二井十路左五层采煤作业规程（单体钢）使用

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二井十一60%等于几推荐度：
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延吉三道煤业有限责任公司二井

采煤作业规程

(单体∏钢梁）

作业地点：十路左五层采煤工作面施工队组： 206队编制人：王功亮编制日期：二O一五年一月十七日开工日期：

矿长技术矿长安全矿长生产矿长机电矿长目录

第一章概况 …………………………………………………….5

二井十路左五层煤

第一节工作面位置及井上下关系表…………………………….5 第二节煤层…………………………………………..…..6

第三节煤顶底板………………………………………..........7

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的因素…………………………………8 第七节储量………………………………………………………9 第八节图纸……………………………………….. …………….9 第二章采煤方法…………………………………………………10 第一节巷道布置…………………………………………………10 第二节采煤工艺…………………………………………………12 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 第四章生产系统………………………………………................26 第一节运输………………………………………………............21 第二节一通三防与安全监控……………………........................23 第三节压风系统……………………………………………… 28 第四节排水系统…………………………………………………28 第五节通讯系统…………………………………………………28 第六节人员定位系统布置…………………………………………29 第七节供电系统……………………………………………………29

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二井十路左五层煤

第五章劳动组织和主要技术经济指标………………………….....31 第一节劳动组织…………………………………………………….31 第二节主要经济技术指标……………………………………….…32 第六章煤质管理………………………………………………….…33 第七章安全技术措施…………………………………………….…33 第一节初次放顶…………………………………………………….33 第二节顶板管理………………………………………………….…35 第三节防治水……………………………………………………….42 第四节爆破………………………………………………………....43 第五节一通三防措施与安全监控………………………………….47 第六节机电运输……………………………………………………50 第八章避灾路线 ……………………………………………..........53

批复书

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二井十路左五层煤

总工程师：

参加审批人员：

概

延吉三道煤业况

第 4 页共 55 页第一章

二井十路左五层煤

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

水平名称地面标高地面的相对位置回采对地面设施的影响井下位置十路＋600米工作面名称井下标高十路左五层煤＋173米～＋213m 屯田营山林地表无建筑、无铁路、无水体，开采时无影响该工作面位于矿井＋173米水平上至＋213米五层煤区域。本工作面位于主井筒、暗副井筒的左侧煤层。走向长度（m） 172 倾斜长度（m） 76 面积（m） 213072

第二节煤层

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二井十路左五层煤

表2煤层情况表

煤层厚度（m） 2.2 开采煤层五层煤层结构简单煤层倾角（o）煤种长焰煤稳定程度 26～31 较稳定工作面为五层煤复采面，赋存稳定，结构简单。本煤层近东西走向，倾向北，倾角平均28°左右，煤层平均厚2.2米。煤种为长焰煤，煤层层理发育，层理基本是水平煤层情况描述层理。节理发育，块状构造，含3层夹矸，厚度0.12～0.20m，岩性为泥岩和含炭泥岩。上部一层煤为采空区，一层煤与五层煤层间距5～12米。

第三节煤层顶底板

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表3 煤层顶底板情况表

顶底板老顶顶板直接顶伪顶底板岩石名称泥岩、细砂岩中砂岩、粉砂质泥岩泥岩、炭质泥岩粉砂质泥岩及粉砂岩厚度 0～17.20m 0～0.5m 0～15.30m 描述第四节地质构造

一、断层情况以及对回采的影响采煤工作面内无断层。二、褶曲情况以及对回采的影响

该区为单斜构造，区内褶曲轻微，对回采无影响。三、其它因素对回采的影响无影响

第五节水文地质

一、涌水量：无

二、含水层（顶部和底部）分析：

五层煤顶底板均为细砂岩、粉砂质泥岩、粉砂岩，是良好的融水层，不含水。

三、其它水源分析：

原五层煤旧巷及采迹内可能有少量的积水，对回采无影响。

第六节影响回采的其它因素

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二井十路左五层煤

一、影响回采的其它地质情况：表5 影响回采的其它地质情况表

瓦斯 CO2 煤尘爆炸指数瓦斯绝对涌出量0.5m3/min 无煤的自然倾向性发火期7个月，容量1.56T/m3，灰分40%，挥发份47% 地温危害正常地温二、冲击地压和压力集中区

工作面为复采煤层，有采动影响，无应力集中区，无冲击地压。三、地质部分的建议

1、工作面回采过程中，坚持有疑必探的原则，探明旧巷、原五层煤采迹内水、火、瓦斯等情况，并制定针对性的安全措施，确保安全施工。

第六节储量

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煤层名称工作面尺小平均煤层走向(m) 倾斜(m) 厚度(m) 地质储可采储工作面回采量(万吨) 量(万吨) 率(%) 172 76 2.2 4.4 第七节图纸

1、地质平面图 2、地质剖面图 3、井上下对照图 4、综合柱状图

第二章采煤方法

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五层

二井十路左五层煤

工作面设计主要内容表

采煤方法落煤方式一次循环进度作业方式顶板管理支护形成走向长壁后退式爆破落煤 1.2m 三八作业制全部垮落法工作面长 76米工作面倾角 26°～31° 采高打眼工具工作面运输顺槽运输 2.2m 煤电钻自滑槽调度绞车牵引矿车单体与π钢梁配套支护一梁三柱

