9100高档普采工作面作业规程.doc

贵州省安顺煤矿9100高档普采作业规程目录第一章 概况1第一节 工作面位置及井上下关系1第二节 地质状况1第三节 工作面储量及服务年限2第二章 巷道布置及采煤方法3第一节 采区巷道布置3第二节 工作面巷道布置3第三节 采煤方法3第四节 设备配置4第三章 顶板管理6第一节 工作面支护设计6第二节 工作面支护要求6第三节 端头支护及顺槽超前支护7第四节 工作面初次来压及周期来压顶板管理7第五节 矿压观测8第四章 生产系统9第一节 运输系统9第二节 通防与监控系统9第三节 排水系统12第四节 供电系统13第五节 通讯照明系统13第五章 劳动组织和主要技术经济指标14第一节 高档普采工作面的劳动组织14第二节 高档普采工作面的主要经济技术指标15第六章 避灾路线16第七章 煤质管理17第八章 安全技术措施18第一节 总则18第二节 采煤安全技术措施18第三节 机电安全技术措施22第四节 其它安全技术措施29第五节 一通三防安全技术措施36第一章 概况第一节 工作面位置及井上下关系工作面位于一采区下部，西以设计三盘区上部工作面相邻，南以设计轨道回风联络巷为界，东以总回风暗斜井相邻，北以设计切眼相邻。工作面走向长度约596米，工作面倾斜长度平均160米。工作面从切眼开始回采后，随着工作面的回采，工作面斜长增大，将在工作面运输机机尾不断增加溜槽及支架。第二节 地质状况1、地质构造情况工作面为一单斜构造，煤层倾斜角度为26。沿走向方向总体为一宽缓的背斜构造。工作面有一正断层，其产状：走向为420，倾向720， H=3.46m，掘进中已制定安全技术措施确保安全生产，预计对工作面回采无大的影响。2、煤层赋存情况工作面所采煤层M9煤，厚度 1.3 1.9m，平均厚1.53m，煤层较稳定，结构简单，工作面内煤层不含夹矸，宏观煤岩特征为光亮半光亮型，以亮煤为主，镜煤、暗煤次之，粉粒状块状，条带状结构，煤层中有软分层发育，煤层硬度较小。3、煤质情况本面回采煤层为中灰、中高硫，高发热量，高变质无烟煤；没有自燃发火倾向；无煤尘爆炸危险性；鉴定为高瓦斯突出矿井。4、煤层顶底板情况本煤层老顶为石灰岩，厚度3.55米;直接顶板为泥质砂岩或粉砂岩，厚度2.217.76米，均厚4.9m,灰色，质细均一，稍具滑感，富含植物茎叶化石，具水平层理，局部含灰质成分，f46；无伪顶。直接底主要以粉砂岩或粉砂质粘土岩，厚度4.5米。 5、瓦斯、煤尘、自燃发火及地温瓦斯：根据煤层地质报告资料，9100工作面的煤层瓦斯含量较高，为9.23m3/t。突出：根据重庆煤科院瓦斯鉴定结果，M9煤层为煤与瓦斯突出煤层，采掘过程中发生过动力现象，安顺煤矿为煤与瓦斯突出矿井。因此，每一采掘工作面必须严格编制和执行专项防突措施。煤尘：据该矿精查地质报告，本矿井煤尘无爆炸危险。煤层自燃：根据重庆煤科院鉴定M9煤层为不易自燃煤层。地温：本井田属正常地温区，无高温热害。6、水文地质情况安顺煤矿井田为北东南西向的断块构造低中山构成的地表分水岭；井田南部为平桥谷地，平桥河为矿区主要地表水体。井田为右仲河谷地，主要有右仲河、磨石河、寨头三条河为地表水，各河流最后均流入井田以北4KM的三岔河。井田内长兴组岩溶裂隙含水层及龙潭组层状裂隙含水层为矿井直接含水层，龙潭组是一个含水层与隔水层交互的含水岩组。本井田水文地质勘探类型为中等。预计工作面回采过程中涌水量最大为10m/h。主要防治水措施：1、在回采过程中应采取有疑必探、先探后采的防治水措施，尤其在回采到断层破碎带附近，应严格执行超前探放水，防止透水及突水事故发生。2、9100在采煤过程中，受采空区影响，冒落带有可能活化，增强上部岩层裂隙导水性。回采过程中，必须保证9100两顺槽中各低洼点排水设备的正常运转和排水管路的畅通。及时清理两顺槽内各低洼点的积水池，完善的防排水系统，并保证设备运转正常。工作面综合排水能力须达到20m3/h以上。第三节 工作面储量及服务年限工作面设计走向长度569米，倾向长度160米，面积为93900；平均可采厚度为1.53m，容重为1.54t/m3。工业储量：939001.531.54=22.47万t可采储量：22.470.98=21.8万t工作面日产计算A=NLSMC式中：L工作面长度，m； S截深，m； M采高，m；（放顶煤开采时，为每次采放总厚度）煤的实密度，m； C工作面回采率，m； N采煤机进刀数；（放顶煤开采时N为日采放总进尺）A=1.61600.61.540.984927.2t月产量=927.2300.85=23644t可采期=21.8/2.3644=9（个月）第二章 巷道布置及采煤方法第一节 采区巷道布置采区开采顺序为前进式开采，工作面回采为后退式开采。