11091作业规程1.doc

第一章 工作面概况一、 工作面概况11091工作面地表为一受风化剥蚀的低山丘陵，地面多被植被和灌木覆盖，北部有小范围的开阔山地，西部、东南部有零星居民点分布，地面建（构）筑、村庄相对较分散。11091工作面为11采区东翼布置的炮采放顶煤工作面，西为皮带运输上山和总回风上山，东为井田边界，北部为11111工作面采空区，南部为11071工作面老空区。回采对地面设施的影响:由于二1煤层赋存不太稳定,煤厚不均匀,且煤层埋深在400460m之间,预计回采会对地面设施构成一定影响。本工作面采动后,塌陷范围内的建筑物等将受到不同程度的破坏,需搬迁处理。工作面走向长457m，倾斜长65132m，地面标高+483+517m，工作面标高 +40.6+81.6m。斜面积 。二、 煤层情况根据掘进资料和临近地质资料该工作面煤层为二1煤层，煤层赋存疏松，属于典型的松软煤层，煤层结构简单，不含夹矸，煤层呈黑色，上部粉末状，玻璃光泽，半亮型，具次生裂隙；下部块状，弱玻璃光泽，半暗淡型，具波状层理。煤层顶、底部含少量黄铁矿结核。根据实际揭露情况，11091工作面煤层厚度局部具有突变的特点，工作面上、下顺槽各揭露一个突变点，在突变点处，煤层厚度由0.2m骤然增厚至6m。根据10607、10705钻孔资料和11091上、下顺槽实揭地质资料，结合煤层底板等高线分析，11091工作面大部分为25m的中厚煤区，总体上北部比南部厚,西部比东部厚。第二章工作面地质情况一、工作面地质、水文地质及综合柱状图根据11091上、下顺槽实揭地质资料及煤层底板等高线分析：11091工作面整体构造形态上为倾向北西的一背斜构造，在煤层增厚处二1煤层厚度和倾角在走向和倾向上会有局部增大，煤层底板仍会有起伏现象。1、老空水11091工作面位于11071工作面老空区以北，老空水位标高高于工作面，之前已经对11091工作面老空水进行了多次钻探，水文地质条件简单中等。2、顶板水11091回采工作面直接顶为中粒砂岩，老顶为细粒砂岩，中粒砂岩在工作面比较稳定，平均厚度在8.88m，总体上赋水性一般，初放和回采时，注意观测水量变化。3、底板水11091工作面煤层底板隔水层西、东部厚度不一，平均在9m左右，根据临近工作面回采情况，底板出水的可能性不大。11091工作面水文地质条件为简单一中等，根据勘探资料工作面存在带水压开采，承受底板O2灰岩含水层,水压值在1.41.8MPa,突水系数0.40.5之间。在地质构造和裂隙发育地段,有底板水涌出的可能。二、工作面可采煤量及回采率控制指标煤容重为1.39t/m3,工业储量为 万吨,回采率按85计算,可采储量为 万吨。第三章 采煤方法及生产工艺第一节 采煤方法及回采巷道布置一、采煤方法本工作面采用走向长壁放顶煤一次采全高法进行回采，全部垮落法处理采空区。二、巷道布置11091采煤工作面位于11采区胶带运输上山、回风上山东南部，北部为11111采空区，南部为11071采空区，东为教学二矿与缸沟井田边界煤柱。从回风上山和胶带运输上山，自西向东布置两条煤巷，上顺槽用作回风，下顺槽用作出煤、进料、进风，下顺槽采用2.62.6米工字钢梯形支架支护,上顺槽采用2.62.6米工字钢梯形支架支护作为回风。断面名称断面形状净面积支护形式备注上顺槽梯形6.44工字钢对棚下顺槽梯形6.44工字钢对棚工作面矩形5.22型钢梁配单体柱 对棚第二节 回采工艺一、工艺流程工艺过程：打眼、装药移溜放炮移主梁攉煤、站柱移副梁放顶煤采空区处理。1、打眼、装药工作面生产前，跟班队长及班长负责处理采面不安全隐患，然后工作人员进行首次回柱。即：将每眼场每棚主梁老塘柱回出，并支设在副梁的中间，与主梁的中间柱站齐，同时，检查工作地点附近20m范围内瓦斯浓度，在瓦斯浓度不超限的情况下，严格按要求开始工作面打眼、装药等各项工作。2、装运煤爆破自装一部分煤，其余采用人工装煤。煤的运输：工作面使用一部SGW-420/40型可弯曲刮板运输机，下顺槽采用两部SGW-420/40刮板运输机、一部SD-650胶带输送机，经过11采区胶带输送机至主斜井胶带输送机运至地面。3、攉煤、护顶、移主梁放炮后，要及时攉煤、刷帮、挑顶，将主梁向前迈步1米，并按要求用合格的竹笆、椽子进行打顶，然后攉煤站柱。此时工作面形成最大控顶距3.4m。4、移付梁放顶当工作面全部采通或分段采通后，即可把错后的付梁前移，移付梁前，须先把付梁老塘柱回出，站到主梁煤墙侧，付梁前移后，原来付梁的煤墙柱仍站到付梁煤墙侧。放顶应由下向上逐棚进行。作业前先检查安全情况，要求支架不歪不旋，放顶退路畅通，在安全的情况下方可作业。付梁前移与主梁并成对棚后，煤壁片帮或有片帮危险时，必须及时用椽子、竹笆进行蔽帮。