3422综采面作业规程

编号：HC/QCJS-01

新汶矿业集团孙村煤矿

采煤工作面作业规程

采煤工作面名称：3422工作面 编 制 人：亓东波、王汉忠 区 队 长：王传华 施 工 单 位：综采三区 批 准 人：张殿镇

编 制 日 期: 2004年12月25日 执 行 日 期: 2005年02月10日

目录

矿审批意见 ………………………………………………2 作业规程学习和考试记录 ………………………………4 作业规程复查记录 ……………………………………… 5 第一章 概况

第一节 工作面位臵及井上下关系 ………………… 6 第二节 煤层 ………………………………………… 6 第三节 煤层顶底板 ………………………………… 6 第四节 地质构造 …………………………………… 7 第五节 水文地质 …………………………………… 7 第六节 影响回采的其它因素 ……………………… 7 第七节 储量及服务年限 …………………………… 7 第二章 采煤方法

第一节 巷道布臵 …………………………………… 8 第二节 采煤工艺 …………………………………… 8 第三节 设备配臵 …………………………………… 10 第三章 顶板管理

第一节 支护设计 …………………………………… 12 第二节 工作面顶板管理 …………………………… 16 第三节 顺槽及端头顶板管理 ……………………… 16 第四节 矿压观测 …………………………………… 17 第四章 生产系统

第一节 运输系统 …………………………………… 19 第二节 通防与监控系统 …………………………… 19 第三节 排水系统 …………………………………… 23 第四节 供电系统 …………………………………… 24 第五节 通讯照明系统 ……………………………… 25 第五章 劳动组织和主要经济技术指标

第一节 劳动组织 …………………………………… 26 第二节 主要经济技术指标 ………………………… 27 第六章 灾害预防及避灾路线 ………………………… 28 第七章 安全技术措施

第一节 一般规定 ………………………………… 29 第二节 顶板管理 ………………………………… 32 第三节 防治水 …………………………………… 35 第四节 爆破管理 ………………………………… 35 第五节 通防及安全监测 …………………………38 第六节 运输管理 ………………………………… 40 第七节 机电管理 ………………………………… 43 第八节 其它 ……………………………………… 47

1

矿 审 批 意 见

2

会审单位及人员签字: 编制人： 年 月 日 区 长： 年 月 日 审查人： 年 月 日 技术部： 年 月 日 通防部： 年 月 日 地测部： 年 月 日 机电部： 年 月 日 运输科： 年 月 日 调度室： 年 月 日 安监处： 年 月 日 回采副矿长 年 月 日 生 产 矿 长： 年 月 日 回采副总工程师： 年 月 日 总 工 程 师： 年 月 日

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作业规程学习和考试记录

负责人： 传达人： 班次：

贯彻时间 年 月 日 姓名 听传达人 成绩 签字 贯彻时间 年 月 日 姓名 听传达人 成绩 签字 4

作业规程复查记录

作业规程名称 施工单位 复查时间 新汶矿业集团孙村煤矿3422综采工作面 综采三区 施工单位: 年 月 日 技术部: 年 月 日 通防部: 年 月 日 参加复查地测部: 年 月 日 人员签字 机电部: 年 月 日 安监处: 年 月 日 总工程师: 年 月 日 存在主要问题 处理意见 5

第一章 概况

第一节 工作面位臵及井上下关系

工作面位臵及井上下关系表 （表1-1） 水平名称 -800水平 采区名称 前三采区 地面标高(m) +183.84 井下标高(m) -855.09- -937.47 地面的相 3422工作面对应的地面位臵为南公庄及以东的一片农田。 对位臵 回采对地面工作面回采后地表将轻微沉降，最大可达0.18m，但对民房不会造设施的影响 成斑裂，可正常开采。 3422工作面位于-800水平前三采区，东至千米 立井煤柱线，以南井下位臵及3420-21工作面已开采结束，以西距4421工作面（已开采结束）140m，相邻关系 北部各层煤均未开采，上覆二层煤未开采。 走向长度(m) 433-465 倾斜长度(m) 145 面积(m2) 67097.8 第二节 煤 层

o

煤层情况表 （表1-2） 1.28-2.19 煤层厚度(m) 煤层结构 简单 煤层倾角（o） 26.1-26.8o 1.82 开采煤层 4 煤 种 气煤 稳定程度 稳定 煤层3422工作面煤层稳定，结构简单，倾向为43-76oo,倾角26.1-26.8o情况o,平均倾角为26.4oo,煤层厚度1.28～2.19m，平均厚度1.82m,煤层变描述 异系数为13.6%，可采指数为1。 附图一：3422工作面地层综合柱状图

第三节 煤层顶底板

煤层顶底板情况表 （表1-3） 顶、底板 岩石名称 厚度（m） 特 征 名称 煤层顶板为灰白色中粒砂岩，厚度14.0～18.0m，中厚层理、坚硬，抗压强度75.2MPa，局部地段有约0.6－~0.8m的灰色粉砂岩。 煤层稳定，结构简单 底板为灰色粉砂岩，厚度1.7-2.0m，层理发育、含植物碎屑化石，抗压强度14.1 MPa。 顶板 中粒砂岩 14.0-18.0 煤4 煤 1.28-2.19 1.82 1.7-2.0 底板 粉砂岩 6

????????????????????????????????????????????????第四节??地质构造

一、断层情况以及对回采的影响

工作面地质构造简单，本工作面内没有断层构造。 二、褶曲情况以及对回采的影响：

本面走向313o向西逐渐变为346o，形成轻缓的向斜构造。 三、冲击地压：

本工作面经煤科总院北京开采所对四层煤及顶板所作的冲击倾向性鉴定结论，四层煤属中等冲击倾向煤层，顶板无冲击倾向，该工作面为冲击地压煤层工作面，严格按冲击地压工作面管理。

附图二: 3422工作面运输顺槽、轨道顺槽、采面切眼素描图。

第五节 水文地质

水文地质情况 一、涌水量

工作面正常涌水量为0.041m3/min，最大涌水量为0.082m3/min。 二、含水层（顶部和底部）分析 本工作面水文地质条件简单，主要是顶板砂岩裂隙水，在顶板裂隙较发育地段，以滴、淋水形式出现。工作面掘进回风巷时，已将3420-21工作面老空水放净，预计回采时局部低洼处可能还有少量的积水。

三、其它水源的分析：工作面防尘水等。

第六节 影响回采的其它因素

影响回采的其它地质情况表 （表1-5） 矿井为低瓦斯矿井，瓦斯相对涌出量1.643 m3/t，瓦斯绝对涌瓦斯 出量1.01m3/min，本面参考值为0.6 m3/min。 矿井为低二氧化碳矿井，二氧化碳相对涌出量2.08 m3/t，二氧二氧化碳 化碳绝对涌出量1.27 m3/min，本面参考值为0.8 m3/min。 煤的自燃倾向性 有自燃倾向，发火期6-12个月 地温危害 地温较高，应采取降温措施。 冲击地压危害 冲击地压危险 第七节 储量及服务年限

一、储量

工业储量：16.6万t， 可采储量：15.8万t。 二、工作面服务年限

工作面的服务年限=可采储量/设计月产量=158000/57288=2.8个月

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第二章 采煤方法

第一节 巷道布臵

一、采区设计、采区巷道布臵概况

-800前三采区是根据孙村煤矿2003年9月优化设计投入生产的。工作面采用走向长壁后退式布臵。采区南侧轨道顺槽通过区段轨道巷与-1050管子井连接；北侧下巷运输顺槽直接与运煤上山、前三煤仓连接，通过区段轨道巷与-1050进风上山连接。

3422工作面位于-800水平前三采区，东至千米立井煤柱线，以南3420-21工作面已开采结束，以西距4421工作面（已开采结束）140m，北部各层煤均未开采，上覆二层煤未开采。采区煤仓容量200t。

二、工作面轨道顺槽

3422工作面上平巷为轨道顺槽,沿煤层布臵，靠巷道中间敷设轨道。轨道顺槽采用锚网带支护，锚杆为φ20×1800mm（φ20×2000mm）金属全螺纹等强锚杆，排距×间距=800×80Omm。巷道采用梯形断面,净宽2.８m，净高2.４m,断面积7.2m2。主要用于该工作面的进风和运料。

轨道顺槽内布臵有Ф108mm防尘管路一趟，Ф50mm排水管路一趟，Ф50mm高压风管路一趟，Ф25mm高压供液管路一趟，并在靠近工作面处安设移动电站、泵站各一处。

三、工作面运输顺槽

3422工作面下平巷为运输顺槽,沿煤层布臵，靠巷道上帮敷设皮带。运输顺槽采用锚带网支护，锚杆为φ20×1800mm（φ20×2000mm）金属全螺纹等强锚杆，排距×间距=800×80Omm。巷道采用梯形断面，净宽2.8m，净高2.4m,断面积7.2m2。主要用于该工作面的回风和运煤。

运输顺槽内布臵有Ф108mm防尘管路一趟，Ф50mm排水管路一趟，Ф50mm高压风管路一趟。

四、工作面切眼 切眼沿煤层布臵，采用锚网带加锚索支护，锚杆为φ18×200Omm金属全螺纹等强锚杆，排距×间距=800×80Omm；锚索沿倾向在切眼中间布臵两排，间距3.2 m，排距2.4m。巷道采用矩形断面,净宽5.0m，净高2.2m,断面积11.0m2。主要用于该工作面的进风、行人和运料、安装。

附图三：3422工作面位臵及巷道布臵图(1:1000)

第二节 采煤工艺

一、落煤方法

工作面采用综合机械化采煤方式。 二、进刀方式和割煤方式

1、割煤方式：本面采用双滚筒采煤机双向割煤，往返一次进两刀。

2、进刀方式：双滚筒采煤机自开缺口，采煤机采用端头斜切进刀方式。吃刀距离不小于20m，采煤机上（下）行割煤，往返一次进两刀，双向割煤。采煤机割煤、刮板输送

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机和螺旋滚筒装煤、刮板运输机运煤、液压支架支护顶板。 （1）溜头进刀及割煤：

