16101采煤作业规程doc.doc

赫章县腾达煤矿采煤作业规程工作面名称： 16101回采工作面 编 制 人：牟敦发 编制 时间： 2011-12-5 矿领导及主要管理人员会审意见会审意见： 会审时间： 年 月 日 会审人员姓名职务总工程师：矿长：施工负责人：第一章一、概况1、巷道用途本巷为16101采煤工作面。地面相对位置及临近采区开采情况见表1所示。表1 井上下对照关系情况表水平、采区一采区工程名称16101采煤工作面地面标高+1793+1830井下标高+1698+1714地面相对位置建筑物、小井及其它位于黄家寨北东，松林坡河东侧200m，有零星住房，及一泉水源。井下相对位置对掘进巷道的影响副井南方曾被小窑破坏，经调查小窑积水严重，巷道掘进有突水危险掘进过程中严格执行“有掘必探，先探后掘”的防治水原则。临近采掘情况对掘进巷道的影响有小窑破坏，采空区范围不清楚。设计16101首采工作面切眼位置与本矿边界三采区边界相邻。2、煤（岩）层赋存特征本掘进工作面位于M6-1#煤层，煤层厚度一般为最大2.1m，最小0.9m,平均1.4m。煤层特征详见表2。表2 煤 层 特 征 表序号区域组煤 层名 称煤层厚度（m）层间距（m）煤层倾角（度）稳定性顶底板岩性顶板底板1二叠系上统龙潭组（P31）M6-10.92.11.4815较稳定碳质页岩粘土岩、细砂岩82M6-21.3815较稳定细砂岩泥岩、粉砂岩153M6-130.91.61.2815较稳定粉砂岩、细砂岩粉砂岩、附图1：煤岩层综合柱状图（1：200）煤层柱状图（附图1）地质构造该区域为向斜状，根据矿井开拓实际揭露资料，该面南侧地质构造比较复杂，有一落差不详的断层存在。3、水文地质本区为褶皱山地形，煤系地层分布在走向槽谷和谷地边坡上，槽谷中小溪和谷地边坡之冲沟是排泄地表水的渠道，排泄条件好。含（隔）水层特征1）、普查区出露的岩石以碎屑岩（玄武岩）为主，其次碉配岩，按人一水介质划分地下水煤型，以基岩裂隙水为主，其次岩溶水及松散层孔隙水。松散层，孔隙水，出露较少，且无供水意义。 根据对矿区及外用的调查，井泉出露较少，常年性溪沟发育，为当地主要饮用水源。表3 地表地下水调查结果编号性质出露地层流量备注S1溪流T1f2.26取样S2溪流T1f10.28S3溪流P3C3 P3C12P3C1 P3em2.83S4溪流P3em1.282）、基岩裂隙水 其地层主要为飞仙关组（T1f），长兴十大隆组（p3c+d）龙潭级（P31），峨眉山玄武岩（P3em）其岩性具以砂岩，玄武岩，泥岩为主，其次为泥页岩，灰岩，含少量基岩裂隙水，多呈持泉或涧隙水泉点出露，并爱大气降雨与植物履盖度的控制，水量小，泥页岩，玄武岩可视为相对隔水层。 下三叠统飞仙关组（T1f）含水岩组，岩性主要为灰绿,蓝灰色（风化呈褐黄）中厚，厚层状含钙质粘土质粉砂岩与粉砂质粘土岩，厚度大于60米，含裂隙水，无泉点出露，富水性中等。为中等含水岩组。 上二叠统长兴十大隆组（p3c+d）含水岩组，为灰至灰黄色泥灰岩，灰岩，泥质粉砂岩，局部夹1-7层煤，为区内含煤，地层之一厚35-45m，含裂隙水，为弱含水岩组。 上二叠统龙潭组（P31）含水岩组，为深灰，灰黑色粉砂岩，泥质粉砂岩，粘土岩，少量灰岩及煤层组成，含裂隙水，无泉水露，含水性及导水性均差，富水性弱，为弱含水岩组，峨眉山玄武岩（P3em）含水岩组，为灰绿色，暗绿色，杏仁状，气孔状，致密块壮玄武岩。厚大于90m，含裂隙水，无泉点露，富水性极弱，为相对隔水层。3） 、孔隙水 主要分布于第四系松散层中，其岩性溪沟中为冲洪积砂石层，洼地中为洪积，一坡积物砂，砾石与亚粘土，亚砂土，分布零星，该类松散层孔隙水，由于补给，赋存性能差，除了畜水农作外，其无供水价值，为透水而不含水层。4）、水文情况根据区域老窑不清，加上掘进中岩层裂隙水，顶板淋水肯定会出现，因此掘进时，空顶最大为0.5米，使用前探梁，临时支护跟到当头，背顶，背帮严实，架棚吃劲牢靠，迎山度达到要求，掘进时加强探水，严格执行“有疑必探，先探后掘”规定，防止透水事故发生。 5）、16101切眼顶底板顶板条件比较好，底板为泥粉砂岩。但必须加强支护及质量管理。4、 构造富水性1、断层水：井田范围内局部存在小型断层，在开采过程中，该断层容易受人为破坏将导致断层水溃入矿坑而造成突水事故。因此，巷道掘进中必须严格执行“有掘必探，先探后掘”的探访水原则。2、地表水、地下水补给、排泄条件及动态地表水，井田附近松林坡河河及它的支流，河水接受大气降水补给，并随大气降水变化而变化。地下水，从井水、小窑水和钻孔流量观测资料看，与大气降水密切相关井下受大气降水影响较大，故应做好排水工作。在自然状态下，地表水补给地下水，地下潜流转而又变成明流。