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11#层410盘区81007工作面作业规程

作者:佚名 2011-12-27 22:02 来源:本站原创

11#层410盘区81007工作面作业规程
第一章 概况
第一节 工作面位置及井上下关系
表1 工作面位置及井上下关系表

第四节 地质构造
一、断层情况以及对回采的影响:
在本工作面开采范围内无断层出现。
二、褶曲情况以及对回采的影响
本工作面为不稳定煤层,对回采有一定影响.
三、其它因素对回采的影响
工作面里部21007巷从切眼往外40M处有一条冲刷带,宽度1.0M,深0.50M,在回采过程中,由于受冲刷影响,采高不足,需挑顶开采。
工作面从里部到外部有一层至两层厚度为0.15~0.7M夹石, 由于煤层厚度不稳定,故对回采有较大影响。
 

二、冲击地压和应力集中情况以及对回采的影响
本工作面相邻除81005面正在开采外,其它工作面均已采空,工作面压力较大,顶板较坚硬,在开采过程中可能发生冲击地压,为此开采时,加强工作面放顶,工作面支护和巷道支护,两巷打卸压孔进行卸压,以防发生冲击地压。

三、地质部门的建议:
1、因煤层厚度不均,回采时应注意采高。
2、工作面里部夹石较厚,应注意煤质。
第七节 储量及服务年限

第二章 采煤方法
第一节 巷道布置
采区设计、采区巷道布置情况:
采区内布置有11#层410-2回风巷、 311辅助皮带巷、311-1轨道巷和311-2回风巷共四条盘区巷道,四条巷道平行布置,四条巷道间煤柱。
二、工作面运输巷:
21007巷为运输巷,该巷下侧安装皮带运输机,中部钉道停放泵站、电气开关组、移动变压器等移动设备,此巷主要为运煤进风巷,兼作行人。巷道断面为矩形,巷宽4.0M巷高2.7M, 断面为10.8M2, 巷道支护方式为: 钢带锚栓支护, 钢带中心距1.0M,两帮中部各打一排锚栓板,局部打两排,间距3.0M。
三、工作面回风巷:
51007巷为回风巷,此巷主要为运料回风,兼作行人。巷道断面矩形,巷宽3.4M, 巷高2.7M, 断面9.18M2, 巷道支护方式为:钢带锚栓支护,钢带中心距为1.0M,两帮中部各打一排锚栓板,间距3.0M。
四、工作面切眼巷:
切眼与51007回风巷、21007皮带巷垂直布置,断面为矩形,巷道净宽6.0M,巷高2.8M, 断面16.8M2, 巷道支护方式为:钢带锚栓支护和钢梁锚索支护, 钢带中心距为1.0M。
五、联络巷:
与盘区311皮带巷、311-1轨道巷和410-2回风巷共有3条巷道联通。
六、溜煤眼:
溜煤眼断面为园形,工作面煤经顺槽皮带,11#层311盘区辅助皮带运输机,将煤运入溜煤眼。
七、峒室及其它巷道:
在该工作面开采范围内无峒室。
附图3: 工作面位置及巷道布置图
第二节 采煤工艺
采煤工艺:
㈠采煤方法:
根据生产经验、技术装备以及煤层赋存情况,本工作面选择走向长壁采煤法, 采用全部垮落法处理采空区顶板。 采高2.8M,在里部夹石较厚区域采高不足时,需用风钻或岩石电钻打眼放炮处理夹石开采。循环进度0.60M。循环产量321吨。
㈡、采煤工艺:
根据本工作面的技术装备, 工作面采用尾部斜切进刀的单向割煤工艺。即往返一次进一刀的作业方式, 每刀进度0.60M。 具体采煤工艺过程为: 采煤机尾部斜切进刀→超前移架→采煤机向头部割煤→采煤机返向装浮煤→推移运输机→采煤机尾部斜切进刀的单向采煤工艺。
㈢、工艺要求:
1、割煤: 采煤机割煤时, 见顶见底开采, 有效循环进度0.6M, 采煤机从工作面尾部斜切进刀,斜切进刀长度20M, 采用单向采煤法, 即采煤机下行割煤, 上行装浮煤, 往返一次进一刀的采煤工艺。里部夹石较厚区域需打眼放炮处理后开采。

2、 移架: 工作面支护形式为超前支护式, 即先拉架再割煤后推溜。采煤机下行割煤时,必须超前采煤机15M以上移架,移架必须少降快拉一次到位,端面距小于340MM,支架移过后顶梁必须与顶板接触严密, 升紧升牢,达到额定初撑力的80%以上。
工作面最大控顶距5.13M,最小控顶距4.53M, 支架要成一直线,其偏差不得超过±50MM,中心距偏差不得超过±100MM。
3、 推溜: 采煤机割通头部返向装煤15~20M时,开始推移溜头。推移溜子距采煤机不得小于10M,溜子弯曲段长度不小于15M, 严禁推成急弯、死弯。溜子推移后要成一直线,其偏差不得大于150MM,铲煤板前端距煤壁保持150MM, 推移溜头、溜尾时必须停止溜子运转,一般推溜必须在溜子运转中进行。
二、工作面正规循环作业生产能力:
W=L×S×h×γ×c=148×0.60×2.8×1.36×95%=321(T)
式中W---工作面正规循环生产能力 T
L---工作面平均长度148M
h---工作在设计采高2.8M
C---回采率95%
S---工作面循环进度0.60M
Y---煤的容重1.36T/M3
附图5: 正规循环作业图