采区巷道分别通过联络巷与主、副、风井联合布置方式。顺槽通过联络巷、溜煤眼、车场与三条井筒形成生产系统。第二节 工作面巷道布置9100工作面为走向长壁后退式回采工作面，工作面胶带输送机顺槽、工作面轨道运输顺槽通过联络巷、车场分别与主井、副井、风井巷道沟通，形成工作面生产、通风系统。1、工作面顺槽（1）、胶带输送机顺槽巷道沿M9煤层顶板按中线掘进，巷道为矩形锚网支护，运顺北段巷道净宽3.0m，净高2.5m，局部顶板破碎处及遇断层时，采用梯形12#工字钢架棚复合支护。巷道内布置108排水管（PE）一路，108的压风管一路，108进水管（铁管）一路，每隔50米安装三通截止阀一个，并沿巷道采侧铺设胶带输送机和转载机，胶带输送机中心线距巷道中心线800mm，沿非采侧铺设道轨，该顺槽为本工作面进风之用。（2）、轨道运输顺槽巷道沿M9煤层顶板按中线掘进，巷道为矩形锚网支护，巷道净宽3.0m，净高2.5m，局部顶板破碎及遇断层处，采用梯形12#工字钢架棚复合支护。 巷道内布置有108防尘管一路，每50米安设一个三通截止阀，108压风管一路，108排水管一路，沿巷道中心线铺设轨道，该顺槽为本工作面回风及工作面材料运输用。2、 切眼切眼位置与两顺槽垂直布置，扩刷后切眼宽度为净宽6.2m，净高2.0m矩形断面。3、联络巷9100工作面轨道顺槽通过上巷联络巷与风井、副井联通。皮带运输顺槽分别通过联络巷、车场、溜煤眼分别与、风井、副井、主井联通。4、 停采线设计停采线为回风联络巷处。第三节 采煤方法1、采煤方法9100工作面采用后退式单一走向长壁采煤法，一次采全高，顶板全部跨落管理顶板。9100工作面以开采全部煤厚为原则，根据工作面地质预测资料，煤层厚度在1.31.9m之间，平均厚度为1.53m，确定9100工作面平均采高为1.31.9m，正常见顶见底开采，煤层变薄区尽量降低采高，最小采高应大于1.3m。2、采煤工艺：高档普采回采工艺流程割煤（装煤）移梁护顶（同时完成放顶工作）打贴帮柱清煤推溜支护采煤机进刀：采煤机前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，双向割煤，采用端部斜切割三角煤法进刀。采煤机割煤时，必须及时移架，采煤与临时支护之间的悬顶距离，距煤机后滚筒不大于10米，遇顶板破碎时及时跟机支护。临时支护顺序：挂梁插水平销打临时柱。推移输送机：在割煤及支架后进行，推移输送机距采煤机不小于15m，刮板输送机弯曲段长度不小于15m。第四节 设备配置1、基本支架工作面基本支架选用DZ20型液压支柱配合HDJA1200铰接顶梁架棚支护。其主要技术参数: 支撑高度:1.31.9m 支护强度:36.925tm2初 撑 力:不低于90Mpa支架棚距(柱距)：0.6米，排距：1.2米 2、工作面刮板运输机选用SGZ-630220型刮板运输机 。 其主要技术参数：运输能力: 400500t/h 链速:1.04ms 电机功率:2110kw 圆环链规格：2692-C供电电压：1140V数 量：1部3、采煤机选用Mz-375型电牵引采煤机1部。其主要技术参数: 截 深:0.630.80m 牵引速度05.5 ms采 高:1.22.6m 最大牵引力：450KN生产能力：640 th 滚筒直径：1.25m电机功率:375kw 电机型号：YBC200牵引方式：液压、双牵引、无链 防尘方式：内外喷雾4、转载机选用SGW-620型刮板运输机 。 其主要技术参数：运输能力:620th 链速:1.07ms 电机功率: 55kw 圆环链规格：2692-C供电电压：1140V数 量：2部牵引速度:07.7m12.8mmin供电电压：1140V5、顺槽胶带运输机选用DSJ-80型胶带运输机。其主要技术参数： 带 宽：0.8m 带 速：2m/s 运输能力：800t/h电机功率：240 kw 供电电压：660v数 量：1部9、泵站乳化泵:型号:KBSJZY630/6 公称流量 :315L/min 公称压力 :31.5MPa 电机功率 :200kW 电压等级：1140V 配套液箱：RX-1500数量：2泵1箱清水泵:型号: KPB-315/16公称流量: 315L/min公称压力: 16MPa电机功率: 110Kw电压等级：1140V配套液箱：KPX360/16数量：2泵1箱第三章 顶板管理第一节 工作面支护设计采用单体液压支柱配铰接顶梁架棚支护。 1、支护密度计算支护强度：36.925 t/m2 支护密度:G=F/p=1.39根/m2 支柱利用系数0.95支柱额定工作阻力P=28吨/根排距1.2米 柱距0.6米最大控顶距5.7米，最小控顶距4.5米 2、支护高度 根据煤层厚度1.3-1.9米和采煤机采高规定选择型液压支柱和HDJA-1200型交接顶梁 支护高度1.3-2.2米。 