煤矿采煤作业规程.doc

此文档收集于网络，如有侵权，请联系网站删除富源县大河镇祥兴煤矿采 煤 作 业 规 程 工作面名称： 111601回采工作面编 制 人： 杨云 编 制 日 期： 2011年12月1日 施 工 单 位 采 煤 队目 录矿审批意见3作业规程学习记录4作业规程复查记录 6第一章 概况 6第一节 工作面位置及井上下关系 6第二节 煤层 6第三节 煤层顶底板 7第四节 地质构造8第五节 水文地质 9第六节 影响回采的其它因素 9第七节 储量及服务年限9第二章 采煤方法 9第一节 巷道布置9第二节 采煤工艺 11第三节 设备配置14第三章 顶板管理 15第一节 支护设计15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 矿压观测25第四章 生产系统 26第一节 运输系统26第二节 通防与监控系统27第三节 排水系统32第四节 供电系统 32 第五节 通讯照明系统34第五章 劳动组织和主要经济技术指标 35第一节 劳动组织 35第二节 主要经济技术指标 37第六章 灾害预防及避灾路线 38第七章 安全技术措施39第一节 一般规定 39第二节 顶板管理 41第三节 防治水 47第四节 爆破管理 47第五节 通防及安全监测 52第六节 运输管理 53第七节 机电管理 55第八节 瓦斯管理56第九节 安全技术组织措施 57 第十节 其它会审意见：会审单位及人员签字机电矿长： 2011年 月 日安全矿长： 2011年 月 日生产矿长： 2011年 月 日总工程师： 2011年 月 日矿 长： 2011年 月 日作业规程学习考试记录负责人: 贯彻人:年月日姓名年月日姓名作业规程复查记录作业规程名称111601采煤作业规程施工单位 采煤队复查时间参加复查人员签字一、存在主要问题： 二、处理意见：第一章 概 况第一节 工作面位置及井上下关系111601采煤工作面是16#煤层的第1个工作面；位于暗斜井东翼：西部为111502采准工作面(未掘)；南部为19煤屋露头，距111601采煤工作面为24米；东部至采区边界；上覆煤层15煤层已经在2011年回采结束；地面以荒山和旱地为主，无大的建筑物；距矿部生活区平距280米。 工作面位置及井上下关系表 名称：111601地面标高+1880 +1800m井下标高+1760-+1774m地面的相对位置本面相对地面位置为西主扇房东面。地面以荒山和旱地为主，无大的建筑物。回采对地面设施的影响111601工作面地表以荒山和旱地为主，回采对地表设施无影响。回采后可能引起雨季山体滑坡及垮陷、增加矿涌水量；回采前必须对地表对山体进行加固处理，并清理排水沟，以防止雨季山体滑坡。井下位置及与相邻关系本面为111502采准工作面(未掘)；南部为19煤屋露头；北部为111501采准工作面(已采)；东部至16#煤层边界未已采；上覆煤层已经在2011年回采结束。走向长度40m倾斜长度60m面 积2400m2第二节 煤层16#煤层走向N69W、煤层倾角16位于龙潭组第一段（P2l1）顶部，煤层厚度1.40-1.63米，一般煤层结构1.00（0.02）0.50米，为粉状半暗-半光亮型煤，煤层中下部夹一层灰棕色高岭石泥岩，属全区稳定可采煤层。顶板为灰色泥岩，底板为灰色粉砂岩。煤 层 情 况 表 煤层厚度(m)1.40 1.63/1.515煤层结构简 单煤层倾角（度）14-18开 采 煤 层16硬度0.5-1.0煤 种 煤稳 定 程 度较稳定煤层情况描述煤厚在1.40-1.63m之间变化，平均厚度为1.515m，16煤层：第一段（P2l1）顶部，区内西部局可采，根据111601上、下巷掘进工作面的揭露情况煤层厚度1.441.66m，平均1.6m，东部大部可采。含夹矸02层，一般01层，结构较简单. 煤层厚度稳定。第三节 煤层顶底板煤层顶底板情况表 煤层顶板为泥质粉砂岩，夹薄层状菱铁岩，底板为深灰色泥岩，吸水易碎裂。矿物杂质以石英、粘土为主、黄铁矿、方解石次之。断口呈不规则状、贝壳状，较坚硬。第四节 地质构造地质构造情况以及对回采的影响： 褶曲对煤层产状的影响：本工作面褶曲发育为北西向，褶曲使顶板挠曲，煤厚增大，另外111601回风巷中部顶板倾角变大的原因使改向段因断层的影响形成的箱式褶曲，巷道底部见煤，煤层产状基本正常。