炮采放顶煤回采作业规程H

第一章地质概况一.工作面平面图及煤层柱状图1.工作面平面图,见图1-1.2.工作面综合柱状图,见图1-2二.工作面概况：4313采面位于我矿一水平四采区南翼下边部，进风顺槽设计长度650m，回风顺槽设计长度699m，切眼长130m，总回采面积87685m2。其进风顺槽相邻的4304工作面已回采，回风顺槽靠近一、二水平边界，采面上覆的2#煤层与3#煤层间距9～12m，2#煤层尚未开采。该工作面地面位置在天神庙一带，泗洲庙以北，地面高程847～979m，煤层底板高程377～412m，地表为丘陵沟谷，盖山厚度450～590m，地表无村庄及建筑物。三、煤层赋存特性项目单位全煤层备注煤层结构简朴含不稳定夹矸一层煤层厚度m一般煤厚5.5～13.5m平均9.5m煤层下部含不稳定夹矸层,厚度0.25～0.7米可采分层数层1煤层倾角度1～8o平均2.5o煤层硬度煤质灰分12.33%挥发分16.91%容重t/m31.32自然发为期瓦斯涌出量m3/min最大瓦斯涌出量9煤尘爆炸指数%23.85四、采面范围上部边界4313采面停采线煤层标高377～412米下部边界走向长度左部边界与回采的4304相邻倾向长度120～130米右部边界一、二水平边界采面面积87685平方米地面标高847～979米盖山厚度399～476米五、顶底板岩石特性表I-2顶底板岩石特性编号重要岩性厚度(m)强度(mpa)裂隙(m)老顶粉砂岩，灰黑色、致密坚硬，夹薄层状灰白色细砂岩1.5～3.5m直接顶灰黑色、薄层状、泥质胶结的粉砂岩08～2.0m3#煤煤层属半亮型煤，呈似层状、块状、粉状，煤层结构简朴，局部的煤层中部有一层厚度0.05～0.3m的泥岩夹层。平均9.5m底板深灰色、块状，或厚层状细砂岩厚度>0.8m六、储量：煤层可采面积(m2)煤厚(m)容重(t/m3)回收率%地质储量可采储量全煤层876855.5～13.51.328551.2万吨43.5万吨七、地质构造与水文情况地质构造该工作面位于北山子向斜北翼、上峪口背斜南翼，总体为一单斜构造。煤层走向N—S，倾向W，倾角1～8o，一般在1～4o之间，平均2.5o。在两顺槽、切眼及高位瓦斯尾巷施工中未发现断层构造。在工作面切眼中部有一背斜构造，构造枢纽线呈南—北方向，轴心位置煤厚8m左右，两翼煤厚5.5～13.5m，并随工作面推动两翼煤层逐渐变薄，轴心起伏幅度最大2.2m，并向回顺逐渐延伸，在回顺N13点前40m处在顺槽揭露；另结合本工作面坑透资料，和两顺槽写实剖面及相邻4304工作面回采地质资料对比分析，回顺N13点至点前40m范围内与进顺C15点至点前18m范围形成一底鼓构造区，预计该区域内底鼓方向105o，起伏幅度0.3～2.2m，煤层厚度及顶板稳定性变化较大，影响工作面正常回采。水文情况本工作面两顺槽在施工过程中，只在进顺切眼前15～25米范围内出现较大滴淋水现象，根据周边资料分析，水源为进顺侧上方4304采面采空区积水。回采前应对4304采空区积水进行探放。八、瓦斯、煤尘情况煤尘爆炸指数：23.85%工作面掘进期间，据通风区提供的瓦斯资料，在正常通风条件下：最大瓦斯绝对涌出量：9.0m3/min最小瓦斯绝对涌出量：4.0m3/min平均瓦斯绝对涌出量：7.0m3/min九、问题及建议1、本工作面煤层厚度及顶板稳定性变化较大，回采期间应加强工作面的支护及顶板管理。2、由于工作面煤层底板起伏变化大，掘进期间局部留有底煤，回采初期对留底煤区域应采用相应措施。3、回采期间应对4304采空区积水进行探放,并密切观测突水预兆。4、严格按规程规定作业，加强生产工艺管理，杜绝不合理的底煤丢失，提高资源回收率。第二章采煤方法及顶板控制设计采煤方法及回采工艺巷道布置示意图(附图)采煤方法:根据巷道布置结合河南理工大学对4313采面采前煤与瓦斯突出危险性评价报告结论（工作面已在采前消除了瓦斯突出危险性），决定本面采用沿底板走向长壁炮采放顶煤采煤法;单体兀型梁支护,尼龙网、芭棍、芭片刹帮护顶,所有垮落法管理顶板。回采工艺流程:落煤(打眼、装药、放炮)—铺网、移主梁、护顶—清煤打贴帮柱、背帮—移副梁放顶—放顶煤—清煤、回中柱、移溜、打中柱—端头维护、设备检修、煤层注水。（1）落煤——钻爆法落煤;（2）装煤:爆破自装,人工装煤,放顶煤自装;（3）运煤:工作面一部SGW—150型可弯曲刮板运送机,进顺一部SGW—80T刮板运送机,顺槽三部SPJ—800型胶带运送机运煤至工作面溜煤眼;（4）支护:工作面采用DZ22—30/100型单体液压支柱,配合π—2400型长钢梁进行对棚齐梁直线柱,迈步联锁交替支护,每对棚五柱,主梁一梁三柱,付梁一梁两柱,对棚中心距0.6m,每3m留一宽0.6m的安全出口,排距1.0m,对梁中心间距0.15m;（5）铺网,移主梁护顶:放炮前,将放炮点三对棚子主梁下老塘侧支柱回出打在相应的副梁中间,该处放完炮后,要及时沿工作面倾向铺网,边铺网边移梁.移主梁时,先将煤壁支柱卸载,然后卸载中柱,两人站在支护完好的付梁下,将主梁移至煤壁,升起梁下中心柱,再升老塘侧支柱,逐架移够三根主梁后,再在所移梁子的保护下清煤打贴帮柱(贴帮柱用与之成对的付梁下煤壁侧单体支柱),然后按上述方法向同一方向逐架将主梁移到位.每移一架主梁要随之打好贴帮柱,并用笆棍,笆片将煤壁刹严背实,规定煤壁上下进度一致,梁子垂直并顶实煤壁(质量规定附后).铺网时网与网在接茬处互相搭接200mm,且每隔100mm用尼龙绳打一死结作单排连接,联网必须在移副梁之前完毕(网宽1.2m,网孔径30mm×30mm,网带宽15～16mm).顶梁上每200mm刹一根规格50×800mm的笆棍。清煤时要面向机尾,严禁骑溜子清煤;煤帮用笆片互相压茬100mm横放,笆棍每300mm刹一根将煤帮背实;（6）移副梁放顶及采空区解决:工作面采通后,由下向上把副梁逐架前移进行放顶。移付梁时,先在老塘侧打上带帽戗柱,然后把副梁老塘侧支柱卸载,用人工或拔柱器回出靠在煤墙将要移付梁位置处,然后将该付梁中柱卸载.两人配合在其它相邻梁子的掩护下,将该付梁前移并顶实煤壁,迅速升起老塘侧支柱和煤墙支柱,然后回出所打的戗柱,打在下一架所要移的副梁的老塘侧(卸副梁下老塘支柱,原则上一次只回一个,最多不准超过两根,严禁回三根以上老塘侧支柱,主梁每次前移1.0m,付梁放顶步距1.0m,最大控顶距3.4m,最小控顶距2.4m);（7）放顶煤：采用分段、间隔，多轮次由上而下顺序进行，坚持老塘低位放煤，放煤口规格300mm×300mm，间距600mm，每次间隔开口4到5个，放顶煤段保持10~12m的间距。