急倾斜煤层柔性掩护支架采煤作业规程.doc

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第一章 工作面概况 1
一、工作面位置 1
二、回采范围及邻近区域的关系 1
第二章 采煤工作面地质情况 2
一、回采范围内煤层赋存条件 2
二、地质构造情况 2
三、水文地质情况 2
四、其他情况 2
第三章 采煤方法及回采工艺 3
一、采煤方法的选择及采高的确定 3
二、回采工艺 3
三、钻眼爆破管理 3
第四章 工作面支护及要求 5
一、扩巷方式及支护要求 5
二、支架安装及要求 6
三、采面支护管理 7
第五章 工作面通风 11
一、工作面风量计算 11
二、通风设施及通风管理 12
三、瓦斯监控系统（见附图8） 13
第六章 生产系统 14
一、运煤系统（见附图4） 14
二、运料系统（见附图4） 14
三、通风系统（见附图5） 14
四、排水系统（见附图4） 14
五、供电系统（见附图7） 14
六、供水灭尘系统（见附图4） 15
七、供压风系统（见附图4） 15
八、通讯系统（见附图4） 15
第七章 劳动组织及作业制度 16
一、作业制度及作业方式的选择 16
二、循环方式及循环进度 16
三、劳动组织图表 16
四、正规循环作业图表 17
第八章 主要技术经济指标 18
第九章 安全技术措施 19
一、 顶板管理专项安全技术措施 19
（一）工作面初次放顶安全技术措施 19
（二）工作面过地质构造带或老巷安全技术措施 19
（三）工作面收作专项安全技术措施 19
（四）风巷、机巷放顶安全技术措施 19
（五）工作面安全出口管理 20
二、“一通三防”专项措施 20
三、防治水安全措施 22
四、爆破作业专项安全技术措施 22
（一）打眼安全技术措施 22
（二）火工品管理及爆破安全技术措施 23
五、机电运输专项安全技术措施 26
（一）运料安全技术措施 26
（二）机电维修及操作安全技术措施 29
六、其它有关安全技术措施 30
（一）工作面炮后出煤安全技术措施 30
（二）放架外煤安全技术措施 31
（三）工作面架尾下放到机巷安全技术措施 31
（四）架子过联巷、小眼等安全技术措施 33
（五）工作面高眼及-480m放煤安全技术措施 34
（六）处理卡眼安全措施 34
（七）巷道维修、改棚措施 34
（八）小眼及联巷维修 35
（九）小眼日常管理 36
（十）小眼及联络平巷施工安全技术措施 36
（十一）提高工作面回采率专项措施 37
（十二）煤质管理措施 38
（十三）液压系统及单体液压支柱使用安全技术措施 38
第十章 质量标准化及文明施工 41
一、质量标准化及文明施工 41
二、工程质量保证措施 41
第十一章 安全避灾 43
一、施工人员避灾基本原则 43
二、避灾路线 43

附图
i

第一章 工作面概况
一、工作面位置
该工作面为-95水平3煤第一阶段，位于-95m甩道运输石门以东90m，工作面走向长度51m，工作面长度31m ，净垂高26m ，工作面标高-95m～--69m。
二、回采范围及邻近区域的关系
该工作面可采走向长51m，垂高26m，回采面积1530㎡；周边没有采空区，工作面回采后对地表不会造成影响。

