11208南探巷组合悬移支架工作面回采作业规程

11208南探巷煤柱组合悬移支架工作面回采作业规程

1、工作面概况： 1.1、工作面位置： 1.1.1、井上位置：

牛山村西北，寺河煤矿东南。 1.1.2、井下位置：

南为11101、11102巷，东为11303工作面，西为11208南探巷，北为11303工作面。

1.2、四周工作面的开采情况：

南为11101、11102巷已掘，东为11303工作面已采，西为11208南探巷已掘，北为11303工作面已采。

附图一：11208南探巷煤柱进风巷、回风巷，切眼巷地质剖面图，井上下对照图及煤层结构图。 1.3、工作面要素：

11208南探巷煤柱工作面走向长367.58m（切中—设计停采线），工作面宽度44.54—50.98m（中—中），平均宽度47.93m，其中网下34.816m，全煤段煤层厚度5.0m。煤层倾角1度左右。

1.4、开采程序及所采煤层层号、采高、循环进度，作业方式，可采储量及日产量。

1.4.1、本工作面开采程序为沿底炮采放顶煤一次性回采。所采煤层为3#煤层。网下采高平均为2.1m，煤厚低于2.0m时沿网下开采，煤厚大于2.0m时放顶，全煤段平均采高5.0m，其中炮采采高2.0m，放顶煤高度为3.0m，可采储量为50456.55吨。

1.4.2、作业方式为每班一个循环，循环进度为0.8m，日推进三个循环，炮采回收率为98%，顶煤回收率为75%，后端头回收率50%，综合回收率为92%。 1.4.3、日产量： 循环产量：

Q=L×B×H1×D×C1+B×H2×D×C2+L2×B×H3×D×C2+L3×B×H4×D×C3 =（47.93—1.775×2）×0.8×2.0×1.5×98%+（34.816—1.775—1.85）×0.8×0.1×1.5×75%+（13.114—1.775—1.85）×0.8×3.0×1.5×75%+3.55×0.8×（5.0—2.4）×1.5×50%

=104.38+2.81+25.62+5.538 =138.35（吨）

式中：Q——循环产量，吨； L——工作面净长，m； L1——网下工作面净长,m L2——全煤段工作面净长，m; L3——后端头长度，m; B——循环进度，m； H1——炮采采高，m； H2——网下放顶煤高度，m；

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H3——全煤段放顶煤高度，m； H4——后端头放顶煤高度，m； D——煤体容重，取1.5t/m3 ; C1——炮采回收率，98%； C2——放顶煤回收率，75%； C3——后端头放顶煤回收率，50%。 日产量：

A=Q×N=138.35×3≈415（吨） 式中：A——日产量，吨； N——日循环个数，3个。

插图一：11208南探巷煤柱工作面示意图 2、地质及水文情况： 2.1、盖山厚度：

该工作面的盖山厚度为117m——170.5m。 2.2、煤层构造特征： 2.2.1、物理性质：

黑色，似金属光泽，局部暗淡，含夹矸，下部煤层较软，切眼巷附近靠近11303工作面地段，局部煤厚仅1.1m，普氏硬度f=2.5，煤体容重1.5t/m3 ,倾角1度左右。 2.2.2、煤层结构：

复杂煤层结构，含三层不稳定夹矸，以上至下为：0.2m煤，0～0.05m夹矸，1.7m煤，0～0.04m夹矸，1.8m煤，0～0.2m夹矸，0.8m煤，煤层可采指数为1。 2.2.3、煤质情况：

水份Md=5.08%,灰份Ad=15.43%；挥发份Vdaf=6.69%，发热量=Qgrad=29.82Mj/kg;硫份Std=0.35%. 工业牌号：Wy。 2.3、顶板岩石构造特征：

老顶：中粒砂岩、厚11.2m、灰色、石英为主，含云母碎片，硬而脆，向下变为砂质泥岩。

直接顶：在上层已回采段，顶板为金属网假顶，未回采段为砂质泥岩，厚2.0m，灰黑色，含丰富植物化石，层理发育。

伪顶：炭质泥岩，厚0.8m，黑色，随采掘脱落。 2.4、底板岩石构造特征：

直接底：炭质泥岩、厚0.7m，黑色、植物化石丰富，底部含砂质。

老底：砂质泥岩，厚8.4m、深灰色，顶部含丰富植物化石，砂质不匀，夹纹层状，泥质砂岩。

2.5、地质构造特征：

工作面处于向斜一翼，总体呈单斜，煤层倾角1度左右，对回采无影响。 2.6、假顶情况：

11303上层工作面金属网假顶铺设采用10#铁丝编制的金属菱形网（长10m，宽0.9m，网孔为25mm×25mm），单层铺设，长边垂直工作面铺设。长边搭接不少于100mm，短边搭接不少于300mm。铺网时间为1993年8月至1994年3月，铺设质量较好，锈结不好，部分区段可能出现网破漏矸现象。

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2.7、煤层厚度：

工作面煤柱进风巷至11206上巷段上部为原11303工作面已回采段（中—中34.816m），此段煤层厚0.9—3.1m平均厚度2.1m，局部煤厚仅1.1m。工作面11206 上巷至煤柱回风巷为全煤段（中—中13.114m），煤层总厚5.0m。（详见煤厚点图） 2.8、水文情况：工作面涌水主要来自周边采空区积水和上覆岩层裂隙水，预计回采时正常涌水量5—15m3/h，随着雨季来临，大气降水沿塌陷裂隙下渗后，最大涌水量可达40m3/h以上，回采前要完善排水系统，回采时设专人排水。 2.9、煤尘及瓦斯：

该工作面煤尘无爆炸性，煤层无自燃性，煤尘产出量为：97mg/m3,瓦斯及二氧化碳绝对涌出量分别为qcH4=0.99m3/min,qCO2=0.53m3/min.