放煤时，严禁在支架顶部或高位放煤，当有大块煤或矸石堵住放煤口不能正常放煤时，可用钢锤打坏，打不碎时，可废弃此口，在附近另开口放煤.放完煤后对斜梁歪柱应及时调整，并对支柱二次注液以保证工作面支护质量500钢梁尼龙网放煤口示意图300工作面输送机1432单位：㎜说明:开放煤口时按上图所示每次开1、3、5、7四个口,然后再开间隔的2、4、6口进行多轮次低位放煤,见矸封口。（8）清煤、回中柱、移溜、打中柱。放完顶煤后,及时补联放煤口并清理工作面浮煤与老塘侧网下压煤,然后回掉将要移溜子的20m范围内的中柱(回中柱与移溜距离20m),用液压单体从下到上或从上到下依次移溜。溜子移过后要随之补打中心柱,严禁从两头向中间移溜,严禁通条帮将中柱摘完进行移溜工作。移机头时,必须事先将机头缺口处前后所有单体二次注液,保证支柱初撑力达成设计规定,双楔梁下销子齐全,且插入量不小于100mm,机头压力大时要分次移机头到位。溜子移直后与煤壁保持0.2m距离。分次移机头时每次不得超过0.5m,且机头处支柱按分次移动距离进行分次整改支护;（9）工作面斜茬处,前斜茬必须保证每对棚5柱齐全,后斜茬(开帮处)必须保证2m范围工作面控顶距达成最大控顶距,以保证有足够通风断面.(即后斜茬必须有3对棚付梁暂时不前移);（10）端头维护、设备检修、煤层注水分别见顶板控制章节、供电系统、通风系统相关章节.二.顶板控制设计1.顶板运动参数,见表2-12.支护用品的力学性质、技术特性。本面选用DZ22-30/100外注式单体液压支柱，其额定工作阻力30t,油缸直径100mm,工作液压332kg/cm2,支柱最大高度2240mm,最小高度1440mm,工作行程800mm三用阀位置1983mm,底座面积109cm2,工作液体为2～3%的乳化液。重量55kg,适应采高1.7～2.1m配合,π一2400mm长钢梁进行支护。3.参数可行性分析本工作面与4310工作面同属3#煤层,底板岩性相同,采煤方法、落煤方法、支护方式、采空区解决、放顶煤方式均相同,因而可参考4310工作面矿压观测资料拟定本工作面参数。采场控制设计本工作面通过“支”、“护”、“稳”三个方面对顶底板控制进行设计。1).按工作面4到8倍采高计算P=(4～8)hr式中h—采高1.8mr—岩石平均容重2.5t/m3则PО=(4～8)×1.8×2.5=18～36(t/m2)2).最大压力拟定：参照我矿北翼采区基本顶初次来压，最大压力Pt=27.5t/m2,本面取该值。3).支柱实际工作阻力拟定P实=PОK1K2式中PО—单体支柱工作阻力,30t/根K1—实际工作阻力是单体的80～90%,取85%K2—修正系数,取0.7则P实=30×85%×0.7=17.85(t/根)4).工作面合理支护密度N=Pt/P实=27.5/17.85=1.54(根/m2)则合理柱距=5／1.54×3.4=0.95(m)5)本面所选柱距0.6m,排距1.0m,对棚5柱支护,工作面支护密度N1=5/0.6×3.4=2.45根/m2则支护强度P1=N1P实=2.45×17.85=43.72t/m2表2—Ⅰ顶板运动参数序号项目单位同煤层实测本面选取或设计备注1顶底板条件直接顶厚度m0.8～2.0基本顶厚度m直接底厚度m〉0.81.52直接顶初次垮落步距m8无3初次来压来压步距m6.44最大平均支护强度KN/㎡1.431.35最大顶底板移近量㎜420200来压强度4周期来压步距m4—5最大平均支护强度KN/㎡130130来最大顶底板移近量㎜200200压来压强度5平时最大平均支护强度KN/㎡120120最大顶底板平均移近量㎜1001006直接顶悬顶情况（2×5）㎡无7底板允许比压MPa3.863.868巷道超前影响范围m30309支柱额定工作阻力T302010柱距m0.750.611最大控顶距m3.43.412最小控顶距m2.42.413排距m1.01.014放顶步距m1.01.015支护密度根/㎡3.12.4516支护强度T/㎡85.217切顶方式无密集无密集6).按煤炭部颁发顶板分类试行方案计算。P2=1.3×25=32.5t/m2通过以上比较可见：P1>Pt，P1>P,P1>P2,N1>N同时考虑到工作面回采时其它因素影响及同煤层实际回采时的情况，故本面选取柱距0.6m,排距1.0m完全满足支护规定。（2）“护”：包扩护顶、护底、挡矸、刹帮四个方面。1)护顶：护顶规定所选取柱距能保证不能因尼龙网、芭棍、芭片强度局限性而引起局部冒顶，尼龙网、芭棍、芭片的强度能托住两棚间松散煤体的重量。在梁子上方，尼龙网下刹背直径不小于50mm、长0.8m的芭棍，笆棍200mm一道，使顶板不吊包、漏顶。2）护底:工作面保证支护质量的重要条件是支柱不钻底,规定支柱对底的压强不小于底板比压,否则要穿鞋.我矿底板比压3.86MPa反算柱鞋面积:S=10P实/Kc式中P实—支柱实际工作阻力(17.85T/根)KC—底板比压(3.86Mpa)则S=10×17.85×9.8/3.86=453.18(cm2)本面沿底板回采，工作面见底且底板较硬时支柱不穿鞋，在有底煤或软矸处支柱必须穿鞋,柱鞋规格：450mm×200mm×100mm的木柱鞋或250mm×250mm的铁柱鞋满足护底规定。3）挡矸:老塘回顶及放完顶煤后要及时对撕网、脱网放煤口等用尼龙绳补联、封堵,防止窜矸。4）刹帮:用芭片、芭棍将煤帮刹严背实,严禁出现空帮、片帮现象,规定芭片互相压茬100mm,自顶至底横放,且每300mm刹一道芭棍.（3）“稳”:规定支架具有抵抗来自层面方向的推力的能力,一旦顶板沿层面方向运动,支架能抵挡住,不至于被推倒.为防止复合顶板推垮型冒顶事故,必须提高支柱初撑力.1).单体初撑力计算:按复合顶板受力状态,为防止游离煤、岩体下滑所需初撑力。PО=Khγ(cosα+1/fsinα)/n1式中：k—安全系数1.3～1.5,取1.4h—软岩层平均厚度.(h=h全煤厚-h采高+h直接顶=3.9m-1.8m+2m=4.1mn1—实际支护密度(2.45根/m2)f—滑动摩擦系数(0.3)γ1—煤岩层平均容重13.2KN/m2α—煤层平均倾角2.5oK1—安全系数1.1γ2—岩石密度25KN/m3αmax—煤层最大倾角8oLx—最小控顶距2.4mP0=1.4×4.1×13.2×(cos2.5+1/0.3×sin2.5)/2.45=75.768×1.14/2.45=35.39(KN)按工作面支柱支护空间煤岩自重计算所需初撑力G1=(h1.