2103中回采工作面作业规程

目录第一部分地质概况4（一）工作面位置4（二）工作面煤层情况4（三）地质构造6第二部分采煤方法及回采工艺流程10（一）工作面巷道布置平面示意图10（二）采煤方法10（三）回采工艺10第三部分生产系统17（一）概述17（二）工作面设备布置示意图18（三）生产系统19第四部分通风系统28（一）通风设计28（二）瓦斯管理29（三）防突措施34（四）瓦斯抽排系统37第五部分顶板管理38（一）工作面支护设备型号及主要技术参数38（二）工作面支护强度计算39（三）工作面顶板管理41（四）工作面上下安全出口与端头管理41（五）上、下顺槽替棚措施43（六）顶板动态监测及管理规定46（七）工作面片帮、冒顶事故的预防及处理措施46（八）工作面初采初放、过地质异常带及过老巷等制定专项措施49第六部分劳动组织、循环图表及主要经济技术指标50（一）劳动组织50（二）循环作业图表50（三）主要经济技术指标50第七部分安全技术措施51（一）采煤安全技术措施51（二）支架管理安全技术措施57（三）工作面施工钻孔安全技术措施61（四）机电管理安全技术措施62（五）工程质量验收制度69（六）三铁管理制度70（七）安全检查制度70（八）其它措施71第八部分避灾路线74（一）避灾原则及避灾路线图74（二）主要灾害预兆74（三）当工作面发生瓦斯、煤尘爆炸及火灾时的避灾路线75（四）发生水灾时的避灾路线75（五）救灾措施76（六）自救措施76第九部分附图及附表78附图一2103A工作面煤层地质综合柱状图78附图二2103A炮放工作面支护方式示意图79附图三2103A炮放工作面炮眼布置图及爆破说明书80附图四2103A炮放工作面运输统平面示意图81附图五2103A炮放工作面供电系统示意图82附图六2103A炮放工作面通风系统平面示意图83附图七2103A炮放工作面正规循环作业图84附图八2103A炮放工作面放炮站岗位置平面示意图86附图九2103A炮放工作面避灾路线示意图87附图十2103A炮放工作面煤壁注水孔、校检孔布置示意图88附表一2103A炮放工作面常备物料明细表89附表二2103A炮放工作面劳动组织表90附表三2103A炮放工作面主要经济技术指标表91第一部分地质概况（一）工作面位置一、矿井中的位置工作面名称2103A炮放工作面。煤层名称2103A炮放工作面开采的是二叠系山西组的二1煤层。采区名称二水平一采区。地面和工作面标高地面标高为2463M2346M之间，该工作面二1煤底板标高为160M192M，埋藏深度4065M4265M。二、工作面地面设施地形属丘陵阶地，高差不大，由于回采范围内为农田和坡地，对地面设施无任何影响。三、井下位置及四临采掘情况2103A工作面井下位置位于我矿二水平一采区，东以上顺槽为界与边界断层4F013相邻。南以切眼为界，西以下顺槽为界，北以设计停采线为界与运输平巷相邻。（二）工作面煤层情况一、赋存情况2103A工作面走向长度平均为175M，工作面平均斜长158M；2103A工作面平面积为27650M2；该区煤层厚度平均为41M；煤层厚度大且稳定，稳定性为一类。根据巷道掘进过程中收集的煤层倾角计算得出煤层倾角为312。二、储量计算1、储量计算边界南以2103A切眼为界，北以2103A设计停采线为界，东以2103A上顺槽为界，西以2103A下顺槽为界。2、工业指标依据周围钻孔煤质化验资料得出本工作面工业分析成果列表。（见表3）3、计算公式Q（S/COS）MD式中Q计算块段内储量（T）S计算块段的平面积（M2）M计算块段内煤层的平均厚度（M）D煤的容重（采用精查报告提供的138T/M3）煤层倾角4、储量计算结果2103A工作面煤层倾角为312，煤层厚度为41M，地质储量为1587万吨，回采率按80计算，工业可采储量为1269万吨（见表11）。表11储量计算成果表上底（M）下底（M）面积（M2）倾角（度）煤厚（M）容重（T/M3）回采率（）可采储量（万吨）地质储量（万吨）1351812765031241148012691587三、煤质情况煤体的容重为14T/M3，煤质的各项指标及牌号如下所示（见表12）。表12工业成果分析表工业煤层名称水分（W/）牌号灰份（A/挥发份（V/）含硫量（S/胶质层厚（Y/MM）发热量（MJ/KG）指标二113瘦煤1251387189403255292四、煤层产状、实际见点的煤厚及其变化情况本工作面为山西组二1煤层。该煤层为我矿的主要可采煤层，厚度大且稳定，稳定性为一类。本工作面煤层产状走向NW310347，倾向NE4077，倾角312。本工作面上部为采空区，根据煤层探测情况分析，剩余煤厚平均为41M，煤层结构2（03）21M。煤层下部有一层03M左右的夹矸比较稳定，距煤底21M，因受断层影响，局部已于采空区相透。本工作面煤质编号为瘦煤，属优质动力煤，以亮煤为主，玻璃光泽，易破碎，硬度0815，灰分平均125，挥发分13871894，水分平均13。胶质层厚K8295MM，Y055MM，全硫含量为032，真相对密度14，发热量为292MJ/KG（综合柱状图见附图一）（三）地质构造一、工作面地质构造描述及对生产的影响分析地质构造是影响煤矿生产建设的最主要的地质因素，它也是其它地质变化的主要控制因素。它直接影响工作面的生产和管理。该地区总的地质趋势为一单斜构造，根据现有资料分析，该工作面地质构造较为简单。