3110外回采工作面作业规程

发放号：02编号：3110-01XX矿业（集团）有限责任公司XX煤矿工作面名称：3110外综采工作面编制人：XXX区队长：施工单位：XXXXXXXX编制日期:2007、12、20执行日期:2008、01、10目录第一章概况……………4第一节工作面位置及井上下关系………………4第二节煤层………5第三节煤层顶底板………………5第四节地质构造…………………7第五节水文地质…………………7第六节影响回采的其它因素……8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………17第一节支护设计…………………17第二节工作面顶板管理…………19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…………………35第四节供电系统…………………35第五节通讯照明系统…………37第五章劳动组织和主要经济技术指标………………39劳动组织…………………39主要经济技术指标………41工作面质量规定…………42第六章灾害预防及避灾路线………43第七章安全技术措施…………………44一般措施…………………44顶板管理…………………45防治水……49“一通三防”……………49运输管理…………………50机电管理………………59火工品及井下放炮管理…64煤质………68其他………69第一章概况第一节工作面位置及井上下关系3110外工作面是一次采全厚综采工作面。本面开采山西组3上煤。工作面走向长153m，倾斜长123m，平均采放厚度3.03m,可采储量7.2万吨。工作面3上煤底板标高-264.6～-236.5具体位置及井上下关系如表一所示。工作面位置及井上下关系表表一水平名称-300水平采区名称一采区地面标高32.87～33.10m井下标高-264.6～-地面的相对位置地面位于XXX，有水塘，西部有XXXX村。回采对地面设施的影响回采后，水塘将下沉。井下位置及与相邻关系井下位置东北临F3110-19、20断层，东南临F6断层，西南临F3断层，西北为3上煤露头风氧化带。走向长度153倾斜长度123面积18819第二节煤层本工作面设计开采煤层为3上煤，通过地质资料分析，具体情况如表二所示。煤层厚度m平均厚度3.03煤层结构复杂煤层倾角°5～10°（平均8°）开采煤层3硬度1.03～1.28煤种半亮-半暗型稳定程度较稳定煤层情况描述３上煤厚度1.2～3.5m，平均厚度3.03m,3上煤无夹矸。3上煤黑色，性脆，油脂～玻璃光泽，贝壳状或参差状断口，裂隙较发育，煤的硬度系数为1.03～1.28，宏观煤岩类型为半暗～半亮型。煤层情况表表二第三节煤层顶底板煤层顶底板情况表表三顶、底板名称岩石名称厚度(m)特征老顶砂岩或砂、泥岩互层6～26m致密、坚硬直接顶泥岩1.35～1.50灰色，层理较发育，性稍脆，易垮落。直接底泥岩或砂质泥岩0～1.30较松软，遇水易泥化老底中、细砂岩15～28.9致密、坚硬。附图1：3110外工作面地层综合柱状图

第四节地质构造本面总体构造形态为一倾向100°左右的单斜构造，倾角8°左右。局部有小褶曲，造成两道略有起伏，倾角5°～10°。本面断层较发育，共揭露断层有10条，尤其是南部断层十分发育，面内可能还有隐伏小断层。断层产状及对回采的影响程度详见下表序号断层名称断层产状影响程度走向倾向倾角落差（m）1F3110-1110°SW65°1.3小2F3110-2100°NE60°2.1小3F3110-3102°NE60°0.6小4F3110-4102°NE60°1.2小5F3110-59°NW45°0.8小6F3110-6110°NE65°2.7小7F3110-730°SE70°0.7大8F3110-8340°SW60°1.8大9F3110-1013°SE80°7.3严重10F3110-1177°NW70°0.7小本面无岩浆岩侵入现象，无陷落柱存在。第五节水文地质（一)工作面充水性因素分析1、含水层根据各含水层的赋存特征分析，影响工作面安全开采的主要含水层是3上煤顶板砂岩含水层和上侏罗统一段砂砾岩含水层。3上煤层顶板砂岩含水层为裂隙承压含水层，其中砂岩平均厚10m左右，该含水层富水性较弱，为3上煤的直接充水含水层，通过3110里面等工作面的开采疏放，3上煤层顶板砂岩水已基本没有。上侏罗统一段砂砾岩含水层为岩溶裂隙含水层,厚度平均110m左右。中上部为砂岩，底部为砾岩，砾岩层厚度平均25m左右，富水性弱～中强。本面3上煤顶板至上侏罗统底界岩柱26m左右。上侏罗统一段砂砾岩含水层为3上煤的主要充水含水层，但经过3110里面、3108等已开采工作面疏放及本面原放水孔的疏放，该含水层剩余水量已经较少。但上侏罗统一段砂砾岩含水层具有富水不均匀性，局部可能还有部分水量。以上各含水层皆以静储量为主。2、“两带”垮采比、裂采比分别按4、16计算，则垮落带高度和导水裂隙带高度分别为14.56m、58.24m，因此预计导水裂隙带能够到达上侏罗统一段砂砾岩含水层。3、断层的导水性预计回采中断层以及工作面裂隙发育区涌水量将较大。（二）涌水量预计根据以上充水性因素分析以及3108、3110里面工作面开采实践经验，预计该面涌水量以上侏罗统一段砂砾岩岩溶水为主，另外有部分3上煤顶板砂岩水。综合以上，预计本面最大涌水量50m3/h，正常涌水量20m（三）防治水措施1、建立畅通的排水系统，在轨顺和运顺分别安装一路Φ108排水管路，各水仓处分别安装两台排水能力分别不低于50m3/h、扬程50m2、做好清淤工作，每班设专人及时清理巷道中淤煤，确保两道畅通。3、一旦发生水淹巷道事故，要按既定避水灾路线撤人，同时向调度室和有关领导汇报。4、加强矿压观测和水文地质观测，做好预测预报。影响回采的其它因素３上煤层工业牌号为气煤，特低硫，低磷，高挥发份，是优质动力用煤和较好的煤焦煤和配焦煤。属低沼气、低二氧化碳矿井，煤尘有爆炸危险性，煤尘爆炸指数为39.89%，煤层自然发火期为42（±3）天，有自然发火倾向。地温在31℃的界线以浅，恒温点深度31m，平均地温梯度2.42℃/100m，属地温正常区。3第七节储量及服务年限一、储量：本面设计回采率为93%。工业储量=153×123×3.03×1.36=7.75（万吨）可采储量=7.75×93%=7.2（万吨）二、采煤工作面服务年限工作面的服务年限=可采推进长度/月设计推进长度=153/86.4=1.77个月其中，月设计推进长度的计算为：月设计推进长度=月生产天数×每天正刀循环总数×循环进尺×正规循环系数=30*6*0.6*80%=86.4第二章采煤方法第一节巷道布置一、采区设计、采区巷道布置概况一采区是XXX煤矿2000年设计，XXX矿业（集团）公司批准，并于2001年投入生产的,开采一采区三层煤.二、采煤工作面轨道顺槽3110外综采工作面为左置工作面，左侧顺槽为轨道顺槽,沿煤层底板布置，靠右帮敷设轨道，铁轨型号：22kg/m。轨道顺槽采用锚网梯支护及局部锚网梯和铁棚复合支护。巷道采用矩形断面,净宽3.4m,局部3.2m；净高2.3m,断面积7.36m2，局部7.82m轨道顺槽内布置有规格：Φ50mm的防尘管一路、Φ50mm的供水管一路，并在靠近工作面的地点设有移动电站一处，安设乳化泵站等设备。三、采煤工作面运输顺槽3110外综采工作面右侧顺槽为运输顺槽,沿煤层底板布置。运输顺槽采用锚网梯及局部锚网梯和铁棚复合支护。铁棚规格为11#工字钢。采用矩形断面,净宽3.４m,净高3.2m,断面积10.88m2,局部为净高2.6m,净宽3.8m,断面积9.88运输顺槽内布置有规格：Φ50mm的防尘管路一路、Φ108mm排水管路一路、束管监测管路等管线，并在靠工作面右侧设置转载机和胶带输送机。