γ1+h2.γ2)cosmax=(3.9×13.2+2×25)×cos8=100.46KN/m2采空区上方悬顶重(按1m2悬顶计算)G2=h直.γ2cosα=2×25×cos8=49.5KN/m2综合煤岩重:G=G1+G2/Lx=100.46+49.5/2.4=121KN/m2支柱所需初撑力:P0=K1.G/n1=1.1×121/2.45=54.33KN综上所述并依据《安规》中有关规定工作面初撑力不应小于90KN2).支柱的迎山角按现场顶底板煤层倾角的实际情况,每7o迎1o.在实际操作过程中,以垂直顶底板法线为基准,将支柱柱头上迎.(根据该工作面采高2m,煤层倾角1o-8o按实际坡度每7o迎1o计算,支柱时应向倾斜上方上移0—35mm)移柱时必须向工作面和梁面的两个上坡方向同时移,支柱升紧后,柱爪必须与梁面卡紧,顶盖与梁面接触严实。根据《安规》第54条及上述分析知,本工作面所选支护形式及柱、排距可以满足顶板控制过程中支、护、稳规定。端头支护(1)采面机头缺口采用DZ22—30/100单体支柱配合HDJS—1200型金属双楔顶梁进行支护。(2)缺口尺寸及支护形式。工作面机头缺口宽度2.8m,超前煤壁3～5m,高度2m,平行运顺布置8道双锲顶梁,顺槽木棚梁下布置3道,距付帮0.3m处一道,木梁中间距顺槽溜边布置一道双锲顶梁,双锲梁间距0.4m,采用正悬臂齐梁直线柱布置,切顶线滞后工作面切顶线两排,并在最后一排顶梁下打齐戗柱,顺槽木梁端头与双楔梁间距不大于30mm,双楔梁与兀型梁间距400mm。机头缺口处靠近工作面输送机煤帮侧双楔顶梁下打一排双排柱,老塘侧打一排双排柱.形成一梁两柱支护,并在所有支柱下垫底梁(规格为1000mm×200mm×100mm)和柱鞋保证机头高度1.8～2m。工作面机尾不做缺口,平行顺槽布置3道铰接顶梁,在距付帮0.3m处及木梁中间各挂一道。切顶线滞后工作面切顶线一排支柱,并在所有切顶排顶梁下打齐戗柱(采用正悬臂齐梁直线柱).，支柱打在距铰接梁铰接部0.3m处。(1)上下安全出口的规格尺寸a上下安全出口的宽度0.7m,高不低于1.6mb机头缺口处靠近顺槽输送机第二道双楔梁下支柱支设位置适当后错与其它支柱形成宽不小于0.7m的人行通道。超前支护上下两巷超前支护距离上下两巷超前支护距离均为20m;打超前点柱时点柱应打在顺槽U型支架拱梁正下方,点柱与钢梁间打上木楔,支柱必须进行连锁。(2)超前支护的材料及支护形式工作面在进、回顺超前煤壁3～5m换棚(进风为缺口煤壁向前5m)。.进顺超前使用Φ20cm×3.0m圆木，回顺超前使用Φ18cm×2.4m圆木,架设一梁三柱的木梁铁腿棚替换U型支架,替换后的木梁铁腿棚在两顺距顺槽正付帮各0.3m处和木梁中间各架一道HDJS—1200型金属铰接梁抬住木梁，棚距0.6m，高度不低于1.8m，人行道宽度不小于0.7m。(3)顺槽支架的替换顺序和方法A．替棚之前必须超前被回支架2m套一梁三柱的木梁铁腿棚,然后在超前单体支撑U型棚梁的前提下用套管或扳手卸掉卡栏螺丝(卸卡缆时严禁人员正对卡缆螺丝),人工回出支架腿,然后缓慢卸载单体取掉棚梁.取棚梁时,作业人员不得少于3人,人员扶住棚梁,且应站在棚梁斜上方安全支护下。B．替棚劈帮过程中必须以手镐落煤为主，严禁放炮。劈帮时，必须保证梁上笆片，笆棍护顶严密。C．顺槽替棚时，人员使用导链或拔柱器回出U型棚腿，导链或拔柱器挂在支护可靠，支撑有力的支架棚梁上。7.工作面支护平、剖面图见图II-2,II-3.8.工作面支护用品的用量,消耗量,备用品的规格,数量及管理。(1)支护用品的用量,消耗备用表,见表II-1.(2)每班设一专人管理柱梁物料,物料码放整齐,不得影响通风行人,并悬挂标志牌,存放于回风口以外50m处.单体入井前必须按规定试压合格后方可入井。(3)待回收的柱梁、机电设备等分类码放在进风平台适当位置,且不得影响通风、运送及行人。2、在顶板破碎或煤质松软时,必须以手镐落煤为主,人员站在有可靠支护的安全地点挖梁窝移梁,梁子一次移不到位时,可用1.2m长半圆木打带帽点柱作为临时支护与所移梁子交替支护用品消耗、备用表2-1名称规格回收率消耗率复用率备用单体支柱DZ22-30/100DZ28-30/100100%12530100%10030π型梁π—2400100%4330100%50坑木Ф18cm×2.4m60%0.4199m260%40%2m3柱鞋450×200×100mm100%0100%100芭棍φ50mm×800mm顶50%帮70%50785%50%70%2023芭片1.0m×0.5m50%18080%50%1000尼龙网1.2m×8m1.2m×6m0158100%0500铰接顶梁HDJA—1000100%230100%双楔顶梁HDJS—1200100%720100%前移,一次前移距离不大于0.5m,在移够三根主梁后,方可清煤打贴帮柱,刹好帮顶后再逐架移梁,此时每移一架主梁及时打上贴帮柱;在煤壁开通前,严禁回老塘侧副梁下支柱.若窜完付梁煤壁开通后,煤帮发生片帮,每对梁必须有一根移入片帮处顶实煤壁进行超前维护,或用1.2m半圆木打带帽点柱进行超前维护控制顶板,片帮处用圆木、板皮、芭片等接顶并刹严背实。3、撤除临时支护只有在该处主副梁所有移完,顶板稳定,两方退路畅通时,才干用卸载手把将半圆木下的单体支柱按先支后回的原则逐架卸载,回出半圆木,当该临时支护在该区段起关键作用时,严禁回撤该临时支护。24002400。。。。。18001000。。。。。。。。。。。。B—B最小控顶。。。。。。。。。。。。。。。。。。。A—A最大控顶距1000600图2-424001200600图2-4240012001800500A—A12001800AA第三章工作面生产系统一.工作面设备1、工作面设备布置图2、工作面设备规格、数量、技术特性1).SGW—150运送机(工作面)铺设长度:130m输送能力250t/h电机功率:2×75kw中部槽规格1500mm×630mm×190mm2)SGW—80T运送机铺设长度：80m输送能力150t/h电机功率：2×40kw中部槽规格：1500mm×630mm×190mm3)SPJ—800皮带输送机（三部）运送长度：260m+400m+180m输送能力：400t/h带速：2m/s传动滚筒直径:500mm带宽:800mm电机功率:2×30kw联轴节:YL—400输送带类型:尼龙橡胶5)DZ22—30/100型单体液压支柱最大高度:2240mm最小高度:1440mm工作行程:800mm额定工作阻力:294KN初撑力:90KN油缸直径:100mm6)XRB50/125泵站型号XRB50/125额定工作阻力:12.5mpa额定流量:50L/min电机功率:75kw配套泵箱:XRXTA3.