对回采影响不大。断层对煤层产状的影响：回风顺槽出现一条断层、走向近东西向，由一组平行的小断层组成，断距为2.6m，断层宽度为4m。此断层向东延伸影响煤层产状发生褶曲，对回采造成一定的难度。总之该区域内构造类型为类,构造不太发育,且规模不大, 受构造的影响煤层厚度有相应的变化,但变化不大，煤层平均厚度1.515米；在回采的过程中必须制定过断层、褶曲的安全技术措施，确保生产安全。第五节 水文地质本工作面对应地表范围内没有大型水体存在，顶板泥灰岩为含水层但厚度不大，主要补给源为大气降水，充水方式主要是断层和裂隙。第六节 煤层瓦斯、自然和煤尘整个工作面在掘进的过程中瓦斯涌出量较小，上部为15#煤层采空区，上覆岩层浅瓦斯释放较为充分，但是局部煤层较厚形成了厚煤带，所以局部瓦斯可能会较高，因此在回采过程必须加强瓦斯检测、监测工作，16#煤层有煤尘爆炸性、煤层属易自然煤层；由于16#煤层硬度大在破煤时产生大量粉尘，必须在进回风巷按规定设置防尘水幕及喷雾，加强防尘工作。第七节 储量及服务年限1、地质储量：Q=S *1.3*1.41=0.44万t；可采储量： 本工作面的回采率为95%，可采储量0.418万t。2、采煤工作面服务年限本矿的炮采工作面回采率值为95%，工作面的服务年限=可采储量/设计月产量 = 0.418万吨 / 0.1237万吨 =3.38个月第二章 采煤方法第一节 巷道布置一、采面巷道布置概况111601工作面位于东翼；西部为111502采准工作面(未掘)；南部为19煤屋露头；东部至边界已开采；上覆煤层15煤层已经在2011年回采结束；地面以荒山和旱地为主，无大的建筑物。 二、工作面回风顺槽111601回风顺槽位于15#煤层的下部，顺槽大部分地段采用11#工字钢棚支护，棚距0.5m，巷道采用梯形断面，上净宽1.8m，下净宽2.8m，净高2.0m，净断面为4.6。为本工作面回风和材料运输服务。三、工作面运输顺槽111601运输顺槽位于111601回风顺槽下部60米处，采用11#工字钢棚支护，棚距0.3m，巷道采用梯形断面，上净宽1.8m，下净宽2.8m，净高2.0m，净断面为4.6，为工作面主要运输巷服务。四、工作面切眼111601工作面切眼位于111601回风顺槽与111601运输顺槽之间，基本沿煤层倾向掘进。采用液压支柱支护。五、回风集中巷111601工作面有一条联络巷直接与1774水平总回贯通，支护11#工字钢棚。六、避难峒室和排放钻场两条顺槽每隔100m，在巷道右侧布置有避难硐室一个，工字钢支护，上净宽1.8m，下净宽2.8m，净高2.0m，深2m。每20米在巷道的右侧布置瓦斯抽放钻场一个。第二节 采煤工艺一、采煤工艺本工作面采用风煤电钻、人工湿式打眼，采用许用乳化炸药和毫秒延期电雷管爆破落煤；爆破自装同人工攉煤相结合、采用大溜子运煤，DW1.4型单体液压支柱配合DJB型金属铰接顶梁支护顶板，人工回柱，采空区全部垮落法管理顶板。二、采煤方法1、采用走向长壁后退式采煤方法，全部垮落法管理顶板。2、采高和循环进尺的确定本工作面平均采高为1.3m； 由于工作面使用DW型单体液压支柱配合长DJB-1000的金属铰接顶梁支护，放顶步距为1.0m，因而确定循环进尺为1.0m。3、落、装、运煤方式及概述：落煤：人工打眼，爆破落煤；手镐落煤。装煤：爆破自装同人工攉煤相结合。运煤：可弯曲刮板输送机配合矿车运煤。4、爆破说明： 采用风煤电钻湿式打眼。 采用许用乳化炸药和毫秒延期电雷管爆破，实行分组装药分组爆破。 采用MFB-301型防爆电容式晶体管发爆器引爆。 炮眼布置方式为五花眼，装药量：顶眼均为0.15Kg，腰眼为0.3Kg，底眼为0.3Kg。眼距均为1.0m，眼深为1.2m（详见炮眼布置三视图）；根据现场情况可适当增减装药量。 采用正向装药结构，分组串并联起爆，分组间距为10 m，一组装药必须一次起爆。 放炮顺序：由工作面回风一侧向进风一侧（顺煤流方向）放炮。 全采面只能用一台放炮器放炮，放炮不得与其他工序平行作业。 严格执行“一炮三检”、“四人连锁”放炮制度并坚持谁联谁放的原则。5、炮眼装药结构示意图见附图。