①采煤机下行割煤至溜头时，推移采煤机以上溜子。

②下滚筒下降沿底，上滚筒上升沿顶，反向斜切两个机身长的距离，当斜切至足够截深时，停止割煤。

③将采煤机至溜头的溜子推靠至煤壁。采煤机下滚筒上升沿顶，上滚筒下降沿底下行切割。

④采煤机切割至溜头，下滚筒下降沿底，上滚筒上升沿顶，再次上行。

⑤采煤机上行至吃刀茬处，推移采煤机以下溜子及溜头至煤壁，完成进刀。然后下滚筒下降沿底，上滚筒上升沿顶，上行割煤移溜。 （2）溜尾进刀及割煤：

①采煤机上行割煤至溜尾时，推移采煤机以下溜子。

②下滚筒上升沿顶，上滚筒下降沿底，反向斜切两个机身长的距离，当斜切至足够截深时，停止割煤。

③将采煤机至溜尾的溜子推靠至煤壁。采煤机上滚筒上升沿顶，下滚筒下降沿底上行切割。

④采煤机切割至溜尾，上滚筒下降沿底，下滚筒上升沿顶，再次下行。

⑤采煤机下行至吃刀茬处，推移采煤机以上溜子及溜尾至煤壁，完成进刀。然后下滚筒上升沿顶，上滚筒下降沿底，下行割煤移溜。

附图四：3422工作面采煤机进刀方式示意图 3、工艺过程

综采段：割煤→移架→推溜 4、工艺要求

(1)割煤：沿顶底板双向割煤，往返一次进两刀，采煤机进刀深度为0.6m，采煤机牵引速度为0-6m/min,在割煤过程中,采煤机速度要适宜，且保证顶底板平整，煤壁齐直，不得随意割底或留伞檐，见顶见底，一次采全高。

(2)移架：采用及时移架支护方式，移架滞后采煤机后滚筒3～5架，追机作业，移架步距0.6m。若顶板破碎，端面距过大应拉移超前架及时支护顶板。正常移架操作顺序为：

1、收回护帮板、侧护板； 2、降柱使顶梁略离顶板；

3、当支架可移动时，立即停止降柱，使支架移至规定步距(0.6m)；

4、调架使推移千斤顶与刮板输送机保持垂直，支架不歪斜，中心线符合规定，全工作面支架排成直线；

5、升柱同时调整平衡千斤顶，使顶梁与顶板严密接触约3-5s，以保证达到要求初撑力（24MPa）;

6、伸出护帮板顶住煤壁，伸出侧护板使其紧靠下方支架； 7、将各操作手把扳到?零?位。

(3)推溜：推溜子时严禁相向操作，滞后移架5～10m，推移步距0.6m，运输机保持平、直、稳。

三、采煤方法

采用走向长壁后退式采煤法，全部垮落法管理顶板。

本面切眼长为133m，因工作面切眼以上布臵有30m的斜盘，工作面上头逐渐延长运输机，增加液压支架。

四、工作面正规循环生产能力

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工作面每天10个循环，每循环进尺0.6m，割煤高度1.82m，割煤时回收率0.95，则 日产量＝145×1.82×0.6×1.36×10×0.95＝2046t 月产量＝2046×28＝57288t

第三节 设备配臵

一、支架：工作面安装支架97架，支架主要技术参数:

型 号：ZY2400／12／26 工作阻力：2400kN

初 撑 力：1950-2026 kN 支架高度：1200-2600mm 支架宽度：1410-1580mm 支护强度：0.50-0.53MPa 底板比压（前端）：平均1.18MPa 立柱行程 二、采煤机：

采煤机型号：MG160/375-BW 采高：1.4～3.2m 截深：630 mm 适用倾角：≤350

滚筒直径：φ1400 滚筒转速： 46.5r/min 摇臂长度：1800mm 摇臂中心距：5850mm 牵引力：350kN 牵引速度：6.0m/min 牵引型式：齿轮－销轨 机面高度：1200mm 最小卧底量：235mm 灭尘方式：内外喷雾 装机功率：160×2+55kW 电压：1140V 机重：27t

三、运输设备

1、刮板输送机（一部）：型号：SGD-630／264W

(1)．主机

设计长度：210m 出厂长度：200m 输送量：400t/h 垂直方向弯曲：±30

水平方向弯曲：±10 中部槽规格：1500×630×248mm 哑铃销连接强度：1500KN (2)．刮板链

型式：中单链 规格：φ30×108mm 刮板链速0.93m/s 刮板间距：1080mm 园环链破断接力：≥1130kN (3)．电动机

型号：YSB－132 转速：1475rpm 电压：1140／660V 功率：2×110kW (4)．减速机

速比：39.86：1 冷却形式：水冷 (5)．开关：DQZBH-300／1140V (6)．卸载方式：端卸 (7)．传动布臵方式：平行 (8)．紧链方式：闸盘紧链

2、转载机（一部）：型号：SGD630/110 (1)．主机

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设计长度：25m 订货长度：45m

输送量：500t/h 中部槽规格：1500×630×222mm (2)．刮板链

型式：中单链 圆环链规格：φ30×108-C 刮板链速1.34m/s 刮板间距：648mm 圆环链破断接力：≥1130kN (3)．电动机

型号：DSB－110 转速：1475rpm 电压：1140／660V 功率：110kW (4)．减速机

型号:JS-110圆锥、圆柱减速机

速比：26.565：1 冷却形式：水冷 (5)．开关：DQZBH-200／1140V (6)．紧链方式：闸盘紧链 四、乳化液泵站

（一）泵站选型、数量

采用DRB-200/31.5乳化液泵及RX-200/16泵箱，输液管路选用高压胶管，耐压32MPa以上。其主要参数为：

1、乳化液泵技术参数

公称压力：31.5MPa 公称流量：200L／min 电机功率：125kW 电机电压：1140V 电机转速：1475r/min 2、乳化液箱技术参数

型号：RX－200／16 有效容积：1600L 额定卸载压力：31.5 MPa （二）泵站设臵位臵

泵站安设在3422工作面轨道巷三叉门处。 （三）泵站使用规定

要保证泵站压力不低于30MPa，使用乳化液自动配比器，乳化液浓度3%--5%，使用糖量计进行乳化液浓度监测。要加强支架与泵站的维修,杜绝系统的窜漏液。

工作面设备配臵表 机械名称 型号 规格 单位 数量 用途 采煤机 MG160/375-BW 375kw 部 1 落煤、装煤 运输机 转载机 乳化液泵 液压支架 SGD-630/264W SGD630/110 DRB-200/31.5 ZY2400/10/26 2×110kW 110kW 125kW 部 部 台 架 1 1 2 97 运煤 运煤 供液 支护顶板 附图五：????工作面设备布臵示意图。

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第三章 顶板管理

第一节 支护设计

一、工作面基本情况

1. 工作面主要参数 （表２－１） 煤层厚（m） 采高（m） 倾角(o) 1.28-2.19 1.82 2、工作面基本支护材料 （表２－２）

型号 最大高度 最小高度 工作阻力 2.6m 1.2m 2400kN 初撑力 三用阀流量 1972kN 1.82 26.4 面长（m） 145 走向（m） 449 煤层号 4 液压支架 ZY2400/12/26 3、顶板管理方法

采用全部跨落法管理顶板。煤层顶板为灰白色中粒砂岩，厚度14.0～18.0m，中厚层理、坚硬，抗压强度75.2MPa，局部地段有约0.6－~0.8m的灰色粉砂岩。根据3421工作面矿压观测，老顶的初次来压步距为30m，周期来压步距为13.2m。

二、同煤层观测面生产条件及矿压观测参数

1、生产条件

工作面编号：3421；采高：2.1m；煤层倾角：23.2°；距地表垂高：996m；柱梁型号：DZ22-25/100单体液压支柱、HDJA-800金属铰接顶梁；支护方式：排距：0.8m，柱距：0.6m；

2

最大控顶距； 4.5m；最小控顶距：3.7m；支护密度：2.08根/ m；支护强度328.6kN / m2；切顶方式：一排戗棚,每6m一组丛柱；支回方式：见五回一；放顶步距：0.8m。

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序号 1 项目 顶板 分类 直接顶类别 基本顶分级 单位 数值 序号 类 3 周级 Ⅱ 期6 来压 类 Ⅲb 项目 来压步距 支柱载荷 平均值 最大平均值 单位 数值 m 13.2 同水平同采区同煤层3421工作面矿压参数表 矿压参

数 （表２－３）

179.7 kN 252.3 2 底板 分类 底板类别 底板比压 MPa 14.1 3 直接顶初次垮落步距 m 20 4 初次来压 来压步距 支柱载荷 顶板下沉量 顶板下沉速度 5 超前压力 影响范围 平均值 kN 177.2 全 部 最大平245.2 7 观 测均值 平均值 131.7 段 顶板 下mm 沉最大平均平钧值 mm 198.1 140.4 量 值 最大平212.2 均值 顶平均值 5.42 板 下平均值 mm/h 7.61 最大平均mm/h 沉值 5.76 速最大平8.23 度 均值 离散系数 0.23 m 上平巷 25 m 13 下平巷 15 m 30 160.4 顶平均值 板mm 下最大平均169.3 沉值 量 顶平均值 6.13 板 下mm/h 沉6.57 速最大平均值 度 支平均值 158.9 柱 载kN 荷 最大平均243.4 值

三、选取支护参数的可行性分析

(一)本面与观测面顶底板岩性对比分析

本面与3421工作面属同采区同煤层, 煤层结构、赋存条件及顶底板岩性基本相同。因此在对工作面进行支护设计时，其重要数据及资料均来源于3421工作面。 (二)支护材料对比分析

3421面使用DZ22-25/100 单体液压支柱配HDJA-800金属铰接顶梁支护顶板,3422面使用ZY2400/12/26掩护式液压支架支护顶板,支护材料部分相同. (三)支护强度对比

两工作面顶底板岩性，煤层结构.赋存条件基本相同, 支护方式不同,支护强度不同，3421工作面支护密度为2.08根/ m2，支护强度为328.6 kN / m2（0.329 Mpa）；3422工作面使用ZY2400/12/26 掩护式液压支架支护顶板，支护强度为0.53—0.60Mpa。 (四)采煤工艺对比

3421工作面采用MSG132/320型双滚筒采煤机割煤、装煤。单向割煤,往返进一刀，工作面局部过断层时,采用打眼爆破法通过；3422工作面采用MG160/375－BW型双滚筒采煤机落煤,采用双向割煤,往返一次进两刀，两面采煤工艺不同。 (五)合理支护参数的计算

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根据同水平同采区同煤层工作面矿压观测数据进行分析计算: ①回归分析法

Ps=Ck（39hm+2.4Lf-6.9N+134）

=1.4×（39×1.82+2.4×30-6.9×2.97+134） =359.1kN/m2=0.3591MPa 其中：

Ps———支护强度，kN/m2 ；

CK———备用系数，一般取1.2～1.4 ； *Lf———初次来压步距，30m ； N———采空区充填系数，2.97 ； 式中：N=hi/hm=5.4/1.82=2.97 hi———直接顶厚度，5.4m ； hm———煤层采高， 1.82m ②位态方程法.