第二节 工作面支护要求1、工作面支柱中心距保持1200mm，支架歪斜不大于5，支架仰俯角不超过7，架间距不超过200mm。支架与运输机要保持垂直，偏差小于5，垂直顶、底板支撑。2、泵站压力不小于20Mpa，支架初撑力不得低于规定值（18Mpa），顶梁接顶严密，受力状态良好。当支架顶梁顶板冒高超过300mm时，应采用木板梁或工字钢接顶支护。3、相邻支柱不得有明显错茬（不超过顶梁侧护板高的2/3），顶板破碎或片帮时，及时超前移架，并及时伸出护帮板护实煤帮或顶板。4、工作面液压支柱实行编号管理。5、控顶步距最小控顶距4500mm,最大控顶距5700mm，控顶步距1200mm。6、支护质量控制标准：（1）、支柱纵横成线,偏差小于l00mm。（2）、支柱应支到实底,并做到迎山有力。端头单体液压支柱初撑力不小于9OkN；超前单体液压支柱初撑力不小于50KN。（3）、铰接顶梁之间要用圆柱销联好,并保持平直。（4）、同一排中单体支柱与摩擦支柱不得混合使用。（5）、所有单体液压支柱三用阀方向一致,放液孔方向朝向老塘。（6）、两巷的支撑高度不得低于1.8m,行人道宽度不得小于0.7m,单体支柱活柱行程不得小于200mm。（7）、两巷单体支柱钻底量大于100mm时必须穿铁鞋。第三节 端头支护及顺槽超前支护1、端头支护（1）、轨顺端头支护采用端头支架配合一字铰接顶梁、工字钢、液压单体支柱，端头和超前支护段人行出口高度不小于1.8m，宽度不小于0.7m。根据两端头支架到上帮或下帮距离，可留设12排一字顶梁支护。轨顺多出一个端头支架在巷道中用于支护顶板。 （2）、运顺端头处十字顶梁下若无法支设单体时，应使用倾向抬棚，抬棚一梁三柱，并且用铁丝将抬棚固定在顶网上，不少于两道。（3）、端头切顶线处支密集支柱，柱间距不大于0.5m，坚持先支后回的原则，回密集柱前，按端头回柱步距支好超前排密集支柱，超前排密集柱中间留有0.61.0米的出口，以利于后排密集柱的回撤，后排密集柱回撤完毕，前排密集柱中间出口处补支单体柱。（4）、端头回柱原则上与支架切顶线齐，超前或滞后支架此位置不得超过0.5m。回柱时必须保证2人以上，有专人进行安全监护。2、顺槽超前支护（1）、工作面轨道顺槽超前支护轨道顺槽为矩形锚网梯支护,另加锚索加固，局部顶板破碎处及遇断层时采用木棚复合支护；超前支护实体煤巷段采用两路单体液压支柱配合“一字型金属铰接顶梁支护，两路支柱靠两帮支设，排距2000mm,柱距1200mm，超前支护距离不小于20m。（2）、工作面运输顺槽超前支护运输顺槽为矩形锚网梯支护,另加锚索加固，局部顶板破碎处及遇断层时采用梯形木棚复合支护；超前支护段采用两路单体液压支柱配合“十”字金属绞接顶梁加强支护，排距1.6米，间距1.0米。超前支护距离不小于20米（若顶板压力大时可根据现场具体情况增加超前支护距离和增加支护密度）。3、乳化液及清水泵站（1）、泵站及管路选型、数量乳化液泵选用BRW-315/31.5型，装备两泵一箱，输液管选用高压胶管，耐压20MPa以上；清水泵选用KPB-315/16型，装备两泵一箱，输液管选用低压胶管，耐压16MPa以上。（2）、泵站设置位置泵站安设在9100回风巷内距工作面不低于200米。 （3）、泵站使用规定要保证泵站压力大于20MPa，乳化液配比浓度达到35%。要加强支架与泵站的维修,杜绝液压系统的窜漏液。第四节 工作面初次来压及周期来压顶板管理1、工作面矿压显现预计根据工作面开采条件和工作面顺槽顶板离层仪观测结果，该面矿压显现预计如下：直接顶初次垮落步距：10m12m老顶初次来压步距： 34.9m37m老顶周期来压步距： 12m15m。2、初次来压及周期来压期间的顶板管理工作面初次来压前，根据矿压组观察、研究来压规律，制订工作面初次来压放顶专项措施，按初次放顶专项措施严格执行；在工作面来压期间，要加强工作面和两顺槽的顶板管理，上、下顺槽超前加打支柱或抬棚，工作面上、下出口及超前段20m范围内，净高不少于1.8m，净宽不少于0.7m；上、下端头切顶线处必须采用密集支柱支护，柱间距不大于0.5m，所有支柱必须迎山有力，支到实底，系好安全防倒绳。有断梁折柱时，及时更换。工作面支架必须达到初撑力，及时伸出护帮板护住煤帮，工作面根据片帮或冒顶情况及时拉架，防止面前冒顶事故扩大。来压期间要加强设备检修，确保液压系统正常，支架完好，设备正常运转，积极组织快速推进。第五节 矿压观测1、观测研究的主要内容（1）、工作面顶板及顶煤运动规律、来压特征。（2）、工作面支架受力特点，支架对顶煤的适应性和控制效果。（3）、超前支承压力影响范围和分布特点。（4）、工作面三量观测（支架载荷、顶板下沉量、活柱压缩量）（5）、顶板、顶煤的活动规律观测。