735采面作业规程 使用版.doc

呈批报告表拟文单位生产技术部文号拟文人罗焱华内容摘要735西翼首采面回采作业规程承办人意见请领导批示部长意见有关部室意见公司领导意见存在的问题处理意见目 录第一章 概 述 第一节 概 述第二节 编写依据第三节 地质概况第四节 工作面概况第五节 储 量第二章 采煤方法及回采工艺第一节 采煤方法第二节 回采工艺第三章 设备选型及支护第一节 液压支架选型第二节 采煤机选型计算第三节 前后部刮板输送机选型第四节 转载、破碎及运输皮带选型第五节 乳化液泵第六节 支护设备第四章 顶板管理第一节 顶岩管理第二节 顶煤管理第三节 上下巷道超前支护管理第四节 端头支护管理第五节 正常工作时期顶板支护第六节 特殊时期的顶板管理第七节 矿压观测第五章 通风及瓦斯管理第一节 通风方式第二节 风量计算第三节 瓦斯管理第四节 瓦斯超限处理第五节 防火措施第六节 综合防尘第六章 机电、运输及供排水第一节 采面设备配置第二节 运输系统第三节 供电、通讯、照明系统第四节 供、排水系统及要求第七章 瓦斯管理及火灾预防第一节 瓦斯管理第二节 瓦斯抽放系统第三节 防火管理第八章 质量管理第一节 支护质量管理第二节 提高煤质措施第三节 现场文明生产第四节 机电、设备质量管理第九章 劳动组织、正规作业循环及主要经济技术指标第一节 劳动组织第二节 正规作业循环第三节 主要经济技术指标第四节 工作面设计标准第十章 安全措施第一节 总 则第二节 综采设备使用安全措施第三节 其他安全技术措施第四节 避灾路线第一章 概 况一、概 述1、采面名称本作业规程为一号井+735水平西翼综放采煤面作业规程。2、采区设计长度和服务年限设计长度：本采区的设计可采长度1235m（此长度为+735一号联络巷至井田西翼边界（开切眼），停采线设定在进风巷一号联络巷口，回风巷设定在回风石门以西40米处）。服务年限：36个月。3、预计回采时间，结束时间本采面工作面自2011年4月开始回采，按年产70万吨计算，预计2014年2月可以回采完毕。二、编写依据本规程依据的文件资料有：1、大黄山煤矿地质勘查报告，批准时间为1997年。2、大黄山煤矿一号井扩建工程初步设计修改说明书。3、煤矿安全规程2010版。4、大黄山煤矿有关安全生产技术管理制度。5、防治煤与瓦斯突出规定6、采煤安全质量标准化评分及考核办法7、豫新公司煤矿工人技术操作规程。8、豫新公司机电设备管理办法9、豫新公司一通三防管理办法10、 矿压观测资料（+735运输巷和+770回风巷）11、+735采面设备配置说明。12、+735西翼工作面回采地质说明书13、本水平掘进所得数据。三、地质概况（一）、煤层赋存情况本工作面所采煤层为侏罗系下统八道湾组，共含煤11层，其中可采煤层6层，自下而上为：三尺槽、八尺槽、中大槽、米尺槽、五尺槽，现主要回采中大煤层，在现中大槽上部位置的米尺槽不可采，中大煤层的产状，厚度、煤质、煤岩描述如下：1、煤层产状：产状稳定，走向近EW，倾向SW，煤层倾角3042，由东向西逐步变大。2、煤层厚度：平均厚度23.5m。3、煤层结构：结构简单，距顶板2.7m有一层0.15m炭质泥岩夹矸，距底板3.2m有一层0.20m炭质泥岩夹矸，对煤质有影响。煤质硬度f=1.35-1.4，节理发育。4、煤质：根据该水平掘进巷道煤质指标如下：Mad:2-3.2% Ad：4.2-8% Vdaf：41.6-45.37%FCad：46-54% GRI:93-97%工作面回采中预计水分和灰份会有所增加。（二）、地质情况本工作面属向斜构造北翼，地质构造相对简单，根据掘进地质数据及参考相关地质资料显示，本工作面有四处较明显的地质构造，分别位于回风（+770巷）石门以西315米（断层方位318）、回风石门以西530m、回风石门以西910m，回风石门以西1120米，四处构造中只有910米处构造对回采有一定影响，其他影响不大，但在推过中要注意上下巷的支护和断层裂隙水。同时在此四处小断层处工作面上、下顺槽方位和坡度有所变化，导致推进中工作面要有轻微的起伏和调向。（三）水文地质矿井水文地质较简单，在本工作面上下巷掘进中无威胁性水源存在，但是井田西翼上部的烧变岩有积水和老空水。2001年5月在+780中大西翼6采区回风巷施工探水钻孔并出水，水压0.85兆帕，后在此打三道防水闸。同样证明上部有积水，鉴于此，在+770底板巷布置了大量钻孔对上部积水进行了探放，放水量累计12万多立方，但由于技术限制，无法确定积水是否全部放完，为工作面回采与安全，明确水患，有待进一步探明。在推进中要密切注意并观测工作面上部及上巷是否有析水。四、工作面概况+735西翼综采工作面位于副井以西290米起，至井田西翼边界，走向可采长度1240米，该面为中大煤层西翼首采面，进风巷（煤层顶板巷兼做运输）水平标高+735米，回风巷（底板巷）标高+770米，工作面平均长度96米。