第二章 采煤工作面地质情况
一、回采范围内煤层赋存条件
（一）煤层结构及赋存情况:
该工作面煤层赋存较稳定，回采范围内煤层厚度1.8~2.7m，平均2.4m，煤层倾向顶板（北帮）赋存1～3道煤线，厚度0.3～0.8m。据机、风巷揭露的地质资料分析，机巷内煤层厚度较正常；风巷在西五石门东328～400m段煤层变薄，最薄处0.9m。
（二）煤层顶、底板情况：
该工作面煤层直接顶板为深灰色粉砂岩；直接底板为深灰色粉砂岩，局部地段发育有灰色、厚层状细石英砂岩。
（三）工作面储量、生产能力及服务时间：
工作面工业储量为5508t，可采储量为4680t。月产为1770t，服务时间在3个月左右。
二、地质构造情况
（一）褶曲：该工作面地层南倾，倾角75°～85°，该区域未受到地质构造影响，煤（岩）层的连续性及完整性较好。
（二）断层：根据工作面在掘进过程中揭露的地质资料分析，该工作面内地质构造较为简单。工作面回风巷和运输巷均未见褶曲构造或断层。
三、水文地质情况
（一）工作面主要充水水源为工作面顶、底板砂岩裂隙水，由于-95石门的长期自然疏放，对工作面正常回采影响不大；
四、其他情况
（一）该工作面绝对瓦斯涌出量为0.5～0.8m3/min。
（二）本块段3#煤层属于不易自燃发火煤层。
（三）该工作面地温为23.5℃。
第三章 采煤方法及回采工艺
一、采煤方法的选择及采高的确定
（一）采煤方法的选择及依据：
1、采煤方法的选择：伪倾斜柔性掩护支架采煤法。
2、选择的依据：《上栗县金山镇边坡煤矿-95SE41采区地质说明书》。
（二）采高的确定：
工作面阶段高度26m。
二、回采工艺
（一）落煤方式：放炮落煤。
（二）装煤及运煤方式：
1、装煤：人工攉煤至自滑溜槽。
2、运煤：煤炭自溜槽溜至煤桶后由人力推车只-95水平甩道车场，再经绞车提升至地面。
（三）采煤工作面支护：
根据煤厚宽度为1.8～2.7m，采用“一”字型掩护支架，支架内使用单体液压支柱打点柱。单体液压支柱具体技术要求见第九章。
（四）回采工艺图：
见附图1
（五）顶板管理方法：
全部垮落法
三、 钻眼爆破管理
（一）炮眼布置形式：
工作面炮眼布置为双排眼，眼深1.2m，沿工作面伪倾斜方向的间距为1m，顶眼距支架上端不少于0.8m，底眼距架脚0.6～0.9m，炮眼排距0.8～1.2m 。在煤体较硬时，沿工作面伪倾斜方向的眼间距为0.8m（见附图3）。
（二）爆破要求：
1、 爆破工作由经过专门培训、考核合格、并取得安全资格证书的专职爆破工担任，并持证上岗。
2、 爆破作业时，严格执行“一炮三检”和“三人联锁”放炮制度，放炮前认真清点人数。
3、 爆破时，采用毫秒延期电雷管（铜脚线），爆破时，采用安全等级不低于二级的煤矿许用乳化炸药，且必须采用正向装药。
4、 爆破时，同一工作面严禁使用两台或两台以上的发爆器进行爆破作业，爆破母线长度不得小于150m。

（三）爆破说明书：
类别
眼号
眼深（m）
与水平面夹角（º）
每眼装药量（kg）
使用雷管（发）
联线方式
起爆顺序
循环消耗量
煤眼
1～51
1.2
30
0.33
51
串联
一次
炸药消耗量: 16.83kg

雷管消耗量:
51发
说明：1、炮眼数目可根据工作面的伪倾角、煤皮厚度及煤层赋存状况作适当调整。
2、炮眼角度可根据煤层倾角的变化作相应调整。
3、炮眼封泥长度及最小抵抗线不得小于0.5m。