四、采煤面切眼切眼分里、外切眼，沿煤层底板布置。初掘时为梯形断面,采用局部锚网梯和铁棚复合支护,11#矿用工字钢棚支护（刷大部分也为钢棚支护）,工字钢棚棚距0.6m。净宽6.8m,净高2.8m,断面积19.04m2。附图3：3110外工作面位置及巷道布置示意图。第二节采煤工艺一、采煤工艺１、采煤方法：单一走向长壁后退式综合机械化采煤法，全部垮落法管理顶板.本工作面煤层厚度平均3.03m，煤机可采高度1.8～3.65m，支架高度1.95～4.2m，工作面有效采高控制在2.8～3.5m；煤机滚筒截深为0.63m，确定循环进尺为0.6m，煤机割煤高度3.6m，一次采全高，煤厚大于采高时，沿顶撇底。３、回采工艺双滚筒采煤机双向割煤，在工作面端部斜切进刀，往返一次进两刀，螺旋滚筒配合刮板输送机铲煤板装煤，刮板输送机运煤；液压支架支护顶板，全部垮落法处理采空区，为综采工艺。4、工序安排煤机上（下）行：割煤→移架→推溜。在外部运输条件允许的前提下，适当加快煤机运行速度，提高工作面生产能力。二、落煤方法1、采煤机的进刀采煤机的进刀采用端部自开缺口、斜切进刀的方式，斜切进刀段长度为35m，进刀深度0.6m。具体操作如下：（1）采煤机向下（上）割透端头煤壁后，距煤机10架正常移架推溜，使得刮板运输机弯曲段不少于15m，将两个滚筒的上下位置调换，向上（下）进刀，通过15m的弯曲段至35m处，使得采煤机达到正常截割深度（即0.6m）。按要求推移刮板运输机至平直状态。（2）将两个滚筒的上下位置调换，向下（上）割三角煤至割透端头煤壁。（3）割完三角煤以后，将两个滚筒的上下位置调换，采煤机空机返回，进入正常割煤状态。附图4：采煤机进刀示意图。2、采煤机正常切割。采煤机向上（下）割煤，直至割透上（下）端头煤壁。采煤机正常割煤采用前滚筒在上部、后滚筒在下部的方式。三、循环作业方式选择及生产能力1、循环方式：该面运输设备运输能力最小为630吨/小时，按最大采高3.5m，截深QV=————————————————————（h×s×q×93%）m630=——————————————————————=3.98（3.5×0.6×1.35×93%）×60采煤机日进刀数为：K1（24-t1）0.8（24-8）N=——————————=——————————-=9循环/日n×L/60V+t21.2×123/（60×3.98）+0.8式中：Q-最小运输能力；h-采高3.5m；s-循环进尺0.6m；q-煤的容重1.35T/m³；min-分钟；L-面长123m；K1-事故影响系数0.6-0.8，取0.8；t1-准备时间取8；t2-每刀辅助时间取0.8；n-割煤方式系数取1.2；采用“四六”制作业方式，三班生产，一班检修，每班采三个循环。2、生产能力：工作面每天9个循环，正规循环率85%，面长L=123m，采高H=3.5m，循环进尺A=日割煤量=L×H×A×B×K×q=2918T循环产量=L×H×A×q×K=324T月产量=2918×30=87540T。第三节设备配置一、采煤机采煤机选用MG200/475-W型，功率475KW，采高2.0～3.65m，额定电压1140V，生产能力1120T/h，截深0.63m，牵引速度:0～6.2m/min二、液压支架的主要技术特征：(1)液压支架型号：ZZ5200-19.5/42型四柱支撑掩护式液压支架额定供液压力：31.5MPa高度：最低1950mm；最高宽度：最小1420mm额定初撑力：4864KN额定工作阻力：5200KN对底板比压(平均值)：1.7MPa平均支护强度：0.78MPa支护面积：6.62㎡(2)单体液压支柱型号：DZ--2.8DZ--3.15DZ--3.5DZ-3.8伸缩行程：800mm额定工作载荷：25T额定工作液压：318Kg/c㎡油缸直径：100mm泵站压力：31.5MPa初撑载荷：11.8～15.7T底座面积：109c㎡(3)金属铰接顶梁“一”字型铰接顶梁型号：HDJB—1000；HDJB—600；金属双楔铰接顶梁规格：HDJS—1000；“十”字型铰接顶梁规格：1000×600mm三、运输设备1.刮板运输机运输机型号：SGZ--764/500(中双链)电机功率：2×250KW运输能力:800T/h链速：0.93m/s长度：176m中间槽尺寸:1500×764×317mm2.桥式转载机一部，其型号：SZZ-764/160，，设计长度60m，其它技术参数为电机功率:160KW运输能力:900T/h链速:1.44m/S中间槽尺寸:150O×764×222mm3.破碎机一部，型号为LPS-1000/110，技术参数为破碎能力:1000t/h电机功率:110KW4.可伸缩带式输送机两部，型号为SDJ-150，技术参数为电机功率:2×75KW运输能力:900t/h，630t/h带宽:1000mm带速:2.5m/s5.辅助运输设备选用1.0吨的矿车和叉车,牵引设备选用JD-11.4型调度绞车，其主要技术参数如下：型号:JD-11.4静拉力:9.8KN绳径:12.5mm绳速:26---72m/min,平均44m/min绳容量:400m滚简直径:550mm外形尺寸:1100×765×730mm附图5：3110外综采工作面设备布置示意图：四、乳化液泵站（一）泵站及管路选型、数量乳化泵选用MRB200/31.5型两台。喷雾泵选用WPZ320/6.3清水泵两台,装备四泵一箱;高压输液管路选用高压胶管，耐压45MPa以上。主要技术参数如下:乳化泵:型号:MRB200/31.5公称流量:200L公称压力:31.5MPa电机功率:125KW喷雾泵:型号:WPZ320/6.3公称流量:320L公称压力:6.3MPa电机功率:45kW（二）泵站设置位置泵站安设在轨道顺槽距离采煤面80～150m的位置。（三）泵站使用规定要保证泵站压力大于30MPa，乳化液浓度3%～5%或乳化液浓度0.9%～1.5%。要加强支架与泵站的维修,杜绝液压系统的窜漏液。第三章顶板管理第一节支护设计一、液压支架支护强度验算1、经验计算支护强度支架支护强度Pmin=0.78MPa经验计算支护强度：Pj＝8×h×r＝8×3.2×2.5×9.8×1000＝627200Pa＝0.6272MPa式中：h-----采高，取3.2mr------岩石容重，取2.5吨/m2由计算结果知：支架支护强度Pmin>Pj，因此工作面支护强度满足要求。2、支护设备选择3110外工作面选用基本液压支架ZZ5200-19.5/42型支架,共95架,从运输顺槽到轨道顺槽依次编号为1～95号支架。根据工作面条件与支架适应条件对照表可以看出，选用ZZ5200-19.5/42型支架，在满足顶板管理支护强度需要的同时，也能满足底板比压值要求。通过对比、验算，证明选用ZZ5200-19.5/42型支架能满足要求。预计工作面矿压参数参考表表五序号项目单位同煤层实测本面选取或预计1直接顶厚度m1.35-1.501.35-1.50老顶厚度m6-266-26直接底厚度m15-28.92272直接顶初次垮落步距m18183初次来压来压步距m28--5028--50最大平均支护强度Mpa0.780.78最大平均顶底移近量mm100--120120来压程度明显明显4周期来压来压步距m12--1612--16最大平均支护强度Mpa0.6950.695最大平均顶底移近量mm100100来压程度明显明显5平时最大平均支护强度Mpa0.62720.6272最大平均顶底移近量mm1001006直接顶悬顶情况m007底板容许比压MPa18188直接顶类型类119老顶级别级II10巷道超前影范围m2020工作面条件与支架适应条件对照表表六工作面条件支架适应条件采高3.62.1～4.2m煤厚4.0m4.2底板比压18MPa1.7MPa支护强度0.7056MPa0.78MPa顶板种类I级一类支撑掩护式第二节工作面顶板管理根据已开采的一采区相邻工作面矿压观测资料,其煤层顶板为老顶来压明显,直接顶不稳定的一类一级顶板。