此时，采面刮板运输机在老塘侧，工作面形成最小控顶距2.4m。5、放顶煤工作面在放煤过程中，严格按单、双号间隔多轮次循环低位放顶煤方法进行放煤，具体步骤如下：(1)放煤口的位置及规格：放煤口在距溜子沿上方0.30.5m之间，规格为0.30.3m，间隔0.6m，即隔棚开口。(2)编号方法先把工作面划成10棚为一眼场,再在每眼场内把放煤口自上而下依次编为1、2、3等。(3)单双号间隔放煤即先放1、3、5顶煤，再放2、4、6顶煤，每眼场只设一个放煤口，全工作面允许2-4放煤口同时放煤。(4)多轮次循环放煤即每个口不能把煤一次放完，为了控制工作面顶板，使顶板均匀下沉，每次只准放出顶煤的1/32/3。放煤时间视顶煤厚度确定，但每次最长时间不得超过5分钟，然后堵严，待工作面放煤口全部放完一遍后，再进行第二轮次放煤，第二轮仍是单、双号间隔放煤，依次进行，直到把煤放完为止。(5)放煤要求：放煤时严禁在支架顶部或高位放煤。顶煤放净后，碎碴段必须用竹笆、椽子挡好门。放煤后底部残煤用锨清净，并对受矿压影响的支架逐一整理，消除棚梁歪旋、支柱迎山不照、帮顶漏煤、窜矸等问题，使工作面支护良好，帮顶牢固。6、移刮板运输机(1)采面顶煤放完后，工作面浮煤、杂物清除干净，然后开始移移刮板运输机。(2)移刮板运输机必须从机头或从机尾进行，严禁从中间往两头移或从两头往中间移，边移刮板运输机边摘中排柱，不准提前摘中排柱，移溜摘柱距离不大于50棚，移刮板运输机后，要及时将柱站好，并穿齐穿正柱鞋。移刮板运输机要做到平、直、稳、正、牢，与煤壁保持0.2m间距。工作面移刮板运输机打弯处不准低于15米，这15米中排支柱随弯移刮板运输机站柱，支柱在煤墙侧距溜子0.1m，三用阀手把一致且支柱迎山有力。移移刮板运输机后及时打上机头、机尾压(戗)柱，盖好机尾盖板。(3)工作面移机头、机尾时，采面刮板运输机必须停机，机头(机尾)移过后在安全条件下开机。7、采空区处理采用全部垮落法处理采空区，要求冒落高度普遍大于1.5倍的采高，当采空区冒落不充分(面积超过25m2)时，必须进行强制放顶，并制定专项安全技术措施。8、工作面采用煤壁浅孔动压注水方式来降低煤尘，具体要求如下：1、注水方法1）、打注水孔：采用ZQS-50/200（1.6）手持式风钻，421000mm的钻杆。2）、注水孔设计：煤厚h6m时，注水孔呈三花眼布置，上孔布置于煤壁顶梁处，孔深不小于6米，仰角不小于30；下孔布置于煤壁距顶梁0.3米处，孔深不小于5米，仰角15-20；孔间距均4-6米。煤厚3mh6m时，注水孔布置于距煤壁顶梁0.2米处，孔间距4-6米，单孔孔深不小于5米，仰角15-20。煤厚2mh3m时，注水孔布置于煤壁距顶梁0.5米处，孔间距4-6米，单孔孔深不小于5米，其角度与煤层赋存角度一致。 3）、注水孔封堵：注水孔封堵采用FKSY20/381200mm水力膨胀式封孔器封孔，封孔深度不小于1.5米，封孔器与高压管连接销子口向下，防止封孔器因销子脱落遗留在注水孔内。 4）、煤层注水：用快速接头使封口器与高压（静压）胶管连接，注水压力控制在2.5Mpa-5Mpa以内。 5）、注水时间以煤墙挂汗、梁头滴水、相邻注水孔出水为宜。确保作业地点煤层煤体充分湿润，并超前工作面煤墙不少于2米。2、注意事项：打眼工必须严格按照操作规程执行。打眼前必须先检查工作地点的帮顶是否完好。注水时严禁人员正对注水孔。、上、下顺槽第一个注水眼与两巷保持5m间距，在对其注水时，必须严格观察上、下顺槽替棚支架有无变化。否则，必须加固支架后再进行注水。、工作面爆破前，将炮眼附近注水孔用煤粉等封孔。严禁将注水孔作为炮眼装药爆破。8、工作面注水纳入工作面每旬工程验收，坚持不注水不生产的原则(特殊情况例外)，认真落实注水制度。附：注水孔设计图 二、顶板控制设计、工作面支护设计1、煤层顶底板岩性及分类(1)煤层顶、底板岩性(见地质说明书)(2)顶底板结构老底直接底伪底煤层伪顶直接顶老顶(3)顶板分类 直接顶为中粒砂岩，厚度为8.8m。老顶为细粒砂岩，厚度4.5m。初次垮落步距为10m，老顶初次来压步距为20m，周期来压步距为10m，属二类中等较稳定顶板。本工作面沿底回采，底板比压6MPa，属二类中等较稳定底板。2、采场控制设计该工作面顶板控制设计从“支、护、稳”三方面考虑设计。(1)“支”：就是要求支架在期工作过程中能够支撑住顶板所施加的压力。在直接顶初次垮落、老顶初次来压及周期来压期间支柱所受压力比平时大的多。因此，支护强度设计从这三个时期计算取最大值。