工作面坡度22-33，由东向西逐步加大。上为+780水平炮采（仓采）采空区，下部为+708顶板掘进巷，在回采过程中注意采动对巷道的影响；下部八尺煤层无采掘空间。采区对应地面上部无人工构筑物及建筑物，为原态无人区，根据原始资料显示，在西翼有一废弃小井，但采动较浅，且位于八尺煤层，对本面回采无影响。五、储量本工作面走向长度1240米，倾向长度平均96米，煤层采放高度5-21米，煤体容重1.3t/m3，可采储量为245万吨，回采煤量245*85%=208.2万吨。第二章 采煤方法及回采工艺一、采煤方法本工作面采用走向长壁斜切分层综采放顶煤采煤法，两巷超前预爆破弱化顶板及顶煤，全部陷落法管理顶板，注氮和黄泥注浆处理采空区。由于本工作面系矿井西翼首采面，采用的方法是斜切分层，导致采放比略大于1：3（自切眼向东300m综采面上隅角为未采动实体煤，此段采放比略大）。巷道布置：本采面布置为一进二回上下三巷。即：+735运输巷、+770回风巷、+772瓦斯抽放及顶板、顶煤预裂工艺巷。二、回采工艺正规循环回采工艺流程：采煤机下行割煤移架采煤机空刀上行自下而上顶前溜自下而上拉后溜采煤机下行割煤移架采煤机空刀上行自下而上顶前溜放顶煤。1、落煤采用MG200/500-QWD型双滚筒采煤机单向割煤。采煤机上部斜切进刀，单向割煤，截深0.6m，割到下端头后再空刀上行至工作面上部再斜切进刀，割两刀放一次顶煤。2、装煤和运煤装煤：利用采煤机滚筒旋转破煤、落煤和装底煤，人工收缩液压支架尾梁插板和升降尾梁破、落、放顶（装）煤。运煤：前溜选用1台SGZ730/200型可弯曲刮板输送机，将工作面采煤机切割下的煤经SGZ730/200型可弯曲刮板输送机运至工作面运输顺槽的转载机、可伸缩带式输送机上，液压支架后部放落的顶煤经SGB730/200型可弯曲刮板输送机运至工作面运输顺槽的转载机、可伸缩带式输送机上运出，刮板输送机运量为500t/h。工作面运输顺槽选用1台DSS100/160*2型可伸缩带式输送伸缩带式输送机，输送量为630t/h。3、移架及推溜采用单架依次顺序及时支护方式，移架滞后采煤机下滚筒2至3架。采煤机自上而下采煤后，工作面支架在采煤机下返清煤后再从下往上依次推溜移架，步距为0.6m，顺序为自上而下。为保证支架移成一条直线，应拉线移架。前刮板输送机正常情况下随移架逐段移向煤壁，推溜距采煤机距离不少于7m，最大不超过12m，依次顺序自下而上进行，严禁从两端同时向中间推移，推溜步距为0.6m，溜子弯曲段长度不得小于15m，推溜后，溜子必须保证平直。因刮板上窜时可以根据工作面实际状况调整移溜顺序。移架后将后溜及时回拉，保证架后放煤。 4、放顶煤本工作面采用割煤与放顶煤不平行的作业工艺，采用多轮间隔顺序等量放煤，放煤顺序按：1、3、5号放煤口顺序放煤，一次放煤量的1/41/3，然后按2、4、6.号放煤口顺序放煤，这样反复进行34轮将煤放完，尽量使顶煤保持均匀下降，以减少混矸，提高回采率。（1）放煤间距的确定：从顶煤的充分破碎及其松散度、顶煤的厚度、放顶煤设备性能，确定放煤间距L等于放煤橢球体短轴时能保证煤损小和煤质，即L2b1由经验公式b11/2（0.250.3）h1/20.3（2.318.3）1.39式中：L为放煤间距，b1为放煤橢球体短轴的半径，h为顶煤厚度从支架宽度1.5m确定，放煤采用间隔一架放煤方式。（2）放顶煤步距：放煤步距的确定：由放煤厚度、本煤层和岩层硬度及其破碎运动状态确定为底煤推进两个循环放顶煤一个循环，即放煤步距为1.2m。放顶煤人员要相对固定。（3）放顶煤要求放煤时，必须配备专职放煤人员。一人不能同时放两架以上顶煤，并根据煤量大小，适当掌握放煤口大小，防止压死后部溜子。放煤时，必须先收小插板，待放煤量小或有大块卡堵时，再摆动尾梁千斤顶，严禁不收小插板就摆动放煤千斤顶，防止损坏小插板和摆动尾梁过低而插住后溜链条造成损坏电机。同一区段内割煤与放煤不得平行作业，机组割煤至中部，若上半部或下半部顶煤没放完时，必须停止割煤，等放完顶煤后方可开机割煤。放煤后，小插板及尾梁及时伸出，防止矸石溜入后溜，影响煤质。后溜及时拉回，防止空区矸石滑入溜槽。（4）初采及末采要求初次放顶煤步距10m，当工作面支架安装调试完后提前对顶板和顶煤进行预裂处理，即工作面切眼推进10m时开始放顶煤。开始初次放顶煤（对顶板和顶煤进行预裂处理以后，视矿压和顶煤破碎度可以推出切眼以后提早放顶煤，以利提高回采率）。距停采线15m时对顶部铺网支护停止放顶煤，以确保拆架空间和安全。（5）端头放煤为了降低煤损率和上下进出口的安全，从现支架性能确定，对上下端头支架可以同普通架一样视具体情况循环放煤，特别是针对上端头支架顶煤，在回采过程中应探索出一套理论（经验），包括煤体预裂在内，尽量将上部煤放出，加大回采率，较少资源损失。