对工作面造成影响的地质构造主要是断层，包括有4F2103A1正断层、4F2103A2正断层、4F2103A3、4F2103A4正断层。其基本情况及对回采的影响情况分析如下（见表13）表132103A工作面断层统计表构造名称走向倾向倾角性质落差对回采影响程度4F2103A1NW308NE3875正1M影响较小4F2103A2NW279NE972正1M影响较小4F2103A3NE22NE29260正3M影响较大4F2103A4NE24NW29458正2M影响较大二、水文地质1、主要含（隔）水层本区开采主要含水层为山西组砂岩含水层和太原群八层灰岩含水层，主要隔水层为二1煤直接顶、底板砂质泥岩隔水层。现将各含（隔）水层简述如下（1）顶板砂岩含水层（组）山西组顶板S10砂岩含水层（组）为本工作面回采的直接充水含水层，也是本工作面的主要充水因素，S10砂岩含水层位于二1煤层直接顶上部，厚15M。根据我矿历年来开采情况及矿井地质报告中提供证明，S10砂岩含水层为弱含水层，属承压裂隙水，水量较小，易于疏干。（2）底板砂岩含水层山西组底板砂岩含水层（S9）是二1煤回采期间直接充水含水层，它位于二1煤下部，厚2M，根据历年来开采情况证明该含水层赋水性差，一般对回采无影响。（3）C3L8石灰岩含水层太原群八层灰岩含水层为二1煤回采期间的间接充水含水层，位于二1煤下3540M，平均375M，层厚平均为42M，属裂隙岩溶水，补给条件差。一般是通过断层或其他构造向工作面淋水。本工作面井巷工程设计无揭露C3L8石灰岩，故不会给本工作面回采带来影响。（4）二1煤直接顶、底板砂质泥岩隔水层二1煤顶至S10砂岩隔水层主要由砂质泥岩、泥岩组成，平均厚93M。有一定的隔水作用，二1煤底至S9砂岩隔水层，主要有砂质泥岩平均厚2M，较微密，应为良好的隔水层，但该岩层发育不均，个别地段沉积较薄，其隔水性受到破坏，故不作为良好的隔水层。2、充水因素二1煤层顶板砂岩水是二1煤采掘活动中最主要的长期充水水源，在回采过程中，一般都会出现淋水现象，但一般水量不大，对回采不会造成大的影响。C3L8石灰岩含水层由于距离二1煤层间距较大，预计C3L8石灰岩含水层对本工作面不会造成影响。3、工作面涌水量预测最大涌水量051M3/H。4、水害威胁情况分析煤层顶板砂岩水是工作面采掘过程中最直接的、长期的主要充水水源。工作面在回采期间，局部顶板可能会出现淋水，这是因为顶板没有大面积破坏，没有破坏砂岩的储水环境。但在工作面回采阶段，当大顶初次来压冒落后，水量会有所增大，可能会达到最大值，但只要注意及时排放，一般对生产影响不大。煤层底板砂岩水是工作面回采期间的直接充水含水层，根据我矿历年开采经验，底板砂岩水（S9）分区域性，出水比较集中，而且具有周期性，只要加强排放，对生产影响不大。C3L8灰岩水由于距离二1煤层间距较大，且岩溶裂隙发育不均衡，一般对生产影响不大。三、煤层瓦斯1、凡是从煤体及其围岩中释放出的以及在煤矿生产过程中所产生的各种气体，统称为矿井瓦斯，它的主要成分包括甲烷（CH4）、一氧化碳（CO）、二氧化碳（CO2）、氮气（N2）及氨气（NH3）等。该工作面所处地区瓦斯含量较高，其瓦斯地质特征主要有如下几点（1）煤层预抽前煤层瓦斯含量为13M3/T，属瓦斯非突出区。（2）瓦斯含量随煤层埋藏深度的增加而增加。（3）瓦斯含量与煤层倾角及地质构造有关。即煤层倾角越大，瓦斯越上逸，则瓦斯含量相对降低；煤层厚度越大，倾角越小，煤层中瓦斯相对不易逸散，瓦斯含量相对越高。根据瓦斯区域地质图来看，2103A工作面为瓦斯非突出区。2、煤尘与自燃根据矿井历年瓦斯鉴定结果，二1煤尘具有爆炸性，爆炸性指数为1634。自燃发火期为119天。地温为223229，不会发生热害。由于2103A工作面埋藏较浅，地压对回采影响不大（见表14）。表14水文地质条件明细表最大涌水1M/H3正常涌水05M/H3地温正常地压正常瓦斯煤层瓦斯含量为13M3/T煤尘具有爆炸危险性，爆炸指数1634影响回采工作地质资料自燃自燃等级为三级，煤的自燃发火期最短为119天第二部分采煤方法及回采工艺流程（一）工作面巷道布置平面示意图250皮带石门切眼2103岩中巷上顺槽设计停采线下顺槽图212103A工作面巷道布置平面示意图（二）采煤方法该工作面采用单一走向长壁后退式采煤法，炮采放顶煤回采工艺，全部垮落法管理顶板。（三）回采工艺一、工艺流程支护方式工作面采用悬移支架支护。该工作面采用爆破落煤，人工攉煤，具体回采工艺流程为悬移支架回采工艺流程联、挂网打眼装药放炮展网、伸梁护顶出煤收回左前伸缩梁提起左梁前后柱前移左梁收回右前伸缩梁提起右梁前后柱卸载前移右梁（面向煤壁）放煤前移托梁清煤推槽完成一个循环。二、落煤方式采用气动手持式钻机人工打眼，使用毫秒电雷管引爆乳化炸药爆破落煤。炮眼采用三排孔五花眼布置。（炮眼布置图及爆破说明书见附图二）三、装煤方式装煤采用人工装煤。除爆破时自溜一部分煤外，其余全部采用人工攉煤。工作面使用220运输机运至下顺槽，下顺槽使用一部刮板运输机、三部带式运输机运至250皮带石门。四、运煤方式工作面及下顺槽分别采用220运输机和刮板运输机运煤。开槽时要点动12次，发出开槽信号，稍停后再正式开动。工作面采用220运输机运煤时，停、开槽时有以下规定1、煤壁装药时不允许开槽。2、打眼时不允许开槽。