（6）、巷道变形观测。（7）、顶板、顶煤稳定性统计观测。（8）、工作面支护质量检测。第四章 生产系统第一节 运输系统1、运输设备及运输方式（1）运煤设备及装、转载方式采用采煤机组割、装煤并通过运输机前移配合装运底煤；运输机运出的煤通过40T溜子和胶带输送机运至溜煤眼运出。 （2）辅助运输设备及运输方式工作面需用或回收的材料、设备等物资，采用矿车或平板车装载，通过顺槽各种型号的绞车，运进或运出工作面。2、移溜（转载机、破碎机等）方式（1）推移运输机推移运输机滞后割煤机1015m左右，其弯曲段长度不得小于15m，推移步距为0.6m，推溜时必须依顺序进行，严禁相向操作。推溜以后，溜子必须保持平、直。3、煤炭运输系统（1）、工作面9100工作面9100运顺槽运输联络巷9100溜煤眼主斜井皮带地面4、材料运输系统材料运输路线:（1）、工作面地面副斜井车场轨道联络巷9100回风巷9100工作面。地面副斜井车场9100运顺联络巷9100运顺槽工作面。第二节 通防与监控系统一、通风系统（1）通风方式9100高档普采工作面采用“U”型通风方式。9100运顺进风，9100轨顺回风。（2）9100高档普采工作面风量计算9100工作面井下人员需求、稀释瓦斯、风速等要求，且使总回风流中瓦斯浓度不超过1，工作面风量采用以下两种方法计算，并选取其中的最大值。9100工作面的实际需要风量，应按稀释和冲淡抽放以后的工作面瓦斯涌出量要求，根据风速以及人数分别进行计算后，采取其中最大值。经分析认为，本矿井地温不高，9100工作面人数一般不超过70人，因此，影响工作面风量确定的主要因素是瓦斯涌出量和风速。a、按瓦斯涌出量：Q=100qk式中：Q工作面需配风量，m3/min；q经抽放后需风排放瓦斯量，m3/min；k采煤工作面瓦斯涌出不均衡的备用风量系数，该数值应经过观察实测后取得；按经验值取2.1计算。即：Q=100.m3/min2. 1=846m3/min。设计计算考虑了一定的备用风量，则9100工作面按1200m3/min配风。b、按工作面人员数量计算Q采=4N=400 m3/min式中： N采煤工作面同时工作的最多人数，100人；c、按风速验算最小采高1.3m最小控顶距4.3m时，工作面通风断面S最小断面=6.7m2，高档普采工作面风速V=Q/S=2.99m/s。根据设计选取9100工作面配风1200m3/s，工作面的风速为2.99m/s,则 0.25m/s2.99m/s4m/s（符合煤矿安全规程规定）。如工作面瓦斯涌出或工作面煤尘较大，根据工作面生产实际情况，可进行风量调节。（3）通风路线地面副斜井9100进风联络巷9100运煤顺槽工作面9100回风顺槽9100轨道回风联络巷总回风地面二、瓦斯防治一)瓦斯检查工作面设专职瓦斯检查员巡回检查，每隔23小时检查一次，每班至少检查三次。瓦斯检查点分别设在:工作面回风顺槽距煤壁10m内、上隅角。瓦斯检查牌板应设置在回风顺槽中距工作面50m附近，检查结果要及时填写，并及时向有关人员汇报。装药前、放炮前、放炮后由瓦检员进行“一炮三检”。采煤机司机必须携带便携式瓦检仪，时常对采煤机附近的瓦斯进行检查，严禁瓦斯超限作业。瓦斯异常段每30分钟检查一次瓦斯,用长竹棍和辅助管每隔1小时对老空区间隔20米取一个点检查瓦斯,作好记录,达到1%及时通知采面人员停止施工,并汇报矿调度室和通风队(科)采取措施进行处理。二)瓦斯监测(一)便携式甲烷报警仪的配备和使用：1、队长、技术员等管理人员下井时必须携带便携式甲烷报警仪，对其分管范围内的甲烷进行不间断的监测，如有报警现象（甲烷报警点为1%）必须进行处理。2、爆破工下井担任爆破工作时，必须携带便携式甲烷报警仪，在爆破地点每次爆破时须由瓦检员进行“一炮三检”工作，并填写“一炮三检”记录。3、当班的班组长下井时必须携带便携式甲烷报警仪，并把常开的报警仪悬挂在工作面上隅角，当报警时，停止工作，进行处理。4、机电流动电钳工下井担负机电维修工作时，必须携带便携式甲烷报警仪，在检修工作地点20m范围内检查甲烷气体浓度，有报警现象时，不得通电或检修。(二)、瓦斯传感器(甲烷断电仪)的配备和使用： 加强对工作面瓦斯的监测，9100工作面运输顺槽、9100工作面回风顺槽距工作面煤壁5lOm处及9100下顺回风巷外段和采煤机上安装瓦斯传感器 (详见瓦斯监测布置示意图), 瓦斯传感器布置在巷道的上方，垂直悬挂，距顶板不得大于300mm，距巷帮不得小于200mm。