本工作面的顶板管理采用全部跨落法。工作面配置95架液压支架,对工作面顶板实行全支护法管理。一、正常工作时期顶板支护方式采用追机移架的方式对顶板进行及时支护，即割煤→移架→移运输机；采用带压移架的方式移架。正常移架要滞后采煤机后滚筒3～5架，顶板破碎时要紧跟前滚筒移架或人工操作超前移架，即：当发现片帮严重时，不等采煤机割煤，就进行移架，再进行其它操作，工艺为移架→割煤→移运输机，移架步距0.6m。推溜滞后采煤机后滚筒不少于15m，并确保弯曲段长度不小于15m。移架顺序为：1、采煤机向下（上）端正常割煤时,滞后煤机后滚筒3～5架移架(顶板破碎时可紧跟前滚筒移架)。2、采煤机割煤并移架后，及时将支架的伸缩梁及护帮板伸出护好顶、帮。3、采煤机进刀，向上（下）正常割煤时，自下（上）而上（下）滞后煤机后滚筒3～5架移架(顶板破碎时可紧跟前滚筒移架)。4、机头处二架排头架的移架的顺序为:先移2#架，后移1#架。5、在采煤机割煤时，超前采煤机前滚筒3架将护帮板收回，并滞后采煤机前滚筒3架,顺序将护帮板挑起。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、二平、一净、二畅通”的质量要求。2、加强支架的支护强度,确保支护质量,支架初撑力不得小于24MPa。3、采煤机割煤后，要及时移架，移架与采煤机后滚筒的距离一般不超过8m，防止长时间空顶。4、工作面出现冒顶时，要及时用木料接顶，并支好支架。5、工作面生产以前要编制初次放顶的专项措施。 二、特殊时期的顶板管理(一)来压及停采前的顶板管理:1、工作面老顶初次来压前必须编制专门安全技术措施。2、工作面老顶初次来压和周期来压期间,应加强来压的预测预报工作,由矿压部门在轨道、运输顺槽挂牌标明来压位置。3、工作面支架以及轨道、运输顺槽所有单体支柱必须达到初撑力,特别注意工作面中部支架的初撑力及支架状态,及时采取措施预防冒顶。4、加强上、下端头顶板管理,要提高支护质量,适当加大支护密度,防止出现端头冒顶。5、工作面停采时要编制停采措施,加强顶板管理。(二)过断层及顶板破碎时的顶板管理：加强过断层及顶板破碎回采时的顶板管理工作。当工作面局部地段片帮较严重时,可超前采煤机移架,及时支护煤壁；在顶板破碎的地段,为了有效地防止顶板冒落、控制煤壁片帮,应采取及时拉超前架的方法维护顶板。当工作面顶板出现悬顶、掉矸、空顶、片邦、压力大等严重情况，必须加强临时超前支护，工作人员进入机道进行接顶和进行临时支护时，工作面采煤机、前部刮板输送机等设备，开关要停电打闭锁，并设专人观察顶板和煤壁，护好帮，执行好敲帮问顶制度，确认安全后方可工作，否则，严禁进入。处理顶板条件差时，必须从顶板好的区域逐渐向孬的区域进行维护，严禁空顶作业。进行顶板维护时，首先用长把工具找掉危岩悬矸，进行好临时支护，护好顶帮，严防冒顶、折帮，确认安全后方可进行维护工作。进行顶板维护时，现场要有专人指挥，运料、递料、维护人员分工明确，坚持“有人作业，有专人观察顶板”的原则，维护顶板时，应闪开维护人员在特殊应急情况下，能够及时撤离的通道。进行维护工作时，左右15m不得有与维护工作无关的工作，统一口号，递料、装顶维护等动作，要协调一致，需要动作液压支架时，必须安排专人进行操作，且工作人员要闪开被动作液压支架，躲入安全地点后，才可进行操作。确保顶板维护区域液压支架、单体液压支柱设备完好，液压支架支撑状态良好，不挤、不咬、不歪，达到初撑力；顶板维护后，接顶要严密。当需要维护的顶板处高度较大时，工作人员维护必须使用脚手架，脚手架的搭设要牢固可靠，稳固有力，不影响进行其它工作。采煤机在顶板条件差的区域割煤时，必须放慢割煤速度，当出现顶板漏顶时，要及时返机，必要时必须停机移架或超前移架，且割一架，移一架；移架、割煤时，人员必须在架箱里进行操作。第三节顺槽及端头顶板管理一、工作面轨道、运输顺槽的超前支护要求:工作面在生产前，运顺采用“十”字型铰接顶梁和“一”字型铰接顶梁，互相铰接；轨顺采用“一”字型交接顶梁沿走向互相铰接；且两巷顶梁均配合单体液压支柱，走向打三排支柱。运顺“十”字顶梁走向互相铰接，倾向和两“一”字顶梁互相铰接。下棚巷道时，替换工字钢棚支护顶板，锚网梯巷道时，直接支护顶板；超前巷道维护运顺倾向跨度3.4m，轨顺倾向跨度3.4m。若巷道超宽时，可在运顺上帮或轨顺下帮加挂一字梁（HDJB-1000或HDJB-600型），走向距离从煤壁算起25m，柱距1.0m，运顺人行道排距为1.2m，转载机道排距为1.6m；轨顺人行道排距为1.4m，电缆道排距为1.4m。若超前维护以外的巷道出现棚梁变形时，可打点柱一梁三柱支护或套棚支护（见工作面平面布置图及巷道支护剖面图）。支护要求：①、上下巷替棚时，一定要坚持先支后回的原则，铁棚(木棚)同十字顶梁间距大于1.0m时，及时加挂铰接顶梁支护顶板，严禁空顶作业。②、回撤工字钢前应首先观察好顶板，顶板不好时及时维护，做到先支后改，确保回撤安全。③、两巷工字钢的回撤沿工作面推进方向由里向外的顺序进行，撤工字钢棚，必须扶设临时支护，单体支柱作腿，方木作梁，一梁三柱，木梁规格为：3200×200×150mm。④、用两台千不拉将顶梁两端生根在相邻的棚梁上，然后用单体支柱将被撤换的工字钢梁升起，用千不拉在安全地点先把棚腿回掉，然后再慢慢地松千不拉，把棚梁放在底板上，外运到指定起点码放整齐。⑤、支护质量应符合如下标准要求：a、支拄应纵横成线，左右偏差不大于50mm。b、支柱应支到实底，并做到迎山有力。c、铰接顶梁之间要用圆柱销联好，保持平直，铰接率应达到100%以上，不得出现连续不铰接的顶梁，严禁使用失效的单体液压支柱和损坏的十字顶梁。顺槽超前支护的长度从工作面煤壁起，轨顺不得少于25m，运顺不得少于20米，单体液压支柱2/3以上，必须上好防倒安全杆。超前支护以外的巷道出现工字钢棚梁变形时应及时打点柱支护，棚腿损坏时要及时更换。详见附图六：3110外工作面、端头及两巷超前支护示意图（平、剖面图)。 3、单体液压支柱参数型号：DZ--2.8；DZ--3.15；DZ--3.5；DZ-3.8伸缩行程：800mm额定工作载荷：25T额定工作液压：318Kg/cm2油缸直径：100mm泵站压力：31.5MPa初撑载荷：大于50KN底座面积：109cm24、金属铰接顶梁“一”字型铰接顶梁型号：HDJB—1600；HDJB—1000；HDJB—600；“十”字型铰接梁规格：1000×金属双楔铰接顶梁：HDJS—1000型5、支护质量控制标准支柱纵横成线,偏差小于±50mm。支柱应支到实底,并做到迎山有力（迎山角度为20左右）。单体液压支柱初撑力不小于11MPa，班班进行二次注液，并有现场检测手段。铰接顶梁之间要用圆柱销联好,并保持平直。所有单体液压支柱三用阀方向一致,朝向老塘。两巷的支撑高度不得低于1.8m,人行道宽度不得小于0.7m,单体支柱活柱行程不得小于150mm。两巷单体支柱均穿铁鞋支护，铁鞋规格：45号钢，直径250mm。铁鞋小链要顺时针盘在柱体上，挂钩挂住单体手把，挂钩开口方向对准工作面煤帮侧。二、上、下安全出口端头支护要求：靠工作面运顺机头排头支架外侧的“一”字梁或“十”字梁，在距排头支架不大于0.5m，不小于0.4m处，使用双楔铰接顶梁配合液压单体支柱支设，超前支护距工作面煤壁前不少于三梁，直至端头密集支护处。单体液压支柱支在双楔铰接顶梁下，确保支撑有力，防止顶梁下垂，一梁一柱，柱距1.0m，铰接率确保达到100％。