3、放炮落煤时允许开槽。五、支护形式该工作面采用ZH2000/16/24F分体顶梁组合悬移液压支架支护（伸缩梁长度08米），其中Z产品类型代码，H滑移，2000工作阻力（KN），16/24最小/最大采高，F分体顶梁。由于该工作倾斜长度变化较大且工作面不直，初采期间工作面上端25M范围内可采用24M型梁配合DZ2230/100型单体柱（油缸直径100MM）两梁五柱（主梁三根柱；副梁二根柱）对棚支护顶板，待工作面取直后全部换成悬移液压支架。工作面端头支护上安全口采用35米型钢梁对棚支护，一梁四柱，四对八根；下安全口采用35米型钢梁对棚支护，一梁四柱，四对八根。（工作面支护方式示意图见附图三）表21工作面支护形式表支架结构项目内容支架类型支架型式梁柱型号及规格梁柱配合背顶方式柱窝深度（）迎山角度（度）棚距（M）普通支架分体顶梁组合悬移液压支架ZH2000/16/24F一组梁配合四支柱（125MM），顶梁用托梁连接为一体顶梁上托网100451（支架中心距）机头大棚型梁配单体柱对棚齐梁式四对八根单体柱DZ2230/100型梁长35M二梁八柱网下背40MM1M背木8根1004505机尾大棚型梁配单体柱对棚齐梁式四对八根单体柱DZ2230/100型梁长35M二梁八柱网下背40MM1M背木6根1004505超前双抬棚单体柱配铰接梁单体柱DZ2230/10012M铰接梁一梁一柱上、下帮各一组100根据顺槽坡度迎山特殊支架超前单抬棚1、上顺槽超前双抬棚棚段以外10M范围内巷中一梁两柱单抬棚（12米铰接梁配单体）。2、下顺槽超前双抬棚棚段以外10M范围内巷中一梁两柱单抬棚（12米铰接梁配单体）。六、移槽方式工作面移梁放顶后，开始清理浮煤，待浮煤清净后，可用推槽器或单体液压支柱将槽推移至煤墙。移槽时掌握好时序避免槽脱节，移槽时必须拉线，严格按照从上而下进行。移工作面机尾时要停槽，待移好机尾打上压柱后，方可传点开槽。移工作面机头时，要停下顺及工作面的槽子，将下顺槽输送机电源开关停电、闭锁、挂停电标志牌，待移好机头打好压柱与戗柱后，方可传点开槽。移槽时要时常注意煤壁、支架、顶板等情况，发现问题要及时处理。移工作面机头时，下方严禁有人工作，下顺槽刮板输送机必须处于停止状态。七、放顶方法1、悬移支架支护放顶方法（1）边移滞后顶梁边放顶，放顶段间隔距离不少于15M。（2）工作面清净浮煤后，滞后的顶梁收回前探梁，同时将该梁下两根柱卸载提起前移顶梁放顶。前移后的顶梁梁头与提前移的顶梁梁头对齐。2、型梁支护放顶方法当分段内窜过主梁，打好煤墙靠帮柱后，撤除放顶地点的抬棚，即可把副梁前移放顶，最后将抬棚按规定对接补齐。分段移副梁（放顶）距离不少于15M，放顶时必须由下往上逐棚进行，且必须是24人配合作业，作业前先检查安全情况，放顶退路保证畅通。放顶时，先把切顶线侧支柱回出放在煤墙，然后卸柱移梁，对移好的梁重新支设，使其与主梁形成对棚。回柱放顶时，必须回一棚升一棚，如有顶网破损时，必须重新补联网。3、上、下尾巴放顶方法（1）上、下尾巴放顶前，必须补齐抬棚所托梁下的柱子。（2）上、下安全口抬棚交错08M迈步前移。（3）放尾巴后路必须保证畅通，放尾巴由里向外逐棚进行。（4）放顶后，后尾巴最里一架梁下必须有抬棚加强支护。（5）下尾巴放顶时，下顺槽运输机开关必须停电落锁，班长现场指挥，并指派专人停送电和看守开关，放顶结束后，班长同放顶人员检查运输机内是否有支护材料或工具等，确认无问题后，方可通知输送机司机开槽。严禁用下顺槽刮板运输机运送梁、柱。4、放煤方法（1）待放顶结束后，将靠老塘网剪开，开始放煤，放煤采用分段间隔多轮循环放煤法。从下向上在每棚、架间剪放煤口，从下顺槽向上顺槽方向放煤，放煤口间距50米，坚持低位多轮循环放煤。分三轮将煤放净，每轮放约三分之一厚度的顶煤。（2）放煤步距08M，放煤口规格400400MM（“门帘”状），放煤口下边紧靠槽上沿。放煤时，可将网剪开“门帘”掀起并固定，待顶煤放净后方可停止放煤，然后用塑料绳将“门帘”联好。（3）每段放煤时从下顺槽向上顺槽方向进行，放煤工作不少于2人同时作业，一人观顶一人放煤，放煤人员必须站在支架完好的放煤口上方安全地点，严禁将身体探入放煤口掏煤。（4）放煤时，若大块煤堵口，应用专用放煤钩进行处理，严禁用手搬移。（5）放煤过程中，若支架松动、支柱卸载或煤壁片帮，应立即停止放煤并对支架进行加固或超前支护，待处理好后，方可继续放煤。（6）两相邻放煤段，相邻的放煤口同时放煤间距不得少于15M。放煤与采煤间隔的安全距离不少于15M。（7）工作面上、下两端20M范围内放煤时，必须保证老塘煤、矸的冒落高度高于支架顶梁，否则停止放煤。八、假顶铺设方式（1）假顶铺设菱形铁网一层，规格1512M。（2）联网使用12铅丝，要求扣扣相连，严禁隔扣，网边保持超前梁头200MM以上。（3）工作面顶网必须与上、下顺槽网联接好。九、支架工序进行的顺序和其它配合方式（1）、放炮前，工作面所有支架初撑力均须保持在1545KN（型梁支护段每棚支柱平均初撑力40KN）及以上，否则禁止放炮。悬移支架支护段待工作面煤壁采通后整体移架。（2）放炮落煤后，由上向下将每组悬移支架左梁的前探梁伸出至煤壁，然后伸出右梁前探梁至煤壁护顶。（3）工作面放炮前必须联好顶网并卷起吊挂在顶板上，放炮落煤后将每组支架左、右顶梁的前探梁先后伸出护顶，梁上托网，背顶背木的直径不小于40MM。