11采区工作面回采作业规程(新).doc

第一章 工作面概况井下位置：11采区下部工作面位于11采区东翼下部，其东邻11011回风巷，北邻-50东大巷与-50皮带巷，西部为未采动区，南为11采区中部工作面未采动区。对应地表为农田，无村庄及其他重要建筑物。工作面参数:本工作面回采范围走向长度73m ，切巷长62.5m（平均），采用走向长壁炮采放顶煤一次采全高采煤法；地面标高+220+221m，工作面标高+8.2-3.2m，可采面积4400，煤层厚度26m，平均煤层厚度3.8m，煤层平均倾角13，工作面煤层赋存稳定；工业储量24578t,可采储量22120t。第二章 工作面地质概况一、构造及顶底板情况煤层顶底板情况顶板名称岩石名称厚度（m）岩性特征老顶顶板徐庄滑动构造带12.55岩石由细砂屑组成，大小0.07-0.3mm，棱角状、次棱角状，成份已岩屑为主，岩屑：次圆状，成份、英安岩、花岗岩、砂岩、泥质岩、少量石英、斜长石，其余为粉砂屑，填隙物难辨。直接顶板泥岩43具绿斑，裂隙发育，呈破裂状直 接 底砂质泥岩10.5深灰色，局部含大量植物化石及白云母片，具水平层理老 底L9 灰 岩3.1深灰色，局部含燧石结核，裂隙发育，裂隙面具黄铁矿薄膜及方解石细脉，产蜓类化石地质构造情况本工作面位于11采区下部,地质构造简单,煤层产状：倾向1525，倾角522,平均倾角13，根据巷道掘进情况看，煤层底板有起伏变化,在上付巷揭露有小断层，F11011小断层造成煤层断开巷道全岩段约6m，对回采有一定影响。具体见11采区下部工作面岩性柱状图T-2-1-1二、水文地质情况水文地质情况及防治水措施一、水文地质情况及防治水1、该工作面直接顶为厚层泥岩具有良好的隔水性能，在东段施工疏水钻孔（12个），钻孔未出水，说明含水性弱；老底为L9灰岩因此回采时顶底板不会发生突水，下部L9灰岩已做底板抽放巷，未发生突水，因此顶底板水不会发生突水。2、在该工作面内有平地4号瓦斯抽放钻孔，现正在封孔注浆。对钻孔抽水3天，未能抽干，水位反而由+96.5m升至+101.2m说明该钻孔联通了其他砂岩含水层，要对平地4号瓦斯抽放孔进行探放，验证封孔质量，确保回采安全。3、在切巷以东610m原回风巷从去年发生溃水后，已成为顶板水通道。在回采后顶板垮落产生导水裂隙带会影响到流水通道，造成工作面顶板出水。4，采取措施（1）对平地4#孔进行注浆封闭砂岩含水层，防止顶板水溃入工作面。（2）加强对顶板水特别是在回采初期顶板垮落后的观察，发现淋水增大等情况及时报告调度室。（3）及时疏通流水槽淤煤，保证水正常排出。 二、影响回采的其他地质情况 最大涌水量：20m3/h；正常涌水量：10m3/h；瓦斯：瓦斯含量8-9m3/t时，回采前需进行测试；煤尘：无爆炸危险；煤的自燃：无自燃倾向性；地温：正常；地压：正常。三、煤层及瓦斯情况本工作面设计开采煤层为二1煤层，区内原始煤层赋存基本稳定，煤层厚度26m，煤层平均厚度约3.8m，煤层在走向上主要表现为东部薄西部厚，煤层平均倾角13；绝对瓦斯涌出量为1.93.5m3/min，相对瓦斯涌出量为2.54.8m3/t。四、储量估算储量估算倾 斜长 （m）走 向长（m）斜 面积（m2）煤厚（m）容重（t/m3）工业储量（吨）回采率（ ）可采储量（吨）62.57346833.81.47245789022120五、其它1、工作面煤层较厚，煤层顶板较破碎，回采时应加强顶、帮管理，防止冒顶和片帮事故发生。2、遇底板不平须打碴处理时要采取相应管理措施。 3、回采时要放净顶煤，以提高资源的回收率。4、在回采时要加强瓦斯治理和通风管理工作，防止瓦斯事故发生。5、要求回采过程中要加强地质及水文地质观测，若发现异常情况时，及时汇报.六、11采区下部工作面地质剖面图11采区下部工作面地质剖面图见T-2-1-2第三章 采煤方法本工作面采用走向长壁炮采放顶煤一次采全高采煤法进行回采，全部垮落法管理顶板。第一节 工作面巷道布置巷道布置详见11采区下部工作面巷道布置图T-3-1-1 第二节 采煤工艺设计一、工艺流程（一）工作面浅孔抽放工艺流程1、抽放工艺过程: 打抽放孔封孔连管抽放拆收管路 2、钻孔施工：采用ZQS-65/2.5手持式风动钻机配合89mm钻头和69mm麻花钻杆进行施工。3、封孔：该预抽钻孔采用快速封孔器（FKT74/0.5）进行封孔。4、连管：在切巷铺设100mm的胶质埋线软管，软管之间采用快速接头连接，节头焊接带阀门的支管，用于连接抽放钻孔。5、抽放：将100mm胶质埋线软管连接到回风巷带阀门的抽放系统内进行抽放。