第一节巷道布置

一、工作面巷道布置情况

1、采区走向长176米，倾向长76米，工作面倾角26°-31o。 2、该回采工作面由+173米水平和+213米水平掘送采煤工作面下、上顺槽及开切眼。九路回风顺槽、十路运输顺槽、开切眼沿煤层顶板布置。由此构成采煤工作面生产系统及回风系统。上、下顺槽支护采用工字钢棚支护;工作面采用单体液压支柱配∏钢梁支护。 3、采区九路回风巷设有消尘防灭火管路（Φ25mm铁管）、压风管路（Φ50mm）、瓦斯监测线路、通信线路、动力电源线路、隔爆水袋。液压泵站设在九路石门内。

4、十路运输巷设有消尘防灭火管路（Φ25mm铁管）、压风管路（Φ50mm）、动力电源线路、瓦斯监测线路、通信线路、隔爆水袋。

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二、工作面支护平面图

第二节采煤工艺

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一、采煤方法选择依据：

该区煤层层理较发育、节理发育，回采时顶板易于冒落，工作面倾角变化较小、掘进率低、成本低、便于工作面采用Ｕ型通风，故采用走向长壁后退式方法回采。二、采煤工艺： 1、回采工艺及支护形式

工艺流程：采前准备打眼装药放炮敲帮问顶临时支护铺自滑槽扒货移柱串梁回密柱打新密柱检查工作面支柱支护形式：单体液压支柱配2.8米∏钢梁、一梁三柱支护。三、回采顺序及施工方法 1、回采顺序：

在倾斜上，沿开切眼由下而上。在走向上由里往外开采。九路左五层煤顺槽留设走向×倾向=5m×5m的护巷煤柱、十路左五煤层顺槽留设走向×倾向=5m×5m的护巷煤柱。

九路左五层煤顺槽留设的护巷煤柱侧沿煤层打走向横排密柱，走向横排密柱严禁回收。横排密柱≥￠16cm硬杂木 2、回采方法：

1）、采用走向长臂后退式，采取三、四排控顶，见四回一，全部垮落法管理顶板。

2）、采高和循环进度

采高：2.2m 工作面长度：76m 循环进度：1.2m、最小控顶距2.8m、最大控顶距4m 3、工作面支护及采空区处理

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二井十路左五层煤

A、工作面支护支护形式，采用DW25-250/100型单体液压支柱配合2.8m∏型钢梁支护、一梁三柱，靠切顶线侧两根Π钢梁支柱间加设五根戴木顶帽的单体支柱作为密集支柱，放炮后即出现最大控顶距后在靠近煤壁侧打单体支柱配木顶帽临时支护。正常生产时采用“三、四”排管理顶板，密集支柱切顶。

⑴支护质量

a、支柱打成直线，排距1.2m，柱距0.8m，新暴露的顶板要及时支护。

b、支柱支设，迎山角度合适，工作面支柱必须全承载。 c、煤层变化时，必须及时更换适应采高的支柱，防止支柱超高或压死，活柱升缩量不少于200㎜。

d、不得使用折损的木顶帽，且必须每个循环内全面检查一次支柱，发现损坏和失效的支柱立即更换。

e、临时支柱的位置应不妨碍架设Π钢梁支柱，Π钢梁支柱未支设好不准回撤临时支柱。

⑵接顶要求：密柱和临时支柱必须使用柱帽接顶﹙柱帽规格500×150×100mm，顶板破碎和漏顶处，必须使用木板（或刹杆）接实背严，严禁空顶。

B、采空区

工作面采空区采用全部垮落法处理。 4、施工方法：

（1）、工作面运输由自滑槽溜子将煤自溜到矿车，运输顺槽由11.4KW调度绞车牵引矿车串车运输。

（2）、作业人员进入工作面，首先对整个采煤工作面进行全面的安全检查，要进行敲帮问顶，发现伞檐或帮顶的活石，立即敲掉。发现倒顶柱或缺顶柱、缺密集柱时必须先补齐、失效顶柱立即更换、重新补打，加强工作面的支护，保证工作面安全后再作业。

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（3）、采煤工作面作业时每循环放炮前必须回柱放顶。倾斜方向一次放炮距离不得超过5m、顶板破碎一次放炮距离不得超过3m。放炮后在靠近煤壁侧打设一根带木顶帽子的单体液压支柱作为临时支护，临时支护柱距0.8米。待将5m距离的煤扒完之后，才可移柱串梁、打设密集柱，将最大控顶距回到最小控顶距。严禁空顶作业。放炮前要保持一梁三柱状态即处在最小控顶距状态，放炮后出现最大控顶距。

（4）、扒煤和串梁工作不得同时进行。移柱串梁时下方不得有人员作业。

（5）采过的上顺槽安全出口和下顺槽溜煤眼要及时封闭，防止向采空区漏风，回采工作面上出口往里3米处（九路回风巷）要及时打临时密闭，设栅栏，挂好标志牌，且随采随封闭。九路回风顺槽不回收工字钢支护。十路运输顺槽溜煤眼里部尾巷（尾巷严禁超过6米）要及时回收工字钢支护，且随采随回收。溜煤眼往里5米处（十路运输巷）要及时打临时密闭。