（6）拉后溜：顶煤放后，从下向上拉后溜，要求拉回的后溜成一条直线，保持后溜平稳平直运行，拉移油缸不得缺损。因刮板上窜时可以根据工作面实际状况调整移溜顺序，从上向下拉后溜。第三章 设备选型及支护一、液压支架选型1、根据一号井改扩建初步设计支架选型，工作面支护采用ZFS5200/17/32低位放顶煤液压支架和ZFSG5600/17/32放顶煤过渡支架。工作面端头支护采用型钢梁配DW2825/110型单体液压支柱。2、支护设备的验算支护强度的验算：根据实测统计法估算工作面顶板压力 P=325M0.21；式中 P顶板压力，KN /m2；M开采高度，2.3-18.3m(分层开采放顶煤厚度) P=325M0.21=32510.30.21=530.37KN/m2；需要的支架工作阻力：530.37（6.01.5）4773.3kN 5200 kN支架间距1.5m：530.37（5.31.5）=4216.4 kN 5200 kN根据综放工作面类比统计法估算工作面顶板压力Pmax=1939+2.1H+471f+155/Md =1939+2.1475+4711.8+155/18.3=3792.8KN；式中 P支架工作阻力； H采深，400-475m； F煤的硬度，f=1.8； Md顶煤厚度，18.3m；考虑1.35的安全系数，3792.8KN1.35=5120.2 KN；根据以上两种方法估算，顶板压力均小于支架工作阻力5200KN,支护强度满足要求。设计选择ZF5200/17/32型低位放顶煤液压支架，主要技术参数如下：支撑高度：1.73.2m；工作阻力：5200kN；支护强度：0.900.91MPa；支架中心距：1.5m；供液泵站压力：31.5MPa；配备防倒防滑装置。端头支护开采时为“四对八梁”，一梁三柱支护，顶梁采用长度为3.6m的型钢梁，支柱采用DW2230/100型单体液压支柱。工作面运输巷、回风巷超前支护采用长度为3.6m的型钢梁，一梁三柱支护，支柱采用DW2525/100型单体液压支柱，双加强支护段为至工作面回退20m范围内，沿运输、回风顺槽走向布置。二、采煤机选型计算按采煤机正常割煤时小时生产能力计算：Qcj=60BcjMcjVcjrC1 t/h式中 Bcj采煤机滚筒截深，Bcj=0.63m；Mcj工作面开帮高度，Mcj=2.7m；Vcj采煤机运行速度，Vcj=3.0m/min；r煤的容重，r=1.32t/m3；C1开帮回采率，C1=93%。Qcj600.632.73.01.320.93375.8t/h设计选用MG200/500QMD型电牵引采煤机，该采煤机适用于煤层倾角不大于45的中厚厚煤层综采工作面。截割高度： 2.03.5m；电机总功率： 500kW；截深： 630mm；调速方式： 一拖一交流变频调速；整机重量： 42t。三、前后部刮板输送机选型根据上述计算，设计选用前部选用整铸结构槽宽较大的SGZ730/200型可弯曲刮板输送机，输送量为450t/h，电机功率160kW，后部放顶煤选用整铸结构槽宽较大的SGB730/200型可弯曲刮板输送机，输送量为500t/h，电机功率200kW。四、转载、破碎及运输皮带选型转载机选用SGZ720-132，输送能力550T/H，电机功率：132K。破碎机选用PLM110，主要参数：破碎能力：700T/H。运输巷选用皮带输送机选用DSJ100/80/2*160型，输送量最大550T/h，输送长度1300米，胶带速度2.5米/秒，储带仓长度50米，胶带宽度1000mm。五、乳化液泵乳化液泵站选用BRW200/31.5型，泵公称压力31.5Mpa，流量：200L/min，两泵一箱，保证工作压力稳定在25-28Mpa，乳化液浓度3%-5%，加强支架管路与泵站的维修,杜绝系统的窜漏液。 六、支护 工作面共计安装支架62副，其中下端头安装ZFSG5600/17/32型过渡之间2副，上端头未安装过渡，中间安装普通支撑掩护式低位放顶煤支架60副，上下端头使用单体液压支柱加钢梁进行支护。（附：工作面设备布置图）第四章 顶板管理采用自然跨落法与强制放顶相结合的方法管理顶板，最大控顶距为4180mm，放顶步距为1.2m，移架步距为0.6m。一、顶岩管理本工作面为初采面，在切眼内对应上方位置必须对顶板进行切断，切断孔深度应根据采高和填充要求以及炮孔有效率等方面考虑，初次放顶及顶板切断应作专项施工方案及炮眼布置设计施工图。上下巷顶板超前预裂应超前工作面一定距离（根据经验，顶板预裂孔终孔应超前工作面煤壁20米），预先向工作面范围内的顶板岩体钻进深孔，实施预裂爆破，在顶板岩体中造成人工爆破裂隙带，要求顶板及时垮落，充填采空区。