护好顶后清煤，清净煤后，左顶梁收回前伸缩梁，同时将该梁下两根柱卸载提起前移至煤壁，然后右顶梁收回前伸缩梁，同时将该梁下两根柱卸载提起前移顶梁放顶。前移后的顶梁梁头与提前移的顶梁梁头对齐，并将支柱起紧升牢，初撑力不少于1545KN。（4）前探梁前移长度为800MM，支架最大控顶距3400MM，最小控顶距2600MM，护顶操作不少于2人进行，一人操作，一人观顶。护好顶后方可清煤。严禁空顶作业。（5）、攉煤工必须是在完好支护下攉煤，严禁空顶作业。（6）、放炮后，及时伸出前探梁护顶，梁上托网，然后将相邻支架的顶网按规定联好。十、工作面常备材料及工具配备（1）上顺槽应备用木料，规格20M板梁50块，12M半圆木板梁100块，背木200根。备用单体柱20根，24M长型梁20根，备用槽10节。（2）上述备用材料均放在顺槽距工作面50M以外，分类码放整齐，并挂牌管理（见表22）。表22工作面劳动工具、器械配备表序号名称数量型号备注1炮棍8根15M2铁锹40把3手镐40把4撬棍6根10M5手把6个6注液枪6个7大锤3个8磅8矿斧2把9抓钩10个15M第三部分生产系统（一）概述2103A工作面上顺槽长度6582M，外段支护方式为U29型棚支护，支架规格为379M28M，棚距075米，里段230M为工字钢梯形棚对棚支护，支架规格为26M26M，棚距07米；下顺槽长度6138M，支护方式为外段280米U29型棚支护，规格379M28M，棚距075米，里段333M为工字钢梯形棚对棚支护，支架规格为26M26M，棚距07米；切眼的平均长度为96M。26M31M图31上、下顺槽里段支护断面示意图图33工作面型梁支护段切眼断面示意图托梁双向液压支柱挡矸板顶梁260M1图34工作面悬移支架支护段切眼断面示意图（二）工作面机电设备布置示意图（见附图五）表31工作面机电设备明细序号设备名称规格型号配备数量备注1手持风钻ZQS50/164台其中2台备用2运料小绞车114KW2部3刮板输送机SGW620/40T2台工作面槽双机55KW4液压泵MRB125/315C2部液箱X10RX5水泵75KW18台在用6台（三）生产系统一、运煤系统1、运煤路线工作面下顺槽1202运输斜巷1202运输平巷11采区运输机上山转载皮带巷上仓胶带输送机斜巷主井煤仓地面2、工作面及顺槽运输设备型号SGW620/40T型刮板输送机；运输能力150T/H；台数2台；安装位置工作面1台双机55KW；下顺槽1台双机55KW。3、技术安全规定（1）刮板输送机司机必须经过培训，持证上岗。（2）刮板输送机司机在开刮板输送机时要站在偏离机头的安全地点，开刮板输送机前先发出信号，点动一两次后，方可起动刮板输送机。坚持使用综保和远距离操作。（3）工作面开刮板输送机必须在护身挡掩护下操作，且能观察到工作面的位置处操作刮板输送机。（4）刮板输送机司机要先检查电气设备的使用性能和安全性能，检查完毕后开动输送机，注意刮板输送机的转动情况，并负责清理机头、机尾附近5米内的浮煤和杂物。电机、减速机严禁被煤淤掩埋。（5）各班无论延长或缩短刮板输送机，在解开链子之前，上链与底链必须予以固定，严防链子下滑伤人。（6）多台运输设备连续运行，应按逆煤流方向逐台开动，按顺煤流方向逐台停止。（7）工作面进行开槽、推槽工作时，必须用信号联系好后，只有在确认无问题时方可进行工作。（8）电动机及开关地点附近20M以内风流中瓦斯浓度达到15时，必须停止运转，切断电源，撤出人员进行处理。二、运料系统1、运料路线西进风井50井底车场北翼轨道80大巷提煤上山工作面上顺槽里段工作面人工运料时，相距不得小于10M，照前顾后，协调一致，严防事故发生。（运输系统图见附图四）2、材料管理上、下顺槽料场材料设备要保证数量、码放整齐，并挂材料牌待用，备用物料使用后应及时补充。（工作面常备物料明细表见附表三）三、罐浆系统1、罐浆系统西风井地面西进风井50井底车场50改造回风巷80回风巷12采区回风上山2103A上顺槽2、罐浆方式采用上尾巴埋管注浆，主管路为4吋钢管，埋管采用2吋钢管，每20M接一个三通，后部连接不少于20M的2吋胶管，胶管与主注浆管相联。注浆程度要求以下顺槽见浆为止。3、罐浆系数严格浆液质量，保证浆液土水比例符合要求。浆液水土比不得超过51。4、防灭火措施（1）上、下顺槽必须有消防管路，一旦遇到煤体着火，可以直接洒水灭火，顺槽消防软管不得小于20米。（2）工作面所有人员都不得私自拆卸和敲打矿灯。（3）加强该地区的现场监测，每班布置专人专检，掌握水温、煤（岩）温、气温、一氧化碳、二氧化碳变化的趋势，发现异常情况，要及时查明原因进行处理。（4）要坚持向老塘注浆（煤矿安全规程第232条开采容易自燃和自燃的煤层时，必须对采空区、突出和冒落孔洞等空隙采取预防性注浆或全部填充、喷洒阻化剂、注阻化泥浆、注凝胶、注惰性气体、均压等措施，编制相应的防灭火计划，防止自燃发生。在自燃发火期内能采完并能及时予以封闭的工作面和采区，可不采取上述防止自燃发火的措施）。注浆方法采用上尾巴埋管注浆，压管长度不小于6米，要求以老塘侧下段见浆为止。）（5）工作面专职瓦斯检查员要切实负起责任，对工作面上、下顺槽要经常检查，特别是顺槽尾巴处的检查，发现问题要采取果断措施进行处理，并及时汇报。（6）加强采面工程质量及设备管理，加快工作面推进速度。（7）工作面初采初放期间，生产科要现场跟班指导工作。