瓦斯断电仪设置及断电范围:使用单位瓦斯断电仪分站型 号瓦斯断电仪报警浓度断电浓度复电浓度断 电 范 围采煤队T11.0%1.5%1.0%工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备T21.0%1.0%1.0%工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备KFD-3型T30.5%0.5%0.5%工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备T41.0%1.0%1.0%采煤机和工作面运输机电源瓦斯传感器由通风队(科)负责安装、调校,由采煤队负责日常管理和维护。监测电工每7天使用标准气样和空气样对瓦斯断电仪调校一次,每隔7天必须对瓦斯超限断电功能进行测试, 瓦斯异常段每隔2天必须对瓦斯超限断电功能进行测试，确保系统的灵敏可靠。当瓦斯超限或监控系统报警时，要按规定安排撤人，并及时查明原因，进行处理。三)、本煤层顺层钻孔抽放本层瓦斯在9100运输顺槽和回风顺槽每间隔23米沿煤层倾向施工单排平行顺层钻孔进行抽放，钻孔孔深约6070m，钻孔开孔孔径87mm，终孔孔径75mm，开孔孔深7米。详见附图五：9100工作面顺层平行钻孔布置图。钻孔参数如下表：9100累计施工钻孔进尺约10160m。预计抽放率最高可达30%。Q顺层=Q*=17.1430%=5.14m3/min抽放瓦斯总量为：5.14m3/min四)、瓦斯抽放管路敷设根据前面的瓦斯涌出量预计，在9100运输顺槽和回风顺槽敷设一趟PE150型高负压抽放管路， 9100轨顺不再敷设管路。9100运顺抽放管路选择（1）9100运顺本煤层抽放混合流量:Q混 = QYC / C =5.1435%=14.69m3/min（2）9100运顺抽放管路管径计算:D=0.1457(Q混/ V)1/2=0.1457(14.6915)1/2=0.144m式中: Q混 抽放混合流量，m3/min；QYC 本煤层抽放钻孔瓦斯量，m3/min；C 本煤层钻孔抽放浓度，取35%；D 抽放管直径，m；V 管路内的瓦斯流速，取15m/s。通过计算在9100运顺和回顺各安装一趟PE150高负压抽放管对9100抽放钻孔进行抽放。即可每个钻场口设一个三通阀门。在顺槽内的低洼点处安装放水桶，或经抽放需要的地点增加放水桶。五）、防突根据和防治煤与瓦斯突出细则的规定，结合9100工作面在掘进过程中发生煤与瓦斯突出现象，为确保工作面顺利回采，特制定如下措施：1、 工作面采煤前，必须提前3个月以上，在工作面上、下巷沿煤层倾向每间隔5米布置一个煤层抽放钻孔，对工作面煤层瓦斯提前进行高负压抽放，保证工作面瓦斯抽放率不低于30%。2、 回采前通风部门必须编制“四位一体”的防突措施，并严格贯彻执行。3、 工作面过构造带，在构造带上下20米范围内必须按突出危险管理，实施消突措施。4、 工作面回风顺槽每间隔200米安装一组压风自救装置，每组压风袋不低于8个，并随时保证有压风。5、 所有下井职工必须先进行防突安全知识培训，熟识煤与瓦斯突出预兆，发现险情，所有人员在跟班队长的指挥下，立即沿指定撤退线路撤离工作面，撤的离工作面300米以外的大巷进风流中，并向矿调度室汇报。6、 煤与瓦斯突出预兆工作面发生突出前，一般回出现以下预兆无声预兆：煤层结构发生变化、煤层变软、层理紊乱、煤变暗，煤层倾角厚度变化大，工作面压力增大，煤层片帮，顶板掉渣，煤壁移动、瓦斯明显增大或瓦斯忽大忽小、打钻出现卡钻、顶钻、喷孔等；有声预兆：响煤炮、煤壁震动、顶板断裂声响、支架压力增大发生声响等。三、防爆隔爆措施贵州省煤田地质局实验室提供的鉴定报告为：M9煤层为不易自燃煤层，M9煤层煤尘无爆炸性。因M9煤层无自燃发火倾向性，所以工作面可以不采取防治煤层自燃发火的措施，重点防治井下外因火灾，以防火灾引起瓦斯爆炸。第三节 排水系统1、排水方式顺槽排水采用水泵排水到轨道运输大巷排水沟内集中排水到中央水仓。由主井中央泵房排至地面。 2、排水路线（1）、运顺切眼9100运顺联络巷轨道运输大巷永久水仓地面（2）、轨顺切眼9100轨顺联络巷轨道运输大巷永久水仓地面第四节 供电系统1、 概况：9100工作面为该矿首采高档普采工作面，工作面长141168米，运煤顺槽长365米，运料顺槽长386米，该面两顺槽均由井底车场中央变电所供电，工作面采用1台KBSGZY630/6移动变电站供电，电压为1140V，乳化泵由移变系统供电，皮带机及620型溜子由中央变电所供电。2、 主要设备及负荷设计的主要负荷：运料顺槽：JD11.4KW电机3台，JH14T1台（回柱机）；合计功率：51.4KW运煤顺槽：SGW620型运输机3台，DSJ-80皮带机1台，KBSGZY630/6乳化泵（两泵一箱）JH14T1台,合计功率：257KW工作面：MG1-200采煤机1台，SGZ630/220运输机1台,合计功率：420KW变压器选择:运料顺槽：选用4#KSJ-320KV变压器运煤顺槽：选用1#KKBSG2-T-500/6变压器工作面：选用KBSGZY2630/6移动变电站附:9100工作面供电系统图。