附图6: 工作面设备布置示意图
第三章 顶板管理
第一节 支护设计
工作面的支护设计
1、相邻工作面矿压观测资料:
相邻的11#层410盘区81009、81005工作面矿压观测资料:直接顶初次垮落步距20~25M,初次来压强度为1.31, 老顶初次来压步距为46M, 来压强度1.33, 周期来压步距为14~21M, 来压强度为1.33,工作面矿压宏观显现明显,中部支架有增阻, 增幅为10~15MPa, 顶板无明显下沉。
2、合理支护强度计算:
采用经验公式计算
qt=9.81×h×γ×k=9.18×2.8×2.59×8=532.6KN/M2
式中: qt───工作面合理的支护强度, KN/M2 ;
h───工作面采高, 取2.8M;
γ───顶板岩层平均容重, 取2.59T/M3 ;
k───顶板岩层厚度与采高比, 为4-8,取上限8,
3、工作面实际支撑能力计算
支架额定工作阻力Pg=6000KN/架
每架支架支护面积:S=1.42×4.19=5.9498M2
支架支护强度: P'=Pg/S=6000÷5.9498=1008.44KN/M2
由于 P′> qt
可见支架支护强度大于8倍采高顶板压力,故支护强度满足设计要求.
4、支架对底板的比压:
支架底座承载面积:S′=2.0×0.4×2=1.60M2
支架额定工作阻力:Pg=6000KN
支架对底板的比压为:Pg/S′=6000÷1.60=3750KN/M2
经查表,11#层煤平均抗压强度为27.4MPa, 即27400.8KN/M2
支架对底板的比压远小于11#煤层的抗压强度
故: ZZ-6000-21/35型支架能够满足工作面的支护要求。
二、选择支护材料
(一)、支护材料
通过计算确定工作面选用ZZ-6000-21/35型支撑掩护式液压支架进行支护。工作面上下端头采用ZZ-6000型液压支架压半巷,另半巷用单体液压支柱上戴1.2M长π型钢梁支护.21007巷与51007巷超前支护选用单体柱上戴1.2M长π型钢梁进行支护。
(二)、支架说明书
1、支架型号:ZZ-6000~21/35型
2、支撑高度:2100~3500MM
3、顶梁长:4190MM,
4、顶梁宽:1420MM,
5、支护面积:4.19×1.42=5.9498M2
6、底座箱长:2000MM
7、底座箱宽:400×2=800MM
8、支架初撑力:5210KN
9、支架工作阻力:6000KN
10、立柱行程:1400MM
11、推移千斤行程:625MM
12、支架间中心距:1500MM
三、乳化液泵站
㈠、泵站型号、数量:
工作面选用两台WRB--200/31.5型乳化液泵站交替使用供液。
㈡、泵站设备位置:
泵站、液箱、移变、开关组等放置于专用平板车上(平板车之间用钢板和螺栓联结),停放在21007轨道巷,随工作面的向外推进而定期移动,距工作面的
距离要大于35米,小于100米。
㈢、泵站使用规定:
泵站压力不小于30MPa,工作面采用集中供液方式。使用乳化液自动配比器,浓度保持在3~5%,泵站工每班要分别对支架和液箱的乳化液浓度进行检查,每班不少于3次,发现浓度达不到3~5%时要及时调校配比器,并及时通知408泵房调节浓度使乳化液达到规定浓度,严禁以水代液。
第二节 顶板管理
正常工作时期顶板支护方式
本工作面选用101架ZZ-6000-21/35型支撑掩护式液压支架控制工作面顶板。顶板管理方法为即时支护式, 即先拉架后推溜,工作面最大控顶距5.13M, 最小控顶距4.53M。
回柱放顶与其它工序平行作业的安全距离
㈠、超前移架,移架超前组前滚筒的距离保持15M以上。
㈡、如果古塘顶板冒落高度达不到1.5倍采高或局部悬板面积超过2×5M2 时,必须进行人工强制放顶。强制放顶时必须停止工作面的其它一切工作。
㈢、机组割通头尾煤后,停机回撤切顶线位置的关门柱和移设钢梁,再把头尾支架移过。
特殊时期的顶板管理
㈠来压及停采前的顶板管理
1.初次来压及周期来压时,工作面必须加强支护。工作面支架超前移过,升紧升牢,初撑力达24MPa以上。
2.来压及停采前,必须将工作面支架进行彻底的检修,消灭跑、冒、滴、漏及串液现象,所有支架(柱)要达到额定初撑力,顶梁接顶严密,无浮煤、浮矸堆积。
3.及时追机移架,将工作面缩小到最小控顶距,并采取超前移架管理顶板。顶板破碎时要及时在支架顶梁上刹木梁探至煤壁支设,机道顶板下沉时,在支架上架设木梁并且在机道木梁的下面支设临时点柱抬住梁端。支回临时点柱要距采煤机不小于5米,且必须停机进行。
4.加强放顶工作,古塘悬板超控时,立即停产放顶。
㈡、顶板破碎时的顶板管理
1、加强对支架的维护保养,确保支架初撑力达24MPa以上。
2、顶板破碎时,必须提前维护,必要时进行打锚索,架抬棚、造假顶。
3、工作面顶板破碎时,必须超前移架管理顶板,并在顶板破碎处刹4M,6M梁通过。
㈢、空巷、交叉点、硐室应力集中区的顶板管理
该工作面推进前方可采段无空巷、交叉点、硐室等应力集中区。
㈣、初次及循环放顶顶板管理
采空区顶板处理采用全部垮落法。根据经验及本工作面的顶板岩性特征,为了彻底消灭顶板来压时对工作面支架造成的危害,工作面顶板采用岩石电钻打浓度为6.0M炮眼, 进行人工强制放顶。
1.初次放顶:

顶板初次垮落步距为21.40M。则初次放顶在18M处进行。也即工作面从切眼向外推进15M开始打放顶孔,使用ZZ—2.0型岩石电钻在支架动力柱前打眼,沿工作面倾向布置炮眼,从4#支架开始至101#架每隔4个支架打一孔, 共25个孔。眼深6.0M,眼距6.0M米,仰角55°,最小抵抗线4.9M,装药量8Kg/孔, 使用2#煤矿许用炸药, 专用纸套黄土炮泥或水炮泥封堵,封泥长度为2.0M, 然后在导爆索上绑上电雷管一块推入炮眼, 再封堵0.5M炮泥。
当炮眼进入古塘离切顶线0.5M时拉炮, 拉炮时,必须进行二次封孔,每次拉炮只能拉一个眼, 直到古塘顶板全部塌落。工作面初次放顶时,必须成立由生产矿长为组长的初次放顶领导组, 成员由技术科长、地质科长、安监站长、调度主任、通风区长、队长、技术主管担任,组织、指挥、协调放顶工作,直到初次放顶达到规定要求。
2.循环放顶:
采空区顶板在工作面推进过程中,一般随采随垮落, 如果采空区悬板面积超过2×5M2时, 必须进行强制循环放顶。一般情况下,每天检修班检修时,由放顶队用岩石电钻,在动力柱前开孔。打眼时,调架后在动力柱前开孔. 炮眼角度70°,炮眼深度6.0M, 最小抵抗线5.6M,眼距4.5M, 装药量8.0KG/孔,使用2#煤矿许用炸药,专用纸套黄土、炮泥封口,封泥长度为2.0M,然后在导爆索上帮上电雷管一块推入炮眼,再封堵0.5M炮泥,并用木楔封口。当炮眼进入古塘离切顶线0.5M时拉炮,每次拉炮只能联放一个眼,拉炮顺序从尾向头依次逐个进行,直到古塘悬板全部塌落。特殊情况另行制度循环放顶专项技术措施.
为了防止工作面老顶来压; 对工作面的破坏,在上下顺槽靠工作面煤壁侧用大钻打深孔爆破放顶,顺槽打深孔角度、深度、眼距、装药量等具体参数由放顶队、技术科设计,放顶队施工,放顶眼推进到工作面煤壁位置时,5M时拉炮放顶。

第三节 运输巷、回风巷及超前支护管理
一、工作面运输巷、回风巷的顶板管理
㈠、运输巷、回风巷的超前支护
1. 超前支护:
工作面开采过程中, 两巷超前工作面煤壁线30M范围要超前加强支护。靠工作面侧单体柱维护30M,另一侧维护20M, 柱距1.2M。双排排距: 运输巷(21007巷)2.4M, 回风巷(51007巷)2.0M。单体柱根据巷高选择适当的柱型,柱帽使用1.2M长的“π”型梁。单体支柱与相应的巷邦距离为:在运输巷为0.8M, 在回风巷为0.7M。超前支护支柱不得影响转载机前移,并留有大于0.7M的人行通道, 人行道宽度不足处必须提前开帮。
2.超前支护在每日检修班不生产时进行,超前支护距离单排大于30M,双排大于20M,确保园班生产后超前支护保持30M。
3.所有支柱上接顶严密,下见硬底,单体柱初撑力达50KN以上。
4.关门柱必须在移过溜头(尾)后, 未拉过支架, 关门柱在切顶线位置,停机回撤。
超前支护支柱必须到工作面煤壁位置,机组割煤距支柱5M位置停机回撤,回单体柱必须用长柄工具远距离回撤,人员躲到安全地点,选好退路,并派一名有经验老工人观察顶板,煤帮变化情况,发现问题及时撤出人员并及时处理,确认安全方可作业。如果顶板压力大破碎时用木柱替出单体柱。所有木柱用回柱车或采煤机回撤,人员躲到安全地点,不能回撤时则不回撤。如用采煤机回撤时,必须拉掉滚筒离合器。
5.挂梁及支柱, 必须四人以上进行作业,其中一人扶柱, 一人升柱, 两人扶梁, 另一有经验老工人观察顶板、煤帮支护变化情况, 发现问题及时撤出人员, 并处理,确认安全后方可作业。回柱必须远离回撤,使用加长回柱手把,人员要选好安全退路。
6、所有支回柱,必须在不生产的情况下作业。
㈡运输巷、回风巷的加强支护
1.如果在开采过程中,两巷压力大,出现顶板下沉、破碎、离层或煤壁片帮严重等现象时,要在巷道用单体柱架设走向双梁木抬棚,梁长6.0M,两梁错距3.0M,一梁四柱, 柱距为1.5M,柱距离梁两端各为0.75M。木梁接顶要严实, 不严实处用半木背紧。
2.巷道发生局部漏顶时,采取在上下顺槽煤帮打眼上棚环,架设木棚, 棚距为1.2~1.5M, 在棚梁下靠上下帮各支一根木腿, 用圆木半木刹顶,确保接顶严实,木柱支设,支紧打牢,并用把锯固定,木柱直径大于20CM,用圆木半木刹顶, 要支成三腿棚,并用把锯固定。特殊情况时要另行制定安全技术措施
3.两巷顶板破碎区域,必须提前挂网打锚索维护。
4.在两巷支护时, 必须停止工作面所有机电设备的运转, 严禁生产与支护同时进行.
二、工作面安全出口的管理
㈠支护形式
1.上下端头支护:工作面头尾采用液压支架压半巷支护形式, 在上下端头另一半巷道处沿支架切顶线处支设两排带帽单体关门柱(沿倾向), 作切顶挡矸用。排距0.60M,柱距0.5M, 柱离支架煤帮各为0.50M。每割一刀煤后,在关门柱往外0.60M处,支设一排带帽单体关门柱, 柱距0.5M, 支好后再回倒后面一排关门柱, 即见三排回一排, 端头始终保持两排关门柱, 然后再把支架移过。上下端头用上戴1。2M长π型钢梁柱帽的单体柱维护,共支设两排,柱距1。0M,排距0。6M,柱离支架,煤壁的距离各为0。70M,确保有0。7M的人行道。工作面机头、机尾处各支设一根单体柱。端头支护单体柱初撑力大于90KN。
2、上下安全出口:在上下安全出口靠煤壁侧支一排戴帽单体柱(沿走向)帽长1.2M, 柱距0.50M, 该柱与超前支护对齐, 工作面运输机采空区或煤帮侧要留有大于0.7M人行通道, 高度不小于1.80M, 跨越转载机要有过桥。
3、回撤端头关门柱时,必须先支后回,即先支好前排关门柱后,再回撤切顶线处的关门柱,始终在端头处保持两排关门单体柱。回撤关门柱时,必须使用加长为1.2M的回柱手把。
4、挂梁及支柱时,应随时观察顶板变化及其它安全情况,发现问题及时处理,确认安全后方可作业。支柱必须四人以上作业,一人扶柱,一人挂梁,一人升降柱,另有一人观察顶板顶板煤帮变化情况,回柱时,人员站在有支护的安全地点选好退路,用加长为1.2M的回柱手把,回撤单体柱。并必须有一名人员观察顶板,煤帮变化情况。作业时,发现隐患及时撤出人员。