二、顶煤管理在回采煤体范围内，施工倾向钻孔并注高压水提前对煤体实施压裂，根据煤体压裂情况，再超前工作面20米施工爆破钻孔，对煤体实施二次预裂，在采面根据顶煤放落难易程度，可在架前实施浅孔平爆破。达到放顶煤目的。三、上下巷道超前支护管理端头支护开采时为“四对八梁”。上下巷超前30m进行超前支护，双加强支护段为工作面回退20m范围内，采用三对六梁支护，外10米采用两对四梁支护，沿走向采用3.6m长的花边型钢梁配合单体液压支柱成对进行支护。长钢梁错距1.2m，交替迈步前移；一梁三柱,柱距1.2m（中对中）；具体见图。超前支护要求:(1)巷道不平实之处用半圆木或方木在长钢梁上、金属网下垫实垫平；冒高处用木棚棚顶,梁与梁之间用半圆木或方木连成整体护顶。(2) 所有单体支柱必须升紧，初撑力不小于90KN，底板松软时，单体支柱必须穿鞋。(3) 运输巷超前支护30m范围内高度不底于2.0m米，回风巷高度不低于1.8m，安全出口宽度不小于0.7m。(4)上下巷超前支护段抬棚要及时打齐。上、下巷所有单体支柱要打成直线，其偏差柱距和排距都不超过100mm。四、端头支护管理支护方式：上、下端头采用型钢梁或花边工字钢抬棚配合端头过渡架联合支护。为了保证出口安全畅通,上端头沿走向采用型钢梁配合单体液压支柱成对支护，长钢梁错距1.2m，交替迈步前移；一梁三柱,柱距1.2m（中对中）；对距0.2m，型钢梁与过渡支架间距不得超过0.5m。下端头巷道南帮距端头架间，沿走向采用长型钢梁或花边工字钢梁配合单体液压支柱成对支护，长钢梁错距1.2m，交替迈步前移；四对八梁,一梁三柱,柱距1.2m；对距0.15m。（附：支护示意图）端头支护要求(1)巷道凹凸不平或空顶处需用木料填实，刹紧，保证钢梁支护有效。(2)支柱初撑力符合设计要求。(3)靠近老塘侧梁端视巷顶破碎和矿压显现情况加补单体柱和戗柱。五、正常工作时期顶板支护采用追机移架的方式对顶板进行及时支护。在采煤机割煤后，先移支架，再移运输机，即割煤移架移运输机；采用带压移架的方式移架。正常移架要滞后采煤机滚筒23架，不得超过4架。顶板破碎时要紧跟前滚筒移架或人工操作超前移架，即：当发现片帮严重时，不等采煤机割煤，就进行移架，再进行其它操作，工艺为移架割煤移运输机；移架步距0.6m。六、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前必须编制专门安全技术措施。 2、工作面基本顶初次来压和周期来压期间,应加强来压的预测预报工作,由矿压部门在回风、运输顺槽挂牌标明来压位置。 3、工作面支架以及回风、运输顺槽所有单体支柱必须达到初撑力,特别注意工作面中上部支架的初撑力及支架状态,及时采取措施预防冒顶。 4、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,防止出现端头冒顶。 5、工作面停采时要编制停采措施,加强顶板管理。 (二)过断层及顶板破碎时的顶板管理本面仅存在四条小断层，除一条揭露外，其余三条表现并不明显，但是必须加强过断层回采时的顶板管理工作。当工作面局部地段片帮较严重时,可超前采煤机移架,及时支护煤壁；在顶板破碎的地段,为了有效地防止顶板冒落、控制煤壁片帮,应采取及时拉超前架的方法维护顶板。七、矿压观测观测内容主要有：支架阻力动态观测、巷道围岩变形观测、顺槽超前支护范围内单体液压支柱阻力观测以及支护质量动态监测等。根据观测结果对工作面顶板及顶煤活动规律、来压特征，工作面支架受力特点，支架对顶煤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、煤层稳定性，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。（一）支架阻力动态观测利用液压支架压力记录仪观测支架前、后大立柱的阻力变化情况，记录仪分别安装在第1、9、17、25、33、41、47、53、59副支架（从下往上），共安装9台，根据斜切分层的特点，下部5台仪器间距均为8副支架，上部4台仪器间距均为6副支架，由生产连队技术人员负责提取数据，及时掌握支架初撑力、工作阻力以及顶板来压及变化情况，并将分析结果报生产技术部。（二）巷道围岩变形观测利用移动观测站观测。在运输和回风顺槽超前工作面20m范围内, 间隔6-8m安设3台顶板动态观测仪,监测顺槽顶底板的相对移近量,用来推断顶板的运动过程和状态。动态观测仪的编号始终由煤璧起依次为1#、2#、3#，当1#动态仪距煤壁不足1个循环的距离时,需将其回撤,并重新支设在原3#动态仪的前面,同时调整各动态仪的编号,使其仍然从煤壁起依次为1-3#。各动态仪的间距及1#动态仪至煤壁的距离，在观测时必须做好记录。 