第四章 工作面支护及要求
一、扩巷方式及支护要求
（一）扩巷方式：
架大棚
（二）扩巷支护要求：
1、 风巷如巷底净宽已到煤层顶底板，且煤厚大于架宽时，可不扩棚。
2、 扩棚时，根据煤厚选择长度为1.8～2.7m工字钢棚梁，若叉腿子可满足摆架子要求时，则不再扩大棚。
3、 在掩护支架初次下放之前，扩棚与摆架子可平行作业，但间距不小于5m，切眼要保持畅通完好。
4、 摆架子茬口距扩巷迎头不得小于2m。
5、 风巷扩棚时严禁挑顶。
6、 扩棚时严格执行“敲帮问顶”制度，认真执行“先架后拆”的原则，一次架一棚后再拆一棚。
7、 扩过的棚子使用小笆片配合塘材棍（塘材棍间距不大于400mm，直径为30～50mm，直径30mm以下的两根一组使用）腰严背实，严禁空帮、空顶、空肩窝。同时棚与棚之间要打齐4根木撑，即棚梁、棚腿肩窝各两根。
8、 扩棚时必须正确使用前探梁管理棚子，严禁空顶作业；前探梁规格为：长3.5～4.0m、直径为3吋的钢管，前探梁卡子为六个。每根前探梁用3个卡子固定在迎头向后已扩好的棚梁上，前探梁卡子不得挂在迎头第一架棚梁上，3个前探梁U型卡子前后距离为1.0m～1.5m，两根前探梁间距为1.3m～1.6m（见附图2）。
9、 扩棚后，巷道净高不低于1.8m，棚间距为450～550mm，架过的棚子不得出现吝肩吊斜、前倾后仰。
10、 扩棚时，如有掉顶现象，必须使用撞楔或大板超前管理棚子，冒顶处先用长柄工具找净浮煤矸、形成自然顶后，使用老料接实。
11、 扩棚时，若压力较大，必须先用铆链将扩棚迎头前两棚棚梁进行联锁加固，其位置在两棚棚梁顶底板侧牙口以里200～300mm处，以防止旧棚梁崩落伤人。
（三）现场备用材料：
为防止发生片帮、冒顶，在扩巷过程中，现场（30m以内）须备有20根撞楔、20块木大板及3m³的废旧木料，用以处理片帮、冒顶，备用材料不足时要及时补齐。
（四）扩巷支护示意图：
（见附图2）
二、支架安装及要求
(一)支架及安装材料规格的确定：根据地质说明书提供的煤厚，选用宽度为3.2～4.2m的“一”字型架料：
1、 根据煤厚选用1.8～2.7m的“一”字型架料搭接（两根一字型架料搭接长度不得小于1.4m，搭接后架宽为3.2～4.2m）。架下使用4根钢丝绳，钢丝绳直径为36～40mm。
2、 摆“一”字型架料时,使用“U”型卡子及T型螺栓将钢丝绳固定在架料上,边绳距架料两端边缘保持在300～400mm。
3、 架下连接的钢丝绳必须错茬搭接，避免出现两根及两根以上钢丝绳同时搭接的现象，且错距不小于2m。
(二) 支架安装技术要求：
1、 摆掩护支架前先卧地沟，地沟位置在架子中间，呈倒梯形，并随架子的安装始终超前架头不小于1m。
2、 地沟规格为：上宽1.2m，下宽1.0m，净高1.2m～1.4m。
3、 一次性卧地沟长度不大于3m。
4、 地沟两帮易片帮时，用塘柴棍、大笆片进行腰背。
5、 摆架子卧地沟前必须检查施工地点巷道支护情况，发现危棚及时打好架梁，架梁应水平，吊斜不超过100mm,前倾后仰不超过1º，架梁选用3.2m长的11#工字钢，腿子采用单体液压支柱。
6、 架子结构（见附图1）。在地沟挖好后，沿顶板开始摆架子，地沟应尽量挖在架子中间。
7、 每米均匀摆设6排架料。
8、 架下钢丝绳拉紧，拧紧螺栓。
9、 架子安装完毕后，地沟两侧沿走向打两行点柱，走向间距≯2m。
10、 架上铺三层大笆片，大笆片与顶底板架边齐头，并用双股12＃铁丝拴牢在架料上，联扎间距为0.8m，大笆片搭接长度不小于0.4m。
11、 架下钢丝绳需要搭接时，接头长度不少于2.5m，绳卡子6个（其中5个用于直绳段，一个用于弯钢丝绳弯回头段），卡子间距为400～500mm，毛头、锈蚀、断丝严重的钢丝绳严禁使用。
12、 工作面风巷平架长度最多不大于20m，压实碴不小于7m，老塘口到架头距离为2.5～6m。