Ps= A+KO×△hO/△hT

A=hi×γ=5.4×2.5=13.5 t/m2 = 132.3kN/m2

KO=PO-A=373.8-132.3=241.5 Ps=132.3+241.5×0.1693/0.182 =357kN/m2=0.357MPa 其中：

hi——————————直接顶厚度，5.4m ；

γ—————直接顶岩石容重，2.5t/m3 ； KO—————位态常数 ；

PO—————顶板来压时的载荷平均值

hO—————来压时顶板下沉量的平均最大值，169.3mm hT—————要求控制的顶板下沉量，182mm ③周期来压时支架的最大载荷平均值计算法. a、防止直接顶初垮时沿煤壁子切顶的支护强度

P1=（Mz×γ×L0）/2Lr

=（5.4×2.5×20）/（2×4.5） =30t/m2=294KN/m2=0.294MPa

其中：Mz——————直接顶厚度，5.4m ；

γ——————直接顶岩石容重，2.5t/m3 ； L0——————直接顶初垮步距，20m ； Lr——————最大控顶距， 4.5m

b、7倍采高的岩石重应力对支架造成的载荷强度

P2=7×hm×γ=7×1.82×2.5=31.9t/m2 =312.6kN/m2 =0.3126MPa

其中：hm———煤层采高， 1.82m ；

γ———顶板岩石容重，2.5t/m3 c、基本顶初次来压时的支架载荷强度

P3=A+Pe =A+ KO×△hO/△ha A=MZ×γ=5.4×2.5=13.5 t/m2

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=132.3kN/m2

K1=p×n =177.2×2.08=368.6 KO= K1-A=368.6-132.3=236.3 P3= A+ KO×△hO/△hT

=132.3+236.3×0.2122/0.182 =407.8kN/m2=0.4078MPa 其中：A———直接顶给定载荷；

Pe———基本顶对支架的动压强度； KO——————实测支架对基本顶的作用力； hO———参照面顶板的最大下沉量； ha———————控制顶板的下沉量

经以上计算,确定工作面合理支护强度为0.4078MPa，所选用支架支护强度应大于0.4078MPa。

根据以上计算、分析结果选用支架型号为： ZY2400/12/26。 ZY2400/12/26液压支架的主要技术参数：

型号：ZY2400/12/26 工作阻力：2400 kN

初撑力：1950-2026kN 支架高度：1200-2600mm 支架宽度：1410-1580mm 支护强度：0.50-0.53MPa 对底板比压（前端值）：平均1.18MPa

由于工作面合理支护强度为0.4078 MPa，ZY2400/12/26型支架的支护强度为0.51-0.53MPa>0.4078 MPa，因此所选支架满足要求。 5、 确定特殊支护

根据3421工作面矿压观测资料结果，上平巷超前压力影响25m,下平巷超前压力15m，根据新矿生字（2001）6号文规定，冲击地压工作面上下平巷超前支护长度从切顶线向外不得小于50m,故本面选取50m,上下三角切顶排各支设2棵密集支柱加强支护. 6、通过上述比较分析,确定3422工作面支护方式如下

液压支架：ZY2400／12／26 放顶步距：0.6m 最大控顶距： 3.7m， 最小控顶距：3.1m 采空区处理方式:全部垮落法

第二节 工作面顶板管理

3422工作面顶板为灰白色中粒砂岩，厚14.0-18.0m，中厚层理、坚硬，抗压强度75.2 MPa；根据相邻采区且地质条件相似的3421工作面矿压观测资料，老顶的初次来压步距为30m，周期来压步距为13.2m。

本工作面采用全部垮落法管理顶板。 一、正常工作时期顶板支护方式

工作面采用97架ZY2400／12／26轻型掩护式液压支架支护顶板，具体要求如下（表2-4）：

型号 ZY2400／12／26 最大高度(mm) 2600 最小高度(mm) 1200 额定工作阻力 2400kN 初撑力 24MPa 一、正常工作时期顶板支护方式 采用及时移架支护方式，移架滞后采煤机后滚筒3～5架，追机作业，移架步距0.6m。

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若机道片帮，端面距超规定，应拉超前架及时支护顶板。

二、正常工作时期的特殊支护形式

正常工作时期，检修采煤机、溜子、过断层及顶板破碎需要进机道时，拉超前架维护好顶板，保证端面距小于340mm，打开护帮板支撑煤壁，使护帮板顶紧、顶牢煤壁子。 三、特殊时期的顶板管理 （一）来压及停采前的顶板管理

1、本工作面初采时，必须认真做好矿压观测预报工作。

2、工作面支架要有足够初撑力，不低于24 MPa，泵站压力不低于30MPa，乳化液浓度在3～5％范围内。

3、支架支护状态完好，不渗不漏，安全阀满足要求。 4、来压时，要及时拉超前架。

5、工作面严格控制好采高并保持顶板平整，以免压死支架防止支架顶梁与顶板点接触或线接触。

6、加强上、下端头顶板管理,要提高支架初撑力 ,防止端头出现冒顶。 7、工作面停采时要编制停采措施,加强顶板管理。 （二）过断层及顶板破碎时的顶板管理

1、根据地质部门提供的资料，3422工作面未揭露断层，若推采过程中遇断层及顶板破碎带时，必须加强工作面过断层及顶板破碎带时期的顶板管理。

2、当工作面局部地段片帮空顶或顶板破碎时，应及时拉超前架，打开护帮板支撑煤壁，使护帮板顶紧、顶牢煤壁，防止顶板冒落、控制煤壁片帮。

第三节 顺槽及端头顶板管理

一、工作面轨道、运输顺槽的顶板管理 轨道、运输顺槽的超前支护： 上、下两巷超前支护距离切顶线向外不小于50m,上平巷排距宽度不小于1.2m, 下平巷排距不小于0.8m,超前支护基本形式为:双排单体支柱配金属铰接顶梁, 柱距不大于0.8m。

1、支护要求：

（1）顶梁从切顶排向外沿走向要全部铰接,并拴齐拴牢防倒绳。支设超前支护时严格按照《煤矿安全技术操作规程》?端头支护工?中规定执行。

（2）巷道断面要求：工作面上、下巷超前支护段巷道宽度不小于2.0m,高度不低于1.8m,净断面不低于巷道设计断面的80%。

（3）超前支护支设质量

①支设超前支护时要拉线支设，其偏差不大于±100mm。

②支柱要支到硬底，并迎山有劲，单体液压支柱初撑力不小于50kN。 ③铰接顶梁圆销要打到位，并保持顶梁平直。

④所有单体支柱的三用阀的卸载阀方向一致，朝向工作面推进方向。 ⑤两巷单体支柱全部穿铁鞋（φ320mm）。㎜

（4）两巷架设超前支护时,在顶板超高处,应及时用木料打木垛维护,接实穿平顶板，支柱升紧升牢，严禁支柱超高使用。

（5）工作面上下出口及巷道高度不低于1.8m。

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（6）因巷道变形量大，在铁棚变形、锚杆失效、顶板下沉量大的地点及时支设单体液压支柱或架棚加强支护。

2、回撤要求

（1）上下平巷超前支护不得超前工作面回撤,切顶排回撤后,及时打好两棵关门柱. （2）上下平巷支架、超前支护、平巷转载机不得滞后工作面放顶线. 二、工作面端头的管理

工作面机头（尾）采用同中间架一样的ZY2400/12/26型支架。

当工作面排头支架与平巷支护的距离大于0.5m时，要在排头支架与平巷支护之间加柱梁进行支护。

工作面平巷遇铁棚支护段时，要在上（下）出口支设一对3.2m长的π型钢梁（或工字钢梁）托棚头，交替迈步前移，移动步距1.2m ，一梁不少于三柱。

上下三角要在切顶排各支设两棵戴帽密集支柱加强维护和切顶。 三、支护材料的使用数量和存放管理

运输顺槽与轨道顺槽超前支护均为50m ，每巷需支柱132棵，铰接顶梁130根，铁鞋130块。共需264棵支柱，260根铰接顶梁，260块铁鞋。

1、备用柱梁，支架立柱，各种千斤顶，坑木等配品材料，臵于工作面上平巷超前150-200m以外指定地点，分类码放整齐，挂牌管理，不得妨碍行人、行车和通风。

2、设专人管理工作面的支架及两巷柱梁、板梁等支护材料。

3、对工作面支架、两巷柱梁实行编号，分区域管理，并登记造册。 4、各种型号的备用液压管路，应分别挂牌，盘放悬挂整齐。 附图六：3422工作面、顺槽及端头支护示意图（平面、剖面图）

第四节 矿压观测

一、矿压观测内容

3422工作面的矿压观测研究内容主要有：支架阻力观测、支架活柱缩量观测、巷道围岩表面位移观测、顺槽超前支护范围内单体液压支柱阻力观测以及支护质量动态监测。

根据观测结果对工作面顶板运动规律、来压特征，工作面支架受力特点，支架对顶板的适应性和控制效果，超前支承压力影响范围和分布特点，顶板稳定性，工作面支护质量等进行定期分析，并进一步了解煤、岩体力学参数等基础数据。

二、观测方法

1、工作面的矿压观测 (1)支架阻力观测

利用圆图压力自记仪分别在工作面上、中、下部均匀布臵5条观测线,观测支架立柱工作阻力的变化情况。测线布臵：上下端头的支架各1条、中间基本支架3条。由矿压部门负责更换表纸,连续观测支架的初撑力、工作阻力。

(2)支架活柱缩量观测

用标记法在工作面上、中、下部布臵3条观测线,在移架后、移架前测量活柱下缩量,根据循环的次数，算出循环下缩量和下缩速度。其测线与支架阻力测线对应布臵。

(3)统计观测

沿工作面采煤机移动方向每隔5架作一观测剖面,矿压部门每天(班)统计一次端面顶板的破碎及煤壁的片帮情况(包括梁端距、片帮、冒高超过0.5m以上的区域及顶板破碎情

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况),同时统计支架安全阀开启量(率)和支架因顶板压力损坏的部件等。 2、顺槽的矿压观测

(1)巷道围岩表面位移观测

利用顺槽成巷期间设臵的观测基点,并视情况补设部分基点,在轨道、运输顺槽分别距切眼60m、80m、100m处布臵三个测区,用测尺和测枪测量巷道受采动影响过程中的顶底板及两帮移近量,每天观测一次,根据观测时间计算出巷道围岩移近速度。

(2)顺槽超前支护范围内单体液压支柱阻力观测 在工作面推进至60m后,分别在轨道、运输顺槽超前支护范围外端的支柱观测单体支柱支护阻力的变化情况。测站处同时设臵一组顶底板移近量观测点,以便分析围岩变形时,支柱阻力的变化情况。

