每班有专人在回风巷消尘，严禁煤尘堆积。3104采面3104运输顺槽运输皮带上山主煤仓主斜井皮带转运皮带地面煤场。2.运料系统：副斜井井底车场一号运输上山回风上山3104回风顺槽3104工作面。三、通风系统：1.通风系统进风路线：主斜井三号煤联巷皮带运输上山3104运输顺槽3104工作面回风路线：3104工作面回风上山回风暗斜井回风井地面。2.采面风量配备：按回采期间，预计瓦斯最大绝对涌出量计算：Q=100qk=1003 2= 600 m3/min式中q-预计回采期间的平均涌出量 m3/mink-安全系数（取2）按采面最多人数计算：Q=4N=450=200 m3/min按工作面适宜的气候条件计算：Q=60VS=601.55.4=486m3/min式中V-风速取(1.5m/s) S-平均断面m2（取5.4）按工作面风速验算：Vmax=4m/s Vmin=0.25m/sQmax=60VmaxS=6045.4=1296m3/minQmin=60minS=600.255.4=81m3/min根据以上验算可知Q采必须小于Qmax，大于Qmin。因此采面可按 600 m3/min 进行配风，在开采过程中，通风部门必须根据采面的煤量大小、瓦斯实际涌出量大小等具体情况，随时调整配风量。3.综合防尘：供水系统:a、地面储水罐主斜井三号煤联巷皮带运输上山3104运输顺槽3104工作面。b、地面储水罐主斜井三号煤联巷泄水巷回风上山3104回风顺槽3104工作面。严格控制风速风速确保0.25V4m/s，通风设施完好，无瓦斯积聚，无煤尘堆积、无煤尘飞扬。坚持煤体注水，放炮使用水炮泥。各运输转载点设置灵敏、可靠、有效的喷雾设施，做到开机开水、停机停水。在进、回风顺槽距工作面30m各设一道净化水幕，在进、回风顺槽距工作面60200m范围内各安设一道隔爆水棚。放炮前后及放顶煤时要派专人洒水消尘。采面消尘、泵站用水，由供水管引至使用地点，每天对两巷煤帮冲洗一遍。工作面作业人员必须戴防尘口罩。四、供液系统：1.采面供液由MR2B-125泵供给，采用两泵一箱供液方式。2.采面供液系统：泵站皮带运输上山4315进风顺槽4315工作面回风超前段。3.泵站设在4315回斜底弯道（5横穿内），使用无缝钢管向工作面供液，工作面使用2020的高压胶管配合105的枪管供液，工作面每5m设一个枪管，安设一把液枪。4.乳化液泵站各部件完好无损，管路悬挂整齐，跹系统不漏液，不串液，泵站压力不小于18MPa,乳化液浓度23，过滤装置齐全。乳化液浓度配备使用浮化液自动配液仪。5.乳化液泵司机必须经过培训合格后，持证上岗，并随时用浓度计检查乳化液浓度，使其浓度始终保持23，认真检查泵站压力及泵的运转情况，发现问题及时处理。6.保证一台泵运转，另一台泵备用。五、供电系统：1.供电系统图（见供电系统图）2.信号与通讯运顺溜子头，皮带机头、泵站及溜煤眼上口必须安设电话，传递井上下信息。运顺各运输机之间使用电铃传递信号，工作面运输机使用哨子传递信号，工作面每20m配备一把哨子，听到哨声音及时向机头传递信号并规定：“一长音停，二短音开”。溜子机头使用信号铃，并保持正常使用。六、排水系统：1.本工作面充水因素为上分层采空区低凹处积水，煤层顶板淋水、底板砂岩裂隙水及上分层回撤巷道内积水。 采面两顺低凹处打水窝，设水泵及时抽排水，排除水害威胁。2.排水路线：a、4315工作面进风顺槽4315进斜200轨道巷200水仓280大巷4井底水仓地面。b、4315工作面回风顺槽5斜上200轨道巷200水仓280大巷4井底水仓地面。第四章 爆 破一、爆破说明1.采面采用打眼爆破落煤法落煤，煤电钻和1.2m麻花钻杆打眼，MFB100型 放炮器起爆，煤矿安全水胶炸药，毫秒电雷管，水炮泥，黄泥充填正向起爆（爆破说明书，煤眼布置图见附图）。2.炮眼布置为三花眼，底眼距1.0m腰眼距2m，眼深1.2m，装药量0.44kg/眼，腰眼距顶板0.8m下扎5,底眼距底0.3m，并下扎1020,炮眼与采面切眼方向夹角7580,煤层片帮，煤质松软地段，不准打腰眼或只打眼不装药。3.