6、炮眼布置图（正面图、平面图、剖面图）见附图7、炮眼起爆顺序示意图见附:炮眼起爆顺序示意图 8、装药量计算表 装药量计算表 项目单位顶眼腰眼底眼合计炮眼个数个10099100299装药量Kg0.150.30.30.75循环用药量Kg1529.73074.7消耗定额Kg/万T2736三、工作面正规循环生产能力工作面回采率为95%，每日按2个循环组织生产，进尺1.0m，循环率为90%，采高1.3m。循环产量 =201.311.4195%=18.33吨日 产 量 = 18.333 =54.99吨月 产 量 = 54.992590%（循环率）= 1237吨第三节 设备配置一、钻眼设备配备情况风煤钻两台，采用风煤钻、湿式打眼，钻钎长度为1.2m。二、运输设备配备情况1、可弯曲刮板输送机2台， 型号：SGB-6205T，技术参数如下：电机功率：2台10KW运输能力：20t/h 第三章 顶板管理第一节 支护设计一、单体支柱工作面的支护设计（一）采用类比法进行设计1、参考本矿同一煤层矿压观测资料，选择本工作面矿压参数。同煤层矿压观测选择或预计本工作面矿压参数参考表 序号项 目单 位同煤层实测本面选取或预计1顶底板条件直接顶厚度m0-6.014基本顶厚度m6-19.625直接底厚度m1182直接顶初次垮落步距m17.017.03初次来压来压步距m3535最大平均支护强度kN/ m2 323.7最大平均顶底板移近量mm33.933.9来压显现程度不明显不明显4周期来压来压步距m1818最大平均支护强度kN/m2323.7最大平均顶底板移近量mm10.2710.27来压显现程度不明显不明显5平时最大平均支护强度kN/ m2323.7最大平均顶底板移近量mm无资料无资料6直接顶悬顶情况m117底板容许比压MPa30308直接顶类型类9基本顶级别级10巷道超前影响范围m1010 2. 合理支护强度的计算 采用经验公式计算：Pt 69.81hr= 69.811.32.5 = 191.295 （kNm2）式中：Pt工作面合理的支护强度（kNm2）； h 采高（m）； r 顶板岩石容重（t/m3）选取“同煤层矿压观测选择或预计本工作面矿压参数参考表”中最大平均支护强度。选取上述两项中最大值 191.295 （kNm2），即为工作面合理支护强度。3. 支柱实际支撑能力计算本工作面选用DW14型单体液压支柱，选用DJB1000/300铰接顶梁，DW系列支柱主要技术特征如下：DW14额定工作阻力300KN250KN额定工作液压38.2MPa31.8MPa初 撑 力118157KN泵 站 液 压1520MPa最 大 高 度1400mm最 小 高 度1000mmRt = kgkzkbkhkaR =0.990.950.90.951.0250 =201 （kN）式中： kg 工作系数 取0.99kz 增阻系数 取0.95kb 不均匀系数 取0.9kh 采高系数 取0.95ka 倾角系数 取1.0R 支柱额定工作阻力4. 工作面合理的支护密度计算： R= 191.295/201 = 0.95（根m）5. 根据合理的支护密度及顶板完整情况，确定排距为 1.0 m、柱距为 0.5m。选用DW14型单体液压支柱共560棵， DW14型单体液压支柱备用60棵，根据柱排距确定支护密度达到191KN/m2满足支护强度的需要，同时也满足顶底板比压的要求。6. 选择合理的控顶距初次来压前采用四、五排管理顶板，最小控顶距为4.2m，最大控顶距为5.2m，放顶步距1.0m；正常回采时采用三、四排管理顶板，最小控顶距为3.2m，最大控顶距为4.2m，放顶步距1.0m。二 、乳化液泵站（一）泵站选型、数量乳化液泵站选用BRW8020型和XP-WS640型乳化箱，该泵站由两台泵和一台箱组成，一台泵使用，一台泵备用。供液管路选用5和3的高压无缝钢管管，耐压25MP以上。主要技术参数如下：型 号：BRW8020公称流量：80L/min公称压力：20MPa电机功率：40KW（二）泵站设置位置泵站安设在地面井口后30米处。（三）泵站使用规定1、两台泵要交替使用，一台泵连续使用不超过4小时。2、要保证泵站压力不低于20MPa，乳化液浓度为3-4%，用配比容器配制，每隔2小时检查1 次，发现问题及时处理或汇报，并做好运转记录。3、供液管路必须吊挂整齐。