三、支护质量监测

每旬由技术部矿压组不定期对工作面和顺槽支护质量进行两次动态检查,对存在的问题,回采区队要立即整改。

监测内容要包括支架初撑力、煤壁片帮情况、梁端距、采高及端面顶板冒落情况、两顺槽单体支柱初撑力、超前支护质量等。

四、观测时间要求

1、工作面:观测从老顶初次来压到第六次周期来压结束。 2、顺槽:观测至工作面推进20Om止。 3、支护质量监测贯穿整个生产期间。

第四章 生产系统

第一节 运输系统

一、运输设备及运输方式

1、运煤设备及装、转载方式

工作面刮板输送机和螺旋滚筒装煤、平巷刮板运输机运煤。 2、辅助运输设备及运输方式

工作面需用的材料、设备等物资，采用对拉绞车，通过轨道顺槽运进工作面。 二、移溜（转载机、破碎机等）方式

采用推移工作面运输机的方式，推拉溜步距 0.6m，弯曲段长度不小于20m，推拉方向为自下（上）而上（下）。

1、采煤机向下（上）端正常割煤时, 按照自上（下）而下（上）的顺序，依次推移刮板运输机，至距离采煤机后滚筒15m处。

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2、采煤机向上（下）斜切进刀切入煤壁规定截深后，将工作面运输机按自上（下）而下（上）的顺序推向煤壁,成一条直线。 三、运煤路线

3422工作面刮板输送机SGD630/264W→SGD630/110转载机→SD-150胶带输送机（功率150kW）→SD-150煤仓皮带胶带输送机（功率150kW）→3422煤仓→-1050前三大倾角皮带→-800前三煤仓→-800大巷轨道运输→-800煤仓。 四、辅助运输路线

北立井→-800井底→-800前三轨道巷→-1050管子井→ 3422轨道巷→ 工作面。 附图七：3422工作面生产系统、运输系统图。

第二节 通防与监控系统

一、通风系统一、通风系统

（一）风量计算

1.按瓦斯涌出量计算:

Q = 100×q×k=100×0.6×2 =120m3/min。

q----采煤工作面的瓦斯涌出量（m3/min）,本面q瓦=0.6m3/min k---采煤工作面瓦斯涌出不均衡的风量系数，一般取1.5-2 2、按二氧化碳涌出量计算:

Q = 67×q×k=67×0.8×2 =107.2m3/min。

q----采煤工作面的二氧化碳涌出量（m3/min）,本面q=0.8 m3/min K---采煤工作面二氧化碳涌出不均衡的风量系数，一般取1.5-2 3、按工作面每班工作最多人数计算实际需要风量： Q = 4×n = 4×80=320m3/min。 n ---工作面最多人数（人），每班最多出勤80人计算 4.按工作面温度计算:

工作面参数：煤层厚度1.28m～2.19m，平均煤厚1.82m。，采高h=1.82m，最大控顶距d1=3.7m、最小控顶距d2=3.1m，平均面长L=145m，按28℃对应的风速2.15m/s进行配风,根据集团公司《生产矿井风量计算细则》，

Ｑ采＝60× Ｖ采×Ｓ采×ＫＬ×Ｋ（m3／min）

＝60×2.15×1.82×（3.1+3.7）/2×0.75×1.2×1.15=826.2m3/min， 式中：Ｖ采--与采煤工作面气温相对应的风速(m／s)

Ｓ采--采煤工作面的平均有效通风断面（m2）

ＫL --采煤工作面面长系数1.0

Ｋ--综采工作面配风系数1.15

5.按风速进行验算:

（1）按最低风速验算,工作面的最小风量 Q >15×S = 15×4.69=70.35m3/min。 （2）按最高风速验算,工作面的最大风量 Q < 240×S = 240×4.69=1125.6m3/min。

通过验算可以看出，70.35<826.2< 1125.6m3/min，符合要求。 6、按工作面回风流中的瓦斯浓度不超过1%验算：

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根据地质说明书提供的资料，瓦斯每分钟瓦斯涌出量为0.6m3，占总量的百分比为0.6/826.2×100%=0.0726%<1%，风量符合要求。

7、通过以上计算，确定工作面需要风量为826.2m3/min， （二）通风路线 进风路线：北立井→-800前三轨道巷→-1050前三管子井→3422工作面轨道巷→3422工作面

回风路线：3422工作面→3422工作面下平巷→-1050前三回风上山→-800前三回风反井→一采回风上山→-600八号东大巷→-600系统改造上山→-400东回→北风井→地面。

二、防治瓦斯

（一）瓦斯检查（设点、次数）

1、由通防工区专职瓦斯检查员检查，每隔4.5h检查一次，每班对工作面瓦斯检查点检查2次，并填写牌板和记录手册。

瓦斯检查点分别设在工作面、工作面下隅角、工作面回风出口以外10m处。

瓦斯检查牌板应设臵在工作面回风侧距安全出口20m范围内的位臵，悬挂整齐，字迹清晰，检查结果要及时填写，瓦斯检查记录手册由当班管理人员签字。专职瓦斯检查员发现瓦斯超限或瓦斯涌出异常，要立即通知施工单位停止作业、撤出人员，并汇报调度室和通风工区，制定专门措施进行处理，只有当瓦斯降至《规程》允许浓度后方可恢复生产。

2、工作面必须配备1台灵敏可靠的瓦斯报警仪，悬挂在工作面下隅角。机电维修工、班长、放炮员、采煤机司机、区长、工程技术人员必须随身携带便携式瓦斯报警仪。放炮员携带的报警仪用于一炮三检。报警仪悬挂位臵距上帮煤壁不小于200mm，距顶板不大于300mm，距切顶线不大于1.0m处。如工作面瓦斯浓度超限，应立即停止工作，及时汇报生产调度室。

特殊工种报警仪携带者必须会使用报警仪，报警仪常开，当发现施工现场瓦斯浓度达到1％或偏高时必须及时汇报工区，听从安排处理。

（二）瓦斯监测

在工作面回风巷距出口5-10m范围内下帮安装瓦斯传感器，垂直悬挂，距顶板（顶梁）不得大于300mm，距巷道侧壁不得小于200mm。当瓦斯浓度达到1%时，必须能够自动报警；放炮地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1%时，严禁放炮。当瓦斯浓度达到1.0%时，必须能够自动将工作面及回风巷范围内的所有电器设备全部断电。工作面此时必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理；电动机或开关地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止运转，撤出人员，切断电源，进行处理。采煤工作面的测风点应设臵风速传感器。

通防工区负责安全监控系统的安装、调试、维修、撤除等工作，确保安全监控系统正常运转。瓦斯断电仪、监测系统瓦斯探头，必须每7天对仪器的零点、灵敏度、报警点(≥1%)、断电点(≥1.0%)、复电点(<1%)进行一次调校。施工单位负责所管辖范围内的安全监控系统的使用保护工作，

瓦斯传感器随工作面推进及时外移，生产中必须保护好传感器，严禁炮崩向上洒水和损坏。该瓦斯传感器型号为KJ2000型，控制区域为工作面及回风巷全部非本质安全型电器设备。

工作面安全监控设备情况表（表4-1） 设备 矿用电源电源断电装臵瓦斯传感器 分 站 线 缆 种类 断电箱 -断电执行器

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KDD2000 KDD 专用电缆 1部 1台 1600m 3422进仓巷与3422轨安设位臵 配电所 配电所 回风巷 道巷交叉点处 控制区域 工作面及回风巷所有非本质安全用电设备 信号电缆采用专用电缆，敷设于巷道下帮，吊挂平行整齐，敷设在电力电缆上方敷设要求 0.1m以上的地方 电源电缆采用专用电缆，敷设于巷道上帮，吊挂平行整齐，敷设在电力电缆上方敷设要求 0.1m以上的地方 备 注 三、综合防尘系统 （一）防尘管路系统

-400水池→-600系统改造上山→-600八号东大巷→一采回风上山→-800西二层大巷→-800南石门→-800前三轨道巷→-1050前三管子井→3422面上平巷

-400水池→-600系统改造上山→-600八号东大巷→一采回风上山→-800西二层大巷→-800南石门→-800前三轨道巷→-1050前三管子井→3422面下平巷

供水设施为-400水池供水，大巷为Φ108mm管路，工作面上、下两巷为Φ108mm管路向工作面供水。

运输顺槽供水管路选用Φ108mm管路,每隔50m设一个三通阀门,在水管进入顺槽处安装闸门，给泵站、防尘水幕及各转载点供水。

轨道顺槽供水管路选用Φ108mm管路,每隔50m设一个三通阀门,在水管进入顺槽处安装闸门，给工作面喷雾头和防尘水幕、采煤机喷雾供水。

（二）防尘措施

1、工作面采煤机按规定配备内、外喷雾，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，确保采煤机喷雾使用正常、雾化好，开机必须开喷雾，不符合要求时严禁开采煤机。采煤机喷雾严格执行《煤矿安全规程》第69条规定。各运煤转载点安设喷雾设施，并坚持正常使用。

2、必须坚持湿式打眼，正常使用水炮泥，放炮前后30m范围内洒水灭尘。从事爆破作业时，严格执行放炮前后洒水灭尘并填写记录的制度。

3、上平巷设一道，下平巷设两道净化水幕，正常使用，距工作面不大于50m，水幕必须覆盖全断面。采煤机开机及放炮时，必须打开水幕。

4、进回风巷设臵专用防尘软管，每天冲刷巷道一次，确保无积尘。

5、个体防护: 工作面液压支架工、采煤机司机、端头支护工必须佩戴防尘口罩。 6、确保每组液压支架喷雾装臵齐全、完好，拉架时必须正常开启。割煤时，回风侧以上相邻三个支架必须打开架间喷雾。

7、工作面上下隅角回柱前、回柱后必须对周围20m范围内洒水防尘，并填写洒水记录。严格按实际洒水时间、洒水人、洒水距离填写，盯面安监员必须签字，其它所有洒水记录必须在规定时间洒水后及时填写。

8、采取煤层注水，打眼前工作面钻孔注水，注水方式为防尘软管注水。 （三）隔绝瓦斯煤尘爆炸措施

1、隔爆水袋安装质量符合《煤矿安全技术操作规程》第7、8、9、10、11、12、13、15条。

2、工作面进、回风巷分别安设2组隔爆水袋。

3、上下巷距工作面60-200m范围内设臵隔爆水袋，水量充足， 200L/m2。

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设备型号 数 量 KJ2000 1个 回风出口10m内 TD2000 1台 4、隔爆水袋采用集中式布臵，棚区长度不低于20m，每棚间距1.2-3m。 5、做到经常注水，保证水量充足。水袋要卫生整洁，编号管理。 四、煤层防火技术措施

工作面煤层的自燃发火期为6-12个月，本工作面的可采期为3个月。 1、回采工作面开采时必须进行煤层注水。

2、两巷每隔50m设一个三通阀门，定期专人洒水防尘，防尘水压符合规定。 3、割煤时，采煤机喷雾要保证雾化良好，水压、水量符合规定。 4、两巷开关站必须按规定各配备两个灭火器。

5、采面开采过程中，不得任意留设设计外煤柱和顶煤，底煤和浮煤要清理干净。 6、放炮使用专用闭锁放炮器,严禁明电、明火放炮、放糊炮及反向定炮,定炮按规定使用水泡泥及炮泥。