观测次数每班三次，当临近顶板来压时加密观测,可视变化情况每1-2小时观测一次,观测时必须记录观测时间。同时采煤机割至端头影响到动态仪时也必须加密观测,并记录采煤机影响情况及采煤机到端头的距离，有当班值班干部负责，将记录数据报技术人员整理。（三）单体支护阻力观测在回风、运输顺槽超前支护范围外内的支柱上各安设2-3台单体支柱压力自记仪,连续观测单体支柱支护阻力的变化情况。观测数据由连队技术人员提取，测站处同时设置一组顶底板移近量观测点,以便分析围岩变形时,支柱阻力的变化情况。（四）支护质量动态监测每旬由技术部和安检部不定期对工作面和顺槽支护质量动态检查两次,对存在的问题,由采煤队立即整改。监测内容要包括支架初撑力、煤壁片帮情况、端面距、采高及端面顶板冒落情况、两顺槽单体支柱初撑力、超前支护质量等。第五章 通风及瓦斯管理一、通风方式工作面采用下巷进风，上巷回风的全负压上行通风，近似于U+L型通风方式。1、正常通风路线新鲜风：地面+733水平车场+733中大西翼底板巷一号联络巷735顶板巷工作面。乏风：工作面+770底板巷+770回风石门+770回风上山西风井。2、反风时路线新鲜风：西风井+770回风上山+770回风石门+770回风巷工作面乏风：工作面+735顶板巷一号联络巷中大西翼+733车场井筒二、风量计算1、工作面同时工作最多人数计算Q=4N=4*50=200m/min式中：N工作面同时工作的最多人数。2、按瓦斯涌出量计算根据煤矿安全规程相关规定，高瓦斯矿井按回采工作面回风流中瓦斯（或二氧化碳）的浓度不超过1%的要求计算。计算公式如下：Qc100qcwKct式中 qcw采煤工作面回风巷中瓦斯的平均绝对涌出量，m3/min； Kct采煤工作面瓦斯涌出不匀衡的通风系数（正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日瓦斯涌出量的比值，根据瓦斯抽放设计中瓦斯不匀衡系数1.21.5，取1.5）。Qc1009.51.51425m3/min23.75m3/s qcw参考+733m水平中大槽回采工作面瓦斯绝对涌出量数据。3、按工作面适宜温度计算Qc60VcSc951.37.32904.02m3/min15.07m3/s式中 Vc采煤工作面适宜风速，取1.3m/s；Sc采煤工作面有效过风断面积，7.32m2。 综采工作面选用ZF5200/17/32型四柱放顶煤液压支架，液压支架顶部长度3.98m，采高2.42.6m，最大控顶距3.980.24.18m，有效过风断面积4.182.50.77.32m2。4、按风速验算据以上计算取最大风量值1425m3/min按照最低风速验算所需最小风量：Qc600.25Sc =109.8m3/min按照最高风速验算所需最大风量：Qc604Sc =1756.8m3/min工作面风量：1757m3/minQc109.8m3/min，符合要求。由以上得知，工作面风量定为1425m3/min。三、瓦斯管理1、工作面设专职瓦斯检查员检查瓦斯，在工作面及上、下巷巡回检查，重点检查工作面风流、上隅角、回风流、+770回风石门风流，上下端头配备足量编织袋便于堵漏。瓦斯检查点每班检查次数不少于3次，并填好气体板牌，发现异常及时向调度室汇报，并及时通知工作面人员处理；特殊情况下所有工作人员必须听从检查人员的指挥。瓦斯检查不得空班、漏检，更不得擅自离开工作岗位。2、下端头及30副液压支架前大立柱每班挂好风障，工作面上下端头每天夜班下班前必须装煤袋堵漏，要求用黄泥抹面，以减少采空区漏风。3、在上巷安设两台瓦斯断电仪，一台探头位于最上端一副液压支架北侧，瓦斯达到1.0%时，断电撤人，复电值1.0%以下。另一台探头位置位于回风巷，距工作面煤壁15m处(即2台相距20m)，瓦斯含量达1.0%时断电撤人，复电值1.0%以下。断电设备范围：工作面及其回风巷中非本安型电气设备。（附：监控布置图）4、采煤机上必须安装瓦斯超限断电仪或数字瓦斯报警仪。5、加强通风系统的管理，确保工作面风量，通风系统稳定可靠。当工作面瓦斯异常涌出后，要及时采取措施进行处理。6、加强工作面及上下巷电气设备的维护、检修，杜绝失爆现象。7、工作面上、下拐头随支架前移及时放顶，上、下拐头放顶均与过渡支架尾梁齐。当上下拐头空区、巷道冒高处出现瓦斯积聚时，必须由通风队、综采队及时处理。8、工作面停风时，应将人迅速撤离工作面，恢复通风后首先检查风流中的瓦斯浓度，确认安全后可恢复生产。9、上下巷超前支护必须加强巷道维护，有效过风断面不得小于8m2，确保通风畅通。10、放煤口有大块煤卡住时，严禁放炮处理，其他地点进行放炮作业必须制定专项安全技术措施。四、瓦斯超限处理 1、成立以连队安全负责人（分管安全的副队长）为组长的瓦斯超限处理领导组，并明确领导组成员及瓦斯超限处理、追查职责。