（8）工作面结束以后，通风部门必须在45天内永久性密闭工作面（煤矿安全规程第240条开采容易自燃和自燃的煤层时，在采取开采设计中，必须预先选定构筑防火门的位置。当采煤工作面投产和通风系统形成后，必须按设计设计选定的防火门位置构筑好防火门墙，并储备足够数量的封闭防火门的材料。采煤工作面回采结束时，必须在45天内进行永久性封闭。）。（9）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，并迅速报告矿调度室。（10）在现场的区队长、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。（11）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。（12）在抢救人员和灭火过程中，必须指定专人检查瓦斯、一氧化碳、煤尘、其他有害气体和风向、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。（13）其它未尽事项严格按照“三大规程”、2103A工作面防治火灾、煤尘专项安全技术措施及有关规定执行。四、排水系统1、排水系统路线上顺槽排水路线上顺槽各种积水全部引至上顺槽水窝运输斜巷运输平巷采区运输机上山575大巷井底水仓地面下顺槽排水路线下顺槽积水利用PVC管路引至下顺槽水窝内经排水管路（4吋铁管）排至运输斜巷1202运输平巷运输机上山575大巷井底水仓地面2、排水方法（1）2103A工作面顺槽外帮掘好水窝，在水窝内安设水泵，用2吋胶管及4吋铁管集中排水至运输巷。（2）下顺槽水窝内的水经水泵通过排水管路排至运输斜巷。3、排水设施及管理2103A工作面上、下顺槽安设的潜水泵型号为BQK1235。排水设施管理（1）水窝内安设水泵均按实际情况采用75KW矿用污水泵。上顺槽每个水窝内需安设一台潜水泵排水，一台接好电源的潜水泵备用，另外准备一台潜水泵以备检修用，即达到一用一备一检修的要求（煤矿安全规程第278条主排水设备应符合下列要求（一）水泵必须有工作、备用和检修的水泵。工作水泵的能力，应能在20H内排出矿井24H的正常涌水量，包括充填水及其他用水。备用水泵的能力应不小于工作水泵能力的70。工作和备用水泵的总能力，应能在20H内排出矿井24H的最大涌水量。检修水泵的能力应不小于工作水泵能力的25。水文地质条件复杂的矿井，可在主泵房内预留安装一定数量水泵的位置。）。在用水泵要求放到水窝内，备用水泵要放在水窝附近地势相对较高的地点，且接好电源备用。检修水泵放在水窝附近不影响行人的地方。（2）下顺槽下帮巷道低洼处掘水窝（已掘好），用来安装潜水泵排水。排水设施安设及要求与上顺槽水窝相同。（3）上、下顺槽水窝每班安排一名有经验的老工人开泵，负责清挖水窝，且开泵人员要求现场交接班。开泵人员要坚守工作岗位，严禁脱岗、睡岗。维修工要熟悉整个排水供电线路及水泵开关性能和操作方法等情况。（4）每天八点班大班机电维修工要对上、下顺槽的排水设备和各开关进行一次全面检查，保证正常运转。4、防突水措施（1）全队干部职工应熟悉出水预兆及避灾路线，工作面一旦出现出水预兆能立即组织防治水工作，抢在出水前期水量还未增大之前加固工作面，准备排水物资，在出水点下方清挖水窝并打上水堰接上引、排水管路，以防出水后因来不及防治酿成更大的事故。在工作面出水较大危及安全时能及时冷静的按避灾路线撤离。（2）治水方法当发现工作面有出水预兆或出现出水点时，应高度重视，立即停止工作面的一切工作，现场组织工作面人员当作险情治水。具体做法是先将工作面的浮煤及时进行清理，输送机开空，将水改为沿输送机下流。立即用工作面上、下顺槽备用的编织袋装上煤或黄土在出水点或出水预兆处的下方打上水堰，并接上PVC管引水。在打好水堰，接水管的同时安排专人清挖工作面的出水点或有出水预兆的地点，使其充分暴露，理清出水通道。在水堰上方清挖一个水窝，在水窝内铺设一层大的石子作为滤水之用，要求石子盖过引水管管口，在水堰的引水管口安置一滤水用的铁板，充分搞好水煤分离，减轻下顺槽的压力。利用备用单体柱、板梁加固工作面出水点上、下20M的范围。在工作面出水点向下每隔10M打上一道横挡，以防水流溃过水堰冲刷工作面，造成工作面单体柱失脚危及安全，影响工作面治水。用备用的编织袋装上煤或黄土将工作面出水点下方铺严，防止水冲工作面。（3）要求配备责任心强，有经验的老工人开泵，且要持证上岗。负责清挖水坑及水窝内的淤煤，清理上、下顺槽两帮的淤煤和杂物，保证上、下顺槽的高度。（3）要求小班机电维修工，负责检查、检修水泵、开关等，要确保水泵的正常运转。每天八点班大班机电工要对排水设备及开关进行一次全面的检查、检修、维护及保养，确保电气设备具有良好的防爆性能，保证排水设备及管路的正常运转。（4）储备足够的防治水物资在上、下顺槽需有备用编织袋，其中一部分编织袋要装好煤或黄土，放在距离安全口50M以内的地点以备急用；上顺槽要备用20根引、排水用的PVC管；在上顺槽备用50根单体柱、200块板梁，且必须码放在工作面上安全口50M范围以内的宽敞地点。（5）避灾路线避灾路线详见本规程第八部分。五、压风系统1、压风系统2103A工作面上、下顺槽的压风系统全部由运输机上山压风管路引入。