7、回采面停采线必须回撤干净，严禁设臵木垛，支设木柱，并且必须采取放顶措施，使老空区顶板冒落严实。

8、工作面回撤结束后,应在72h内完成密闭工作。老面结束后，对老面上下平巷，在切眼以里5-10m范围内各垒两道防火墙并注浆。

9、加强机电设备管理,做到?三无、四有、两齐、三全、三坚持?的规定，杜绝失爆。溜子联轴节上的易熔合金塞必须专用,不得使用其它物体代替。皮带防火设备保护要齐全可靠,并配备防火沙袋及灭火器等。

10、工作面老空区必须保持永久密闭完好，由通防工区定期进行检查处理。 11、上下巷开关站、泵站处必须配备防火沙袋、沙箱及灭火器等。 四、综合降温系统 （一）降温管路系统

北立井底供冷水池→--800北石门→-800前三轨道巷→-1050前三管子井→3422面上平巷，所有降温管路均为双趟管路。

供冷水设施为北立井底供冷水池，大巷为Φ159mm管路，其他为Φ108mm管路向工作面供水。

3422面上平巷供水管路选用Φ108mm管路,每隔50m设一个三通阀门,在水管进入顺槽处安装闸门，给泵站、防尘水幕供水。

散冷设施主要有：空冷器（一般距离工作面出口100m至200m）、降温喷雾，二者根据生产情况有机结合使用

（二）降温措施

1、采用下行风，进风巷设4组喷雾，距工作面每隔50m一组，每组2个喷头。 2、降温实施时间重点放在夏季高温季节（6、7、8月三个月） 3、各降温地点安装的降温设施，要坚持正常使用、正常维护。

4、进风巷和工作面的防尘、净化水幕，要充分利用低温冷水喷洒，提高降温效果。 5、工作面上每组液压支架喷雾装臵正常供应冷水，割煤时，回风侧以上相邻三个支架必须打开架间喷雾喷洒冷水。

6、严禁浪费冷水，任其自流。

7、本降温管路可同时作为防尘管路使用 五、煤层防火技术措施

工作面煤层的自燃发火期为6-12个月，本工作面的可采期为3个月。 1、回采工作面开采时必须进行煤层注水。

2、两巷每隔50m设一个三通阀门，定期专人洒水防尘，防尘水压符合规定。

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3、割煤时，采煤机喷雾要保证雾化良好，水压、水量符合规定。 4、两巷开关站必须按规定各配备两个灭火器。

5、采面开采过程中，不得任意留设设计外煤柱和顶煤，底煤和浮煤要清理干净。 6、放炮使用专用闭锁放炮器,严禁明电、明火放炮、放糊炮及反向定炮,定炮按规定使用水泡泥及炮泥。

7、回采面停采线必须回撤干净，严禁设臵木垛，支设木柱，并且必须采取放顶措施，使老空区顶板冒落严实。

8、工作面回撤结束后,应在72h内完成密闭工作。老面结束后，对老面上下平巷，在切眼以里5-10m范围内各垒两道防火墙并注浆。

9、加强机电设备管理,做到?三无、四有、两齐、三全、三坚持?的规定，杜绝失爆。溜子联轴节上的易熔合金塞必须专用,不得使用其它物体代替。皮带防火设备保护要齐全可靠,并配备防火沙袋及灭火器等。

10、工作面老空区必须保持永久密闭完好，由通防工区定期进行检查处理。 11、上下巷开关站、泵站处必须配备防火沙袋、沙箱及灭火器等。 附图八：3422工作面通风系统示意图。 附图九：3422工作面防尘系统示意图。

附图十：3422工作面安全监测监控系统（设备）布臵图。 附图十一：3422工作面降温系统示意图。

第三节 排水系统

一、设备选型

根据《回采地质说明书》提供的水文地质情况，工作面正常涌水量为0.041m3/min，最大涌水量为0.082m3/min；回采工作面上下巷低洼处补掘水仓，容量不小于1m3，每一水仓安设好一台排水量0.67m3/ min的潜水泵并配好管路，水泵型号为BWQ20-3-4，一台工作,一台备用,并具备随时可以排水的能力；管路直径为Φ50mm（风管可作为备用排水管路）。

二、疏排水系统路线:

轨道巷→-1050前三管子井→-800前三轨道巷→-800南石门→-800东大巷→-800中央泵房 运输巷→-1050前三管子井→-800前三轨道巷→-800南石门→-800东大巷→-800中央泵房

第四节 供电系统

一、供电系统 1、供电情况

3422综采工作面为移动变电站供电

移动变电站设在3422轨道巷与进仓运输斜巷三叉门处。

1140V电压移动变压器将6kV高压变为1140V电压,给采煤机、面运输机、跟面转载机供电，660V移动变电站将6kV高压变为660V电压，给运输巷皮带、泵站及上平巷供电。高压电源来自-800后一配电所52#高压开关柜负荷侧。

采煤工作面、各顺槽中机电设备的负荷 综采工作面设备装机总容量为:1265kW。 3、移动电站设备以及供电电缆 （1）移动变电站

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①移动变压器KSGBY-800/1200、KSGBY-500/660 各1台 ②低压馈电开关KBZ-400/1140 1台 ③低压开关QJZ-315/1140 3台 ④低压开关DW80-400 1台 ⑤低压开关QCZ83-225 5台 ⑥低压开关DW80-350 2台 ⑦通讯控制系统TK-100 1套 （2）负荷统计表 表（4-2） 设备台数电机容量额定电压设 备 名 称 型 号 (台) （kW） (v) 移 动 变 电 站 MG160/375-BW 1 采煤机 375 1140 工作面运输机 SGD630/264W 跟面转载机 SGD630/110 皮带机 SD-150P 皮带机 SD-150P 照明信号综保 ZXZ8-4 风煤钻综保 风煤钻综保 乳化液泵 调度绞车 回柱绞车 回柱绞车 水泵 DZZ8L-4 DZZ8L-4 BRW200/31.5 JD-40 JH-14 JH-20 BWQ20-3-4 1 1 1 1 1 1 1 3 2 1 1 110×2 110 75×2 75×2 4 4 4 125 40×2 13 22 1140 1140 660 660 660 660 1140 660 660 660 660 660 额定电流(A) 271 80.3×2 126.5 86×2 86×2 138.5 46×2 14.9 25.3 5×2 最大负荷(kW) 375 220 110 75×2 75×2 4 4 4 125 40×2 13 22 4×2 3 2 合计1265kW 二、电器整定

电器整定参见：磁力起动器整定值数据表。 磁力起动器整定值数据 （表4-3） 控制设备名称 采煤机电机 工作面运输机 跟面转载机 乳化泵电机（BRW） 皮带机电机 皮带机电机 张紧装臵电机 潜水泵

电机电流额定值（A） 271 80.3×2 126.5 138.5 86×2 86×2 8 5 25

过载整定值（A） 过流整定值（A） 271 160.6 126.5 138.5 172 172 8 5 1626 963.6 759 831 1032 1032 50 30 附图十二：3422工作面供电系统图

第五节 通讯照明系统

通讯系统及有关配臵

3422综采工作面泵站、转载机头，各安装一部直通地面调度室的生产电话。工作面皮带机头、跟面转载机机头、跟面转载机机尾处及整个工作面每间隔7架安装一部扩音电话相互联系。

附图十三：3422工作面通讯照明系统图

第五章 劳动组织和主要经济技术指标

第一节 劳动组织

一、作业方式

三班出煤，边采边准，采用?三八?制作业方式。 附图十四：3422工作面正规循环作业图表 附图十五：3422工作面正规循环作业流程图 附图十六：3422工作面正规循环劳动组织图表 二、劳动组织

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综合工种，分段作业与追机作业相结合。?工作面人员配备及劳动组织图表?????表（???）

工 种 班 长 队 长 质量验收员 泵站司机 五铁管理员 运料工 机电工 机组司机 溜子司机 支架工 端头支护工 整修工 防尘工 工区管理人员 合计

第二节 主要经济技术指标

主要经济技术指标表 （表5-2） 序号 1 2 3 4 5 6

一班 1 1 1 1 1 2 2 3 2 10 4 3 1 1 33 二班 1 1 1 1 1 2 2 3 2 10 4 3 1 1 33 三班 1 1 1 1 1 2 2 3 2 10 4 3 1 1 33 合计 3 3 3 3 3 6 6 9 6 30 12 9 3 3 99 项 目 工作面长度 采 高 煤层生产能力 循环进度 循环产量 月循环数（循环率） 单 位 m m t／m2 m t 个（％） 27

145 1.82 2.25 0.6 204.6 280 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 21 22 23 月进度 日产量 月产量 在册人数 出勤人数 出勤率 回采工效率 坑木定额 摩擦（液压）支柱丢失率 金属顶梁丢失率 铁鞋丢失率 火药定额 单位成本 煤层牌号 含矸 灰分 落装采煤机械化程度 m t t 人 人 ％ t／ 工 m3／ 万t ‰ ‰ ‰ kg／万吨 元／t ‰ ％ ％ 168 2046 57288 117 99 90 20.67 10 / 0.2 0.5 / 168 气煤 <5.0 29.76 100% 第六章 灾害预防及避灾路线

一、灾害预防措施

3422工作面在回采期间，要严格执行本规程规定的通防、防治水、生产等部分的要求，发现不安全隐患要及时按规定处理，各种灾害的预防严格按矿井灾害预防及处理预案执行。发生重大事故，要按照避灾路线组织撤人。

二、避火灾、瓦斯煤尘爆炸线路

3422工作面→3422轨道巷→-1050前三管子井（运煤上山）→-800前三轨道巷→-800南石门→-800北石门→-800井底车场→北立井→地面

三、避有害气体路线

3422工作面→3422轨道巷→-1050前三管子井（运煤上山）→-800前三轨道巷→-800南石门→-800北石门-800井底车场→北立井→地面

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四、避水灾路线

3422工作面→3422轨道巷（运输）→-1050前三管子井（运煤上山、回风上山）→-800前三轨道巷→-800北石门-800井底车场→北立井→地面

五、避冲击地压路线

3422工作面→3422轨道巷（运输）→-1050前三管子井（运煤上山、回风上山）→-800前三轨道巷→-800北石门-800井底车场→北立井→地面

附图十七：????工作面避灾路线图

第七章 安全技术措施

第一节 一般规定

一、交接班制度

1、坚持现场交接班制度，各岗位工种要做到口对口、手拉手，你不来，我不走，严格按标准要求进行交接。

2、工作面工程质量必须符合质量标准，不符合标准不准交接。 3、机电设备达不到完好标准及运转有故障不准交接。 4、各类司机要严格按本工种岗位职责进行交接。

5、跟班管理人员及班长要全面细致地把上一班工作量完成情况，工作中存在的问题及不安全隐患交接清楚，否则按规定进行处理。 二、回采工作面挂牌开工制度

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1、回采面必须严格执行挂牌开工制度，班长不挂牌，工人有权不开工。

