内蒙古白音华四号综采工作面作业规程.docx

内蒙古白音华四号井 采 煤 作 业 规 程 工作面名称1011工作面 采 煤 队 区队负责人 技术负责人 编 制 人 提 报 日 期2009-2-25 预计开采日期2009-3-20 预计收作日期2009-12-30 目录 一、地质概况3 1.地质说明书3 2.采面范围3 3.煤层特征3 4.顶底板岩石特征3 5.储量4 6.地质构造与水文地质情况4 二、采煤方法及顶板控制设计4 1.采煤方法及采煤工艺4 ２、顶板管理5 ３、工作面设计6 ４、提高煤质及回采率措施7 三、主要系统7 １、上、下顺槽运料、运煤系统路径7 ２、工作面主要设备配备及主要技术规格7 ３、工作面供电系统及管线敷设8 ５、通风系统12 ６、排水系统14 ７、防尘供水系统14 ８、瓦斯监测系统14 四、劳动组织、循环图表与主要技术经济指标18 1、工作面正规循环生产能力18 2、劳动组织18 3、劳动组织表及循环作业图表18 4、 工作面主要技术经济指标21 六 、主要技术安全措施21 1、初次放顶和周期来压期间21 2、工作面调斜、初采采下山及旋面22 3、煤机割煤22 4、移架、推溜23 5、工作面溜子、顺槽转载机、皮带的管理24 6、皮带的移缩、转载机的前移25 7、顶板管理和防片帮、冒顶25 8、过断层26 9、下出口作业人员管理27 10、支架防倒措施27 11、人工支柱、回柱安全技术措施28 12、两道回柱绞车的使用及两道回料28 13、两道维护29 14、防排水29 15、两道设备、材料运输30 16、乳化液泵站30 17、拉移开关设备列车30 18、支架的检查与维修31 19、机电设备检修与管理32 20、工作面更换液压支架部件、煤机部件等大件措施32 21、通风管理33 22、防瓦斯措施34 23、防煤尘措施35 24、防治火灾措施35 25、防止采空区自然发火的措施35 26、油脂管理36 27、备件管理36 28、其它36 七、灾害预防与避灾路线36 1、预防火灾、瓦斯和煤尘爆炸36 2、预防水灾37 3、救灾设施37 4、避灾方法37 5、避灾路线37 6、避灾路线图37 附件11011材料道绞车提升能力验算39 附件21011综采工作面试采与初次放顶40 附件31011工作面注水设计42 附件4质量标准化措施42 附件5工作面爆破的技术要求及安全措施43 一、地质概况 1.地质说明书 附见地质构造图、剖面图、煤层柱状图、井上下对照图及邻近关系 2.采面范围 北部境界 西翼回风大巷 井下标高 840～920 m 南部境界 切眼 煤 厚 （3.00～4.00）/3.60m 东部境界 皮带顺槽和实体煤 走向长度 920m 西部境界 轨道顺槽和实体煤 倾向长度 148 m 地面标高 1407m 回采面积 112929m2 3.煤层特征 项 目 单 位 全 煤 厚 一 次 采 全 高 煤层厚度 全 煤 厚 m 3.00～4.00 平均煤厚 m 3.60 煤层倾角 2～15 煤层硬度 硬、中、软 中硬 煤 质 煤层灰分 9.88～18.39 挥 发 分 14.39～19.48 容 重 t/m3 1.35 自 燃 发 火 期 月 不易自燃煤层 瓦 斯 等 级 低、高 低（比照高瓦斯管理） 煤 尘 爆 炸 指 数 有强爆性 含矸率 8 4.顶底板岩石特征 顶板、底板 岩石类别 岩 厚 性 质 顶 板 老顶 中粒砂岩 平均厚度13.01m 浅灰色，水平及缓坡状层里。 直接顶 页岩、粉砂岩 平均厚度0.60 m 灰黑色，易冒落。 底板 深灰色砂质页岩 平均厚度2.07m 含砂质不均，有植物根化石 5.储量 煤 层 预计地质储量万吨 预计回采储量万吨 回采率（） 全煤厚 54．8 52 95 6.地质构造与水文地质情况 ⑴煤层结构本工作面煤层结构简单,中上部有一层夹矸，厚0.10～0.60米，煤厚3.00 m ～4.00 m ，平均3﹒60 m ，煤层倾角2～15。 ⑵顶底板特征该工作面煤层顶板为灰黑色的页岩、粉砂岩，脆性大，易冒落。煤层底板为深灰色砂质页岩，含砂质不均，有植物根化石。 ⑶地质构造本工作面为单斜构造，顶底板有起伏，面内有一条断层，（断层产状详见8333工作面地质说明书） ⑷水文地质本工作面为矿井首采工作面。充水水源是上覆K8含水层水，预计工作面正常涌水量为65m/d,最大涌水量为110 m/d。 ⑸本面瓦斯等级为低瓦斯区，比照高瓦斯区管理，煤尘有强爆性，煤层为不易自燃煤层。 ⑹钻孔本工作面内无钻孔。 二、采煤方法及顶板控制设计 1.采煤方法及采煤工艺 1.采煤方法 单一倾长壁采煤法，采空区处理方式为全部垮落法。 2.采煤工艺 ①破煤采用MGTY300/700-1.1D双滚筒采煤机破煤。 ②装煤采煤机自动装煤。 ③运煤工作面采用SGZ764/400可弯曲刮板输送机运煤。 ④支护工作面顶板支护采用ZY4800/20/40型掩护式液压支架。 ⑤工艺流程割煤→移架→推溜→端头斜切入机窝→清理。 ⑥割煤方式双向割煤，煤机往返一次进两刀。 3﹒工艺要求 ① 割煤进刀方式为工作面端头斜切进刀，双向割煤。根据所采用支架设计采高为3﹒0m～3.6m。当煤厚≥3﹒0m且≤3.6m时，沿顶、底板回采，一次采全高；当煤厚＜3﹒0m时，设计采高为3﹒0m，跟顶破底板或同时破顶、底板回采；当煤厚＞3.6m，设计采高为3.6m，沿顶回采。回采过程中根据煤厚变化情况及时控制好采高，要求顶底板要割平,不得出现台阶，煤壁平、直，不得出现留伞檐现象。 ② 移架移架必须配备专职人员，由技术熟练的工人操作，分组追机护顶、分段移架，及时支护顶板，移架距后滚筒3～4架进行，移架后及时用护帮板护住煤帮，若顶板破碎时，可在煤机前滚筒割煤后及时护顶移超前支架，并采取带压擦顶移架，机头三个支架必须按照2-3-1的操作顺序移架，移架要求拉线移架，移架后，支架要保持直线，并达到初撑力要求，移架步距为0.6米，支架要移到位，接顶要严实有力。 ③推溜推溜设专人推溜，滞后煤机10～15米开始，推溜时采用单向推溜方式。 ④清理工作面溜子推过之后，要将支架底座前方、架间及电缆槽内的浮煤清理干净。 ⑤两道放顶在工作面推进过程中，上下两道要及时放顶，保证切顶线不超过支架后尾梁1m. ⑥铺设金属网 本工作面原则上不铺金属网,当工作面出现小面顶板破碎、过断层及上下出口顶板压力大时，必须铺设金属网；铺设金属网基本要求 金属网规格为10号铁丝编织的长宽41.5m、孔为5050mm的菱形网。 铺网方法在支架顶梁上铺设金属网，走向铺网长，倾向铺网宽，铺设时走向倾向各压茬100～150毫米，联网采用14镀锌铁丝隔孔双股联接。 铺联网质量要求 a、移架操作时，以不出现抵网、撕网为准，如发现抵网、撕网，必须处理好。 b、煤机割煤时，必须把金属网吊好，防止煤机打金属网。 c、工作面端头的网与两道网联好。 d、工作面过断层放炮时，保护好金属网。 e、工作面发生冒顶或片帮时，需要接顶做超前时，必须用木料托好金属网确保铺网质量。 ２、顶板管理 1顶板管理采用自然垮落法管理顶板。 2支架选型 根据该面煤层赋存条件，拟选用ZY4800/20/40型掩护式液压支架，工作面共安装支架100台 该支架支护强度平均为0.73～0.78MPa。 支架支护强度验算支架支护强度按下式计算（参考煤矿设计手册） PkγΣhcosαg10-6 式中P---支架支护强度，MPa； k---支架受力不均衡安全系数，一般取1.6～2.0,取2.0； γ---顶板岩石容重，取2.5t/m3；α---煤层倾角，取7；Σh---冒落带岩石厚度， Σh m /（K-1）式中m采高，取3.6m；K岩石碎胀系数，一般取 1.2～1.5，取1.4； 计算得 p2.02.5t/m33.6/（1.4﹣1）cos71010-6 0.446MPa＜0.73MPa 由计算可知，支架支护强度符合要求。 故选用ZY4800/20/40 型液压支架合理。 3支护方式 基本支护方式工作面采用液压支架；上、下出口使用抬棚支护管理。 