第五节 通讯照明系统1、通讯系统皮带机头、转载机头、转载机尾处及工作面内均设置连接控制台的扩音电话，皮带机顺槽内每100米安设一台扩音电话。另外，轨道顺槽端头处、工作面皮带机头、转载机头和控制台均设置通矿调度室的生产电话。2、照明系统工作面运输顺槽由固定电站的照明综保引出照明线路给工作面运输顺槽的照明灯供电；工作面轨道顺槽由北探煤巷处的照明综保引出照明线路给工作面轨道顺槽的照明灯供电。第五章 劳动组织和主要技术经济指标第一节 高档普采工作面的劳动组织1、作业方式工作面实行“三八”制作业制度，两生产班生产，检修班全班检修（包括物料运输、两顺槽超前支护等），每班工作八小时。2、劳动组织9100工作面劳动组织人员配备见表511。表511 9100高档普采工作面劳动组织表 单位：人班次工种一班二班检修班合 计班 长33410质量验收员1113煤 机 司机44412支 架 工44614清 理 工3339维 护 工441018三机工（包括放煤工）771835泵 站 工1113电 工1179油质管理员11运 料 工88支柱管理员11排水及顺槽卫生清理工1113区队管理人员10合 计292965133第二节 高档普采工作面的主要经济技术指标9100高档普采工作面的主要经济技术指标见表521表521 9100高档普采工作面主要经济技术指标序号项目单位指标1采煤方法倾斜长壁、高档普采2顶板管理全部垮落3走向长度m5694倾斜长度m1605煤层倾角度266采高m1.600.17煤厚m1.68煤体容重t/m31.5499100工作面可采储量万t21.810支护方式单体交接梁11作业方式三班采煤12循环产量t40513日产量t927.214日进刀数刀415日出勤工效t /工4.5616截齿消耗个/万T6.217乳化液消耗kg/万t1743018坑木消耗m3/万t419炸药消耗kg/万t12620雷管消耗个/万t33621采煤机型号MZ-37522油脂消耗kg/万t9.5第六章 避灾路线1、工作面某点发生火灾或瓦斯事故，其避灾线路：避灾原则：当发生火灾或瓦斯事故时，所有人员必须选择最短路线，以最快的速度进入到新鲜风流，现场人员应及时配用自救器，从进风流方向迅速撤至安全地点。避灾路线为：（1）、9100工作面某点（灾害点回风侧）9100运料顺槽（戴上自救器）9100回风联络巷9100轨道车场+1145井底车场主斜井地面。（2）、9100工作面某点（灾害点进风侧）9100运煤顺槽9100上车场（进风巷）+1145井底车场主斜井地面。2、工作面某点发生水灾，其避灾线路：避灾原则：所有人员必须本着人往高处走的原则，从最短的路线撤至安全地点。避灾路线为：（1）、 9100工作面某点（灾害点回风侧）9100运料顺槽9100回风联络巷9100轨道车场+1145井底车场主斜井地面。 （2）、9100工作面某点（灾害点进风侧）9100运煤顺槽9100上车场（进风巷）+1145井底车场主斜井地面。第七章 煤质管理根据安顺煤矿关于加强煤质管理的文件进行煤质管理工作，在生产过程中做好以下工作：1、工作面过断层时要制定专项措施，采取煤、矸分运的方法，确保煤质符合有关要求。2、加强对杂物的管理，严禁棉纱、铁轨、木板、皮带、锚杆等杂物进入煤流系统。3、对涌水量大的区段回采时，采取综合措施，确保煤流水分不超限。4、工作面过变薄带时，严格控制采高，减少割顶拉底量。5、及时移架护帮，杜绝面前漏矸、冒顶。第八章 安全技术措施第一节 总则1、严格执行煤矿安全规程（2004年版）的有关规定。2、严格执行煤矿工人技术操作规程的有关规定。3、严格执行上级的其它规定。4、工作面试产后，每月针对工作面实际情况，对本规程进行补充。5、工作面开工前，全队职工脱产12天学习煤矿安全规程的有关规定、煤矿工人技术操作规程以及作业规程。6、作业规程必须每月向全队职工贯彻一次。7、作业规程贯彻后，参加学习的人员必须签字并经考试合格后方准上岗。8、工作面开工前，由队长、技术员带领全队职工走一次避灾路线，以后每月由跟班工长或班组带领走一次避灾路线。9、所有工种必须经过专业培训，并获得资格证。10、凡上岗作业人员必须持有上岗证和工种资格证，否则不准上岗。11、 工作面回采率不低于98%。第二节 采煤安全技术措施一、采煤机割煤1、采煤机割煤时必须执行煤矿安全规程(2004年版 )第69条中有关规定。2、根据采高要求，将工作面顶底割平、煤壁割直，伞檐长度不能超过1米。3、采煤机停机时，采煤机操作位置必须至少保留一名司机监护，防止采煤机误动作或发生其他以外时，能及时停机和停运输机。