㈡、质量要求
1.两巷超前以及端头支设的单体液压支柱要上接顶严密, 下见硬底, 支紧升牢, 严禁支在浮煤、浮矸上,数量符合规定要求。超前支护单体柱初撑力不小于50KN,端头支护单体柱初撑力不小于90KN。
2.所有的单体支柱必须编号管理,并用钢丝绳串联好单体柱及钢梁,钢丝绳的两端头与巷道原支护的钢带固定,以防自卸、损坏的单体柱、钢梁跌倒伤人。
3.两巷上下安全出口,必须畅通无阻,巷道净高不低于1.80M, 行人侧留有大于0.70M的行人通道。行人要绕溜头,溜尾行走,严禁跨越工作面运输机。若因溜子上窜下窜, 绕行困难则必须闭锁工作面运输机、破碎机和转载机后方可通过。
㈢、与其它工序之间的衔接关系
割煤时、先将影响机组割煤和移溜头溜尾的支柱回撤。机组在头尾割刀后,先移溜头、溜尾,溜子头尾移过后,先在距前排关门柱0.60M处支设一排关门柱,再将后一排关门柱回撤,即见三排回一排,回撤完关门柱后再将液压支架拉过。回撤关门柱时,人员要站在有支护的安全地点并选好退路, 回柱时用长柄手把回柱。如果两端头顶板破碎,压力大时,要支设木丛柱或木垛,每推进两茬支设两木丛柱,丛柱每丛四根,支护质量合格,替出单体柱后,再用回柱绞车或采煤机回出木柱,不能回撤时则不回撤。
三、支护材料的使用数量和存放管理
㈠、超前支护支柱和钢梁
21007巷需单体柱和50根和1.2M钢梁60根
51007巷需单体柱50根,1.2M钢梁60根
上下端头需10根单体柱和10根1.2M钢梁
㈡、运料回风巷距切眼100M处必须存放一定数量的备用支护材料。
巷存放单体柱30根,1.2M长钢梁30根, 3.6M长钢梁10根, 3M.4M.6M坑木各5M3,2.5M长棚环20根,4.0M钢针20根。
㈢、各种支护材料要码放整齐并离开轨道0.5M, 并设置标志牌.
附图8 工作面支护布置示意图



第四节 矿压观测

观测对象
㈠工作面液压支架和端头、超前单体液压支柱的初撑力、工作阻力等。
㈡工作面顶板、煤壁及皮带巷, 回风巷道煤帮、顶、底板以及巷道原支护变化情况。
观测内容

㈠观测工作面支架的初撑力和工作阻力变化情况, 并通过其变化反映出工作面顶板的压力显现规律。
㈡观测工作面、皮带巷、回风巷道的顶板、煤壁、底板以及巷道变形、离层和支护等宏观变化情况。
三、观测方法

㈠、在工作面每一台支架的动力柱各安装一块双针表, 测定支架的工作阻力和初撑力.
㈡、双针表为24小时连续监测。
㈢全工作面设三个区,五条测线进行观察,一条测线安装三块自记仪共15块,分别安装在支架前柱、后柱,前探梁的胶管测支架初撑力,工作阻力记录纸由技术科矿压组负责每日更换,并负责日常的仪表维修、调整,队每班指定一名支架工作为矿压观测工,每班接班后两小时,由矿压观测工对园图自记仪观测一次,在当班生产过程中,要巡回观测双针表的压力情况,初撑力保持在24~30MPa之间,发现问题及时处理,无法处理时必须向队值班汇报,安排下班处理。
㈣泵站压力必须达30MPa以上,乳化液浓度达3~5%。
四、数据处理
观测资料出井后, 由矿压组对监测情况用计算机进行数据处理, 并由矿压组长、技术科长、总工程师鉴署意见后交于区队贯彻落实, 并做好贯彻记录。