4控顶距 最大控顶距 4270mm ； 最小控顶距 3670mm ；移架步距600mm；端面距不大于324～393mm. 5支护强度 本面所采用支架的平均支护强度为0.73～0.78MPa。 6控制原则及支护效果预测 工作面支架及单体必须完好，泵站压力不低于30 MPa，支架升足劲，及时移架，初撑力不低于24MPa。割煤后直接顶、老顶自行垮落。 ３、工作面设计 1工作面布置 1011工作面切眼长148米，布置100台ZY4800/20/40型掩护式液压支架支护顶板，工作面采用SGZ764/400可弯曲刮板输送机运煤，落煤用MGTY300/700-1.1D双滚筒采煤机。 （2）采煤机割煤及进刀方式 截割方式煤机割煤时，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，追机移架，减少空顶时间。过断层和顶板破碎时，可采用前滚筒割底后滚筒割顶的方式，以便及时支护刚暴露的顶板。 进刀方式煤机在工作面两端头斜切进刀，双向割煤。 推溜利用液压支架推移千斤顶滞后煤机10～15米单向顺序推溜。 3工作面支护质量 要求割煤后，及时移架支护新暴露的顶板，护帮要跟上，缩小顶板暴露面积，以防造成片帮、漏顶、冒顶事故。支架要保证有足够的初撑力，支架初撑力达到24MPa ,泵站压力不得小于30 MPa，支架接顶要实要平，确保支护质量和控顶效果。 （4）工作面防滑及防倒措施 由于工作面沿煤层倾向布置，工作面坡度较小（最大70、平均约50），一般不需采用防滑措施，如需要可采用合理的伪斜开采和自下而上单向推溜。 5两出口管理 A、工作面上下出口必须畅通无阻，高度不低于1.8米，行人宽度不小于0.7米； B、在轨道顺槽下帮，使用DZ-3.15单体配合DJA1200/250S型双楔梁，从放顶线沿巷道走向向外各扶设两排出口抬棚，要求超前煤壁不少于2米，一梁一柱，出口抬棚间距为0.3～0.5米，作为轨道顺槽出口抬棚。 C、在皮带顺槽靠近机头位置，使用DZ-3.15米单体配合DJA1200/250S型双楔梁，从放顶线沿巷道走向向外各扶设两排出口抬棚，要求超前煤壁不少于2米，一梁一柱，出口抬棚间距为0.3～0.5米，作为皮带顺槽出口抬棚。 D、所有在用双楔梁配齐水平楔和圆销子，双楔梁双楔齐全，双楔对插并插牢固，圆销插到位；随着工作面推进，做到挂梁、站柱超前煤帮1～2档，并做到及时回撤，不得出现两个双楔梁同时悬臂。 E、两出口的抬棚与工作面的支架距离不得大于0.5米，否则采取高档（小面）支护，即工作面出口除抬棚及超前支护保留外，若工作面加长在没有加架的情况下，应加设一对π梁.用DZ-3.15m单体配4.0m∏梁支护，均为一梁四柱。从老塘放顶线到煤壁，成对使用，对梁间距300mm，两对梁相邻间距600mm，两梁前后错距600mm。∏梁支护与支架间距及两道支护间距不大于500mm，随工作面推进采用一梁四柱交错迈步前窜,机尾老塘侧保留两排单体,排距600mm,单体交错前移。机尾高档（小面）超过1.5米时要及时补充支架，机头超过1米要向下调支架。需采取高档（小面）管理时，必须另行编制措施。 F、除出口抬棚正常使用外，在两道老塘放顶线各打两抗棚，抗棚采用3.15m单体配1.4m长方木，沿倾向支设，一梁两柱，不得出现无支护或无支柱的梁体。抗棚也可采用走向两排，铰接顶梁倾向两排。在老塘侧顶梁下加打一抗柱，抗棚在两超前支护之间。均匀布置合理。 G、在遇顶板破碎、压力大时要加强支护，顶部用背板道木等接实，确保两道出口的顶板完整和安全畅通，出口抬棚支护单体初撑力不低于90kN，且单体必须穿鞋并拴绳防倒。 H、上下出口需要刷帮时，要用单体配双楔梁或1.4m方木（2.0m半园木）支护，支护密度为1.6根/m2单体。 6两道超前支护 两道均采用DZ-3.15m单体支柱和DJA1200/250S双楔梁配套做走向棚超前支护，一梁一柱,轨道顺槽老塘侧与支架后尾梁末端齐,上部出现小面时,与兀梁老塘侧单体回齐，随工作面推进前挂后掐，并保证双销齐全。 