附图二：11208南探巷煤柱组合悬移支架工作面地层综合柱状图 附图三：11208南探巷煤柱组合悬移支架工作面底板等高线图，煤厚点图 3、采煤方法及巷道布置 3.1、巷道布置：

11208南探巷煤柱采用一面两巷的布置形式，煤柱进风巷进风，煤柱回风巷回风。煤柱进风巷通过11206下巷横川，11206下巷、11101巷与西翼皮带巷相连、解决工作面的进风，并与西翼上部煤仓相连，解决工作面的运煤问题；煤柱回风巷通过出煤横川、回风运料横川、11102巷，十一盘区材料车场与西大巷相连，解决工作面的运料问题；煤柱回风巷通过出煤横川，11102巷，十一盘区辅助回风巷与653配风巷相连，解决工作面的回风问题。

煤柱进风巷，煤柱回风巷均采用梁长3.0m，腿长2.3m的矿用11#工字钢金属棚支护，净断面7.11m2，切眼巷采用直径Ф=20 cm，梁长3.4m、腿长2.2m的亲口原木棚支护，净断面6.80m2，棚距均为0.8m。 3.2、采煤方法：

采煤方法为炮采放顶煤，人工装煤，溜子运煤，组合悬移支架支护顶板，全部跨落采煤法。 3.3、回采工艺：

机头段：支护（敲帮问顶）——打眼——装药、联线——爆破——安全检查——清煤——回柱放顶（单体柱）——移端头架——清煤——移机头——再移端头架——移托梁——缩顺槽溜。

中间段：敲帮问顶——打眼——装药、联线——爆破——安全检查——清煤——移架——清煤——移托梁——移溜。 3.4、主要工序介绍： 3.4.1、敲帮问顶：

作业前必须首先检查支架、顶板、煤壁等情况，用专用工具将顶帮的危岩活块找净，只准在顶帮稳定、无掉渣、片帮、冒顶等危险的情况下作业。 3.4.2、打眼：

3.4.2.1、使用1.2KW手持式湿式煤电钻人工湿式打眼，采用分组顺序打眼的方式，每班设三个组进行打眼，一组（3人）打顶眼，两组（每组2人）打煤壁眼。工作面煤壁眼布置为三排五花眼，上排眼距顶0.3m，中排眼距顶、底均1.0m，下排眼距底0.4m，各排眼间距均为1.0m，眼深均为0.9m。

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3.4.2.2、上层已回采段顶煤不打顶眼，老山自然跨落，顶煤厚度超过0.4m,且顶煤不跨落时，另写补充措施。

3.4.2.3、全煤段顶眼为每个架间布置一个震动炮眼，眼深为3m，2m间隔进行，顶煤不跨落时顶眼可直接打到见岩石为止。

3.4.2.4、打眼必须按炮眼布置图进行，严禁打眼和装药同时进行，打好眼后要将电钻、电缆撤到安全地点。 3.4.3、装药、联线：

打好眼后，首先检查该处20m范围内风流中的瓦斯浓度，只有在瓦斯浓度小于1.0%的情况下方准进行装药、联线工作。爆破采用瞬发电雷管，矿用二级乳化炸药，正向连续装药结构，串联方式联线，网下一次最多联三个支架，全煤段一次联线不超过6m（煤壁眼与顶眼分次爆破时，一次联线均不超过10m）。装药量：煤壁眼为上排眼300g/眼，中排眼300g/眼，下排眼400g/眼。全煤段顶眼为3m眼800g/眼，2m眼600g/眼。炮眼封泥采用水炮泥和粘土炮泥，封泥长度：煤壁眼不小于0.5m,顶眼不少于1.0m，装配引药只准由爆破员进行，不得由他人代替，装药前首先要用勺子将炮眼内的浮煤清净，然后用木棍将药卷轻轻推入，用力要均匀，不得强力冲击，但要使药卷彼此密接。脚线的连接可以由经过专门培训的班组长协助爆破员完成，脚线要扭结短路并悬空，严禁与导电物体相接触，爆破母线连接脚线，检查线路和通电工作，只准由爆破工一人操作，母线未和脚线连接前，母线两端也必须扭结或短路，不得与导电体接触。

插图二：工作面炮眼布置图，装药结构图及爆破说明书 3.4.4、爆破：

3.4.4.1、爆破严格执行“一炮三检”（装药前、爆破前、爆破后检查瓦斯）和“三人连锁”（班组长、爆破员、安检工）爆破制，只准使用一台炮机，一趟爆破母线，由一个爆破员执行爆破工作。

3.4.4.2、上层已回采段一次爆破的长度不得超过三个支架，防止支架前顶网破碎引起冒顶。

3.4.4.3、全煤段爆破时，煤壁眼与顶眼同时起爆，一次爆破的长度不超过6m，必须做到一次装药一次全部起爆，爆破前后洒水降尘，冲洗工作面煤帮煤堆。根据现场实际，顶眼和煤壁眼有时可分次爆破。分次爆破时，顶眼和煤壁眼一次最爆破均不得超过10m。

3.4.5、安全检查：

爆破后、等炮烟吹散后，爆破员、班组长、安检工必须巡视爆破地点，检查通风、瓦斯、煤尘、顶板、支架、拒爆、残爆等情况，发现隐患必须立即处理，待隐患处理后其它人员方可进入工作地点作业。 3.4.6、清煤：

3.4.6.1、移架前清煤：爆破后清煤时，首先人员必须站在架内支护完好的地点清理架内煤及部分煤帮煤，其次要进行敲帮间顶，找净活块，处理掉伞檐，将支架前柱前移支撑好后，进入煤帮清理架前煤。

3.4.6.2、移架后清煤：待架前煤清理干净后，及时将支架移过，再由人工用耙子、铁锹清理落山煤。清理落山煤时，可与班组长或验收员联系好，将支架后柱不相邻的支柱提起一根，整个工作面同时提起的柱不得超过3根，待大块炭清入工作面后，要

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及时将提起的支柱降下支撑好。为保证煤质和资源回收率，对超过0.4m的大块炭要破碎后再装入溜子，对超过0.3m的矸块要人工检出扔入采空区.工作面的浮煤必须清理干净，浮煤厚度2m2范围内不得超过30mm，网下段支架后清煤到见网为止，全煤段支架后清煤到见矸为止。 3.4.7、移架：

在清理架内煤及部分煤帮煤后，要及时前移支架顶梁及后柱。移顶梁及后柱前，要先对梁下支柱进行卸载，提腿，前柱保持位置不动，顶梁及后柱擦顶前移，移动步距为0.8m，移好后要及时给后柱注液升紧，保证柱直，初撑力达到100KN以上。然后将前柱提起推移到位，注液升紧，初撑力达到规定要求。移架时要在停溜的状态下进行。移前柱和支柱升降为本架操作，前移顶梁及后柱为邻架操作。 3.4.8、移托梁：

托梁为工作面内支架的整体连接梁，由液压油缸一次全部推移到位。工作面支架全部拉到位之后开始前移托梁。前移托梁前，要认真检查，不允许顶梁压在托梁上，顶梁与托梁间隙应大于1.5mm---60mm时方可前移托梁，若出现顶梁折断、弯曲、变形等故障时必须及时处理，不可强行供液移架。 3.4.9、移溜：

采取自机头（机尾）顺序用单体柱推移的方法，移溜要在溜子停止运转的情况下进行。移溜时，两根单体柱间距不得超过6m，同时溜子弯曲段长度不得小于15m，严禁出现急弯。移溜后，溜子要保持平、直、稳，机头与顺槽溜子搭接合理，不准拉回煤。