2、工作面瓦斯朝鲜后必须首先通知受瓦斯威胁区域的现场作业人员立即停止作业，切断电源，撤出作业人员，再按照规定程序汇报。现场安全员必须监督现场停电撤人的执行情况。3、瓦斯超限时必须按制定的排放瓦斯安全措施分级进行排放瓦斯工作。4、瓦斯超限汇报程序1、瓦检员检查地点瓦斯超限时，立即查明原因、地点、浓度、超限范围后向公司调度室、连队值班室汇报。2安全员监督检查地点瓦斯超限时，立即查明原因、地点、浓度、超限范围后向公司安检部汇报。3、公司调度室接瓦斯超限汇报后，立即将掌握的瓦斯超限情况向通风部汇报，并同时向通风队、安检部的负责人汇报，并做好相关记录。4、公司调度室接到瓦斯超限汇报或由通风安全监控系统发现瓦斯超限时，值班调度员要立即落实情况，查明瓦斯超限原因及现场处理情况，做好记录。并向当班值班领导、通风部、安检部负责人汇报。五、防火措施1、架后注浆于架后最西侧抽放孔保持间距15m，防止抽放时抽入泥浆。2、注浆孔要随工作面推移而推移。3、气体检测监控（包括人工取样化验分析、仪器监控、KJ90系统监控等）要全方位，发现问题及时处理。4、工作面反风设施必须完善，反风设施灵活可靠。5、工作面风量按需求供给，温度不得超过26，风流中瓦斯含量不得超过1.0%。6、对新采空区在+780八尺槽设置气体观测孔，每天对工作面架后80m内的老空区以及工作面中部架后、上下端头堵漏墙处设专职气体取样工取样化验,并对结果及时上报，同时对其气样记录存档。4、严格按正规循环作业，保持适当推进速度。5、完善和维护好黄泥注浆系统, 对空区做到定点、定距（架后40-60m区域）、定时、定量注浆，每孔预防性注浆100m，每天每班注一次。6、完善和维护好注氮系统,对新老空区做到定点、定时、定量注氮。五、综合防尘1、完善工作面供水系统,要求关键部位一用一备,并确保其质量(水体混浊程度、水压,管路三通和开关设置点)2、工作面中部、上端头各布置一道水雾。3、运输线各卸载点设置喷雾。4、保证采煤机内外喷雾系统完好，做到无水不开机，停机后停水。5、工作面各转载点(前后溜、破碎机、转载机卸煤口)要安装喷雾降尘设施，并且保证其质量。6、在上巷距工作面15-20m安设水雾一道，水雾能够封闭巷道全断面，雾化好，使用正常。并安设捕尘设施，回风两道捕尘网喷雾按规定设置。7、在上、下巷距安全出口60m200m安装一组集中式隔爆水棚，水袋数量根据断面确定，符合规程的有关规定。8、工作面上、下巷积尘定时冲洗，每周循环一次，机电设备处的积尘班班清扫。9、搞好个人防护，坚持入井带防尘口罩，定期更换滤纸，保证正常使用。第六章 机电、运输及供排水一、采面设备配置机械设备配置情况见表设备名称型号数量用途备注采煤机MG200/500-QWD1台落煤中间支架ZFS5200/17/3260副支护与放煤过渡支架ZFSG5600/17/322副支护与放煤前运输机SGZ730-2001台运输后运输机SGZ730-2001台运输转载运输机SZZ730/1321台运输破碎机PLM1101台破碎回柱车2台设备列车牵引回柱液压枪6支加液瓦斯传感器4个检查瓦斯CO传感器2个检查CO乳化液泵PRB200/31.52台供液单体400根端头、超前支护“”型梁130根端头、超前支护乳化液泵BRW200/31.52台两泵一箱胶带运输机SSJ-1000/160*22运输工作面至煤仓电煤钻ZBZ-4.02钻孔施工锚杆机RP-500(风动) 2巷道维护局部风机2.2KW1上隅角CH4处理电器设备配置情况见表设备名称型号数量用途备注组合开关QJZ3200/630*4+400*2-1.141供电软启动开关QJR-400-0.66/1.142前后溜照明综保ZM-40/660 (127)2煤电钻综保ZBM-40/660 (127)2防爆可逆真空开工QBZ-80/1140(660)2绞车扩音电话30通讯防爆照明灯30照明皮带保护装置1套各型电缆2500m二、运输系统运料路线：副井+780车场+780八尺西翼+780西轨道下山770回风石门+770底板巷工作面运煤路线：前后刮板输送机转载机+735顺槽皮带一号联络巷皮带+733中大西皮带+733煤仓三、供电、通讯、照明系统供电路径：地面35kv变10kv线路+733水平中央变电所高开10kv线路+735巷移变1140v工作面地面总机副井+733水平车场+735一号联络巷+735运输顺槽+735工作面下出口（距工作面30m）工作面上下端头各设一台扩音电话用于工作面上下作业人员联系工作面每隔5副支架安装一盏防爆灯，两道每隔15m安一盏防爆日工资光灯照明。具体供电线路及安装方法见机运部编制的“综采工作面照明系统设计”。