13、 摆架子完成笆片铺好后即可回棚，回棚后，平架上方浮煤（矸）厚度小于2m时，必须进行强制放顶。
14、 3.2m以上的架料在当班摆架子结束后，架头必须装木垛，其上方与梁子接上劲，木垛规格为1.4m×1.4m。木垛用料为1.4m×0.2m×0.2m的方木；架宽超过4.5m时, 木垛规格为1.8m×1.8m，木垛用料为1.8m×0.2m×0.2m的方木。
三、采面支护管理
（一）架内管理：
1、 人员进入工作面，必须先检查支架内点柱及顶、底板情况，发现问题及时处理与汇报。
2、 架下设置牢固的扶手绳(规格:直径不小于15mm的棕绳)，方便上下人使用。
3、 打眼时必须将支柱和自滑溜槽拴牢在架料上，相邻两支柱间距不大于2.5m，如支柱损坏或缺少，应及时更换或增补。
4、 架下的支柱必须用双股10#铁丝及5分尼龙绳拴牢在架料上。
（二）回柱放顶：
1、 回棚（柱）必须采用机械方式，严禁使用手斧回棚。回棚地点必须备有2.5m～3m的长柄工具。
2、 机巷回棚时迎头不少于七根完好的辅助绳，且必须将六根辅助绳分别拴在回棚茬口前两架棚的棚梁及棚腿上，其中一根留做备用。风巷回棚时迎头不少于五根完好的辅助绳，且必须将四根辅助绳分别拴在回棚茬口的棚梁及棚腿上，其中一根留做备用。
3、 回柱绞车钢丝绳要有主绳和辅助绳，主绳直径不小于15.5mm，辅助绳直径不小于12.5mm，辅助绳长度在3～5m之间。
4、 严禁用主绳直接回棚，严禁用“S”钩直接挂在棚梁或棚腿上回棚，严禁使用联接环接绳头回棚。
5、 回棚时回柱绞车必须在距茬口5～15m的安全地点生根牢固，生根柱子上端必须打在实体煤上，下端不许打在电机或滚筒上。压车柱子共四根（前后各两根），直径为16～22cm的圆木，后两根压车柱子长度为1.6～1.8m，垂直于绞车底座，前两根压车柱子长度为2.2～2.4m，与绞车底座角度为50～70°。回棚时，绞车前方要设置防护栏，且严禁有人，并保持退路畅通。
6、 工作时司机必须在防护栏后有安全防护的地方操作。防护栏规格为：长度2m，宽度为0.6m，用直径16mm的钢筋和50mm的角铁焊接的梯子，每个档距为400mm，防护栏上面用金属网联结。防护栏安装在回柱绞车的后面，前端深入巷道底板200mm，上端用12#双股铁丝绑扎在棚梁上，与巷道底板角度为50～70°，回绞司机蹲在防护栏的后方，且避开绳路方向，不回棚时，防护栏码放在巷道一侧。
7、 回棚人员工作地点支架必须保持完好，发现支架变形，必须进行临时支护(即打架梁或点柱)。架梁所用棚梁为方木，方木的宽度与厚度均不小于14cm。棚腿为圆木（直径为16～22cm）。要采用一梁三柱进行支护；架梁与原棚梁之间不实之处必须用木楔接实。
8、 在绞车压车柱打牢固后，即可回棚，回棚时将主绳与副绳用“S”钩连接好。回棚应由里向外逐棚进行，一次只能回一根棚料，回撤物料要及时运走。
9、 严禁人员进入老塘内搬运物料，回收机巷切眼盘料时，必须用长柄工具，严禁进入眼内直接回收。
（三）支架下放：
1、 当支架安装压实茬长度超过15m时即可进行初次下放架子，在架尾下放到机巷之前，架尾保持3～5m的平架子，允许上翘角度不得超过15°，架尾至少保留2个眼，且不能同时出煤，确保一个小眼口管理完好，余煤清理干净，供通风和上下人使用。小眼上人前，必须联系清楚，确定安全后方可上人。
2、 架子正常推进时，工作面伪倾角保持在25°～30°之间，不得超过35°。架子仰角保持在不大于煤层法线方向的5°。
3、 架子下放过程中，经常检查螺栓的拧紧度，发现松动及时拧紧或更换螺拴。
4、 斜架子地沟高度在1.2～1.6m之间，地沟顶底板侧各打一行点柱，沿走向间距不超过2.5m。如顶板破碎易窜矸时，必须将点柱间距缩小至1.0～1.5m，并用大板或老料将顶板腰背好。
5、 架子初次下放过程中，两个开切眼内必须设置完好的扶手绳。
6、 架子出空后，工作面支架下及点柱后严禁存有大块危煤、矸。