插表一：工作面主要设备技术参数表 4、顶板管理

4.1、工作面支架布置形式及支架说明书：

4.1.1、该工作面采用ZHZ/1600/16/24型组合悬移支架支护顶板，共布置49个支架，其中1#、2#、3#架为前端头架，48#、49#架为后端头架，后端头架采用中间架代替，前端头架比工作面支架长400mm，高200mm。工作面支架的最大控顶距为3.35m，最小控顶距为2.55m，后端头架可滞后中间架400mm。 4.1.2、工作面支架技术参数：

详见插表一：工作面主要设备技术参数表 4.1.3、工作面支架设计的计算：

工作面支护设计按8倍采高进行计算。因工作面采取分段打眼，分次爆破，每班爆破一个循环后集中进行移架的方式，故支架支护强度，工作面阻力，初撑力验算均按支架处于最大控顶距状态时进行计算。 4.1.3.1、支护强度验算：

工作面上覆岩层所需支护强度为：

由于工作面前部34.816m段上部为采空区，后部13.114m段上部为实体煤，因此，按8倍采高计算，其中前部34.816m段上部为采空区，后部13.114m段上部顶煤3.0m，上覆岩层厚度为：8×2-3.0=13.0m，则：P前=P采空=h岩×r岩松×9.8=16.0×1.815×9.8≈284.5（KN/m2）

P后=P煤+P岩=（h煤×r煤+h岩×r岩）×9.8=(3.0×1.5+13.0×2.722)×9.8≈390.9(KN/m2) ZHZ/1600/16/24型悬移支架达到额定工作阻力时的支护强度为：

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P支=F÷S=F÷（L×H）=1600÷（3.35×1.04）≈459.2(KN/m2) 式中：h煤——顶煤厚度3.0m

h岩——上覆岩层厚度，（8×2—3.0=13.0）m； r 煤——煤层容重，1.5t/m3;

r 岩——岩石容重，取上覆岩层的平均容重，2.722t/m3； r1.815t/m3；

F——ZHZ1600/16/24型悬移支架的额定工作阻力，1600KN；

S——ZHZ1600/16/24型悬移支架处于最大控顶距时的支护面积，（3.35×1.04）m2；

L——ZHZ1600/16/24型悬移支架的最大控顶距3.35m； H——ZHZ1600/16/24型悬移支架的中心距，1.04m。 经比较：P支＞P前、P支＞P后 4.1.3.2、支架支护工作阻力验算： F阻前=h岩?r岩松×s×g

=16.0×1.815×（3.35×1.04）×9.8

≈991.5（KN）＜ZHZ1600/16/24型悬移支架的额定工作阻力1600KN。 F阻后=（h煤?r煤+h岩?r岩）×s×g

=（3.0×1.5+13.0×2.722）×（3.35×1.04）×9.8

≈1361.8（KN）＜ZHZ1600/16/24型悬移支架的额定工作阻力1600KN。 式中：FKN；

F阻后——ZHZ1600/16/24型悬移支架在后部实体煤内所需工作阻力，KN； 其它符号含义同支护强度计算公式。 4.1.3.3、支架初撑力验算：

根据工作面顶板岩性，为使悬移支架达到整体支护要求，支护顶板所需初撑力取不低于采煤安全质量标准规定值（18Mpa）的80%，即： 18×80%=14.4（ Mpa）

故 F初=4×[（ЛD2）÷4]×14.4×106 =4×[（3.14×0.112）÷4]×14.4×106

≈547.1（KN）＜ZHZ1600/16/24型悬移支架的额定初撑力，745KN。 式中：D——ZHZ1600/16/24型悬移支架立柱油缸直径、0.11m。

3.4、底板比压的计算：该面直接底为炭质泥岩，该底板允许的抗压强度测定为6.65Mpa，小于支架对底板的最大比压8.8Mpa。故工作面所选支架在生产过程中可能会出现钻底现象，如果支架钻底超过50mm时，可加工直径大于300mm的铁鞋垫在支柱下面来满足支护要求。

通过以上证明及采取措施后，本工作面所选用的ZHZ1600/16/24型悬移支架能满足支护要求。

4.2、机头、机尾及进回风巷超前支护布置情况。 4.2.1、端头的支护情况：

4.2.1.1、机头、机尾采用端头架与单体柱相结合的方式进行支护。

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阻前岩松

——采空区岩石容重，按实体岩层1.5的膨服系数计算，平均容重取

——ZHZ1600/16/24型悬移支架在前部上层采空区下所需工作阻力

4.2.1.2、在前后端头切顶线处各打一排密集切顶柱，切顶柱要迎山有力，柱距不大于300mm，以防落山的矸石窜入工作面，切顶柱位置与端头架后立柱打齐，允许有±200mm的误差。每次移机头、机尾架前，先将密集柱前移后再移架。

4.2.1.3、当端头架与煤柱的距离达到1.0m时，要离开支架50——200mm增打一行单体柱，该处距离每增大900mm增打一行单体柱，柱距不大于800mm，单体柱柱距、排距偏差均不得超过±100mm，支柱直线偏差不得超过±50mm。 4.2.2、进、回风巷的超前支护：

4.2.2.1、进、回风巷均超前工作面煤壁10m支设双排单体柱，10m——20m范围内支设单排单体柱，柱距不大于800mm，进风巷10m超前柱分别支于工作面侧距梁20m超前柱支于顺槽溜侧头约700mm处和顺槽溜子边侧（巷道内侧）；（巷道内侧），20m超前柱支于回风巷10m超前支柱分别支于工作面和煤柱侧距梁头约700mm处，

工作面侧距梁头约700mm处。柱距、排距、支柱直线偏差均不得超过±100mm。 4.2.2.2、进、回风巷超前工作面煤壁50m进行维护，如有断梁折柱，要及时进行更换，如巷道压力大，支架变形严重时，必须超前支设点柱或套棚维护。 4.2.3、套架木棚、回取铁棚规定：

4.2.3.1、进、回风巷均超前工作面5——20m套架木棚，且超前工作面10m范围内的套架木棚必须保证一梁四柱，10——20m范围内的套架木棚必须保证一梁三柱。每架棚均在铁棚中间，中间柱要与双排超前柱对齐，贴帮柱距煤帮50mm左右，打贴帮柱处可回取拉勾。

4.2.3.2、回取金属棚：回取金属棚要严格执行操作规程有关要求，首先人工清理完回棚处的杂物，然后用单体柱支于靠近梁端约50mm处，将棚梁顶起（4m以上远距离操作），使梁腿分离，人工挖柱窝取出棚腿，然后降单体柱取下棚梁。取掉棚腿后，在原棚腿处打一根贴帮柱，顶梁和取棚期间严禁任何人通过此处，操作人员必须位于支护后的安全地点进行。回取下的金属棚及拉勾要运到指定地点码放整齐并挂标志牌。

4.2.4、端头一般不在支架上架设走向棚，但当进、回风巷压力大或因工作面端头架抬不住所架木棚时，可在靠工作面侧超前柱的位置处交错500mm支设抬棚（抬棚使用一对长4m的兀形钢梁），抬棚下必须保证一梁三柱，套架木棚与抬棚交叉处必须支设单体柱，以便替柱及移架。 4.2.5、对支护材料的要求：

4.2.5.1、DZ—25型，DZ—22型、DZ——16型；单体柱使用：木棚使用∮=180mm——200mm，长2.8m的红松半圆木；柱帽使用大柱帽，其规格为：长×宽×高=400mm×160mm×140mm.