（6）工作面采煤作业必须在上一个放炮循环距离5米内单体∏钢梁支护从最大控顶距回到最小控顶距后才能进行下一个放炮循环。移柱串梁、回撤密柱，打设新密柱同时进行。密柱间净距离不得大于20cm，迎山角度合适（支柱垂直煤层顶底板向上迎3°～4°），打紧打牢，防止空区矸石窜入。同时在工作面起第三排（从煤壁起）打密柱，回柱和打设密柱要同步进行。新密集柱超前旧密集柱0.5米，新旧两段密集柱宽不得小于1.2米。

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二井十路左五层煤

5、安装支柱顺序：

(1) 形成开切眼以后，单体液压支柱和∏钢梁要从九路左五层煤回风顺槽往下运到采煤工作面。往下运单体液压支柱和∏钢梁时要一根一根运，严禁往下出溜，以防伤人。

(2) 单体液压支柱和∏钢梁安装要从下部开帮﹙一次走向开帮距离不得超过1.2m，倾向开帮距离不得超过5m﹚开始安装，形成单体液压支柱∏钢梁一梁三柱，依次由下往上全部安装完。 (3)安装完后整个工作面形成最小控顶距2.8m的状态，再回到下部开帮正常回采。

(4) 每根单体液压支柱﹙包括密集柱﹚要用防倒链子与上部相邻单体连接，防止倒支柱伤人员。

6、采煤工作面下顺槽（十路左五层煤运输顺槽）的超前安全出口的数量不得少于一个、不得超过二个。 7、爆破说明书

采用三花眼。顶眼布置在煤层顶板以下700 mm，斜向煤层顶板方向打眼，与煤壁夹角为81o，终孔位置在煤层顶板以下500mm；底眼布置在煤层底板以上500 mm，与煤壁夹角76o，终孔位置在煤层底板以上200mm，炮眼间距均为1000 mm。

2）、打眼放炮：打眼用ZM-12T型煤电钻，1.2m麻花钻杆，从工作面下部向上部打眼。

3）、放炮：采用三级煤矿许用粉状乳化炸药（型号规格：Φ32mm/150g）、煤矿许用瞬发电雷管（型号：XOC）爆破，连线方

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二井十路左五层煤

式为串联，工作面一次起爆的距离不得超过5米，顶板较破碎时，一次起爆距离不超过3m，顶板十分破碎时，一次起爆炮眼个数不超过1个。放炮员放炮地点必须在距离爆破地点不小于75m的新鲜风流中，并严格按爆破说明书规定进行装药（1）、装药方式：正向装药、联线方式：串联（2）、封孔方式：用水泡泥和黄泥球。

（3）、煤层松软或煤层顶板破碎必须减少爆破进度，减少装药量

4）、爆破说明书

按工作面一个循环炮眼布置及所需炸药和雷管消耗量

项目名称顶眼低眼合计每排炮眼个数眼深每眼装药量循环消耗炸药雷管连线方式（个）（米）（kg）（kg）（发） 76 76 152 1.2 1.2 0.30 0.45

按每次爆破5米炮眼布置及所需炸药和雷管消耗量

22.8 34.2 57 76 76 152 串联

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二井十路左五层煤项目名称顶眼底眼合计每排炮眼个数眼深每眼装药量循环消耗炸药雷管倾角水平垂直起爆顺连线方（个）（米）（kg）（kg）（发）序式 4 5 9 1.2 1.2 0.30 0.45 1.2 2.25 3.45 4 5 9 70° 70° 81° Ⅱ 串 76° Ⅰ 联

第三章顶板管理

第一节支护设计

一、工作面合理的支护强度：

Pt=9.81×h×r×k=9.81×2.2×2.3×4=198.55 KN/m2 式中 Pt —工作面合理的支护强度，KN/m2； h —采高，2.2m；

r —顶板岩石重力密度，2.3t/m3.

k — 工作面支柱应支护的上覆岩层厚度与采高之比，一般为4—8，取4。

1、单体液压支柱实际支撑力，KN：

Rt=Kg×Kz ×Kb×Kh×Ka×R=0.99×0.95×0.9×1×1×300=253.93 KN 式中 Rt—单体液压支柱实际支撑力，KN Kg—支柱工作系数，0.99： Kz—支柱增阻系数，0.95：

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二井十路左五层煤

Kb—支柱不均匀数，0.9： Kh—采高系数，1 Ka—倾角系数，1：：

R—支柱额定工作阻力，300KN。 2、工作面合理的支护密度

n=Pt/Rt=198.55/253.93=0.78根/ m2 3、工作面柱距、排距

工作面支架的排距定为1.2m，则支架的柱距：

L柱=1.0÷（L排×n）=1.0÷（1.2×0.78）=1.06m 式中 L柱 —工作面支架的柱距； L排—工作面支架的排距；

n— 工作面合理的支护密度0.78根/ m2；经计算后确定排距：1.2 m 柱距：0.8 m。

4、验算支护密度：1根/0.96m2＞0.78根/m2=1根/1.28m2 ，密集柱距为

0.20 m，即在两柱之间加5棵单体。

二、乳化液泵站：

（一）泵站选型、数量：

浮化液泵型号：BRW40/20A型、功率15KW两台，一台使用，一台备用。

（二）泵站设置位置：九路石门。

（三）泵站使用规定：

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二井十路左五层煤

1、每天对乳化液泵做好维护工作。 2、乳化液泵司机班中严禁睡觉和脱岗。 3、必须经常查看乳化液泵的运行情况。

4、开泵前检查泵站和液压系统各部件，达不到完好标准不准开泵 5、液压管路无跑冒滴漏现象，密封圈和泵管损坏后及时更换。 6、更换液压管或液压管密封圈，应停泵或关闭断路阀。