4、泵站、所有供液管路和注液枪不得漏液，否则应立即处理；如有损坏立即更换。5、经常维护泵站及其附近的支护，确保安全。每班认真检查，确保正常运转。6、泵站及其附近保持清洁；备用件及坏件在指定地点分类码放整齐并挂牌管理。第二节 工作面顶板管理根据已开采的111601工作面的经验，本工作面顶板基本顶初次来压和周期来压明显，最大支护强度 191kN/ m2 。本工作面采用全部垮落法顶板管理。工作面基本支架为 DW 系列单体液压支柱配合DJB-1000型金属铰接顶梁，采用齐梁齐柱正悬臂形式布置；全面共配置560架基本支架，上、下工作面端头各采用四对八梁形大棚支护，机头形大棚长4m的，机尾形大棚长4m的，对工作面顶板实行全支护法管理。本工作面采用全支护法，初次来压前采用四、五排控顶，见五回一，加大控顶面积；正常回采时采用三、四排控顶，见四回一，最大控顶距4.2m，最小控顶距3.2m，放顶步距1.0m。工作面作业顺序按爆破落煤、挂梁支临时柱、出煤、移溜、支基本柱、回柱放顶的顺序进行作业。一、正常工作时期顶板支护方式1、工作面支回顺序（1）放炮后必须将崩倒崩歪的柱子扶正打牢，顶板破碎或压力大时，应先维护好顶板后再继续放炮；（2）进入煤帮攉煤前，要铺好网挂好顶梁并紧好水平楔，顶板破碎、压力大时及时将原贴帮柱改打为临时柱，攉出两棚距离（1.2m）时要及时增打临时柱，溜前临时柱逐棵支设；（3）移溜前对溜前临时柱整修，移溜后卸老塘密集柱和溜前临时柱（隔一卸一，留下的改打贴帮柱）支设前排基本柱，并确保打齐基本柱后贴帮柱为隔一打一； （4）前排基本柱全部打齐后，方可分段回柱放顶；回柱放顶期间必须停止溜子运转；（5）必须 “先支后回”，严禁回多支少，不得出现空载支柱、卸压柱或闲置支柱。2、工作面支护要求（1）工作面应达到动态的质量标准化要求，确保“三直、一平、一净、二畅通”的质量要求。（2）工作面使用够高的DW型单体液压支柱，移过溜子后，随即支设正规支柱，要求拉线支柱，柱距0.5m；若工作面压力大、遇断层或顶板破碎、底板松软处，挂梁后，仍不能完全控制顶板时，可根据现场情况采取加戗棚、木垛、密支柱的方法进行维护，但柱距小于0.5m的支柱不得连续出现三棵，支柱的初撑力不得小于90KN。（3）确保支护质量，要坚持拉线支柱，使支柱成一条直线，并做到前后对应，所有支柱都要迎山有力，支柱与煤层迎山角一般为 3-5度（煤层倾角的1/6）,最后一排必须向老塘侧迎2-3度，支柱接实顶板后要持续注液 5 秒钟，保证初撑力不小于 90 KN；支柱后必须对中排支柱重新注液，以保证支柱支撑有力；保证支护密度：排距 1.0 m、柱距 0.5m，偏差均不大于0.1 m（特殊情况除外），顶梁必须垂直煤帮。柱爪要卡在顶梁后端的第35个梁牙上，柱脚紧靠溜子沿，支柱卸载阀平行于煤壁并指向工作面上方。支柱初撑力不小于90KN。面内支设的所有单体液压支柱必须采取二次注液。支柱迎山值计算公式：L=15（mm） 式中： L-沿铅垂方向1m处与支柱的水平距离，（mm） -煤层真倾角，（度）（4）支柱必须与采高相适应，严禁超高使用，超高时应更换与采高相适应的支柱或用木料接实顶，活柱剩余量应不小于 100 mm，支设最小高度应大于支柱设计最小高度200mm。（5）支柱与底板要全面接触，否则应刨柱窝或凿麻面，不准打在浮煤、浮矸上；底板松软、支柱钻底量超过 100 mm 时必须穿铁鞋，铁鞋直径为300mm，钻底严重时，铁鞋下面加垫方木，方木规格为1200 mm150150。（6）端面距不得大于300mm，否则应及时加支贴帮柱或掏梁窝挂超前顶梁。4、工作面煤壁要保持整齐(即：煤壁直)。伞檐长度超过1m、最大突出部分超过0.2m或长度在1m以下、最大突出部分超过0.25m时，应及时用镐刨去。5、护顶要求沿工作面倾向在顶梁上方铺设芭笮及小板，倾向搭茬不少于100；端头大棚上也应沿倾斜方向铺设芭笮及小板，如遇断层破碎带时芭笮及小板与芭笮及小板的搭茬在倾斜方向不少于100mm。二、正常工作时期的特殊支护形式1、支护及贴帮柱采面内爆破后进入煤帮作业前，必须先在人行道支架完整处用长把工具敲帮问顶，除去顶、帮活矸，确认无危险后，看好退路，选顶板较好处铺网，每挂上一块顶梁，都要紧好水平楔，顶板破碎、压力大时及时将原贴帮柱改打为临时柱或临时棚；然后依次挂梁；当所挂顶梁下攉出柱窝时，要及时打上贴帮临时柱，初撑力不小于90KN；移溜后贴帮柱为隔一棚（即1.2米）支设一棵，迎山有力，初撑力不小于50KN。