4.2.5.2、工作面回风巷经常保持有长2.8m，∮=180mm—200mm的红松圆木，长1.6m、2.0m，∮=140mm—160mm的红松半圆木各20根左右，柱帽50块以上，DZ—25型、DZ—22型、DZ—16型单体液压支柱各15根左右，以上备用材料由验收员负责进行管理，不足时向队值班汇报，及时补充。

4.2.5.3、工作面超前支护材料必须完好，单体柱不漏液，不自动卸载，无外观缺损，三用阀符合要求，各种板料无折损。

4.2.5.4、工作面所打单体柱防倒绳可使用8#铁丝，但切顶柱及靠工作面煤壁以里的贴帮柱（回风巷）必须使用∮=15mm的棕绳。

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插图三：工作面及机头、机尾、进回风巷超前支架布置平面示意图 插图四：工作面最大、最小控顶距剖面图

4.3、初次来压，周期来压及初次放顶，末次放顶的支护形式；

4.3.1、初次来压时，可采取在支架下增打单体柱的形式加强顶板支护，具体详见初采初放措施的有关内容。

4.3.2、周期来压时，支护形式不变，但要加强顶板管理，加强支架检修， 提高支护质量，当顶板破碎，片帮严重时，要根据实际情况增设丁字棚，贴帮柱及戗柱，必要时另写措施。

4.3.3、初次放顶详见初采初放措施，末次放顶另写措施。

4.4、过断层、顶压、老空区、冲刷等破碎顶板区的支架布置形式： 4.4.1、该面在回采过程中无断层构造。

4.4.2、工作面在过顶压、老空区、冲刷、顶网破碎等破碎区段与薄煤区段时的支架布置形式不变。

4.4.3、如遇顶网腐烂或顶板破碎，片帮较大时，要及时进行超前移架。必要时在支架上挑走向梁或架抬棚支护，工作面应备足各种规格的木料，以便及时架棚、勾顶、维护顶板。

4.4.4、工作面在上层回采区与未回采区交界处前后5.0m施工时，易发生冒顶片帮，要加强该段的顶板管理，采取放小炮的方式，一架一架向前推移。如顶网铺设不好或支架前扯网时，要及时在支架前增打带帽单体柱或增设丁字棚，必要时可挑走向棚维护顶板，防止冒顶事故发生。 4.5、采空区处理办法： 采空区采用全部垮落法。 4.6、顶板支护质量监测。

4.6.1、沿工作面均匀设五条观测线，圆图仪分别安设在工作面的5#、15#、25#、35#、45#支架上进行监测，指导支架操作。进、回风巷各设一个观测点，利用测力计进行检测。

4.6.2、每日由安全质量验收员负责圆图仪记录纸的收集及两巷超前柱初撑力值的检查、记录。

4.6.3、监测仪器的检查、维护、更换圆图仪纸由支架检修工进行，圆图仪必须每天更换，圆图仪纸上必须标明日期、进度、支架号及前后柱。

4.6.4、采煤技术员负责原始记录的收集整理和初步分析，根据结果初步指导支护操作，并定期把原始记录送交生产部采煤组，由生产部技术人员作出系统分析，生产队组根据结果，结合现场，具体指导监测支护操作。

4.6.5、本工作面所用支架设计泵站压力为19.6Mpa,为满足要求，泵站压力规定不低于19.6Mpa。

5、通风（监测监控）、运输、供电、供水（防尘）、排水系统 5.1、通风、监测监控、防尘系统： 5.1.1、通风系统:

5.1.1.1、通风方式：采用全负压通风。 5.1.1.2、通风线路：

新鲜风流：

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西大巷——11102车场——11101巷——11206下巷——煤柱进风巷——工作面 西翼皮带巷——11101巷——11206下巷——煤柱进风巷——工作面

乏风风流：

工作面——煤柱回风巷——出煤横川——回风运料横川——11102巷——十一盘区辅助回风巷——653配风巷——西风井——地面。 插图五：工作面通风系统及避灾路线示意图 5.1.1.3、风量计算：

5.1.1.3.1、按瓦斯、二氧化碳绝对涌出量计算风量： Q1=100×qCH4×kCH4=100×0.99×2=198(m3/min) Q2=1000/15×qCO2=1000/15×0.53×2=71(m3/min) 式中：Q——工作面所需风量，m3/min;

qCH4——工作面CH4绝对涌出量，0.99m3/min; qCO2——工作面CO2绝对涌出量，0.53m3/min;

KCH4、KCO2——回采工作面瓦斯或二氧化碳涌出不均匀系数取2。 5.1.1.3.2、按工作面温度计算风量：

Q=60×V×S×K采=60×0.9×4.72×1.2≈305.9（m3/min）

式中：V——炮采工作面风速、0.9m/s（按工作面正常温度18——20度计算）； S——炮采工作面有效断面积，4.72（m2）；

S=（S大+S小）÷2×H×K面=（3.35+2.55）÷2×2.0×0.8=4.72（m2） S大——炮采工作面最大控顶距，3.35m; S小——炮采工作面最小控顶距，2.55m； K采——通风系数，取1.2 H——炮采工作面采高，2.0m K面——有效断面系数取0.8。

5.1.1.3.3、按工作面作业人数计算风量：

按工作面交班期间最多人数，增加10%的其它人员进行计算： Q=4·N=4×（27+24）×1.1=224.4（m3/min) 5.1.1.3.4、按一次爆破炸药消耗量计算风量：

一次爆破长度为6m，工作面煤壁装药量为（0.3+0.3+0.4）×6kg，顶眼装药量为（0.6×3+0.8×3）kg，则一次爆破的炸药消耗量为6+4.2=10.2kg。 故Q=25·A=25×10.2=255（m3/min）

根据以上四种计算取最大值，该工作面的配风量取305.9m3/min。 5.1.1.3.5、风量分配及风速验算：

该煤柱工作面计划风量为305.9m3/min，风量分配及风速验算情况如下： 名称 煤柱进风巷 切眼 回采工作面 煤柱回风巷 净断面（m2） 7.11 风量（m3/min) 305.9 风速（m/s） 0.72 6.40 305.9 0.80 5.90 305.9 0.86 7.11 305.9 0.72 根据煤矿安全规程规定，按15S≤Q≤240S进行验算：