炮眼装药结构（见附图）4.爆破方法：采面用单联、单放方式，由专职爆破工自联自放，每次放一炮。放炮前先拆一米帮，再放炮，梁子串过打好临时支护，刹好顶帮再拆一米帮，放一炮依次类推，对于煤层松软地段采用放炮不拆帮的爆破方式。二、装药量计算：1.按每眼装药量计算:Q=75/1.00.4475/20.44=49.5Kg2.按装药量公式计算：Q=gAHLK=0.227521.21.2=47.5Kg式中：Q-总装药量 g-单位炸药消耗量(0.22kg) A-工作面长度m H-设计采高2m L-眼深（1.2m） K-调整系数（取1.2）经计算可知，采面实际装药量接近于理论装药量，说明工作面炮眼布置和每眼装药量是合理的，所以采面每循环实际炸药消耗量为49.5Kg，雷管消耗量为75/1+75/2=108发。三、放炮操作：1.放炮警戒距离规定：在煤层无夹矸时，规定放炮地点至警戒线距离为30m。在煤层有夹矸时，规定放炮地点至警戒线距离为50m。在夹矸或底鼓岩石中打眼放炮时，规定放炮地点警戒距离为70m。2.放炮设置警戒人员规定：爆破工给当茬放炮，由班长亲自安排当茬的大小工担任警戒，并规定大工负责从放炮地点向机尾方向将邻茬人员令至警戒线以外，小工负责从放炮地点向机头方向将邻茬人员撤至警戒线以外。警戒人员在放炮未完，班长不宣布撤警戒前，严禁擅离职守，严禁其它人员私自进入放炮区域，只有在班长宣布撤离警戒人员，人员方可进入放炮地点从事工作。放炮前瓦检员和爆破工向机头方向撤至警戒线外，班长和安检员向机尾方向撤至警戒线外。3.装药、连线、放炮整个过程必须由持证上岗的同一爆破工进行操作，严禁任何人私自装药、私自连线、私自放炮，严禁任何人用短线、矿灯放炮。4.放炮必须从机尾向机头方向逐茬放炮，一次只准放一炮。5.班长在放炮前对放炮地点的安全情况进行全面检查，无隐患时，方准放炮。6.放炮前，由瓦检员二次检查瓦斯，不超限时方准放炮。7.人员撤至警戒线外，爆破工连完线，由班长再次进行安全检查，确认警戒区无任何人，爆破工最后一个离开放炮地点，当班长向机尾方向撤至警戒线外，最后发出放炮命令的只准是班长，其它任何人严禁乱发命令。爆破工听到班长下达放炮命令后，再等30秒后，方可将放炮器的开关钥匙转到放电位置进行起爆。8.若听到炮响后，只有班长宣布撤离警戒，方准撤掉警戒，若炮未响不准撤警戒，再等5分钟，由班长和爆破工沿路查明“拒爆”原因，并进行处理，处理“拒爆”严格按安全规程有关规定进行操作，严禁镐挖手拉。9.一个采面只准使用一台放炮器，严禁同时使用两台或两台以上的放炮器进行放炮。10.采面一次装药，一次起爆，严禁一次装药，分次起爆。11.放炮作业严格执行“一炮三检”和“三人联锁放炮制度”。12.其它有关放炮操作严格按放炮员操作规程和安全规程之规定执行。13.煤仓堵需要放炮时，必须遵守下列规定：严格执行放炮警戒距离规定，由持证上岗的专职放炮员进行操作，严格执行“一炮三检”和“三人联锁放炮制度”。每次煤仓放炮装药量规定为220g（被筒炸药）。半卷水胶炸药可由整卷水胶炸药切割而得，切割时严禁用镐、铣等器械砸药卷，必须用小刀（电工刀或钢锯条）迅速切断。切割前用手在药卷中部向两头把炸药扒至两头，并将药卷一半不动，另一半旋转360,使切割部位几乎无炸药，切割后迅速将两半卷药用绳子扎好切割口。使用所切割的药卷必须是新药卷，严禁随意在采面或其它地方捡来药卷进行切割，以防药卷内有雷管。炸药必须紧贴岩面（或其它杂物面）远离溜煤嘴，放炮时必须把溜煤嘴张开，严禁关闭。装药需要站在皮带上操作时，必须将控制皮带运输机的开关停电闭锁。并悬挂“有人工作，严禁送电”的警示牌。其它规定按安全规程330条之规定。第五章 循环作业及劳动组织一、循环作业方式：采用“三八”制，两班出煤，一班检修，日循环两个，循环进度1m，放顶迈步距1m。二、劳动组织：1.劳动组织为专业队伍和综合队伍相结合分段作业方式，采煤工完成移梁、攉煤、移溜、打柱、回柱、放顶、放煤等工序，同时溜子司机、打眼工、放炮员、检修工、泵工完成本职工作。2.日产量：采高2.0m，平均煤厚4.04m，循环产量390T，日产量为780T。