㈡.辅助运输设备及运输方式
辅助运输为轨道运输方式。大巷10吨电机车牵引料车,斜井JSJ-1600/1224型绞车提升,盘区及顺槽使用JD—11.4、JD-25型调度绞车和JM-7.5型回柱绞车牵引运输。
二、移溜(转载机、破碎机)方式
顺槽转载机随工作面溜头的推移而移设。采用两个千斤顶拉移和头部支架推移,千斤顶柱头销直径不小于36MM并与φ24MM的链子相挂,链子的另一头用单体支柱打戗杠固定。链子的两头用φ24MM的螺栓穿联,每头不少于两条螺栓戴双帽并要拧满扣。用液压伸收缩千斤顶和支架推移移动转载机。
三、运煤路线
工作面运输机→转载机→21007巷皮带运输机→11层#311巷辅助皮带运输机→311集中煤仓一311集中皮带运输机→309集中皮带运输机→11#煤仓→大巷电机车牵引3吨底卸式矿车→主井煤仓→主井提升→选煤楼→地面煤仓.
四、辅助运输路线:
运料: 地面→付井(或8#斜井→1040石门→1#暗斜井)→井底车场→1013水平大巷→1013正巷→311材料斜井→11#层311-1轨道巷→11#层21007巷、51007巷→工作面用料地点。
附图9:工作面运输系统图
第二节 一通三防与安全监控
一、 通风系统
㈠. 风量计算
1.按CH4,CO2涌出量计算:
Q采1=100×qCH4×K=100×0.11×2=22M3/Mn
式中: Q采1---综采工作面实际需要风量,M3/min
qCH4— 工作面瓦斯绝对涌出量, M3/min。
K—瓦斯涌出不均匀备用风量系数,低瓦斯矿井 面采面取2.0
Q采2=67×1.05×2.0=140.7M3/Min
式中: Q采2---综采工作面实际需要风量,M3/min
Qco2—工作面CO2绝对涌出量,取1.05M3/min
K—工作面CO2涌出不均匀备用风量系数,取2.0
2. 按气温、风速劳动气象参数计算:
Q采=200×Kt×Kh×Km×Kd×Kl
=200×1.1×1.4×1.1×1.2×1.1
=447.2 M3/min
式中:Q采—工作面实际需风量,M3/min
Kt—温度在18°~20°C 时温度系数,取1.1
Kh――采高系数,按2.8M取,取1.4
Km――采煤方法系数,按普通综采,取1.2
Kd――顶板管理系数,按普通综采,取1.1
Kl—采面长度系数,按100-150M,取1.1
3.按人数计算:
Q采=4N人=4×53=212M3/min
式中: N人━━工作面同时工作的最多人数, 取检修班与其它班交接时总人数53人
4.按最低风速计算:
(1)、按最低风速验算,工作面的最小风量:
Q采=15×S最大=15×(5.13×2.8)=215.46M3/Min
式中 S大--采煤工作面最大控顶断面积,M2,
(2)、按最高风速验算、工作面的最大风量
Q采=240×S最小=240×(4.53×2.8)=3044.16M3/min
式中: S最小---采煤工作面最小控顶断面积,M2
通过计算,工作面所需风量取最大值447.2M3/min,大于212M3/min,且小于3044.16M3/min,满足通风要求,故可行.
5.确定工作面实际需风量:
为了保证工作面的风量充足,工作面风量按500M3/Min供给
㈡.通风路线
1. 进风: 地面→付井(或8#斜井)→1013水平大巷→1013正巷→311斜井→11#层311-1轨道巷和311皮带巷→11#层410盘区21007巷→11#层410盘区81007工作面。
2. 回风: 11#层410盘区81007工作面→11#层410盘区51007巷→回风绕道→11#层410-2回风巷→11#层311-2总回风巷→西三风井→地面。
二、防治瓦斯
㈠.瓦斯检查(设点、次数)
加强对瓦斯等有毒有害气体的检查和监测,瓦检员每班必须按正规循环线路检查瓦斯浓度,每班不少于2次, 并填写在牌板上。工作面人员要管好用好瓦斯检查牌板。对瓦斯浓度有异常的地点,瓦斯员要加强检查,并将检查结果及时通知当班班长,并严格执行《煤矿安全规程》(2004年版)第136~140条规定。入井干部、班组长、采煤司机和流动电钳工必须配戴便携仪,随时检查作业场所瓦斯浓度。
㈡.瓦斯监测
在运料回风巷距工作面5-10M内安装瓦斯自动报警探头。探头距顶板不大于20CM, 距煤帮不小于30CM, 工作人员要管好用好探头,并随工作面的推进而及时移置探头。
三、综合防尘系统
㈠.防尘管路系统
408泵房→1013大巷→311斜井→11#层311-1轨道巷→工作面21007巷和51007巷→工作面和各转载点。

㈡.防尘措施
1.采煤机必须有内外喷雾装置,喷雾完好不堵塞,雾化程度高,内喷雾压力不得小于2MPa, 外喷雾压力不得小于1.5MPa, 各转载点要安装喷雾洒水装置,并且使用正常。
2.洒水管路要到位,皮带巷每隔50米出一个三通截门,回风巷每隔100米出一个三通截门,并且使用正常,灵敏可靠。
3.工作面运输皮带巷在距进风口50米范围内设置一道净化水幕,51009回风巷距工作面50米距回风口50米范围内分别设置一道净化水幕。水幕雾化要覆盖巷道全断面,并要使用正常,灵敏可靠。
4.定期冲洗工作面及工作面两条顺槽煤尘,每月不少于2次。每天对皮带头大仓、皮带尾和转载机上的煤尘进行冲洗。
5、工作面每隔6架设置一道架间喷雾装置,并且使用正常。
6.坚持煤体注水,注水孔距15M,眼深12M,注水量达吨煤25-40KG,并在水中按最佳比例添加温润剂,保证煤的水分达5%以上,并在开采前15天对工作面进行打眼注水工作。
7.机组司机、支架工、运输机司机等必须佩戴防尘口罩。

㈢.隔绝瓦斯、煤尘爆炸措施
在皮带巷,距进风口不大于50M位置各安装45个隔爆水袋; 在回风巷距工作面煤壁不大于50M, 距回风口不大于50M位置各安装45个隔爆水袋, 水袋水量要充足, 且不少于40Kg/个.
四、防治煤层自燃发火技术措施
1、工作面开采过程中不得随意丢顶煤,工作面人行道及两条顺槽的浮煤要清理干净。
2、废旧坑木、棉纱、油物要存放在皮带头指定地点, 定期清理出井不得丢入古塘。
3、工作面停采撤出设备后,立即密闭,停采到密闭的时间不超过45天。
4、井下油脂要存放在工作面皮带巷硐室内,数量不超过100Kg。
附图10: 工作面通风及安全监控系统图

第三节 供水、排水
一、设备造型
工作面两条顺槽选用φ2″钢管供水。 选用5.5KW卧式水泵、 潜水泵,φ2″塑料小管排放积水。
二、供、排水线路
㈠.供水系统
408泵房→1013大巷→311斜井→11#层311-1轨道巷→工作面21007皮带巷51007回风巷→工作面各用水点。
㈡.排水系统
工作面21007巷(皮带巷)51007(回风巷)积水处→11#层311-1轨道巷→311材料斜井→1013北大巷→碾子沟井底水仓→地面.
附图11: 工作面供水、注水、排水系统图

第四节 供 电
供电系统:
311变电所→11#层311盘区变电所→11#层81007工作面皮带头高压开关
→KBSGZY800KVA移变→工作面运输机、转载机、破碎机
→KBSGZY800KVA→采煤机
→KBSGZY315KVA移变→51007皮带巷皮带运输机、照明信号、紧带电机、水泵、回柱车、运料调度绞车
→KBSGZY315KVA移变→泵站
附图12: 工作面供电系统示意图
第五节 通讯、照明
一、通讯系统
㈠. 电话系统:
地面→付井→1013大巷→1013北大巷→311材料斜井→11#层311-1轨道巷→11层410盘区81007工作面皮带头→工作面操作台。
㈡.信号系统:
11#层81007工作面皮带头315KVA移变→皮带头照明、信号变压器→工作面、皮带巷各转载点。
二、照明系统
㈠. 工作面照明:皮带头照明变压器→操作台安装5支防爆灯管→沿工作面每隔10个支架安装11只防爆灯管。
㈡. 顺槽照明:皮带头照明变压器→皮带头安装5支防爆灯管→ 21009皮带巷皮带机上方每隔50M安装一只灯管,共13只。
附图13: 工作面通讯、照明系统图
第五章 劳动组织和主要技术经济指标
第一节 劳动组织
一、作业方式
本工作面作业方式为一班检修三班生产的"四六"作业制, 采煤机割煤为中心, 组织移架、推溜, 支护的追机作业方式。充分利用工作面空间和时间,合理按排各工序, 尽量做到平行作业,既分专业工种, 各工种间又要相互协作相互配合,提高工时利用率。
二、劳动组织
本工作面劳动组织形式为:专业工种追机作业。根据工作面作业形式及工序安排,制定工作面工种定额定员劳动组织表。