3、充水因素分析煤层赋存于富水性强的岩层中，与富水性弱的石灰岩地层和地表水之间有较厚的相对隔水层。断层、破碎带的富水性强，导水性强，但是在一定程度上构成水力联系通道。煤层与强含水层有一定的水力联系。仅在浅部与含煤地层风化裂隙水、老窑水及第四系有直接水力联系，露头区小窑采煤引起的冒裂带及基岩风化裂隙带水是煤组地层主要含水段。因此，区内露头区属以大气降水为主要补给来源的裂隙直接充水矿床。深部主要直接充水水源为煤系地层裂隙水。5、水文地质类型评述煤组上覆、下伏为厚度较大的相对隔水层，直接充水含水层为煤系地层浅部裂隙水和老窑水及采空区积水，较大的地表水体均分布在矿井边缘地带。大气降水是主要间接水源，充水水源简单，属裂隙类水文地质条件简单的矿床。6、矿井涌水量设计根据勘探地质报告对矿井涌水量预测分析，预计矿井正常涌水量12m3/h，最大涌水量24m3/h。二、瓦斯、煤尘和煤的自燃性及其它 本矿为煤与瓦斯突出矿井，矿井瓦斯涌出量较大，根据临近矿相同煤层情况，煤层无爆炸性，要加强瓦斯管理。(二)瓦斯、煤尘和煤的自燃性及其它1.瓦斯1).瓦斯涌出情况贵州省能源局文件，黔能源发【2009】281号，关于请求审批2009年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复，腾达煤矿2009年度矿井瓦斯相对涌出量为6.64m3/t，绝对瓦斯涌出量为0.35m3/min，矿井瓦斯等级为低瓦斯矿井；贵州省能源局文件关于对毕节地区工业和能源委员会（关于请求审批赫章县腾达煤矿M6-1煤层与瓦斯突出危险性鉴定报告的报告）的批复（黔能源发2010282,M6-1煤层+1697水平以上不具有突出危险性，属于非突出煤层。根据贵州省关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见（黔安监管办2007345号）文件，确定赫章县属于煤与瓦斯突出区域，故腾达煤矿按煤与瓦斯突出矿井设计。2).煤层原始瓦斯含量徐州长城基础工程有限公司编制的赫章县松林坡乡腾达煤矿地质补充勘查报告，只提供煤层风、氧化带为煤层露头往下斜深50m。没有提供瓦斯赋存、瓦斯涌出量、瓦斯梯度等相关资料，矿井建设期间由于工程技术人员变动频繁，缺乏瓦斯资料积累，无法提供各煤层具体煤层瓦斯含量数据，单纯根据2009年一个年份的瓦斯鉴定报告中的相对瓦斯涌出量6.64m3/t，矿井绝对瓦斯涌出量0.35 m3/min作为设计依据是不充分的。因此，本矿根据采矿设计手册矿井瓦斯涌出量预测方法AQ1018206标准公式计算煤层瓦斯含量： ，式中：煤层原始瓦斯含量，m3/t； 煤层瓦斯吸附量，m3/t；游离瓦斯含量，m3/t；、Af、煤的水分、灰分、挥发分%，（详见表1-3-4）。表1-3-4 煤质特征表煤层编号煤样全水分Mar(%)灰分Af(%)挥发分Vr(%)全硫St.d(%)焦渣特征发热量Qgr.adMJ/kg容重t/m3M6-1原煤1.1526.710.360.32225.5041.4M6-2原煤1.0529.756.952.11231.9331.4M13原煤0.6436.137.520.190.1922.6771.4en温度系数；查采矿工程设计手册下册表8-7-12，各煤层查表结果详见表3-1-6。e自然对数底；n=2.4+0.211-0.004fn煤的空隙率，%，查采矿工程设计手册下册表8-7-10，取8%。煤的容重， t/m3，详见表1-3-4；相当于煤层瓦斯压力下的瓦斯压缩系数，查设计手册表8-7-14，各煤层查表结果详见表1-3-5；t温度，取20；实测瓦斯压力，MPa；本矿井没有实测瓦斯压力，根据设计手册瓦斯压力计算及测定计算方法，瓦斯压力P和深度H的关系参考采矿设计手册表8-7-8提供的水城地区汪家寨斜井垂深（H）375m，瓦斯压力（P）1.69Mpa，P/H=0.0045。在选用瓦斯压力（P）值时最有借鉴的矿井是水城矿业集团汪家寨斜井。汪家寨矿井是上个世纪60年代投产的矿井，它距腾达煤矿直线距离只有40Km，所以是最有说服力的，它的数据已被国家采用在设计手册中，说明是有相当可靠的参考价值的。腾达煤矿准采下限为+1420m，留有一定的保护煤柱确定开采下限最低标高+1426m。M6-1号煤、M6-2号煤M13三层煤的地表露头最高点为+1850m，三条井筒地面标高最高点为+1793m，井田内可采煤层相对地表最高点为1920m，最后选取+1920m为开采上限，P=0.0045(1920-1426)=2.22MPa本设计预测各煤层在最低实际开采标高时的煤层瓦斯压力，见表1-3-5。表1-3-5 各煤层实际最大开采垂深及煤层瓦斯压力计算表煤层编号实际最大开采垂深(m)瓦斯压力（Mpa）M6-14942.22M6-24942.22M134942.22，查采矿工程设计手册下8-7-13，各煤层查表结果详见表1-3-6。