A、直接顶初次垮落期间直接顶初次跨落期间要把直接顶安全地切在采空区，在此期间支架至少应承担起直接顶初次垮落步距一半的重量，合理的支护强度为：P1=MALAYA/2L小 =(8.8102.5)/(22.4)=45.8t/m2式中：P1支架支护强度 t/m2 MA -直接顶厚度 8.8m YA -直接顶平均容重 2.5t/m3 LA -直接顶初次垮落步距 10m L小 -最小控顶距 2.4mB、老顶初次来压期间要求支柱在不被压死的情况下，P2能承担起老顶重量的1/4及全部直接顶的作用力。P2=A+MBYBCB/kt/L小=(8.82.5)+(4.52.520)/4/2.4=(22+225)/9.6=25.73(t/m2)式中：P2 -支架支护强度 t/m2 A -直接顶重量22tMB -老顶厚度 4.5m YB -老顶容重 2.5t/m3 kt -岩重分配系数 kt=4 L小 -最小控顶距 2.4m CB -老顶初次来压步距 20mC、周期来压期间在此期间，要求支架承担起直接顶，并能承担部分老顶的作用力，以减缓老顶的来压速度，合理的支护强度为：P3=A+MCYCCC/ktL小 =(8.82.5)+(4.52.510)/(42.4) =14(t/m2)式中：P3 -支架支护强度 t/m2 A -直接顶重量 22t Mc -老顶厚度 4.5m YC-老顶容重 2.5t/m3 CC -老顶周期来压步距 10m L小 -最小控顶距 2.4mD、按经验公式计算按照经验，支护强度为采高岩重的68倍。P4=8M=821.38=22.08 t/m2式中：M-采高煤重 吨取以上最大值，合理的支护强度应为：P=P1=45.8t/m2E、支护密度按该工作面棚距为0.6m，每棚站柱5根，则，支护密度为：N实=5/(L棚L柱) =5/(0.63.4) =2.45(根/m2)式中：N实 -实际支护密度 根/m2 L棚 -实际棚距 0.6m L柱 -最大控顶距 3.4mN设=Pmax/F0=45.8/24=1.91根/m2 式中：N设 -支护强度必须的支护密度 Pmax -计算取的最大支护强度 F0 -支柱工作阻力，取额定工作阻力的80%为24t/根经计算：N实=2.45根/m2N设=1.91根/m2，故取支柱棚距为0.6m，每棚站柱5根，合乎要求。(2)“护”：包括护帮顶和护底a、护帮顶：根据炮采放顶煤工艺要求，顶板、煤墙、老塘实行全封闭，保证不漏顶、不片帮、不窜矸。要求所选用棚距能满足不因竹笆和椽子的强度不足而引起局部冒顶，竹笆和椽子的强度能托住两棚间松散岩体的重量。打帮顶时竹笆要搭接合理，椽子摆放均匀。根据理论和材料供应的材质，选0.6m的棚距（中中）对棚架设，可以满足护顶的要求。b、护底护底要求支柱对底板的压强小于底板的比压。否则，支柱要穿柱鞋。为保证工作面支柱的初撑力,底板松软地段支柱下站大木鞋(木鞋规格为:400mm160mm60mm)。 (3)“稳”的准则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冒顶事故的发生，须提高支柱的初撑力，控制复合顶板的初期离层，增大软硬岩层间的摩擦力。P初 =hr（cos+sin/f）/G实式中：P初 -支柱初撑力 KN/根h-复合岩层厚度 根据跨落高度取2.5m r-复合岩层密度 2.0t/m -煤层倾角 12 G实-支护密度 1.3根/米2 f-软硬岩层之间摩擦系数 取0.5则：P初=2.52.0(cos12+sin12)/0.5/1.3 =5.36t/m2= 52.5kN故：根据郑煤集团生字2003第8号文件规定，中排单体柱初撑力保证在55KN以上，煤墙及老塘侧单体柱初撑力保证在30KN以上足以防止推垮型冒顶事故的发生。顶板管理方法1、采面基本支架及技术要求本面采用DW-22型单体柱配合2.4m长型钢梁支护，每对棚中主梁一梁三柱，付梁一梁两柱，共5根柱子，型钢梁对棚交替迈步前移，最大控顶距3.4m，最小控顶距2.4m，采高1.8m，棚距0.6m，煤墙梁头长0.1m，老塘梁头0.1m(不超过0.2m)，若底板松软、初撑力达不到要求时中排巷支柱必须穿齐、穿正合格的柱鞋，支柱迎山有力。初撑力必须55KN，并确保煤壁及舍帮支柱初撑力均衡。放炮后，先检查处理采面不安全因素，然后进行刷帮及挑顶，作业人员必须站在支架掩护下作业，开帮深度1.0m，攉煤刷帮、挑顶后及时移主梁向前支护，打顶必须用质地良好的竹笆、椽子打设，严禁使用腐朽的椽子、竹笆，竹笆规格为1.00.6m，椽子规格为301000mm。2、特殊支架及技术要求工作面支架的使用该采面选用DW-22型单体液压支柱与型钢支护，分主付梁对棚作为一般支架，支柱排距1米，柱距0.6米，垂直煤墙布置，迎山角2-4度，用竹笆、椽子护顶，每棚不少于5根椽子。支柱初撑力不得小于55KN。