E510采区5103回采工作面作业规程

广 安 煤 矿

E5103回采工作面作业规程

二OO六年四月二十九日

广安市思源矿业集团广安煤矿有限公司 《回采工作面作业规程》

审 签 页

职 务 编 制 矿 长 生产副矿长 安全副矿长 安监科长 姓 名 庞友刚 何兴国 杨 林 高 奎 马显文 日 期 2006.4.29 2006.4.30 2006.4.30 2006.4.30 职 务 审 核 总 工 机电副总 通维队长 姓 名 祝长清 祝长清 吴开双 李志坚 邓兴荣 日 期 2006.4.30 2006.4.30 2006.4.30 2006.4.30 2006.4.30 2006.4.30 采煤一队队长 会审意见 1

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一、概 况

1 编制依据

1.1 已报审的2006年生产计划方案，《大田弯、龙门峡井田北段精查地质报告》。

1.2 《煤矿安全规程》采煤工作面质量标准化，回采工作面各工种操作规程。 1.3 《广安市小煤矿建设标准》及其它有关安全、技术管理的规定。 2 工作面位臵、工作面长度和沿走向（或倾斜方向）的推进距离

E5103回采工作面位于+500水平东翼510采区中部。工作面走向长650ｍ，开切眼位于E510材料上山中部+547水平揭煤石门以北680ｍ处，工作面倾斜长为100ｍ，位于E6101平巷与E5103平巷之间。

工作面位臵见《E5103回采工作面巷道布臵、避灾路线、通风系统图》。 3 工作面与上、下煤层及周围已采区、采空区的关系、工作面与地面相对位臵及建筑物的关系

该工作面以上预计布臵E6101、E6102、E6103三个采面；现正在布臵E6101采面。该工作面沿走向北段390ｍ未开采，南段原E6101残采面已经开采。该工作面以下为E5105采煤工作面未开采。

工作面相对地面为山区林地，无重要建筑物，标高在925～975ｍ之间；工作面标高在550～590ｍ之间，与地面高差约385～425ｍ。 4 采区的主要巷道布臵

采区主要巷道见《E5103回采工作面巷道布臵、避灾路线、通风系统图》。

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二、地质情况

1 工作面可采储量

采面储量计算如表所示。

表2-1 采面储量计算表

项 目 单 位 数 量 走向长 m 650 倾斜长 m 90～110 煤 厚 m 0.80～1.90 采 高 最大最小值 m 0.80～1.90 平均值 m 1.40 容 重 t/m3 1.40 回采率 % 0.97 可采储量 t 123580 2 煤层的名称、煤种、倾角及厚度

本煤层为K1煤层，属瘦焦煤，煤层结构简单，倾向在202～204°，倾角在15°～28°之间，煤层厚度0.80～1.90ｍ，平均煤层厚度为1.40ｍ，煤层含夹矸1～3层，平均厚度0.15ｍ，夹矸为泥岩。

3 老顶、直接顶、伪顶、直接底岩层名称、厚度及岩性

煤 层 顶 、 底 板 情 况 顶底板名称 岩性名称 石灰岩、 砂质泥岩 砂质泥岩 炭质泥岩 砂质泥岩 厚 度(m) 3.0～12.0 3.0～5.20 0.15～0.20 1.04～5.93 岩 性 特 征 石灰岩：灰色，致密块状，含泥质，腕足类和星点状黄铁矿；砂质泥岩：灰色，致密，含断续的钙质条带黄铁矿结核。 深灰黑色，含黄铁矿结核较多，植物化石。 灰黑色，性脆呈块状。 深灰色，致密性脆，含长条状叶片植物化石，星点状黄铁矿。 老 顶 直接顶 伪 顶 直接底 （附综合岩层柱状图） 4 主要地质构造的位臵及特征

4.1 采面的地质构造简单，无大的断层和褶皱变化。

4.2 工作面开切眼掘进过程中曾在开切眼开口80m处遇一断距1.2m的小断层，断层走向20°～200°，倾角50°。回采在该段过程应加强断层带的顶、底板支护管理。

5 工作面瓦斯及水文地质情况

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5.1 本煤层属高瓦斯矿井，工作面瓦斯涌出量大。

5.2 该工作面无明显的地表积水区和裂隙水出现。在E5101平巷采空段有滴水现象，工作面推进至此段应加强采空区来水观测。

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三、采煤方法及回采工艺

采煤方法采用走向长壁采煤法，采煤工作面沿煤层走向由北向南推进，沿采空护巷进行无煤柱开采，上部风巷和下部机巷两端头沿走向在采空侧采用水泥墩、矸石带砌码护巷推采。

E5103回采工作面采煤工艺为爆破落煤。工艺过程有：破煤、装煤、运煤(采用刮板机)、支护(单体液压支柱配合铰接顶粱和特殊支护)、回柱放顶等工序。 1 回采巷道布臵及煤层采高

回采巷道布臵见《E5103回采工作面巷道布臵、避灾路线、通风系统图》。 根据上、下平巷掘进揭露，确定工作面最大采高为1.90ｍ，最小采高为0.80ｍ、平均采高为1.40ｍ。 2 落煤方式及爆破说明书

工作面采用MZ-1.2煤电钻打眼放炮落煤。工序有：钻眼、装药、填炮泥、联炮线、放炮等。

2.1 炮眼布臵及爆破说明 2.1.1 炮眼布臵见炮眼布臵图。 2.1.2 爆破说明书如表3-1所示。

表3-1 爆破说明书

炮眼布臵方式 双排眼 100 工作 面斜长(m) 顶0.80 ～ 底1.90 板 1.2 1.2 75 10 1 0.3 84 20 0.60 80 眼 1.2 1.2 70 ～ 190 8773 5 2 0.225 84 不 10 小 ～ 于于 联 小 串2321 不 采 高(m) 炮眼名称 眼 距 (m) 眼 深 (m) 水平角度 (°) 垂直 角度(°) 炮眼参数 雷 管 段号 装 循环药 眼数量 (个) (kg) (吨) (发) (发) 产量耗数(m) (m) 式 (kg) 循环万吨起爆 长度距离方耗雷管 一次 封泥安全线万吨放炮联炸药5