轨顺按超前支护要求正常支设。金属双楔铰接顶梁支护时，必须由两人进行操作，一人托梁，一人插圆销，在铰接插好圆销后，先打后侧的弧形楔，待顶板用护顶材料穿好，再打紧前弧形楔。端头、尾应支设切顶密集支柱，单体液压支柱支设带帽点柱，每间隔一密集支柱跟一棵戗柱，密集支柱净宽400mm。端头、尾切顶排必须及时回撤，最大拖后量不得超过排头架切顶线老塘侧1.2m。回撤顺序为：先远后近，先老塘后煤帮；回柱前要先清理加固好安全退路，并确保退路安全畅通。回料时要二人配合作业，一人观察顶板及四周安全情况，另一人回料。严格执行好“敲帮问顶”制度和“先支后回”制度。顶板破碎或压力较大时，必须打好临时护身柱，确保人员在安全的条件下作业，严禁空顶作业。回撤端头单体支柱时，必须实行远方卸载回料，并使用千不拉将卸载的支柱拉出，严禁人员进入老塘内取料或作业；回出的支柱、顶梁等要及时运出，严禁堵塞退路。8）机头、尾采高应与两顺槽顶底板割平，成一顺坡，严禁出现台阶；支护时接顶严密。三、支护材料使用数量、备用数量工作面正常需要单体液压支柱198棵，铁鞋198个，十字顶梁91块，1.6m一字顶梁41棵，1.0m一字顶梁50棵，0.6m一字顶梁41颗，双楔铰接顶梁40棵。3110外工作面备用各种支护用品备用量按不少于在用量的10%计算，支柱DZ-2.8，DZ-3.15，DZ-3.8单体液压支柱各20棵，十字铰接顶梁10块，铁鞋（45号钢，直径250mm）25个，坑木5m3，小板材料5m备用材料的存放地点，应保持距工作面50～100m之间，材料分类摆放整齐，实行挂牌管理，标明材料名称、型号、数量、单价等内容，并由专人负责。材料存放地点必须保证有0.7m以上宽度的人行道。附图6：3110外工作面、端头及两巷超前支护示意图（平、剖面图）第四节矿压观测一、矿压观测内容3110外工作面的矿压观测研究内容主要有：支架阻力观测、支架活柱缩量观测、巷道围岩变形观测、巷道围岩表面位移观测、顺槽超前支护范围内单体液压支柱阻力观测以及支护质量动态监测。根据观测结果对工作面顶板及顶煤活动规律、来压特征，工作面支架受力特点，支架对顶煤的适应性和控制效果。超前支承压力影响范围和分布特点，顶板、煤层稳定性，工作面支护质量等进行定期分析，并进一步了解煤、岩体力学参数等基础数据。二、观测方法1、工作面的矿压观测支架阻力观测利用圆图压力自记仪分别在工作面上、中、下部均匀布置8条观测线,观测支架前、后柱工作阻力的变化情况。测线布置：上、下端头的排头架各1条、中间基本支架6条,即分别布置在2#、17#、32#、46#、61#、76#、85#、94#支架上。统计观测沿工作面采煤机移动方向每隔10架作为一观测剖面,矿压部门每天(班)统计一次端面顶板的破碎及煤壁的片帮情况(包括梁端距、片帮、冒高超过0.5m以上的区域及顶板破碎情况),同时统计支架安全阀开启量(率)、顶板冒落状况和支架因顶板压力损坏的部件等。 三、支护质量监测每旬由生产技术部不定期对工作面和顺槽支护质量动态检查两次,对存在的问题,由施工单位立即整改。施工单位派专人观测两巷顶板离层仪读数变化情况，并做好记录，发现读数超出正常范围及时汇报。监测内容要包括支架初撑力、煤壁片帮情况、梁端距、采高及端面顶板冒落情况、两顺槽单体支柱初撑力、超前支护质量等。第四章生产系统第一节运输系统一、运输设备及运输方式运煤设备及装、转载方式采煤机割煤，运输机平行运煤,集中到桥式转载机、破碎机和胶带输送机上通过溜煤眼运出辅助运输设备及运输方式工作面需用的材料、设备等物资，采用1.0t矿车或叉车、JD-11.4、JD-25、JD-40绞车，通过轨道顺槽运进工作面。二、移溜方式采用支架的推拉千斤顶推移运输机，推溜步距0.6m，弯曲段长度不小于15m，推移方向为自下（上）而上（下）：1、采煤机向下（上）端正常割煤时,按照自上（下）而下（上）的顺序，依次推移刮板运输机，至距离采煤机后滚筒15m处。2、在采煤机向上（下）斜切进刀切入煤壁规定截深后，将前部运输机按自下（上）而上（下）的顺序推向煤壁,成一条直线。 三、煤的运输3110外工作面→3110外工作面运输顺槽→3110溜煤眼→强力胶带运输机道→井底煤仓→主井→地面四、辅助运输系统路线：地面→-100井底车场→轨道下山石门→轨道下山（一、二级轨道）→3110外工作面轨道顺槽→3110外工作面。附图7：3110外工作面生产系统、通风系统及避灾路线示意图。第二节通防与监控系统通风系统（一）风量计算1、分别按照瓦斯和二氧化碳涌出量进行计算：按照瓦斯涌出量进行计算：Q采=100×q采×kcH4=100×3.45×1.4=483m式中：Q采——回采工作面实际需要风量，m3/min；q采——回采工作面回风巷风流中瓦斯的平均绝对涌出量，3.45mKCH4——采面瓦斯涌出不均衡通风系数。取1.2按二氧化碳涌出量进行计算：Q采=100×q采×kco2=100×5.98×1.5=146.85m3式中：Q采——回采工作面实际需要风量，m3/min；q采——回采工作面回风巷风流中二氧化碳平均绝对涌出量，5.98mkco2——采面二氧化碳涌出不均衡通风系数。取1.52、按工作面温度选择适宜的风速计算:Q采=60×V综×S综×K综(m3/min)=60×1.1×9.86×1.15=748.374(m3/min)式中：V综——综采工作面风速，取1.1m/s；S综——采煤工作面的平均通风断面积，9.K综——综采工作面的通风系数；取1.153、按回采工作面同时作业人数计算需要风量：每人供风≮4m3Q采3110>4N=4×38=152（m3/min）N—工作面的最多人数,38人4、低瓦斯矿井的采煤工作面按气象条件确定需风量，其计算公式为：Q采=Q基本×K采高×K面长×K温=Q基本×K采高×K面长×K温=4.9×2.8×0.7×60×1.0×1.5×1.0×1.0=715.42（m3/min）式中：Q采——采煤工作面需风量（m3/min）Q基本——不同采煤方式工作面所需基本风量（m3/min）Q基本——工作面控顶距×工作面实际采高×工作面有效断面70%×适宜风速（不小于1.0m/sK采高——工作面采高调整系数K面长——工作面长度调整系数K温——工作面温度调整系数5、按风速进行验算：15S<Q采<240S（m3/min）15×9.36<748.374<240×9.86即140<748.374<2366.4符合要求式中：S——工作面平均通风断面积，9.86m25、确定该工作面的需风量最终确定为748.374m（二）通风路线地面→副井和新主井→井底车场→轨道石门→轨道下山和人行下山→-300车场→3110联络巷→3110外工作面→3110运顺→3110回风巷→3110入仓皮带道→强力皮带回风巷→矿井主回风巷→地面。详见附图：3110外综采工作面生产系统、通风系统及避灾路线示意图。二、防治瓦斯1、瓦斯检查（设点、检查次数）（1）瓦斯检查地点设置在距工作面煤壁线10—50m处的回风巷内、工作面回风隅角、回风巷道的机电峒室。记录工作面回风流中瓦斯的检查牌板设在距工作面煤壁线10—50m处的回风巷内，记录工作面回风隅角内瓦斯的检查牌板设在距工作面煤壁线0（2）瓦斯员每班对瓦斯、二氧化碳浓度检查2次，每次检查取其最大值，间隔时间3—5h；本班未进行工作时，每班可检查1次。每次检查结果必须记入瓦斯检查员手册、现场记录牌板、瓦斯班报和瓦斯日报上，并通知现场工作人员（每次检查瓦斯必须由现场工作班组长在瓦斯检查员手册上签字）。（3）瓦斯员必须执行瓦斯巡回检查制度、请示报告制度、“两签字”制度（瓦斯员、班组长）和“三对口”制度，并持有效瓦斯检查证件上岗。瓦斯检查员要及时检查可能瓦斯涌出的地点，消灭瓦斯积聚，并做到无瓦斯超限作业。