三、正规循环作业组织措施：1.各班必须严格按照工艺流程图要求组织生产，抓住薄弱环节，确保正规循环作业。2.合理调配劳动力，提高工时利用率，多采用平行作业。3.各工种实行岗位责任制，加强设备维护和检修。4.延、缩溜子，更换设备合理安排时间。四、劳动组织表，正规循环图表：1.劳动组织人员分配表（见下表）2.正规循环图表（见附图） 劳动组织人员分配表序号工 种人 数（人）合计（人）一班二班三班1跟班队长11132班 长22153验 收 员1124三 铁 工11245放炮 员 1126打 眼 工3367电 工11688采 煤 工50501009看 工 具111310端 头 工8811检 修 工101012油 泵 工111113注 水 工4414溜子司机33615皮带司机111316勤 杂44817缺口工2218合 计727035175第六章 主要经济技术指标主要经济技术指标序号指标名称单位 数量1工作面长度m3702工作面宽度m753平均煤层厚度m4.04循环进度m15日循环个数个26循环产量T3907回 采 率858采 高m29出勤人数人17510炸药消耗量Kg/万吨126911雷管消耗量发/万吨276912坑木消耗量m3/万吨3.513尼龙网消耗量m2/万吨200914配 风 量m3/min60015回采工效T/工4.46第七章 工程质量要求、煤质管理及煤层注水措施一、采面工程质量要求：1.工作面工程质量管理必须达到三直一平两畅通。设备完好浮煤净，支架数量齐全，不出现歪梁斜柱，顶帮刹严背实，支架稳定，迎山角度合理，采高控制在1.82.0m。2.采面控顶范围内顶板移近量不大于100mm/m，顶板不出现下沉，梁端与煤壁顶实，梁子串到位，并垂直于煤墙，支柱初撑力不小于7MPa。3.采面排柱距符合要求，严禁使用失效柱子，严禁梁子侧向使用。4.留底煤处老塘柱、中心柱必须穿柱鞋，两出口高度不小于1.6m,宽度不小于0.7m,采面煤墙侧改进度不低于1.3m，四对八根成对使用，迈步均匀，两顺超前打够20m，其中双排超前替棚不小于10m。5.梁子必须成对，不得出现单梁、单柱、大空档（大于700mm）。切顶排支柱打在距溜槽100mm处，中心柱打在距溜槽200mm处，老塘柱和煤帮柱打在距梁头100mm处（外露两牙）。6.采面所有支架端头的端面不大于300mm，顶帮刹严背实。7.采面循环进度（溜子的推进度）必须达到1.0m，严禁出现长尾梁。8.两巷文明生产符合标准要求，无积水、淤泥、浮煤、浮矸、杂物。积水范围不大于50.1m，各类支护材料分类码放整齐，换下的设备、配件及时运至回风道头及时回收升井。9.两巷无断梁折柱、漏顶、空顶、旷帮现象。10.采面三用阀，单体手把统一方向，单体手拖把规定方向规定：煤墙向老塘，老塘向煤墙中间柱向煤墙。三用阀注液端方向煤墙向老塘，老塘向煤墙，中间柱向机尾。11.联网时每200mm打一死结联好，严禁有空网区，严禁有扯网、掉包现象。二、采面煤质管理：1.采面尽可能不留或少留底煤，浮煤清扫干净。2.放煤口符合规定，不留网下煤，顶煤放净，见矸及时封口，老塘扯网串矸处及时补联网。3含矸率不大于5%。4.工作面人员应坚持“三捡四不上”原则，严禁矸石上溜。5.及时支护暴露煤的顶板，顶帮刹严背实，防止矸石混入煤中。6.严禁非煤杂物进入煤仓。三、煤层注水措施：1.煤层注水系统：同采面供液系统。2.注水工具：煤电钻、麻花钻杆（型号为421200mm），截止阀，高压胶管，三通、两通、压力表、封孔器。4.注水方式：采用高位浅孔注水方式。5.注水要求及施工组织措施：注水时间安排在零点检修班，安排打眼工两名，注水工两名，四人配合。注水孔深3.0m,孔径42mm，孔间距3m，孔位置距顶梁下300mm处，仰角30。注水前泵工调试好泵站注水压力，压力调到4MPa左右。两顺超前注水孔不得低于5孔。注水效果要求：以达到煤层完全湿润为准，当注水眼周围及顶部充分出水时，该眼注水结束，接注下一眼。将封孔器卸压后，再插入打好的注水孔中进行注水，注水时必须两人配合作业，一人操作，一人观察压力表，压力表的读数不得超过3MPa,给压时由小到大。