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15·S=15× （3.35+2.55）÷2×2.0×0.8=15×5.9×0.8=70.8（m3/min）＜255（m3/min） 240·S=240×（3.35+2.55）÷2×2.0×0.8=240×5.9×0.8=1132.8（m3/min）＞255（m3/min）

经上述验算：可知该工作面计划风量确定为305.9m3/min后，工作面及各断面通过的风速均符合《煤矿安全规程》第101条的有关规定。 5.1.2、监测监控系统：

5.1.2.1、电源电缆、信号电缆采用基带干线（四芯线），型号为UVVEP——1。 5.1.2.2、瓦斯传感器型号为：P2039AcH4；断电仪一台，馈电传感器一台。 5.1.2.3、瓦斯传感器吊挂位置，距帮不小于200mm，距顶不大于300mm。 5.1.2.4、监测监控电源：来自十一、一变电所专用综保。 5.1.2.5、瓦斯传感器T1、T5参数设置如下： 传感器 安设位置 报警浓度 断电浓度 复电浓度 断电范围 T1 工作面回风巷 距工作面≤10m ≥1.0% ≥1.5% ＜1.0% 工作面及回风巷全部非本质安全型电气设备 工作面及回风巷全部非本质安全型电气设备 T5 工作面回风巷 ≥1.0% 切顶柱靠工作面侧 ≥1.5% ＜1.0% 附图四：工作面监测监控系统示意图 5.1.3、防尘系统：

5.1.3.1、工作面人员应佩带防尘口罩。

5.1.3.2、打眼必须进行湿式打眼，爆破使用水炮泥，爆破前后洒水降尘，冲洗煤帮煤堆。顶眼及煤壁下排眼（软煤较多）无法实施湿式打眼时，可用工作面洒水喷雾装置或液压枪在眼口洒水降尘。

5.1.3.3、各运输工作面溜子机头必须设喷雾降尘，进、回风巷距工作面30m以内各安设一手动水幕。

5.1.3.4、工作面备洒水管路。 插图六：工作面洒水降尘系统示意图 5.2、运输系统： 5.2.1、原煤运输：

工作面（溜子）——煤柱进风巷（溜子）——11206下巷（溜子）——11101巷（皮带）——西翼皮带巷（皮带）——西翼上部煤仓——经K3给煤机入2.5吨底卸式矿车——西大巷——683底卸车场——683大煤仓——经K5给煤机给入新主井皮带——地面选煤楼。 5.2.2、辅助运输：

副井——西大巷——11102车场——11102巷——回风运料横川——出煤横川——煤柱回风巷——工作面。

辅助运输设备主要选用JD—11.4KW、JD—25KW绞车运输。 5.3、供电系统：

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由十一、一变电所——11101巷——11206下巷——煤柱进风巷——工作面及沿线用电设备。

附图五：工作面供电系统、设备布置示意图 附图六：机电设备布置示意图 5.4、供水系统：

5.4.1、西风井水源井——西风井井筒——653配风巷——653副暗井上部车场——西大巷——11102车场——煤柱回风巷——工作面。

5.4.2、西风井水源井——西风井井筒——653配风巷——653副暗井上部车场——西大巷——11101巷——11206下巷——煤柱进风巷——工作面及沿线各转载点。

插图七：工作面供水系统示意图 5.5、排水系统：

工作面低洼处——煤柱进风巷（煤柱回风巷）——11101巷水仓——11101巷排水管—— 11102车场——西大巷水沟——683中央水仓。 插图八：工作面排水系统示意图 6、劳动组织 6.1、劳动组织情况

采用混合工种联合作业，爆破工、机电工、泵站司机、验收员为专业工种，其它工种为混合工种。

6.2、正规循环作业图表

工作面采用“三八”制作业，即三个班生产，在每班接班后先进行两小时的检修工作，然后再进行回采的有关工序，每班完成一个循环，每循环0.8m。 插图九：正规循环作业图表 6.3、劳动组织定员表： 插表二：劳动组织定员表 7、主要经济技术指标 插表三：主要经济技术指标表 8、主要安全技术措施及避灾线路 8.1、一般安全技术措施

8.1.1、所有作业人员必须牢固树立安全第一思想，严格执行煤矿三大规程及其它有关法规法令，熟练掌握操作技术，严格执行岗位作业标准，遵守各项管理制度。 8.1.2、严禁任何人违章作业，违章指挥，任何人有权拒绝违章指挥，制止违章作业。

8.1.3、岗位人员都必须是经过安全技术培训并持有安全资格证书的专业人员。岗位人员要集中精力，认真操作，严禁脱岗、窜岗。

8.1.4、工作人员进入工作地点后，都必须首先检查工作面范围内的顶帮支护情况，每班开工前，班组长要对整个工作面的安全情况全面详细检查，发现不安全隐患要及时处理，做到不安全不生产，并严格执行三员到岗开工挂牌制度，在作业过程中要随时随地观察作业地点的变化，严格执行敲帮问顶制度。

8.1.5、所有人员必须提高自保互保意识，发现不安全隐患及时汇报，并及时组织人员进行处理，不准进入无支护的空间，严禁空顶作业。

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8.1.6、加强零散作业人员的管理，凡两人或两人以上作业时，必须指定施工负责人和安全负责人。

8.1.7、各岗位司机在开工前要认真检查各部件完好情况，保证设备完好后方可开机作业。

8.1.8、前后端头安全出口高度保持在1.6米以上，否则必须起底或挑顶，宽度保持在0.7m以上，否则必须开帮。

8.1.9、队长、技术员、井下班组长、电气维护工、爆破员必须佩带便携式瓦检仪，随时检查工作地点周围瓦斯情况。

8.1.10、信号工必须精力集中，站在溜子闭锁附近，随时注意工作面情况，发现异常及时停溜，工作面所有人员发现异常时及时通知信号工或溜子司机停溜。 8.2、顶板方面

8.2.1、工作面必须做到“三直、一平、二畅通”，煤壁不得留有伞檐，不得空顶作业。

8.2.2、工作面支架要升紧，达到支架的规定压力，确保支架支撑有效，工作面支架的后柱必须迎山有力。

8.2.3、严格执行敲帮问顶制度，严禁人员未进行敲帮问顶工作及确定煤帮安全的情况下就进入煤帮。

8.2.4、如遇底板较软或底板不平时，必须在支柱下穿柱鞋，尽量使支架水平和密贴顶板，但柱下只准穿一个柱鞋，工作面严禁连续三架不接顶，如不能满足此项要求，可以采用在顶梁和顶板之间充填木料、柱帽的方法解决空顶问题。