2、挂牌前，班长必须对本班工作场所进行一次全面检查，对照上班交接情况，在确认安全后方可挂牌开工，否则必须进行处理。 （三）工程质量验收制度

1、严格执行工程质量管理制度，全面开展质量管理工作，抓好措施、制度的落实兑现，保证工作面动态达标。

2、各生产班分别由班长及验收员在完工后验收工人的工程质量，奖优罚劣，并于次日班前会公布验收结果。 3、质量验收的组织结构要合理，建立质量保证体系，所有工程质量均与工资奖金挂钩。 工程质量要求明细表（表7-1） 工序名称 质量特征 工艺质量要求 割煤方式 双向割煤、两端头自开缺口，斜切进刀，截深0.6m。 采高 见顶见底 割煤 煤壁直 煤壁直，无伞檐。 顶底板不留顶底煤 无台阶，不丢底煤，架间浮煤清理干净。 支架直 支架正 顶梁平 移架 间距均匀 升的紧 移架步距 溜子直 溜子平 与转载机搭接合理 移溜顺序 支架成一条直线，偏差小于0.05m 支架与底板垂直，歪斜度小于5o。 最大仰角小于7o，相邻支架错差不超过主顶梁侧护板的2/3 支架中心距1.5±0.1m 支架初撑力不小于24MPa,梁端距不大于0.34m 0.6m/次 溜子直。偏差小于0.05m，弯曲段15m,弯曲角度小于2o。 上下弯曲小于3o。 底链不拉回头煤，链轮中心与转载机中心板高为0.75-0.9m 从一端顺序移溜。 移溜 四、敲帮问顶制度 1、开工前，班组长和安监员必须对工作面安全情况进行一次全面检查，确认无危险时，方准工作人员进入工作面。

2、每个工作人员必须经常检查工作地点的顶板、煤壁、支架情况，当发现隐患时，必须立即采取措施，隐患未排除之前，班组长和安全监察员不得离开现场。

3、生产期间严禁人员，特殊情况需要进入机道时，应停机停溜闭锁，坚持敲帮问顶制度，并有可靠的防片帮措施。

4、工作地点维护必须符合三大规程要求，否则必须进行整改。 五、文明生产要求

1、材料场必须卫生清洁，备用立柱、阀座、支柱、顶梁等各种备件必须分类存放、码放整齐，并挂有标志牌，不得乱扔乱放。

2、工作面皮带机道必须保持清洁卫生，不得存放杂物，使用中的设备、材料，不准

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占据人行道，溢煤时要随时清理干净。

3、工作面换下的坏立柱、护板、千斤顶等坏件及时运到指定地点，按规定要求码放整齐且不得妨碍行人和通风。

4、巷道无积水、淤泥、浮煤、浮矸。 六、 端头工规定

1、上下安全出口应严格按平面布臵图支护，所用单体液压支柱和铰接顶梁符合要求，支柱迎山有劲，要支设在硬底上，并穿铁鞋。

2、超前支护与排头支架之间距离大于0.5m时，要加柱梁进行支设。架棚段应使用一对长钢梁（梁长3.2m）交替迈步前移，加强支护，并确保一梁三柱。

3、上下顺槽超前支护距离应不小于50m，要保持支架完整无缺，通风、行人、运输畅通。

4、进行超前支护时要坚持双人作业，一人监护，一人工作，严禁单人作业，严禁有空顶、空帮现象。

5、打超前时，必须接顶牢固，严禁使用失效支柱、顶梁。

6、用回柱绞车回撤上下三角铁棚时，所有人员躲到安全地点，司机要严格按规程操作，绞车压戗柱牢固，碰倒柱梁和棚时必须及时扶起，严禁强拉硬拽。

7、保持安全出口畅通，回出的棚要及时运走，严禁堆放在出口。

8、端头顶板不好时，可用在排头支架上方穿大板梁的方法加强维护并打好支柱。 9、工作面上下端头处的排头支架可滞后面内支架0.6m。 10、超前支护的单体液压支柱必须拴好防倒绳。

11、回撤下三角时，工作面运输机和转载机必须停电闭锁，上下三角回收时严禁操作排头支架。

12、超前支护必须打成直线，其柱排距严格执行规定。 七、支架工规定

1、支架工应熟悉支架的结构、性能、支架状况、移架方式及其承载能力。

2、拉架前，应清理好架间的浮煤、矸石、杂物，检查支架的完好状态，周围人员闪开至安全地点后方可操作。

3、采用本架操作移架，移架时，人员站在支架下，面向煤壁侧，要做到少降快拉，必要时带压移架。

4、移架时，操作人员要密切注意观察面前煤帮顶板情况以及相邻支架、支架与溜子连接装臵、支架本身的液压管路等情况，发现问题及时处理。 5、支架拉移滞后滚筒3～5架，单向追机作业。

6、支架倒架，咬架、失稳、前后错落、蹬空或压死等情况，应及时处理，由班长统一指挥，处理时禁止行人通过，用单体或千斤顶调架时必须放正，稳牢、拉牢，操作人员躲到安全地点，供液要采用?远控?。使用的单体柱头处要垫木楔，防止支柱滑脱或顶坏支架，严禁敲打立柱或硬拉硬拖支架。

7、支架出现漏液、串液及自动卸荷现象时，应及时处理管接头，配液阀、安全阀等，严禁出现少密封圈，管接头使用单腿销、铁丝销和无销现象。

8、更换液压管、支架部件时，必须关闭截止阀，截止阀必须工作可靠，做到谁开谁关，严禁带压、带载拆卸管子和阀组。

9、执行拉线移架，支架应保持一直线，其偏差不得超过±50mm，保持与运输机垂直，支架垂直顶底板，其歪斜小于±5o，支架中心距在1500±100mm，支架顶梁要与顶板平行，最大仰府角小于7o，相邻支架错差高度不大于侧护板最大宽度的2/3，相邻支架间空隙不超过200mm。

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10、支架移完后，要用侧护板协调好支架间距，并将操作手把回到零位。

11、保持支架严密有力，初撑力不小于额定工作阻力的80%。支架移架时打开喷雾，喷雾必须齐全有效，达到正常使用。

12、支架维护工检修支架时，应时刻注意检查各种联接销，严防脱落，需更换千斤顶及立柱时，应多人配合作业，并有专人观察顶板，必要时，可用单体打好临时柱。

13、工作面支架被压成?死架?时，应采取卧底的方法将支架拉移到位。 八、煤质管理

1、采煤机割煤时，严禁割顶割底，不得破顶影响煤质。

2、坚持?三拣四不上?的原则，发现大块矸石及时拣出放入老塘，不得进入煤溜。 3、加强排放水管理，防止水进入运输的煤中。

4、严禁残留炸药雷管混入煤中，不得让纸、布、棉纱、铁末、塑料袋等非煤杂物进入煤流。

九、单体液压支柱的使用与管理

1、单体液压支柱下井前要棵棵试压，达不到要求不准下井。

2、不准超期使用单体液压支柱及三用阀，单体液压支柱下井使用八个月的都必须上井检修试压，合格后方可下井。

3、不同性能的支柱不能混用，失修失效的单体液压支柱严禁使用。

4、新下井的单体液压支柱使用前要排气，将单体液压支柱全程反复升降2～3次，排净柱内空气。

5、泵站压力不足时，不许升柱，必须保证泵站压力，支柱升紧后，再持续注液5s左右，以保证支柱的初撑力。

6、支柱的活柱体及缸体严禁用硬物敲砸。

7、升柱前要先用枪对着阀嘴冲洗杂物，然后再注液。

8、升柱时，支柱与顶梁结合要紧密，不许线接触或单柱爪承载，同时要保证支柱初撑力符合要求，角度要适中，且迎山有力。支柱支在硬底上，不准支在浮煤或浮矸上，以防支柱失脚。

9、超前维护所有支柱必须拴齐防倒绳。

10、备用的单体支柱不许躺倒或倒放，使用中的单体不许空载或倒用。

11、新下井的三用阀领存和运输的过程中，要全部放在箱内，不准零散带下或随地乱扔。新下井的单体液压支柱的防护盖必须齐全，并保护好，不上阀时不许取下防护盖。 12、对自动卸载的支柱要查明原因及时处理，失效的单体液压支柱及时运出上井。 13、超前维护及两面端头的柱梁，设专职人员负责管理，维修、更换外运柱梁及铁鞋，并负责给柱梁编号和清查数量。

十、巷道维修维护制度及措施

1.工作面上、下平巷的维护要有专人负责，具体的维护范围是：上巷工作面出口以外50m范围内，下巷工作面出口至皮带机尾处。超前支护按规定的排、柱距拉线支设，巷道净高不低于1.80m。超前支护段，及时更换失效支柱，确保支柱初撑力不低于50kN。超前支护以里不得有物料堆积，保证行人及运料的畅通。

2. 巷道无积水，无脏杂物，材料设备码放整齐，并有标志牌。

3. 上下平巷距工作面50m范围内班班要由专人负责检查，支架要保持完整，确保无断梁折柱现象，顶板局部冒漏处，在临时支护保护下用木料穿实顶，必要时复木棚加强支护。巷道两帮有片帮危险时，根据情况支设贴帮柱支护。复棚和支临时柱时，首先敲帮问顶，人员在临时支护保护下作业，施工必须三人一组，班组长现场指挥，负责递送工具并照明监护。

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4、上、下平巷架棚段若压力大、出现台阶下沉、顶板离层、局部冒顶时，必须在棚梁下支设支柱以加强支护，加强支柱沿走向支设两排，穿铁鞋、垫木枇贴两帮支设在铁棚下。锚网段若压力大，出现台阶下沉、顶板离层、局部冒顶时，必须每隔0.8m复设一架铁棚以加强支护。棚梁规格为2.6-3.6m长的工字钢棚，架棚确保一梁二柱，棚腿采用单体支柱并贴两帮支设，穿好铁鞋并拴好防倒绳 。架棚时必须三人操作，并有一名班组长现场指挥确保施工安全。施工时，两人抬好棚梁，一人扶柱并持枪注液，班组长递送工具并负责照明监护，棚腿支设完毕后，棚梁顶部及两帮要用木料穿牢背实，对支柱进行二次注液，确保支柱初撑力不低于90kN。施工时人员确保在有效支护下作业，严禁空顶作业。

5、上、下平巷卧底时，要先支护好施工现场，人员确保在有效支护下作业，严禁空顶作业。卧底过程中，施工人员要时刻注意施工地点的支架支护情况，对失脚的棚腿及支柱要及时支设加强柱进行替换，替换时严格执行?先支后改?的原则。

6、上平巷起道时，先用扳手卸掉道夹板螺丝，起出道钉，将轨道和道木拆开，螺丝、道夹板、道木、轨道要运至指定地点码放整齐。外运时要配足人员，稳拿稳放。

7、当上、下平巷出现漏顶时，必须及时进行处理，先敲帮问顶，摘除悬矸危岩，并仔细观察顶板和支架情况，在漏顶处5m范围内打好加强支柱，加强柱按排距1.2m支在棚梁或锚带下。加强柱支设好后要快速在漏顶处采用单体支柱托方木进行临时支护，穿顶时，必须先备齐备足所需的木料及支护材料。穿顶人员要在临时支护的保护下进行，严禁空顶作业，当巷道漏顶处支柱不够高时，可在棚梁上部用方木按井字型支设木垛接顶支护顶板，穿顶时要有专人照明监护，观察顶板、支架、两帮等情况。穿顶处接顶要实，待穿实后，方可卸去护身临时柱，然后将漏顶处的煤矸进行处理，确保人行道畅通。处理漏顶过程中，班组长，安监员现场指挥，确保安全。漏顶处需复设木棚或铁棚时，严格按本措施的有关规定执行。

8、严格执行?敲帮问顶?制度和?先支后改?的原则，人员在有效支护下作业，严禁空顶作业。上下平巷班班要由专人负责检查，发现不安全隐患及时汇报工区及调度室，及时采取措施进行处理。

9、任何时候必须严格执行?行人不行车、行车不行人?制度；下平巷整修时，必须将平巷溜子开关打至断电位臵，严禁开溜子作业，严禁用溜子运送物料.