6、拆收管路：经效果检验允许回采时,将影响作业的主管路靠煤墙保护好，吊挂在煤墙侧，拆下的支管及浅孔抽放管分别放在运输巷、回风巷超前支护以外,贴紧巷道一帮并码放整齐。（二）、回采工艺流程回采工艺流程：注水打眼装药爆破落煤移主梁(护顶)装运煤移副梁(放顶)放顶煤移溜。1、注水、利用工作面动压管路注水，封孔器与其快速接头连接。(2)、上付巷、下付巷超前工作面10m进行深孔注水，注水孔布置为单排孔，孔间距4m，距底1.5m，孔深1520m。(3)、工作面注水孔为三花眼、眼深不小于6m、眼间距4m，上排眼距顶板0.3m，倾角随煤层厚度倾角而变化，保证梁头以上2m煤体充分湿润，下排眼距底板1m。 (4)、打眼时要注意钻孔成型，保证封孔器能正好插入为准。(5)、截止阀、压力表、封孔器及液压管路要连接合理，使用得当，要求注水压力控制在24MPa以内，封孔器要全部插入钻孔内，最外端距孔口不小于300mm，以免损坏封孔器。(6)、人员不得站在正对注水眼位置，以免封孔器伤人。2、打眼(1)、打眼用手持式风钻，打眼钻头直径为 42mm，打眼时要把稳风钻，防止钻杆摆动使钻孔扩大而无法封孔。(2)、打眼工必须按照操作规程执行，要扎紧袖口、领口、衣角，严禁戴手套。(3)、打钻前应检查该地点顶帮是否完好，打眼时要用力扶住风钻手柄，使钻头平稳钻进煤体。并注意钻杆的进度，每钻进一段距离要来回抽动几次钻杆，排出煤粉，减少阻力，防止卡住钻杆。3、爆破落煤(1)、炮眼布置：采用“三花眼”布置炮眼，顶眼间距1.2m，距顶板1m，眼深1.1 m；底眼间距1.2m(煤质松软处只打底眼，煤活处不放炮手镐扒煤)，距底0.2m，眼深1.2m。具体布置见附图T-3-2-1。(2)、装药量：顶眼装药量不大于2卷(400g)，底眼装药量不大于3卷 (600g)（煤活煤软处装药量由班组长，安检员，放炮员根据情况适当调整）。(3)、使用爆破器材及机械设备：工作面使用MQS-50/1.8型风钻打眼，用网络测试数字式FD-200起爆器，选用安全等级为三级的煤矿许用乳化炸药，15段毫秒延期电雷管。装药顺序：顶眼1-4段，底眼1-5段。放炮前必须进行电爆网络电阻测试，并在“一炮三检”本上做好记录。(4)、毫秒雷管毫秒量与段别标志。段 别12345秒量m 线灰 红灰 黄灰 蓝灰 白绿 红(5)、炮眼封填：封填炮眼必须用水炮泥，以外的部分用粘土、炮泥封满填实，严禁用煤粉和杂物充填炮眼，要求封泥长度不低于0.5m。(6)、联炮必须采用串联，不得并联或混联，起爆顺序自西向东底、顶眼依次起爆。(7)、起爆长度：工作面采用分次打眼，分次装药，分组顺次起爆，一次起爆长度由瓦检工、跟班队长、班组长、放炮员根据瓦斯涌出情况、顶板安全情况、刮板运输机运输能力共同确定，初期由少到多，逐步实验，一次起爆长度不超过5m、10m、15m。(8)、采用正向爆破。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4、移主梁（护顶）开帮移主梁，护顶。放炮前先将主梁老塘侧支柱回出，站在副梁中部，并对支柱进行二次注液，然后方可放炮，放过炮后，及时刷帮攉煤，并将对子棚中主梁向前移1m，保证棚距0.6m，排距为1m，偏差不超过100mm，梁头距帮不超过200mm，要求及时用荆芭（每棚2块，）、椽子（每棚不少于6根，椽子直径不得小于30mm）护顶，刷帮长度达到3棚后，要及时回老塘侧支柱站在煤墙，不准将作业段煤壁一次刷通，要求移5根副梁时必须站煤墙柱不少于2根，而后方可继续拔梁并及时站柱。5、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SGB-620/40T型刮板运输机，运输巷采用1部SGB-620/80T型刮板运输机，煤经11采区下部工作面运输联巷到11031运料巷再到11运输上山、上仓皮带、主井6、移副梁作业前首先检查安全情况，保证退路畅通。当主梁全部拔完以后将错后的副梁（主副梁间隙不得超过50mm）前移进行放顶，使其与主梁形成对子棚支护，移副梁时应当由东向西逐棚进行。如果煤壁松软、片帮、压力大地段，要刷好一棚站一棚，及时用荆笆、椽子闭帮。边回柱边移型钢梁，并用荆芭（每棚2块）、椽子（每棚3根）挡好老塘门。具体见附图T-3-2-27、放顶煤、工作面放顶煤采用间隔分段、多轮次放煤的方法。