瓦斯超限时瓦检查员、安监员立即责令现场人员停止工作并撤到安全地点。2、瓦斯安全监测（1）在工作面回风巷道内距工作面10m范围内安装1台甲烷传感器，其断电浓度大于或等于0.8%，复电浓度小于0.8%，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，实现瓦斯超限自动报警断电。监测分站设置在新鲜风流中。在距监测分站不大于10米的位置能够控制工作面运顺全部非本安型电器设备的馈电开关，并在该开关电源侧留出接监测分站、电源的喇叭口，留出接控制线、馈电状态传感器的喇叭口。在变电所设置断电设备，控制高压移变的供电。工作面煤机附近、回风隅角关门柱子处悬挂瓦斯便携仪。（2）瓦斯便携仪、瓦斯传感器必须垂直悬挂，距顶板不大于300mm，距巷道侧壁不小于200mm。每10天必须对使用标准气样和空气样对甲烷传感器调校一次，每10天必须对甲烷超限断电功能进行测试，保证传感传器灵敏可靠，时时处于完好状态。详见安全监测设备布置示意图。附图8：3110外工作面监测设备系统示意图。三、综合防尘系统（一）防尘管路系统（1）3110外工作面运顺：地面静压水池→副井→井底车场→-100轨道石门→一二级轨道下山和吊猴下山→-300车场→3110联络巷→3110外工作面运顺→3110外工作面。（2）3110外工作面轨顺及工作面供水：地面静压水池→副井→井底车场→-100轨道石门→一二级轨道下山和吊猴下山→-300车场→3110联络巷→3110外工作面轨顺→3110外工作面（3）轨道顺槽供水管路选用两路直径50mm的水管,每隔50m设一个三通阀门,（4）运输顺槽供水管路选用直径50mm的水管,每隔50m设一个三通阀门,在水管进入顺槽处安装闸门，向防尘水幕和各转载点供水。详见防尘系统示意图。（二）防尘措施1、工作面轨顺和运顺必须安装齐全防尘管路。防尘管路安设要平直（30m范围内高低差不大于100mm），小于或等于902、工作面架间喷雾、煤机的内外喷雾必须安装齐全，降柱、移架同步喷雾，保证时时完好，正常使用。3、采煤区队对采煤面及两巷必须及时冲尘，确保无煤尘堆积。4、在轨道顺槽、运输顺槽内距工作面50m各安一道净化喷雾，必须保证及时移挪，并确保喷雾覆盖全断面。5、工作面的各转载点都必须安设喷雾设施。破碎机必须安装防尘罩和喷雾装置或降尘器。6、必须正常使用所有的防尘喷雾设施，确保防尘喷雾设施的完好、灵敏可靠，符合质量标准要求。7、凡是割煤、移架、开溜子等所有能产生煤尘及造成煤尘飞扬的工作，必须使用喷雾设施。8、采煤机内、外喷雾压力均不得小于2Mpa，喷雾流量应与机型匹配。若内喷雾装置不能正常喷雾，外喷雾压力不得小于4Mpa，无水或喷雾装置损坏时必须停机。9、机组司机、移架工、回柱工、溜子司机等必须佩戴防尘口罩。10、煤机必须安装二次负压降尘系统，并正常使用。在移动电站后安装WPZ320/6.3高压水泵,通过φ25mm的高压供水管路与煤机二次负压降尘装置构成煤机二次负压降尘系统。供水管路敷设在电缆槽内,其供水压力为10～15MPa。当煤机割煤时,启动开关实现二次负压降尘。以采煤机司机处煤尘浓度小于40mg/m3及顺槽内煤尘浓度小于20mg/m311、架间自动喷雾和放煤口自动喷雾降尘:（1）供水采用φ25mm（2）动作方式：均采用自动化控制方式,实现架间、放煤口自动喷雾降尘。（3）喷嘴布置:工作面至少每1架安装一道架间喷雾装置，后部溜子架架放煤口必须安装喷雾装置，煤机割煤时下风口至少有三道喷雾帘同时开启，移架时应开启喷雾帘。工作面应至少每天冲刷一次煤尘。 （4）喷雾要求：架间喷雾喷嘴迎风喷雾,放煤口喷雾把放煤口呈半包围形式,罩住放煤口产尘部位。（5）工作面煤机割煤时,下风口20m范围内必须保证有2架以上的喷雾头正常工作,并保证雾化效果良好,覆盖全断面。12、对工作面实施煤层注水措施。为保证防尘用水的清洁，在供水管路进入顺槽的地点给每条支管路安设一过滤器。超前工作面,由两顺槽每隔10～15m向煤壁打深孔注水。钻孔直径φ32mm，钻孔长度60～8Om,钻孔沿煤层打，终孔点距顶板1.5～2.Om。采用静压注水,水压不小于2MPa。在工作面煤壁外40～100m向煤层注水。13、对工作面实施短臂煤体注水措施。短臂注水是在回采工作面垂直煤壁或与煤壁斜交打钻孔注水，注水孔深度3～5m。①参数选择：1、 注水压力：注水压力的高低取决于煤层透水性的强弱和钻孔的注水速度。选用采煤工作面的喷雾泵加压注水的动压注水方式。注水压力控制在4～5MPa。注水达到使煤壁出现一定程度的渗水。2、 注水速度（注水流量）：注水速度是指单位时间内的注水量。动压注水速度为0.002～0.24m3/(h.m)。3、 注水量：注水量是影响煤体湿润程度和降尘效果的主要因素。厚煤层为0.025～0.04m3/t.单孔注水量在0.4～1.2m3。4、 注水时间：单孔注水时间严禁低于60min.在预定的湿润范围内的煤壁出现均匀“出汗”（渗出水珠）的现象，作为判断煤体是否全面湿润的辅助方法。②施工工艺：1、 钻孔：采用风钻打眼，孔径42mm，孔深5m，孔间距10m。工作面两头各留10m不打孔注水。2、 钻孔：布置及施工：钻孔布置在工作面煤层的中部偏上，垂直煤层施工，为方便排钻屑，钻孔应有3～5度仰角。3、 封孔：采用ZF-A型橡胶快速（封孔器型号ZF-A22，内径222mm，外径39mm，适用孔径42～50mm）封孔，封孔器长1m。封孔深度1～1.5m，即封孔器尾部插入煤壁1～0.5m。4、 注水系统：由喷雾泵（含压力表、安全阀、溢流阀等）高压钢丝胶管、SGS型双功能高压水表、高压橡胶自动封孔器组成。采用高压胶管将每个钻孔中的注水管与喷雾泵的供水干管连接起来，其间安装有SGS型双功能高压水表和截止阀，喷雾泵供水管路与工作面四寸供水钢管相联。注水系统主要设备有：喷雾泵、橡胶自动封孔器、高压阀门、高压软管：干管规格3×25×18（钢丝层数×内径×压力），每根长10m，支管规格3×16×26，每根长10m。5、 施工组织：每天利用检修班分2组人员打注水孔，2组注水，每组为4个钻孔，为了确保注水注水压力符合要求，2个注水组实行不同时注水。每组钻孔注水时间严禁低于60min。（三）隔绝瓦斯煤尘爆炸措施1、在工作面的运顺轨顺内各安设2组隔爆水棚，首排水槽必须保持距工作面60-200m的范围内。每组隔爆水棚棚间距为1.2-3m，棚区长度不得小于20m。水棚的用水量按巷道的断面积计算，不得少于200L/m2。水棚的安设、吊挂、质量必须符合《山东省“2、使用的水袋必须符合MT157《煤矿用隔爆水袋通用技术条件》的规定，并经国家质检部门检验合格。3、工作面通风系统必须合理、稳定，确保工作面的供风量，定期对工作面进行测风，若发现风量不符合规定要求时，应及时处理；定期对工作面周围的通风设施进行检查，并确定完好可靠。4、工作面上隅角和运输顺槽风流中设瓦斯检查点，每班二次正常检查，主要检查瓦斯、二氧化碳、一氧化碳等气体的浓度及工作面的温度。在工作面上隅角和采煤机附近悬挂便携式瓦斯仪，对瓦斯浓度进行连续监测，当瓦斯浓度超过0.8％时，应撤出工作面所有人员，并切断电源，汇报矿调度室，待处理完后方可恢复生产。四、防治煤层自然发火技术措施（一）监测系统1、加强对通风安全监测系统和束管监测系统的维护管理，确保其完好，能正常运行使用。2、安装使用束管监测系统对工作面的回风隅角处进行监测。（二）综合防灭火措施1、采取工作面的上、下隅角处铺洒阻化剂、均压通风等措施进行综合治理。2、通防科每周对高冒点及可能发热地点进行检查和取气化验分析，充分利用矿井束管监测系统或人工每天对回风隅角进行取气分析，分析结果及时向通风调度汇报。束管采样器安设在回风隅角的关门柱子处的中上部。