工作面设备的维护保养1)机电设备的检查、检修、维护、保养必须由专职人员进行。专职人员在使用前对设备各部件进行具体检查,发现问题及时解决,电气设备严禁带电检修搬迁。2)各类设备在使用过程中,如发现异常现象,必须停止运转,待查明因素,排除故障后再使用。3)液压联轴节指定专人维护,按规定注油,在易熔合金塞熔化后,要立即更换,不得用其它物品代替。4)各类电缆妥善保护,司机和机电检修工,每班应对其外皮损伤情况进行检查,发现问题及时解决。5)各种电气设备和保护接地装置及局部接地装置都应与主接地板连成一个总接地网,各设备达成完好标准。二、运送系统1)运煤系统工作面运送机→顺槽输送机→工作面溜煤眼→北二皮带输送机→18#溜煤眼→西大巷→北大巷→主平峒→地面2）运矸系统进顺平台→进斜→北二轨下→北二平台→西大巷→北大巷→主平峒→地面3).运料系统地面→主平峒→2305中巷→北大巷→西大巷→北二轨下→4313回斜→4313回顺→工作面4)其它系统工作面设电话两部,乳化液泵两台三、供电系统1)供电方式:工作面重要采煤设备由北二变供应,供电系统电压等级660V,采用干线式供电.2)供电系统见供电系统图.3)电缆敷设必须按《安规》467—469及472条规定执行,同时遵守矿机电科规定的电缆吊挂间距1.0m的规定.四、供液系统1)供液设备:由XRB50/125泵供液(二泵一箱)2)设备安顿:乳化液泵按机电科设备布置图安设.3)管路设备:沿进风顺槽付帮用无缝钢管向工作面供液,工作面使用16×2×6高压管,枪线为10×2×10高压管,工作面每6m设一枪管.4)供液系统图.(附后)5)乳化液的加入量按2%～3%的浓度加入.6)供液管路维护,保养:乳化液泵站各部件完好无损,清洁整齐,管路系统不漏液,过滤装置齐全,各部润滑符合标准,泵站司机必须经培训合格后,持证上岗,并随时用浓度检测仪检查乳化液浓度,及时加水加油,并及时检修保证至少有一台泵正常运转,另一台备用.7)泵站压力:18Mpa(注水时可降至5Mpa)8)供液管路:工作面供液总管必须用尼龙绳悬挂于溜边老塘侧支柱上,距底板200mm处,枪线跨越溜子时,必须用尼龙绳分别绑于溜子两侧支柱手柄及顶网上.无缝钢管XRB50/125无缝钢管XRB50/125泵站16×2×610×2×10五.通风系统通风系统图及通风路线1).通风系统图2)通风路线进风:北进风井主平峒→北大巷→西大巷→北二轨下→4313进斜及联巷→4313进顺→工作面回风:工作面→4313回顺→4313回斜→北二回下→北瓦尾回风立眼二总回→北乙回上→北主扇2、工作面配风量按瓦斯涌出量计算通风部门提供的4313工作面瓦斯绝对涌出量9.0m3/min,其中瓦尾可稀释瓦斯量为:依公式:QCH4=Q×C%QCH4—绝对瓦斯涌出量.m3/minQ瓦—风量（瓦尾风量按300m3/min计算）C%—风流中瓦斯浓度（瓦尾瓦斯浓度按2.5%管理，按2%计算）即QCH4=Q×C%=300×2%=6m3/min则4313工作面实际瓦斯绝对量为9m3/min—6m3/min=3m3/min按瓦斯涌出量计算工作面的风量为Q1=100g.k1式中g—瓦斯涌出量(3m3/min)Q1=100×3×1.6=480m3/min则工作面风量按瓦斯涌出量计算为Q瓦+Q1=300m3/min+480m3/min=780m3/min2)按工作面采煤最多人数计算Q2=4NK2式中N—工作面最多人数(80)K2—配风不均衡系数(1.1～1.5)则Q2=4×80×1.30=416cm3/min3)按采面温度条件计算Q3=60.V.S式中V—风速(1m/s)S—平均断面(5.22m2)则Q3=60×1×5.22=315.2m3/min4)按炸药消耗量计算Q4=25×0.6=15m3/min按上述计算,综合本面瓦斯等其它因素,本面风量拟定为780m3/min5)风速验算60Vmin×Smax=0.25×60×6.12=91.8m3/min60Vmax×Smin=4×60×4.32=1036.8m3/min由风速验算，本工作面配风量为780m3/min符合《安规》中有关采面风速的规定规定。在开采时，通风区要根据采煤量大小、工作面瓦斯、煤尘等具体情况调整配风，使其达成抱负状态。3、综合防尘措施1)供水系统：地面→主平峒→北大巷→西大巷→北二轨下→4313进斜及联巷→4313进顺→4313工作面2)打眼使用风煤钻,放炮使用水炮泥,放炮前后洒水消尘。3)各运转载点设立灵敏、可靠、有效的喷雾装置。4)工作面作业人员必须戴防尘口罩和防尘帽.5)每班对进回风巷道洒水消尘。6)在距溜煤眼前5m处,进回风巷距工作面50m以内各设一净化风流水幕,回风距工作面30m处设一道放炮喷雾。7)在进回风巷距工作面50～200m处安设隔爆水棚。8)放顶时,由专人向老塘洒水消尘,放顶煤后要及时洒水灭尘。4、防止瓦斯突出措施1)施工队积极配合通风区的突出预报工作,通风区将预测情况及时告知施工队以便采用措施。2)本面防突工作严格按《4313采面防突措施》规定执行。3)建立可靠的通风系统,进回风巷不得设立阻碍风流的障碍物,保证风量,有异常情况时立刻报告矿调度及通风调度。4)工作面所有人员必须配戴隔离式自救器,并熟悉其使用方法。5)工作面设立专职瓦检员,有突出预兆时,瓦检员有权停止回采工作,并协助班组长组织人员按避灾路线撤出,并迅速向矿调度和通风调度报告。7)放炮坚持“一炮三检”和“三人联锁”放炮制,严禁放糊炮、明炮。(“一炮三检”是指装药前、放炮前、放炮后由瓦检员检查工作面瓦斯浓度。“三人联锁放炮制”是指放炮前放炮员将警戒牌交给班组长，由班组长派人警戒，下达放炮命令，并检查顶板与支架情况，将自己携带的放炮命令牌交给瓦斯检查员，经检查瓦斯煤尘合格后，将自己携带的放炮牌交给放炮员，放炮员发出放炮口哨进行放炮，放炮后三牌各归原主。)8)保证电器设备无失爆,保护装置齐全,不许带电检修和搬迁电气设备。