4、每班配3名采煤机司机（一名主司机和两名副司机），割煤时司机要集中精力，时刻注意顶底板、煤层煤质和运输机负荷等情况。5、如遇构造需抬刀时，抬高的幅度要适当，防止猛抬、猛落而造成推移运输机困难和棚梁仰俯角过大。6、割煤时，两滚筒上、下3米内不准有人，人员确需通过时，必须将采煤机停电、摘刀，人员过后再开机割煤，采煤机割至上、下端头时要设专人把口，防止外部人员突然闯入，发生意外。7、若顶板破碎或出现片帮冒顶时，必须将采煤机停到3m以外的安全地点，并将采煤机停电、摘刀闭锁，等顶板处理好后再开机割煤。8、工作面基本柱没有打齐、支架歪扭、支柱初撑力达不到本规程要求或支柱无防倒措施时，采煤机不得割煤通过。9、煤壁爆破后未及时支护或有残爆未及时处理的，不得割煤。10、采煤机更换部件及其附近3米内有人工作时，必须切断采煤机电源，打开隔离开关和离合器，并工作面运输机停电闭锁。11、采煤机司机跟机操作时，要做好自主保安，防止卸载单体翻倒伤人或顶板掉矸和滚筒割煤时甩出的煤块伤人。12、严禁使用采煤机、运输机拉、运、顶其它设备和物料。13、如工作面过地质构造时，另制定专项安全技术措施，严禁采煤机直接割岩石硬过。14、采煤机司机要坚持“八不割”的操作原则。即：无水不割；顶板破碎采面移梁跟不上不割，溜槽内的大块矸石，物料未处理不割；风量不足不割；瓦斯浓度超限不割，瓦斯涌出异常不割，停溜子不割，并要保持采面顶、底割平。15、采面出现异常情况时，采煤机司机要及时将采煤机、运输机停电闭锁。16、采煤机司机要认真交接班，并填写记录。17、采煤机内外喷雾达不到规定水压，必须增设喷雾泵。18、采煤机牵引速度2m/min。19、采煤机前滚筒距顶板要保持150mm的距离，严防割交接梁。二、上梁护顶1、上梁护顶由采煤工操作，并严格按单体支护工操作规程规定进行操作。2、上梁前，先检查该棚处及两侧顶板是否完好，如果发现顶板破裂、有片帮、流矸等现象要先打临时棚支护，再支柱上梁。3、支柱上梁前，要先检查液压管路是否畅通，如果管路停止供液或压力不够，不准支柱。4、采煤机割煤后，必须及时上梁护顶，割煤与上梁护顶的距离为35m，距离超过5m时，必须停止采煤机割煤，并将运输机与采煤机停电闭锁、摘刀。5、当顶板破碎，容易流冒时，采煤机前滚筒每割一棚后，及时将采煤机退到3m以外的安全地点，并将采煤机、运输机停机、停电闭锁，上梁护顶后再进行割煤。6、上梁时必须两人以上配合作业，一人操作一人观顶监护，支柱上梁要注意观察顶板、煤壁及周围支架情况，要迅速、及时、准确。不准站在运输机槽内。支柱上梁后要及时打柱；且支设单体要成排成行，初撑力不得低于90KN，棚距排距符合质量标准化要求。7、严禁棚距超宽。8、支柱上梁要拉线，保证工程质量达到质量标准化要求。9、上梁后，端面距不得超过200mm，局部片帮地段端面距超过200mm时，及时串梁护顶；梁端距超过300mm以上，要在煤壁侧架顺山棚或打临时点柱进行加固。10、煤壁侧贴帮柱（顶板好时，二节槽一根柱、顶板不好或压力较大时，要棚棚打齐）。11、所有棚必须垂直煤壁，严禁歪斜。12、从老塘往煤壁或从煤壁往老塘搬运单体时，要两人配合作业，搬运单体人员要站在单体的上侧，柱跟朝向机头方向，迅速传递过运输机，严禁将单体置于运输机以内。13、注意保护所有电缆、管路，严防将电缆、管路挤坏。三、推移运输机1、推移运输机人员必须持证上岗。2、推移运输机前，必须认真检查推移千斤顶的连接装置及供液管路，确认无故障后，方可进行操作。3、推移运输机必须从采面一头向另一头顺序推移，禁止从两头向中间推移。4、推移运输机必须与采煤机保持距离1215米，弯曲段不少于15米，并拉线按线将运输机推直。5、除推机头，机尾外，禁止在运输机停机时推移运输机，防止运输机底槽壅煤，造成憋死溜子或断底链。6、运输机推移不动时，不能硬推，必须查明原因，处理后再推，防止损坏设备。7、要将运输机推直、衬平，低凹段必须吊平。8、推移运输机时，煤墙侧严禁站人，严禁人员通行。9、推运输机机头、机尾时，操作人员必须服从负责人指挥，专人操作。用拉移稳车机头、机尾时，稳车必须有可靠的声光信号，并规定好停开信号；绞车至钩头之间不准有人，其它人员躲入安全地点，严禁人员通过。10、机头、机尾推移后不得出现超前或滞后，运输机头与顺槽运输机搭接要合理，底链不拉回头煤。11、移动刮板运输机的液压装置，必须完整可靠，移动刮板运输机时，严防冒顶、顶伤人员和损坏设备，移过机头机尾后，必须及时打牢刮板运输机机的机头、机尾老柱。四、推机头、机尾及回柱放顶（一）、推机头机尾1、采煤机割透上下安全口后，及时支柱上梁打贴帮柱；人员进入煤墙作业前先敲帮问顶，专人观顶，严禁空顶作业；距煤机3m以内时，必须将采煤机停电闭锁、摘刀。