8.2.5、工作面出现特殊地质构造和顶板破碎时，必须采取放小炮，控制爆破距离等措施。如顶板压力增大时，可采取在支架下面增打带帽单体柱的方式加密支护。 8.2.6、必须保证采空区冒落高度不小于1.5倍采高，达不到此要求时不得超量放顶煤，必要时可进行强迫放顶，强迫放顶参照初采初放专项措施。

8.2.7、工作面打顶眼前，要找净所打眼支架间的危岩活块，防止掉矸伤人，打眼时，人员要配合好，一人持钻打眼，一人观帮观顶并协助打眼。

8.2.8、移架时，必须对移架安全工作进行全面的检查，清理好退路，必须指定有经验的人员观察顶板。

8.2.9、工作面严禁使用折损的坑木和损坏失效的单体液压柱。

8.2.10、工作面发生局部冒顶时，应先停止工作面刮板运输机，并对冒顶的地点进行维护，进入煤帮维护时由班长统一指挥，首先进行敲帮问顶，并设专人负责观帮观顶，待冒落范围内煤矸稳定后方可进行作业，处理冒顶时必须首先检查瓦斯，只有瓦斯浓度低于1.0%时方准进行作业，处理时必须首先准备好所需材料，清理好退路，由两头向中间逐步处理。处理冒顶人员要站在冒顶地点支架下垂直于煤帮架设挑棚维护顶板，清开柱窝后及时跟柱支护，待冒顶区域顶板控制好后方可开运输机并及时缩小空顶面积。

8.2.11、放冒顶范围较大，堵死工作面导致工作面风流断路时，人员应迅速从冒 顶段两侧撤退至全负压通风地点，并汇报调度室，及时组织处理，届时另行制定措施。 8.3、支架操作安全注意事项及工程质量标准。

8.3.1、移架工要在现场进行交接班，并对支架煤壁、顶板、刮板运输机进行详细检查，发现问题及时处理，如确实无法处理时向队值班长汇报，交由维护工，检查

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人员处理。

8.3.2、移架工要站在邻架的安全位置操作支架（升降柱为本架操作），严禁在移动的架下操作。移架时应有专人观察顶板，支架前后3m范围内不得有人作业或停溜。移溜时要间隔移架，不得同时移动相邻的任意两个支架，严禁从正在前移的支架下通过或停留。

8.3.3、支架移不动时，要查清原因进行处理，不准强推硬顶，严禁非支架工操作支架。

8.3.4、推移工作面刮板运输机过程中，要认真检查底板平整情况及各部件的连接情况，发现问题及时处理，推移时，要在停溜的情况下顺序前移，严禁从两头向中间移溜，严禁出现急弯，交接处弯曲段不得小于15 m，推移过的运输机要保持平、直、稳，推移运输机后，溜槽要与前柱靠紧。

8.3.5、支架使用时，前柱应垂直顶梁和底板支设，后柱应有3度——5度的迎山角。支架直线偏差不得超过±50mm。

8.3.6、前移支架时，必须使支柱底盘脱离浮煤，不允许拉着支柱向前移。 8.3.7、当顶压下、顶板完整时，可采用整体式前移支架。

8.3.8、前移托梁时，要认真检查顶梁与托梁间隙，不允许顶梁压在托梁下，间隙应大于15——16mm时方可前移托梁。

8.3.9、工作面支架应保持随着平，个别支架可以不接顶（不得出现连续支架不接顶，工作面不接顶的支架不得超过5个），升柱时不准强行硬顶，防止切断顶梁销及损坏支架。

8.3.10、支架应严格按照规定的载荷及正确的方法使用，支架有问题应及时维修，丢失零件应及时补充。

8.3.11、移机头、机尾要在班长指挥下，停机移动，移好后要打压柱。 8.3.12、注液枪注液时，必须将注液口赃物冲净之后再注液。 8.4、攉煤工安全注意事项：

8.4.1、攉煤工作业前要找好安全畅通的退路，作业必须是在支架完整、支护可靠、无片帮、无漏顶危险的情况，面向机尾进行装煤作业，且人员要离开溜槽边缘400mm。必要时应闭锁工作溜人工清煤，人员离开后再发信号启动溜子。

8.4.2、作业时要随时密切观察支架、顶、帮情况和运输机的运行情况，发现有 片帮、冒顶等危险时，必须迅速撤离工作地点，发现异常要通知有关人员进行处理。 8.4.3、工作面矸石必须清至落山，大块炭要破碎，严禁将矸石、大块炭及物料装入刮板输送机。

8.4.4、不准站在前柱与煤壁间进行清煤，防止片帮伤人。 8.5、端头维护工操作注意事项及工程质量标准：

8.5.1、端头维护工作业前要查处作业地点的不安全隐患，严格执行敲帮问顶制度。除作业人员外，必须有专人负责观帮观顶，严禁单人作业，并严格执行先支后回的原则。

8.5.2、作业过程中要注意保护瓦斯探头，电缆等设施。

8.5.3、进、回风巷端头压力大时，要采取增打点柱或戗柱的方式加强支护，防止压坏支架或把支架冲出巷道，引发顶板事故。

8.5.4、使用单体柱时，人员必须避开三用阀的方向，站在侧面操作，三用阀的方

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向应顺着巷道，注液口朝向落山，作业过程中人员要互相配合，严格执行“先支后回、宁超前勿滞后，宁加强勿削弱”的原则。

8.5.5、单体柱要支在实底上，且迎山有力。当底软柱不够高时，必须穿木鞋，柱帽或旧道木，严禁穿重鞋。严禁使用漏液、卸液柱、焊缝开裂等不完好的单体柱。 8.5.6、端头放顶时首先要清理好退路，设专人放顶，专人接柱，严禁移架与放顶同时进行。放顶时要坚持先里后外，先难后易的原则。

8.5.7、所有单体柱要拴绳防倒，严禁倒放平放，超前柱要打成一直线，偏差不超过±50mm。

8.6、爆破方面：

8.6.1、爆破员必须持证上岗，爆破时要严格执行“一炮三检”和“三人连锁”爆破制及《煤矿安全规程》第315——342条有关规定。

8.6.2、爆破前班组长必须亲自布置专人在警戒线和可能进入爆破地点的所有通道上设置警戒牌、栏杆或拉绳截人，截人距离：工作面爆破时进回风巷道内不小于55m，（距拐弯段不小于10m），端头爆破时进回风巷道内不小于75m.