工作面由下向上每个作业段将放煤口依次编为1、2、3、4，即单双号间隔放煤，先在1、3、5等口放煤，再在2、4、6等口放煤（放煤口间距35m，同时开启放煤口在不同的作业段，放煤口个数控制在12个），每个口不能一次把煤放完，为了控制顶板使其均匀下沉，每次只准放出顶煤的1/32/3（约3分钟），如有大块煤或矸石卡住放煤口，可用钢钎、大锤将其打碎，打不碎时可废弃该口，在附近另开放煤口。放顶时间视顶煤厚度确定，一般23轮将顶煤放完，直至顶板均衡下落。顶煤放净后，碎碴段必须用荆芭、椽子挡好门。、放煤要求：放煤时严禁在支架顶部或高位放煤。顶煤放净后，碎碴段必须用荆芭、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进行逐一整理，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。(3)、放煤口位置：在刮板运输机上方0.3m开放煤口，放煤口规格为0.30.3m。(4)、放煤时，必须两人操作，一人放煤，一人观山。(5)、当开口放煤时，瓦检工要密切观察瓦斯变化情况，并在放煤口挂一个0.5%瓦斯便携报警仪，当瓦斯浓度达到0.5%时，必须立即挡门，停止放煤。待瓦斯小于0.4%后，才能继续放顶煤。8、移溜、移溜前先清净煤墙浮煤，清煤时不准将中间柱全部去掉，必须保证5棚有1根中间柱。、移溜时必须拉线，应自上而下或自下而上进行推移，不得从两头向中间或从中间向两头推移。移溜后，刮板输送机中线与靠煤墙一侧的巷道中线保持一致，偏差不超过100mm，与煤壁保持0.2m的间隙，且要做到平、直、稳、正、牢，并及时按线站中排柱，同时把老塘侧底部残煤用锨清净。(3)移溜要用推溜器，千斤顶要顶在老塘侧柱子腿上，并且要站稳站牢。站稳后，方可用摇把进行移溜。(4)、移溜过程中，按移溜的方向顺序摘中排柱，摘中排柱距离不超过50棚，中间应有3-5根临时支柱。正常情况下，移溜时要开机进行，要边移溜边站中排柱，保证主梁一梁三柱。(5)、移溜期间要相互协调好，不得强行推移输送机，防止出现急弯，造成输送机脱节。 拔梁工艺详见图T-3-2-2第三节 工作面顶板控制设计1、工作面支护设计、煤层顶底板岩性及其分类 直接顶为滑动构造破碎带，岩性为泥岩，厚度为43m。老顶为细粒砂岩，厚度13m。预计直接顶初次垮落步距为5m，老顶初次来压步距为15m，周期来压步距为10m，属三类不稳定顶板。直接底板以泥岩。砂质泥岩为主，属于三类不稳定底板。根据工作面顶板岩性和顶板结构为煤-直接顶-老顶情况做以下设计。、该工作面顶板控制设计从“支、护、稳”三个方面考虑：、“支”。就是要求支架在其工作过程中能够支承住顶板所施加的压力。由于本工作面顶煤比较厚，根据工作面情况，从压力最大的三个时期：工作面直接顶初次垮落期间、老顶初次来压期间、工作面周期来压期间和经验公式分别计算支护强度，取最大值确定工作面的支护强度。(a)、直接顶初次垮落期间直接顶初次垮落期间要把直接顶安全地切落在采空区，支架至少应能承担起直接顶初次垮落步距一半的重量：P1(MLY)/(2K)=(1252.37)/(22.4)=29.625t/m2式中：P1支架支护强度，t/m2M直接顶板厚度，取12mL直接顶初次垮落步距，取5mY直接顶容重，取2.37t/m3K最小控顶距，取2.4m(b)、老顶初次来压期间老顶初次来压期间，要求支柱在不被压死的情况下，应承担起老顶重量的1/4及直接顶全部的作用力；由于我矿放顶煤较高，来压时直接顶未全部垮落，所以取直接顶垮落12mP2=A+MYC/（4KL）=122.37+(22.6515)/（ 4222.4）= 28.8t/m2式中：P2支架支护强度，t/m2A直接顶作用力 M老顶顶板厚度，2mY老顶容重，取2.65t/m3C老顶初次来压步距，15mK岩重分配系数，受直接顶厚度与采高之比N=12/2.0=6， 取6L最小控顶距，2.4m(c)、周期来压期间P3=A+MYC/KL=（122.37)+(92.6510）/（62.4）=18.5t/m2式中：P3支架支护强度，t/m2A直接顶作用力M老顶顶板厚度，1.6mY老顶容重，取2.65t/m3C周期来压步距，10mK岩重分配系数6，受直接顶厚度与采高之比N=43/2.0=6L最小控顶距，2.4m取以上计算的最大支护强度，则最大的支护强度为P=29.625t/m2(d)、支护密度计算该工作面棚距为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密n/0=29.625/241.23根/m2式中：N密-支护强度必须的支护密度 n -计算取的最大支护强度 0-支柱工作阻力，取额定工作阻力的80%为24t/根工作面实际支护密度为2.45根/m2，即支护密度符合要求。