2、推移机头（尾）前，先将上下安全口柱子改掉，改柱前先检查安全口顶板及支护，确认无安全隐患后方可进行作业。改柱时严格按照“先支后回”原则逐棚进行，改柱宽度600mm，并将浮煤清净，落平底板，以便机头、机尾顺利推移。3、推移机头、机尾时，必须将工作面运输机停电闭锁；推移机头时，将下运煤巷运输机停电闭锁，停电后运输机司机负责看管监护，不经跟班队长和班长的同意严禁送电开机。（二）回柱放顶1、回柱放顶前，必须对工作面所有支设单体进行二次补液，并对放顶地点5m范围内的支架进行加固，保证支柱初撑力达到本作业规程规定要求，确保后路畅通。2、回柱放顶前，必须将工作面戗柱或戗棚打齐打好。3、回柱放顶要严格按照“自上而下，由里向外，先回柱后回梁”的原则，逐排、逐段按顺序进行作业，放顶步距为1.2米。4、回柱必须人工撤回。6、回柱放顶作业时，至少两人以上协同工作，一人作业，一人观顶监护。7、回柱放顶与爆破工作不能平行作业，回柱放顶与割煤不能平行作业。五、上下两巷架棚支护1在锚网支护段巷道，采用架金属连锁抬棚超前支护，支护形式为DZ2.2型单体配合金属交接梁支护。2、架棚支护规格及要求：在距工作面10m范围内，打两排金属连锁抬棚；在距巷道两帮500mm处各架设一排连锁抬棚，一梁一柱必须升紧打牢。10m20m范围内，在巷道的工作面帮，距巷道中心线500mm处架设一排金属连锁抬棚，一梁一柱，单体必须打成一条直线，偏差100mm，并将单体打在金属梁中间，严禁将单体打在梁头上，并系好防倒绳。3、架棚前应准备好工具，备足物料，至少有三人配合作业，并指定一名安全负责人，设专人观顶监护。4、当人员进入架棚段作业时，应先检查巷道支护情况，空顶、空帮处要刹紧背严。压力较大、顶板破碎处要在原棚间架上木棚（16cm2.6m圆木配合DZ2.2型单体柱）维护顶板。5、架棚时要保护好两巷的电缆，高压管及电气设备，必须停止刮板运输机，并将其开关停电闭锁，设专人看管，防止其他人员随意送电开机，发生意外。6、抬运单体时，两人要同肩、动作协调一致，规定好相同的号子、起放要稳，机巷抬运单体柱物料须跨越刮板运输机时，必须停止刮板运输机。7、架棚时，必须将棚子架正，浮物清理干净，高度不小于2m。8、架棚打柱时，严禁人员通过。9、架棚完毕后，必须将闲置的木料、荆笆等杂物运放到指定地点，分类码放挂牌管理。10、下运煤巷架棚时，施工人员严禁使用运输机运送单体、交接梁；严禁将单体、金属交接梁等堆放在运输机内。11、工作面回采期间，为确保上下隅角顶板及时垮落，必须将上下两巷锚网支护巷道的顶帮锚杆螺母及垫板提前去掉回收，每一个循环结束后，及时将对应的顺槽内的螺母及垫板去掉，不得超前或滞后。六、巷道维修1、加强对两巷的维修管理工作，当发现巷道内有缺梁少柱，滚梁折柱或棚子严重歪扭变形时，应及时补齐梁柱，架抬棚、打点柱，保证巷道通风、行人畅通、安全。2、发现巷道内有空顶空帮时应及时刹顶背帮，防止空顶、空帮、掉矸、掉顶。3、在维修换棚时应至少对其前后三架棚子打点柱加固，并妥善保护电缆、水管以及电气设备。若维修地点需移动电气设备及电缆管线时，必须按规定手续停送电，使用专用工具或防护用品，由专业人员进行操作。4、在斜坡和拐弯处维修巷道时，必须在上坡口位置设置防跑车装置和禁止人员通行的明显标志。5、维修所使用的木梁、木腿要砍口，柱腿硬打硬上，迎山有力，柱根应接实底，禁止打在浮煤上，所使用的单体柱应达到初撑力，并有防倒柱的设施，底板松软时要垫柱鞋。6、机巷维修时，要事先将运输机停电闭锁。7、两巷维修架棚腿时，应将棚腿打在电缆、管线的里面，不得将管线夹在棚腿与煤壁或外棚腿与里棚腿之间，防止造成以后维护管线困难和憋帮挤坏管线。8、行人必须通过巷道维修地点时，必须与作业人员联系，并征得其同意后，方可通过。9、巷道发生局部掉顶时，要立即进行处理，处理时现场必须有安全负责人。10、处理冒顶事故前，必须先清理好退路，安排一名有经验的老工人专人观顶监护，然后人员站在冒顶处边缘加固的棚子下用长钎子进行敲帮问顶，找掉松动岩石，对冒顶区内的棚子进行临时加固，刹顶背帮，控制住顶、帮，确认没有问题后，人员才能由外向里，由边缘向中央清理掉冒落的矸石，并逐棚进行加固刹顶。严禁直接进入冒顶区空顶作业。11、处理冒顶前应先对冒顶区前后5米范围内的棚子进行加固，备齐所需的工具、物料。12、在处理冒顶过程中，若发现顶板来压时，应立即撤出人员，待顶板稳定后再进行处理工作。13、上下两巷距工作面20米以内巷高不低于1.6米，20米以外不低于1.8米。14、回采过程中要及时整修上下两巷，保证其断面扩修后的巷道要达到：上、下两巷巷道断面不小于原设计断面的85%，扩修巷道要有专项安全技术措施。15、施工单位安排专人维护上下两巷，清理浮煤杂物，保证通风断面。七、初次放顶1、初次放顶期间，