将相关数据代入上述公式，计算得各煤层煤层斯含量，详见表1-3-6。 表1-3-6 各煤层原始瓦斯含量计算表煤层编号Wf(%)Af（%）Vr(%)abP(Mpa)1/en65.5/(Vr)0.146fn(%)（t/m3）kYWx(m3/t)Wy(m3/t)Wo(m3/t)M6-11.1526.710.364.60.952.220.72446.481.41.0115.051.2816.78M6-21.0529.756.953.90.972.220.72450.381.41.0116.231.2817.51M130.6436.137.524.10.962.220.72448.981.41.0115.941.2817.283).瓦斯涌出量计算(1)回采工作面瓦斯涌出量计算回采面瓦斯涌出来源于开采层瓦斯涌出、邻近层瓦斯涌出。按照AQ10182006标准及本矿井回采工作面瓦斯涌出来源，回采面相对瓦斯涌出量为：q采q1+q2式中：q采 回采工作面相对瓦斯涌出量，m3/t；q1开采层相对瓦斯涌出量，m3/t；q2邻近层相对瓦斯涌出量，m3/t；A、开采层相对瓦斯涌出量计算矿井开采的煤层为簿至中厚煤层，一次采全高，按照AQ1018-2006标准附录A按下式计算：q1 K1K2K3（WoWc）式中： q1开采煤层（包括围岩）瓦斯涌出量，m3/t；K1围岩瓦斯涌出系数；K1值选取范围为1.11.3；全部陷落法管理顶板，碳质组分较多的围岩，K1取1.3；局部充填法管理顶板K1取1.2；全部充填法管理顶板K1取1.1；砂质泥岩等致密性围岩K1取值可偏小；本矿取值1.3。K2工作面丢煤瓦斯涌出系数，K2=1/，为工作面排放率，见表1-3-7；表1-3-7 各煤层开采厚度、采高、排放率及层间距表煤层编号开采厚(m)采高(m)排放率(%)K2煤层间距（m）M6-11.331.33650.654M6-20.890.89650.6525M130.870.87250.25K3采区内准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出的影响系数。采用长壁后退式回采时，K3按下式确定： K3=L工作面长度，为80m；h巷道瓦斯排放带宽度，m；矿井所开采煤种为无烟煤，取h =12.4m；m开采煤层的开采厚度，m；见表1-3-7；M工作面采高，m；见表1-3-5；Wo煤的原始瓦斯含量，m3/t，见表1-3-6；Wc煤的残存瓦斯含量，m3/t，按表1-3-8（源自AQ1018-2006表C.1）取值，本矿各煤层挥发份6.9510.36，Wc见表138。表1-3-8 纯煤残存瓦斯含量值煤的挥发份Vr(%)6881212181826263535424250纯煤残存瓦斯含量（m3/tr）96644332222纯煤残存瓦斯含量按如下公式折算成原煤瓦斯含量：Wc = Wc式中：Wc原煤残存瓦斯含量， m3/t；Wf原煤水分，详见表1-3-1；Af原煤灰分，详见表1-3-1；Wc纯煤残存瓦斯含量。将各煤层煤质参数代入公式计算得各煤层原煤残存瓦斯含量如表1-3-9。表1-3-9 各煤层原煤残存瓦斯含量值计算表煤层编号Wf(%)Af (%)Wc（m3/tr）Wc（m3/t）M6-11.1526.75.02.65M6-21.0529.757.53.92M130.6436.136.33.32B、邻近层相对瓦斯涌出量计算矿井为薄至中厚煤层群开采，一次采全高，按照AQ1018-2006标准附录A按下式计算：q2=（0i ci）m i /Mi m3/t；式中：q2邻近层相对瓦斯涌出量，m3/t；mi第i个邻近层煤层厚度，m，见表1-3-7；M工作面采高，m，见表1-3-7；i第i个邻近层瓦斯排放率，参照矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ1018-2006）附录D选取。各煤层层间距见表1-3-7；0i第i个邻近层煤层原始瓦斯含量，m3/t，见表1-3-6；ci第i个邻近层煤的残存瓦斯含量，m3/t，见表1-3-9。根据以上公式参数经计算，矿井开采首采层M6-1煤层时各煤层开采时回采工作面相对瓦斯涌出量见表1-3-10。表1-3-10 各煤层开采时回采工作面相对瓦斯涌出量计算煤层编号K1i（%）K2K3m （m）M （m）W0(m3/t)WC(m3/t)q1(m3/t)q2 (m3/t)q采 (m3/t)M6-11.3651.050.651.331.3316.782.6512.536.1418.67M6-21.3651.050.650.890.8917.513.9211.965.7317.69M131.3251.050.250.870.8717.283.324.765.9310.69（4）矿井瓦斯涌出量矿井瓦斯涌出主要来源于采煤、掘进和采空区三大部分，采空瓦斯涌出包括采、掘涌出以外的老塘及其它涌出量。