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2.2 打眼放炮注意事项

2.2.1 进入工作面应先检查工作地点的支架和顶板情况，支架不完好、顶板不完整必须先处理，在安全条件下方可作业。严格遵守《操作规程》。

2.2.2 在下列情况下不准装药：

（1） 在装药地点20米范围内瓦斯浓度达到1％时；

（2） 在装药地点20米范围内检查煤尘有危险，未清扫或洒水处理时； （3） 工作面风量不足；

（4） 炮眼深度、角度、位臵、方向不合乎要求，未处理时。 2.2.3 在下列情况下不准放炮：

（1） 工作面设备、电缆线、工具未收拾好，放至安全地点； （2） 瓦斯浓度未进行检查；

（3） 放炮母线长度不够长，炮眼封泥长度不足； （4） 作业人员未完全撤离警戒线外，各路警戒未设臵好； （5） 未发出三声放炮信号。

2.2.4 其他遵守《煤矿安全规程》井下爆破第326条、第327条第32、第329条、第331条、第333条、第334条、第336条、第337条、第33、第339条、第341条、第342条之规定。 3 工作面煤炭的装、运及安全要求

3.1 工作面装煤以人工攉煤为主，爆破自装为辅。人工攉煤人员进入工作面应先处理好安全，及时补齐缺失支柱，并打好临时支护，临时支护间距不得大于2.0ｍ。

3.2 攉煤工应站在刮板机外侧有支护的地点，在炮帮侧先用手镐挖出柱窝，打好临时护身柱，方可进入。并必须在临时护身柱的掩护下攉煤，攉煤前要清理好安全退路，身子不能靠近煤帮，更不要背靠煤帮攉煤，以防漏顶片帮伤人。

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3.3 工作面煤壁伞檐不得大于10ｃｍ，否则应及时用手镐处理，并随时做好敲帮问顶工作。

3.4 煤炭运输系统：工作面刮板机 E5103机巷刮板机 胶带运输机+547石门刮板机 +547溜煤眼 +500东巷煤仓 主平硐 地面。 3.5 刮板机溜子安设必须达到平、直、稳、运输不晃动，机头、机尾必须掺设稳固柱和压柱见图3-1。

3.6 启动刮板机前必须先发出信号，确定溜子上无人后。具体操作按《刮板机司机操作规程》执行。

4 支架规格、支架布臵方式、端头支护、特殊支护、支架说明书 4.1 支架规格 4.1.1 单体液压支柱

E5103回采工作面由于煤层变化较大，选择的支柱规格型号较多。支柱数量应满足采面支护后，再增加10％的备用量。

表3-2 单体液压支柱主要技术参数表

主 要 技 术 参 数 型号 （或规格） 额定 最高 高度mm 最低 高度mm 工作 行程mm 质量kg 装液量 工作阻力 L KN MPa 工作液压 KN 径mm KN mm/s 额定 初撑力 油缸内回柱最大力 速度 使用手把 降柱 DW12-300/100 DW14-300/100 DW16-300/100 DW18-300/100 DW22-300/100 1200 1400 1600 1800 2240 792 900 1005 1110 1440 408 500 595 690 800 36.3 40.0 43.5 47.0 55.0 1.2 1.5 1.8 2.1 5.0 300 300 300 300 300 38.2 38.2 38.2 38.2 38.2 157 157 157 157 157 100 100 100 100 100 ＜200 ＜200 ＜200 ＜200 ＜200 ＞40 ＞40 ＞40 ＞40 ＞40 4.1.2 坑木备用量

采场备用坑木作为特殊支护用，堆放于工作面和E5101平巷，应堆码整齐，不得影响通风和行人。

表3-3 坑木消耗表

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规格 名称 （长×宽×高） 单位 坑木 ｍ 1.2×0.2×0.2 每根 材积 ｍ³ 0.048 循环 用量 根 196 回收 复用量 根 150 ｍ³ 9.408 ｍ³ 7.2 回收率 % 85 复用率 % 90 循环 消耗 根 46 ｍ³ 2.208 万 吨 耗 ｍ³ 116.2 4.2 支架布臵方式

4.2.1 支护方式采用ＤＷ型外注式单体液压支柱配合1.0ｍ铰接顶梁沿走向齐梁齐柱、走向连锁棚支护顶板。

（1） 基本柱：工作面采用齐梁齐柱正悬臂方式支护，“见四回一”的方式控制顶板。最大控顶距4.0ｍ，最小控顶距3.0ｍ，放顶步距1.0ｍ。

（2） 密集柱：最大控顶距时切顶线每棚打单密集切顶，最小控顶距时切顶线每棚打双密集切顶。

（3） 特殊支护：工作面沿倾向每5～7ｍ设臵丛柱（四根）。 4.2.2 工作面基本支护

（1） 工作面采用ＤＷ型外注式单体液压支柱配合1.0ｍ金属铰接顶梁沿走向铰接棚齐梁齐柱支护顶板。支架设计(支护密度)：

① 工作面支护强度P值的计算

P=8ｍｒ＝8×1.9×2.4×9.8＝357.5(kＮ/m2) P----支护强度kＮ/m2 ｍ----工作面最大采高1.90m ｒ----直接顶容积2.4×9.8kＮ/m2