第二节顶板管理

一、顶板支护方式一）、控顶方法

1、规格型号单体DW25-250/100型、2.8m∏钢梁

2、护顶方法。

⑴采用单体液压支柱配合∏型钢梁（2.8米）支护顶板、一梁三柱，采用“三、四”排管理。放炮后出现最大控顶距必须在煤壁侧打设临时支柱控制顶板。

⑵工作面最小、最大控顶距及放顶步距

工作面最大控顶距4m,最小控顶距2.8m。放顶步距1.2m。二）、回柱放顶方法

采用人工回柱 1、准备工作

①认真检查从煤壁到采空区侧顶板支护状况，确保无安全隐患后，方可开始作业。

②清理好退路。 2、技术要求

①回柱顺序由下向上，从采空区侧向煤壁回收，严禁提前摘柱或进入采空区作业。

②回柱必须在顶板条件好，支护可靠的安全地带。空顶必须补齐支柱后，方可回柱。如回柱地点顶板破碎，支护歪斜，需先

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二井十路左五层煤

进行维护，确认安全后，方可回柱。

③回柱、爆破工序严禁平行作业，不得与其它工序平行作业。 ④回柱放顶至少两人，一人回柱、一人观察顶板及支护情况，两人都必须在支架牢固的斜上方安全地点作业。

⑤回出的支柱及时打新密集柱，余下的支柱垂直顶底板整齐地靠在人行道采空区侧密集柱上，材料码放整齐，确保人行道畅通。

⑥回柱后局部悬顶超过沿倾向5米，走向2米时，必须进行人工强制放顶。 3、安全注意事项 1）、在顶板破碎区域必须用木板（或刹杆）支护顶板。 2）、回柱人员必须在顶板完整，支架完好可靠地点，进行操作。 3）、遇死柱时，先支好临时支柱，后采用挑顶或卧底的方法回撤，严禁用炮崩或其它方法强行回撤。 4）、回柱过程中要时刻注意顶板及支柱状况，顶板来压必须停止作业，所有作业人员立即撤离工作面到安全地点，并报告调度室。 5）、当顶板压力较大时，卸载手把必须使用牵引绳进行远距离操作，缓慢卸载。三）、特殊支护

木垛。初放、顶板压力较大、顶板破碎等情况下支设。二、超前支护和安全出口支护

1、上、下顺槽支护均为梯形棚工字钢支护，棚距为1.0米。在采煤工作面上、下安全出口与上、下顺槽连接处超前压力影响范围内必须加强支护（超前支护），且加强支护的巷道长度不得小于20米。十路运输顺槽、九路回风顺槽超前支护采用双排单体支在原顺槽工字钢棚梁下形成一梁四柱或在每两架棚之间增加单体Π钢梁棚。超前支护的巷道净高不得低于1.6米。（超前支护如图所示）

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2、采煤工作面上、下顺槽安全出口和溜煤眼支护均采用双排单体配∏钢梁的支护方式，其排距1.2m，柱距为0.8米，净高不得低于1.6米。顶板破碎采用木板（或刹杆）封顶的支护方式，根据顶板情况可以加密支护。（附安全出口断面图）

第四章生产系统

第一节运输

一、运输设备及运输方式（一）运煤设备

工作面运煤设备选用自滑槽、运输巷和主井采用1吨矿车串车运输。

将回采下来的煤由工作面十路左五层煤运输巷十路车场主井地面（二）辅助运输设备

1、运输设备：1吨矿车、材料车

运料：地面料场主井九路车场九路左五层煤回风巷工作面 2运输方式：

斜井采用绞车进行斜井串车提升；十路左五层煤运输巷采用小绞车串车运输;工作面采用自滑槽自溜运输。附图一：运输系统

工作面主要设备表

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二井十路左五层煤设备名称调度绞车回柱绞车液压泵煤电钻单体支柱木帽子规格型号 JD11.4kw JH-8 BRW40/20A 15KW ZM12 DW25-250/100 长*宽*高 0.5*0.15*0.1（米）数量 1台 1台 2台 2个 900根备注掘送超前安全出口供风局扇 ∏钢梁 DBKJNO4.0 2X2.2 MY-3X25/1X10 MHYVP1X2X7/0.43 500个 1台 200根 400米电缆线监控线 400米

第二节一通三防与安全监控

一、通风系统

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二井十路左五层煤计算公式风量（m/min） 31、按瓦斯绝对涌出量计算：Q＝100×q×k＝100×0.5×2 100 2、Q＝25×A＝25×3.45 3、Q＝4n＝4×12 4、60×V×S＝60×0.4×7.48 5、工作面确定风量（一）风量计算