、护。护包括护帮顶和护底(a)、护帮顶根据炮采放顶煤工艺要求，顶板护严、煤墙、老塘压力大严重等特殊地点实行全封闭，保证不漏顶、不片帮、不窜矸。工作面对棚架设，其护顶要求为：荆笆相互搭接100mm，荆笆打到梁头，将顶护严，椽子摆放均匀，护顶的荆笆、椽子质量要符合规程要求，不得出现漏帮漏顶现象。(b)、护底直接底为砂质泥岩，为保证工作面支柱初撑力，中排柱及煤墙支柱下站柱鞋(规格为：480mm250mm)。、稳。就是要求支架具有抵抗来自层面方向推力的能力。防止冒顶事故的发生。P初 =hr（cos+sin/f）/G实式中：h-复合岩层厚度 2.4m r-复合岩层密度 2.0t/m -煤层倾角 14度 G实-支护密度 2.45根/m2 f-软硬岩层之间摩擦系数 取0.5则：P初=2.42.0(cos14度+sin14度)/0.5/2.45 = 4.7t/m2=46kN经计算，工作面支柱的初撑力必须保持在46KN以上，才能有效的支撑顶板，防止冒顶事故。但根据集团公司采掘程序工艺标准之规定执行：中排柱55KN，煤壁及老塘侧单体柱30KN。第四节 工作面顶板管理1、工作面支护、工作面基本支架支护及技术要求本工作面基本支架采用DW-22型单体柱配2.4m型钢梁支护，每对棚5根柱（主梁为3根柱，副梁为2根柱），棚距(中中)为0.6m，排距(中中)为1m，放顶步距为1m，最大控顶距为3.4m，最小控顶距为2.4m，工作面高度1.8m（不超2m），梁端头支柱的柱中至梁端头保持0.2m。、工作面上下安全出口支架支护及技术要求工作面机头出口长度为3.0m，宽1m，高1.8m，布置6对12根3.5m钢梁对棚支护,一梁三柱，成对迈步前进，每对棚间距0.6m;其中机头1对3.5m钢梁抬住运输巷替棚后梁头，同工作面整体迈步前进。机尾安全出口长度为1.8m，宽1m，高1.8m，布置4对8根3.5m钢梁对棚支护,一梁三柱，成对迈步前进，每对棚间距0.6m;其中机尾1对3.5m钢梁抬住回风巷替棚后梁头，同工作面整体迈步前进。、两巷超前支护依据郑煤集团生（便）字20108号文关于采煤工作面超前支护有关规定的通知要求，对11031工作面作业规程进行以下修改补充：、采煤工作面安全出口和与之相连接的巷道替棚及加强支护，长度不得小于20m，距煤壁10m范围内打双排柱，1020m范围内打单排柱。、工作面两巷替棚段长度不小于10m，替棚采用2.5m单体柱配合3m坑木（直径不小于200mm），替棚段采用铰接顶梁配合单体液压支柱打设双排超前支护；向外使用坑木梁配合单体柱支设在巷道支架中部做为加强支护，随工作面推进及时补充支护，20m范围内巷道净高及以外巷道净高不低于1.8m，行人侧宽度不少于0.7m。、两巷替棚段超前支护必须连续架设，下部穿柱鞋，单体液压支柱采取防倒措施，且初撑力不低于50KN，回采至停采线位置前由于两巷超前支护长度不够，两巷超前支护及运输联巷加固要制定专项措施。详见附图工作面支架布置图T-3-2-3及最大最小控顶距图T-3-2-42、采空区处理工作面采空区的处理采用全部垮落法，回采过程中，必须保证老塘侧支柱数量齐全，挡矸有效。采空区的局部悬顶和冒落不充分（10m2以上）的要根据现场情况，另制定专项措施进行顶板垮落。工作面运输巷、回风巷尾巷要及时随回采回收，保证尾巷与工作面放顶线回齐，尾巷回收时，能回收的坑木必须全部回出，防止坑木回收不净，造成尾巷垮落不实，尾巷回收后必须用荆芭、椽子挡严。第四章 工作面主要生产系统第一节 通风系统一、风流路线工作面新鲜风流路线（二）：11轨道上山11三车场11031运料巷11采区下部工作面运输联巷下付巷工作面。工作面乏风风流路线：工作面上付巷回风联巷11二车场回风联巷11回风上山。二、瓦斯抽放及治理 1、根据工作面绝对瓦斯涌出量，有选择地采取工作面浅孔抽放，本煤层顺层钻孔抽放及上隅角埋管瓦斯治理措施。2、瓦斯抽放分别使用井下11采区瓦斯抽放系统和地面瓦斯抽放系统。3、工作面浅孔抽放及上隅角埋管抽放利用井下11采区移动泵站安装的两台型号2BEC-303，额定抽放量60m3瓦斯抽放泵实施抽放（主管路采用300mm镀锌螺旋管，支管路采用200mm镀锌螺旋管）。工作面本煤层顺层钻孔抽放利用地面移动泵站安装两台型号2BEC-50，额定抽放量150m3瓦斯抽放泵实施抽放（主管路采用400mm镀锌螺旋管，支管路采用200mm镀锌螺旋管）。