② 工作面支护密度计算：N＝P/R＝357.5/300＝1.19根/ｍ2，（R—额定工作阻力）。

③ 工作面实际支护密度及柱、排距的确定

结合以前采煤工作面资料和本采煤工作面实际：取排距1.0m，则柱距ｄ＝1/1.19＝0.84，取柱距0.80m。则实际支护密度N（实）

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N（实）＝1/（1.0×0.80）＝1.25根/m2 N（实）＞N

工作阻力：Ｐ阻＝Ｐ/Ｎ＝357.5/1.25＝286ＫＮ/根＜Ｐ额＝300ＫＮ/根。 说明采场支柱的工作阻力小于单体支柱的额定阻力，所以工作面支柱柱、排距符合设计要求。

（2） 铰接顶梁长度采用ＨＤＪＡ-100型号与单体液压支柱相匹配。采面一次爆破推进控制在1m与顶梁相适应，工作面采用齐梁直线柱（布臵方式如图所示）

（3） 支柱必须迎山有力，并沿工作面倾斜方向稍向上呈3～5°的迎山角。 （4） 铰接顶梁联接梢大头向上，单体液压支柱注液阀朝向采空区，卸压阀朝向煤壁，支柱手把向斜上方。支柱时柱梁结合严密，严禁支柱倒支和单爪承载。

4.3 特殊支护

4.3.1 两巷超前支护：工作面上下两巷始终保持超前煤壁支护10m,支护形式采用金属摩擦支柱在顶粱下打双排立柱支撑顶板。

4.3.2 工作面下端头支护：采用π型粱配合单体液压支柱四对八粱成组支护顶板。π型粱沿走向垂直煤壁布臵，随刮板机头前段工作面推进交替移动，每根π型粱下必须保证2～3根单体液压支柱，支柱排距与工作面支护保持一致，且最上或最下的那根π型粱，必须紧靠巷道顶粱架设。

4.3.3 工作面上端头头支护（机尾处的支护）：因溜子机尾处排距大，固在回采、回柱及移溜时必须根据现场情况调整支柱排距，并随时保证机头上方的π型粱下单体支柱在两根以上，铰接顶粱必须铰接，两端悬背长度不小于0.5m；溜子机尾必须用单体打两根压柱，防止溜子运行时掀起机尾，同时溜子机尾距工作面上出口的距离不得大于3m。

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4.3.4 采用木垛为特殊支架时，木垛要支在实底上，不准支在浮煤或浮矸上，上部接顶严实，材料要求为1.2ｍ的松木或杂木，必须两面平整。

4.3.5 工作面沿倾斜方向，每隔8～10ｍ，设臵特殊支架----木垛或矸石充填带，根据采面有无足够充填矸石选择支护方式。在采用矸石充填带做特殊支架时，充填带宽度，走向≥2ｍ倾向≥1.5ｍ，充填带必须矸石垒筑，接顶严密。

4.3.6 木垛或砼墩下方沿走向方向必须增设两排走向密集，密集柱距0.40ｍ。木垛支设要符合三个面（三个面成平面）一条线（各层接触点必须在一条线上）的要求，其迎山角与支护柱同，木垛材料要一致，靠煤壁侧要打齐。

4.3.7 木垛同层不得垫重楔，支回木垛时，要打好新木垛后再回旧木垛，不准先回后支，木垛与顶板的接触必须是“面”接触，不得用“点”接触。 5 工作面移溜

5.1 工作面采出半排或一排时可以移溜，移溜前必须将底、板煤采平收净，使采高达到规定要求。

5.2 移溜前必须检查移溜段及其附近工作面顶板情况，在支护完好的情况下才准进行移溜工作，移溜从机尾(机头)开始连续逐段移向煤壁。每段斜长不得超过25棚料，为防止过度弯曲造成脱节、漏链，移溜时严禁出现急弯。移溜时连续卸柱长度不得大于25棚料，且必须每间隔5棚料支设一根临时支柱，移溜、回柱、采煤任何两道作业工序平行作业时，间距不得小于20m。

5.2 溜子移到位后必须按支护要求打好正式支柱，工作面机头、机尾移到位后必须打好牢固的稳柱，严防溜子下滑或开溜时掀起伤人。

5.3 工作面溜子机头、机尾处的支护见溜子机头、机尾稳固图（图3-1）。

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图3-1 溜子机头、机尾稳固图机尾压柱机头压柱工作面溜子

6 回柱放顶工作

6.1 根据工作面顶板板岩性采用分段、局部垮落法管理顶板，采用“三四控顶”，最大控顶距为四排（4.2ｍ），最小控顶距为三排（3.2ｍ），放顶步距1.0ｍ（见图六），排距1.0ｍ，柱距0.80ｍ。

6.2 回柱时，两人一组配合操作，一人回柱时，另一人要密切注意顶板动态及安全，严禁单人作业。要先检查周围顶板、支柱的完好情况，把各种不安全因素处理好，清理好退路后再开始回柱。

6.3 回柱放顶必须使用专门的卸载手把、扒柱器、龙头等长把工具，回柱时扒柱器的铁钩钩住支柱手柄，使钢丝绳稍稍拉紧，再把卸载手把插入卸载孔内转动一定角度，使支柱逐渐卸载，当支柱脱离顶梁（板）后，迅速用扒柱器拉出，拉出的支柱重新支设在新的放顶线上，遇到压死的支柱只能采用卧顶的方法回出，严禁强行硬拉硬撞，支柱回出后再回顶梁。

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6.4 回柱前，必须先对所回段支柱进行逐根复升，空载支柱必须马上进行加载或更换。对全工作面进行检查，对顶板破碎等有安全隐患处必须首先进行加固处理（加固方式为戗柱、带帽点柱或丛柱），作到不安全不回柱。

