第一章：工作面概况
第一节：工作面范围及上下层的采掘情况及影响
第二节：煤层赋存情况
煤层情况
煤层总
厚
(m)
6.1
煤层结构(m)煤层倾角
(度)
18-25
2（0.5）0.1（0.2）
0.3（0.4）2.6
稳定程度
21
稳定
概况:
该面所采5#煤层节理发育，煤层结构复杂，煤层中部夹三层碳质泥岩（0.2-0.6），煤层厚度变化不大，属较稳定煤层,夹矸总厚度约为1.5m，岩性多数为碳质泥岩、局部有少量泥岩，由于炭质泥岩普氏硬度f=2.5，对回采影响不大。
煤质情
况
M
A
d
（%）
V
daf
（%）
Q
gr。maf
（MJ/kg）
FC
S
t。d
（%）
Y（mm）工业牌号1.1322.0633.7829.843/0.64/1/3JM
概况:
⑴煤质牌号:1/3焦煤。
⑵工业用途:发电炼焦。
概况
煤层名称5#煤水平名称+910 采区名称5#煤一采区
工作面名
称
5-105
地面标高
(m)
+1150m～
+1285m
工作面标高
(m)
+612m～+690m 地面位置
工作面位于高山丘陵区，地表为侵蚀性黄土梁峁为主，其次为黄土沟谷地貌中的冲沟，工作面对应地表南部为与104省道连
接的庞庞塔沟内公路，通往庞庞塔村及旧矿，北部为我矿煤场。
工作面范围内有一个p15号地质钻孔，盖山厚度为470m－625m。井下位置
及四邻
采掘情况
工作面北部为西区四条暗斜井，东部为已回采完的5-103回采工作面，西部为未施工的5-107工作面，南部为实体煤。
回采对地
面设施的
影响
对应地表范围内及正巷对应地表向外80m的由我矿供入后长乐村水塔的供电线路线杆会受采动影响。
走向长
(m)
副巷：1450
采长
(m)
170 面积
(m2)
205944
(已扣除煤柱
面积) 正巷：1450
第三节：煤层顶、底板情况
煤层顶底板情况顶板名称顶底岩性厚度(m)岩性特征
老顶泥岩 5.1m
黑色泥岩，厚层状，水平层理，断口参
差状，垂直裂隙发育，方解石充填，可
见植物化石。
直接顶砂质泥岩 2.5m
灰黑色砂质泥岩，薄层状，水平层理，
含云母碎片，含植物化石。
伪顶炭质泥岩0.2m
黑色炭质泥岩、加亮型条带，比重小、
半坚硬，性脆，中部夹有少量黑色、半
亮型煤。
直接底泥岩 1.4m
灰黑色泥岩，薄层状，半坚硬，具滑面，
含植物根茎化石，夹粉砂岩条带，局部
破碎严重。
老底K
3
砂岩 5.08m
灰黑色砂质泥岩，中厚层状，水平层理，
局部含菱铁质结核，夹粉砂岩条带及泥
岩薄层，含植物化石。
第四节：工作面的地质构造情况
地质构造情
况概况:
断层：根据掘进资料，该面掘进中揭露断层5条,其中F2、F3、F4、F5对回采有较大的影响， F1对回采影响不大，在回采期间必须加强对顶板的管理，预计在回采中还将有小断层出现。
构造
名称
性质
走向
(°)
倾向
(°)
倾角
(°)
落差
(m)
对回采影响程度F1
正断
层
E180701不大F2
正断
层
S20E25075 4.5较大F3
正断
层
S12E78363较大F4
正断
层
S24E270622较大F5
正断
层
S10W10082 2.2较大
第五节：水文地质情况
水文地质情况 1、顶板含水情况：
二叠系下统山西组砂岩裂隙含水组，主要由K3及多层砂岩层组成，岩性为细—粗粒砂岩，岩性和厚度变化均较大。在井田内，由于本组没有出露区域，且砂岩稳定性差，所以富水性很弱。
2、底板含水情况：
⑴太原组灰岩岩溶含水层组，从目前井下施工了5个水文孔简易水文资料表明，本组灰岩为弱富水性。
⑵奥陶系中统石灰岩岩溶裂隙含水层组，①由于二叠、石炭系含水层之间较厚的泥质岩石，和裂隙、岩溶不发育的砂岩、灰岩，均可视作隔水层；奥陶系顶面到10#煤底板之间平均厚度为55m，岩性主要为泥质岩类，夹不稳定的薄层砂岩和灰岩，具有较好的隔水性能，对奥灰水可起到隔水作用。②该工作面在掘进过程中未揭露大断层，因此，含水层组基本上是独立的，互不沟通，其水位都有明显差别，可以说明隔水层起到隔水作用。
3、综合分析
⑴砂岩裂隙水：从巷道掘进期间水文资料及邻近工作面揭露的水害情况分析，5#煤顶板砂岩裂隙水在掘进期间基本无水，为弱富水性，对回采不会造成影响。