A、轨道顺槽超前支护距上帮0.3m～0.5m从放顶线向外沿巷道走向扶一排双楔梁棚，要求超前煤壁30米；距上帮1.5m～2m处，从放顶线向外沿巷道走向扶一排双楔梁棚，要求超前煤壁40米；自出口抬棚向外扶设一排超前支护，并同出口抬棚铰接，要求超前煤壁20米。所有超前支护成直线支护好。 B、皮带顺槽超前支护距下帮0.3m～0.5m处,从放顶线向外沿巷道走向扶一排双楔梁棚，要求超前煤壁30米；沿转载机外侧从放顶线沿巷道走向扶一排双楔梁棚，要求超前煤壁40米；自出口抬棚向外沿巷道走向扶设一排超前支护，并同出口抬棚铰接，要求超前煤壁20米。所有支护成直线支护好。 C、两道超前支护单体必须穿铁鞋，保证初撑力达到50kN以上，超前支护成直线。遇顶板不平或超高时，必须用方木或半圆木接平接实棚顶，背实后再用双楔梁，确保单体不超高使用；支柱要牢固有力并垂直顶底板，与顶板法线方向保持20～30的迎山角，在用单体必须拴防倒绳，绳要拴牢。上下出口20米范围内行人宽度不小于0.7米宽的人行道，高度不低于1.8m。如果两道超前压力较大或顶板破碎地段，可以再增加超前距离和支护排数，或者采用2.5～3.0m半圆木扶倾向棚，棚间距为0.6米，也可以补打锚杆、联网加扶托棚或打点柱加强支护。所有双楔梁必须两销齐全且插紧有力。销子的大头不朝行人道并挂牢销链。 （7）两出口及超前支护扶设要求 A、挂梁一人站在顶板完整处，两手抓住双楔梁将之插入已安设好的顶梁两耳中，另一人插上顶梁圆销并将圆销插到位。 B、插双楔将顶梁托起，利用水平楔调整梁子水平度及与顶板间隙，双楔要成对使用，双楔齐全，双楔对插，插入打紧，伸出量要保持一致，伸出长度不得小于30mm。 C、清理、定助位清挖柱位的浮煤，垫好木鞋，穿铁鞋。 D、背顶顶板破碎或顶板不平时交叉背顶，用锤打紧双楔。 E、升柱生足支柱，迎山有力，确保初撑力不低于要求。支柱成直线，所有在用单体必须拴防倒绳，绳要拴牢。 F、拉机头、机尾后要及时支设老塘侧支柱。 （8）上下顺槽压力控制 A、加强两道及工作面的矿压监测，定期检测顶板下沉量和底板隆起量，当巷道高度低于1.8米时，必须卧底，并使用单体配合半圆木或套工字钢棚支护。 B、当工作面两端头顶板破碎或推至冒顶区、构造带时，可铺设金属网、大板护顶，或提前扶棚维护。 C、确保工作面支架的初撑力，以控制工作面顶板。当工作面出现大面积顶板下沉时，另行编制安全技术措施。 （9）上下顺槽回柱放顶 A、工作面轨道顺槽放顶线与切顶线平齐，不得提前，滞后不超过0.6米。因转载机无法及时迁移等原因，皮带顺槽放顶线允许滞后一棚（1.2米）。在超前放顶线1米范围内提前撤除上下顺槽的锚索锁具和锚杆托盘。 B、工作面上下隅角悬顶面积超过25m2，在瓦斯浓度不超限时必须进行人工强制放顶；上下顺槽采空区顶板冒落不充分时，要沿放顶线打双排倾向抗棚（用3米半圆木做梁，一梁三柱），支柱迎山有力；上下隅角悬顶面积超过25m2，且不能强制放顶时，要在上隅角放顶线处打木垛，木垛用木楔刹紧,并用扒钉扒牢。在下隅角沿放顶线处打一排切顶点柱，柱距0.6米。木垛用料2.5米半圆木、（1.8～1.4）0.150.15米方木。 10材料备用及存放 为维持工作面正常生产，材料道必须备有一定数量的常用料 2～2.6米半圆木 200根 3米半圆木 50根 竹笆 4～5车 背板 5车 双楔梁 40根 圆木 10根 1．4米方木 10 m2 金属网 50捆 4mπ梁 16根 DZ-2.8单体 40根 DZ-3.15单体 40根 树脂锚杆 100套 乳化液 2桶 齿轮油 1桶 抗磨液压油 1桶 材料存放在距工作面50～100米的安全地带，并码放整齐，不得影响通风、运输和行人。 ４、提高煤质及回采率措施 1加强顶板管理，提高工程质量，防止漏、冒顶事故。 2严禁随意割底板矸石，减少含矸率。 3工作面遇断层严格按技术要求回采，破矸石采取分装分运，在皮带机头拣出装车运走。 4混入工作面的大矸石或杂物派专人及时捡出，抛入老塘或装车分运。 