6.5 回柱的顺序是由北向南分段，段内由北向南逐架回撤，密集支柱，分段回撤斜长不得少于12m，即分段间回柱时间上可平行，但空间上必须错开15m。 6.6 回撤密集支柱时，必须先支后回，先支的密集柱始终超前于被回支架前一棚，且保证退路畅通，严禁超前撤除密集。

6.7 如果采空区大面积不垮落（即采空区顶板走向达到5m，倾向达到20m不垮落），要按矿要求进行强制放顶（措施另定）。

6.8 当顶板来压和遇到其它安全隐患时要停止回柱，待处理好安全后再回柱。回柱时附近不准有人通过，从回柱地点起上、下15ｍ内不得有与回柱无关的人员。

6.9 支、回柱工必须认真执行和遵守《煤矿操作规程》和《煤矿安全质量标准化》中的各项规定，明白操作程序，使用前的准备；工作面支设；回柱放顶，注意事项等操作全过程。

6.10 回柱时如遇支柱、顶梁等材料掉入采空区必须待处理好安全后，用长把工具拉出。

6.11 在采用矸石充填带做特殊支架时，充填带宽度，走向≥2ｍ倾向≥1.5ｍ，充填带必须矸石垒筑，接顶严密。

6.12 充填带前，支柱不得缺失，充填人员必须在支架保护下工作垒筑，矸石带，若需从采空区取矸石时，必须注意敲帮问顶，严防顶板冒落伤人，应用长把工具钩出，人员不得进入采空区取石。

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四、生产组织

1 工作面循环方式

一日两个循环，循环进度1.00ｍ，正规循环率85%，循环产量1900Ｔ，日产量380Ｔ，月产量9500Ｔ。 2 作业形式

两采两准，四班作业（相互平行交叉作业）。 3 工序安排与工作面循环图如表4-1所示 4 劳动组织

表4-# 劳动组织图表

序号 工 种 一 班 次 二 3 14 2 19 三 5 12 2 19 四 3 14 2 19 总计 10 第一班 第二班 第三班 第四班 6 8 10 12 14 16 18 20 22 24 2 4 6 1 2 3 4 5 6 7 打 眼 放 炮 攉 煤 打临时支柱 支、回柱 移 溜 合 计 5 12 2 19 6 28 2 24 6 76

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五、机电设备的配臵和检修

1 主要机电设备的配臵情况

表5-1 主要机电设备一览表

序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 14 设备名称 刮板输送机 刮板输送机 胶带输送机 乳化泵站 回柱绞车 矿用变压器 高压真空配电装臵 馈电开关 检漏继电器 磁力启动器 磁力启动器 真空开关 照明综保 煤点钻综合保护装臵 远程断电仪 型号规格 SGB420/30 SGB620/40T DSJ650/2×30 BRW-80/20 JH2-8 JS9-315/6-0.69 BGP52-6/100 DW80-350 JY82-3 QC83-80 QC83-225 QB2-120 ZXZL-4.0 ZZBL-4.0 KDD-2 数量电机功率（台） （kw） 1 2 1 1 1 1 1 3 1 2 1 4 1 2 1 30 40×2 2×30 2×37 7.5 用 途 采煤面运输 机巷运输 机巷运输 为单支提供乳化液(工作面支护) 回风巷回收金属厢 试验开关、总开关 供电系统漏电保护 控制回柱绞车、乳化泵站 设备断电开关 控制各刮板机、胶带输送机 信号、照明电源 采煤面电煤钻电源保护 胶带机紧急停止控制装臵 表5-2 短路保护整定情况表

序号 1 开关编号 DW-1 短路点 电缆换算长度 D1 300 短路电流 1905 开关整定值(Ａ) 600 灵敏度校验 3.17＞1.5 14

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2 3 4 5 DW-2 QBC-3 QBC-4 QBC-5 D4 D2 D3 D4 782 86 610 782 4 3505 1104 4 500 150 100 80 1.79＞1.5 23.4＞7 11.0＞7 11.2＞7

六、主要经济技术指标

主要经济技术指标如表6-1所示。

表6-1 主要经济技术指标表

序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 指 标 工作面长度 可采厚度 倾 角 容 重 循环进尺 工作面回采率 循环产量 昼夜循环次数 计划日产量 出勤工人数 回采工效 单 位 米 米 度 吨/米 米 ％ 吨 次 吨 人 吨/工 3数 量 100 1.40 15°～28° 1.40 1.0 97 190 2 380 76 5 备 注

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七、安全技术措施

1 工作面上、下平巷超前支护

工作面上部回风巷和下部机巷采用双排金属摩擦支柱，与工字钢梁配套使用，进行超前支护，超前距为10ｍ。 2 工作面初次来压及周期来压安全技术措施 2.1 工作面初次来压和初次放顶安全技术措施

2.1.1 工作面一旦开始推采，必须实行正规循环作业，保证连续正常推采进度，矿调度室在初放期间必须保证该作业地点的矿车、人、材、物的及时到位。

2.1.2 矿安监科、调度室必须设臵专人在现场24小时不间断地对工作面进行顶板动态，与支护质量进行盯岗把关，并及时向调度室汇报工作面情况。

2.1.3 E5103采煤工作面由开切眼向南推至8－15m时将出现初次来压，根据初次来压前的预兆显现在工作面机头、机尾空顶，上、下方出口要先架设木垛，再沿工作面倾斜方向每隔8－10m支设一个木垛。木垛支护时靠煤壁侧必须做到齐直，一条线。

2.1.4 初次来压一般滞后于老顶的第一次断裂，初次来压主要来自于空山顶板的侧向推力，主要措施是加强支护，防止支柱向煤壁方向倾斜，多采用木垛支护，双排密集支柱加斜撑柱。初次来压前，视具体情况，可加大控顶距，工作面多留一条空道。并设专人观察顶板动向。