9)通风区根据《安规》149条规定,在回风巷距工作面10m处,回风底弯道距回风口10～15m处,以及瓦斯尾巷口10~15m处各设一个瓦斯自动检测报警断电装置的瓦斯探头,。依《安规》第168条规定，各探头的报警浓度、断电浓度、复电浓度、断电范围如下：甲烷传感器报警浓度断电浓度复电浓度断电范围T1≥1.0%CH4≥1.5%CH4<1.0%CH4工作面及进回风巷内所有非本质安全型电气设备T2≥1.0%CH4≥1.0%CH4<1.0%CH4工作面及回风巷内所有非本质安全型电气设备T3≥2.5%CH4≥2.5%CH4<2.5%CH4工作面内所有非本质安全型电气设备10)各班组长、放炮员,电工必须携带便携仪。六.煤层注水1、设备配备和工作面供液系统共用一个系统。2、注水系统管线布置图与供液系统图相同。注:截止阀与封孔器间用φ10×2×10总成管联接3、注水压力及标准1)注水压力控制在5Mpa以内。2)注水标准:以煤壁完全湿润为原则,当注水孔周边及顶板充足出水时,该孔注水即可结束。4、注意事项1)注水时封孔器必须配压力表,以便随时掌握注水压力,防止损坏注水器。2)注水时,人员严禁正对注水孔注水.其它和注水工作无关人员不准靠近正在注水的注水孔。3)注水时应有专人看护泵箱,保证泵箱水量始终保持在一半以上。4)工作面停水时不得注水。5、注水孔布置示意图（图3—5）沿工作面每隔2m打一注水孔,孔深3m.向上与水平面成30o夹角;进风缺口布置2个注水孔,一布置在缺口的上角,上仰30o并与工作面煤壁成45o角,另一个垂直缺口煤壁打在缺口中央;进风顺槽正邦巷在U型支架卡栏处布置10对孔(对孔间距2m)进行超前注水.工作面每推动1m,注水一次,并做好注水记录。150018003000～150018003000～～回顺3000回顺3000202320233030°煤壁煤壁4545°进顺七、通讯、信号系统1、工作面串联两部电话。2、工作面与顺槽各溜子、皮带间设双向电铃信号,规定如下:一次长铃—停车;连续二次铃—开车；对两顺槽的铰车所用信号，在开停基础上，增长连续三次铃—倒车松绳；连续乱铃—掉道或有事。斜巷绞车信号规定如下：一点停、二点开、三点放、四点慢拉、五点慢放。第四章爆破一、钻眼工具和爆破器材：采用风煤钻打眼,RMⅢ型煤矿许用乳化炸药,毫秒延期电雷管爆破落煤,水炮泥,黄泥封口,正向爆破,MFB-100发爆器起爆。二、炮眼布置方法及炮眼布置图1、炮眼布置为三花眼,眼距1.0m,眼深1.2m,装药量上眼200g,底眼400g,上眼距顶板0.4m,底眼距底板0.3m,底眼下扎20o,炮眼与煤层夹角75o～80o.2、炮眼布置图7575o～80o180010001200300110018001200400液压管路400液压管路 三、炮眼装药结构图和放炮联线方式1、装药结构图:炮泥炮泥水炮泥脚线雷管药卷注:炮眼长度1.2m封泥长度不少于眼深一半.2、工作面放炮采用单联单放方式,每次只许放一炮,拆一米帮,放一炮,支护好顶板后再放下一炮.四、循环炸药雷管消耗量计算1、每循环装药量Qx=130×0.6=78kg2、按装药量公式计算Q′=ghLI=0.42×1.8×130×1.2=117.94(kg)式中：g—单位炸药消耗量；h—采高L—采面长；I—眼深每循环雷管用量为260发。五.爆破说明书及消耗量表:序号项目单位数量式说明1打眼工具型号风煤钻台数台22炮眼特性循环数目个260平均深度m1.1循环眼总长m2863炸药种类煤矿许用RMⅢ型乳化炸药炮眼装药量kg上眼0.2底眼0.4循环用量kg117．944雷管种类毫秒延期电雷管循环用量发2605封泥炮泥黄泥水炮泥个260封泥长度m大于眼深一半循环作业方式及劳动组织一.循环作业方式:作业方式:“三班”作业制,两采一准。2.循环方式:根据工作面地质条件和本队实际情况,采用昼夜1个循环,每采一遍帮,放一遍顶煤，移一次溜子为一个循环,循环进度1.0m,放顶步距1.0m。正规循环作业图表见表5-1二.劳动组织劳动组织以煤壁打眼放炮,移梁支护、放顶，切顶线放顶煤为中心,各专业工种综合作业方式.劳动组织表见表5-2.三.产量计算:循环产量3).循环产量:6.日产量:Q日=1420×2×90%=2556(t)序号工种班数×人数合计备注1采煤放顶煤2×601202溜子司机2×483皮带司机2×364泵站司机3×135电钳工2×126检修工1313班长3人7洒水工3×138看工具3×139打眼放炮工2×3610看单体3×1＋1411端头维护工1×1212班长2人12放煤工2×2413质量检查员2×1214班长2×4815矿压观测2×3616看料工2×1217队干勤杂77合计208表5-2劳动组织第六章经济技术指标序号名称指标序号名称指标1工作面走向长进顺650m16回采率85%回顺699m2工作面倾斜长120--130m17含矸率10.5%3煤层厚度平均3.9m18灰份9.32%4煤层倾角1o～8o19出勤人数2075容重1.32t/m320出勤率90%6煤层生产能力19．3万t/年21回采工效3.66t/工7采煤方法走向长壁炮采22火药0.39kg/m28顶板管理所有垮落法23雷管0.8/m29采高1.8m～2.0m24坑木0.00556m3/m210循环进度1.0m25芭片1.44片/m211循环产量596t26芭棍3.2根/m212日产量596t27尼龙网1.17m2/m213月产量16092t28单体丢失率014月推动度30m29钢梁丢失率015正规循环率90%第七章质量规定一.<<采煤质量标准化及考核评级办法>>中的有关规定:质量管理工作1).坚持支护质量和顶板动态监测,并有健全的分析和解决责任制;2).坚持开展对工作面工程质量和顶板管理及规程兑现情况的班评估工作;3).开展工作面地质预报工作,每月至少有一次预报,并有材料向有关部门报告;4).有合格的作业规程和管理制度。顶板管理1).工作面控顶范围内,顶底板移近量按采高≤100mm/m;2).工作面顶板不出现台阶下沉;3).机道梁端至煤壁顶板冒落高度不大于200mm,端面距不大于300mm。工作面支护1).单体支柱初撑力不小于90KN;2).支柱所有编号管理,牌号清楚,不缺梁少柱;3).工作面支柱要打成直线,其偏差不超过±100mm,柱距不大于±100mm,排距不超过±100mm;4).底板松软时,支柱要穿柱鞋,钻底量<100m。安全出口与端头支架1).上下两巷安全出口高度不低于1.6m,宽不小于0.7m;2).