1、按人员计算 Q=4N=4×12=48m/min

2、按火药爆破量计算 Q=25A=25×3.45=86.25m/min

3、按瓦斯绝对涌出量计算 Q=100q?k=100×0.5×2=100 m/min 4、按工作面气温与风速关系计算：Q=60×V×S（平）=60×0.4×

7.48=179.5 m/min 5、按风速进行验算：

最低风量Q小＝S大×V小×60＝=0.25×60×8.8=132m/min

最高风量：Q大＝S小×V大×60＝4×60×6.16=1478m/min 3

Q=180m/分钟

Q小<180

说明：

N………….工作面最多人数12人 K………….瓦斯涌出不均衡系数 2 A……………同时爆破最多炸药量3.45kg q…………….工作面绝对瓦斯涌出量0.5m/min S…………….回采工作面平均断面7.48

86.25 48 179.5 180 延吉三道煤业第 23 页共 55 页

二井十路左五层煤

V…………….工作面适宜风速0.4m/min S大…………….工作面最大断面8.8m2 S小…………….工作面最小断面6.16 m2 (二)通风系统

入风：主井十路车场十路左五层煤运输顺槽工作面

回风：工作面九路左五层回风顺槽九路暗副井联络巷暗副井副井地面附图二：通风系统示意图。

（三）、掘送十路左五层煤顺槽超前安全出口必须用DBKJNO4.0 2X2.2KW局扇供风。局扇设在十路左五层煤顺槽预掘送超前安全出口回风口外至少10米处，且不得影响行人、运输。

（四）、掘送十路左五层煤顺槽超前安全出口、九路左五层煤顺槽安全出口时严禁与采煤工作面采煤平行作业。掘送十路左五层煤顺槽超前安全出口、九路左五层煤顺槽安全出口时相互间严禁平行作业。二、防治瓦斯（一）瓦斯检查

该工作面配备专职瓦检员1名，对该工作面、回风顺槽及其它巷道每班检查不少于2次，井下交接班。

负责区域：负责该工作面、九路左五层煤回风顺槽及尾巷、九路回风联络巷、十路左五层煤运输顺槽及尾巷等地点的瓦斯、通风

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二井十路左五层煤

设施检查。（二）监测监控

1、便携式甲烷报警仪的配备和使用

每班必须配备三台便携式甲烷报警仪，分别由当班班长和当班放炮员随身携带。风机必须设置风电闭锁和瓦斯电闭锁。工作面回风上隅角处必须悬挂便携式甲烷报警仪

2、在该工作面十路石门、九路石门分别设置一台BFDZ－2A型监控分站。九路左五层煤顺槽拉门以里10～15米处设甲烷传感器一台、温度传感器一台、一氧化碳传感器一台、测风站处设置风速传感一台。甲烷传感器报警、断电值均为≥1%，复电值<1%;在工作面上出口外沿回风顺槽5米～10米处设置一个甲烷传感器，报警值≥1%，断电值≥1.5%，复电值<1%;瓦斯传感器型号为：GJC4（N）型，该2台甲烷传感器断电范围均为采煤工作面和回风顺槽内全部非本质安全型电气设备。风速传感器型号：GFW15、温度传感器型号：GWD40、一氧化碳传感器型号：GTH500、电缆线：MY-3X25/1X10、监控线：MHYVP1X2X7/0.43

甲烷传感器吊挂距顶板(棚梁下) 不得大于0.3米,距帮(棚腿) 不

得小于0.2米处。

3、十路风门、九路风门设风门开关传感器（型号：GFK40）和语音报警器，局扇设开停传感器（型号：KGT－31）。附图三：监测系统示意图。三、综合防尘

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二井十路左五层煤

（一）防尘水源、供水能力、管路系统： 1、防尘水源：地面消防水池，容量235m。

2、供水能力：工作面使用直径25mm软水管，3m/小时。上、下顺槽管路Φ25mm铁管。 3、管路系统：

（1）地面消防水池主井十路车场十路左五层煤运输顺输槽工作面。

（2）地面消防水池主井九路车场九路左五层煤回风顺槽工作面（二）防尘方式、方法

方式：洒水、喷雾、扫尘、工作面人员作业时戴好防尘口罩方法：

1、设专职瓦检员对工作面及上、下顺槽巡回跟踪洒水降尘。 2、供水管路每隔50m安装一个三通装置，平时定期冲洗巷道使用。工作面使用直径25mm的软水管。

3、十路左五层煤运输顺槽的中部及装车处各设置一道喷雾装置。九路左五层煤回风顺槽设置2 道喷雾装置，第1 道设在距工作面上出口外不超过30m处，第2 道设在九路左五层煤回风顺槽的中部。阀门便于开关，手柄齐全，雾化良好，并使用正常。（三）、综合防尘措施 1、放炮使用水炮泥 2、上、下顺槽洒水降尘

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3、喷雾装置保持完好，做到装车喷雾。

4、确保隔爆水袋齐全完好，保证隔爆水袋量足水满。 5、做好个人防护，所有作业人员必须佩带防尘口罩。（四）、饮水地点

九路主井车场、十路主井车场分别设一个饮用水供水阀门。四、隔爆设施的安装

工作面运输巷和回风巷各设置一组隔爆集中水棚，水棚设置在直线段巷道内，与工作面的距离保持在60～200米。棚区长度不得小于20米，水量不小于200L/m2。水袋棚安装方式的原则是：当受爆炸冲击力时，水袋中的水容易洒出。两个水袋间隙不得大于1.0m，水袋边与支架、顶板间的距离不得小于0.1m.