、工作面安全出口支架采面机头处使用4m型钢梁配单体柱作为采面的端头支护，在架设型钢时要求每根型钢下不得少于三根支柱，其中靠近下顺槽的一对为抬口棚，其间距为0.6m，支柱下必须穿鞋，初撑力不低于55KN。采面机头安全出口超前煤壁1m，安全出口长度为3m，型钢梁为7对14根支护，宽度均为1m，净高1.8m。采面机尾处使用3.5m型钢梁配单体柱作为端头支护，在架设型钢时要求每根型钢下不得少于三根支柱，其中靠近上顺槽的一对为抬口棚，其间距为0.6m，支柱下必须穿鞋，初撑力不低于55KN。采面机头安全出口超前煤壁1m，安全出口长度为2.5m，型钢梁为6对12根支护，宽度均为1m，净高1.8m。、超前替棚替棚长度自安全出口向前5-10m ，替棚时使用2.4m的木梁配单体液压支柱支护，不准空帮空顶，柱距梁头为0.1m。替棚后清净浮矸浮煤，保证巷道高度在1.8 m以上。、两巷超前支护上下顺槽的超前支护采用2.4米型钢配单体液压支柱架设，支护长度为20米，一梁三柱。距采面煤壁10米范围内打双排柱，10米到20米范围内打单排柱。超前支护支柱下必须穿木鞋，初撑力不低于50KN，迎山有力，架设时要留有0.7m的人行道。、上下顺槽的回收上顺槽与放顶线回齐，下顺槽根据回采情况和刮板输送机滞后情况可适当放宽一米，尾巷内采用一对2.4米的圆木配合单体柱支护，回收时老塘挡好门，防止窜矸伤人。三、爆破设计采用毫秒爆破进行爆破落煤，详见爆破说明书。1、爆破器材的选用：选用MFB-100型起爆器，最大起爆能力100发，另选用导通欧姆表来检验爆破线路的导通情况。选用安全等级为二级的煤矿许用炸药。选用1-5段合格的煤矿许用毫秒延期电雷管，桥丝为镍铬丝,铁丝脚线,电阻一般为5-6欧姆，延期量及脚线标志见下表：毫秒雷管毫秒量与段别标志表段 别12345延期量(毫秒)13+1025-10+1050-10+1575-10+15110-10脚线标志灰红灰黄灰兰灰白绿红2、炮眼布置和装药量、工作面采高1.8m，采用“双排三花眼”布置炮眼，顶眼间距1.2m，距顶板0.5m，眼深1m；底眼间距1.2m，距底0.3m，眼深1.2m。详见炮眼布置图。 (2)联线方式：联炮必须采用串联，不得并联或混联，起爆顺序自下而上底顶眼依次起爆。（其联线方式见图）： 2345 1234(3)起爆长度及装药量：起爆长度一般为6m(10棚8眼)。均采用正向装药（见正向装药结构示意图），顶眼一般药量300g，底眼一般药量450g。说明：每眼装药量由班组长和放炮员根据工作面顶、低板情况，煤质软硬及地质构造情况适当增减。如果煤质硬或打底，要根据具体情况制定专项安全技术措施。正向装药示意图123451、雷管脚线 2、炮泥 3、雷管 4、药卷 5、聚能穴 爆破参数及材料消耗表按每10米计算消耗量：爆破参数及材料消耗表底眼眼深(m)延期时间(ms) 装药量(g)封孔黄泥(m)顶眼眼深(m)延期时间(ms)装药量(g)封孔黄泥(m)11.2134500.52110 25 -103000.521.210 25 -104500.53110 50 -103000.531.210 50 -104500.54115 75 -103000.541.215 75 -104500.55115 110 -103000.5底眼 消耗雷管9个炸药4.05kg顶眼 消耗雷管8个炸药2.4kg每10米炸药消耗量6.45kg 每10米雷管消耗17个炮眼封孔长度不少于0.5m，采用黄土封孔。 第三节 通风系统一、通风方式本工作面采用独立通风。二、通风路线(详见通风系统图)工作面新鲜风流：副井-175主石门运输大巷11采区运输上山11091进风斜巷11091下顺槽工作面工作面乏风风流：工作面11091上顺槽11091回风斜巷总回风巷风井地面三、风量计算、按最大出勤人数计算Q=4NK=4751.05=315(m3/min)式中：K -备用系数 取K=1.05 N -最大班出勤人数为75人、按工作面一次放炮炸药消耗量计算Q=25A=253=75（m3/min）式中：A -一次爆破的最大炸药量，3kg25 -每公斤炸药爆炸后需要供给的有效风量m3/min、按瓦斯涌出量计算Q=100q采Q采K备=1002.71.5 = 405（m3/min）式中：Q采 -瓦斯绝对涌出量 取2.7K备 -采面瓦斯涌出不均衡系数K=1.42.0 取1.5根据以上计算11091工作面的风量取计算风量的最大值: Q=405（m3/min） 、风速验算 工作面最大风速验算V=Q/（60S）=405/（604.76）=1.4(m/s)式中：S -工作面最大断面积 (m2)工作面最小风速验算V=Q/（60S）=405/（603.36）=2.0(m/s)式中：S -工作面最小断面积 (m2)上、下付巷风速验算V=Q/（60S）=405/（606.2）=1.08(m/s)式中：Q -工作面设计风量S -上、下顺槽断面积，上、下顺槽采用2.62.6m的梯形工字钢支护，断面积验算S=（2.6+3.3)2.1/2=6.2m2经验算风速在0.254 m/s之间,符合煤矿安全规程规定。