两端头超前20m范围内支架完整无缺,顺槽替棚超前缺口煤壁2m,距正、负帮各0.3m处挂好绞接顶梁,且替完铁棚后,顺槽正负帮均刹严背实，当两巷压力大时，超前距离增至30～50m。回柱放顶1).控顶距符合规定.2).采空区采用所有垮落法管理,当老空出现(2×5)m2的悬顶时,在该处老塘切顶排打齐戗棚或戗柱,当悬顶面积超过上述规定期要采用措施,强制放顶.3).切顶线支柱数量齐全,支护有力,无空载支柱.两巷与文明生产1).巷道净高不低于1.8m,行人侧宽度不小于0.7m；2).支柱完整，无断梁折柱,无空帮空顶；3).巷道积水长不得超过5m,深不超过0.1m,无浮煤,杂物堆积；4).材料、设备码放整齐，并有标志牌。机电设备1).乳化液泵站和液压系统完好,不漏液,泵站压力不小于18Mpa，乳化液浓度不低于2%～3%,并有现场配比和检测手段；2).工作面输送机头必须与顺槽输送机搭接合理,底链不拉回头煤；3).顺槽刮板输送机撑架,托辊齐全完好,胶带不跑偏,电缆悬挂,管道铺设符合规定,开关要上架,电缆要盘好.闲置设备和材料要放在安全出口50m以外的安全地方.电器设备上方有淋水时,要有防水设施；4).工作面和顺槽输送机机头、机尾要有压柱,小绞车有牢固压柱或地锚,行人通过的顺槽输送机机尾处要加盖板,行人跨越输送机的地点要有过桥；5）.在顺槽胶带输送机拐弯装置处向后安设长15m,高不低于1.8m栅栏，防止人员接近发生意外事故。安全管理1).工作面不出现歪斜柱,严禁使用变形钢梁;2).支柱迎山有力,不出现边续3根以上迎山角或退山角过大;3).支柱高度与采高要相符,不超高使用;4).在用支柱完好,不漏液,不自动卸载,外观无缺损;5).工作面管线多余部分要盘好挂起,注液枪不用时要插在远离工作面运送机的支柱手把,不得横拖乱拉，严禁注液枪对人；6).柱网联锁要随工作面支柱的卸载、支设及时摘除挂起，保证联锁的可靠性。二.各工序质量规定1.打眼:眼深及角度符合规程规定,打眼时钻杆不要摆动,要将眼孔打圆。2.装药:黄泥、水泡泥封孔，且长度最少在眼深的一半以上,雷管外露的脚线要短接并挂起。3.放炮:爆破效果好,提高放炮自装率,工作面不留瞎炮残爆。4.铺网:相邻网与网之间搭接200mm,且每100mm用尼龙绳打一死结联紧,网要铺平铺展不留网卷和空网区,网下垂直长钢梁每200mm刹一道芭棍。5.移主梁:主梁要移平,且垂直煤壁,进度符合循环进度规定。清煤打贴帮柱:贴帮柱打在实底上且垂直顶底板。移付梁放顶:付梁和主梁平行,且进度一致并顶死煤壁,主梁和付梁中对中间距150mm。放顶煤:放煤口开在溜子上沿,尺寸0.3m×0.3m顶煤要放净见矸封口。清煤移溜子:溜子要移平、移直,工作面达成“三直一平两畅通”,设备完好浮煤净。10.其它事项:对棚中间距600mm,对梁中心距150mm,排距1000mm,采高2m。最大控顶距3400mm,最小控顶距2400mm。11.工作面煤墙侧支柱手把统历来老塘，中柱及老塘支柱手把统历来煤墙。12.作面煤墙侧支柱三用阀注液嘴统历来老塘，中柱及老塘支柱三用阀注液嘴统历来煤墙。三．煤质管理：1、含矸不得大于10.5%,灰分不大于9.23%。2、工作面回采时严防漏顶,帮顶必须刹严背实，严禁超循环开帮，网的搭接`连接符合规定。老塘煤放净后网及时补联,严禁放矸。3、工作面沿底板回采,不留底煤。（底煤在2m2范围内厚度不得超过30mm。）4、溜爆眼上口设300mm×300mm的篦子,周边设栏杆,栏杆高1.5m,运送机上拉过的矸石必须拣出后装车运走。5、严格“三拣四不上”制度。6、加强工作面联网质量。7、严格按规程规定开“放煤口”。8、严格“见矸封口”制度。安全技术措施一.一般规定入井人员必须学习《作规》、《安规》、《操规》,并考试合格,否则不得入井。每一入井人员必须穿棉制服装,戴好安全帽,并随身佩戴矿灯和隔离式自救器，所有人员上下井时严禁趴、跳车和坐矿车。所有入井人员都应坚持交接班制度,各工种岗位责任制,工程质量验收制度,安全活动及事故分析制度,队干跟班制度,单体钢梁管理制度,材料管理制度,劳动考勤制度及炮采放顶煤综合工种作业指导书等。各班开工前由班长负责对各个系统仔细检查,发现不安全隐患及时组织人员进行解决,解决不了的及时向矿调度及队值班报告,在隐患解决好后方可开工，所有人员干任何工作时都要在安全可靠的支护（涉及临时支护）下进行，严禁进入无支护空间，严禁空顶作业。班长对本班所有工人安全负责,茬长对本茬的工人安全负责.本规程涉及到《安规》、《操规》等有关文献条款及内容在学习时一并贯彻传达，工作面初采期间应制定专门初采初放措施。本规程在实行过程中若有不明确处，应立即停止作业，报告矿总工及调度室，由总工负责组织矿有关技术人员现场调查研究，制定针对性措施后可继续施工。二.打眼放炮工作打眼工,放炮员必须通过培训,考试合格后,持证上岗。打眼时扎紧袖口,严禁带手套,严格按爆破说明书和炮眼布置图作业。3.装药时,炮眼内煤屑掏净,按规定黄泥水炮泥封孔,脚线短接。4.井下放炮必须由专职放炮员担任,执行开溜放炮.放炮现场必须执行“一炮三检”和“三人联锁”放炮制度,放炮警戒距离距放炮点两边各30m(岩石炮两边各75m),设双向警戒(警戒由班长设,炮后该班长亲自解除警戒)，放炮地点在30m（岩石炮75m）以外，放炮母线严禁有明接头，严禁短线放炮。5.工作面刹背不实，支护不妥，柱梁未联锁,临时支护不到位时,严禁装药放炮,放炮后及时扶起崩倒的支柱,并及时移梁支护.当发生片帮、漏顶及煤体发生变化时,要减少放煤数量,或只打眼不装药,以手镐落煤为主，放岩石炮时，必须用芭片护好附近支柱。6.从成束的电雷管中抽取单发电雷管时,不得手拉脚线,硬拉管体,应将成束的电雷管理顺,拉住前端脚线将其抽出,单管抽出后,必须将脚线扭结成短路。7.装配引药必须在顶板完好,支架完整,柱梁网联锁避开电气设备和导电体的放炮点附近进行。8.严禁明火,普通导爆索或非电导爆管放炮,严禁放糊炮、明炮,当瓦斯浓度达成或超过1%时严禁放炮。放炮采用单联单放,放炮器的把手,钥匙必须由放炮员保管,严禁转交别人.每放完一炮,炮器打到断开位置,母线和炮器接线柱必须分开.工作面只准使用一台炮器放炮。工作面解决瞎炮残爆时,按《安规》342条执行。打眼放炮工必须执行《安规》318～342条规定。运送火药及雷管必须严格执行《安规》314条规定。放炮距离撤人、停电区域同时执行《4313采面防突措施》有关规定。