（四）支架的调整：
1、 架子如出现局部悬空时，应及时调整掩护支架角度或临时支撑管理，调整时采用长柄工具或放炮处理，严禁人员在悬空处下方用风镐或手镐、短铲处理，以防窜矸、片帮或支架大面积下沉伤人。
2、 架子伪倾角大于30°时，应根据现场实际情况及时放炮处理。
3、 地沟超宽或两帮煤体松软易片帮窜矸时，必须将片帮或易窜矸侧支柱间距缩小至1.0～1.5m，并用大笆片、大板或老料将该侧腰背好。
4、 架子刮顶板矸子超过300mm以上时，顶板刮矸段支柱间距可增大到3～4m，并在刮矸段顶板侧打矸子眼，落顶板侧掩护支架；架子刮底板，在底板侧打矸子眼，落底板侧掩护支架，但应防止顶、底板窜矸子。
5、 掩护支架顶、底板侧出现扭斜时，可采取以下方法进行调整：
（1）支架安装时上肢超前下肢0.2m。
（2）在支架滞后一侧，打眼超过架边100～150mm，并打在一个面上，进行放炮处理。
（3）架料上肢单体液压支柱升压或下肢单体卸压，以减少滞后一侧支架与底板的摩擦力。
6、 架子仰角偏大必须及时支设底板抗山支柱。
（1）顶板侧支柱加压落支架下肢时，与落架操作无关的人员都必须撤至安全地点，操作人员密切注意顶板片帮、窜矸等情况及支架下落速度，并及时躲避，同时紧跟其后，必须有人在煤帮找好柱窝（深度为50～100mm），人工预支好底板抗山支柱；支架调整符合规定后，该处底板抗山支柱允许去除。
（2）工作面架脚悬空长度超过1m、支架仰角超过规定且连续长度超过1m、支架打皱长度超过1m，在支架下肢处必须支设底板抗山支柱，其间距不超过3m，该处底板抗山支柱不得去除。
（3）底板抗山支柱要支设在架内扁铁上，底板抗山支柱必须拴防倒绳（或用双股10#以上铁丝）与支架连接牢固，以防下滑。
（4）抗山支柱采用单体液压支柱支设。
（5）底板抗山支柱长度不得小于1m。
（五）架尾管理：
在架子放到机巷前，架尾保持3～5米的平架子，架尾地沟扩大到两侧钢丝绳位置段沿走向长度不大于10m，地沟高度不低于1.2m，顶板侧沿走向必须打一行单体液压支柱，支柱间距为1～1.5m，底板侧可视情况打支柱。地沟保持畅通无阻，小眼保持完好。
（六）支架拆除：
1、 边绳叉花卸去螺母沿走向长度不超过1m，如架子吊斜时,则架尾吊斜滞后侧边绳卸去螺母沿走向长度不超过1m,主绳和超前侧边绳卡子一次拆卸不超过3排，人员严禁进入无钢梁支护的空间。
2、 松下的物料要及时运到宽敞位置堆放整齐，且高度不超过1m，保持退路畅通，当班拆除的架料当班运走。
（七）故障的处理：
1、 遇架子窜矸子，窜矸地点以下人员必须立即撤至安全地点，等矸石停止运动后，人员方可到窜矸上方维护。维护时，可先用木料打上点柱，然后用木料填实；或用铁丝绑到架子上，用大板插严，使矸石不再继续滚动。当架子上方不能进人处理时，人员可待矸石停止运动后，沿底板侧上去维护，同时作业人员手中须持有一块木板（规格为1.2×0.2×0.05m）做为防护板，以防矸石突然运动伤人。处理时，首先使用塘柴棍从架缝插入，防止矸石继续窜下，然后打点柱（间距缩小至0.8～1.2m），并用大板或老料腰背好，对该地点加强管理。
2、 架下断钢丝绳时，要及时打点柱或架走向棚支撑支架，并用5～7m 长的同规格钢丝绳接上，每端绳卡子不少于3个；如支架已撕开，要用大板或木料等插严背实，支架撕开处上下方5m范围内加密支柱，支柱间距不大于1m。处理前，将施工地点自滑溜槽拆除，并在施工地点斜上方20m以外支护完好处安人警戒，禁止无关人员通过此处。
3、 支架空顶一般用插大板、代用梁或塘材、老料等方法管理即可，背顶材料生根要牢固，必要时要打撞楔。工作面窜矸子必须由上方用大板、代用梁、塘材、老料等接顶处理，要先观察后处理，人员站在护身板后方操作。
4、 支架折断时，可以通过在钢丝绳后穿木料的方式处理，以防架后窜矸石。木料必须用铁丝或细钢丝绳配合绳卡子固定牢固，并且两端略短于架边。
12