隔爆水袋的安装位置：九路左五层煤顺槽、十路左五层煤顺槽隔爆水袋分别安装在拉门口以里20米处。

附图四：防尘系统示意图

五、采取的防灭火措施（消尘和防火共用一管路） 1、防火水源：地面消防水池，容量235m。 2、管路系统：Φ25mm铁管。

（1）地面消防水池主井十路车场十路左五层煤运输顺输槽工作面。

（2）地面消防水池主井九路车场九路左五层煤回风顺槽工作面 3、采用预防性灌浆

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采用井下移动注浆泵（型号：Z1L-4-90）向采空区喷洒阻化剂的方式预防采煤工作面煤炭自燃发火附图五：消防火系统示意图

第三节压风系统

主井九路车场九路石门九路左五层煤回风顺槽

主井管路：Φ100mm铁管、九路石门、九路左五层煤顺槽管路：Φ50mm铁管

主井十路车场十路石门十路左五层煤运输顺槽

主井管路：Φ100mm铁管、十路石门、十路左五层煤顺槽管路：Φ50mm铁管附图六：压风系统图

第四节排水系统

工作面十路运输顺槽十路石门十路车场十路水仓

第五节通讯系统

在十路暗副井车场、十路主井车场及十路左五层煤运输顺槽距工作面超前出口外10米～20米处分别设置KTH105型隔爆电话机，随工作面回采及时挪动电话。

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在九路暗副井车场、九路车场及九路左五层煤回风顺槽距上出口外10米～20米处分别设置KTH105型隔爆电话机，随工作面回采及时挪动电话。

第六节人员定位系统布置

在十路暗副井车场、十路左五层煤拉门处、十路石门处各设一个读

卡分站。

在九路暗副井车场、九路车场、九路石门、左五层煤顺槽拉门处各设一个读分站

井下读卡分站出现无法读取识别卡信息、数据中断、超时、欠时等系统异常，监控人员立即向调度室汇报，。

第七节供电系统

1、工作面机械选型

运输巷回收工字钢支护设一台7.5KW回柱绞车运输由11.4KW调度小绞车牵引矿车运输

运运输巷超前安全出口外至少10米处设置一台2X2.2KW局扇为掘送超前安全出口供风。

工作面支护形式为单体∏钢梁支护，选用15KW乳化液泵。工作面打眼采用煤电钻ZM12 2、供电简述

供电电源来自地面变电所，井下六路（标高＋341米）设变电所，由地面电缆（GLJ－50）两条沿主井敷设，入井电压6KV，其供电设备、电压等级、电缆种类、电缆断面、馈电开关额定值，安全系数、“三大保护”都符合供电系统的安全要求。

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2、机电系统的安装与验收

所有机电设备的安装与维护一律按照《机电完好标准》执行，杜绝机电设备失爆。附图七：供电系统

第五章一、劳动组织

劳动组织和主要技术经济指标

第一节劳动组织

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劳动组织图表

工种班长放炮员打眼工绞车工敲帮问顶工支柱工出货工放顶工移溜工维修工电钳工装车工计总计一班 1 1 2 1 兼 2 兼兼 1 2 1 兼 11 二班 1 1 2 1 兼 2 兼兼 1 2 1 兼 11 三班 1 1 2 1 兼 2 兼兼 1 1 1 兼 10 合计 3 3 6 3 6 3 5 3 32 附图六工作面劳动组织、循环图表

第二节主要技术经济指标

主要经济技术指标表

项目

单位数项目单位数延吉三道煤业第 31 页共 55 页

二井十路左五层煤量工作面长度倾角采高循环进度月推进度循环产量循环方式循环率日产在册人数米度米米 76 26～31 2.2 1.2 出勤人数最大控顶距最小控顶距放顶步距名米米米量 32 4.0 2.8 1.2 米 36 效率吨/工 9.2 吨 296 火药消耗量 Kg/吨 0.19 单雷管消耗量个/吨 0.51 % 80 坑木消耗量米3/千吨吨 296 工作面成本元/吨名 32 回采率 % 95

第六章煤质管理

提高煤质的措施

1、装车严格执行“三拣二不上”的原则。三拣：工作面拣、自滑道拣、装车口拣。

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二不上：矸石不上、杂物不上。

2、加强工作面顶板管理，严禁破坏顶板，减少淌矸，杜绝人为掺矸。

3、工作面开帮遇顶板局部破碎地带必须采取放小炮，分装分运，扒货时拣矸石。努力降低煤碳含矸率，提高煤碳质量，提高经济效益。

第七章安全技术措施

第一节初次放顶

一、工作面准备工作

1、准备好初次放顶的工具及材料。九路左五层煤顺槽上出口外50米处必须备有50根单体支柱、100块木顶帽、20根Π钢梁、3米长的Φ16cm硬木支柱20根，此材料由采煤队负责管理使用，随用随补。