4、抽放路线：详见工作面瓦斯抽放系统示意图T-4-1-1三、工作面通风设计、风量计算1、按瓦斯涌出量计算11采区下部工作面绝对瓦斯涌出量为1.93.5m3/min，则需风量为：Q200q =2003.5=700m3/min式中：Q-回采工作面实际需要风量， m3/minq-回采工作面回风巷风流中瓦斯绝对涌出量，3.5m3/min2、按炸药消耗量计算风量Q25A258.6215m3/min式中：A-一次爆破炸药最大用量，kg。工作面一次爆破炸药最大用量为8.6kg。3、按工作面温度选择适宜的风速进行计算工作面空气温度为23，工作面风速为1.5m/s，则Q=60VS=601.54=360m3/min式中：V-工作面风速，m/sS-工作面平均有效面积，4m24、按回采工作面同时作业人数计算每人供风4m3/min，则需风量为：Q4N480320m3/minN-工作面同时作业最多人数，按交接班时取80人5、按风速进行验算经比较取计算风量最大值Q700m3/min，则验算如下：V=Q/S7004/60（s）2.9m/s工作面风速0.25m/s2.9m/s4m/s，经验算风速符合煤矿安全规程规定。其中：0.25-工作面允许的最低风速，m/s4 -工作面允许的最高风速，m/s根据以上计算，该工作面风量配备风量不小于700m3/min，根据集团公司关于炮采工作面风量不大于900 m3/min的规定，确定工作面风量为700800 m3/min，符合煤矿安全规程和集团公司有关规定，通防科要根据瓦斯变化情况随时调配风量。四、瓦斯监控1、11采取下部工作面共安装4台甲烷传感器，监控分站设置在运输巷下部进风流中，监测数据能及时准确传至调度中心。2、工作面监测监控系统安装和设置：在工作面下付巷距切巷5m处（T1进风探头）安装一台甲烷传感器，其报警点为0.5%、断电点为0.6%，复电点为0.49%，断电范围为： 11采区下部工作面运输联巷、11采区下部工作面下付巷、工作面及回风流中所有非本质安全型电气设备。11采区下部工作面回风联巷距11031回风巷口5-10m处（T2回风探头）、11采区下部工作面回风巷距工作面安全出口10m位置（T1工作面探头）及上隅角（T0上隅角探头）各安装一台甲烷传感器，其报警、断电点为0.6%，复电点为0.59%，断点范围11采区下部工作面切巷及回风流中所有非本质安全型电气设备。3、监测监控系统稳定可靠，传感器安装合理，符合要求。详见11采区下部工作面通风及瓦斯监控系统示意图T-4-1-2。五、压风自救系统1、该工作面运输联巷、运输巷按要求铺设有压风管路，铺设长度147m，回风巷按要求铺设有压风管路，铺设长度85m，管路规格：运输巷3寸和回风巷2寸的无缝钢管，供风压力不小于0.2Pa，单个压风自救袋供风量不小于0.1m3/min，供风质量良好。2、运输巷距该工作面安全出口50-100m范围设置一组40个压风自救袋；回风巷工作面安全出口以外25-40m范围，设置40个压风自救袋；再向外每隔50m安装一组，每组5个自救袋；回风巷内人员固定作业处也要安装5个自救袋。3、压风自救袋每天派人检查维护一次；4、压风自救袋下口距地面0.30.5m，自救袋下面严禁放材料及有杂物。详见11采区下部工作面压风自救系统图T-4-1-3 第二节 供电系统一、供电系统根据我矿情况，工作面、运输巷及回风巷设备均由中央变电所1-6和1-4供电。详见11采区下部工作面供电系统示意图T-4-2-1二、机械设备配备11采区下部工作面设备配备表序号设备名称设备型号台 数备注1乳化液泵站BRW-125/31.52台2刮板运输机SGB-620/40T2部3刮板运输机SGB-620/80T1部3皮带运输机DSJ650/40/240p1部4调度绞车JD-401部5馈电开关BKD20-4004台6启动开关QBZ-1202台7启动开关QBZ-803台8可逆开关QBZ-80ND2台9手提开关KXJZ-251台10照明综保ZBZ-4.01台第三节 运输系统工作面运输路线：1、运煤路线：工作面下付巷11采区下部工作面运输联巷11031运料巷11运输上山上仓皮带。2、运料路线：-50东大巷11轨道上山11三车场11031运料巷。详见11采区下部工作面运输系统示意图T-4-3-1第四节 综合防尘及防灭火系统一、综合防尘(一)供水系统 一趟：平地-副井-50东大巷-11轨道上山-11三车场-11031运料巷-11采区下部工作面回风巷 -工作面二趟：平地-副井-50东大巷-11轨道上山-11三车场-11031运料巷-11采区下部工作面进风巷-工作面(二)综合防尘设施的配备与安装：、工作面输送机机头处及各转载点安装喷雾装置。