第五章 工作面通风
第五章 工作面通风
一、 工作面风量计算
（一）风量计算的依据：
依据工作面的有关资料和通防公司、生产技术办提供的相关技术参数。
（二）工作面风量计算：
1、按瓦斯涌出量计算
Qw=125×Qgw×Kgw=125×0.8×2.0＝200 m3/min
式中 Qw——采煤工作面需要风量，m3/min；
Qgw——采煤工作面瓦斯绝对涌出量，取0.8 m3/min；
Kgw——采煤工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，它是该工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与平均值之比。炮采工作面取Kgw=1.4～2.0。
2、按工作面进风流温度计算
Qwd=60×Vw×Sw×kw=60×1.5×2.0×0.9＝162 m3/min
式中 Qw——采煤工作面需要风量，m3/min；
Vw——采煤工作面风速，按其进风温度从表1中选取，m/s；
Sw——采煤工作面有效通风断面取平均值，三矿一般取1.5～2m2；
kw——采煤工作面的长度系数，可按表2选取；

采煤工作面进风流空气温度与风速对应表 表1
采煤工作面进风流气温：℃
采煤工作面风速：m/s
＜15
0.3～0.5
15～18
0.5～0.8
18～20
0.8～1.0
20～23
1.0～1.5
23～26
1.5～2.0
26～28
2.0～2.5