2、密集柱密集柱戴大木帽垂直顶底板支设在放顶线上，起挡矸和切顶的作用；每两根基本柱中间打上一根密集根，其间距为0.3m3、戗柱戗柱为防止冒顶推棚必须棚棚支设，应根据顶板情况适当掌握角度，一般以7580为宜；每隔一根基本柱打一根戗柱，其间距为1.2m。4、木垛采面正常推进时必须每10米安设一个木垛，木垛规格1100 mm150150，在顶板破碎、压力较大时，采面必须每5米安设一个木垛。三、回柱放顶及与其他工序平行作业的安全距离1、回柱放顶方法及步骤（1）采用人工回柱放顶：用专用卸载手把回柱，回柱时，应在卸载手把上拴 2 m 以上的长绳，进行远距离回撤。应缓缓卸压，卸压后用长柄工具立即钩出；特殊情况下，可用回柱器辅助回料。（2）工作面分段分组回柱放顶，开口和收尾必须选择在顶板较好、支架完整的安全地点，各组相互错距不小于 15 m，每组不能少于 2 人配合作业，端头大棚不得少于 3 人配合作业。（3）坚持“先支后回”的原则，回一棵打一棵，不得出现空顶作业；损坏和失效的支柱，必须立即更换；移动设备或其它原因需拆除替换附近的支架时，必须先支后回；不得提前摘柱和进入采空区内作业。（4）必须由上向下，由老塘向煤帮回撤；回柱前必须维护好后路，两人配合作业，一人观察顶板及周围支架情况，另一人具体操作。观察人除协助回柱外，不得兼做其他工作。2、回柱放顶滞后支柱的距离不得小于15m；回柱分段点间的安全距离不小于15m；支基本至移溜到位处的距离不得大于10m；支基本柱的距离不少于15m；爆破拉线设岗的安全距离进入进风巷不少于100m；打眼与回柱的安全距离不少于15m。3、回柱放顶地点上下 15m 范围内，严禁从事与放顶无关的作业。四、特殊时期1、工作面初采初放必须编制专门安全技术措施。2、工作面过地质构造、顶板破碎时必须编制专门安全技术措施。3、工作面末采必须编制专门安全技术措施。4、工作面周期来压期间必须编制安全技术措施。第三节 顺槽及端头顶板管理一、工作面回风、运输顺槽的顶板管理上下超前巷支护以外的巷道出现棚腿失脚、弯曲变形时，应及时用单体液压支柱替换原棚腿；梁变形时应及时紧靠原棚用直径不小于180mm、长度与原梁相同的圆木配合单体液压支柱架设新棚加强支护。1、运输顺槽：超前支护从煤壁开始20m，使用2路铰接顶梁进行超前支护。顶板破碎时用铁丝网背顶，顶板要背严。顶梁要铰接使用，支柱要迎山有力，支在实底上，当底板松软支柱钻底量超过0.1m或初撑力达不到50KN时，所有支柱均要穿铁鞋，钻底严重时铁鞋下加垫方木。巷道加宽处要按照间距0.81.0m的要求增加顶梁的路数，靠煤壁的两路顶梁与煤壁的距离不超过0.5m，否则要增加一路顶梁或使用顺槽抬棚。2、回风顺槽：其超前支护的方法与运输顺槽相同。超前支护必须使用单体液压支柱，每架顶梁下必须支一棵合格的柱子，安全出口内巷道净高不低于1.6m，宽度不少于0.8m的人行道，确保畅通无阻。上、下各安全出口超前支护的支柱确保安全有效。3、端头切顶排支护：回风顺槽、运输顺槽放顶线排的支柱前，使用4.2 m的板梁抬住三路顶梁作为加强支护抬棚，每路顶梁下各支设一棵对柱，并在抬棚两端再各支设一棵戗柱。二、工作面安全出口的管理（一）支护形式工作面循环溜头、溜尾的四对八根4m的型钢梁配合DW型单体液压支柱做特殊支护。（二）质量要求端头大棚要保证一梁三柱，交替迈步前移，走向错距1.0m，大棚对间距不超过0.6m，架间距0.1-0.2m，每对的两架间在工作面推进方向上的错距为1.0m，最外一架大棚与两巷超前支护的距离不得大于0.5m ，最里一架大棚与工作面基本支护间的距离不得大于0.6m。每对大棚撇后老塘一架打一棵对柱，每对大棚间用一棵带帽点柱打在切顶线上加强支护并切顶。煤壁三角区应至少打一棵戴帽点柱，护顶护帮。工作面放炮后，应及时将端头四对大棚中同一侧的四架大棚移至煤帮，对煤壁顶板起超前支护作用，此时超前棚可保持“一梁两柱”，但其他大棚必须保持“一梁四柱”；煤壁区炭出完以后，应及时补齐打好正规的“一梁四柱”。