、运输巷、回风巷按规定安装防尘管路及附属装置。、在运输巷、回风巷距工作面50m内安装防尘水幕一道。详见11采区下部工作面防尘系统示意图T-4-4-1(三)注水防尘 1、由采煤队负责在工作面进行浅孔注水2、由采煤队负责在工作面两巷超前20m进行深孔高压注水。二、防灭火系统(一)防灭火管路系统同供水系统。(二)防灭火管理措施、井下各种电气设备要消灭失爆现象，杜绝各种火源，防止火灾发生。、井下供电必须做到“三无”、“四有”。、设备加强检修，减少摩擦，当温度超限时停止运行。4、钻孔施工严格按通风防突科下发的相关专项防灭火措施执行。第五节 防排水系统根据工作面正常涌水量不超过10m3/h，最大涌水量不超过20m3/h。11采区下部工作面主要采用自流方式进行排水：1、由于11011迁巷打钻疏放孔处水流自11011回风迁巷向下流出，回采前将水槽拆除，在回风迁巷水槽旁接一趟200mm镀锌螺旋管作为排水管理，并在上部做一澄水池（详见11采区下部工作面初采初放安全技术措施），在回采前紧靠水槽支丁，对水管进行保护。2、回采过程中工作面每推进5m将下付巷与11011运料巷做通作为流水联巷（超前工作面3m做透），并在联巷内使用坑木支丁保护（木丁规格2m2m），回采时在支丁处采用坑木配合风筒进行密闭，防止漏风，在回采过后回下隅角时及时回收密闭。3、工作面回采过11011运输巷后在11011运输巷口支丁，作为流水通道，并随工作面推进面在11采区下部工作面北帮打设一排点柱，以供流水使用。4、工作面回采10m时过4#瓦斯抽放孔，因4#瓦斯抽放孔已封闭，回采前制定专项排水措施。5、回采过程中若老塘侧出水，则在老塘侧下木水槽或使用装有煤（碴）的编织袋靠老塘侧垛一水沟。6、回采过程中需留尾巷时作为流水通道时，制定专项安全技术措施。排水路线：1、上付巷11031下部联巷11031运料巷11三车场回风联巷11回风上山-50东大巷外环水仓。2、下付巷进风行人斜巷11011集运巷11011集运巷流水巷一联巷-50东大巷外环水仓。第五章 工作面循环图表第一节 劳动组织一、劳动组织形式：采用边采边放“三八制”作业方式。二、劳动组织表：详见11采区下部工作面劳动组织表T-5-1-1第二节 正规循环作业一、循环方式：每班0.5个循环。循环进度1m。二、日进尺1.5m，回采率90。三、日产量:62.53.81.51.470.91116t四、月正规循环天数按30天，正规循环率85%五、月产量:1116300.85=28458t六、循环作业图如图T-5-2-1劳 动 组 织 表 T-5-1-1序号工种出勤出勤人数工作内容0841跟班队长11132班长11133验收员11134采煤工21212163每2人（6场、7棚）/班5溜子司机33396机修工15137电工12138三铁工22269打眼工4542210注水工1113合计364136113 第三节 主要经济指标11采区下部工作面主要经济技术指标表序号项 目单 位指 标1切 巷 长m62.52走 向 长m733 煤层厚度m3.84煤层倾角135地质储量t245786可采储量t221207回 采 率%908循环进度m19日循环个数个1.510循环产量t74411正规循环率%8512可 采 期月213工 效t/工8.6714最大控顶距m3.415最小控顶距m2.416放顶步距m117日出勤人数人113第六章 安全管理制度及技术措施为保证安全生产,各工种除按本工种操作规程以外,还要执行以下安全管理制度及技术措施：第一节 安全管理制度1、工作面交接班制度（1）、每班跟班队长、班长、验收员必须在井下现场交接班，交接班时要交待清楚上班遗留的问题，及下班会出现的问题，并填好相应记录。（2）、跟班队长是现场管理的第一责任者，交接班时先检查工作面情况，并对上班遗留问题及当班存在的问题给班组长布置好，安排到位。（3）、班组长交接班过程中，发现的主要问题应与跟班队长结合，控制好打眼、放炮等各个生产环节，指挥职工作业。（4）、验收员交接班过程中应说明上一班存在的问题、顶板控制情况及压力分布情况，给职工讲明操作过程中应注意的问题，并填写相应记录。（5）、在交接班过程中发现有重大不安全隐患，当班不能解决的，应及时向相关部门汇报，听候安排处理。2、工程质量管理制度（1）、每班应根据科、队的统一安排布置生产，保证完成正规循环，严禁私挖乱采。