⑵太灰水：从目前井下施工的5个水文孔资料分析(太灰水静水位标高为+612.83-+767.068m)，该工作面最低标高为+612m，太灰水最大带压约1.5Mpa，5#煤层与太灰水之间隔水层厚度约为35m，经计算最大突水系数约为0.04MPa/m。从物探资料分析，底板60m范围内低阻异常区为太灰水影响，其富水性为弱富水性，对回采不会造成影响。
⑶奥灰水：从施工的水文钻孔资料分析(O2静水位标高为+828.52—+852.81m)，该工作面最低标高为+612m，奥灰水最大带压约为2Mpa，5#煤层与奥灰水之间隔水层厚度约为90m，经计算最大突水系数约为:0.02 MPa/m。根据煤矿防治水规定要求，底板受构造破坏块段突水系数一般不大于0.06 MPa/m，正常块段不大于0.1 MPa/m，处于安全开采范围，5#煤层底板至奥灰隔水层厚度约为90m，在掘进期间未揭露大构造，不存在导通奥灰水，对回采不会造成影响。
⑷为了进一步保障工作面安全生产，工作面铺设了两趟φ159mm排水管路，各个水仓分别安设两台水泵（一用一备），排水能力达到了最大涌水量的2倍，所以该工作面处于安全开采范围。
正常涌水量15-30m3/h最大涌水量45-60m3/h
第六节：其它地质情况
瓦斯煤尘爆炸指数煤的自燃地温危害
绝对涌出量为1.22m3/min，相对涌出量为0.23
m3/t
煤尘具有爆炸
性，爆炸指数：
30.2-36.28%
煤层易自燃
根据原庞庞塔井田以北1.5km
处的ZK5-3钻孔资料，测温结
果为恒温带15m，地温梯度为
1.7℃/100m，属正常地温区。
CO
2二氧化碳相对涌出量为0.46m3/t, 绝对二氧化碳涌出量为
2.43m3/min。
普氏硬度（f）煤层夹矸直接顶直接底2353
第七节：煤层赋存情况
储量情况块
段
号
走向
长
(m)
采长
(m)
面积
(㎡)
煤厚
(m)
容重
(t/m3)
基础储
量111b
(t)
回采率
(％)
可采储量
111(t) 11450170205944 6.1 1.512031908851727121
备注：面积中已扣除煤柱
第八节：物探、钻探情况
物探情况1、采用坑透对5-105工作面内部构造进行了探测，分别有三处异常区，一号异常区位于5#导线点前2m-17#导线点前19m之间，推断该区内存在隐伏构造；二号异常区位于21#导线点前3m-21#导线点前35m之间，推断该区受跟前的H=3m的正断层影响；三号异常区位于切巷处，推断该区受切巷内的H=2m、H=2.2m的正断层影响。
2、采用瞬变电磁法对5-105工作面底板进行了富水性探测，根据报告分析，底板60m范围内低阻异常区为太灰水影响，5-1051巷内施工的2#水文孔静水位标高为711.275m，太灰水带压约0.2-1MPa之间，由于目前+750胶带一联巷及+750胶带绕巷成功的对太灰水进行疏放，水位已持续降低，工作面在掘进期间未揭露大断层，未与太灰水沟通，在回采期间不存在底板突水的危险。
钻探情况
根据坑透报告分析，二号、三号异常区为附近揭露的断层影响，一号异常区（5#导线点前2m-17#导线点前19m之间）附近未揭露其它构造，按照“有疑必探”的原则，共施工了5个钻孔，单孔钻探距离为60-70m，对一号异常区进行了钻探验证，验证结果表明，该处异常区内存在隐伏构造。根据钻探期间揭露岩性与柱状图比对分析，可判断断层落差约为H=2-3m的正断层。
问题及建议
1、回采期间应加强涌水量监测，如遇涌水量突然增大，超过预计最大涌水量时，应立即停止生产，加强工作面排水，并通知调度室，如果水量持续增大，应立即组织人员撤离。
2、加强工作面水文地质资料的收集，对收集资料进行分析，并提供给相关领导及科室，以便指导生产。
3、加强工作面排水系统管理，排水设备备用到位，对设备不定期检查及维护，对工作面水仓定期进行清仓，确保水仓有效仓容。
4、在雨季汛期，加强地面检查及井下涌水量变化情况，并建立台账及时填写。
5、当遇到断层、无炭柱等，必须对异常区域进行钻探，根据钻探结果制定专项措施，确保工作面安全生产。
注：1、煤层综合柱状图见附图1
2、平面布置图见附图2
第九节：巷道布置情况