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2.1.5 在初次放顶期间必须按作业规程要求，在工作面有次序的设臵好特殊支架。支回木垛时，要先打好新木垛后再回旧木垛。不准先回后支。

2.1.6 初次放顶期间值班队长必须和工人同上同下，严格按规定的放顶步距，和支回柱方法作业。

2.1.7 至初次来压后，工作面继续推进4－6m将出现周期来压，其来压特点与初次来压类似，在此期间，同样执行上述初次放顶管理的具体办法和要求。

2.1.8 初次放顶结束，安监科、调度室要把每天的现场实测的顶板、台阶下沉量，原始数据分类归纳汇总，写出该工作面初次放顶书面安全小结备案。 2.2 工作面周期来压措施

2.2.1 根据K1煤层上覆岩层的厚度计算初次来压，结合E6101和E6102回采工作面周期来压步距，预计E5103回采工作面由开切眼向南推进8～15米左右，将出现初次来压，来压前各班要密切观察支柱承压情况，做好准备工作，加强支护(特别是特殊支护)。

2.2.2 至初次来压后，工作面继续推进4～6ｍ将出现周期来压，周期来压特点与初次来压类似，来压期间，要指派专人随时观测，顶板的下沉速度，并作好记录，班班在调度室填报。

2.2.3 来压期间，要加强工程质量管理，支柱、柱排距必须符合规定且成直线，工作面沿放顶线必须增设加强密集支柱，并严格要求垫层质量，垫层必须接顶，充填来实。

3 工作面放炮时的安全技术措施

3.1 打眼、装药、放炮人员必须熟悉炮眼布臵及爆破说明书，严格按规定打眼放炮，放炮员必须经过培训并持有合格证，放炮人员（包括放炮、送药、装药联线人员）必须熟悉爆破材料的性能和《煤矿安全规程》、《作业规程》、《操作规程》中的有关规定。

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3.2 放炮员和从事运送的人员必须遵守《煤矿安全规程》第326条、327条、32、331条、336条、341条之规定。出现拒爆（包括残爆）必须按《煤矿安全规程》中第342条的规定进行处理。

3.3 工作面放炮要严格按“一炮三检”制和“三人联锁放炮”制和放炮警戒牌制度。放炮警戒必须由安全员或班长担任。警戒牌必须挂在距起爆地点80ｍ以外，挂牌、移牌必是放炮员亲自担任。

3.4 工作面使用乳胶炸药或3＃煤矿安全炸药和1～2段毫秒雷管起爆，放炮在由下而上分段依次起爆，一次起爆10个炮眼以上时，放炮安全距离不得小于80ｍ。放完一次炮后，必须待工作面风流中瓦斯浓度降到1%以下，并补齐的支架，处理好危岩，挂好梁后方可进行第二次放炮。放炮必须做到一次装药，一次起爆，严禁一次装药，分次起爆。

3.5 工作面所有作业人员必须认真执行回采各工种《操作规程》中的有关规定，严禁留隔班炮，如因特殊情况出现隔班炮，必须由放炮员和班长与下班放炮员现场交接清楚，工作结束应将电钻、电缆盘好，放到安全地点。 4 工作面过断层的安全技术措施

4.1 该工作面开切眼断层将采用挑顶、卧底的方法直接采过(附图)。 4.2 在过断层时必须加强支护，在断层破碎处垂直断层打戗柱，断层两侧加木垛、斜柱等。

4.3 为防止断层横向来压可采用连锁棚支护。 5 工作面初采期间的安全技术措施

5.1 工作面开始先将开切眼木支柱更换为单体液压支柱配合铰接顶梁。单体液压支柱应根据采高认真进行选型，由下往上依次进行更换并及时铺设好工作面刮板运输机。

5.2 更换木支柱时应将柱、排距进行调整，并支护成直线。沿倾向每隔5～

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7ｍ设臵一个木垛并接顶封实。通过安监科验收后才能推进。

5.3 初次打眼、放炮不得放大炮，并控制好一次性用药量。严格将煤壁调成直线。在推进刨煤过程中，必须边刨边进行点柱支护，移溜后及时进行正规支护，严禁空顶过长。

5.4 对上、下安全出口做好加强支护。两端头必须设臵木垛。

5.5 初采期间值班队长必须跟班作业，与工人同上同下，认真处理工作面随时出现的隐患，安监员在现场盯岗把关。

6 预防工作面突然涌水、火灾、瓦斯和煤层爆炸等事项的安全技术措施 6.1 预防工作面突然涌水的安全技术措施

6.1.1 在上、下平巷掘进过程中没有出水现象，工作面水文地质简单，无涌水现象。

6.1.2 工作面回采必须坚持“有疑必探，先探后采”的原则。如工作面出现顶板淋水加大、水叫、水雾、煤壁挂红、挂汗等突水预兆以及采空区涌水异常或有异常响声时。必须立即按避灾路线撤出人员至安全地点，并通知附近其它人员撤离，到达安全地点后及时汇报调度室处理。 6.2 预防工作面火灾的安全技术措施

6.2.1 加强通风管理，减少漏风。每周对采区回风巷进行一次温度和风量检测，并辅助救护队定期在回风巷采空区侧取气样化验分析，化验单由矿技术负责人审核后交有关部门备案，如有发火征兆，必须及时采取措施进行处理。

6.2.2 加强放炮管理，使用安全炸药，禁止违章放炮，避免放炮火焰产生。装药时炮眼中的煤粉要掏开净填满炮泥，严禁用煤粉填炮眼。严禁使用变质、失效的炸药。

6.2.3 每班必须坚持将工作面、机巷、石门浮煤随时清扫和冲洗干净。 6.2.4 机巷刮板机机头、机尾各悬挂两个灭火器，灭火器保证完好。

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6.2.5 加强用电管理，严禁电气设备失爆，严禁带电检修电器设备和搬运设备(包括电缆、电线)，电煤钻综合器保护装臵功能必须齐全、完整、有效。