其余执行《操规》“电钻打眼”“放炮员”规定。三.采煤、攉煤、放顶煤1.开工前必须坚持敲帮问顶制度,检查周边支护情况,发现不安全因素及时解决。2.支设支柱时,要先将其它支柱联锁,严禁使用坏的,失效及自卸支柱。3.攉煤过程中要面向机尾时刻注意安全,严禁骑溜子攉煤,当溜子上有大矸石或其它硬物通过时必须向下一茬示警,提醒注意安全。4.放煤前后要对支护不妥或变形支架及时整改,严禁在支架顶部或高位放煤，放煤后及时封堵补联放煤口,以防窜矸(放煤口封口方法:当顶煤放完后,有矸石下落时,及时用芭片堵口,并用尼龙绳补联；碎矸多,开口大时,应用尼龙绳将放煤口缩小,用芭片芭棍堵口使矸石不得放出.)5.放完顶煤后,工作面所有支柱应进行二次注液。6.其它执行《安规》第48～51条,第53～59条规定，同时执行《操规》“攉煤工”规定。四.移梁、支设支柱、替换支柱1.支架架设必须按支架布置图规定布置,对梁五柱齐全有效,严禁柱、排距超宽,严禁出现斜梁,严禁梁子不到位,严禁单梁单柱支护。2.在用支柱迎山对的,支护有力,初撑力不小于设计规定,无空载支柱,严禁支柱在浮煤,浮矸上支设。3.人员必须在支护可靠的地方作业,不得空顶作业,顶板,顶煤破碎时,要用1.2m长半园木打带帽点柱进行超前维护.临时支护按规定架设,不得防碍基本支架的架设,在基本支架未架好前,不得撤掉临时支架。4.支柱支设后,必须随之将该单体与钢梁,钢梁与网联锁以防自卸伤人.5.当工作面出现连续三架及三架以上斜梁时,必须在所有斜梁下打齐戗柱,该段移溜子时先将戗柱打在靠煤墙侧,待溜子向煤墙推移适当距离后,停下,再将戗柱按先支后回原则改打在老塘侧,然后再推溜子至煤墙.严禁移溜过程中该段任一斜梁下无戗柱。6.工作面移够三架主梁后,必须清煤打帖帮柱,然后随着开帮,每移一架主梁,及时打上一个贴帮柱。7.移付梁时,付梁老塘侧支柱原则上一次回一根,最多回两根,严禁一次回两根以上付梁下老塘侧支柱,最后两架付梁下支柱可一次回出。8.当工作面未开通,留有斜茬时,接斜茬处连续三架付梁不窜,同时要在该付梁下各打齐三个单体将三根付梁支撑稳固,以保证通风、行人、运料有足够断面的需要。9.工作面移梁时,必须两人配合作业,动作协调一致,严禁单人作业。10.其余执行《操规》(矿2023年版)第一篇第五章中规定.五.回柱放顶措施回柱移梁必须两人一组配合作业.回柱放顶必须按照规程规定进行作业,回柱前要先检查周边顶板,支架是否完好,并清理好安全退路,然后开始回柱放顶.回柱时,人员应站在支柱的斜上方支架完好处,用长柄卸载手把将支柱卸载,然后用人工式拔柱器回出支柱,回柱由下而上,由里向外,分段逐架进行,向同一方向回撤,各段间距不小于15m。回柱前由班长及各茬长仔细检查解决不安全隐患,清理并保证退路畅通,顶板破碎压力大时要打点柱(戗柱)或戗棚回撤。严禁人员身体任何部位进入无支护空间,人员必须站在有可靠支护的安全地点作业.需从老空检取物料时,必须用长度不小于1.2m的长柄工具钩取。工作面基本支架歪斜,漏顶时,必须及时解决好后,方可回柱放顶。回柱移梁放顶时,必须严格坚持先支后回的操作顺序,有采面来压,冒顶预兆时,必须停止作业撤到安全地点,待压力过后,不安全隐患解决好后,经班长检查无安全危险方可继续作业。遇难回难取的柱梁时,必须先打好临时支柱或替柱,严禁放炮回撤.回“死柱”时,必须打好临时支柱,采用卧底法回出,严禁机械强行硬拉或炮崩。其余执行《操规》“回柱放顶工”规定。六、移溜1、移溜前，一方面检查支架及顶板情况，如有缺梁少柱，及时解决并对周边支柱进行二次注液和柱梁联锁，防止倒柱伤人。2、移溜时，可用液压单体支柱进行移溜工作。移溜时一方面停止溜子运转，先移机头或机尾，将机头或机尾固定好后，再开起溜子。从机头或机尾按同一方向依次进行移溜工作。严禁移死溜子，严禁从两头向中间移3、移溜子时，移溜所用的液压单体支柱，必须支设在老塘新打的戗柱上，不准顶在正规支柱上。并在移溜所用单体支柱与戗柱之间夹上木契.芭棍等木质材料，防止支设时打滑4、新打的戗柱，采用DZ—30\100单体支柱支撑1.2m半圆木或.1.2m长刚梁。戗柱支设在对棚之间的老塘切顶线处并戗向老塘，每6m布置一根，规定戗柱支撑有力，牢固可靠。初撑力不小于90kN，打戗柱时必须保证柱爪卡紧梁牙，并保证老塘侧梁子伸入4个牙。5、移机头时，严禁用顺槽溜子做内动力，必须用回柱绞车，用回柱绞车移机头时必须信号畅通，司机精力集中，移溜人员要离开绳道，躲到安全地点，观测机头移动情况，并严禁来往人员。打信号人员要手不离按钮，以便及时发出信号，规定按扭灵活可靠，信号明确。绞车只准点动，严禁长时开起。6、正式移溜前，要进行试移，待戗柱牢固有劲时，在正式移溜。移溜时，作业人员要精力集中，轻轻给压，使溜子缓慢移动，发现溜子脱节或戗柱松动时。应立既停止推移，收回单体支柱，待解决好后，在进行移溜工作。移溜过程中，必须有一名班长现场指挥。7、工人在操做过程中，需跨溜抱送单体或物料时，必须停溜，人员面向机头，顺溜子运营方向抱送单体或物料。七.顶板管理1、煤壁冒落高度不大于200mm,宽度不大于300mm,一旦端面漏顶必须用园木、板皮、芭片刹严接实.端面距超宽时,必须有一根梁子超前,维护顶板。2、顶板管理严格执行《安规》第50、51、53～59条规定。八.各类冒顶的防止及解决冒顶的防止1).严格按规程施工；2).煤壁松软时,以手镐落煤,挖梁窝窜梁为主；3).支架迎山对的,支护有力,可靠；4).帮顶刹严背实；5).煤体注水符合规定。冒顶的解决解决冒顶前,要先加固冒顶区域两侧各5m范围的支架,以防范围扩大.解决冒顶时,必须有一名班长亲自指挥,按由外向里、由两边向中间的原则逐架解决,解决冒顶时戗柱要及时跟上,需打木垛时,必须要注意以下事项:1).必须严格执行《操规》“回采巷道维修工”及矿2023年操规中第一篇第五章第八节中之规定。2).先检查顶板,找掉活石危矸,并注意检查瓦斯浓度,解决好后再施工。3).搭木垛时,要有专人观测顶板,并时该保持退路畅通,一有冒顶预兆,立即示警撤出人员。九.通风防尘、瓦斯管理1.工作面设专职瓦检员检查瓦斯,瓦斯管理执行《安规》第100、132～136,137～145条规定。2.机头,机尾落山及时回顶,机头落山回顶时必须不影响电机班缩溜子工作.防尘执行《安规》第151～156条规定。3.采面风流中瓦斯浓度达成1%时,必须停止打眼,放炮地点附近20m内风流中瓦斯浓度达成1%时,严禁放炮。4.