8.6.3、打眼、装药和爆破前，首先必须由爆破员检查爆破地点周围20m范围内风流中的瓦斯浓度，只有瓦斯浓度小于1.0%时方可作业。

8.6.4、出现拒爆、残爆时必须及时处理，并严格执行《煤矿安全规程》第342条的规定。

8.7、运输方面：

8.7.1、输送机运输安全技术措施：

8.7.1.1、输送机司机必须持证上岗，严格按操作规程和岗位作业标准作业。 8.7.1.2、输送机司机必须使用信号联系，做到信号不清不开机，发现异常情况要及时停机，检查处理。信号设施必须齐全，完好，可靠，信号规定为：“一停、二开、三倒转”。

8.7.1.3、在工作面机头安设一个能闭锁顺槽溜的闭锁开关。在工作面每15m安 设一拉线开关，即能打信号联系，又能闭锁工作面溜子，严格执行谁闭锁解锁的规定。 8.7.1.4、输送机司机必须在现场交接班，开机前要严格按岗位作业标准认真检查设备，开车时要首先点动两下（间隔不小于5秒）进行试车，确认无问题后再连续运转。司机要站在机头侧1m远的安全地点操作，严禁正对机头操作，发现输送机上有杂物时，必须停机捡出。

8.7.1.5、设备启动后，司机不得擅自离开操作地点，要认真观察设备运行情况，发现故障及时停机处理，司机下班或离岗时要把控制开关停电闭锁。

8.7.1.6、运输机压煤过多，不能启动时应将压煤攉出再启动，严禁超负荷启动，防止烧坏电机。运输顺槽根据实际情况及时缩溜、缩皮带、溜子机尾在端头架后柱以里最多不超过一节槽。

8.7.1.7、严禁用输送机运送任何物料及设备，严禁乘坐和横跨开动的输送机，人员跨越的地点必须设有过桥或与司机联系停止设备运转。

8.7.1.8、刮板输送机机头、机尾必须打压柱固定牢固（溜子特制机尾除外）。 8.7.1.9、紧、解大链必须由经验丰富的老工人配合进行，严格按操作规程作业，必须使用紧链器或导链紧、接、解连，且机头要横放一块厚背板，防止大链溅起伤人。机尾设专人看护，避开大链射出方向。

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8.7.2、小绞车辅助运输安全技术措施。

8.7.2.1、小绞车司机必须是经过培训后持证上岗，严格按操作规程和岗位作业标准作业。

8.7.2.2、开车前要认真检查较车、钢丝绳、联接装置及地锚、闸皮、信号等是否安全、完好、可靠。开车时严格执行“七有八不开、不作业”制度，且运输时有专人在安全地点截人，车辆通过区段及绳道和车辆两侧严禁有人。

8.7.2.3、开车时，绞车司机必须精力集中，必须使用声光信号，听清信号再操作。操作时眼要向前看，认真聆听运行声音，发现异常及时刹闸停车检修处理。绞车信号为：一声停、二声提升、三声下放。

8.7.2.4、严格按操作图板规定进行挂车，严禁超挂车，放飞车。、

8.7.2.5、巷道起伏不平时，运料必须一拉一放，放绳必须有专人操作，物料必须牢固绑紧，两绞车司机用声光信号联系，相互配合好。

8.7.2.6、绞车的安装和使用严格执行矿有关小绞车管理使用规定。其他严格执行 《矿井运输技术管理规程》及《古书院矿窄轨运输管理制度及技术规定》中的规定。 8.8、通风、瓦斯、综合防尘、防火方面：

8.8.1、施工前要认真检查工作面及作业地点的瓦斯，只准在瓦斯浓度低于1.0%的情况下作业。

8.8.2、要加强工作面上隅角的瓦斯管理和放煤时的瓦斯管理，严禁瓦斯超限的情况下进行与处理瓦斯无关的工作。

8.8.3、工作面煤堆不得超过工作面断面的1/3，以免风流不畅造成瓦斯事故。 8.8.4、任何人不得毁坏通风设施和其它防尘防火设施，严禁将两道风门同时打开或损坏风门。

8.8.5、各转载点必须安设有效的喷雾洒水装置，并严格执行运转洒水，停机停水的规定。

8.8.6、各班维护工要认真检查各种防尘、降尘和消防措施，保证各设施始终保持完好状态和有效喷雾，确保降尘效果。

8.8.7、各存油地点必须备有两个有效的灭火器（5kg以上）和一个装有0.2m3以上黄砂的砂箱，且备有两张消防锹。所有防火消防品必须放在上风侧。

8.8.8、发生火灾时，必须先切断电源并向调度室汇报，跟班干部与班长要立即根据现场情况组织人员进行灭火，当火势很大，危及人员安全时，必须立即按避灾路线组织人员撤离现场。同时严格执行《煤矿安全规程》第244条有关规定。

8.8.9、当上隅角瓦斯超限或在11206上巷下作业瓦斯超限时，立即停止作业，可采取挂风障的方法降低瓦斯浓度，待瓦斯浓度恢复到规定值范围内时方可恢复正常作业。如若不能有效降低上隅角瓦斯浓度，则另写补充措施。 8.9、监测监控方面：

8.9.1、出现瓦斯超限，甲烷传感器报警时，工作面停止打眼、爆破工作。当瓦斯浓度达到1.5%时，人员立即停止作业，切断电源，撤离工作面现场，并汇报调度室，采取措施进行处理。

8.9.2、甲烷传感器必须完好灵敏，定期校正。

8.9.3、每次爆破前，班组长要指定专人负责将瓦斯头T1、T5随监控线一并移至回风巷距爆破地点大于50m的地点盖皮保护好，爆破后及时将探头和监控线恢复原

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状。

8.9.4、施工中要爱护监控线及探头，加强甲烷传感器的使用和维护，发现问题及时处理或通知监测队处理。发生故障时，班长要将便携式瓦栓仪挂至原甲烷传感器位置进行监测，保证不间断监测。 8.10、防治水措施：

8.10.1、回采前工作面及进、回风巷必须按技术部提供的排水设计及《回采工作面防治水管理办法》备足水泵、排水管等排水设施，并保持完好，以备工作面涌水能够及时排出，降低水患影响。

8.10.2、工作面出现涌水时，积水要用潜水泵及时排出，涌水量增大时，必须班班设专人进行泵水，并严格执行现场交接班制度。 8.10.3、有水时严禁停泵，必须保持正常泵水。

8.10.4、发现有透水预兆时，必须立即停止作业，采取措施，汇报调度室，并按《煤矿安全规程》第266条执行。

8.11、设备检修及处理故障安全注意事项。

8.11.1、各台机电设备必须符合完好标准，保证各类保护齐全有效，严禁在带病、失爆及无保护的状态下运行。发现有失爆现象，立即停止运行，脱离电源，待恢复防爆性能后方可投入运行。