2、必须严格检查工作面单体支护情况，发现有失效柱、漏液柱及出现顶板漏顶必须及时处理。放顶前必须对工作面支柱注液一次，确保初撑力达到规定要求。

3、初次放顶必须有跟班矿长在现场观察指挥放顶工作。 4、初次放顶必须由熟悉回柱技能的作业人员进行回柱作业。 5、工作面回柱放顶前必须检查和加固安全出口的支护

二、回采工作面初次放顶的安全技术

1、初放期间，工具材料准备齐全，值班矿长、安全员、到现场全面认真检查工作面、上、下出口、运输、回风两顺槽超前支护，

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不具备初放条件，禁止回柱。

2、回采工作面初次放顶前，煤壁必须清理直顺，不得留有伞檐和开裂、松动的煤矸。采面支护（支柱、密柱）质量必须达到作业规程的要求。

3、每次回柱前要清理好后路，保证后路畅通。顶板不好时，必须打临时支护，先支后回，严禁先回后支。

4、放顶时一次一根单体，每回撤一根都要等顶板冒落稳定后，再回撤下一根。

5、回撤下来的支柱打好密柱，余下的的支柱挂好、拴牢、拴靠，打好煤帮柱，并将所有支柱挂好防倒链，防止倒柱伤人。 6、悬顶面积超过2×5㎡（走向x倾向）时，必须采取强制放顶措施。眼打在距切顶线0.5米处，眼距0.6～0.8米，眼深1.5～1.8米，装药量不得低于0.45Kg，黄泥封孔封满，待强制放顶直接顶冒落后，方可继续回采。瓦检员首先用瓦斯检定杖伸入空区内检查瓦斯浓度，确定安全后作业人员方可进行强制放顶爆破作业。

7、放顶人员必须站在密柱和单体液压支柱之间打强制放顶炮眼，

移柱串梁、回出密柱、打好新密集柱后再装药爆破。人工强制放顶必须密集柱切顶，作业人员严禁进入空区。

8、初次放顶期间，回柱人员要配齐工具，卸载手把拴绳长度不低于1.5m。坚持敲帮问顶、先支后回制度。回柱时，两人配合，一人回柱，一人监护，严禁空顶作业。回柱时必须坚持由下向上，由里而外的顺序进行回撤。二人都要站在支柱的斜上方支架牢固

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的安全地点进行操作，严禁一次性大面积回柱。

9、回压力集中的支柱时，要予以高度重视，精力集中，不可一次卸载，应远距离操作。放液降柱时要认真观察顶板掉落情况，随时停止放液。对不合格的支柱要提前处理，并打临时支柱控制顶板。对压死的支柱要打好替柱，然后采用挑顶卧底的方法进行回撤，严禁采用爆破的方法进行回撤。

10、回柱的全过程中，必须观察煤壁、顶板、已回柱区域压力情况，在顶板岩体内出现断裂声、围岩破碎下沉、掉碴由少增多、由稀到密、支柱变形移位、摇晃、抖动等来压预兆或已回柱区域顶板岩层正在垮落时，必须停止一切工作，所有人员撤离工作面到安全地点。

第二节顶板管理

一、采前准备：

1、交接班时值班矿长认真听取上班值班矿长关于工作面各种情况，安排好本班的工作。

2、各班作业前，班组长必须对工作面及上、下顺槽、安全出口进行全面检查，发现隐患及时组织处理，严禁带隐患作业。二、顶板管理（一）、支护材料使用管理

1、单体液压支柱在采煤工作面结束后或使用时间超过8个月后，必须进行检修。检修好的支柱，还必须进行压力试验，合格后方可使用。严禁不合格支柱进入工作面。

2、新入井的支柱，三用阀必须上紧，防止迸出，第一次使用时，支柱支设应先将支柱升紧（最大行程）2—3次，排净柱腔内的空气，才能使用。

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3、每班均要对工作面支护材料进行检查并作相应增补。 4、严禁单体液压支柱超高、超低使用。（二）、支护措施

1、进入采煤工作面作业前，班组长必须对工作面支护情况、顶板情况先作全面检查并安排处理好存在的问题。严格执行工作面敲帮问顶制度，发现存在不安全隐患，必须立即组织排除，待隐患排除后，方可进行正常生产。

2、工作面不得同时混合使用单体液压支柱和木顶柱（戗柱除外）。 3、排、柱距必须严格按规程规定执行，支柱支设时要找好柱窝，柱窝深30cm以上，每根顶柱要找好迎山角度（支柱垂直煤层顶底板向上迎3°～4°），活柱伸出量不得小于15-20厘米，以免压成死柱。

4、架设临时支柱、移柱窜梁、回撤密柱、打新密柱，必须有二人联合操作，不得一人单独进行操作。

5、顶柱必须打到实底，严禁将顶柱打到浮货上，临时顶柱必须带顶帽，顶帽紧贴在顶板上，顶柱要打成直线，无失效柱、空柱现象。

6、工作面每循环放炮后，煤帮侧要及时支设临时支护，临时支护柱距不大于0.8 m。顶板破碎时，适当缩小柱距，严禁空顶作业。移柱串梁作业时回柱人员必须站在支护完整无空柱、失效柱的安全地点作业。

7、顶柱、密柱、煤壁要相互平行成直线，上下安全出口高度必须达到1.6m以上要畅通无阻，达到“三直一平、两畅通”。

8、严禁空顶作业，施工人员在采煤作业每道工序中要严格执行敲帮问顶制度，对危岩、活石、伞檐子﹙伞檐子长度超过1m时，其最大突出部分，视煤层厚度应在150～200mm；伞檐长度在1m以下时，其突出部分应在200～250mm）要及时处理好。