第二节 顶板管理

一、工作面的基本支护

（一）顶板管理方法:

本面采用全部垮落法管理顶板，根据同煤层3421工作面矿压观测资料，老顶的初次来压步距：30m，周期来压步距：13.2m。 （二）工作面的顶板管理

1、支护方式：工作面由97架ZY2400／12／26掩护式液压支架。 2、严格保证工程质量，确保工作面达到?一平、两净、两畅通、三直?。 3、工作面割完煤后，应采取及时支护方式，实行单头追机作业。 4、支架初撑力不得低于24MPa。

5、采高支架最大高度应小于设计最大高度0.1m，最小高度应大于设计最小高度0.2m。 6、工作面开采后及时对工作面进行常规?三量?观测、综采工作面的支护质量与动态监测，分析顶板的运动规律和矿压显现特征，评价ZY2400／12／26型液压支架的适应性。对顶板台阶移动、支架倾倒、移架不到位、片帮、漏顶、悬顶区域要实行挂牌警告，并及时整改。

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（三）工作面基本支护规格表： 工作面基本支护规格表（表7-2） 支架 控顶距（mm） 名支护称形式 排距 柱距 最大 最小 规格 支架 1.5m(中心距) 3.7 m 3.1 m 支护强度 0.50-0.53MPa 顶板管理方式 全部垮落法 放顶步距 0.6m 二、机道支护 机道宽度：工作面机道宽1.3m, 采用护帮板及支架顶梁对机道进行维护，防止机道片帮或掉顶。

三、工作面加强支护稳定性的措施

1、泵站压力不小于30MPa，工作面支架初撑力不小于24MPa；支柱初撑力不小于90kN， 2、支架顶梁与顶板要平行支设，其最大仰角不得大于7°。

3、支架顶梁前端顶板破碎局部冒顶时，降顶梁穿木料维护顶板，再升柱使其严密接顶。

4、支架上方空顶有倒架危险时，应用木料支护空间。处理时先敲帮问顶，并在顶梁上打临时支柱护顶，人员站在临时支柱或顶梁下有效支护范围内的安全地点，用方木或半圆木打木垛。木垛最下一层的两端要分别搭在相邻两支架顶梁上，并与顶梁垂直。移架时注意交替前移，以保持木垛完整。

5、当工作面局部地段片帮空顶或顶板破碎，端面距超规定时，应及时拉超前架，打开护帮板支撑煤壁，并顶紧、顶牢，防止顶板冒落、控制煤壁片帮。 四、工作面处理冒漏顶的措施

1、断层及顶板破碎带拉超前架维护顶板，同时打开护帮板支撑煤壁并顶紧、顶牢，提机过程中，随提机随维护，采煤机司机注意观察顶板状况，发现有掉顶预兆时，必须停机停溜子，将采煤机管制器打至断电位臵，离合手把打至断开位臵，人员及时将护帮板打开。

2、处理冒顶措施：

（1）开采过程中发生冒顶，及时停机停溜子，待漏顶稳定后，人员站在支架顶梁的保护下敲帮问顶，摘除悬矸危岩，并仔细观察顶板和支架情况，摘顶找帮以下8下准有人，施工人员要先对冒顶周围的支架进行加固，控制其范围扩展，处理前必须备齐备足所需材料，人员操作要精力集中。

（2）处理冒顶时，要由外向里逐架进行，并由顶板完好的地方开始，沿走向架设木板梁支护顶板，木板梁规格为3000×200×150mm，板梁一端与支架顶梁搭接，另一端用DZ25-25/100型单体液压支柱作腿，板梁沿工作面倾向间距为1.0m，在板梁上方用长1.8m半圆木或1400×140×140mm的方木，以支打木垛的方式穿实空顶部分，然后在木板梁下方沿倾向架一梁三柱抬棚拖住木板梁，倾向棚梁规格为3400×200×150mm。

（3）冒顶区维护好后，先移顶板完好的支架，使支架托住倾向木棚，再移冒顶区支架，最后回撤单体支柱。

3、当工作面顶板破碎，片帮严重需要超前逮顶时可采用打膨胀锚杆超前维护的方法，具体施工安全注意事项执行以下措施：

（1）打眼时，采用风钻或风煤钻湿式打眼，严禁干打眼，打眼位臵选在煤层顶板以下0.2m处，施工时，2-3人操作，其中一人打眼，一人扶钻。

（2）人员进入施工地点首先敲帮问顶，摘除危矸悬石，将支架护帮板打开，顶梁接顶要实，确保人员在有效支护保护下作业，并停机停溜子。

（3）打眼间距0.4m，垂直煤壁子，眼深2.5m，打眼完毕后，将长度为2.5m的膨胀

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锚杆入锚顶眼中，然后人员按照规定在有效支护保护下，将锚杆上方用木料穿实穿牢、腰好帮后，用支架顶梁或护帮板将锚杆升起。穿顶时，班组长现场指挥，发现问题及时采取措施进行处理。

4、加强支护质量监测，确保支架初撑力不小于24Mpa，接顶严实，当采煤机通过时，慢速运行，随提机随维护，及时拉超前架，端面距不得超过0.34m。

5、所有施工人员应站在冒顶区上侧顶板煤帮完好处作业，穿顶期间应安排有经验的工人专门观察顶板并看好退路，并由有经验的工人操作，无关人员严禁进入冒顶区作业。

6、处理冒顶期间必须由工区管理人员、安监员、班组长现场指挥，确保施工安全。 五、两巷的维护 1、工作面上下平巷的维护严格执行第七章第一节十巷道维护修理措施中的有关内容。对工作面超前支护段要严格按超前支护的支设质量要求进行施工。

2、对工作面架棚段巷道，工作面上（下）出口要支设一对长3.2m的π型钢梁托住出口处的棚头，π型钢一梁三柱支设，交错迈步前移，移动步距1.2m，在工作面割煤前，要超前工作面一个循环进度将π型钢移设好，移后支柱要及时栓好防倒绳。

3、巷道要超前工作面一个循环进度倒掉上（下）平巷下（上）帮棚腿，倒棚腿时要先将托棚头π型钢移设，并托好该棚腿的棚头后进行，首先用镐刨扒棚腿底根，然后用回柱绞车将棚腿回出，使用回柱绞车时执行第七章第二节六工作面上下平巷回撤的措施中有关规定。施工过程中要严防支柱失脚。

4、采煤机到达溜头、溜尾前需超前处理下平巷上帮或上平巷下帮的锚网，要超前工作面一茬卸掉锚盘上的螺帽，再用铰钳将网剪下，卸螺帽前先观察顶板及支护状况，顶板破碎时支设一棵戴木挑头临时柱加强支护,人员在有效支护下作业,确保安全。 六、工作面上下平巷回撤的措施

工作面上巷、下巷为锚网带支护，局部顶板破碎处复铁棚支护。 （1）上下巷锚带网的回撤：

3422工作面上巷、下巷为锚网带支护。锚网段巷道回撤锚带时，要超前一茬卸掉螺帽，卸螺帽前必须先支设一棵戴木挑头临时柱加强支护,人员在有效支护保护下作业,确保安全。切顶排回柱后，用长钩将锚带拉出。卸螺帽时，严禁人员正对螺帽。

（2）上下平巷铁棚的回撤方法及措施：

①用回柱绞车回棚时，回撤人员必须在有效支护保护下工作，按由里向外顺序逐架回撤。回撤前，先在末前排铁棚两端各打一棵加强支柱，同时在靠切顶排待回铁棚处加使一梁二柱的临时棚，用1.2×Ф0.2m的半圆木做挑头，然后将切顶排的铁棚用单体柱升起，再用回柱绞车拉出棚腿，之后人员要站在支护完好处用绳长不低于1.5m的卸荷手把卸加强支柱，棚头落地稳定后，再用长钩依次拉出点柱、棚头，人员严禁进入老空区作业。回出的铁棚及时运到指定位臵。

回柱绞车要固定在顶板完好、支架完整处，打全打牢?四压两戗?和护身点柱（优质圆木Φ≮180mm）；绞车司机要持证上岗，开车前先检查绞车、信号、保护设施是否齐全、灵敏可靠，确认无误后方可开车；用绳套子将铁棚拴牢，先缓慢拉紧钢丝绳（Φ≮18.5mm），确认无误后，方可开车回棚；回棚时，绞车司机前方要挡上护板，以防断绳伤人；回棚时，钢丝绳两侧、前方及上端头以下5m或下端头以上5m不得有人，班组长必须现场指挥。

发现有碍事支柱、棚、物料时必须及时发出信号停车处理，整改支架按?先支后改?的原则进行，碍事物料需用单体支柱调整方向时，点柱底根要放在牢固可靠的地方，点柱柱头与物料之间必须垫木楔或木托板，采取面接触以防支柱滑脱伤人。操作注液枪人员要站在能避开因支柱滑脱而可能造成伤害的地方。

②顶板破碎，压力大，架棚变形严重，棚腿埋压较深时，可不予回收。

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第三节 防治水

1.开采过程中必须坚持有疑必探的原则。

2.有透水征兆(挂红挂汗,顶板淋水加大,顶板来压)等异状时必须停止作业,及时汇报工区与调度室,按避水路线撤出所有受水威胁人员.