第六章 煤质管理
一、煤质指标和要求
水分(M)4.5%; 灰分(A)12.8%;挥发分(V)20.5%; 发热量(Q)5800大卡/公斤;固定碳(Fc)80%; 含硫量(S)0.70%。
二、提高煤质的措施
㈠.加强顶板管理,防止漏顶事故发生,如发生漏顶时,煤、矸要分装分运,如果顶板漏顶严重时,矸石大于30CM的,从工作面溜子里捡出,把矸石扔到古塘,其它的矸石放专人在顺槽皮带用手捡出。如矸石较多,可在顺槽皮带头捡出,用1吨矿车把矸石运出。
㈡.采煤机割煤时,不准割顶、底板,混入煤中的大块矸石要拣出丢入古塘。
㈢.不准乱扔铅丝、树皮、坑木等杂物,废旧物料要放在指定地点, 定期清理出井。
㈣.上下顺槽在距巷口20M,距工作面20M处各设置一个垃圾桶,专门存放各类杂类。
㈤.通过地质构造时,矸石要拣出,与煤分装分运。
㈥.支架顶梁上的浮矸要定期清理,扔入古塘。
㈦.加强工作面支护质量,有效地管理好顶板。
第七章 安全技术措施
第一节 一般规定
1.为了确保安全生产,本工作面所有作业人员必须树立“安全第一,质量为本”的思想,必须严格执行煤矿三大规程和安全生产岗位责任制,认真贯彻执行上级有关安全生产的法律法规以及规章制度,严格遵守劳动纪律,积极参加安全学习和安全活动。
2.上岗干部及班组长要严把现场工程质量关,做到工作面支护数量,质量符合规程要求,各班要坚持工程质量验收。
3. 认真执行跟班干部、班组长、安监员在开工前三十分钟的“三位一体”安全检查制度,特别是开工前对工作面的顶板、煤壁、支架、机电设备等进行全面检查,发现问题及时进行处理,安全隐患处理后方可进行生产,坚决做到不安全不生产,隐患不处理不生产。
4. 严格执行“三汇报”制度,要汇报清、交接清下班存在的安全隐患和问题,各工种作业人员要严格执行交接班制度。
5. 各工种工具必须携带齐全,作业人员进入工作地点要在班中经常性地敲帮问顶,发现片帮、零皮、伞沿等必须立即采取措施处理,防止顶板零皮及片帮煤伤人。作业人员严禁在无支护或不合格支护下作业、停留或休息。
6. 机组司机要严格控制采高,必须割平顶底板,不准任意留顶煤, 割煤时牵引速度要适当。截齿保持齐全完好,掉牙、坏牙要及时补齐, 尤其是端盘角度牙必须经常检查, 牙座缺少个数不超过5%。
7. 溜子要移设平稳,推溜子必须在溜子运转中进行,不准推成急弯死弯。挡煤板、铲煤板要经常检查紧固,刮板、螺丝齐全紧固,链条松紧适宜,变形损坏的部件及时更换。
8. 严格执行《煤矿安全规程》(2004年版)第50条、51条、53条~56条、67条的规定。
9. 工作面人员要在支架前后柱之间的人行道空间行走, 任何人不得在机道上行走。 检修设备时,要严格执行“敲帮问顶”制度,发现聋顶、片帮等不安全隐患要及时处理。
10、检修溜子必须先处理片帮、零皮、伞檐等隐患后方可作业。检修溜子必须闭锁溜子和转载机, 并切断电源。
11. 检修运输机、转载机时,必须闭锁转载机和运输机,切断电源,并留人看守,没有检修人员的明确指示,任何人不得私自送电,以防运输机、转载机伤人。
12. 检修采煤机或更换截齿时, 必须先拉掉隔离开关和滚筒离合器手把并闭锁溜子。启动采煤机前必须先巡视采煤机四周, 确认附近无人、无危险后方可送电启动。采煤机必须安装能停止工作面运输机运行的闭锁装置。控制按钮要灵敏可靠,每班都要进行试验,滚筒正常运转时, 周围不许站人。
13.皮带运输机要有防跑偏、打滑、煤位、油温、烟雾等综合保护。消防设施齐全。各部运输机的开停,必须有信号联系,保持灵敏可靠,转载机尾轴的防护罩必须齐全可靠, 并要装设防护栏。转载机尾有灵敏的闭锁转载机的闭锁键。行人垮越的各部运输机必须设置过桥,严禁乘坐皮带和溜子。皮带电机必须用螺栓或打地锚固定好,以防皮带运行中电机翻转伤人。
14 给皮带打卡子必须将皮带接头拉到地面进行, 严禁站在皮带架子上打卡子。拉皮带打卡子时, 接口必须远离皮带主被动滚子15M以外,严禁在主被滚子附近接皮带。拉皮带时,人员要站在地面,不得站在皮带架子上方。
15、升、降、拉架时,必须观察所动作支架周围是否有人,确认无人无危险后方可操作。支架不得存在跑、冒、串、自卸等现象,有则必须及时处理。
16、遇底板不平、支架下栽,支架不好移设时,则必须采用镐刨或打眼放炮方式起底,清理完煤矸后,作业人员站在相邻支架内拿长柄工具将底板用有一定坡度的坑木垫好,再邻架操作移设支架逐渐通过。
17、底板出现地包,支架不好移设时,则必须用岩石电钻或风钻进行打眼放炮处理,保证底板平整,清理完煤矸后,不平处,作业人员站在相邻支架内拿长柄工具将底板用有一定坡度的坑木垫好,然后邻架操作移设支架,逐渐通过。
18、留底煤开采,架前有浮煤,支架不好移设时,则必须把浮煤清理干净,再邻架移设支架。
19、工作人员进入工作面行走路线: 311斜井→11#层311-1轨道巷→11#层51007巷→过桥跨越转载机→运输机头弧形挡煤板下侧→工作面。出工作面则反之。严禁跨越工作面运输机和皮带运输机。若因工作面运输机上窜下窜人员不能按行走路线通过需垮越工作面运输机时,必须闭锁工作面运输机和转载机。 
20、为了防止发生冲击地压和炸帮煤片帮伤人,每班必须对巷道片帮进行处理。在工作面正常生产时,机组司机用遥控器或大于1.2M的木质专用长柄工具在支架前人行道空间操作机组。支架工、头尾检修工和看电缆工必须在支架前人行道空间内操作、作业。工作面铲煤工在铲煤时,随时注意观察煤帮,防止炸帮伤人。所有进入工作面的工作人员,为了防止炸帮煤伤人,任何人不得在机道上行走。在工作面作业人员必须戴防护钢盔。
21、检修和处理机组、运输机事故时,必须切断电源,拉掉机组隔离开关,闭锁好运输机。必须在作业点靠煤壁5M范围内支一排护帮单体柱,柱距1.0M,并用半木背好帮,以防炸帮伤人。并在作业点所有支架顶梁下各支一单体柱,以防支架误动作伤人。
22、顶板压力大,上下顺槽支护的木柱,必须紧贴煤帮支护,且支紧打牢。
23、 必须站在有支护的安全地点支回柱,不准进入古塘或在无支护下作业,支回柱时严禁割煤生产。
24、两条顺槽原支护钢带必须推进到工作面煤壁位置,停机回撤。木柱、丛柱,超前支护单体柱至工作面煤壁位置时方可停止生产回撤,严禁提前回撤。如顶板压力大,破碎或有来压迹象时提前用木柱替出单体柱,木柱则用回柱车或采煤机回撤。端头支设单体柱进入古塘切顶线位置用1.2M长的专用长柄工具回撤,
用采煤机回撤木柱时,必须拉掉滚筒离合器,并试验,以防伤人。
25、工作面所有巷道交叉点的巷口必须各打两木丛柱,每丛4根。如果压力大或顶板离层破碎时则各打一木垛。
26、工作面及顺槽支设的单体柱初撑力≥90KN,自卸或损坏的及时更换,以防伤人.
27、端头顶板压力大时,端头支设一木垛或两丛6根的木丛柱,进入切顶线位置机械回撤。
28、在皮带巷、回风巷必须有足够的备用坑木。6M园木梁、4M园木、3M园木、4M半木和3M半木各50根,2.5M长棚环20个, φ30×4000MM钢针20根。
29、使用回柱车拉设备时,回柱车要先打好四压两戗杠,设备必须切断电源。设备下坡时,设备车必须打好滑子,防止跑野车事故发生。严禁带电拉移电气设备和搬迁电气设备。
30、 人行道宽度必须达0.7M以上, 特别是皮带巷和停放设备段人行道不足0.7M时, 必须提前开帮。
31、 工作面支护的单体柱及钢梁必须用钢丝绳或链条连接,两头与巷道支护固定牢靠,防止柱倒伤人。
32、加强工作面放顶,保证放顶效果好,发现悬板面积超过2×5M2时必须立即进行放顶。初次放顶、循环放顶严格按技术科设计施工,打眼、装药工作由放顶队施工,联放炮工作由综一队负责。拉放顶眼必须进行二次封孔,并检查瓦斯浓度。瓦斯浓度超限时,禁止拉放顶眼。
33、 回风巷、皮带巷固定绞车要打好地锚,移动绞车要打好四压两戗杠。运料、拉设备使用绞车必须有声光信号,且灵敏可靠,一声停,二声开车,三声松绳。上下坡时必须带保险绳,严禁放野车。斜井运输严格执行行人不行车制度,重车每次只准挂两辆,并带保险绳,信号明确,并严格执行斜井行车制度。
34、 采用钻眼法处理大块矸石及煤块时,体积必须大于700×700×1000MM3;如果小于700×700×1000MM3时,必须用锤人工破碎, 严禁放明炮、糊炮。人工破碎大块矸石和煤块时,则必须两人以上作业, 并闭锁运输机和转载机后方可作业,必须有一人观察顶板煤帮变化情况,发现隐患及时撤出人员。严禁人员站在运输机、转载机上以及跌煤点内打大块。
35、 严格执行火工品管理制度,在回风巷距切眼200M外放置专用炸药箱和雷管箱,雷管、炸药分箱上锁保管,严禁炸药雷管混放一箱。一次装药用不完的炸药必须放回炸药箱,当班用不完的雷管必须送回火药库,严禁乱扔乱放。火工品存放必须放在顶板完整,远离电气设备无淋水的安全地点。