根据以上计算，11091炮采工作面风量配备405m3/min可满足生产需要，但根据集团公司炮采工作面风量不低于450m3/min的有关规定，该工作面风量配备不低于450m3/min。四、瓦斯监测系统1、11091工作面通风安全监控系统(详见甲烷传感器设置图)、工作面共安装三种安全监控设备：一个监测分站(S)，一个瓦斯电闭锁，三个甲烷传感器(T1、T2、T3 T4)。、监测分站安装在下顺槽，并与平地瓦斯监测系统联网由监测分站完成，甲烷传感器(T1)安装在下隅角，距顶不大于300mm，距帮不小于200mm，距切顶线不大于500mm，下顺槽安全出口外35m范围内。甲烷传感器(T2)安装在上顺槽距工作面510m范围内。(T3)安装在上顺槽距回风口1015m范围内，(T4 )断电范围，回风巷口非本质安全型电器设备。、控制区域：要求瓦斯电闭锁在瓦斯超限时能自动切断工作面及回风流全部非本质安全型的电器设备和线路。2、电源电缆及信号电缆敷设电源电缆：上顺槽由11121变电所总开关(K)引出一条660V供电线路，由开关(K2、K3)控制,供绞车、泵站、综合保护等。下顺槽由11121变电所总开关(K)引出一条660V供电线路，由开关(K2、K3)控制,供皮带、潜水泵、刮板运输机、综合保护等。信号电缆：由监测分站引出三条信号电缆，一条沿下顺槽、上顺槽敷设至距工作面510m范围内，接里传感器(T2)，一条沿下顺槽、上顺槽敷设至11091上顺槽回风联巷口距回风上山1015m范围内，外接传感器(T3)，一条沿下顺槽敷设至距工作面35米范围内,接传感器(T1)，一条沿11091上顺槽回风联巷口敷设传感器(T4)。(3)甲烷传感器报警点、断电点、复电点及断电范围。传感器报警点断电点复位点断电范围里传感器T-10.5%0.5%0.5%工作面及进风巷内所有非本质安全型电器设备及线路里传感器T20.8%0.8%0.8%工作面及回风流巷道内所有非本质安全型电器设备及线路外传感器T-30.8%0.8%0.8%回风流巷道内所有非本质安全型电器设备及线路里传感器T-40.8%0.8%0.8%工作面及回风巷内所有非本质安全型电器设备及线路第四节 压风自救系统一、压风系统11091工作面压风管路：地面主斜井11采区轨道运输上山11091工作面上下顺槽。二、压风自救系统按照煤矿安全规程第一百八十七条规定：在无突出危险区进行回采作业时，可不采取防治突出措施，但必须采取安全防护措施。根据矿井瓦斯地质图三区划分，11091回采工作面位于无突出危险区域，所有“一通三防”措施均以此为依据制定（工作面所有人员全部佩带压缩氧或化学氧自救器，工作面上下顺槽必须按规定设置压风自救系统等安全防护设施）。、根据压风自救安装区域工作人员数量，按下式确定供风量：Q1Q2Q2=K1K2NQ3 m3/minQ2=1.21.2710.1Q2=10.2m3/min式中：Q1 -气源供风能力，m3/min；Q2 -需风量，m3/minK1-压风管路漏风系数，取1.2；K2-压风自救安装区域工作人员不均衡系数，取1.2；N-压风自救安装区域工作最多人数；Q3-人均压缩空气供给量，每人按0.1 m3/min。2、供气源的风压为0.30.7MPa。、管路要求1、管路规格：采面两巷的压风自救管路为直径不小于50mm的钢管。2、管路敷设牢固平直，接头严密不漏风，气源接口处要有总阀门，便于压风自救的维护。3、必须在管路上设置水分离器（小风包），保证供风清洁，防止自救袋喷头堵塞。、自救袋安装1、工作面上顺槽距上安全出口25-40米范围内设置一组自救袋；工作面下顺槽在采面下出口外50-100m范围内安装一组自救袋，以上两处压风自救袋的数量分别为30个。工作面放炮警戒位置设置一组（5个）自救袋；工作面上顺槽每50m设一组（5个）压风自救袋。2、压风自救袋要安装在地点宽敞、支护良好、没有杂物堆积的人行道侧。人行道宽要保持在0.7m以上。3、自救袋的安装高度按距底板1.2-1.3m，便于现场人员自救应用。、系统调试压风自救管路接好后，在自救袋安装前要进行通气试验，将管路的杂质及锈蚀粉末吹出，并测量供风量。自救袋装好后，由安装人员逐个检查，保证使用性能。、使用管理 1、使用单位指定专人每天对管路、自救袋进行检查，及时处理管路和自救袋存在的漏气、堵塞等问题，保证压风自救系统处于完好状态。2、压风自救系统的气源总阀门必须处于常开状态，无特殊情况严禁关闭。