（2）、当班采棚要求主付梁全部拔完后，单体柱站齐，凡遗留兀型钢梁不拔或缺柱的按相应制度进行处罚。（3）、每班由验收员现场按规定打设责任标识。（4）、当班发现有迎山不照或歪旋的棚子时，班组长和验收员要安排职工进行处理，处理过程中验收员监督落实，保证工程质量符合要求。（5）、每班验收员严格按标准拉线，凡有不按线拔梁或站柱的要求当班重新返工，否则按制度处罚。（6）、打顶时把顶打严，不准出现漏顶及流煤现象，椽子折断的及时更换，不合格的工程验收员可不予验收。（7）、站柱前清净巷道浮煤，支柱应站在硬底上，必要时站柱鞋，严禁在浮煤上支设支柱。（8）、工作面压力大的地点由验收员负责安排站好木鞋，防止支柱钻底。（9）、煤壁松软地段必须使用竹芭、椽子闭帮，防止煤墙脱落，引起掉碴或冒顶事故。（10）、每班由验收员及班长组织，要求职工搞好二次注液工作，保证中排支柱初撑力不低于55kN，煤墙及老塘柱初撑力不低于30kN。 每班不定时要抽查、观测初撑力，初撑力低的要及时补液。3、工作面支架管理制度（1）、工作面基本支架要完整牢固，型钢梁必须成对使用，间距不大于100mm。（2）、工作面支柱要打成一条直线，站中排柱时必须拉线，保证柱距偏差不超过100mm,支柱下要穿柱鞋，严禁支设在浮煤浮矸上，中排支柱初撑力不低于55KN。（3）、工作面支柱迎山有力，不得出现连续根以上支柱迎山角或退山角过大。（4）、在用支柱完好，不漏液、不自动卸载，无直观缺损（掉爪、顶损、柱体弯曲、手把变形等），如发现上述支柱，要及时运出工作面进行更换。型钢梁若发生严重变形、弯曲，必须更换。（5）、支柱不得超高支护，最大支护高度为2m。（6）、支柱迎山要符合要求，支架要抓帮，防止棚子歪旋。4、机电设备管理制度（1）、机电设备设专人负责，并经常进行检修，保持设备完好。（2）、特殊工种要持证上岗，并严格执行交接班制度，接班后必须对机电设备进行检查，发现问题及时处理。（3）、所有电气设备要上台上架，电气设备上方有淋水时，要采取措施防水淋水。机电设备推行包机制，挂牌管理。（4）、供电电缆应按规定悬挂整齐，严禁堆放、缠绕、挤压和砸埋等。（5）、严禁带电移动电气设备和检修机电设备，停电检修设备时，应在开关上挂有双面写有“有人操作，不准送电”的停电牌,并有专人监视。（6）、所有电气设备保护装置齐全，保证其灵敏可靠，坚决杜绝电气失爆。（7）、工作面刮板运输机机头必须与运输巷皮带搭接合理，高度不得小于0.3m，底链不拉回头煤，机头必须支设牢固，开机前要认真检查。（8）、皮带运输机要保证零部件和保护装置齐全，皮带不跑偏，不缺托辊；刮板运输机铺设保持平直，不缺刮板。（9）、泵站及液压系统完好，不漏液，乳化液浓度不低于23，泵站压力不得小于18Mpa。如出现漏液，应立即更换密封圈或液压管。（10）、跟班电工必须携带便携仪，并对运输巷及回风巷的电气设备进行巡回检查，确保电气设备完好，杜绝失爆。（11）、电工对自己的岗位范围内的电器设备要做到“三知四会”（ 知设备原理、知设备性能、知设备结构；会使用、会维护、会保养、会排除一般故障。）。5、上付巷、下付巷管理制度（1）、上付巷、下付巷超前支护长度按照郑煤集团生（便）字200722号采煤工作面两巷U型钢支护方式替棚及超前支护补充规定之规定要求执行。（2）、两巷支架完整，金属支架附件齐全，有效可靠。两巷内无空帮空顶。（3）、巷道内无积水（长5m，深0.1m），无浮碴、杂物，材料、设备码放整齐并有标志牌。（4）、巷道维修工要经常对运输巷、回风巷进行检查，发现巷道支架变形要及时扩修，保证巷道符合要求。（5）、两巷要经常进行超前注水，保证煤体锈结良好，防止冒顶事故。6、三铁及液压系统管理制度（1）、工作面运输巷、回风巷要存有足够的单体柱及适量型钢梁、三用阀备用。（2）、坏柱要及时运到回风巷的固定地点码放整齐，并挂上标志牌，当损坏柱达到20根时，要及时装车升井。（3）、回柱时不得随意敲击油缸、活柱和三用阀，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）、对支柱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锁紧套连接好，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。（5）、对支柱注液结束后，要把注液枪挂在支柱手把上，严禁乱扔乱放。（6）、如果发现注液枪漏液、手把不灵活或手把握紧后，压力小，升柱缓慢，立即更换注液枪。（7）、如果发现液压管路漏液，要立即处理。