采煤工作面长度风量系数表 表2
采煤工作面长度：m
采煤工作面长度风量系数：Kw
＜15
0.8
50～80
0.9
80～120
1.0
120～150
1.1
150～180
1.2
＞180
1.3～1.4
3、按使用炸药量计算（该采煤工作面采用矿用水胶炸药，所以不计算）。
4、按工作面最多人员计算
Qw=4×Nw=4×25＝100 m3/min
式中 Qw——采煤工作面需要风量，m3/min；
4——每人每分钟应供给的最低风量，m3/min；
Nw——采煤工作面同时最多人员数量，个；
5、按风速进行验算
（1）按最低风速验算采煤工作面的最小风量
Qw≥60×0.25×Sw=60×0.25×2.0=30 m3/min
（2）按最高风速验算采煤工作面的最大风量
Qw≤60×4×Sw=60×4×2.0＝480 m3/min
式中 0.25——采煤工作面的最低风速，m/s；
4——采煤工作面的最高风速，m/s；
Sw——采煤工作面的有效断面积，m2；
6、按风速验算采煤工作面的风量为：60×0.25·S采<Q采<60×4·S采
<Q采<15·S <Q采<240·S采 30 < Q采 < 480
（式中S采——采煤工作面断面积，取2.0m2）
7、根据经验和风量验算，该采煤工作面需风量为200m3/min。
二、 通风设施及通风管理
（一）所有人员都必须爱护和保护好风门、风盖、通风机、栅栏、隔爆水袋等通风设施，严禁损坏。
（二）工作面设置的风门、风盖开启后及时关闭，防止风流短路。
（三）通风设施的安装、维护、迁移、拆除工作均由通防公司负责。
（四）通防公司按规定定期对工作面的风量进行测定，发现工作面配风量小于200 m3/min时，必须查明原因，并采取措施把风量增大到设计要求。
三、 瓦斯监控系统（见附图8）
（一）瓦斯监控系统型号为KJ90NB型。工作面安设T0、T1、T2甲烷传感器， T0、T1甲烷传感器随工作面推进而前移。工作面瓦斯传感器报警、断、复电浓度、安设位置及断电范围如下：
探头名称
T0
T1
T2
报警浓度
≥0.8%
≥0.8%
≥0.8%
断电浓度
≥1.3%
≥1.3%
≥0.8%
复电浓度
＜0.8%
＜0.8%
＜0.8%

安设位置
工作面上隅角，距巷帮和采空区侧充填带均不大于0.8m， 距顶不大于0.3m，距帮不小于0.2m。
距风巷回棚茬口0～10m的范围内，悬挂在巷道底板侧肩窝处，距棚梁不大于0.3m，距棚腿不小于0.2m。
距-410m～-480m西五13-1煤生根眼行人眼东侧10～15米范围内，悬挂在巷道底板侧肩窝处，距棚梁不大于0.3m，距棚腿不小于0.2m。
断电范围
工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备。

（二）甲烷传感器采集的信号由信号电缆经2101306工作面风巷→-410m～-480m西五13-1煤生根眼→-480m西五石门→瓦斯监测分站(-480m西五石门)→-480m11-2煤轨道巷→-480m西四石门→-480m～-550m西四一级下山→-550m西四石门→-550m轨道巷→-550m中央石门→-550m井底车场→副井→地面（矿监控室主机）。

第六章 生产系统
第六章 生产系统
一、 运煤系统（见附图4）
煤由工作面→-410m～-480m西五13-1煤生根眼→-480m13-1煤皮带巷→-480m西四石门→-480m～-550m西四13-1煤生根眼→-550m西四石门→-550m皮带巷→-550m9°皮带上山→主井煤仓→地面。
二、 运料系统（见附图4）
料由地面→副井→-340m井底车场→-340m中央石门→-340m11-2煤轨道巷→-340m西二石门→-340m～-410m西二辅助水平下山→-410m8-1煤运输巷→-410m西五石门→-410m～-480m西五13-1煤生根眼→2101306工作面机巷
2101306工作面风巷
三、 通风系统（见附图5）
新鲜风流由地面→副井→-550m井底车场→-550m中央石门→-550m轨道巷→-550m西四石门→-550m～-480m西四一级上山→-480m西四石门→-480m11-2煤轨道巷→-480m西五石门→-480m～-410m西五13-1煤生根眼→2101306工作面机巷→2101306工作面。
乏风风流由工作面→2101306工作面风巷→-340m～-410m西五13-1煤生根眼→-340m西五石门→-340m～-285m西五一级上山→-285m西五石门→-285m～-200m11-2煤生根眼→-200m西五石门→-200m西五～西三段3煤回风巷→-200m西三石门→-200m西二至西三8-1煤临时回风巷→-200m西二石门→-200m总回风大巷→-200m井底车场→主井→地面。
四、 排水系统（见附图4）
水由2101306工作面风巷（机巷）→-410m～-480m西五13-1煤生根眼→-480m西五石门→-480m 11-2煤轨道巷→-480m西四石门→-480m～-550m西四一级下山→-550m西四石门→-550m轨道巷→-550m井底车场→-550m水仓→地面。
五、 供电系统（见附图7）
电源由地面→副井→-550m井底中央变电所→-550m中央石门→-550m轨道巷→-550m西四采区变电所→-550m～-480m西四一级上山→-480m西四石门→-480m11-2煤轨道巷→-480m～-410m西四一级上山→-410m西四石门→-410m8-1煤运输巷→-410m西五临时配电点→-480m～-410m西五13-1生根眼→2101306工作面。
六、 供水灭尘系统（见附图4）
水由地面→副井→-340m井底车场→-340m 中央石门→-340m 11-2煤轨道巷→-340m西二石门→-340m～-410m西二辅助水平下山→-410m8-煤运输巷→-410m西五石门
→-410m～-340m西五13-1煤生根眼→2101306工作面机巷
2101306工作面风巷
七、 供压风系统（见附图4）
压风由地面→副井→-340m井底车场→-340m中央石门→-340m11-2煤轨道巷→-340m西二石门→-340m～-410m西二辅助水平下山→-410m8-1煤运输巷→-410m西五石门
→-410m～-340m西五13-1煤生根眼→2101306工作面机巷
2101306工作面风巷
八、 通讯系统（见附图4）
通讯电缆由地面→副井→-340m井底车场→-340m中央石门→-340m11-2煤轨道巷→-340m新西三石门→-340m8-1煤轨道巷→-340m西三石门→-340m3煤运输巷→-340m西五石门→-410m～-340m西五13-1生根眼→2101306工作面风巷
-410m～-480m西五13-1煤生根眼→2101306工作面机巷