36、井下放炮严格执行“一炮三检”和“三人联锁”放炮制度,放炮母线大于50M(双股),放炮前由班组长派专人在能通往放炮地点的所有出入口设好警戒,把工作面人员撤到安全地点。装药、配药联放炮由专职放炮员担任,放炮时必须把放炮点周围的设备电缆掩盖好。严格执行《煤矿安全规程》(2004年版)第315~343条规定。放炮时要以口哨为令,一声撤人,二声放炮,三声解除警戒,并先喊后吹。发出放炮警号后,至少再等5S,方可放炮,放炮后待炮烟吹散后,由放炮员、班组长及安监员进行检查,确认安全后由班组长亲自撤回警戒人员,其它人员方可进入工作面。
37、严禁人员在运输机、转载机、皮带机上行走和停留。严禁人员不通过过桥跨越运输机、转载机和皮带机。
38、工作面运输机与转载机必须搭接合理,采用硬联接方式使两者成为一个整体,保证转载机挡煤板齐全。如确因特殊原因不能硬联接造成转载机挡煤板不齐全的,必须安设有效的防护装置进行封闭,防止人员坠入。
39、工作面配备齐全通讯系统和刮板运输机急停控制系统,确保在工作面可与两个端头及泵站操作台正常联络,并可随时停止工作面刮板运输机。
40、工作面机头必须设置一个操作方便的转载机急停按钮,并灵敏可靠,工作面机头处,转载机头必须各设置一台通讯扩音设备,并完好可靠。
41、转载机行人垮越处必须安设行人方便的人行过桥,破碎机入口处除卸煤点位置也必须加盖板或金属网进行封闭。皮带机运输机必须设置安全可靠的行人过桥。严禁人员不通过过桥跨越转载机和皮带机。
42、工作面运输机、转载机、皮带机司机严禁坐在减速机、电机上操作,开机时要精力集中,时刻观察周围情况,发现情况及时停机,开机时不得兼干其它工作。
43、打大块煤、矸时,支回超前支柱和端头支柱时,清理机头浮煤杂物时,运送物料时,检修工作面机头零部件加油时,必须停止工作面运输机和转载机,并闭锁好。
44、支架液管连接必须使用专用“U”型肖子,严禁用铅丝代替。更换支架零部件或检修支架时,必须停止泵站,没有检修人员的命令不得开动泵站,以防伤人。
45、两巷及安全出口必须畅通无阻,巷道净高不低于1.8M,行人侧的宽度不小于0.7M。
46.在机道检修设备和处理事故时,必须停止生产后,观察顶板煤壁稳定后无隐患方可作业。
47、严禁带电搬迁移动和检修电气设备,严禁甩掉各种保护进行生产。
48、所有人员必须严格执行煤矿三大规程,任何人不得违章作业和违章指挥。出入井人员必须严格遵守矿有关乘车和乘罐规定,严禁乘坐皮带和爬、蹬、跳车。
第二节 顶板
一、支护质量要求
㈠. 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, 工作面支架前梁接顶严密, 无浮矸浮煤。
3. 机道梁端至煤壁顶板冒落高度不大于300MM。
4. 所有支护材料必须有合格证。
㈡. 工作面支护:
1.支架初撑力不低于规定值的80%,泵站压力≥30MPa。
2.支架成一直线,其偏差不超过±50MM,中心距按规程要求,偏差不超过±100MM。
3.支架顶梁与顶板平行支设, 其最大仰俯角<7度。
4.相邻支架间不能有明显错位(不超过顶梁侧护板高的2/3)。支架不挤、不咬,架间空隙不超规定(<200MM)。
5.支架垂直顶底板,歪斜±≤5度。
6.要及时移架,端面距不大于340MM.
7.支架与运输机垂直,偏差不大于±5度.
8.支架完好,无漏液,不串液,不失效.
9.支架内无浮煤、浮矸堆积,活柱缸体上端平合和阀体无煤尘。
㈢. 安全出口与端头支架:
1.要加强工作面上下端头和安全出口支护,φ100MM单体支柱初撑力≥90KN。
2.上下顺槽自工作面煤壁线50M范围内支柱完整无缺,高度不低于1.8M,并留有0.7M宽的人行道。
3.超前支护单体柱初撑力≥50KN。
4.在用支柱完好,不漏液,不自动卸载,无外观缺损。
5 所支木柱上接顶严密,下见硬底,打紧打牢。
㈣. 回柱放顶:
1.控顶距符合作业规程要求,回风、运输顺槽与工作面放顶线放齐(机头机尾处可根据作业规程放宽一排)。
2.采空区冒落高度普遍不小于1.5倍的采高,悬板面积超过2×5M2时, 要进行强制放顶。
3. 工作面无空载支护。
二、防炸帮安全技术措施
1.上下顺槽人员行走时严禁贴帮,以防炸帮伤人,巷壁片帮深度大于0.3米时,要及时打贴帮木点柱,柱距1.0M。
2.每班必须进行“三位一体”安全检查,对上下顺槽顶板、煤壁进行“敲帮问顶”检查,有片帮、零皮、伞檐要立即用长柄工具将其撬下,每日检修班必须将顺槽的片邦煤清理干净,以保持上下顺槽畅通无阻,行人安全`。
3.检修机组、溜子、支架等必须在机道作业时,必须在检修地点前后5M范围内贴煤壁支一排临时单体点柱,柱距1.0M,并用半木背帮,支柱要上接顶严密,下见硬底。检修结束后,人员站在人行道上用长柄工具远方回出临时点柱。
三、防止漏顶措施
1. 保持工作面支架的完好, 不准有漏液、串液现象, 初撑力及泵站压力符合规定。
2. 严格控制采高, 严禁超高,支架顶梁上的浮矸浮煤厚度达5cm以上时必须及时清理。
3. 移架要严格掌握追机距,及时移架,一般距机组后滚筒3~5M, 降架适宜,拉架迅速,支架移直。支架移过后,立即升紧。打架,歪斜的支架要及时处理。
4. 工作面顶板压力大、通过交叉点和顶板破碎时, 要缩小控顶距,采用超前移架的方法管理顶板, 并带压擦顶移架。
5. 工作面发生局部漏顶且沿倾向长度不超过三个支架时, 在支架顶梁上刹6M长梁推进, 超过四个支架时, 另行制定安全技术措施。
6. 巷道发生局部漏顶时,采取上下煤壁打眼上棚环,架设无腿木棚, 棚距为1.2~1.5M, 用圆木刹顶,在棚梁下靠上下帮各支一根木腿,如是设备巷要支成三腿棚,用把锯固定。特殊情况,另行制定安全技术措施
7.加强瓦斯检查。并严格执行《煤矿安全规程》(2004年版)第138条、第139条的规定。
8.处理大块煤或矸石时,体积小于700×700×1000MM3应用铁锤打,严禁放糊炮、明炮。
9.严格执行“一炮三检”和“三人联锁”放炮制度。漏顶区的瓦斯由专职瓦检员检查,每班至少三次,当漏顶区域大于0.5M3时, 放专人蹲点检查, 有瓦斯积聚时, 要采取措施及时排放。
10.打眼放炮工作必须执行<<煤矿安全规程>>(2004年版)第315-343条之规定。
四. 初次放顶专项措施:
1.初次放顶从工作面中部向两边进行,放顶后顶板垮落高度不低于采高的1.5倍,放顶从工作面推进18M开始,每日检修班打眼,沿工作面倾向布置,头部从3#架开始。
2.每隔5个支架布置一组双孔放顶眼,尾部到100#支架,共20组24个孔,眼深6.0M, 仰角55°、70°装药量8Kg/孔,最小抵抗线1.53M, 1.4M, 最大抵抗线4.2M, 4.98 M,每孔炮土充填长度不小于2.0M, 1.5M, 木楔充填0.5M。
3.装药时将导爆索捆绑在药卷上,用木质炮棍将药卷连同导爆索一起轻轻推入眼底,不得冲撞捣实,各药卷之间必须接密,装完药后充填0.5M的木楔,再充填1.5M, 1.0M的炮土,将孔封实。
4.将电雷管与导爆索联接起来盘好后,用炮棍推入眼内,然后充填0.5米的炮土进行2次封孔,电雷管脚线扭结成短路并悬空。
5.当炮眼进入古塘,距切顶线0.5米时, 采用串联方法联放,每次一组两个炮眼。
6.放炮前必须将工作面准备成最小控顶状态并达到初撑力。
7.联放炮前,班组长必须清点人数,全部人员撤出下安全出口100米外的安全地点,并亲自布置专人在能通往工作面的所有巷口设哨拦人。
8.严格执行““一炮三检”和“三人联锁放炮制”,放炮员必须最后离开放炮地点, 并在有掩护的安全地点进行放炮。掩护地点到放炮点的距离大于75M。
特殊情况另行制定放顶专项措施。
五. 巷道维修措施
1.巷道维修应安排专人负责。每日检修班不生产时对巷道进维修、支护和处理片帮伞檐和零皮。生产班在不生产时,对两巷50M范围内涮帮两次。
2.维护人员应每天对巷道顶板情况、煤壁炸帮情况、支护损坏情况等进行观察。及时对受损巷道加强支护并汇报。
3.支柱要上接顶严密下见硬底,支紧打牢,单体柱初撑力达规定要求。
4.支柱时要至少三人操作,并有一人观察顶板、煤帮变化情况。
5.支柱前严格执行“敲邦问顶”制度,确认安全后方可作业。
六、防治冲击地压措施:另行编制专项措施
第三节 防 治 水
1、工作面最大涌水量0.11M3/min,正常涌水量0.07M3/min。为了以防万一,开采时在上下顺槽低洼处应各准备一台水泵, 随时准备排放积水。如发现顶板有淋水,应及时向有关单位汇报, 做好应急准备。
2、发现工作面及顺槽有涌水要立即排放,当涌水异常或顶板滴漏水异常时,立即由班组长带队选择就近出井路线撤人,并在安全地点及时向矿调度室队值班汇报情况。
3、供水管路发生堵塞、出现故障以及因故停水时,必须停止生产,报告矿调度室及队值班,以便协调排除故障。
4、供液、排水管路发生堵塞,出现故障时,及时组织人员处理。