上顺槽里段共安装压风自救7组，每组安装压风自救装置5个；下顺槽共安装压风自救9组，每组安装压风自救装置58个。2、安全技术规定（1）压风自救系统安设在井下压缩空气管路上。（2）压风自救系统应设置在距工作面上、下安全口以外2040米的巷道内，向外每隔50米设置一组压风自救装置。爆破操作地点、撤离人员与警戒人员所在的位置以及回风道有人作业处必须安装压风自救装置。（3）每组压风自救系统一般可供58人使用，压缩空气供给量，每人不得少于01M3/MIN。六、供电系统1、供电系统（供电系统图见附图五）2、供电设施上、下顺槽均从2103A变电所供电，主干线为50MM2的橡胶电缆，供电电压均为660V。3、安全技术管理规定（1）加强机电设备管理，杜绝一切火源。电气设备要保持良好的防爆性，且保护装置齐全，无“鸡爪子”、“羊尾巴”和“明接头”，严禁有失爆现象。（2）电气设备要台台上架，严禁带电检修和搬迁设备（煤矿安全规程第445条井下不得带电检修、搬迁电气设备、电缆和电线。检修或搬迁前，必须切断电源，检查瓦斯，在其巷道风流中瓦斯浓度低于10时，在用与电源电压相适应的验电笔检验；检验无电后，方可进行导体对地放电。控制设备内部按有放电装置的，不受此限。所有开关的闭锁装置必须能可靠地防止擅自送电，防止擅自开盖操作，开关把手在切断电源时必须闭锁，并悬挂“有人工作，不准送电”字样的警示牌，只有执行这项工作的人员才有权取下此牌送电。）。（3）电缆要悬挂整齐，严禁堆放、缠绕、挤压和砸埋，锚头线要班班检查。（4）机电设备应定期检修和保养，现场有足够的常用易损配件。（5）机电设备护罩齐全，电缆悬挂整齐，不准用铁丝吊挂。（6）检修机头部件时，必须先对控制开关停电、闭锁、挂停电牌。（7）闲置设备和材料要放在安全出口50米以外的安全地方。电气设备上方有淋水时，要有防水设施。（8）机电工必须携带便携式瓦斯检查仪。普通型携带式电气测量仪表只能在瓦斯浓度小于10的地点使用，并实时监测使用环境的瓦斯浓度（煤矿安全规程第444条普通型携带式电气测量仪表，必须在瓦斯浓度10以下的地点使用，并实时监测使用环境的瓦斯浓度。）。七、照明系统信号系统工作面上、下顺槽均无照明系统。下顺槽信号系统采用的是隔爆型综合电铃，电压36V，电流12A，型号BAL36G。第四部分通风系统（一）通风设计一、通风路线1、进风路线大井副井575大巷运输机上山1202运输平巷1202运输斜巷2103A下顺工作面2、回风路线工作面2103A上顺里段12采区回风上山80回风巷50改造回风上山西回风井地面二、通风系统示意图（通风系统图见附图六）三、工作面风量计算1、瓦斯绝对涌出量计算2103A工作面经过瓦斯预抽后吨煤瓦斯含量为678M3/T。Q绝（工作面日产量吨煤瓦斯含量）/（60MIN24H）（79268678M3/T）/（60MIN24H）373M3/MIN按瓦斯涌出量计算所需风量Q采1100Q绝K100373186714M3/MIN式中K沼气涌出平均稳定系数，取18。2、按工作面炸药消耗计算Q采225A251353375M3/MIN式中A工作面每次拉炮最大装药量，取135KG。3、按人数计算Q采34N465260M3/MIN式中N工作面同时最多人数，取65人（包括交接班及其他单位人员）。考虑到工作面回采期间风排量排放不彻底，残余瓦斯涌出，工作面遇到构造带以及采动后瓦斯涌出情况，工作面配风量按700M3/MIN进行风速验算。4、风速验算根据煤矿安全规程规定，回采工作面最低风速025M/S，最高风速为4M/S的要求进行验算。即回采工作面风量应满足15SCQ采240SC式中SC回采工作面平均断面，M2（计算得662M2）代入公式1566299370024066215888700所以工作面配风量设计为700M3/MIN符合煤矿安全规程第101条“采煤工作面、掘进中的煤巷和半煤岩巷允许风速最高值不得超过4M/S，最低值不得小于025M/S”的要求。施工中，根据工作面实际情况，还可由通风部门按规定作适当调整。（二）瓦斯管理根据通防科提供数据，2103A工作面经瓦斯抽放后瓦斯含量为678M3/T，煤层属易自燃煤层，煤尘具有爆炸性，爆炸性指数为1634。一、瓦斯管理措施1、通风区负责调整、完善工作面通风系统，加强通风设施管理和日常维护工作，必须保证通风设施坚固完好，发现损坏及时处理；各主要风门必须完好并实现联锁，符合标准化要求，防止风流短路，确保通风系统稳定可靠，保证工作面有足够的有效风量。2、工作面投产后，由防突科负责对工作面进行通风能力核定，施工单位要严格按核定产量组织生产，严禁超通风能力生产。3、瓦斯检查员负责检查工作面范围内瓦斯浓度、风量变化、通风设施等情况，发现问题及时处理，并向通风区、矿调度室汇报。若瓦斯超限应及时停电撤人，坚决杜绝瓦斯超限作业现象发生。4、瓦斯检查员要严格执行瓦斯检查制度，并严格执行现场交接班制度。5、通风区跟班干部或班组长必须重点落实该地区的瓦斯检查制度及交接班制度的现场执行情况。6、工作面回采期间，必须加强工作面上下尾巴放顶工作，防止发生局部瓦斯聚积。上尾巴必须与切顶线放齐，否则必须首先处理上尾巴放顶。严禁下尾巴落后，防止下尾巴漏风造成采空区瓦斯涌出和煤炭自燃发生。7、上隅角瓦斯风帐由瓦斯检查员负责维护，其他人员不准随意移动风帐，如施工期间需要移动风帐时必须与瓦斯检查员联系，并在检查员的监护下移动，严禁随意损坏或私自去掉风帐。