3、使用单位要加强职工培训，现场每个施工人员必须熟练掌握压风自救装置的使用方法。4、安全科、通风科要认真监督检查压风自救系统的安装和日常管理工作。第五节 供电系统及设备配备一、供电系统根据设备配备图和变电所位置，以及供电距离和设备负荷，11091工作面及下顺槽动力电源由11121采区变电所5-3#开关，引出一条660V供电线路，供工作面及下顺槽胶带输送机、转载机、刮板输送机、绞车、水泵等。上顺槽动力电源由11121采区变电所5-2#开关，引出一条660V供电线路，水泵等。（详见11091工作面供电系统图）二、机械设备配备详见11091工作面电器设备配备表。第六节 运输系统1、 运煤系统(详见运输路线图)工作面11091下顺槽11091进风斜巷11采区胶带运输上山主斜井平地。2、运料系统平地材料场副井-175主石门运输大巷11采区轨道运输上山七联巷11091运料斜巷11091下顺槽料场第七节 综合降尘及防灭火系统一、综合防尘11091工作面煤尘不具有爆炸危险性。煤质属三类不易自燃。、供水系统 11091工作面供水系统：地面主斜井11采区轨道运输上山11091回采工作面上下顺槽、综合防尘设施的配备与安装：1、工作面上、下安全出口以外50m范围内及进、回风口以里50m范围内各设置一道水幕，水幕必须雾化好、全断面封闭、开关方便、灵敏可靠，且坚持正常使用。2、所有转载点必须设置喷雾降尘设施。喷雾设施牢固可靠，喷嘴对准产尘源，雾化好，开关方便，灵敏可靠，且坚持正常使用。3、进、回风巷防尘水管端距安全出口不得大于20m，向里必须配备20m以上的防尘洒水软管。 4、工作面进、回风巷距工作面60200米范围内，各安装隔爆水袋60个，水量不小于200L/。二、防灭火系统、防灭火系统管路地面主斜井11采区轨道运输上山七联巷11091回采工作面上下顺槽、防灭火管理制度1、井下各种电器设备要消灭失爆现象，杜绝各种火源，防止火灾发生。2、设备加强检修，减少自身摩擦，当温度超限时停止运行。3、工作面下隅角老塘垮落不充分时，必须用编织煤袋围实或采用风布将漏风处挡严。4、任何人发现井下火灾时，应视火灾性质、灾区通风和瓦斯情况，立即采取一切可能的方法直接灭火，控制火势，并迅速报告调度室。调度室在接到井下火灾报告后，应立即按灭火预防和处理计划通知有关人员组织抢救灾区人员和实施灭火工作。5、公司值班调度和在现场的区、队、班组长应依照灾害预防和处理计划的规定，将所有可能受火灾威胁地区中的人员撤离，并组织人员灭火。6、电气设备着火时，应首先切断其电源；在切断电源前，只准使用不导电的灭火器材进行灭火。7、抢救人员和灭火过程中，必须制定专人检查瓦斯、一氧化碳、煤尘、其它有害气体和风向、风量的变化，还必须采取防止瓦斯、煤尘爆炸和人员中毒的安全措施。第八节 防排水系统11091工作面回采期间，预计最大涌水量20 m3/ h，正常涌水量15m3/ h。一、防治水管理1、回采期间11091上下顺槽必须配备两台BQS40/40/-11/N隔爆潜水泵（一备一用），其单台排水量为40m3/h，可以满足最大涌水要求。工作面上下顺槽低洼处做水窝，敷设一趟合格的水沟安装临时排水泵和管路，保持不小于15m3/h排水能力。并及时清挖淤煤、杂物，确保排水线路畅通2、由于该工作面局部煤层赋存较厚，回采过程中沿底推进，防止丢底煤现象。在煤层赋存薄地段，由于该工作面受滑动构造影响，工作面局部顶、底板变化较大，并破碎不完整，回采过程中注意观察顶、底板出水征兆，并及时向有关部门汇报。3、回采过程中出现顶板水时，施工单位应立即采取用编织煤袋闸水或铺设水槽等措施，将水疏导至采空区内，防止水流冲刷巷道，影响安全生产。4、工作面上下顺槽低洼处做水窝，安装临时排水泵和管路，保持相应的排水能力。二、排水路线：工作面11091下顺槽11091进风斜巷皮轨一联巷11采区轨道运输上山-175主石门运输大巷水沟付井底水仓第四章 劳动组织及正规循环作业第一接 劳动组织一、劳动组织1、循环方式：昼夜3个循环，日进度3m。2、作业形式：俩人一眼场，分段作业。正常生产为“三班采放煤、边采边放”的“三、八”制综合作业形式。详见劳动组织表。 第二节 正规循环作业 一、循环方式：每班为1个循环。作业形式为边采边放。二、循环进尺1米。三、日产量：7530.854.11.38=1082吨四、月正规循环天数按28天。五、月产量：281082=3.0万吨六、循环作业图表详见11091工作面正规循环作业图。第五章 经济技术指标详见11091工作面主要经济指标表。第六章 安全技术措施第一节 现场管理制度1、现场管理制度(1)工作面所有人员必须认真坚持现场交接班制度，交设备、交质量、交安全。(2)跟班队长和班长必须交清本班的安全生产情况及存在的问题，对问题的处理提出建议和意见。