注水前必须首先检查注水地点的支护情况，柱梁必须联锁好，发现隐患，必须先处理后作业，特别是煤墙旷帮处要刹严，以防片帮煤将注水设备砸坏，或者伤人。注水时人员不准站在封孔器的正前方操作，应站在斜上方进行操作，下一班打注水孔时水平错开1.5m。打眼、注水时，人员必须站在人行道作业，严禁站在溜子上操作。打眼工严格按打眼工操作规程执行。第八章 安全技术措施一、总则:1.为了实现安全生产，所有工作人员必须树立安全第一的思想，严格遵守三大规程及上级安全技术部门的有关规定，严禁“三违”，按章操作，遵守各项制度，对违反规章、制度人员进行严肃处理。2.所有作业人员必须认真学习三大规程的有关规定，经考试合格后方可上岗。3.下井前要休息好，下井时佩戴矿灯、自救器、安全帽、穿好胶靴，严禁穿化纤衣服下井。4.班组长、电钳工、放炮员及管理人员必须携带便携式瓦检器。5.各工种必须按各工种操作规程进行操作，并持证上岗。6.用导链起吊设备、物料时，所挂棚梁必须牢固可靠。7.当工作面因故停风时，要立即停止工作，将人员撤到通风良好的地点，班长应清点人数，并汇报调度室，进行处理，不经瓦检员允许其它人员不得入内。二、打眼、放炮措施：1.打眼工、爆破工必须经过培训考试合格后持证上岗，打眼、放炮严格执行爆破说明书及炮眼布置图，装药按装药结构图进行操作。2.放炮员必须把炸药、雷管分别存放在专用箱内，并加锁，严禁乱扔乱放，药箱存放在顶板完好、支架完整、避开电气设备的安全地点。3.井下放炮工作必须由专职爆破工担任，放炮时在现场严格执行“一炮三检”和“三人联锁放炮制度”。4.爆破工从成捆的雷管中抽出单个雷管时，不得手拉脚线硬拽管体，应将成束的雷管顺好，拉住前端脚线将雷管抽出，并将其脚线末端扭结。5.装配引药必须在顶板完好，支架完整，避开电气设备和导体的放炮工作地点附近进行。6.装药时将炮眼内煤粉掏净，雷管脚线要短接拧好并挂起。7.封孔必须用水炮泥，黄泥充填封严实，对无封泥或封泥不足和不实的炮眼，严禁放炮。8.使用良好的放炮器，工作面只允许用一台放炮器放炮。9.放炮必须单联单放，先放腰眼，后放底眼，片帮段，严禁放腰眼炮，主梁串过去再放底炮。放炮前必须详细检查脚线的连接情况。10.执行开溜放炮，以防压死溜子，放炮地点支护不全，迎山不当，顶帮不实不严时不许放炮。11.严禁放糊炮和明火放炮，在瓦斯浓度达到1时，严禁放炮。12.装药的炮眼必须当班放完，在特殊情况下，若当班尚未放完的装药炮眼，当班爆破工必须现场向下一班爆破工交待清楚。13.装药、连线、放炮操作过程必须同一爆破工自装、自联、自放、严禁其它人员代替。14.火工品向工作面人力运送时，必须严格遵守安全规程第314条之规定。15.每个炮眼最大装药量不准超过440g（一卷水胶炸药）。16.打眼期间不准开动工作面溜子，并将溜子开关停电闭锁。 三、采煤、支护、攉煤、放顶煤等安全措施：1.开工前必须坚持敲帮问顶制度，察看顶板的完整性、顶帮完好性，发现问题及时处理。2.放炮后进入工作地点，首先处理活矸、活煤，扶起被炮崩倒的支柱并支护好，然后再铺网串梁。3.支设支柱、卸载支柱、串梁、改柱等作业大小工必须配合操作，严禁单人独立操作，以防支柱倒下，梁子掉在溜子上伤人。支设支柱：两人一人扶柱，扶柱人严禁将手放在支柱的顶端，两手应放在手把处扶好，以防在支柱行程过程中夹伤手指；一人操作液枪，必须先将液枪卡环牢牢卡住三用阀后，方可升柱，升柱时不能行程速度过快，应缓慢给液，逐渐升起，等支柱刚卡住型梁牙时，停止升柱，扶柱人需扶好同一梁子下的其它支柱，方准继续升柱，直至升足，再将升足的支柱联锁好，升柱时必须使柱爪与型梁的牙卡紧，使其成面接触，作业时人员严禁正对支柱。卸载支柱：两人作业其中一人用卸载手柄卸载，另一人扶好支柱上方的梁子，卸载支柱前检查周围顶板、柱梁联锁、联网情况，无隐患时方准操作，必要时先打替柱后再卸载。移梁及升柱：移梁时大工站在煤墙侧，小工站在老塘侧，严禁骑溜子移梁，两人各抬梁子一头，将梁子串至煤壁，梁子串到煤壁后，大工扶好柱梁，小工迅速铺网刹棍，刹好后，两人配合将梁子升