5设备停止运转后及时关闭喷雾防尘水，采煤过程中的其它水流不得进入煤流系统。 6工作面煤仓上口要安设矿规定尺寸的铁篦子，并设专人管理，处理大块矸石和木料等杂物，防止其进入煤仓，水煤也不得进入煤仓。 ⑺严格沿顶、底板回采，非特殊情况下严禁随意丢底煤回采。 三、主要系统 １、上、下顺槽运料、运煤系统路径见附图 运料路径轨道顺槽及工作面地面→副井→轨道大巷→西翼轨道大巷→1011工作面轨道顺槽→1011工作面 皮带顺槽地面→副井→轨道大巷→西翼轨道大巷→西翼皮带大巷→皮带机头 运煤系统1011工作面→1011皮带顺槽→采区煤仓→上仓皮带→主井煤仓→主井→地面 ２、工作面主要设备配备及主要技术规格 ⑴采煤机 型 号 MGTY200/475-1.1D 电机功率 700KW 电 压 1140V 电机转速 1472转/分 滚筒直径 1800㎜ 截 深 0.63m 牵引速度 6.2m/min 牵 引 力 440KN 滚筒转速 37.64转/分 生产能力 850t/h 降尘方式 内外喷雾 ⑵液压支架 型号ZY4800/20/40型掩护式液压支架 支架高度2000～4000mm 支架宽度1430～1600㎜ 支架中心距1500mm 支架初撑力3876kN 支架工作阻力 4800KN 支架支护强度（平均） 0.73～0.78MPa 支架底板比压0.23～2.35MPa 适应煤层倾角（带防倒防滑装置） ≤15 千斤顶 推移千斤顶 行程700mm 推力 179kN 拉力 454kN 护帮千斤顶 行程485mm 推力 478KN 拉力 207KN 平衡千斤顶 行程595mm 推力 801KN 拉力 529KN 侧护千斤顶 行程170mm 推力 98KN 拉力 48KN 伸缩千斤顶 行程700mm 推力 158KN 拉力69KN 抬底千斤顶 行程220mm 推力 387KN 拉力186KN 支架自重18.2吨 ⑶工作面刮板输送机自然情况 型 号 SGZ764/400 机 电 功 率 2200KW 运输能力 800t/h 刮 板 链 速度 1.1m/s 刮板间距 1000mm 刮 板 链 型式 中双链 中部槽寸 1500724290mm 中部槽结构式 整体铸焊式封底结构 ⑷皮带机自然情况 型 号 SJP1000/902 铺设长度 240M 电机功率 275KW 输 送 量 1000t/h ⑸乳化液泵站情况（含自动配液装置） 乳化液泵型号 WRB160/31.5 流 量 160L/M 额定压力 31.5Mpa 容 量 1600L 乳化液泵箱号 RX100/16A ⑹皮带顺槽装转载机自然情况 型 号 SZZ764/160 机 电 功 率 160KW 运输能力 1000t/h 刮 板 链 速度 1.545m/s 刮板间距 920mm 刮 板 链 型式 中双链 中部槽寸 3000764604mm 中部槽结构式 整体箱形焊接结构 ⑺破碎机自然情况 破碎机型号 PCM110 最大输入块度 800800mm 破碎能力 1000t/h 最大出料粒度 300mm 电机功率 110KW 破碎锤头数 4个 其它设备详见工作面供电及设备布置图。 ３、工作面供电系统及管线敷设见附图 ４、通讯照明系统 （1）1011综采工作面，在轨道顺槽、皮带顺槽距上、下出口不超过20米各安设一部直通矿调度室和工区的电话； （2）工作面输送机和皮带顺槽运煤系统要设一趟专用信号并相互连通，工作面每隔15米装设运输机开、停信号电铃，信号电缆电铃靠支架立柱铺设；皮带顺槽皮带运输机机头、转载机机头各设一个运输机开、停信号电铃，其他位置每隔50米设运输机开、停信号电铃，信号电缆电铃按人行道一帮铺设。 （3）工作面每隔30米、乳化泵站、开关列车、皮带机机头和转载机机头各安装一部载波电话。 （4）上下巷回柱绞车各安装独立信号；轨道顺槽斜巷运输按规定安装信号。 （5）工作面每隔15米设一照明灯，皮带机每隔30米设一照明灯。工作面下出口要设一可靠的照明灯，不得影响开溜子人员的视线，并吊挂牢靠。 （6）工作面及皮带顺槽运煤系统信号设置为“一点”停；“两点”开。 ５、通风系统 1通风路线 ①新鲜风流地面→主、副井→轨道大巷→西翼轨道大巷→西翼皮带大巷→1011皮带顺槽→1011工作面 ②乏 风 流1011工作面→1011轨道顺槽→西翼回风巷→总回风巷→风井→地面 2工作面风量计算。 ①按工作面每班工作最多人数计算 Q＝4n , m3/min 式中Q------工作面需要风量， m3/min； n------工作面同时工作的最多人数，60人； 回采时Q＝460＝240 m3/min ②按照工作面温度选择适宜的风速进行计算 Q＝60VS, m3/min 式中Q------工作面需要风量 , m3/min； V------工作面风速 , 取1.0m/s； S------工作面平均断面积 ,取14.3 m2； Kw-----温度调整系数， 回采取1.1。 回采时 Q＝601.014.3＝858 m3/min ③按照气象条件计算工作面的风量 QQ基本K采高K面长K温 式中Q------采煤工作面需要风量 , m3/min； Q基本------工作面所需的基本风量, m3/min； Q基本60工作面空顶距工作面实际采高工作面有效断面70适宜风速 603.673.60.71 555 m3/min K采高------回采工作面采高调整系数取1.5 K面长------回采工作面长度调整系数取1.0 K温--------回采工作面温度调整系数取1.1 Q5551.51.01.1916 m3/min 按风速验算 15S＜Q＜240S 式中S------工作面平均断面积 ,取14.3 m2； 1514.3＜Q＜24014.3 即215＜Q＜3432 m3/min 根据上述计算及风量验算结果，1011工作面在生产时配风量为916m3/min,若工作面气温、瓦斯浓度等不超过煤矿安全规程的有关规定时，可确定工作面配风量为916 m3/min。观测一周后，若工作面气温、瓦斯超过规定时，则及时重新调整工作面风量。 ６、排水系统 1排水路线 轨道顺槽排水巷道低洼积水处，掘一临时小水仓,在各临时小水仓用潜水泵、3寸钢管经轨道顺槽→总回风大巷→风井联络巷→轨道大巷→井底水仓 皮带顺槽排水 因工作面涌水等造成巷道积水时，在低洼积水处掘水仓,在水仓用7.5KW流量均为200 m3/h的潜水泵、3寸管路一趟经皮带顺槽排到西翼轨道大巷→轨道大巷→井底水仓；当水大时需要再增加流量不低于200m3/h的75KW离心式排水泵2台并敷设一趟6寸管路，两套供电系统。 2其它规定 井下两道必须各备有三台潜水泵，确保排水设施完好，水沟、管路畅通，发现问题及时处理，确保正常排水；当工作面涌水异常增大时，另行补充措施。 ７、防尘供水系统 轨道顺槽防尘供水地面→副井→轨道大巷→西翼轨道大巷→1011轨道顺槽各防尘点 皮带顺槽防尘供水地面→副井→轨道大巷→西翼轨道大巷→西翼皮带大巷→1011皮带顺槽→巷道各防尘点 ８、瓦斯监测系统 1工作面安装瓦斯断电仪，断电范围切眼及轨道顺槽660V、1140V负荷。 （2）分站安装在轨道顺槽外口联络巷内，瓦斯、CO、温度、风速断电仪传感器应垂直悬挂在巷道上方风流稳定位置，距顶≤300mm、距帮≥200mm，瓦斯传感器挂在工作面上出口向外5米范围内，风速、CO、温度传感器均悬挂在轨道顺槽门口向里10米处的适当位置。 四、劳动组织、循环图表与主要技术经济指标 1、工作面正规循环生产能力 W＝N / d（W 日产量t/d；N1011储量，万吨；d开采所需时间10个月，合250天） W＝rLHmn r煤容重，1.35 t/m3; L面长，m；H采高，m；m截深，m; n日循环刀数 1011工作面日循环刀数 n＝N / d/ rLHm ＝520000/250/ 1.351483.60.600.95〖0.95为回采率〗 ＝5.07≈5 2、劳动组织 劳动组织形式 作业形式 分段综采作业与追机作业相结合，多工序平行作业 循环方式 “三八”工作制，中、夜二生产班与早检修班（检修时间不小于4h） 正规循环 中、夜二生产班各割煤两刀，早班检修、割煤一刀 3、劳动组织表及循环作业图表（示意图见附图） 4、 工作面主要技术经济指标 名 称 单 位 指标 名 称 单 位 指 标 倾斜长度 米 148 坑木消耗 m3/万t 20 煤厚 米平均 3.6 金属网消耗 块/万t 30 设计采高 米 3.0-3.6/3.6 乳化油消耗 Kg/万t 300 煤层倾角 度平均 7 单体支柱 DZ-2.8根 300 割煤循环进度 米 0.60 液压支架 台 102 割煤循环产量 吨 410 双楔梁 根 300 割煤日循环数 个／日 5 截齿消耗 个/万t 50 割煤回收率 ％ 100 4.0 米π梁 根 20 循环率 ％ 90 灰分 ％ 9.88～18.39 日进度 米 3 含矸率 ％ 8 月进度 米 75 在册人数 人 138 日产量 吨 2050 出勤人数 人 110 月产量 吨 51250 出勤率 ％ 79.7 可采期限 月 10 回采工效率 吨／工 18.6 六 、主要技术安全措施 一.总则 1、所有人员进入工作面现场后，应严格执行先检查后工作制度及敲帮问顶制度，各专业工种必须培训合格，持证上岗。并严格按煤矿安全规程、工种技术操作规程及本规程作业。 2、作业规程必须经过学习、考试合格后方可入井作业。作业规程及补充措施必须每月贯彻，贯彻后要进行签字。新工人入井要在老工人的带领下，实习六个月，经过鉴定具备独立操作能力后才能单独作业。 3、工作面初采、过2.0米以上的断层、收面拆除回收等要有专门补充措施。工作面调面、处理冒顶时必须制定相应的安全技术措施。 4、本规程仅涉及与工作面安全生产密切相关的部分，未尽事宜仍按照煤矿安全规程、工种技术操作规程执行。 二.主要生产环节安全措施 1、初次放顶和周期来压期间 （1）根据综采工作面回采的经验本工作面2煤直接顶只有0.3～1.0m，上部为1.0米的1号煤，随采随落。老顶初次跨落步距约为25m，周期来压步距约为11～13m。 （2）初次放顶期间必须成立以采煤副矿长为组长的初放领导小组，重点加强初放期间的顶板管理。 （3）初放和周期来压期间，两道出口及超前支护区内，应严格加强支护，不准在回柱放顶前提前摘除支柱，防止支柱卸载，导致顶板事故。 （4）工作面每架支架立柱安一矿压表，平衡千斤顶每5架安一矿压表。支架工作业前，要检查压力表的读数，及时掌握顶板动压状况。 （5）工作面支架及单体必须完好，泵站压力必须达到30Mpa，支架初撑力不低于24 Mpa。 （6）现场人员必须加强自身保护，密切注意观察顶板状况、煤壁折帮情况及老塘的顶板垮落情况，发现异常情况应立即撤到架内安全地点，并向矿调度室汇报。 （7）加强工程质量，保证支架支护状况良好，防止出现歪架、咬架现象。 （8）初放和周期来压期间要加强矿压观测，及时掌握本工作面的周期来压规律，来压时可采取架间打单体的方法来保证支护强度，避免立柱压坏。 （9）周期来压期间要加快推进度，不得随意停止生产。每架移完后，要及时打上护帮板，护好煤帮。 （10）当直接顶及老顶悬露跨度超过其初次垮落步距时，必须制定强制放顶措施或加强支护措施。 2、工作面调斜 （1）为防止工作面溜子上窜下滑，工作面按伪斜推进，机头超前机尾一定距离3～4米左右。 （2）调斜可按12的比例进行，并撇开地质构造带和顶板破碎处。 （3）当设备下滑时调机头，上窜时调机尾。调斜时，调机头应按由短到长的顺序进行，调机尾应按由长到短的顺序，或走通刀进行，使支架侧护板处于可伸缩状态，并指定专人移架，及时将支架调正。 （4）调斜时，严禁将刮板输送机推成陡弯，严禁工作面中部滞后，防止挤死。 （5）调斜时，移架推溜工作应协调及时，拉架推溜后应达到“三直一平”。 （6）调斜拉茬处端面距超过规定时，应及时移超前架支护顶板，不得出现空顶现象。若端面距超过规定时，要用半圆木托顶支护。 （7）由于本工作面初采时采上山，上山坡度5。