8、每月15日和1620日垛煤袋，每次垛煤袋沿走向垛6米，沿倾向长度不少于8M。每次在煤袋墙中部加垛一个风帐，煤袋墙要求上接顶下接底，下段紧贴下顺槽实煤体，不留空隙，煤袋内添加防灭火堵漏材料，并对煤体进行洒水。煤袋墙高度必须达到后尾巴的支护高度，不得少垛煤袋而通过放顶使顶煤冒落压实煤袋，从而造成顶煤产生空隙而漏风。装煤袋时大于50MM的煤块不装袋，装煤量不大于袋子容量的80。9、回采期间，工作面上尾巴必须与切顶线放齐，当瓦斯超限时，可超前处理一趟，或班班超前处理。下尾巴滞后切顶线不得超过1米，以防瓦斯积聚。工作面上、下尾巴必须悬挂挡风帐，下尾巴吊挂长度为自下尾巴处向工作面方向延伸不小于10M，下顺槽方向延伸不小于3M，挡风帐随工作面推进要及时维护，吊挂高度要接帮接顶，以防采空区瓦斯涌出造成工作面瓦斯超限。10、回采期间，施工单位要对工作面上、下安全口经常进行清理和维护，必须保证有足够的断面，断面面积不小于设计断面的80，确保进回风和后路畅通。11、在工作面施工前必须在瓦斯浓度允许的情况下方可施工，严格遵守煤矿安全规程第138条工作面及其它作业地点风流中瓦斯浓度达到10时，必须停止用煤电钻打眼；爆破地点附近20M以内风流中，瓦斯浓度达到10时，严禁爆破；工作面及其它作业地点风流中、电动机或其开关安设地点附近20M以内风流中瓦斯浓度达到15时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理；工作面及其它巷道内，体积大于05M3的空间内积聚的瓦斯浓度达到20时，附近20M内必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。对因瓦斯浓度超过规定被切断电源的电气设备必须在瓦斯浓度降到10以下时方可送电启动。12、上、下顺槽的安全高度、宽度要符合规程要求，上、下安全口及安全口向外20米以内巷道高度不得低于16米，并保持巷道整洁，以确保行人通风畅通无阻（煤矿安全规程第50条采煤工作面所有安全出口与巷道连接处20M范围内，必须加强支护；综采机械化采煤工作面，此范围巷道高度不低于18M，其它采煤工作面，此范围高度不低于16M。安全出口必须设专人维护，发生支架断梁折柱、巷道底鼓变形时，必须及时更换、清挖。）。二、瓦斯监控管理1、通风区必须严格按照煤矿安全规程规定安设瓦斯传感器，具体安设要求如下距顶不大于300MM，距巷道侧壁不小于200MM。工作面上隅角安设一组，探头安设在工作面切顶线外200MM，距上顺槽上帮200MM垂直悬挂。该探头报警值瓦斯浓度10，断电值10。断电范围工作面及回风巷内全部非本质安全型电气设备。工作面探头安设在距上安全口煤壁不大于10M处，报警值瓦斯浓度10，断电值10。断电范围为工作面及其进、回风流内全部非本质安全型电气设备。工作面回风流探头安设在上顺槽内，距混合风流1015M处，报警值10，断电值10。同时在该处架设一氧化碳探头。工作面上顺槽中部增设一组，安设要求与工作面回风流探头相同，并随工作面推进及时改变吊挂位置。断电范围为工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备。以上探头只有在工作面风流和工作面回风流瓦斯浓度均在10以下时，方可人工送电恢复生产。2、监测探头的移动由通风区瓦斯检查员负责，其他人员不得随意移动探头位置，若确需移动时必须与瓦斯检查员联系好，并由瓦斯检查员负责移动。3、通风区要加强监测系统的维护，每天必须对探头进行校正，确保其精度和瓦斯超限报警断电性能的灵敏可靠。4、探头发生故障必须在2小时内赶到现场进行处理，期间由瓦斯检查员负责加强瓦斯检查，严禁瓦斯超限作业。5、工作面洒水降尘时应掩护好探头，避免因探头湿水影响准确度。三、放炮管理1、工作面放炮必须严格执行煤矿安全规程相关条款规定，严禁违章作业。放炮人员必须选派业务水平高、责任心强的人员担任，并固定人员。2、严格放炮制度的管理，放炮时坚持执行严格执行“一炮三检查”制度和“三人联锁”放炮制度。使用安全等级不底于三级的煤矿许用炸药。（煤矿安全规程第320条（三）高瓦斯矿井、低瓦斯矿井的高瓦斯区域，必须使用安全等级煤矿许用炸药。有煤（岩）与瓦斯突出危险的工作面，必须使用安全等级不低于三级的煤矿许用含水炸药。）放炮员使用的雷管必须是专人专号专用，不得转借，不得在工作地点存放，当班用不完的必须及时交库。放炮员必须携带雷管箱并加锁，任何情况下都不准用炮兜携带或存放雷管。该工作面采用毫秒爆破，可分组同步装药，但每组装药必须一次起爆。装好药的炮眼必须当班放炮完毕，每次放炮后放炮员必须认真检查有无瞎炮，必须严格按照煤矿安全规程342条规定当班处理完毕。否则当班放炮员必须同下一班放炮员在现场交接清楚。处理拒炮时必须遵守下列规定由于连线不良造成的拒炮可重新连线起爆。在距拒爆炮眼03M以外另打与拒爆炮眼平行的新炮眼，重新装药起爆。严禁用镐刨或从炮眼中取出原放置的起爆药卷或从起爆药卷中拉出电雷管。不论有无残余炸药严禁将炮眼残底继续加深；严禁用打眼的方法往外掏药；严禁用压风吹拒爆（残爆）炮眼。处理拒爆的炮眼爆炸后，爆破工必须详细检查炸落的煤、矸，收集未爆的电雷管。在拒爆处理完毕之前，严禁在该地点进行与处理拒爆无关的工作。3、放炮后回风流若发现一次瓦斯浓度达到08时，必须采取减少装药量或一次放炮眼数的措施。