矿井设计以1个采区(1个采煤工作面和2个掘进工作面)达产。q井= Kn K/（q区iAi）/Ai=1.11.25（19.84455）/455=27.28 m3/t式中:q井矿井相对瓦斯涌出量，m3/t；q区i第i个生产采区相对瓦斯涌出量，m3/t；Ai第i个生产采区平均日产量， t；Kn 矿井瓦斯涌出不均衡系数，取1.1；K/已采区采空区瓦斯涌出系数，取1.25。矿井绝对瓦斯涌出量为：(27.28455)/14408.61m3/min4).设计采用瓦斯数据设计根据矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ1018-2006），采用分源预测法对矿井相对瓦斯涌出量进行预测，经以上计算：矿井相对瓦斯涌出量为27.28m3/t，矿井绝对瓦斯涌出量为8.61m3/min；采煤工作面瓦斯涌出量采用各煤层开采时回采工作面瓦斯涌出量最大值，相对瓦斯涌出量为19.84m3/t，绝对瓦斯涌出量为5.7m3/min；掘进工作面绝对瓦斯涌出量采用各煤层掘进时掘进工作面瓦斯涌出量最大值，1.17m3/min。本次开采方案设计（变更）按矿井瓦斯涌出量预测方法AQ10182006对腾达煤矿进行了瓦斯预测：矿井相对瓦斯涌出量为27.28m3/t，矿井绝对瓦斯涌出量为8.61m3/min；采煤工作面相对瓦斯涌出量为19.84m3/min，绝对瓦斯涌出量为5.7 m3/min；掘进工作面绝对瓦斯涌出量为1.17 m3/min。(1)煤的自燃倾向性根据2010年7月贵州省煤田地质局实验室提交的煤层自燃倾向性鉴定报告，本井田M6-1、M6-2、M13煤层属不易自燃煤层，自燃倾向性均属类。(2)煤尘爆炸危险性根据2010年7月贵州省煤田地质局实验室提交的煤尘爆炸性鉴定报告，本矿井M6-1、M6-2、M13号煤层均无煤尘爆炸性。第二章 采煤方法一、采煤方法 采用走向长壁后退式采煤，放炮落煤，风煤钻打眼，面布置两排，“三花”布置，底板薄软岩一并采出；人工支柱 。二、运输方法 工作面采用刮板运输机运输，运输巷采用30T刮板运输机运输。三、顶板管理方法 根据我矿技术管理水平，我矿采用单体液压支柱配2.4m长型钢顶梁，金属网鋪顶支护顶板，“见四回一”，全冒落法管理顶板。1、支护形式及支护材料及其操作方式依据顶板破碎和压力大条件，工作面采用单体液压支柱, 2.4m长型钢顶梁,金属网鋪顶支护顶板，上下出口4梁10柱，型钢钢梁长度为3.2m，工作面采用对棚组、推进方向采用双棚同时迈步操作方式，随着回采推进各段的推进，对应段棚组之间要同时双棚迈步操作，步距为0.8m， 对拉工作面的最大错距不许大于0.8m支柱最大工作阻力24.5吨力。2、特殊支护软帮放顶线侧的液压支柱要每隔一根液压支柱加打密集支柱（软帮戗柱），及时补齐上下安全出口超前液压支柱，靠回采上下安全出口煤壁侧在后退方向打超前液压支柱各15m,另侧打超前液压支柱各10m，中间运输机巷煤壁两侧在后退方向打超前液压支柱各20m柱距为1m，中间运输机巷在软帮放顶线侧要及时打好护巷木垛。支护密度计算（1） 估算顶板压力 F=61.52.5=22、5吨 （ F 为顶板压力 6为6倍采高 1.5为采高 2.5为岩石容重） （2）支护密度计算A=F/f=22.5/24.5=0.92根/m2（A为支护密度 f为支柱的工作阻力）（）工作面支护柱排距计算：工作面最大控顶面积为53（工作面长）4、2=222、6平方米 工作面支柱数量为222.60.92=242棵，每排支柱数量为：2424=60棵，（软帮戗柱602=30棵），每排支柱柱距为：53（工作面长）60= 0.9m。故工作面柱距选0.8米，排距为1 m。由计算可知,当柱距选0.8米,支护密度为0.90.7,满足最大空顶安全要求。2、正常工作时期顶板支护方式 （1）支护方式：工作面采用3排支柱控制顶板，最大控顶距4、2米，最小控顶距2.4米，放顶步距0.8米。最大控顶距时，四排基本支柱，一排密集；最小控顶距时，三排基本支柱，一排密集，柱距0.8米，排距1米，跑道宽度0.8米。附平面图，最大、最小控顶距示意图（2）支柱质量要求 a、柱距0.8m0.1m,排距1m0.1m b、顶梁至煤壁的距离不大于0.3m，超时必须打贴帮柱。c、支柱必须保持35度的迎山角，升牢。柱下端支于硬底，硬底必须有麻面。d、所有支柱必须有防倒设施，不得超高使用支柱。