（三）、与其它工序之间的衔接关系必须在相邻的基本支架挂好顶梁、煤帮侧做好临时支护后，才能前移大棚；端头大棚未移设到位或支柱不齐全、不牢固时，不得回柱放顶。上、下缺口爆破后，长钢梁应交替迈步前移，及时将每对中的一根长钢梁前移至煤壁，并在梁下贴溜子前沿支好柱子(此时允许面前只有一棵支柱)。出完煤后，再靠煤壁支好贴帮柱；移过溜头(或溜尾)后，若没前串的长钢梁在面前处于悬臂状态，支不上柱子时，也应前串至面前，以梁下能紧贴溜子内侧支上支柱为准，以确保超前的一根钢梁在溜头(或溜尾)前至少保持两棵支柱，在溜头(或溜尾)后保持一棵支柱，拖后的一根钢梁在溜头(或溜尾)前保持一棵支柱，在溜头(或溜尾)后保持两棵支柱。循环溜头、溜尾处的长钢梁前串后，其后端要倒挂顶梁至放顶线，其长短可用短顶梁调整，每架顶梁下均要支设一棵正规柱，严禁出现倒悬臂顶梁。支柱要迎山有力，支设正规。三、支护材料的使用数量和存放管理1、工作面备用支护材料码放在回风顺槽超前外50m范围内、顶板完好、支架完整、干燥、宽敞的巷道一侧，并不得影响通风、运输和行人。物料必须分别码放整齐并挂牌管理，柱、梁均要站立放置。备用支护材料一经消耗，必须及时补齐。2、支护材料的使用数量和备用 数量见表八111601工作面、顺槽及端头支护示意图（平、剖）参见附图。支护材料及用品消耗计算表材 料 名 称规 格循环用量（根）备用数量（根）丢失率（）单体液压支柱DW14-100560603单体液压支柱DW143配套水平销170605金属铰接顶梁DJB1000/300560605形钢大棚长4m1640坑木1200mm150mm150mm6002m310背板1200mm150mm30mm100块20块第四节 矿压观测一、矿压观测内容对工作面前排支柱的初撑力、中排和切顶排支柱工作阻力和超前支柱压力进行观测。二、观测方法利用测压仪检测支柱初撑力和工作阻力。自循环溜头向溜尾方向每间隔10m设一观测点，观测前排支柱、末前排支柱工作阻力的变化情况，并由矿压部门负责做好记录。测线布置：工作面两溜头、两机尾处各布置一条测线，然后在工作面均匀布置10条测线，最后在每两条测线间随机选点布置另10条测线。每天三班各进行一次检测，并将检测结果进行记录。每天三次对顺槽的支柱压力进行检测并记录。三、支护质量监测每旬由生产技术处不定期对工作面支护质量动态检查两次，对存在的问题及时落实整改。监测内容包括支柱初撑力、煤壁片帮情况及顶板冒落等情况。第四章 生产系统第一节 运输系统一、运输设备及运输方式（一）运煤设备及装、转载方式工作面采用放炮落、装煤，人工装煤的方式，煤由工作面刮板输送机、运输巷刮板输送机、运输巷矿车运出。（二）辅助运输设备及运输方式工作面所需的材料、设备等物资，采用0.7吨矿车或材料车、调度绞车，通过副斜井1774水平运输巷暗斜井1760水平运输巷人工运到111601回风顺槽指定地点。二、移溜方式1、采用自上而下依次推移的方式移溜，移溜步距为1.0m，弯曲段不得小于15m(溜头 15 m除外)。2、移溜前必须清理溜子道的浮煤，停机移溜，严禁刮板机在运行中移溜。3、移溜时松开压柱；移溜结束后必须打上机头、机尾压柱；严禁无压柱情况下开动刮板机。三、运煤路线111601工作面 111601运输顺槽1760运输下山1774水平运输巷1774车场斜井地面。四、辅助运输路线地面 主斜井1774水平车场1774水平运输巷暗斜井111601工作面。 第二节 通防与监控系统一、 通风系统一）、111601采煤工作面风量计算1、 111601采煤工作面实际需风量计算（1）、按瓦斯涌出量计算： Q采=100q采K采（m3/min） =1001.31 =130m3/minQ采采面实际需要的风量（m3/min）；q采采煤工作面实测瓦斯绝对涌出量m1.3/min；K采采煤工作面瓦斯涌出不均衡系数；K采取1.0 （2）、按工作面温度计算： Q采=60V采S采 =601.04.81 =288.6（m3/min）V采采面适宜风速：采煤工作面温度为1820C0；按最适宜风速取1.0S采采煤工作面平均有效断面:本工作面最大控顶距为4.2m；最小控距为3.2m;平均采高为1.3m;平均断面为4.81m2 (3)按炸药使用量计算：Q采=25A Q采=2518=250.00（m3/min）A采煤工作面一次使用最大炸药量：111601采煤工作面一次起爆距离为20m；最大装药量为10kg。