3.上下两巷做到无淤泥积水及脏杂物堆积,有积水必须及时排干。上下两巷积水处必须有标准水窝，水窝上必须有盖板。初采时按规定安装排水设备，水窝内有完好的潜水泵及配套供电设施，能正常排水，排水能力达到要求。有备用潜水泵，排水管路达到排水要求。

第四节 爆破管理

一、回采工作面必须设标准化火药峒室。

1、规格为长2.0m×深1.5m×高1.8m。

2、火药峒室距采煤工作面安全出口不得小于100m，不大于200m。

3、火药存放峒室内配备：炸药箱、雷管盒、专用炮头箱、炮泥箱、水炮泥箱、放炮器、放炮母线、炮棍、竹签、警戒牌、炮眼布臵图（爆破说明书）、放炮制度等。

4、火药峒室必须安门上锁，其内严禁存放其它物品。

5、在火药存放峒室附近，必须有灌装水炮泥的水针和不少于一天用量的水炮泥，炮泥用专用铁箱存放在火药峒室内。

6、剩余乳化炸药必须由班长清点核实，并在领退本上签字，存放在炸药箱内，存量不得超过一天的用量，严禁乱丢乱放。 二、放炮管理

1、放炮员必须熟悉爆破材料性能和《煤矿安全规程》中有关规定，必须经过专门培训，有二年以上的采掘工龄的人员担任，并取得爆破资格证书后持证上岗。

2、班长对放炮工作全面负责，班长负责安排专人按躲避距离站岗，协助放炮员连线，放炮前班长和放炮员共同清理现场、放炮后处理现场。安全网员负责一炮三检，协助班长处理好放炮、通防有关工作。放炮员负责放炮、连线。安监员对放炮全过程进行监控。工区盯班管理人员对放炮负有监督、管理责任。

3、放炮员领放炮器后，必须将闭锁钥匙交给当班安监员，安监员随身携带，上井时再收回交给仪器室。

?、打眼方法：炮眼采用对眼布臵，用风煤钻和六棱空心钻杆湿式打眼，用镐点眼，禁止套用老眼或残眼。打眼与定炮不得平行作业。

打眼前认真检查周围支架，确认支架齐全、牢固、可靠后方可打眼，打眼由3人操作， 打眼时，人员严禁站在运输机内，严禁开采煤机和运输机。打完眼后，风煤钻、水管、风管要拉到上下平巷支护完好处盘好。打眼执行《煤矿安全技术操作规程》采煤打眼工部分的有关规定。

爆破方法：用乳化炸药和1-5段毫秒延期电雷管定炮爆破，串联联线，正向定炮，定炮使用水炮泥和炮泥，每次定炮不准超过20炮，一次装药，一次起爆，拉、躲炮半径大于150m（从最近炮眼算起），放炮母线必须使用专用小电缆，长度必须满足躲炮半径的要求。放炮执行?一炮三检?、?三保险?、?三连锁?及?准许放炮单?、?爆破时控卡?、?煤层注水眼?、?洒水灭尘?制度。放炮使用闭锁放炮器，严禁放明炮、糊炮、

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明火放炮及短母线放炮。定放炮及火药管理执行《煤矿安全规程》315-342条、《煤矿安全技术操作规程》采煤爆破工部分的有关规定。

5、按电雷管顺序定炮连线，连线放炮必须由放炮员一人操作，定炮时，脚线必须扭结短路，必须一次定炮一次起爆。全面只准使用一个放炮器。炮后详细检查爆破情况，发现拒爆、残爆，按《煤矿安全规程》342条处理。

6、装药定炮前先检查瓦斯，符合规定方可定炮，定炮必须由专职放炮员操作，先清除炮眼内的粉尘，然后定炮，定炮必须使用专用炮棍，随定炮随将脚线扭结悬挂，避免与导电体接触。 7、定炮完毕，经检查符合放炮规定后，由班长派专人在所有通往放炮点的通道上站岗，躲炮距离必须达到距定炮最近炮眼150m以上。站岗人员必须拉绳挂牌。放炮员清理现场后最后一个离开放炮地点，至躲炮点吹哨后按规定放炮。站岗必须严格执行以下规定： （1）、放炮前，由当班班长亲自安排专人到规定地点站岗，每处站岗地点安排两人前往，一人站岗，站好后，一人回来通知班长放炮，所有站岗返回人员通知班长后，班长清点人数，确认无误，方准下达放炮命令，安监员将闭锁钥匙交给放炮员，放炮员接到放炮命令后，必须先发出爆破警号，至少再等5s，方可起爆。 （2）、放炮后，班长、放炮员必须巡视放炮地点，检查通风、瓦斯、煤尘顶板、支架、瞎炮、残炮等情况，如果有危险情况必须立即处理。确认安全无误后，班长安排人员撤岗，撤岗人员必须与回来通知放炮的人员是同一人，站岗人员在未见到撤岗人员之前，严禁让任何人员进入警戒范围，只有见到撤岗人接到撤岗命令后，方可撤岗。 8、炮后维护好顶板后方可生产。 三、打眼放炮制度

1.打眼、放炮严格按集团公司《煤矿安全技术操作规程》中\采煤打眼工\、?采煤爆破工?的规定执行.

2.打眼放炮前先打煤层注水眼，放炮前后洒水灭尘,湿式打眼,放炮用水炮泥。

3.严格执行\一炮三检、三保险、三联锁?制度.严格执行?谁布岗、谁撤岗?制度。 4.炮眼要用炮泥封满填实，炮泥、水炮泥使用严格执行《煤矿安全规程》329条规定，严禁反向定炮。

?、放炮前，使用废皮带将支架立柱、连接管路全部盖严盖实，防止被炮打坏。?四、煤层注水眼规定及要求 1、施工方法 （1）、每次放炮前,进行煤层注水工作，用风煤钻驱动。 （2）、施工前准备工作：

钻孔注水前，必须检查支架状况，将支架加固整改一遍。

检查施工所用工具（风煤钻、水式钎尾、钻杆、大直径锥体钻头）是否完好齐全，并依次拧紧。 2、操作规定： （1）、钻孔布臵在煤层中间顶板以下1.0m处，俯角15o，根据爆破落煤长度每6m 布臵一个注水孔。

（2）选好眼位，调整好角度，点开启动，在钻头进入煤体的同时打开水阀，2人扶钻1人推钻。钻孔过程中，必须按设专人监护顶板、煤帮状况，发现问题及时撤人。施工人员严格执行《煤矿安全技术操作规程》中有关打眼工的具体规定。

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①根据循环进度，确定钻孔的深度为1.0m。

②钻孔钻到位臵后，使用防尘水管注水，采用自然渗透方式增加煤体含水量。 在放炮前，必须将注水孔注满水，并用粘土炮泥将注水孔孔口封实，封泥长度不少于50mm。

③施工人员必须坚持敲帮问顶，及时用长把工具 (>1.5m) 摘掉悬矸活石，在完好支架保护下操作，严禁空顶作业，严禁站在运输机内，严禁开采煤机和运输机。机道内岩体有片帮危险又不易摘掉的，要支好戗柱。摘顶找帮前，必须加固好周围支架，维护好工作空间，摘顶找帮以下5m不得有人。

④必须坚持湿式打眼，严禁干打眼。 炮眼布臵图（三视图）

炮眼特征表 (表7-3) 位臵 角度 距离眼深 利用装药量名称 （m） 距顶距底仰俯水平（m） 率（%） （kg/孔） （m） （m） （o） （o） 顶眼 0.9 0.4 1.42 仰5o 85 1.0 80 0.40 底眼 0.9 1.42 0.4 俯5o 85 1.0 80 0.40 炮眼数量（个）

爆破说明书 (表7-4) 序号 项目 1 打眼工具 型号 台数 循环眼数 平均深度 循环炮眼总长度 炸药种类 每孔装药量 循环用量 吨耗 单位 ZF-1.2 台 个 m m kg/孔 kg kg/t 38

数量 2 4 1.0 4 0.4 1.6 0.0078 说明 风煤钻 矿用乳化炸药 2 炮眼特征 3 火药

种类 4 雷管 循环用量 吨耗 炮泥 水炮泥 封泥长度 联线方法 起爆顺序 个 个/t 个 m 毫秒延期电雷管1-5# 4 0.0195 粘土炮泥 每孔不少于1个 ≮0.5 封满封实 串联联线 正向起爆 5 封泥 6 起爆 第五节 通防及安全监测

一、.区长是通防管理工作的第一责任者，负责全面领导工作；工区技术员是通防管理的直接责任者，负责通防管理的具体工作，落实通防质量标准化标准，进行动态质量标准化管理。

2.班长负责本班‘一通三防’的全面工作，监督、检查本班‘一通三防’工作的落实情况，是本班‘一通三防’的第一责任者。

3．井下的通防隐患排查本必须放在转载机头或泵站处，由转载机司机或泵站司机负责保管好。每班由安全网员具体负责排查，并处理工作面及上下平巷的通防安全隐患，将排查及处理结果填写在通防隐患排查本上。

4、井下的放炮洒水记录本放在火药峒室内，由放炮员填写；炸药交接记录本放在火药峒室内，由放炮员填写；上下两巷洒水记录本放在工具房内，由洒水工填写；工作面、上下隅角洒水记录本放臵在工具房，由安全网员填写。工区盯班管理人员及安监员必须监督洒水防尘情况，并在所有通防记录本上签字。

二、通风

1、加强通风管理，确保工作面的风速风量符合集团公司通风细则标准,避免不合理的串联通风。因巷道冒顶或其它原因达不到上述要求的，应立即停止作业，撤出人员至安全地点，制定措施进行整改，整改完毕后再恢复生产。

2、确保工作区域内空气成分满足要求，正常情况下进风流氧气浓度不低于20％，二氧化碳浓度不高于0.5％，其它气体浓度符合规程规定。 三、防尘

3422工作面开采过程中，必须有完善的预防和隔绝煤尘爆炸的措施。工作面做到每班割煤前按规定洒水防尘，巷道50m范围内洒水防尘。采煤机喷雾及各转载点喷雾、两巷净化水幕雾化良好，覆盖全断面，符合规定。认真执行规定的综合防尘措施，保障防尘用水有充足的水量和符合要求的水压。

1、工作面投产前，必须有完善的防尘系统和防尘设施，上全降尘设备，喷雾泵压力、流量符合要求，工作面防尘系统形不成，不准生产。 2、在工作面上下巷打钻，实施超前煤层注水。

3、采煤工作面上平巷50m范围内要安设1组净化水幕、下平巷50m范围内要安设2组净化水幕。采煤机必须安装使用机组内外喷雾。

4、在距工作面上、下出口60-200m范围内设臵隔爆水槽，其数量、水量、棚区长度符合规定，并定期检查维护。

5、输送机转载点设臵喷雾，运煤过程中要正常使用。

6、工作面进回风巷设臵风流净化水幕，割煤时喷雾降尘。

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