8.11.2、工作面电气设备必须放置在无淋头水、无积水的干燥地方，否则必须采取措施，保证电气设备上部不被淋头水浇淋，最下缘不被水浸泡。

8.11.3、检修电气设备时，必须先检查瓦斯，只有20m范围内瓦斯浓度低于1.0%时方准进行检修。严禁执行停电、验电、放电的操作程序和一人检修、一人维护的措施。

8.11.4、起吊物件需按如下规定执行：重物一旦处于起吊状态时，须有专人看护，起吊物下方严禁人员身体任何部位伸入，必须在起吊重物下工作时，须另写措施。暂时不用的重物须放在不影响人员工作、行走、设备运行的底板上，且无自行滑动、滚动倾倒的可能。

8.12、处理伞檐、马棚和工作面崩大块炭安全注意事项：

8.12.1、处理伞檐、马棚一般采用人工用撬棍撬、捅的方式进行，如果人工无法处理掉时，可采用爆破的方式进行处理。

8.12.2、人员进入煤帮时，首先与工作面刮板输送机司机联系好，不准开机，并闭锁，设专人看护，严格执行敲帮问顶制度，查处顶帮隐患，在确保安全的情况下方准进行人工捅、撬及打眼、装药工作。

8.12.3、处理伞檐、马棚和崩大块炭时，坚持小爆破的原则，眼深、眼距、装药量根据现场情况确定，但眼深不得小于0.6m，装药量不得大于100克/眼，最小抵抗线和封泥长度均不得小于0.5m。

8.12.4、0.6m以下的大块炭采用人工用尖锥、大锤进行破碎，破碎时人员要相互配合，大锤前方严禁有人。

8.12.5、严禁放糊炮，放明炮及老山里崩大块炭，只允许对工作面及支架后柱1m范围内的大块炭实施爆破破碎。

8.12.6、进入煤帮作业时，严禁站在前柱与煤帮间作业，并保证退路畅通，设专人观帮观顶，发现隐患及时处理后再作业，打眼时，必须找净顶帮活块后再进行，严

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禁两人同时进入煤帮作业。

8.13、提高煤质、块率及顶煤回收率措施：

8.13.1、煤层够厚处严禁崩破煤层底板，若崩起矸块或顶板冒矸时，必须由人工拣出矸石，不得与煤一起上溜子外运。

8.13.2、巷内大于100mm的炭块必须清净。

8.13.3、各转载点要实行有煤洒水、无煤停水、出湿煤时停止洒水的制度，杜绝运输水煤。

8.13.4、工作面来水期间，必须加强工作面排水管理，严禁水煤泥上溜子外运。 8.13.5、顶板冒落长度超过5m或连续出矸超过20m3时要采取分装分运措施。 8.13.6、落差大于1m的转载点要加缓冲装置。

8.13.7、要严格按炮眼布置图及炮眼说明书进行打眼、爆破工作，放好顶煤预裂振动炮，工作面及落山后柱侧的大块炭要破碎，提高顶煤回收率。 8.14、油脂管理规定：

8.14.1、井下所用的齿轮油、乳化油等各类油脂管理执行机电部油脂管理办法。 8.14.2、每天要冲洗泵站的过滤网、过滤器，且每月至少冲洗一次乳化液箱，以确保乳化液箱的清洁。

8.14.3、乳化液的配比浓度外注液达到2%，内注液达到3%——5%，并使用好配比仪，乳化液箱内液面不能超过回液位置，乳化液温度不得超过50℃。 8.15、其它方面：

8.15.1、工作面发生事故时，要由班组长或有经验的老工人有序按避灾路线安全撤退。

8.15.2、打眼、装药要执行《作业规程》规定，严禁多装药、放大炮、放糊炮。 8.15.3、工作面刮板运输机采用多磨机头的方法进行调整，工作面刮板运输机后窜时采用多磨机尾的方法进行调整。

8.15.4、过薄煤区时，要将工作面支架降低到1.6m——1.8m，沿顶网破矸底向前推进，如矸底硬度大，可采用风钻进行打眼。

8.15.5、在回采的实验过程中，施工队要根据工作面条件的变化和遇到的实际问题，及时补充完善措施，保证安全生产。

8.15.6、工作面通过上层停采线时，为防止压力突然增大造成顶板事故，施工时工作面与上层停采线斜交进入，控制好采高，同时加强支架操作及检修管理，保证初撑力。

8.16、避灾路线：

8.16.1、当工作面发生火灾、瓦斯事故时，人员要立即戴好自救器，按下列路线进行撤退：

上风侧人员：工作面——煤柱进风巷——11206下巷横川——11206下巷——11101巷——11102车场——西大巷——旧主井——地面。

工作面——煤柱进风巷——11206下巷横川——11206下巷——11101巷——西翼皮带巷——旧主井——地面。

下风侧人员：工作面——煤柱回风巷——出煤横川——回风运料横川——11102巷——11206下巷横川——11206下巷——11101巷——11102车场——西大巷——旧主井——地面。

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工作面——煤柱回风巷——出煤横川——回风运料横川——11102巷——11206下巷横川——11206下巷——11101巷——西翼皮带巷——旧主井——地面。 8.16.2、当工作面发生水灾事故时，人员按下列路线撤退：

工作面——煤柱进风巷——11206下巷横川——11206下巷——11102巷——十一盘区辅助回风巷——653配风巷——西风井——地面。

工作面——煤柱回风巷——出煤横川——回风运料横川——11102巷——十一盘区辅助回风巷——653配风巷——西风井——地面。

编制：苗瑞堂2006.7.10 初审：牛宝炉2006.7.13 预审：杜耀武2006.7.20

11208南探巷煤柱组合悬移支架工作面回采作业规程 集体审批签字：

1、补充打顶眼的安全措施。

2、每个支架下要增打一根单体柱，并防倒。

3、自建一队要加强上隅角顶板的管理，若切顶柱内悬顶面积超过2×5m2时，要采取强制放顶措施控制悬顶面积。

4、在上隅角瓦斯浓度超过0.8%时，自建一队要在机尾挂风幛进行处理。若采取挂风幛瓦斯浓度仍然超过0.8%时，自建一队要从生产管理上采取措施（如减少一次装药量等办法），降低瓦斯涌出量，通风区要在回风巷安抽排风机，接抽出式风筒采取抽排法治理上隅角瓦斯。抽排风机正常运行时，通风区要派瓦检工现场蹲点。

自建一队：苗瑞堂2006.7.21 生产部：杜耀武2006.7.21 煤质组：陆门田2006.7.21 地测队：裴文静2006.7.21 调度组：关前进2006.7.21 技术部：郑剑飞2006.7.21 机电部：郭日民2006.7.21 监测队：崔 兵2006.7.21 通风区：王秋生2006.7.21 安全部：王青龙2006.7.21 物资供应部：王青相2006.7.21 人力资源部：郎云涛2006.7.21 副总工程师：张春涛2006.7.21 代总工程师：晋新林2006.7.21

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