（4）、按工作面人数计算 Q采=4N（m3/min） =420 =80.00(m3/min)N采面同时工作最多人数:20人 （4）、按以上计算取最大值Q=288（m3/min）进行风速验算； 、按最低风速验算： Q采15S采 288153.2=48(m3/min) 、按最高风速验算： Q采240S采 2882404.2=1008(m3/min)通过以上验算确定西111601采面所需要风量为288m3/min。（二）通风路线进风：地面 副斜井 1774水平运输巷暗斜井 1760水平车场111601运输顺槽111601工作面 回风：111601工作面111601回风顺槽 1774区段回风巷1774水平回风巷风井地面。二、防治瓦斯（一）瓦斯检查（设点、次数）1、工作面设专职瓦斯检查员巡回检查，随时检测工作面瓦斯浓度的变化情况；每班至少检查3 次。2、在进回风巷各设一临时测风站，作为工作面测风用，并悬挂测风牌板。3、瓦斯检查点分别设在：回风出口以外10m处、回风上隅角。4、瓦斯检查牌板应设置在运输巷中距工作面50m附近，检查结果要及时填写，并及时向有关人员汇报。（二）瓦斯监测加强对工作面的瓦斯监测，选用KJ90型综合监控系统,在工作面上隅角和回风顺槽距工作面10米、距回风出口5-10m和运输中距工作面20米处安装安全监测系统的甲烷传感器，距巷帮小于等于0.2m，距顶板小于等于0.3m，甲烷传感器选用CJ40303型，信号电缆选用MHYV型矿用通信电缆，瓦斯报警浓度为1%，断电浓度为1.5%，复电浓度1.0%，断电范围为工作面和回风巷内的全部非本质安全型电气设备；监控设备之间必须使用专用阻燃电缆或光缆连接，并要与动力电缆分开敷设。传感器每隔10天调校一次。监测系统必须由专人进行维护，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、综合防尘系统（一）防尘管路系统地面高压水池 副斜井 1774水平运输巷暗斜井111601运输顺槽111601工作面（二）防尘措施1、按规定正常使用综合防尘设施：湿式打眼、使用水炮泥，爆破时喷雾、攉煤时洒水转载点喷雾、顺槽净化水幕、定期冲刷顺槽。2、进行个体防护：生产期间，进入工作面和回风侧工作的所有人员应佩戴防尘口罩。（三）隔绝瓦斯煤尘爆炸措施在两巷距工作面60200m之间安设隔爆水棚，棚间距为 1.21.6 m，每棚两个水袋，水量200L/m2。水棚每天检查一次，每月至少换水一次，每周加一次水，保持水袋的完好和规定的水量。隔爆水棚的安装质量必须符合煤矿安全规程和防尘规范要求。隔爆水棚随工作面推进而移动。四、防治煤层自然发火技术措施（一）综合防灭火措施1、工作面保证采高1.3米开采。2、工作面老塘浮煤在移溜前必须清理干净，材料道和运输巷的浮煤、淤炭必须经常清理，且在两巷回料之前必须清理干净彻底。3、工作面刮板输送机移置后，必须将浮煤清理干净。运输巷溜尾在掐溜子后必须立即将浮煤清理干净。4、通风处必须定期对工作面老塘、材料道、回风上隅角的温度和CO、CO2等气体进行监测。4、防火工艺喷水湿润依据炮采工作面三、四排管理方法，在推溜后、回料前向老塘。采煤队在整修班按照规程规定进行抛洒。采煤队必须建立并喷水湿润记录，记录应包括抛洒时间、责任人等内容。打钻洒水防灭火（二）防灭火要求本工作面所采煤层的不易自燃发火，在正常回采期间，应尽量保持设计的推进速度，在临时停产期间，要加大综合防灭火措施。工作面结束生产后，应及时进行密闭。 第三节 排水系统一、设备选型影响111601工作面的出水水源主要为顶板淋水，雨季最大出水量10M3/H，在111601工作面运输顺槽低洼处施工临时水仓，安设1台排水能力为80 m3/h风水泵，并配备 1 台备用泵，在运输顺槽安设一路排水管路。二、疏排水系统路线 111601工作面111601运输顺槽 回风下山1728水平。三、防治水措施 1、在工作面回采期间，严格执行“有疑必探、先探后采”的探放水原则。 2、加强各巷道水窝积水的排放工作，保证巷道内的积水深度不超过100mm，长度不超过5m。