e 单体液压支柱（直径100mm）初承力不小于90kN,临时支柱初承力不小于50kN,严禁空顶作业。 3、各工序平行作业的安全距离a、打眼与出货的安全距离不小于15m。b、支柱与打眼之间的安全距离不小于15m，未支设基本支柱前，严禁打眼。c、打眼与回柱之间不得小于15m。d、分段回柱时，段与段之间的距离不得小于20米，并且掐好口，设好挡板。所有上侧工作人员要通知下方工作人员注意躲避飞矸。 4、工作面初次放顶，必须制定专门措施。第三章 生产系统一、运输系统 1、运煤采面采用刮板运输机运输，运输巷采用30T刮板运输机运输运煤路线：采面 16101运输机巷 运输巷煤仓主斜井地面 2、运料路线：地面副井运输车场16101运输巷采面二、通风系统 （一）风量计算 1、按瓦斯涌出量计算 Q1=100qk=1001.31.5=195m3/min 2、按一次起爆量计算（一次起爆10米，每米用量0.63Kg） Q2=25A=256=150 m3/min 3、按工作面人数计算 Q=4n=4（煤矿安全规程配风标准）30（工作面人数）=120 m3/min 4、风量验算 按最低风速验算：Q=15S=152.4=36 m3/min按最高风速验算：Q=240S=2403.2=768 m3/min由以上计算和验算可知，工作面所需风量为195 m3/min，不大于最大风速，不小于最小风速，符合要求。 （二）瓦斯检测 1、根据安全规程169条规定，工作面上隅角距面不大于5米处安装瓦斯传感器，在16101运输巷距工作面10m，在中间运输机巷距工作面10m安装瓦斯传感器，必须安装瓦斯电闭锁，瓦斯传感器采用专用电缆与矿总监控室相联，瓦斯报警浓度为0.8，瓦斯断电浓度为1.0，复电浓度为小于1.0，断电范围为16101采煤工作面的所有电气设备。 （三）综合防尘系统 1、防尘系统必须健全符合规定，采煤面放炮前后必须进行洒水灭尘，溜头洒水设施健全，并有效使用。 2、进回巷洒水管路每50米设一三通阀门，定期对两巷进行洒水。 3、工作面防尘管路地面主井16101运输巷 采面 （四）通风、排水、供电、通讯系统 1、通风系统 新风：地面副井主井+1698运输石门16101运输巷 采面乏风：采面 回风巷风井。 2、排水系统+1651水仓副井地面 3、供电系统地面变电所 副井16101运输车场采面4、通讯系统在16101运输车场处安装一部直通全矿的防爆电话。第五章劳动组织经济指标一、采用“三八”制作业方式，根据工作面长度及人员配备合理组织，采用多循环方式，眼深1.0米，循环进度0.8米，三班出煤。附循环作业图表 劳动组织配备表循环作业图劳动组织情况表工种打眼放炮出渣支护人数242 正规循环作业图表时间工序12345678班前会班前检查临时支护打眼放炮临时支护出渣永久支护班后复查注：作业时间为标准“三八制”，三班作业时间相同。第六章 安全技术措施第一节 一般规定1、所有上岗人员必须严格执行煤矿安全规程、煤矿安全技术操作规程和16101采煤作业规程，严禁违章指挥、违章作业、违反劳动纪律。2、所有上岗人员必须持证上岗，严格执行岗位责任制、现场交接班制度、工程质量验收制度、事故分析制度，各岗位各岗点要认真填写运转日志。3、工作面回采期间工程质量和顶板管理，要严格按规程要求施工，做到安全生产、文明生产。4、企业对职工要进行安全教育培训，开工前，矿要组织施工单位学习批准的作业规程，签字后方可下井作业；未学规程 不得上岗。每个下井工作人员，必须熟悉通往安全出口的路线。5、坚持各项安全生产制度建立健全各项安全生产责任制及制度、安全隐患排查制度、安全检查制度。发挥职工群众安全监督作用，职工有权制止违章作业，拒绝违章指挥。当工作地点出行险情时有权立即停止作业，撤到安全地点。入井人员必须戴好安全帽，随身携带隔离氧自救器和矿灯，严禁携带烟草或点火物品，严禁穿化纤衣服，入井前严禁喝酒。 6、坚持敲帮问顶制度进入工作面，首先进行敲帮问顶，排除安全隐患。每个工作人员对自己附近的顶板、煤壁进行敲帮问顶，发现危险时，采取措施进行处理。敲帮问顶时要通知自己下方的工作人员，避免滑落矸石，危害其他工作人员。7、坚持通风、煤尘管理和瓦斯检查制度加强工作面通风管理，每月测定一次工作面风量，以便采取措施，保证工作面风量充足稳定，并达到规程要求。工作面风量不足或微风时，要停止一切工作，当工作面无风时，要撤出全部人员。每天由专职撒水工对工作面运输巷、回风巷进行一次洒水冲刷，防止煤尘积聚。工作面运输系统各转载点要设喷头，放炮及运煤时要全部打开洒水降尘工作面温度不得超过26当工作面温度超过30时必须停止作业。工作面炮前炮后要洒水灭尘，定炮使用水炮泥。坚持瓦斯和二氧化碳管理和检查制度，工作面的瓦斯和二氧化碳要专人检查，每班检查3次，并将检查结果记录在瓦斯检查班报手册上和检查地点的记录牌板上，并通知现场工作人员。