6.2.6 电气设备10ｍ范围内严禁存放炸药、雷管等易燃易爆物品。 6.2.7 E5103平巷安装消防管道每100米设臵支管和阀门，带式输送机段每50米设臵支管和阀门。并确保消防用水。

6.2.8 及时密闭采空区，防止采空漏风，预防煤层自燃。

6.2.9 工作面发生火灾时，应立即向调度室汇报，事故区人员必须沿避灾路线，迅速撤至安全地点。

6.2.10 工作面所有作业人员必须熟悉避灾路线。 6.3 预防工作面瓦斯安全技术措施

6.3.1 加强通风管理，保证回采过程中有足够的新鲜风量和合理的风速，防止漏风。

6.3.2 加强瓦斯检查，工作面设专职瓦检员检查瓦斯。瓦检员必须做到工作面现场手上交，坚持巡回瓦斯检查制度，及时准确填写记录牌，做好“三对口”。严禁空班、漏检及假检。

6.3.3 及时处理局部积聚瓦斯，特别是工作面上隅角和顶板冒落空间。回风巷支架的回拆工作，必须有当班班长与瓦检员现场监测上隅角瓦斯浓度。

6.3.4 工作面瓦斯浓度达到1%时，不得打眼装药放炮，超过1.5%时停止作业，撤出人员，汇报处理，采面回巷瓦斯浓度超过1%时必须停止作业，撤出人员。

6.3.5 加强机电管理，严防停电。回采、维修、放炮、机电人员要特别注意保护电气设备及电缆、电线；防止电气设备的过负荷运转；电缆、电线要铺设整齐，不要拖地拉断；维护人员维修支架时，应保护好电缆、电线，防止砍断；电煤钻综合保护装臵应完好、可靠；井下供电应认真执行《煤矿安全规程》

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第九章有关规定，做到“三无”、“四有”、“二齐”、“三全”、“一坚持”，严防电气跑火或防爆设备不防爆，电气设备失爆。

6.3.6 工作面放炮必须使用安全炸药、合格雷管。打眼、装药、封泥合符要求；严格坚持“一炮三检”制度，不违反规定放炮，不得防空心炮、糊炮和连珠炮。

6.3.7 重视加强排放瓦斯的管理工作，排放瓦斯时，回风系统内必须停电撤人，排放瓦斯必须有限量措施，严禁一风吹。

6.3.8 加强通风管理工作，认真使用和保护好通风设施、设备。严禁两道风门同时打开，人员过后要及时关好；严禁用料车、大物件撞击风门或风帘。

6.3.9 完善和使用好瓦斯监控系统，保证监控数据准确、可靠。监控人员认真执行24小时值班，随时掌握和了解瓦斯变化情况，发现异常即时处理。

6.3.10 其它遵守《煤矿安全规程》瓦斯防治第136条、第13、第149条之规定。

6.4 预防工作面煤尘爆炸等事项的安全技术措施

6.4.1 加强通风管理 ，控制风速，并设专人进行检测、监控。 6.4.2 定期冲洗和清扫巷道粉尘，在产尘地点(刮板机头、机尾等)进行喷雾洒水降尘。

6.4.3 井下使用的煤仓和溜煤眼必须经常保持一定的存煤量，防止进风扬起煤尘。

6.4.4 在工作面上、下平巷设臵隔爆水袋。

6.4.5 消除引燃煤尘的火源，防止明火、电火花、防爆设备失爆及机械摩擦火花等。

6.4.6 加强皮带运输机管理，防止摩擦产生火花。 7 安全管理制度及其它安全技术措施

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7.1 交制度

7.1.1 每次进班前，队必须开好班前会，值班队长、当班值班长、班组长向当班员工交待清楚安全、生产中注意事项，明确各自的职责和工作任务。

7.1.2 在开始工作前，要由上、下班值班长、班组长、瓦检员在规定地点进行手上交，先到工作面检查安全情况，处理好安全隐患后方可进行生产。

7.1.3 出班后，值班长必须向调度室及队部汇报当班的一切情况，同时要给下一班值班长和班长当面交待清楚，做到上不清楚下不接，当班的安全隐患一般由当班处理，如果当班处理不了的，交下一班处理。 7.2 工程质量检查验收制度

7.2.1 每班设臵一名专职质量安全验收员，负责巡回检查支护质量，煤炭质量和工程质量，记录当班工作量和存在的安全问题，严格按工作面质量标准检查验收。

7.2.2 工作面煤壁、支柱、溜子和工作面上、下出口以及通道必须做到 “三直一平、三畅通”。即煤壁、支柱、溜子要直并相互平行，形成一条直线；运输机要铺平；工作面上、下出口要畅通，工作面上、下平巷要畅通，工作面内人行道、刮板机道和炮道要畅通。

7.2.3 工作面上、下平巷必须进行20m超前加强支护，无断梁折柱。回收、备用材料堆码整齐，保证行人道断面高度、宽度。上、下出口应打的缺口要按规定进度及规格超前做出，浮煤干净、支架完整无缺。

7.2.4 工作面顶板管理质量必须严格控制控顶距，及时回柱放顶，沿放顶线的支柱数量齐全，不得缺失，打紧打牢，形成直线，误差不大于±100mm。支架排距误差不大于±100mm。斜撑、木垛数量齐全，质量合格、牢固、整齐。回出的柱、梁应堆码整齐，不影响行人安全。顶板破碎时应设挡矸装臵，防止矸石窜入工作空间。

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7.2.5 工作面还应做到“三光”。即柱子回光、浮煤收光、旧料运光。 7.2.6 坚持工程质量验收制度，对当班验收检查出的不合格工程必须立即整改，直到合格为止，否则不予计算工效。由采煤队长或委托队安全验收员全权处理。