搞好观测预报工作，发现问题及时采取措施处理。3、对顶板下沉巷道变形的地点及时进行维修支护，防止出现高冒区。4、对已出现的高冒区要挂网喷浆或注凝胶或注黄泥、砂等用不燃性材料填实。5、采煤面要保持合理的推进速度，同时后部煤回收干净，最大限度减少煤炭损失。采煤面在回采过程中，严禁留顶煤（发生地质构造经公司批准除外），杂物回撤干净，消灭采空区内留有能够燃烧的物料。防止因推进速度慢而使采空区漏风带氧化时间长产生自燃。6、工作面进、回风隅角要及时放顶。采煤单位要及时做好对工作面上、下隅角切顶排锚钢梯（带）螺丝的拆卸和截网，以及上下端头支护的回撤。7、采煤工作面回采结束后，撤面时必须先在停采线撒阻化剂覆盖停采线，在1个月内撤出一切设备、材料，回风隅角及运顺一定要回撤干净，并进行永久性封闭。向闭内灌泥浆，确保密闭的质量防止漏风漏气而造成自然发火。8、当工作面进行仰采时，根据工作面的推进情况，必要时适时对采空区进行注浆，消灭自然发火隐患。9、对通风安全监测系统和束管监测系统及人工检测的数据及时进行分析，有芳香族碳氢化合物、CO浓度超过0.0024%或增加较快、发现温度上升明显时，要及时组织进行撤人、进行防灭火等。（三）防灭火要求1、工作面在正常生产期间，每天对回风隅角温度进行测定并取气使用气体分析仪对一氧化碳、芳香族碳氢化合物浓度进行分析，综合连续一周来检测数据进行分析预测预报。2、在工作面及两隅角铺洒以MgCl2为主要成分的阻化剂。3、工作面结束生产后期间,风量降到40Om3/min为宜。附图八：通风系统图、防尘系统图、安全监控防灭火系统（设备）布置图。五、通风系统示意图详见附图7：3110外工作面生产系统、通风系统及避灾路线图。第三节排水系统一、设备选型:工作面涌水量预计：根据3110里工作面、3108工作面的开采实践，3110外工作面顶板最大涌水量130m3/h。预计本工作面最大涌水量为80m3/h。正常涌水量为20m3/h。排水设备要求：建立畅通的排水系统，在轨顺安装两路Φ108mm排水管路和排水能力不得低于80m3/h、扬程不得低于30m的水泵；在运顺安装二路Φ108mm排水管路和排水能力不得低于50m3/h、扬程不得低于30m的水泵，排水至-300水仓。二、排水系统路线3110外工作面→3110运输顺槽→3110联络巷→-300水仓→地面3110外工作面→3110轨道顺槽→3110联络巷→-300水仓→地面第四节供电系统一、供电系统3110外工作面设备分为二组供电,一组为移动变电站，电压等级1.14KV，型号为KBSGZY-1000/6KV两台，供采煤机及乳化泵、清水泵。另一组为固定变电站，电压等级660V，电源引自-300变电所，供轨顺排水及绞车运输使用。移动变电站660V部分引至3110运顺移变，供胶带运输机及排水。两种电压等级的供电电源均来自-300水平变电所。附图9：3110外工作面供电系统示意图工作面主要电器设备表（表九）设备名称型号设备台数电机容量额定电压额定电流最大负荷移动变电站KBSGZY—1250112506000/1140移动变电站KBSGZY-63016306000/1140采煤机MG200/475-W14751140刮板运输机SGZ-764/5001250×21140磁力启动器KBZ-40023151140桥式转载机SZZ-764/16011601140破碎机PLM-100011101140乳化泵WRB200/31.521251140高压水泵WPZ320/6.32451140胶带输送机SDJ—150175×2660第五节通讯照明系统一、通讯系统及有关配置3110外工作面皮带机头、转载机头、控制台，各安装一台直通地面调度室的生产电话。工作面皮带机头、转载机头、转载机尾、破碎机处及整个工作面每间隔10架安装一台扩音电话与控制台联系。（见附图10：3110外工作面通讯系统示意图）二、照明系统及有关配置3110外工作面轨道顺槽由移动变电站的照明综保引出照明线路向照明灯供电；运输顺槽由皮带机头处照明综保引出照明线路向运输顺槽和皮带机头的照明灯供电，工作面照明每5架安设一组，运输顺槽皮带机道每50m安设一组照明。（见附图11：3110外工作面照明系统示意图）附图10：3110外工作面通讯系统示意图图11：3110外工作面照明系统示意图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3110外工作面采用“四六”制作业制度，每班作业6小时，全天生产由三个生产班和一个检修班组成。每天检修时间保持6个小时。工艺过程：割煤→移架→推溜劳动组织3110外工作面每班有三名带班工长负责组织生产，配有质量验收员、采煤机司机、维修工、三机工等相关工种的操作人员若干名，全队合计138人。附图12：正规循环作业图表3110外工作面人员配备见劳动组织图表（表十）工种班次一班二班三班四班合计工长333312质量验收员11114采煤机司机22228支架工333615清理工1113端头工444820三机工222410泵站工11114电工11158油质管理员11运料工66支柱管理工11干部11114合计1919193996（单位：人）第二节主要经济技术指标3110外工作面的主要经济技术参数见下表：主要经济技术指标表（表十一）序号名称数量序号名称数量1面推进长度15313日产量1200t2面长12314月产量36000吨3煤层倾角゜5-1015可采期2个月4煤容重1.35t/m316循环进尺0.6m5煤硬度1.03-1.2817正规循环率大于85%6煤层厚度3.18日出勤1027割煤高度3.19出勤率80%820回采工效率11.76t/工921坑木消耗2m310地质储量7.75万吨22截齿消耗10个/万吨11可采储量7．2万吨23循环产量283t12回收率大于93%24月进度76.5第三节工作面质量规定项目小项名称单位质量规定标准备注工作面支护支架直线误差mm±50支架中心距误差mm±100与面溜垂直误差度±5与面溜倾斜度度±5 端面距mm≤340 上下出口超前支护m≥25 超前支护直线mm±50高度m≥1.8宽度m≥0.7柱距m1.0移架放顶最大控顶距m5.354最小控顶距m4.754放顶步距m0.6材料巷宽度m3.4人行道宽度m≥0.7人行道高度m≥1.8运输巷宽度m3.8人行道宽度m≥0.7人行道高度m≥1.8液压参数乳化液配比％3～5泵站压力MPa≥30液压支架初撑力MPa ≥24单体液压支柱初撑力MPa≥11.5 第六章灾害预防及避灾路线3110外工作面在回采期间，要严格执行本规定的通防、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。顶板避灾路线：3110外工作面→3110联络巷→3108绕道→-300轨道大巷→人行下山→下井口→升井。二、发生火灾、瓦斯煤尘爆炸避灾线路当工作面出现瓦斯、煤尘、火灾事故时，靠近轨道顺槽的所有人员应按以下路线撤离：避火灾路线：3110外工作面→3110面轨顺→3110联络巷→3108绕道→-300轨道大巷→人行下山→下井口→升井。当工作面发生瓦斯、煤尘、火灾事故时，靠近运输顺槽侧的所有人员应按规定佩戴自救器，沿以下路线撤离：3110外工作面→3110面运顺→3110联络巷→3108绕道→-300轨道大巷→人行下山→下井口→升井。发生水灾的避灾路线：3110外工作面→3110联络巷→3108绕道→-300轨道大巷→人行下山→下井口→升井。二、其它工作面出现灾害事故时，能采取措施处理的必须进行处理，要防止灾情进一步扩大，不能处理时应尽快向调度室汇报。工作面出现灾害事故时，应按照避灾路线尽快撤离灾区，躲入安全地点，必要时尽快升井。