四、供、排水系统及要求：（一）供水：地面管子道+733车场+733中大西翼一号联络巷+735顶板巷工作面1、采煤机供水必须要控制浑浊度，水质应与采煤机要求一致，避免堵塞阀组及喷嘴，而造成采煤机受损，根据大黄山雨季的水质情况，应在地面修建一个大型蓄水池，对采煤机供水实行沉淀过滤，保证供水要求。2、上下巷各铺设一趟洒水管路，下巷每隔50米，上巷每隔100米分别接一个三通，用于上下巷洒水降尘，通风区要定期设防尘工负责，以洒水冲尘作好防尘工作。（二）排水：工作面涌水临时水库排水管路+733中大西翼+733水仓（附：供排水示意图）工作面涌水应在巷道低洼点开掘临时水仓，并安排专职或兼职人员对积水及时排除，排水泵应有备用，避免造成积水淹巷。第七章 瓦斯管理及火灾预防一、瓦斯管理分为工作面和采空区两部分。（一）工作面瓦斯管理1、由通风部及防突科做专项瓦斯治理方案及施工措施，确保采面推进安全。2、加强相关区域内煤体的瓦斯抽放力度。3、合理调配风，根据计算保证合适的风量。4、保持通风路线的畅通，保证工作面过风断面。5、加强上下端头堵漏，减小漏风量。6、实施人工超前爆破预裂，改变煤体瓦斯吸附的状态。(二)采空区瓦斯管理1、加强采面上下端头的堵漏工作，减少或杜绝端头漏风，而造成采空区瓦斯外溢。2、坚持在上端头堵漏煤墙上方插管抽放，抽放管应深入空区内0.5米以上。3、在+780八尺巷对空区施工高位孔实施抽放，抽放流量应根据气体成分检测评估后确定。4、加强气体检查和化验，检查地点包括+780瓦斯高位抽防孔，工作面上端头，回风巷等。二、瓦斯抽放系统（井下移动泵抽放）第一阶段：切眼至四号联络巷，利用+770巷已有的抽放管路和四号联络巷内的移动瓦斯抽放泵对煤体（预抽）和上端头空区插管进行抽放。第二阶段：四号联络巷至停采线，利用+780八尺西轨道下山处移动瓦斯抽放泵和+770和+772巷内已有的瓦斯管路进行抽放。三、防火管理1、注氮管路敷设在+735中大顶板巷工作面运输巷铺设一趟108注氮管，坚持注氮制度。下端头注氮管深入采空区长度不小于10m。中间采用高压软管连接，注氮管与转载机相连随工作面前推进而移动。管路每100m安设一个闸阀和三通。注氮管按质量标准化要求进行吊挂，氮气浓度不低于97%，注氮量由通风部根据实际情况确定。另一趟布置在+780八尺运输巷中，利用注浆孔、瓦斯抽放孔视负压情况低位进行注氮。2、注浆管路敷设在+780八尺西 自+780水平西风井接主注浆管路至+780八尺西翼，管路吊挂在巷道南侧，便于吊挂和管理，管路直径不小于108mm。780八尺巷注浆孔的施工以及施工的相关数据根据通风部的图纸执行，注浆量亦根据其有关要求执行。第八章 质量管理一、支护质量管理1.坚持工作面支护质量和放煤动态检测，认真做好工作面支护质量与顶板动态检测记录表，每个生产班填写一份。2.支架初撑力不底于24Mpa，支架要拉成直线，偏差不超过正负50mm，支架中心距为1.5m，支架垂直顶底板倾倒角不大于45，支架充分接顶，有空顶处必须背好顶板。、3.支架移动时，移架后端面距不大于340mm。4.液压支架保持完好，阀体管路千斤顶不漏液、窜液，安全阀开启有效压力保持在38.2Mpa。5.工作面上下巷安全出口30m范围内支护完整无缺，超前支护和安全出口处高度不底于1.8m，有0.7m宽人行通道，单体柱无失效现象，支柱打齐打直，柱距和排距偏差不超过正负100mm。二、提高煤质措施1.回采时加强顶板管理，防止冒渣。2.割煤机在上巷保持沿底回采，但不得破底，以减少煤中含矸量。3.放煤工要精心操作，严格执行多轮间隔顺序等量放煤,见渣堵口，停放及时，掌握好放出大量煤与少量渣的度。4.各转载点，机组喷雾必须做到停机停水，以减少煤中水份。5.下巷水沟需畅通，低洼处要挖泵坑由管道排出，严禁水上皮带和转载机。三、文明生产1、采煤机割煤时，喷雾必须打开，运输机运煤时，必须打开转载点的喷雾装置浆尘。2、工作面支架底座前的浮煤必须及时清净，工作面内无浮煤堆积。3、坚持两巷文明生产，巷道无积水，少量积水长度不超过5米，深不得超过0.1米。无浮矸杂物，材料设备码放整齐，并有标志牌，行人侧宽度不小于0.7m。4、上下巷管线、电缆吊挂整齐，相邻管路间隔均匀，符合规定，油脂、工具、配件分类摆放整齐，并有标志牌。5、支架立柱、液压管线清擦干净, 液压管线固定整齐。6、采煤机操作准确熟练,不伤帮伤顶伤底,确保两平一直。四、机电、设备质量管理1、乳化液泵液压系统完好，不窜漏液，乳化液配比浓度为35%，由综采队监测、调整。2、工作面溜子与转载机搭接合理，保证底链不拉回头煤。3、推进中电缆要上电缆车，不得随意落地，上下巷和安全出口电缆吊挂整齐，不得有埋压现象。4、采煤机、支架、运输机检修工必须认真落实好班检、日检，月检制度。保证设备完好率不底于90%，使一班检修保证两班正常生产。5、绞车必须使用四压两戗固定牢，钢丝绳符合要求，并有防护装置。