采面风流中瓦斯浓度达成1.5%时,停止作业,撤出人员,切断电源进行解决,机电电气设备附近20m内风流中瓦斯浓度达成1.5%时,必须停止运转,撤出人员,切断电源进行解决.因瓦斯超限而停电的电气设备必须在瓦斯浓度降到1%以下时,方可开机运营。5.发现瓦斯积聚必须及时解决(如设风障导风等),严禁任何人在停风或瓦斯超限区域内从事任何作业活动。十.斜巷提高,小绞车运送1.轨道质量严格执行(2023)37号《下矿关于印发三小管理制度的告知》。2.斜巷提高,执行矿(2023)37号文献,同时必须遵守以下规定:1).斜巷小绞车必须由绞车司机操作,司机经培训考试合格后持证上岗;2).小绞车必须经有关部门联合验收合格后方可使用;3).绞车司机在便用绞车时,必须全面仔细检查该绞车各个部位,“六全一专”符合规定.发现不安全隐患时,不准使用绞车;4).斜巷一坡三挡齐全,挡车器灵敏可靠,声光信号齐全,坚持“行人不行车,行车不行人”,斜巷限速挡车器设在距上下变坡点20m处,上下变坡点各设一台阻车器。5).严格按规定提放车辆,摘挂钩由上下口蹬钩工操作,上下蹬钩工控制行人,发信号时必须进入规避峒内进行.蹬钩工在摘挂钩头时,必须仔细全面检查钢丝绳,钩头及车辆等安全情况,发现不安全隐患不得挂车,提放车辆时,严禁放飞车;6).提放车数:25KW绞车,空车4辆/次,重车2辆/次,单体梁子及支架等大型设备车必须单提单放;11.4KW绞车,空车2辆/次,重车1辆/次。7).车掉道解决时,司机刹死绞车且不得离开绞车,上下口设警戒控制行人,严禁人员通过,班长统一指挥.人员站在掉道车的上方用撬棍及千斤顶使其上道进行解决,严禁用绞车硬拉的方法进行掉道车解决不好,不准斜巷行人。8).其余执行《安规》《操规》“小绞车司机、把钩工”规定.十一.机械:电器设备管理(一).工作面所有电光设备必须防爆,入井前必须进行防爆实验,合格后,方可入井.工作面所有机械设备、电气设备的操作人员必须经培训并考试合格后持证上岗。(二).输送机操作规定1、刮板输送机1).各班刮板输送机司机在开车前,应对输送机与相邻设备的搭接情况,机头、机尾处的支护、杂物堆积、洒水设施、各部轴承及减速机和联轴节中的油液量、联轴节联结、链条松紧、信号等情况进行具体检查,发现问题妥善解决后,方可正式操作。2).开动刮板输送机前必须发出开车信号,确认人员已离开机器转动部位,点动两次后,才准正式开动,并打开喷雾装置。3).刮板输送机运转过程中,有以下异常情况时应立即停机并妥善解决后方可继续运营:超负荷运转,发生闷车;刮板链漂链,掉链;部件升温或运转声音不正常;液力偶合器的易熔合金塞熔化或其油(液)质喷出;输送机上有大块木料,煤矸等杂物;信号不明或发现有人在刮板输送机上等情况。4).刮板输送机运营时,不准人员从机头上部跨越,不准清理转动部位的煤粉或用手调整刮板链.不得用脚蹬踩链环或刮板。5).检修,解决刮板输送机故障时,必须闭锁控制开关,悬挂“有人工作,严禁合闸”的标志牌。6).刮板输送机需缩溜槽或加溜槽时,必须将输送机上的煤与矸石所有清理干净,并在上述5)的前提下,使用专用工具将上链与蹄环螺栓卸掉,将溜槽抬出或装入,对接到位后重新挂好链环,并用专用紧链装置紧链。7).进行掐接链点动时,人员必须躲离链条受力方向,正常运转时,司机不准面向刮板输送机运营方向,以免断链伤人。8.机头机尾压柱支设，用Ф18cm的园木支设，压柱一端支设在机头机尾所焊底座上，一端顶实巷道顶板上，压柱用尼龙绳联锁到顶网上，压柱必须支设牢固可靠9．两台同类输送机搭接长度不小于500mm.机头最底点与最高点间距不小于300mm，刮板输送机与胶带输送机搭接运送时搭接长度和机头机尾高度均不小于500mm.2、胶带机操作规定1).各班胶带输送机司机接班后,应一方面检查输送机范围内的支护情况及杂物堆积情况,并将控制开关手把扳到断电位置并锁好,挂上停电牌,检查以下部位:各滚筒、轴承转动灵活;液力偶合器工作介质液量合适;易熔塞和防爆片合格;减速器内油量适当,无漏油;各部托辊齐全,转动灵活;输送带接头完好,卡子无折断、松动,输送带无撕裂;输送带无跑偏;挡煤板齐全完好;消防灭火,喷雾设施齐全有效,信号灵敏可靠等情况,发现问题,妥善解决后方准开车。2).司机必须按规定信号开、停车,每次起动前,必须先发出信号告知人员离开带式输送机转支部位,然后点动两次再正式运营。3).运转过程中,司机应经常检查电动机、减速机、轴承的温度;倾听各部位运转声音;清理机头、机尾身下积煤、矸石或杂物;保持正常洒水喷雾等,发现以下情况时,必须停机,解决后方可继续运营:输送带跑偏、撕裂、卡子断裂;输送机打滑或闷车;部件温升超限或运转声音不正常;液力偶合器易熔合金塞熔化或工作介质喷出;有大块煤矸、长材料;危及人身安全等。4).输送带运转时,严禁清理机头、机尾、滚筒及其附近煤粉,在带式输送机上检修、解决故障或做其它工作时,必须闭锁输送机的控制开关,挂上“有人工作,不许合闸”停电牌.除了解决故障,不许开倒车运转,严禁站在带式输送机上点动开车,严禁施工人员站在机头或机尾架上进行工作。5).胶带的更换,回缩及连接过程中,除遵守上述规定外,还严禁用手直接拉皮带,严禁人员站在皮带机架上和机头正前方作业。6).对于运营过程中出现的意外断带事故，采用加接备用带办法，将备用带与运营皮带进行连接，然后运用张紧装置进行张紧；对于无储带仓皮带可在接头两端适当位置用自制夹板夹住皮带，一端固定在皮带架上，另一端可用倒链施力，尽量缩短间距，用备用带连好后，开动皮带将接头转至机头5m外位置，然后重新解决。3、多台输送机连续运营,司机应加强信号联系,严格执行一点停、两点开,并按逆煤流方向逐台开动,顺煤流方向逐台停车.刮板、皮带输送机司机严禁站在设备及机头正前方开车,应站在机头前方侧面,避开正对机头5米处开停车,工作面刮板输送机司机站在机头前侧面执行开停机工作。4、严禁用刮板输送机、胶带输送机运送任何物料(涉及单体、钢梁及U型支架、电机、减速机、溜槽等).严禁任何人蹬、乘刮板运送机及皮带运送机。5、工作面检漏继电器必须天天进行试跳,并填写记录,所有电气设备的过流保护装置必须整定合格,熔断器熔体选择必须合格,严禁用其它东西及金属材料代替。6、输送机缩、延时,应对机头、机尾大件进行分解.在更换溜槽或拆除、运移机头、机尾架、减速机、电机等,需用导链配合作业时,导链应挂设牢固,附近支架完好,支柱支设有力,顶梁销子齐全,需要改柱时,必须先支后回,人员应站在安全