7.3 溜子和皮带司机管理制度

7.3.1 溜子和皮带司机必须经培训合格后持证上岗，严格执行操作规程。 7.3.2 溜子和皮带司机在每班进班后，首先对所开设备进行全面检查，发现问题及时处理，在确认设备完好后试机1～2次才能正式启动，每次下班后，必须把开关把手打到零位。

7.3.3 严禁用溜子或皮带乘人和运材料。工作人员不得站在溜子和皮带内，横跨溜子和皮带时必须观察前后情况并由人行天桥经过。

7.3.4 溜子和皮带司机在开机时必须思想集中，注意观察运行情况，同时不得正对机头操作。在运行中，发现有大块矸石或其它材料要立即停机拣出。

7.3.5 溜子和皮带的底部、两边的浮煤和溜子的“三洞”必须清理干净。下班时，必须把煤全部运完空载停机。

7.3.6 溜子必须使用专用保险销，并经常检查牙箱，保证有2/3的齿轮机械油，严禁牙箱干转或漏油。同时要随时检查和监听电机运转是否正常，电机散热和绝缘必须良好，严禁浮煤（粉尘）埋住电气设备。

7.3.7 备用设备必须放在统一的指定地方，并保护好，坏的设备要及时运出。

7.3.8 洒水防尘设施必须齐全、完好。特别应加强管理好溜子（皮带）转载部位的洒水防尘装臵，防止煤尘堆积。并经常对两巷和石门进行清扫。

7.3.9 撤除的机头、机尾、电机、牙箱等设备必须及时运出，不得长时间停放在工作面平巷影响安全生产。

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7.3.10 采煤一队必须加强溜子、皮带的维修保养，机电设备严禁带病运行。

7.4 乳化液泵站管理制度

7.4.1 泵站司机必须持证上岗，严格执行操作规程，搞好设备的日常维护，保证设备正常运转。

7.4.2 泵机在运行中，司机必须随时监听泵机运转是否正常，并保证泵机工作压力在20Mpa以上。

7.4.3 随时补充乳化液，使液面保持在液标2/3以上，液压箱不得敞开工作。泵机用水必须过虑，每周必须对液压箱定期进行清理。

7.4.4 泵站司机必须随时检查乳化液浓度是否保持在2％～3％以上，严禁给乳化泵打清水，同时仔细观察泵体温度变化。如发现温度过高必须及时加润滑油；如发现泵机内部有问题必须停机并报告调度室通知检修人员进行检修。

7.4.5 工作面必须保证有两台乳化泵，一台备用。在两台完好情况下交替使用。

7.5 单体支柱的使用和管理

7.5.1 新上工作面的单体支柱必须经过试压，不合格的支柱严禁入井使用。

7.5.2 新支柱或检修后第一次使用的支柱。在支柱前应连续升、降柱，排除柱内空气后方可正常使用。

7.5.3 单体液压支柱升柱前，必须用注液清洗三用阀上的煤尘和污泥，防止杂物进入乳化液中，使用后的注液悬挂在支柱手柄上。

7.5.4 使用单体支柱，活柱必须升高200mm以上，但不能将活柱全部升出，至少保留100mm。

7.5.5 工作面单体支柱在使用过程中出现的不合格支柱必须及时更换并

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运出地面，支柱在井下使用8个月后，必须进行抽测或运出试压、检修，严禁使用不合格支柱。

7.5.6 在工作面回采期间，工作面回风巷必须随时保证有10％的备用支柱和铰接顶梁。所有支柱、顶梁必须整齐堆放，以备工作面来压时急用。

7.5.7 支柱不准倒放和承受偏心荷载(单爪承载)。

7.5.8 工作面开始作业前必须将工作区域的所有支柱复升一次，支柱的初撑力不得低于90KN，当支柱初撑力合格率低于80％时，必须停止工作面其它工作，将工作面支柱全部补液复升达到合格后方可恢复生产。支柱工作阻力不得低于初撑力要求。工作面的防倒装臵必须使用好，防止支柱倒柱伤人。 7.6 采煤、支护安全技术措施

7.6.1 工作面必须摸顶板采煤，严禁留顶煤，如因特殊情况需留顶煤时，必须请示矿同意，并另编补充措施方可作业。

7.6.2 当工作面煤壁顶板采出1.2×0.8m空间后，必须及时挂梁支护，坚持随采随支，严禁空顶作业和采“通天河”。底板未采出前可采用扁销或贴帮柱对已暴露的顶板进行临时支护。

7.6.3 上铰接梁时必须精力集中，两人分别把握住铰接梁下端，上好铰接梁后及时采脚窝支柱，支柱倾斜向上3°～5°，确保支柱迎山有力。

7.6.4 支柱必须支在硬底上，并保证有100mm的脚窝深度，严禁支在浮煤上。支柱时手把朝向煤壁，三用阀注液端朝向采空区。升支柱和上顶梁的人员必须密切配合，防止梁头伤人。作业时注意防止溜槽中大块矸石伤人。顶梁铰接率必须大于90％，严禁出现两架连续不铰接现象。顶、底板正常条件下严禁顶梁不铰接，确因特殊情况不能铰接时，必须一梁两柱支护，严禁单梁单柱支护。

7.6.5 工作面最大控顶距时，每两棚料之间切顶线上必须保证一根密集；

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最小控顶距时保证两根密集。来压或切顶不好时密集必须带帽(规格ф＞150mm,L＞300mm,园木对开口)。严禁支柱和梁头倒放在工作面，严禁支柱空载。