认真执行“一炮三检”制度，当瓦斯浓度超过规程规定时，必须立即停止装药和放炮，采取措施后符合煤矿安全规程的规定时方可装药和放炮。当工作面、回风巷风流中的瓦斯浓度超过0.8%或二氧化碳超过1.5%时，必须停止工作，撤出人员进行处理。8、坚持巷道维修制度工作面所有安全出口以外20米范围内必须加强支护，20米以外的巷道由矿及时安排维修。安全出口，必须使用好特殊支护，端头支护及超前支护，必须符合作业规程的要求。安全出口的巷道高度不得低于1.6米，宽度不得低于1米。安全出口必须及时维修，发现支架断梁折柱，巷道底鼓变形时，必须及时更换维修。保持好巷道卫生，距工作面20米内，不得有电气设备、物料及脏杂物，以保证两巷运输、通风、行人通畅。巷道内的积水要及时排出。9、坚持机电设备维修制度定期对设备进行检查检修，保证台台完好，不失爆。非专职人员不得擅自操作电气设备。所有电气设备必须有良好的绝缘，机械外露运转部分必须加装防护式遮拦等防护设施。严禁带电检修、搬迁电气设备和电缆，检修要切断电源。所有形式的闭锁装置，必须能可靠的防止擅自送电。必须使用漏电保护装置，保证能自动切断漏电的馈电线路。煤电钻必须使用具有漏电、检漏装置、过流、短路、断电和远距离停止和启动煤电钻功能的综合保护装置。电缆悬挂整齐，不得有破皮漏电现象，电缆不得挂在风水管路上，不得遭受淋水。第二节 顶板管理一、工作面及两巷支护质量要求1、基本支护支设的支柱必须拉线打成直线，柱距0.8m,允许误差100mm，排距1m, 允许误差100mm。支设的支柱必须保证35的迎山角，支柱下端支于实底上，并保证有不小于50mm的柱窝，底板松软或底板抗压强度小于14.7MPa时，支柱要穿木鞋（木鞋规格不小于宽高厚=400300150mm）,支柱钻底量不大于100mm。所有支柱必须用油丝绳或麻绳连锁，不得使用已坏支柱，不得超高使用支柱。单体液压支柱初撑力不得小于90KN。炮后及时支设临时支护，戴好柱帽，支设间距不大于2米，严禁空顶作业2、安全出口工作面必须有两个安全出口，上下出口高度不小于1.6米，宽度不小于1米。上、下出口及煤壁以外20米内支护必须完整无缺，所有端头特殊支护，必须符合标准要求，并保证出口通畅。3、特殊支柱支护端头支护在工作面下端头使用4根工字钢或型钢梁，架与架之间的按柱距要求支设。丛柱支护工作面上下两端头各使用两组丛柱加强端头支护，每组两梁，一梁二柱，沿倾向使用，使用位置为端头定位梁之后，密集排和末前排之间，丛柱梁使用顶梁。超前支护上下两巷超前支护长度不得小于15米，16101运输机巷超前支护长度不得小于20米，打成双排，支柱打在巷道棚头上，上超前留有1.2米的人行道，下超前留有0.8米的人行道。密集支护密集支护打成直线，两棵基本支柱之间加一棵密集和一棵备用支柱，保证数量齐全，支设和基本支柱一样，起到挡矸和切顶作用。密集必须用木料戴帽，一柱一帽。 4、煤壁炮道炮道宽度0.8m，其偏差不大于200mm,不小于100mm。煤壁采成直线，且与顶底板垂直。伞檐长度超过1m时，其最大突出部分不大于200mm；伞檐长度1m以下时，其最大突出部分不大于250mm。5、采高及煤炭回收煤层一次采全高，不得丢顶底煤，不乱留煤柱，回收率不小于95%。工作面浮煤清理干净，2平方米浮煤平均不超过20mm。6、顶板管理安全技术措施工作面来压时，要加强工作面和安全出口的支护。工作面必须及时回柱放顶，控顶距离超过作业规程规定时严禁采煤；工作面放顶线要整齐不得滞后，切顶支柱数量齐全，两端头要重点加强支护。采空区冒落高度普遍小于1.5倍的采高时、局部悬顶冒落不充分时，用丛柱子加强支护；悬顶超过10m2时，要采取人工强制放顶或其它措施处理。工作面控顶范围之内，顶底板移近量（采高）不大于100mm，超过规定，要缩小柱距、柱子穿鞋及增加丛柱措施。工作面回柱放顶前，必须对放顶的安全工作全面检查，清理好退路；回柱放顶时，必须指定有经验的人员观察顶板。放顶人员必须站在支柱完好的安全地点工作。工作面密集支柱切顶，两段密集支柱之间必须留有0.5m以上的出口，两出口之间的距离为5m，严禁提前回柱。工作面无空载支柱，支柱完好、不自动卸荷，无外观损坏支柱。支设支柱时，必须掌握好支柱的迎山角。支柱时要打一棵标准柱，其后的支柱按标准柱的角度进行支设，倾角发生变化时，可根据具体情况进行支设。工作面上下出口要通畅，所有闲置设备和材料要放在安全出口20米以外的安全地点。二、两巷冒顶、煤壁片帮的处理方法1、巷道维护工应熟悉顶板管理和支护方法，具有掘进、回采、支柱、回柱操作技能。2、备齐所需各种材料，将工作地点的管线、设备加以掩盖和移设，清理好退路。3、要检查工作地点的安全情况，发现问题必须妥善处理。