6、保证前后溜机头弯曲度符合要求。7、放煤中尾梁操作准确熟练,不得将插板误操作或下降幅度过大而造成插板插入溜槽。第九章 劳动组织、正规作业循环及 主要经济技术指标一、劳动组织采用分段作业和追机作业相结合，放煤工分段作业，拉架工、拉溜工追机作业，端头工、采煤机司机和溜子司机及检修工定岗包机专职作业，劳动组织可分为一个检修班，二个生产班，每天二班生产，一班检修。工作面劳动组织表工种检修班(早班)中班（生产）夜班（生产）合计班长1113验收员1113安检员1113前后溜2226转载、破碎1113采煤机2226支架、放煤工45514乳化泵站司机1113端头、超前支护8816电工3115皮带机司机43310架前预裂88合计28262680备注：上表人员为检修班和生产班，综采队生产中还包括以下人员。1、质量标准化人员5人。2、连队干部8人，其中包括技术员2人。3、上表人员无轮休人员，生产中视具体情况配备二、正规作业循环1、工作面采用“三八”工作制，其中早班检修，中班和夜班生产。2、生产班工作时间规定，割煤2小时，放顶煤和其他6小时。3、正规循环作业图表见附图。三、主要经济技术指标工作面主要技术经济指标表序号项目单位数量备注1煤层生产能力T/m971均值2循环进度m1.2每个截深0.6米3循环产量t2113回采率按85%计算4班产量t5835日产量t23326日进度m1.8正常情况下7月产量t58300按25天正常生产计8月进度m609回采工作面工效t工48.57未包括轮休人员10回采工效t工81.3只计生产班人员11工作面服务时间月2112坑木消耗量m3万t13油脂消耗量万t14乳化液消耗量万t6115截齿消耗量个万t2.7216炸药消耗量万t704不包括煤体和顶板预裂17雷管消耗量发万t88418吨煤回采成本元t19回采率85四、工作面设计标准根据+735西翼首采面设计以及本面上下巷和切眼施工完毕后所实测的数据，具体数据见下表：工作面设计标准一览表序号设计项目单位数量备注1工作面走向长度m1242可采长度2工作面倾斜长度m96均值3工作面倾角度22-33由东向西变大4割煤高度m2.65平均放顶煤高度m19煤层逐渐变薄6可采储量万吨2457回采煤量万吨2088回采率859支架数量架62中间架6010最大控顶距mm418011最小控顶距m358012移架步距m0.613放顶煤步距m1.214小班循环个115日循环个216正规循环率6617作业方式两采一放18放煤方式多轮间隔顺序等量放煤在生产中可根据实际调整19端头支护单体加钢梁过渡支架配合20两道超前支护m30强化段10米第十章 安全措施一、总则1、综采工作面生产必须坚持“安全第一、预防为主”的方针，克服麻痹和侥幸心理，发现不安全因素立即处理，隐患不处理不准生产。2、所有机电设备的使用必须按操作规程操作，溜子司机、采煤机司机、泵站司机、皮带司机等特殊工种必须持证上岗，其它人员不得代替，坚持现场当面交接班制度。3、严格执行煤矿安全规程、操作规程的各项规定，任何人不得违章作业和违章指挥。4、所有电器设备和机电设备的安全保护装置必须齐全可靠，消灭电器设备失爆，各种设备必须按检修制度进行检查，确保设备完好率不低于90%。5、凡下井人员必须参加班前会，了解工作面安全情况和接受任务，每班必须有值班干部和班长负责安全工作，不允许空班空岗，班长休班时，由副班长代替，上拐头及工作面机组处必须挂便携式瓦检仪。6、凡工作面人员必须随身携带自救器。7、不得使用高压管冲煤和其他设备。8、工作人员作业时，必须坚持敲帮问顶制度，人员进入机道作业时，机组、溜子及相邻和上部支架停止动作，机组、溜子停电闭锁。二、综采设备使用安全措施（一）支架1、支架工必须熟悉液压支架的性能，操作方法，液压控制系统，严格执行岗位责任制。2、移架前，先检查推移千斤顶连接销、大立柱销轴、高压胶管等，支架内以及邻架间的浮煤要及时清理干净，拉架后，待初撑力达到后方可将手把复位。3、及时更换失效的安全阀、窜漏液的立柱、千斤顶、单向阀等液压元件，不准随意拆卸和调整支架上的安全阀。4、移架时要注意保护好液压管路和电缆，严禁野蛮操作。5、采面拉架要挂线拉架，支架移过后成一条直线，并符合采煤质量标准的要求。6、实行追机移架，支架工和采煤司机密切配合，移架距采煤机后滚筒不得大于5m，否则必须暂停采煤机割煤，移架工应面向机组运行方向操作。7、相邻两架不得同时移架、同时降架，拉架时操作人员必须站在架内操作，并注意周围情况；移架时，支架周围不得站人，防止架间掉渣和片帮伤人。8、移端头过渡架时，架前浮煤要清理干净，并用单体打好点柱以固定溜子机头和溜子机尾，移架时巷道上、下帮都不准站人，防止推倒棚伤人，操作人员应注意架间顶板情况，架间间隙过大应及时进行维护，防止掉煤矸伤人，移架后注意外侧端头支护