7.6.6 工作面煤厚发生变化时，必须根据煤厚变化情况及时更换适合煤层采高底支柱，支柱长度必须有200mm的容裕量，保证初撑力，满足采高和支护要求。

7.6.7 工作面的基本支柱必须成排成行、成直线，梁头布臵均匀，棚、柱距符合规定，掺料时必须反挂一根梁头，工作面的坏梁、坏柱必须及时更换，防止倒柱伤人，支柱必须班班复升，确保工作面的安全。

7.6.8 为利于顶板管理，工作面煤壁采成真倾斜，要求回风巷超前5m～10m，煤壁必须采直。

7.6.9 工作面顶板破碎、淋水、周期来压或台阶下沉、支柱严重下插、采空区悬顶走向超过5m时，均必须采取缩小棚距、边皮背顶、双排密集、斜撑柱、支柱穿鞋等针对性特殊支护措施进行及时加固，确保工作面安全回采。

7.6.10 工作面出现周期来压时，必须进行抢救加固。抢救时必须先保证人员自身安全，严禁盲目抢救，如无法抢救有安全危险，必须立即撤人至安全地点，并汇报矿调度室，待稳定后另采取针对性措施进行处理。

7.6.11 工作面采煤前，各头工作人员必须对本区域内的支柱逐根进行复升，确保工作面支柱初撑力≥90KN，工作阻力不低于初撑力要求，并由当班值班长监督执行。顶板动态监测工必须认真监测和监督，确保支柱内在支护质量。

7.6.12 工作面严禁使用强度不合格的材料。

7.6.13 工作面的防倒挂钩必须齐全，挂钩必须挂号。防止支柱卸压后倒柱伤人。

7.6.14 工作面牵槽深度严禁超过0.5m。

7.6.15 工作面如遇断层必须停头向矿调度室汇报，制定针对性措施后方

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可施工。

7.7 防止顶板冒顶安全技术措施

7.7.1 回采工作面必须严格执行敲帮问顶制度和安全喊话制度。在开工前，班组长、安全员必须先对工作面安全情况进行一次全面检查，敲帮问顶，发现不安全因素立即处理，在确保安全的情况下，才能通知其它人员进入工作面作业。

7.7.2 工作过程中，随时进行敲帮问顶，若顶帮发出声响清脆实在，手贴顶帮不感到震动，则顶板稳定，若声音发空，低浊，表明顶板已有裂缝和松动，必须用长把工具将其撬放下来。

7.7.3 敲帮问顶时发现松动岩石较大，人员不得在其下停留，必须及时加打临时支柱，将其护好，防止冒落伤人。

7.7.4 每班必须按本规程规定的柱、排距、支设支柱，放炮后及时挂梁和打好临时支柱，严禁空顶作业，支柱时必须两人一组配合作业。

7.7.5 工作面经常备有20～40根坑木，规格2.5×0.12×0.12（ｍ）堆放整齐，以便工作面处理安全时应急之用。

7.7.6 若工作面发生冒顶，班组长跟班、队管必须在现场指挥处理，先用连锁棚子，维护好顶板，保证后路畅通，然后清除垮落的矸石并倒入采空区。边清除边支架，如梁上有空顶，要用木垛填实，较高处用排柴接顶插严背实。 7.8 改善工作面工业卫生条件的措施

7.8.1 搞好通风工作，使风速严格控制在规定范围内。 7.8.2 采面坚持搞好个体防护，员工必须坚持戴防尘口罩。 7.8.3 采区进风、回风巷必须设臵净化水幕。

7.8.4 两巷文明生产达到“三无”即无积水、无淤泥、无杂物，所有材料做到分类挂牌管理、码放整齐、堆放高度不得超过巷高1/3，安全间距符合规定

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要求。

7.8.5 工作面放料必须做到安全喊话，严禁乱堆乱放，支柱、砸烂工作面设施。

8 工作面避灾路线及示意图 8.1 工作面遇瓦斯避灾路线:

工作面 E5103平巷 +500水平东主平硐 +500水平主平硐 地面

8.2 工作面遇水灾避灾路线:

工作面 E5101平巷 +590水平车场 +818回风斜井 +818风井地面

8.3 工作面遇火灾避灾路线:

工作面 E5103平巷 +500水平东主平硐 +500水平主平硐 地面

见附图《E5103回采工作面巷道布臵、避灾路线、通风系统图》。

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附件:

主要技术参数计算及上级的有关规定

一 主要技术参数计算

1 采煤工作面配风量Q(采)的计算 1.1 按瓦斯涌出量计算配风量

Q采＝100QCH4KCH4＝100×1.6×1.15＝184.0ｍ/min 式中：QCH4------工作面最大瓦斯涌出量ｍ/ min

KCH4-------瓦斯涌出不均衡系数取1.15

1.2 按良好气候条件计算配风量

Q采＝60×V采×M×B＝60×0.80×1.40×3.5＝235.2（ｍ/ min） 式中：V采----采煤工作面风速ｍ3/ min

M----工作面平均采高m B----工作面平均控顶距m

1.3 按一次爆破的炸药量计算配风量

Q采 ＝25A＝25×5.25＝131.25ｍ3/分 式中：A----一次起爆炸药量kg

1.4 按工作面同时工作人数计算配风量

Q采＝4N＝4×30＝120ｍ3/分

式中：N----采煤工作面同时工作最多人数

1.5 按风速验算

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1.5.1 按最小风速验算

Q采≥0.25×60M×B＝0.25×60×1.40×4.0＝84.0ｍ3/分 式中：M〃B同前 1.5.2 按最高风速验算

Q采≤4×60×Ｍ×Ｂ＝4×60×1.40×4.0＝1344.0ｍ3/分

通过风速验算：取该采面所需风量为356ｍ3/分，若遇采面瓦斯涌出量变化，采面要随之改变，调整风量。

见《E5103回采工作面巷道布臵、避灾路线、通风系统图》。

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