(3) 机电人员认真填写设备运行各项记录。(4)支架管理工每班做好失效支架更换工作，对当班支架认真清点，严防丢失，认真填写当班支架管理记录，和下班支架管理工现场交接支架情况。(5)工程管理人员必须严格按队工程质量管理制度对当班作业人员工程质量逐棚进行考核，消灭不合格工程，认真填写工程质量交接记录，现场和接班工程管理人员交清接明工程质量情况。2、工程质量管理制度(1)队成立工程验收小组，制定完善的工程管理制度，现场工作中必须严抓细管，杜绝出现不合格工程。(2)工程验收员严格坚持现场交接班制度，不得提前升井。工作面放炮后，必须及时到位，搞好现场管理。(3)工作面必须认真搞好多次注液工作，工程验收员必须随身携带压力表，搞好支柱支护强度动态监测工作。(4)每班必须对工作面工程质量、安全情况有记录，认真填写采面工程质量验收表。(5)建立严格的日查、旬检制度。采面工程质量验收单及日查旬查反映的问题必须限期整改，并报主管领导。第二节 安全技术措施一、工作面顶板管理安全技术措施1、采煤工作面所有人员必须认真学习煤矿安全规程、操作规程和工作面作业规程。2、开工前，认真检查工作面工程质量，处理各种不安全隐患，为回采做好各项准备工作。要对所有支柱实行单枪多次注液，工程质量验收员应随身携带压力表，对工作面支柱初撑力进行测试，确保初撑力达到要求，支柱稳定。3、加强采面支柱的初撑力管理，跟班队长、班长亲临现场，督促职工搞好放顶前二次注液工作，确保单体柱初撑力达到55KN以上，中排巷柱注液后，及时对舍帮、煤墙柱均衡补液，严禁有空载支柱。4、工程管理人员及时调整采面棚距，严禁出现旋棚。保证顶梁不歪不旋成对使用。打顶要严密，每棚椽子不少于5根，竹笆搭接长度不小于100mm。严禁出现0.7m以上大棚距和0.4m以下小棚距，保证棚距均匀，保证工作人员退路畅通。5、严格控制煤墙炮眼装药量，严禁放大炮，严防工作面煤墙片帮、脱耳及空顶现象，确保梁头抓帮。放炮后,及时移梁护顶,顶板要用竹笆、椽子打紧背牢,减少空顶时间。支架顶部煤体破碎时,严禁放高炮,应先掏梁窝移梁护好顶再放底炮,刷帮站上煤墙柱,并打严煤帮。若顶煤特别破碎时,应停止放炮,采用手镐落煤。6、煤墙较活时或片帮超过0.3m，必须进行超前移梁护顶，即在放炮前提前拔梁，顶帮打严打实，然后再放底炮，进行正常回采。7、工作面梁拔通后进行放顶时，严格按照自下而上的顺序进行，放完煤后，老塘侧必须用竹笆、椽子打严，不得流煤窜矸。8、机道梁端冒落高度不大于200mm，否则，必须用坑木背实，工作面控顶范围内，顶底板移近量，按采高不大于100mm/m，严禁顶板出现台阶，采面采高最大不超过2.1m，最小不低于1.9m。9、严格执行敲帮问顶制度，敲帮问顶时，应从有支架的地点开始，由外向里，先顶部后两帮依次进行。放炮后，应及时剔掉顶帮活煤。严禁空顶作业，每一名职工都必须认真检查自己的工作场所，发现问题及时解决。10、加强单体柱管理，采面消灭失效柱，严禁出现空载柱，保证支柱的完好性。11、验收员要坚持班班拉线，逐棚验收，消灭不合格工程。12、运输巷刮板运输机机尾不准拖后放顶线过长，溜子不准超过两节，必须及时掐溜子。放顶回撤时，人员必须站在安全区域。13、采面移刮板运输机时，跟班队长、修理工、跑场人员都应亲临现场，严禁挂场人员私自移，工作面刮板运输机司机集中精力，发现情况必须及时停机，弄清处理后，方可开机，保证移溜安全。14、采面同一作业场内放顶煤与采煤不准平行作业。15、机头4m长型钢梁下 尾巷抬口棚，都应及时迈步前移，前移后，抬口棚都应接顶，不接顶处，必须用木楔背实背紧，单体柱升紧升牢，初撑力必须达到55KN以上。16、支柱初撑力不小于55KN，每对棚必须站齐5根柱，严禁缺柱，支柱打成直线(迎山有力，迎山角按煤层倾角的1/61/8打设)。严禁出现连续3根以上迎山角不合格现象，支柱应站实底上，压力较大的区域必须穿柱鞋，保证支架的稳定性。17、工作面所有支柱必须设置有足够强度的防倒链，防倒链每根支柱各一根，在切巷和上下顺槽坡度超过10地段,要根据现场情况加打抬棚,防止支柱倒柱伤人。18、料场备足够的支护材料，坑木不少于20根，千椽不少于100根，竹笆不少于500块，椽子不少于300根，片木不少于50根以备急用。料场距工作面不超过200m。19、在推进过程中可能会遇到破碎带，过破碎带时要加强顶板管理，柱下穿大木鞋，单体液压支柱要进行二次补液。20、如工作面压力大,可根据情况套棚,或打上正、反抬棚(抬棚采用坑木配合单体柱,坑木直径不小于160)。二、放顶煤安全技术措施1、为保证放顶煤时的安全，且提高顶煤回收率，放顶煤人员应专业化，必须经过严格培训，合格后方可上岗。