9、严禁在控顶区域内提前摘柱，对崩倒、损坏或失效的支柱，要及时的扶柱、更换。

10、每根单体液压支柱﹙包括密集柱﹚必须使用防倒链与上部相

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邻单体连接，以防倒柱伤人。

11、损坏的单体液压支柱要及时更换，严禁使用损坏的支柱，工作面坏柱及时运出工作面，并及时补充。

12、回撤密集柱后采空区的悬顶面积沿走向超过2米、倾向超过5米时，必须进行强制放顶。放顶时的挑顶眼必须打在距切顶线0.5米的线上，眼深1.5～1.8米、眼距0.6～0.8米，眼与顶板的夹角60～70°，每个炮眼的装药量不得少于0.45Kg。强制放顶时与放顶无关的工作必须全部停止，无关人员撤离到安全地点。 13、放炮崩倒，崩坏的支柱必须先更换、扶柱，更换、抚柱后确定无安全隐患方可进入工作面作业。

14、放炮后必须及时对暴露的空顶范围在煤帮处及时进行临时支护然后出货，货出完后移柱串梁回到最小控顶距。严禁空顶作业。 15、发现冒顶预兆或来压预兆时，所有作业人员撤离工作面到安全地点。

16、攉煤前必须首先观察工作地点及前后左右的支架、煤壁、顶板悬顶的情况，严格执行敲帮问顶制度;攉煤开始前必须认真处理好伞檐、松动的煤壁和崩倒、失效的支柱。严禁空顶作业，必须在完整支架保护下工作。

17、攉煤时，遇有瞎炮，残炮时，必须通知放炮员处理，严禁手拉、镐刨或锹挖，处理好后再开始攉煤。

18、扒煤和移柱串梁工作不得同时进行。移柱串梁时作业地点下方不得有人员作业或行走。（三）、顶板破碎措施工作面顶板破碎时缩小柱距加密支护，必须用刹杆或木板封顶，防止漏顶。

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（四）、回柱放顶及措施（回撤密集柱）

（1）回撤顶柱时，工作面所有支柱必须升紧升牢。

（2）回柱前，先检查工作面顶板情况，清理松动的煤矸和通道。回柱地点周围10米以内不得有杂物、浮煤、浮矸，后路必须畅通无阻。作业地点前后支柱不合适时，需提前加固维护好，在顶板破碎和压力较大的地点必须打临时支柱加强支护。

（3）、回柱放顶前，班组长、安全员必须对预回柱放顶单体及相邻单体支柱进行全面检查，清理好退路。回柱放顶时，必须指定专人（有实践经验的老工人）负责。

（4）、回柱放顶必须两人配合，一人观察顶板、一人回柱放顶，放顶前必须先观察顶板及周围支柱情况，并预先清理好后路及放顶地点上下5m范围的支架，使之迎山有劲，支设牢固，确保安全后方可回柱放顶。回柱人员撤柱时，必须站在所撤支柱斜上方，并时刻保持后路畅通。（5）、放顶前必须通知放顶地点下方的人员撤离。放顶时，涉及放顶范围内，不得进行与放顶无关工作。

（6）、回柱放顶时，严禁进入采空区作业，回柱时如遇顶板不好，较破碎或难收的支柱或死柱时，必须先支设木顶柱（直径大于0.16米硬杂木）后方可回柱，回柱后处理掉木顶子或砍口做信号顶子，回死柱不能采用炮崩或敲打柱筒的办法，应采取卧底、挑顶方法。（7）、放顶时若顶板来压必须停止作业，所有作业人员撤离工作面到安全地点，待顶板稳定，确认无危险后方可恢复作业。（8）放顶人员必须站在上方支柱完好，顶板完整的地方远距离操作绳索。绳索长度不得小于1.5米，要远距离卸载放液，并缓慢试探着卸压，禁止盲目操作。

三、上、下安全出口和两顺槽超前支护

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（一）上、下两安全出口支护

上、下安全出口采用双排单体支柱配∏钢梁，形成一梁两柱。排距1.2米，高度不得低于1.6米，顶板破碎根据顶板情况可以加密支护并用木板或刹杆封顶。

上、下安全出口支护设专人负责管理，保证支护质量。支柱支在底板实处，升紧升牢，找好迎山角，支柱成直线。（三）超前支护：

1、上、下两安全出口以外的运输顺槽、回风顺槽不少于20米的距离打超前支护，超前支护的净高不得低于1.6米。

2、十路运输顺槽、九路回风顺槽超前支护采用双排单体支在原顺槽工字钢棚梁下形成一梁四柱或在每两架棚之间增加单体Π钢梁棚。

3、超前支护以外的巷道高度不得低于1.8m，支架完整无缺、无变形、无损坏。

四、工作面收尾措施

1、当工作面推至停采线前10米时，上下顺槽及工作面是应力集中区，工作面压力会增大，回采过程中柱距变为0.5米，遇有顶板破碎区要打木垛加强支护。工作面采到停采线时开始回撤支柱，在工作面下部开始向上顺槽回撤。回撤方法是用木支柱替换单体液压支柱和∏钢梁。煤层顶板破碎或压力较大地段必须打木垛支护顶板。

2、回收支柱及Π钢梁采用的方法是先将工作面控顶距缩到最小控顶距，再在工作面原来的单体液压支柱间架设木支柱（木材直径