第四节 爆 破
1.跟班干部、班组长是爆破作业现场的安全负责人和组织者,负责相关规程措施的贯彻执行、爆破作业工序的监督检查和爆破作业的警戒撤人工作。
2.瓦检员独立行使检查气体工作。任何时候有权停止气体超限地点的爆破作业。
3.严格按设计要求进行打眼、爆破。封泥长度要符合设计要求,并坚持使用水炮泥封孔。
4.打眼装药之前必须先进行“敲帮问顶”和安全检查,发现零皮、片帮等不安全隐患要及时用长柄工具处理,确认安全后方可开工。
5.作业处顶板压力大或破碎时要进行有效的支护。煤壁有炸帮时要及时打贴帮戴帽木点柱或单体柱,上戴1.2M柱帽,顶板不平时要用半木、木楔刹平背严。
6.打眼人员要扎紧袖口,掌钎杆人员不准戴手套掌钎杆,操作钻具人员要握紧钻具,防止扭伤手臂和钻具脱手伤害其它人。
7.放炮前必须把支架(柱)、电缆、管线及其它设备用废旧皮带加以妥善遮护,防止煤矸崩打设备等。跌倒损坏的支护必须及时恢复,无法恢复的要另加点柱采取补救措施。
8. 放炮人员要随身携带放炮器钥匙,自联自拉。当班联好的炮不准交给下班。剩余的火工品及时交回火药库。
9.井下放炮严格执行“一炮三检”和“三人连锁放炮”制度, 放炮母线双线长度大于75M,放炮前由班组长派专人在能够进入放炮地点的所有出入口设好警戒, 放炮严格执行《煤矿安全规程》(2004年版)第315条~第343条。严禁放明炮、糊炮,明火放炮。
10. 有下列情况之一的,严禁放炮:
⑴采煤工作面及其作业地点风流中瓦斯浓度达到1.0%时,必须停止用电钻打眼;爆破地点附近20M以内风流中瓦斯浓度达到1.5%时,严禁爆破。
⑵支护损坏、失效,达不到支护要求的。
⑶通风监控设备出现故障或断电的。
⑷未设警戒或人员未完全撤退至安全地点的。
⑸便携式瓦斯报警仪发出警报的。
11.爆破器材严格按集团公司、矿有关规定办理相关手续后方可领退。雷管、炸药必须分箱上锁保管, 并放置于顶板完整、避开电气设备和无淋水的安全地点。
12.背炮工必须用专用工具运送爆破器材,严禁乘车、蹬钩运送爆破器材。
第五节 一通三防与安全管理
1.工作面人员要注意观察工作面的风量、风速等变化情况,发现有异常时要立即将所有人员撤至盘区进风巷,并立即向矿调度室、队值班汇报。
2.工作面风流中或上隅角瓦斯超限时,必须切断工作面电源,所有人员撤至盘区进风巷,并立即向矿调度及队值班汇报。
3.工作面人员要爱护通风设施,人员进出风门后随手将风门关上,不准同时打开两道风门, 严禁打开风门不关。
4.采煤机及各转载点、顺槽净化水幕、架间喷雾必须按设喷嘴,出水成雾状,机组内喷雾压力不低于2MPa, 外喷雾压力不得低于1.5MPa。喷雾装置损坏时必须及时停机处理。
5.隔爆水袋必须吊挂整齐,数量、吊挂位置符合规程规定,定期检查水量,不足的立即补充,有损坏失效的要及时补充齐全。
6.皮带头必须存放0.5M3砂子, 消防器材及沙量要齐全充足,并定期检查、补充或更换。
7.回风巷的甲烷监测探头吊挂符合规定,每天要及时移动,发现指示失效,损坏等要立即汇报处理。
8.严格执行《煤矿安全规程》中一通三防的有关规定。