左右，所以煤机每割一刀，要向上挑顶5cm（跟顶板回采），同时调整好支架顶梁与顶板接触的状况，要平、实。 3、煤机割煤 （1）煤机司机必须经过专门培训合格者担任，持证上岗，严格执行本工种的操作规程。 （2）采煤机上必须装有能停止工作面刮板输送机的闭锁装置。采煤机因故暂停时，必须打开隔离开关和离合器。采煤机停止工作或检修时，必须切断电源，并打开磁力起动器的隔离开关。 （3）采煤机必须安设内、外喷雾装置。割煤时必须喷雾降尘，内喷雾压力不得小于2Mpa，外喷雾压力不得小于1.5Mpa，喷雾流量应与机型相匹配。如果内喷雾装置不能正常喷雾，外喷雾压力不得小于4 Mpa。无水或喷雾装置损坏时必须停机，坚持使用喷雾泵，推行割煤与喷雾联动。 （4）割煤前煤机司机先检查煤机各部位连接螺丝是否松动；各油位、油质是否符合规定；各操作手把、按钮是否在正常位置、是否灵活可靠；电缆、水管、喷雾、抱闸是否良好；检查截齿是否齐全、牢固、可靠，做到不漏油、不缺齿。否则要及时处理，严禁带病作业。 （5）采煤机启动前，煤机司机必须巡视采煤机四周，通知所有人员撤离到安全地点，确认对人员无危险后，方可接通电源。煤机空载运行2-3分钟，确认无问题后，发出割煤信号，开始割煤作业。在煤机正常运转过程中，如突然停电，采煤机各手把应立即打到零位。 （6）煤机上的电控箱及牵引部盖不准随便打开或拆卸，处理故障需要开盖时必须采取遮盖措施，牵引部换油后，应先开机空运转10～15分钟，将牵引部液压油路的空气排净。 （7）割煤时，机组上、下5米范围内架前严禁有人行走或作业，煤机司机应站在架内安全地点，使用长把工具辅助操作，如果有遥控器必须使用遥控器作业，防止片帮和煤机甩出的煤块伤人，同时机身要设置防止煤矸滑向老塘的加高防护板，保证司机和现场人员安全。伸缩梁与护帮板由支架工站在架内超前采煤机4-5架收回，割煤后距煤机后滚筒4架，支架工及时推出支架伸缩梁。 （8）煤机司机要根据顶底板、煤层和刮板运输机的载荷情况，随时调整牵引速度和割煤高度。做到割直煤壁，底板割平，伞檐不超过规定（伞檐长度超过1m时，最大突出部分不超过200mm，伞檐长度在1m以下时，最大突出部分不超过250mm），严禁割伸缩梁、顶梁、顶板和铲煤板。煤机割到材料道下帮、溜子道上帮铁锚杆时，要提前将锚杆、梯子梁、金属网用铰钳处理掉。 （9）煤机司机应有3人协同作业，严禁单人操作，司机要随时注意顶板、煤壁、溜子、电缆等情况，发现意外情况应立即停机处理。使用遥控器作业时，由一人操作遥控器，其余两人分别观察前后滚筒状态，发现问题及时与遥控器操作人员联系，煤机司机应尽量靠支架前柱行走，同时要注意脚下行走安全，不得踩空、失脚。 （10）煤机司机割煤时要集中精力，防止煤机滚筒割网和支架前梁，不准任意留顶煤，工作面采高应严格控制在回采作业规程规定的范围内，严禁工作面超高或任意降低采高。 （11）工作面溜子上如有大块矸石或煤块时应停机处理，若工作面发生冒顶或严重片帮事故，必须停止割煤，进行处理。煤机必须切断电源、停机处理，同时溜子应停电闭锁，专人监护。 （12）在检修煤机、更换煤机大型部件及各部溜子零部件或煤机突然出现故障、人员进入煤机与煤壁区域工作时，煤机及工作面溜子都必须停电闭锁，煤机必须打开离合器和隔离开关，必须先将煤机上方顶板、机身范围内顶板和煤壁维护好，严格控制端面距，同时煤机必须采取可靠的防滑措施，关闭支架截止阀，片阀手把打至零位，煤机附近的支架不得随意乱动。现场必须有专人监护顶板及其它安全情况，并做好敲帮问顶工作，浮煤矸、危煤岩块必须先找掉，以确保施工的安全。如果煤机上方支架不能全面护顶，必须移超前架，伸缩梁前推，护帮板贴帮或使用半圆木托顶，一架两根，一端在支架上，另一端到煤壁、煤帮用单体支在半圆木下。若煤帮破碎要先用木锚杆维护后再进入煤帮作业，木锚杆打两排，间距600600㎜，顶排距顶不大于1.3m。 （13）煤机的抱闸装置必须齐全、可靠、并经常检查，失灵时必须及时更换，严禁甩掉不用。 （14）煤机停止工作或检修时，应停在倾角小、顶板