发现有人遇险能采取救援措施时，必须救援；人员处于灾区的回风侧不能按避灾路线及时撤离时，应及时佩带自救器，背离灾区，尽快撤到安全地点，并设法与调度室或其它人员联系寻求进一步救援。详见附图7：3110外工作面生产系统、通风系统及避灾路线示意图第七章安全技术措施第一节一般措施1、所有上岗人员必须严格执行《3110外工作面作业规程》。严禁违章指挥、违章作业、违反劳动纪律。2、所有上岗人员都必须持证上岗，严格执行岗位责任制,现场交接班制、设备维修制、质量验收制、事故分析制。各岗点要认真填写运转日志。3、工作面回采工程质量和顶板管理，要按照国有重点煤矿《生产矿井质量标准化》的各项要求严格执行，做到动态达标、安全生产、文明生产。4、所有上岗人员上岗前都必须学习本规程,学习后人人签字并进行考试，不合格不得上岗。5、加强工作面综采设备的管理，要按照设备完好标准进行检修和保养,保证设备处于完好状态。6、所有综采设备的安全设施，都必须按照设备的自身安全使用要求进行安装调整,并保证完好可靠,正确使用,任何人不得以任何理由随意撤除,在生产过程中,发现失灵立即更换，更换后再恢复生产。7、为防止重大事故的发生,工作面的各监测系统、通风系统、注浆系统、防尘系统、通讯系统,应时时保证其完好,并坚持正常使用。8、为防止大块煤进入运输系统,溜煤眼上口必须加一个孔径不大于400×400mm的方孔篦子,溜煤眼上口必须设置警标、警灯和牢固的栅栏,进入栅栏工作时,停机闭锁、系牢保险带,9、人员经常跨越的运输设备上方，要安装牢固的人行过桥,并悬挂醒目的标志牌。10、工区管理人员要认真填写安全信息卡,工区值班人员必须及时组织人员落实整改。11、严禁人员进入运转的运输机、转载机里侧和上方作业；必须进入作业时，要停机闭锁，维护好顶板与煤帮,并设专人看管闭锁和观察顶帮后方可进行。12、进入工作面内的所有人员应在支架人行道内行走，片帮掉顶的大块煤矸要及时处理。13、所有人员在处理各种管子前必须关闭截止阀，严禁带压作业。14、生产部采煤矿压组要配合采煤区队加强矿压观测工作,掌握工作面顶板活动规律,进行来压预报,正确指导生产,工作面安装观测压力的压力表、圆图仪必须维修、保养好,不得遗失,损坏的要及时更换。15、两人以上工作时，必须指定一名安全负责人。第二节顶板管理一、工作面装顶当工作面顶板出现悬顶、空顶、片邦、冒顶等情况时，必须及时加强支护，进行装顶维护工作。1、人员进入煤帮和机道工作前，必须先将工作面内的采煤机、刮板运输机等停电闭锁，并安专人看管。2、人员进入煤帮和机道工作前，必须严格执行敲帮问顶制度，人员要站在安全地点用长把工具找掉悬矸伞檐，使用好液压支架护帮板护好帮，确保安全后工作人员方可进入工作。工作过程中，人员要始终站在顶板完好的安全地点作业，严禁空顶作业。3、处理冒顶、维护顶板顺序为：必须从两头向中间、从顶板好的区域逐渐向顶板差的冒顶区域进行维护。4、处理冒顶、装顶等工作时，区队跟班队长和班工长必须盯住现场，统一指挥，确保安全生产。5、装顶前，应提前清理加固好安全退路,确保人员在有危险时能够安全顺利撤出。6、装顶时，要从顶板好的区域逐渐向顶板差区域依次装顶,现场必须安排有顶板管理经验的工人专职监护顶板，一旦有险情，立即发出警号，将施工人员撤到安全地点。7、进行装顶维护工作时，工作地点上、下15m范围内不准有人动作支架，并安专人看管；不得有与维护工作无关的工作；人员不得在冒顶区下的溜子里行走或逗留。8、若确需动作支架时，必须安排专人进行操作，且工作人员要闪开被动作液压支架，躲入安全地点后，方可进行操作，动作支架后，操作手把必须及时回到零位。9、冒顶处维护方法：顶板停止冒落且稳定后，先观察顶板并敲帮问顶，清理好退路，处理掉活矸，然后再进行维护。先用单体支柱配合大板（或长铁道）沿工作面走向支设好临时抬棚，抬棚保证一梁三柱，在抬棚上使用合适的木料架设木垛，并要求装实顶挤实帮；在确保安全无误后，方可降架；移架时要保证支架顶梁将抬棚后端托起；走向大板的前端要求能担起挤帮的倾向大板（或铁道），后端在支架上方不得少于0.6m，然后再升实支架。升架后要保证支架高度，相邻支架间错茬不许超过规定。10、往装顶支架上运大板等木料进行装顶工作时，施工人员抬料、传料和接料等，要抓牢接实，轻起轻落，动作、口号要协调一致，其他无关人员要闪开安全空间。11、装顶支架每上一块木料，必须先摆稳放实后，方可再上第二块料。严禁木料乱扔乱放，严防坠落伤人或影响工作。12、装顶处，造人工假顶的木料要横穿竖插均匀，各有支点，假顶的木垛成“#”字形，垛垛连锁，接顶严密，肩窝结实，严禁出现空顶空帮现象。13、人员在施工过程中，必须严格执行敲帮问顶制度，找掉悬矸伞檐，腰好帮背实顶，必要时要使用单体支柱打好临时护身柱，柱距0.75m,初撑力不低于11.5MPa,工作人员要站在顶板完好的地点作业。14、工作中如需要更改支柱时,必须严格执行先支后改制度,严禁空顶作业。使用的单体支柱必须一律栓好防倒绳，初撑力不低于11.5MPa，严禁使用失效的单体支柱。15、装顶时液压截止阀要关闭,防止误操作或物料等碰撞操作把手。16、采煤机在顶板条件差的区域割煤时，必须放慢割煤速度，当出现顶板漏顶时，要及时返机，必要时必须停机移架或超前移架，且割一架，移一架。移架、割煤时，人员必须在架箱里进行操作。17、在煤帮空顶掉顶区域降架、移架前，必须在煤帮支设好临时支护，否则，不准降架。二、两巷维护（一）回柱1、回柱应先清理好退路,用长把工具将单体液压支柱放液后用葫芦拉出,然后再撤铰接顶梁,严禁人员进入老塘作业。2、上下两顺槽密集支柱与排头架的顶梁后端相齐,最多拖后不得超过1.0m,严禁超前回料。上下端头不得出现空载顶梁3、工作面上、下出口面前回柱、梁时,不得跨在运转的转载机或站在运输机头尾上作业。回柱前应提前观察好顶板煤帮,顶板破碎时，可用水平销配合顶梁支护、挂好防飞链,移架支护后方可回顶梁。4、维护工在前移抬棚时,应提前打紧所有水平销挂好防飞链,采取可靠的措施防止棚梁坠落,挪移棚梁严禁人员在其下方行走或站立。5、回贴帮支柱时应首先检查煤壁片帮及支护情况,支柱受煤帮压力较大时,人员必须站在可靠的安全地点回柱。严禁人员站在支柱弹出歪倒、煤壁片帮所能波及的范围内。6、回料时要有专人在安全地点观察顶帮,看好退路。 7、回柱或改柱时,严格执行先支后回的制度,人要站在支护完好的安全地点。（二）超前回棚1、回棚时要先对相邻工字钢棚进行支护再回棚,顶板破碎时,用半圆木支好临时套棚,控制好顶帮,并对周围的工字钢棚支护牢固,再回棚。2、要坚持支一棚顶梁,回一棚工字钢棚。3、若确需用回柱绞车回撤工字钢棚时,组长应首先派专人检查绞车的安全设施,必须做到齐全、灵敏、有效。回料时,钩头上要挂一个2m的保险绳,所有人员要闪开绳道和棚梁下落、片帮掉顶以及钩头打滑可能波及地点,并有专人在作业点前后站岗,以防其他人员进入作业地点。4、支棚后,要及时打好贴帮柱,背好帮。5、回出的物料和剩余物料应放在指定地点分类码放整齐,放在一帮的单体支柱应放正放牢,清理好道路。 6、如有工字钢棚变形时,应及时打点柱或下抬棚维护好。 7、换棚时，必须有三人以上进行操作。 8、当本工作面运顺压力较大时,工字钢防崩爪措施如下：运输顺槽棚头至转载机头外10m人行道侧每棚工字钢下用完好单体支柱迎山打一梁三柱,达到初撑力，系牢防倒绳。9、如巷道冒顶,装顶时按第一项“工作面装顶”措施执行。10、需站在脚手架上工作时,脚手架要牢固。三、初采及初次放顶措施工作面开采前必须配齐通防设施，风量、风速符合要求，按规定配备好防排水设备，泄水通道畅通。将安装剩余的设备部件以及杂物转运到指定地点或上井。检查煤壁情况，运输机前的杂物应清理干净，严禁留有铁器等物。工作面所有安全设施必须齐全、可靠，符合要求。