第六节 运 输

1.各部输送机的开停必须有钟铃信号联系,正常启动时由外向里依次启动,停机时由里向外依次进行。
2.采煤机上必须装有能停止工作面刮板输送机运行的闭锁装置。
3.工作面运输机必须安设能发出停止和启动信号的装置,发出信号的间距不得超过15米,并严格执行《煤矿安全规程》(2004年版)第七十二条之规定。
4.大块煤、矸必须在工作面溜头过渡槽处用锤打碎,处理大块时必须闭锁溜子、转载机后再进行。
5.运输机要专人检修维护,留名挂牌,操作人员持证上岗。行人跨越输送机处要有过桥。各部运输机尾必须有护罩。严禁用刮板输送机运送物料。
6、各部运输机的联轴节必须使用难燃液,并经常检查有无漏失,易熔合金塞必须符合标准,并设专人检查,清除塞内污物,严禁用不符合标准的物品代替。
7.轨道运输时必须将物料摆放匀称,物料重心与车的重心一致,并捆绑牢固。严禁站在料车两侧推车,长料要用绳子拉运,并与料端头保持不小于5米的距离。绞车拉运时人员严禁站在里弯。上下斜井或下坡时,严禁超挂物料, 必须带保险绳。
8、运料严格执行综合运料措施和矿有关运料规定。
第七节 机 电
1. 井下检修、拉设备时,必须执行《煤矿安全规程》(2004年版)第445条规定。
2. 操作井下电气设备,必须执行《煤矿安全规程》(2004年版)第446条、447条规定。
3. 电气设备的保护装置要执行《煤矿安全规程》(2004年版)第453~455条、485~497条之规定。
4. 井下电缆的选择,连接应严格执行《煤矿安全规程》(2004年版)第467条、472条规定。
5. 井下防爆电气设备的运行、维护、修理和井下供电应遵守《煤矿安全规程》(2004年版)第489条。
6.检修破碎机,必须切断转载机和破碎机电源,并把电缆头拆下,留人看守。检修转载机不得在破碎机入口处检修, 必须在破碎机出口外检修,如果需要人员站在转载机上检修时,必须闭锁转载机,切断电源,并留人员看守开关,没有检修人员给出的明确信号,不得送电。
7.操作机电设备人员必须持证上岗,现场交接班,交清上个班存在的问题和下个班的注意事项。
8.机电设备严禁带病运转。检修设备必须切断电源,并在开关上挂“有人工作,禁止送电”牌。严禁甩掉各种保护。
9.液压管路要经常检查,及时更换损坏、破损、漏液的管子,U型销必须双腿插入。严禁用铅丝代替销子。
10.移动变电站、泵站、开关组用厚10MM钢板联接,并在其前后轨道上分别打“十字木”进行固定。移动时必须切断电源,取开“十字木”,理顺电缆,用回柱车拉运,拉运中要时刻观察电缆,发现绞扭要及时停机处理。严禁带电移动、检修、拆迁电气设备。
11. 使用回柱车拉设备时,回柱车要先打好戗压杠,设备下坡时, 设备车必须打好滑子, 防止跑野车等事故发生。
12.注油必须使用专用注油器,加注适量的规定油脂。检修牵引部时要在顶板和进风侧吊挂风带防尘。
13.给皮带打卡子,必须将皮带拉到底板进行, 严禁人员站在皮带架子上打卡子。
14.接皮带时,接口必须远离主.被动滚子15M以外, 严禁在主被动滚子附近接皮带。拉皮带时,人员要站在地面,严禁站在皮带架子上蹬拉皮带。
15.泵站一台工作,另一台泵检修, 但每台泵不得连续工作超过4小时。
16. 机电设备:
①.乳化液泵站和液压系统完好,不漏液,压力≥30MPa,乳化液浓度3~5%,有现场配比和检查手段,每班由泵站工用折射仪测定,不符合标准时及时调整。
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.工作面及顺槽转载机挡煤板和刮板齐全, 螺栓紧固。
④.顺槽胶带输送机撑架,托辊齐全完好,胶带不跑偏。电缆悬挂,管子铺设符合规定。开关上架、煤电钻电缆要盘好,闲置设备和材料要放在安全出口80M 以外的安全地方,电气设备上方有淋水, 要有防水设施进行遮拦和掩盖。
第八节 其 它
一. 两巷与文明生产
①.巷道净高不低于1.8M。并从工作面巷口向里每20米挂一个进度牌。
②.支柱完整无断梁折柱,无空帮空顶,刹杆摆放整齐、牢固,架间撑木(或拉杆)齐全。
③.文明生产:
Ⅰ.巷道无积水(长≤5M. 深≤0.2M)
Ⅱ.无浮碴、杂物。
Ⅲ. 材料设备码放整齐并有标志牌。
④.行人侧宽度不小于0.7M。
二. 煤炭回收
①.回收率不低于95%。
②.不丢顶底煤(在受支护设备所限时,只限留底不留顶煤)。
③.浮煤净(在2M2内浮煤平均厚度不超过30MM)。
三. 煤壁机道
①.煤壁平直,与顶底板垂直,伞沿长度超过1M时,其最大突出部分不超过200MM, 伞沿长度在1M以下时,其最大突出部分不超过250MM 。
②.要及时移架,端面距最大值≤340MM,前梁接顶严密。
③.机道不准留顶煤。
四. 安全管理:
①.小绞车有牢固的四压两戗柱或地锚, 行人通过的顺槽输送机机尾处要加盖板, 行人跨越输送机处要有过桥。
②.支架高度与采高要相符,不得超高使用。
第八章 灾害应急措施及避灾路线
一、灾害应急措施
㈠.火灾
1.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。
2.在现场的队干部和班组长应将所有受火灾威胁地区的人员撤离并组织人员灭火。电气设备着火时,应首先切断电源,在切断电源前只准用不导电的灭火器材灭火。
3.抢救人员在灭火过程中,必须指定专人检查瓦斯、二氧化碳、煤尘、其它有害气体和风向、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
4.灭火时人员要处在火源的进风侧。
5.皮带巷、工作面、回风巷一旦发现风流中有烟时,立即配戴自救器沿避灾路线撤离到安全地点。
6.若是油类火灾,只准用砂子灭火。

㈡、瓦斯、煤尘爆炸、有害气体超限:
1.当瓦检员检查发现有害气体超限、便携仪发出警报、监测探头断电以及接到矿下达的有害气体超限撤人命令时,立即撤人。
2.当发生瓦斯、煤尘爆炸时,立即按避灾路线撤人。
3.撤人时现场跟班干部、班组长,立即下令停止一切工作,切断电源。迅速通知所有可能受有害气体威胁地区的人员撤离。
4.撤离时应尽量统一集体行动,伤员由大家轮流护送,共同按照避灾路线撤退到安全地点。到达安全地点后应想方设法通知矿调度室和队值班人员,详细报告自己所处的位置、人数、伤亡情况和事故现场的简要情况。
㈢、顶板灾害:
1.一旦发生顶板、煤帮塌落埋压人员事故时,立即救援。
2.救援时,必须先搞好支护,保证救援人员在安全可靠的前提下作业。
3.处理大块矸石、煤块可使用油压千斤顶等工具,若煤、矸块度较小,可由外向内逐步清理,但应尽量避免破坏易落煤矸的堆积状态。
㈣、水灾害:
发现工作面顶板、巷道、古塘涌水异常时,立即切断电源,按避灾路线撤离危险区。
㈤、其它人身伤害事故:
因事故造成自己所在地点有毒有害气体含量增高,可能危及生命安全时,必须及时正确地佩戴自救器,撤离危险区,并及时向调度室队值班汇报情况。
二、自救方式、抢救方式
1.在受灾地点或撤退途中发现的伤员,只要有一息尚存,就应迅速搬运到安全地点,组织有经验的人员积极进行抢救。
2.对于从灾区营救出来的伤员,应妥善安置到安全地点,并根据伤情,就地取材,及时进行止血、包扎、骨折固定、人工呼吸等应急处理。
3.在现场急救和搬运伤员过程中,方法要得当、动作要轻巧、避免伤情扩大和受到不必要的痛苦。


三、 避灾路线
(一)、火灾、瓦斯煤尘爆炸有害气体超限:
1. 正常风流情况下:
工作面→11#层21007皮带巷或51007回风巷→11#层311-1轨道巷→311材料斜井→1013北大巷→1013大巷→付井(或8#斜井)→地面。
2. 反风流情况下:工作面→11#层51007回风巷→回风绕道→11#层410-2回风巷→11#层311-2总回风巷→西三风井→地面。
(二)、顶板灾害:
工作面→11#层21007皮带巷或51007回风巷→11#层311-1轨道巷→
311材料斜井→1013北大巷→1013大巷→付井(8#)斜井→地面。
(三)、水灾害:
工作面→11#层21007皮带巷或51007回风巷→回风绕道→11#层410-2回风巷→11#层311-2总回风巷→西三风井→地面。
附图15: 工作面避灾路线图

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