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第七章 劳动组织及作业制度
第七章 劳动组织及作业制度
一、作业制度及作业方式的选择
作业制度为：“三·八”制。
作业方式为：炮采，三班边采边准备。
二、循环方式及循环进度
循环方式：正规循环（每小班一循环）。
循环进度：1.1m。
三、劳动组织图表
工 种
劳动定额（人）
需出勤人数
第一班
第二班
第三班
扩棚、摆架工
17
12
4
4
4
放 架 工
12
9
3
3
3
支架拆除、
回柱工
9
6
2
2
2
刨 眼 工
9
6
2
2
2
开车、放眼工
17
12
4
4
4
打运料工
6
5

5
机电维修工
2
2
2

设 备 员
2
2

2

放 炮 员
4
3
1
1
1
班 队 长
9
6
2
2
2
合 计
87
63
20
20
23
安 检 员
3
3
1
1
1
瓦 检 员
3
3
1
1
1
注：瓦检员、安检员不计入劳动定额。
四、正规循环作业图表

第八章 主要技术经济指标
第八章 主要技术经济指标
主要经济技术指标明细表：
项 目
单位
指 标
说 明
在册人数
人
87
含大班人员
出勤人数
人
63
含大班人员
出 勤 率
％
72.4

循环进度
m
1.1

月循环次数
次/月
88
月按30天计算
月推进度
m
96.8

循 环 率
%
97.8

循环出煤
吨
187
采厚按4.0m计算
月 总 产
吨
16500

炮眼深度
m
1.2

炮眼利用率
％
91.7

炸药消耗
Kg/万吨
1976

雷管消耗
个/万吨
5989

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第九章 安全技术措施
第九章 安全技术措施
一、 顶板管理专项安全技术措施
（一） 工作面初次放顶安全技术措施
1、 工作面风巷掩护支架摆够5m，风巷回棚后，即进行初次放顶，初次放顶长度为1.5m。初次放顶时，须保持架下地沟畅通，以利于行人。
2、 初次放顶前，必须检查开切眼及工作面上、下两巷内支护情况，发现小眼损坏应及时修复，眼内设好牢固的扶手绳。若发现两巷有危棚必须及时整改，必要时打架梁或改棚。
3、 工序：回棚(拴绳头) →打眼→装药→联线→放炮。
4、 打眼必须在支护完好的情况下进行，严禁进入老塘内打眼或装药。
5、 每次回棚长度不得大于放炮长度，每次放炮步距为1.5m。放炮前应由瓦检员进行测气，在瓦斯浓度小于0.8％时，方可放炮。放炮时机尾、小眼、联巷、掩护支架下严禁有人。
6、 警戒距离为：风巷所有人员距放炮地点不小于100m，机巷所有人员撤至距切眼西30m外安全地点，并安设专人警戒。
7、 风巷炮眼深度为3～4m。
8、 工作面支架下放后，必须加强上拐点附近的顶板管理，防止大块煤或矸石滚落伤人：
（1） 严格控制掩护支架的仰角，最大不得超过煤层法线的3～5°。
（2） 打眼前，严格执行“敲帮问顶”制度，及时找落开裂放线的煤块和矸石，并在上拐点附近顶板侧采用大板或大笆片加强腰背，同时支柱间距缩小至1.0～1.5m。
（3） 加密上拐点顶板的炮眼布置，炮眼间距可缩小至0.6米。
（4） 严格控制上拐点附近的伪倾角，保持在20～22°为宜。
（5） 出煤时，支柱紧跟迎头，人员站在有支护空间进行操作，刨落大块煤或矸石前，必须发出警号，待其他出煤人员躲避好后，方可刨下大块煤或矸石，并进行破碎。
9、整个初次放顶过程必须由班组长现场指挥。
（二） 工作面过地质构造带或老巷安全技术措施
工作面过地质构造带和老巷安全技术措施另报。
（三） 工作面收作专项安全技术措施
收作时另报。
（四） 风巷、机巷放顶安全技术措施
1、风巷放顶：
（1） 风巷摆架子回棚后，平架上部顶不冒落时，必须进行强制放顶。
（2） 工序：回棚（拴绳头）→打眼→装药→联线→放炮。
（3） 打眼必须在完好的支架下进行，严禁进入老塘内打眼和装药。
（4） 风巷放顶警戒距离：斜架下人员全部撤至机（风）巷，风巷人员撤至距回棚茬口100m
外的安全地点。
（5） 炮眼布置示意图（见附图3）。
风巷放顶爆破说明书
眼号
眼深
角 度
每眼装药
使用雷管
联线方式
起爆方式
1～3
m
水平
垂直
kg
发
串联
一次
3～4
70°
70°
1
3
说明：使用毫秒延期电雷管、2#矿用水胶炸药，抵抗线不得小于0.5m，封泥长度不低于1m。
2、 机巷放顶：该工作面架尾直接放至机巷，不需放顶。
（五） 工作面安全出口管理
1. 工作面上、下出口断面要符合规定，并保持畅通无阻、支护棚完好，工作面上下出口向
外20m范围内巷道高度不得低于1.6m。
2. 工作面回风、运输巷煤壁向外20m范围内必须加强支护，如有坏棚必须及时修复。
3. 安全出口必须安设专人进行维护，安全出口范围内无断梁、折柱、缺柱少梁等现象。
支柱正规，无淤泥积水、无杂物废料堆积、无坏棚，保证足够的通风、行人、运输断面。
二、 “一通三防”专项措施
（一）综合防尘：
1、 工作面回采前，风水管路必须安装到位，且保证正常使用。
2、 工作面各转载点必须设置喷雾，并做到有尘喷雾，无尘不喷；风巷设置喷雾，喷雾采用3/4吋钢管制作，安装在距摆架子茬口30～50m范围内，且喷雾随工作面推进而移动，喷头喷雾雾化效果要好，能覆盖巷道全断面。
3、 溜煤眼不可兼作通风眼使用，巷道内及时洒水降尘，浮煤矸、煤尘等必须及时清理。
4、 工作人员应正确佩带防尘口罩。
（二）隔爆水袋的使用：
1、 隔爆水袋由通防公司安装与维护。
2、 工作面必须按要求安装隔爆水袋，并注满水，保持袋内水量充足，发现损坏及时更换。
3、 隔爆水袋安装位置是：风巷安装在距架头茬口60～200m位置，机巷安装在距最后一个下货眼60～200m位置，长度不小于20m，且随工作面的推进而向外移动。
4、 隔爆水袋采用容积为20升或40升/个的水袋，确保水量不少于200L/m2，且倾洒水量覆盖巷道全断面。
5、 工作面所有人员应爱护隔爆水袋，严禁破坏。
（三）瓦斯管理与防治：
1、 工作面及其他作业地点风流中瓦斯浓度达到0.8％时，必须停止用电钻打眼。爆破地点附近20m以内风流中（包括架尾各未与斜架子贯通的小眼）瓦斯浓度达到0.8%时，严禁爆破；工作面风流中一氧化碳浓度超过24ppm时，必须停止工作，人员撤到生根眼新鲜风流处，查明原因，制定措施进行处理。
2、 工作面应加强通风、测气工作，严禁在停风或瓦斯超限区域内作业，严格执行“一炮三检”制度。
3、 工作面回风巷风流中瓦斯浓度超过0.8％或CO2浓度超过1.5%时，必须停止工作，撤出人员，采取措施进行处理。
4、 工作面及其它巷道内，体积大于0.5m³的空间内瓦斯浓度达到2.0%时，附近20m范围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0.8%以下时，方可通电开动。
5、 工作面上隅角设置便携式甲烷检测报警仪，距老塘口1.5～2.0m、距棚梁不大于300m