第四节 供电系统一、供电系统111601工作面设备供电由地面配电室引出一路660V电缆，经副斜井、1774水平运输巷、最后到达111601工作面各用电点。第五节 通讯照明系统一、通讯系统111601工作面井口值班室、运输巷刮板输送机机头、各安装一台直通地面生产调度室的电话。 二、照明系统: 无。第五章 劳动组织和主要经济技术指标第一节 劳动组织一、作业方式111601工作面采用“三八”制作业制度，二班生产、一班维修。作业工艺过程：打眼装药放炮（并依次装填每组预留的间隔炮眼）背顶挂梁攉人行道内的落煤攉开帮煤（支设贴帮柱）移溜支柱回柱放顶清理浮煤、码放备用柱梁和物料检修。附见正规循环作业图表二、劳动组织111601工作面每班由一名班长负责组织生产，配有放炮员、机电维修工、溜子司机、支柱管理工等相关工种的操作人员若干名。工作面人员配备见劳动组织图表 工 种一班二班三班合计班 长1113攉煤工3339打柱工44412打眼爆破工44412溜子司机1113支柱管理工1113机电维修工1113巷道维修工2226其他1113合计18181854第二节 主要经济技术指标 主要经济技术指标表 序号项 目单 位数量1工作面长度m402采 高m13 3煤层生产能力tm21.824循环进度m1.05循环产量t18.336月循环数（循环率）个（）60(90%)7月进度m208日产量T54.999月产量t123710在册人数人5411出勤人数人3712出勤率6913回采工效率t 工0.515单体液压支柱丢失率316金属铰接顶梁丢失率518火药定额kg万t2736第六章 灾害预防及避灾路线一、灾害预防措施111601工作面在回采期间，要严格执行本规程的通防、防治水、生产等部分的要求，发现不安全隐患要及时按规定处理。发生重大事故，要按照避灾路线组织撤人。二、火灾、瓦斯煤尘爆炸避灾线路111601工作面111601运输顺槽暗斜井1774水平运输巷主斜井地面。事故区回风流中的人员，应就近迅速过风门进入进风巷道或进入避难硐室，再撤到地面。但通过风门时，必须随手将风门关好，以防风流短路、混乱，造成事故范围的扩大。三、水灾避灾路线111601工作面111601回风顺槽111601区段回风巷1774水平回风巷主斜井（材料井）地面。第七章 安全技术措施第一节 一般规定1、本工作面所有施工人员都必须学习本工作面技术作业规程和各种避灾路线，并经考试合格后，方能进入本工作面工作。2、坚决执行煤矿安全规程、技术操作规程及作业规程的有关规定，认真贯彻矿山安全法和煤矿安全监察条例，牢固树立“安全第一”的思想，杜绝三违。3、入井人员必须遵守煤矿安全规程第 10条规定；入井人员必须戴安全帽、随身携带自救器和矿灯，严禁携带烟草和点火物品，严禁穿化纤衣服，入井前严禁喝酒。4、人员通过轨道巷必须走人行道，斜巷行走必须坚持“行车不行人，行人不行车”制度。5、井下严禁拆卸、摔打矿灯；领灯时发现不完好矿灯应及时更换。6、特殊工种必须经过专业技术培训，经考试合格后持证上岗；岗位工必须现场交接班。7、所有电气设备的开关都必须上架，电缆、管线盘放、吊挂整齐，吊挂高压供液管路应使用皮子，放炮安全距离内的电缆及设备必须采取措施保护好。8、设备完好率必须达到 90 以上，煤电钻必须使用综合保护装置。9、电缆接头严密结实，不得出现明接头、鸡爪子、羊尾巴，胶皮破损应立即处理。经常检修各种电气设备并清理干净设备、电缆上的杂物，保持设备卫生，严禁失爆，必须坚持使用好煤矿井下三大保护并定期检查；各种信号必须齐全、灵敏可靠，并保证正常使用。10、工作面必须保持两个以上畅通的安全出口，并符合质量标准化的质量标准。11、综合防尘应符合安全规程(2006)第 154、155、156 条之规定：炮采工作面应采取湿式打眼，使用水炮泥；爆破前、后应冲洗煤壁，爆破时应喷雾降尘，出煤时洒水。在采煤工作面回风巷安设风流净化水幕。及时清除巷道中的浮煤，清扫或冲洗沉积煤尘，定期撒布岩粉；定期对主要大巷刷浆。矿井每年制定综合防尘措施、预防和隔绝煤尘爆炸措施及管理制度，并组织实施。矿井每周至少检查1次煤尘隔爆设施的安装地点、数量、水量或岩粉量及安装质量是否符合要求。12、在两巷超前外宽敞、干燥、顶板完整、支护完好的巷道一侧，必须存放一定数量的备用物料，其中：各类油脂不少于 2 天使用量，溜子配件不少