4、装药时首先要掏净煤粉，用木质炮棍轻轻推入，不得冲撞或捣实，眼内各药卷必须彼此密接。坚持使用水炮泥。工作面炮眼深度和炮眼的封泥长度必须符合煤矿安全规程第329条之规定炮眼深度小于06M时，不得装药爆破，工作面有2个或2个以上自由面时，在煤层中最小抵抗线不得小于05M。5、严格执行放炮站岗制度，站岗必须拉警戒绳、挂警戒牌，每次放炮都要按规定吹哨发出警号，拉炮前必须坚持回头看，确认装炮地点附近无人方可放炮。（放炮站岗位置见附图）6、装配引药、放炮母线连接脚线、检查线路和通电放炮工作必须由放炮员一人操作。7、装药前必须把电雷管脚线末端扭结成短路，装药后必须把电雷管脚线悬空，严禁电雷管脚线、放炮母线与运输设备、电气设备以及采掘机械等导电体相接触。8、通电以后装药炮眼不响时，放炮员必须取下把手或钥匙并将放炮母线从炮机上摘下扭结成短路，再等一定时间（至少15分钟），方可沿路线检查原因。9、由施工单位负责派专人站岗，安检员负责落实站岗的执行情况。放炮后，至少等15分钟待工作面炮烟吹散后，放炮员、瓦斯检查员和班组长必须首先巡视爆破地点，检查瓦斯、通风、煤尘、顶板、支架、拒爆、残暴等情况，如有危险情况必须立即处理，无问题后方可恢复施工。经检查无问题后，由施工单位负责撤岗。10、其它严格按煤矿安全规程中有关放炮的规定执行。四、机电管理1、施工单位加强该地区的机电管理，由施工单位负责班班对机电设备进行检查，由矿机运科负责每周至少组织两次机电检查，发现问题及时处理，每次检查要作好记录以防备查，坚决杜绝失爆发生。机电设备检修时必须按规定停电挂牌闭锁，严禁带电作业。2、加强对电气设备的过流、漏电、接地三大保护的维护检查试验，发现保护失效及时处理。3、其它严格按煤矿安全规程及公司有关规定执行。（三）防突措施一、防突安全措施该工作面位于非突出区，为保证工作面回采期间的安全生产，防止“一通三防”事故发生，特制定如下防突安全技术措施1、该工作面回采前，必须连续不少于两个小班对工作面进行防突预测检验，预测指标均不超标时，方可进行工作面回采。2、回采期间工作面每推进30M，对工作面预测两次，参数不超方可进行回采。防突预测方法与防突校检类同，具体要求详见本项内容第4条。3、若工作面参数超标，该工作面即为有突出危险工作面，工作面必须采取煤壁注水消突措施，根据煤的软硬程度，在煤壁的软分层中打注水孔，孔间距5M，孔深不小于5M，孔径42MM，注水孔方向沿工作面推进方向垂直煤壁，采用上、下两排布置，采用专用注水器进行封孔注水，注水压力不得低于8MPA，发现水由煤壁或相临注水孔中流出为止。注水孔超前工作面距离始终不低于3M。4、注水完毕后必须待两个小时后，方可对注水消突措施进行效果检验。效果检验均采用两项指标法，即钻孔瓦斯涌出初速度法和煤样解吸指标法。该检验方法是经过公司同意、经试验证实有效的方法。检验步骤为沿工作面每隔1015M布置一个检验孔，检验孔的数量随工作面长度的增加而相应增加，检验孔要尽量布置在软分层中，检验孔深度为35M，孔径为42MM，检验孔布置在措施孔之间。（煤壁注水孔、校检孔布置图见附图十）效果检验参数临界值钻孔瓦斯涌出初速度Q40L/MIN；煤样解吸指标H230MMH2O。检验指标小于该工作面突出危险临界值时，则防突措施有效；反之则防突措施无效。5、当两个参数均不超标时方可进行采煤。如果参数超标必须停止工作，在参数超标区段10M范围内采取补充防治突出的措施，即补打注水孔措施，注水后再次进行效果检验，直至参数均不超标方可进行采煤。6、参数不超，经检验为无突出危险工作面时，每预测循环应保证留有不小于2M的检测超前距。7、防突检验必须严格执行“五同时”制度，即瓦检员、安检员、效果检验员、电工、班组长必须在现场，并在效果检验单上签字备查。8、利用瓦斯抽放钻孔对工作面安全口以外10M范围内的上顺槽下帮和下顺槽上帮必须进行注水。9、施工单位必须安排专人每天对上下顺槽进行检查，发现危棚、浮煤、物料等影响回风时必须立即处理，确保巷道通风断面。回采期间严禁风镐落煤。10、工作面过地质构造带时施工单位必须编制专项措施，生产科、通风区、防突科、安检科要督促措施的执行和落实情况，对工作面瓦斯涌出量、顶板周期来压等要进行分析，摸清瓦斯涌出规律，以便采取切实可行的措施，防止“一通三防”意外事故发生。三、安全防护措施1、该地区所有人员必须佩带合格的隔离式自救器并能熟练使用。2、所有工作人员必须熟悉煤与瓦斯突出预兆，如煤壁内有声响，煤的硬度、光泽变化，层理紊乱，支架压力增大，工作面瓦斯忽大忽小，煤壁外移，打钻时顶钻夹钻等现象，如有突出预兆必须立即将人员全部撤出。若出现煤与瓦斯突出预兆时，必须立即停止施工、切断电源、撤出人员、向矿调度和有关部门汇报，待30分钟后，由瓦斯检查员、安检员、跟班干部共同负责到现场检查，确认无问题后方可恢复施工。3、通风区、安检科要加强瓦斯检查和隐患检查，认真落实瓦斯检查制度和隐患的处理、落实制度，确保工作面安全生产。该面安排专职瓦斯检查员一名，专职安检员一名，实行专职双顶岗制度。4、施工单位必须按规定在上、下安全口向外2540M处各设置一组压风自救装置，再向后每隔50M安设一组；每组58个压风咀，压风自救装置的供气量每人不得少于01M3/MIN，必须保证24小时不间断供风，施工单位要定期检查和维护并保证能正常使用。5、通风区安排专人对该地区通风