4、检查施工地点的瓦斯情况、支护牢固情况，发现问题，进行妥善处理。5、要遵循“先支后回”的支护原则，支架支设未完工，不得终止作业。三、回柱方法和措施1、回柱方法采用“三角回柱法”，即按照由下而上、由里而外的顺序，人员站在所回支柱的末前排斜上方第二课支柱空挡内，在两棵完好支柱的掩护下回撤斜下方支柱。分段回柱距离不小于20m，分段点选在顶板完好处，在切顶排分段处与末前排斜上方第一棵支柱之间，均匀支设两棵隔离支柱，使四棵支柱保持一条直线。2、分段回柱时，各组必须配齐卸荷手把，（绳长不小于1.5m）钎子、钩子（不小于1.5m）、镐锤（把手不小于1m）、注液抢、一对扁销等工具。至少两人一组，确保退路通畅，一人用卸荷把手远距离卸载支柱，一人用钩拉柱，并观察顶板。回柱时严格执行“三不回”、“两必须”的原则。“三不回”即：不超前支护戗柱不回柱、退路附近有缺柱未补上不回柱、对所回支柱未观察做出判断不回柱；“两必须”即：回柱必须使用带绳的卸荷手把远距离操作，埋压的支柱必须使用拔柱器、倒链或长钩拉出。回到分段点的最后两棵支柱时，必须细心问顶一次，打好护身柱，看好退路，并有专人负责照明监护。3、回柱前，必须挂好竹笆或木批挡矸，严防窜矸伤人或埋压支柱。支设好超前、一架戗棚和两棵隔离支柱后，自回柱点向上连续打紧两个扁销，下方一个扁销小头朝上，上方一个扁销小头朝下，成对使用。待支柱回撤以后，人员站在斜上方完好柱梁的保护下，用锤将扁销和顶梁倒掉，扁销交替前移并打紧，倒掉的顶梁用长钩拉出挂在相对应的末前排支柱手把体上，人员严禁进入采空区取料。回柱点以上5m、以下8m范围内严禁从事其它工作。4、回柱人员必须在安全地点。在回柱时如发现顶板来压，威胁安全时，应立即停止回柱工作，将人员撤出，待顶板稳定后，方可继续回柱。5、当工作面达到最大控顶距时，应及时回撤，严禁超控顶距采煤。6、当工作面出现埋压支柱时，必须待顶板稳定后，打好护身支柱，使用倒链远距离拉出。出现“死柱”时要现在同一根顶梁下支设不同规格的临时柱替换支柱，采用镐刨卧底的方法将支柱回出，严禁炮崩锤砸。7、当工作面回柱出现不卸荷支柱时，按以下程序操作：回柱人员允许使用长把工具进行辅助操作。回柱人员必须站在所回支柱斜上方人行道、操作工具上方，远距离操作，闪开长把工具的弹跳方向。当使用长把工具仍不起作用时，必须在同一根顶梁下支设临时替换支柱，采用镐刨卧底的方法将支柱回出，严禁用锤硬砸三用阀。当回柱地点由悬顶且是分段的最后一棵支柱时，必须现在所回支柱0.2m的同一根顶梁下支设一棵临时支柱，然后再进行回柱。8、分断点的隔离支柱由上分段人员支设，由下分段人员回撤。9、回撤顶梁不铰接的支柱时，沿把第三排顶梁向采空区测倒铰一根或支设临时掩护支柱。10、支回戗柱时，必须先支后回，严禁平行作业。11、当回柱地点上方有丛柱时，回柱人员必须站在丛柱上方，远距离回撤丛柱斜下方支柱，并确保回柱退路通畅，回到丛柱下方第二课支柱时，停止回柱，在基本支柱的掩护下，丛柱可以先回后支，将丛柱支设在新切顶排与末前排之间后再回基本支柱。回丛柱时，先回上方的二柱一梁，再回下方的二柱一梁；支设时，先支设下方的二柱一梁，再支设上方的二柱一梁。12、遇断层构造落差大于0.5m处回柱时“见五回二”，即：断层以里最后两排支柱要一起回。班长要现场指挥，安全员要现场监护，确保安全施工。第三节 防治水本面巷道施工范围内上部有老空、采空区，所以会受老空、采空区积水、瓦斯等威胁。为了使该巷道的掘进工作得以有效地预防和控制水患的发生在回采采煤之前必须在16101回采面机巷最低处向M6-1煤层的顶板打放采空区积水的探放水眼，确认采空区积水已放完后，16101回采工作面方可进行回采。但在采煤过程中，要密切观察采面顶底板涌水和淋水情况、老空涌水情况。发现有透水预兆时，采取应急措施，及时沿避水路线撤离透水威胁区。矿技术部门要加强涌水量观测，掌握该面用水量情况，为安全生产提供技术支持。采面正常涌水可经以下路线的水沟和排水管排出： 采面运输巷水狗副井水沟+1651水仓地面第四节 爆破管理一、一般规定1、采煤工作面放炮员必须由责任心强、有2年以上采煤经验、熟悉通风、瓦斯、爆破材料管理和放炮技术，经过培训，考试合格、持有放炮员合格证的人员担任。2、严格执行“一炮三检”制度。工作面放炮前，放炮员、班组长、瓦检员和安全员都应在现场，执行“三人连锁”制度。有煤与瓦斯突出危险的采面，经瓦斯抽放效果检验无突出危险后，采用远距离拉线放炮。3、严禁采用明炮、糊炮、普通导爆索或非电导爆管放炮。4、放炮与其它工序平行作业时，必须按规程规定的安全距离执行；严禁放炮与其它工序平行作业。5、放炮员要和打眼工密切配合，正确点眼，掌握好角度，保证放炮时不崩倒柱子，不丢顶底煤，保证煤壁平直，符合开帮进度要求。