（8）、不得用注液枪敲打其它物件，以免损坏注液枪。7、领导现场跟班管理制度（1）、采煤队每班必须有跟班队长或以上队干跟班，否则不允许生产。（2）、当班跟班队干必须主持好班前会，总结上一班工作，详细安排当班应注意的安全问题和质量标准化工作，并带领职工安全宣誓。（3）、跟班队干必须与工人同下井、同升井，严格执行井下交接班制度，升井后必须到队值班室填写本班存在的问题并及时向队长汇报当班的各种情况。（4）、跟班队干必须对重点工作岗位不断进行巡查，发现问题及时处理，对于当班不能解决的问题，需积极采取安全措施，保证安全生产。（5）、要熟悉所管辖的工作范围（包括供排水管路、供风管路、供电范围等）。（6）、跟班队干必须熟悉工作范围的各种避灾路线。第二节 安全技术措施1、 顶板管理安全技术措施（1）、放炮后，及时移梁护顶，顶板要用荆芭、椽子打紧背牢，减少空顶时间。支架顶部煤体破碎时，禁止放高炮，应先掏梁窝移梁护好顶再放底炮，刷帮站上煤墙柱，并闭严煤墙。若顶煤特别破碎时，应停止放炮，采用手镐落煤。（2）、工作面移梁时，若煤壁冒落高度大于300mm，头顶必须用坑木背实。（3）、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16cm）。（4）、煤壁要平直，与顶底板垂直，伞檐宽度不得超过200mm。（5）、工作面及上、下付巷支柱必须使用防倒链配合防倒绳进行支柱防倒，防止失效支柱倒柱伤人。（6）、回采期间在两巷采用深孔注水，注水孔布置为单排斜孔，孔深1520m（7）、工作面回采至原11011运输巷20m前开始调斜，并制定专项措施。（8）、大坡度段放顶煤时，必须由专人负责，周围10m范围内一次只准开一个口，放煤口位置在刮板运输机上沿以上0.3m处，从下向上放煤，挡好老塘侧，放煤口以下使用坑木安装挡矸设施，放煤过程中，放煤口以下10m内老塘侧不得有人工作，以防煤（碴）块滚落伤人。（9）、机尾打上牢固戗柱或压柱，机头段使用1个导链将机头固定在支架上，并经常检查该处支架牢固情况，以防设备下滑。 （10）、由采煤队技术员根据顶底板变化情况，及时提供两巷推进度，控制工作面坡度在15以下。（11）、坡度大于15时可适当降低采高，要求高度控制在1.61.7m，严防超高。（12）、工作面全部支柱采用防倒链防护，并在大坡度段中排柱使用40mm的棕绳作为防倒绳，防止倒柱伤人。2、通风防尘及瓦斯管理措施（1）、通防科要做好风量调整工作，要加强对进风、回风的风量测定，保证风量满足要求，同时，通防科根据工作面日常瓦斯变化情况及时调整风量。（2）、工作面设专职瓦检工，负责本工作面瓦斯检查工作。（3）、回风流中必须设置瓦斯自动检测报警断电仪，确保灵敏可靠。因断电仪断电时，必须在瓦斯浓度降低到0.5以下时，方可人工复电。（4）、跟班队长、采煤班组长下井时必须携带瓦斯便携仪。（5）、在回采过程中，若发现工作面风量突然减少或停风，要立即停止工作迅速将人员撤到有风地点，并报告调度室。（6）、风门必须闭锁，所有人员通过风门时，要做到随手关门，严禁两道风门同时打开。（7）、各运输机转载点必须设有喷雾降尘设施并坚持使用，运输巷、回风巷要设置水幕及隔爆水棚，并做到经常检查。（8）、定期清刷巷道，降低煤尘。并坚持煤墙短钻孔动压注水.（9）、加强工作面及运输巷、回风巷日常管理及维护，保证通风系统顺畅。（10）、运输巷、回风巷尾巷必须及时回收，不能滞后。（11）、工作面放煤时，要均匀出煤，防止放煤时瓦斯突然大量涌出造成瓦斯事故。（12）、要根据工作面瓦斯涌出的情况，及时调整放炮参数，保证放炮时工作面及回风巷瓦斯不超限。（13）、运输巷、回风巷按要求配置，每组压风自救的总阀门要处于常开状态，并且必须满足风量和压力的要求。（14）、工作面所有工作人员必须携带化学氧自救器。3、下付巷、上付巷超前替棚安全技术措施（1）、替棚前，应超前对巷道进行注水，促使巷道顶、帮煤体锈结。（2）、超前替棚采用3.0m坑木，配合2.5m单体柱进行支护。巷道净高不小于1.6m。（3）、替棚前，首先将替棚地点附近杂物清理干净。保证退路畅通。（4）、替棚时，先套棚站临时柱，去掉U型钢（矿工钢）支架两帮腿，然后去掉U型钢（矿工钢）梁，并用荆芭、椽子及时护顶；如果两帮煤体较活时，应先站两帮支柱，支柱下垫木鞋，支柱迎山有力，用荆芭、椽子避好帮后再去掉U型钢（矿工钢）梁；如果顶煤较活时，要用钎椽超前护顶，然后再套棚护顶，严防帮、顶煤体冒落。（5）、替棚时要逐棚替换，必须坚持“先套后去”的原