2、 放顶煤前不合格工程必须返工，基本柱必须站齐。放顶煤要严格按照从机尾到机头顺序进行，不放煤地段用竹笆、椽子打严，不得漏煤。3、放顶煤一定按工艺要求进行多轮次低位间隔放顶煤，严禁在中排巷解顶放煤，严禁落舍帮柱放煤。4、全工作面两到四个口放煤。5、放煤时，跟班队长、班长、瓦斯检查工都必须亲临现场，加强现场管理，发现异常情况要立即停止工作，进行处理，处理好后方可继续工作。6、放煤时，梁头见矸，立即挡门，用竹笆、椽子把放煤口堵塞严密。7、工作面支架不完整、有歪扭现象时，不准放顶煤；出现空顶、漏顶、空帮、压力增大现象时，不准放顶煤；瓦斯及其它有害气体超限时不准放顶煤；有出水征兆时不准放顶煤；单体柱初撑力达不到规定要求不准放顶煤；跟班队长不在现场不准放顶煤，初次放顶后至少推进10m，方可视情况进行放顶煤。三、单体柱、型钢梁及液压系统安全管理措施1、单体柱必须进行编号管理，工作面不准出现闲柱、多柱、少柱及失效柱现象，存在时及时处理。2、工作面两巷备用单体柱，备用型钢梁码放整齐放在20m以外，宽敞地点，单体柱严禁倒立。3、回柱时不得随意敲击油缸、活柱和三有阀,以防损坏密封和镀铬层,回出的支柱要全部卸载,不得出现空载支柱。4、坏柱要及时运到上付巷的固定地点码放整齐,并挂上标志牌,当损坏柱达到30根时及时升井。5、型钢梁必须成对使用，严禁出现独梁，每对棚的两根 型钢梁之间的距离不得超过50mm。6、拔移型钢梁时，必须按规定顺序，先主梁后副梁，严禁乱拔。7、梁拔够数，梁头成一直线，拔梁位置误差不超过100mm，舍帮梁头不准撇梁头过长(正常0.1m)，严禁超过200mm。8、拔梁前舍帮必须挡好门，挡门高度不低于1.4m。9、工作面出现变形型钢梁及断型钢梁时，必须及时更换，严禁使用失效型钢梁。10、对支架注液前要先用注液枪冲洗阀嘴,然后将注液枪插入三用阀中用缩紧套连接好,操纵手把向支柱供液,支柱升紧后,松开手把,再重复一次,保证支柱初撑力符合要求。11、对支柱注液结束后,要把注液枪挂在支柱手把上,严禁乱仍乱放。12、发现注液枪漏液、手把不灵活或手把握紧后,压力小、升注缓慢,要立即更换注液枪;发现液压管路漏液,要立即处理。13、不得用注液枪敲打其他物件,以免损坏注液枪。四、两巷超前替棚安全技术措施1、两巷替棚工作必须指派经验丰富的老工人操作，替棚必须2人以上同时作业，并有专人“观山”，严禁1人单独操作。2、替棚前,应超前对巷道进行短钻孔动压柱水,促使巷道顶、帮煤体锈结。3、替棚时要逐棚替换,必须坚持“先套后回”的原则，一次只准动1棚，严禁同时动多棚。4、上下顺槽替棚采用采用2.6米长,直径不小于150的木梁,配合单体柱支护替棚。5、所架设支架棚距为原棚距,保证顶平帮直,支架牢固有力。并用竹笆、椽子打好帮顶，严禁空顶空帮。6、每班替棚必须仔细检查前后支架及顶板，有露顶等不安全因素时，必须先处理不安全因素，然后再替棚。替棚时顶板较活处要用钎椽超前护顶,然后在套棚,帮煤较活时要及时站柱闭帮,严防帮顶煤体冒落。7、下顺槽替棚,严禁将物料放在运输设备上。9、上下顺槽替棚处,替棚工和当班电工要对电缆进行妥善维护,严防挤压和拉坏电缆。8、替棚后要及时架设两道抬棚,抬棚采用型钢梁配单体柱支设。顶不平时用木鞋或背楔背紧,保证接顶。支柱下站木鞋,防止支柱钻底。9、替棚后浮煤杂物及时清净，巷道净高不小于1.8米。替换掉的矿工字钢要搬运出工作地点100m以外的指定位置码放整齐，严防影响运输、行人及通风，保证两巷退路畅通。10、如工作面上、下两巷回采底煤较厚时，要采取背杆落巷措施，提高资源回收率。11、要经常对替棚后的支柱进行检查、二次注液,发现卸载、漏液及时更换。五、工作面两尾巷回收安全技术措施1、下顺槽溜子及时掐掉，尾巷及时回收，不许拖后放顶线过长，原则上一节一掐，最长不超过2节。放顶回撤时，人员必须站在安全区域。2、回收尾巷时，靠近工作面侧(即上帮)木梁上要打好顺山棚柱、闭好帮，严防片帮、冒顶埋压溜子机尾，影响设备检修。3、对上、下顺槽尾巷不实的空间，要用编织袋装煤填实堵严，严防两尾巷瓦斯局部聚积。4、在两尾巷回收时，跟班队长必须现场指挥作业，指派有技术的老工人担任回收工作。并安排专人“观山”，确保回收安全。5、放尾巷顶煤时，跟班队长必须现场指挥作业，在保证安全、煤质的情况下把顶煤放完放净。六、两巷维修和文明生产1、巷道维修工要经常对上下顺槽进行检查,发现支架变形要及时扩修,保证巷道符合要求。2、要求两巷支架完整,金属支架撑木齐全,有效可靠。无断梁折柱，空帮空顶现象。班班检查两巷安全畅通情况，发现问题立即处理。3、工作面上、下两巷净高不低于1.8m，人行道宽度不少于0.7m，巷道无积水(长5米,深0.1米)，无浮煤杂物，材料设备码放整齐，并有标志牌。七、防