6、领取炸药只准领取作业规程规定的煤矿许用安全炸药，严禁领取和使用非煤矿安全炸药、黑火药、冻结或半冻结硝化甘油类炸药，含水超过0.5%的胺锑炸药等不合规定炸药。7、领取电雷管只准领取顺发电雷管或毫秒延期电雷管，毫秒延期电雷管最后一段的延期时间不超过130毫秒。8、运送爆破材料人员应遵守如下规定:电雷管必须由放炮员亲自携带运送；携带爆破材料人员不得在中途交接班；领取爆破材料后，应直接送到工作地点，严禁在途中逗留；严禁用刮板运输机和胶带机运送爆破材料。9、爆破材料的存放爆破材料在工作面临时存放时，必须放置在放炮警戒线以外的顶板完好、支架完整、无电气设备、不潮湿的安全地点；火药箱内只准存放炸药，电雷管另箱存放，严禁将放炮器、便携瓦斯报警仪存放在箱内。不准任何人在存放炸药箱的地点休息，更不准坐在炸药上；防爆型放炮器悬挂在干燥地点。10、打眼（1）、采用ZMS1.2型煤电钻打眼，使用毫秒雷管和三号矿用炸药，用MFB100型发爆器引爆，采用正向装药全断面一次起爆，大串联连线方式。11、装配引药只准由放炮员装配引药，不得由他人代替；必须在顶板完好、支架完整，避开电气设备和导电体的巷道内装配引药；严禁坐在炮药箱上装配引药；从成束的雷管中抽取单个电雷管时，应将成束的电雷管脚线顺好轻轻将雷管抽出，不得手拉脚线硬拉管体或手拉管体硬抽脚线。一个引药只准装一个雷管。装配引药，应先将炸药卷顶部揉松，用木杆或竹竿在要卷的顶端中心垂直扎好略大于雷管直径的孔眼，然后将电雷管插入孔眼，将脚线在药卷上栓一个扣，剩余的脚线全部缠在药卷上，同时将脚线末端扭结，严禁将电雷管硬插入要卷中或捆在药卷上。装配引药的数量应根据眼熟而定，并且用多少装配多少，装好的药要整齐摆放在容器内，清点数量，不得遗失，不准随地乱放。12、装药前，放炮员要与班组长与瓦检员对工作面进行全面检查，对所查处的问题，应及时处理。有下列情况之一时，不准装药：装药地点20米以内风流中的瓦斯浓度达到1%时；工作面风量不足或风向不稳定；装药地点有片帮冒顶危险；有眼深小于0.6米的炮眼或眼深、位置、方向等不符合规程规定的炮眼；炮眼的煤粉未清理干净；发现瞎炮未处理。13、装药用炮棍将要卷轻轻推入眼底，用力摇均匀，不得强力冲击，但要使要卷紧密接触；正向装药的引药最后装，装引药时，其聚能穴朝向眼底，要一手推引药一手松直脚线，但不要过紧，不得损坏脚线；填炮泥时要一手拉脚线一手填炮泥，要慢慢用力，轻推压实。外面装一块水炮泥，然后再用粘土炮泥填满炮眼，将脚线扭结，并盘放在眼口，不得拖在炮眼外面；炮泥应用不燃的粘土，禁止使用块状材料、煤粉或可燃性材料。14、炮眼深度和封泥量的规定：炮眼深度小于0.6米时，不准装药放炮；炮眼深度0.6米-1.2米时，封泥长度不小于炮眼深度的二分之一；炮眼深度超过1米时，封泥长度不得小于0.5米；余孔全部用炮泥封满填实。15、警戒放炮时，所有人员全部在警戒线以外。16、检查处理有下列情况时，不准进行联线放炮：放炮地点20米以内风流中的瓦斯浓度达到或超过0、8%；存在上述11条中的各项问题未处理或处理后又出现时；放炮母线不足数时；分段放炮时，崩倒的柱子未扶起。17、联线要按作业规程规定的放炮顺序和联线方法放炮；严格执行谁联线谁放炮，即放炮母线联电雷管脚线及检查线路和通电都必须由放炮员本人操作；最后剩下的两条脚线在未和母线联结前，要扭结成短路，母线在未和脚线联结前，母线两端必须扭结成短路；母线与脚线联结后，再沿线检查母线。放炮员应最后退出放炮地点。18、放炮放炮前由班长负责清点人员，并派人员按照作业规程中规定的路线设置放炮警戒，放炮员放炮地点要在防突风门300米外，且在进风流中。母线与电雷管脚线联结后，放炮员应吹第一次口哨并大声喊叫“要放炮啦！”；放炮前沿线检查线路，第二次吹口哨并大声喊“快放炮啦！”；到达放炮的警戒地点后，将母线联结在放炮器的接线端并拧紧，这时喊“放炮啦！”，等待30秒后，用钥匙将放炮器开关转到充电位置，待氖灯闪亮稳定后，将开关转到原来放电位置起爆；炮响后，首先取下放炮器钥匙，然后将母线从放炮器上摘下并扭结成短路。19、炮后检查放炮员会同班组长、瓦检员进行放炮的检查工作。通电后若没有爆炸，用瞬发电雷管至少等5分钟，用毫秒电雷管至少等15分钟，放炮员方可沿线检查不爆原因。20、处理瞎炮时，必须遵守下列规定;在距离瞎炮眼至少0.3米处另打与瞎炮眼平行的新炮眼，重新装药放炮；严禁用镐刨或从炮眼中取出原放置的引药或从引药中拉出电雷管，严禁将炮眼残底（无论有无剩余炸药）继续加深，严禁用打眼的方法往外掏药；严禁用压风吹这些炮眼；处理瞎炮的炮眼爆炸后，放炮员必须详细检查炸落的煤、矸，收集未爆的电雷管；在瞎炮未处理完之前，严禁在该地点进行同处理瞎炮无关的工作。21、装药的炮