检查所有设备的注油情况和各种保护，进行联合试运转。工作面必须按作业规程的要求，配齐所有支护材料，否则不准生产。初次放顶期间，矿成立初次放顶领导小组，放顶期间放顶小组成员会同区队管理人员跟班指挥放顶期间的安全生产，直到放顶结束。初次放顶期间，控制采高在2.8～3.2m，沿顶留底，严禁超高。三班进行矿压观测，及时进行预测预报。工作面要设专人全面巡视顶板情况，发现问题及时处理，发现来压预兆时及时撤人。初次放顶期间，严格控制割煤速度在2m/min以下，并且每割煤一小时停机十分钟观察顶板，以防突然来压。初次放顶期间，应加强工作面支护，保证支架初撑力达到规定要求。当采空区顶板冒落高度达到采高的1.5倍、长度达到工作面长度的2／3以上时，视为初次放顶结束。第三节防治水3110外工作面轨道、运输顺槽低洼处易积水,是排泄水的重点区段，需加强监控、管理。为防止上部来水及相邻工作面涌水进入工作面内,在轨道、运输顺槽内的局部低洼处及预计涌水量增大处应提前施工泄水孔及水仓。为有效利用水仓,防止堵塞,淤塞，水仓的尺寸：长×宽×深=2.0×1.5×1.5m，水仓周围应安装栅栏，栅栏高度不底于1.0m，并在顺槽内对应的位置悬挂醒目的标志牌。水仓使用过程中,使用单位应派专人负责定期清理水仓的淤煤、杂物,确保水仓的畅通。第四节“一通三防”1、加强通风管理，确保工作面的风量达到748.374m2、确保工作区域内空气成分满足要求，正常情况下氧气不低于20%，二氧化碳不高于0.5%，其他气体浓度符合规程规定。3、各班工长必须认真履行瓦斯检查员手册签字制度，及时掌握工作面CH4浓度的变化情况，必要时按要求组织人员撤离。4、各班工长、电钳工及工作面内单独工作人员必须携带便携式瓦斯检测报警仪,工作面回风隅角要悬挂一台便携式瓦斯检测报警仪,对工作面瓦斯进行监测。5、认真执行设计的综合防尘措施，保障防尘用水有充足的水量和符合要求的水压。6、对工作面的注浆和注水要按规定进行检查，确保其施工质量，达不到设计要求的，要及时采取措施。第五节运输管理一、起吊运输重物及大件1、综采设备和大件上下井装车时,要派专人进行检查完好后方可装车。2、装车时,要安放平稳,封车牢固可靠,不得少于三道，无滑动部位,不超高超宽，不到卸车位置不准解掉封车索具。3、井下提升运输设备大件前,要对轨道、巷道、绞车驱制动装置、钢丝绳、钩头、信号系统等安全设施进行全面检查,确保无误后方可作业。4、运送要选择符合要求的起吊、拖运工具和索具。5、用手拉葫芦起吊重物,其吨位必须大于重物的重量。要先试吊高度100～200mm,无误后再起吊。6、起吊和拖运时,吊索捆缚和受力点应系在设备大件上的吊装部位,吊索的转折处与设备接触部位,应用软质垫件,严禁把设备的外凸处手柄当作吊装绳用。严禁用半环作为起吊工具。7、捆绑易变形的部位时,应采取措施防止其变形。设备上的滑动部位应予以固定,以防滑动碰坏和碰伤人员。8、设备在起吊拖运时,一般不得中间停止作业,设备到位或中间停止时,应放置稳固。对重心高的设备,应采取防摇动或倾倒的措施后,方可拆除起重机械或索具。9、运输起吊设备时,禁止任何人随同设备同行升降,禁止人员在设备下面或受力索具、钢丝绳附近及吊装物下落歪倒波及的地方通过和逗留,不得将头或手脚伸到可能被压、挤的位置。10、用棚梁或承力点起吊设备时,要预先对棚梁或受力点进行可靠的加固,确保安全后方可起吊。11、利用绞车或滑轮进行拖运起吊大件前,要对绞车的负荷、钢丝绳的承载能力、滑轮的额定载荷进行校核,确保无误后方可操作。拉移时两头安专人在安全地点站岗,看好生根回头轮,严禁人员进入绳道和拉坏生根、滑轮所能波及的范围。12、装车、提升运输、起吊、拖运时,必须由工长或组长统一指挥。二、运输机、转载机、破碎机1、开机前,应首先检查确认传动装置附近无杂物、管线吊挂整齐、各种螺丝齐全紧固、盖板完整、油量适当、冷却系统良好、信号齐全清楚、闭锁灵敏。2、三机起动后,要注意观察其运行状态,观察其运行是否平稳,声音是否正常,运输机的链子、刮板连接环、分链器等要求完好不缺,牢固可靠。3、三机运行时,司机不得离开岗位,若要离开必须停机闭锁。4、三机电机和减速箱的通风和冷却系统要保持良好,电机减速箱工作温度不得超过75℃5、运行中的三机设备严禁人员跨越。人员在三机内作业时要停机闭锁并派专人看管。6、运输机或转载机一般不得重载停车,严禁大块煤、矸通过采煤机或破碎机,有大块煤、矸影响运输或破碎时,应停机进行处理。7、人员在检查、维修运输机时,应首先将护帮板打紧,并用长把工具敲帮问顶,以防片帮伤人。若顶帮破碎要采取临时支护措施。8、处理三机事故或更换三机设备时,要执行停电挂牌制度。破碎机在打开上盖前必须等轧煤轴停稳后方可开盖。维修检查运输机底链时,一定要用木墩垫牢溜槽后方可让人员进入拾链。9、刮板运输机和转载机链子松紧合适，必须用本面闸盘紧链器紧、掐链子,不准使用单体支柱紧、掐链子。10、推移转载机前首先要清除机道上的浮煤、浮矸和杂物,检查有无障碍物,并将电缆管子吊挂好,仔细检查生根和锚链装置,在确保生根拉坏时所能波及范围内无人后方可拉移。11、推移时,应保持转载机两边千斤顶受力均匀,供液时要慢慢供液,一旦出现拉移困难时要停止推移,问题查清并解决后再推移。12、转载机推移到位后要做到平、正、稳、直。13、推移转载机,面溜司机要注意观察机尾情况,转载司机要注意观察机头情况,转载机两旁不得有人,到位后要立即停止供液。14、转载机在打生根前,要查明顶板,在确保顶板完整、工字钢棚支护良好、撑棍齐全的情况下方可打生根。l5、打生根时,人员不得站在生根下供液,要有专人站岗,防止冒顶或倒棚伤人，生根要生在顶板上,不得使周围工字钢棚受力。16、生根打好前仔细检查其自锁装置,不得使用内窜或漏液的立柱做生根,用可靠的锁具把立柱锁到棚梁上。17、在用运输机运料、工字钢和立柱时,要由工长统一指挥,将所运物料固定好,并派专人在运行路线上看管闭锁,取料时要停机闭锁专人看管,并把支架护帮板伸出,护上煤壁。超长超重物料不得用运输机运送。18、在转载机尾倒数第3～5节处，人员能通过溜槽上设一过桥,以便设备运转时人员通过。19、工作面仰采时，在易片帮、折帮、顶板破碎等不安全情况下，禁止在架前行人。三、胶带输送机（一）开机前的注意事项1、检查动力传动系统附近有无杂物,管线吊挂是否整齐,各种保护装置,信号闭锁系统应齐全灵敏可靠。2、检查清扫器的磨损情况,应确保清扫器清扫良好。3、皮带松紧要适当,接头良好,同一断面断裂不超过2×100mm。4、底板无杂物、碎石、浮煤等,防止磨划皮带。（二）运行中的注意事项1、开机前要发出起动信号,得到回点后方可起动。2、起动后，司机要注意各部运转声音情况,皮带运行要平稳。3、当出现皮带跑偏或撕裂时,要及时停机处理。4、当出现溜煤眼上口卡住时,要及时停机处理,处理反溜煤眼上口堵物时,必须带好保险绳，并将绳固定在工字钢棚上,方可进入作业。严禁不带保险绳、不停机进入栅栏内工作。5、人员在调皮带时,要扎紧袖口,严防手臂、衣袖卷入运转的滚筒中。（三）停机1、避免重载停机。2、不得用水冲洗皮带机和溜煤眼上口。3、司机在离开岗位时要停机闭锁,检修班在检修皮带时应停电闭锁。4、严禁人员乘坐皮带。5、人员在皮带上方作业时，要停电挂牌并闭锁。6、皮带张紧绞车将皮带张紧结束后,应把隔离开关打到零位。7、皮带机的加缩储存：①将皮带机上的煤开净，把控制开关手把打到断电位置并闭锁，挂上停电牌，准备开储带装置拉紧绞车；②清理干净放置承载架和机尾的巷道。储存皮带时，拆除中间架，用千斤顶或绞车把承载部连同机尾一起向前牵引直至与剩余的中间架相对接，调整机尾与中间架的中心在一条直线上；（延长皮带时，松开张紧绞车，用千斤顶或绞车把承载部连同机尾一起