采区设计、采区巷道布置情况
5#煤一采区采用单翼布置，在采区北部布置皮带暗斜井、行人暗斜井、回风暗斜井、轨道暗斜井。
副巷
副巷为矩形断面，巷道毛宽4.5m，净宽4.3m，毛高3.5m，净高3.4m。采用锚网+W钢带+锚索联合支护，顶部选用φ2232500mm高强左旋螺纹钢锚杆，帮部选用φ2032000mm高强锚杆及φ21.8mm34.3m锚索，锚杆间、排距均为800mm，每2.4m在两帮各布置两根φ21.8mm34.3m帮锚索；顶部每2.4m布置3根φ21.8mm38.3m锚索。
正巷
正巷为矩形断面，巷道毛宽5.0m，净宽4.8m，毛高3.6m，净高3.5m。采用锚网+W钢带+锚索联合支护，顶部选用φ2232500mm高强左旋螺纹钢锚杆，间排距7503800mm，帮部选用φ2032000mm高强锚杆，锚杆间、排距均为800mm；顶部每2.4m布置一组φ21.8mm38.3m锚索，一组三根。
切巷
切巷为矩形断面，巷道毛宽8.0m，净宽7.8m，毛高3.1m，净高3.0m。采用锚网梁+锚索支护，顶部选用φ2232500mm高强左旋螺纹钢锚杆，帮部选用φ14.631600mm普通锚杆，锚杆间排距8003800mm；顶部每0.8m布置一组φ21.8mm312.3m锚索，一组3根，每两组中间布置一组桁架锚索，一组4根，锚索规格：φ21.8mm310.4m。
停采线正巷停采线距离回风暗斜井100m；副巷停采线距离轨道暗斜井70m.
注：5－1051巷支护及管线、设备断面布置示意图见附图3
5－1052巷支护及管线、设备断面布置示意图见附图4
第二章：采煤方法及回采工艺
第一节：采煤方法
一、名称:5－105综放工作面采用一次采全高综采放顶煤走向长壁采煤法。
二、采高及层位控制：
根据煤层赋存情况、巷道掘进高度及采煤机与支架的配套关系，确定工作面采高为2.8m。回采时，一方面在保证采高的前提下留设一定厚度的底煤（200－400mm），防止割破沙质泥岩，另一方面保证有足够的顶煤厚度，使采放比合理，减少丢煤。放顶煤厚度3.3m，循环进度0.8m，单向割煤，一采一放，使用单轮顺序放煤方式，采放比1：1.18，割煤步距0.8m，放煤步距0.8m。
三、工作面正规循环生产能力
Q=L3S3H3R3C
式中：Q--割煤产量；
L--工作面长度；
S—采煤机截深；
H--煤层厚度；
R--煤的密度;
C--工作面煤炭回收率；
1、循环产量
1）工作面机采产量
17030.832.831.5130.95=546t
2）放顶煤产量
17030.833.331.5130.91=616t
循环产量=机采产量+放顶煤产量=530+635=1162t。
3)日循环产量（日循环个数为4.5个）
（546+616）34.5=116534=5232t
4)月产量（按25天计算）
5232325=130803t≈130000t
第二节：回采工艺
一、工艺流程：
MG400/930采煤机下端头斜切进刀—→推前部输送机—→上行割煤—→移架—→放顶煤—→拉后部输送机—→采煤机返向下行清浮煤—→推前部输送机机头斜切进刀段—→下端头斜切进刀。
二、工艺说明：
（一）采煤机进刀方式
采用端部斜切进刀单向割煤方式，如图所示。其工序如下：采煤机完成端部斜切进刀后，将前部输送机推向煤壁，采煤机向另一端正常割煤（图a）；采煤机到达工作面另一端割透煤壁后，立即反向跑空刀清理浮煤（图b）；在采煤机到达斜切进刀段以前，输送机机头已推向煤壁，此时采煤机即可顺势进行斜切进刀（图c）；采煤机斜切进刀完成后，反向向另一端割煤，开始下一个割煤循环（图d）。
(a) 采煤机向上割煤
（b）采煤机向下跑空刀清浮煤，下机头推向煤壁
（c）采煤机向下端斜切进刀
（d）采煤机反向割下一刀煤，输送机全长推向煤壁
采煤机端部斜切进刀单向割煤
（二）移架
1、移架顺序
由于工作面前后部输送机机头、机尾均采用平行布置方式，因此割煤时过渡支架无法及时移架支护，即采煤机割煤后，过渡架必须在前部输送机机头推移后才能移架，因此造成工作面的基本支架和过渡架不能顺序前移，使得移架工序变得复杂，现将移架顺序描述如下：
①采用自下而上顺序移架（3#～111#架）；
②前部输送机机头、机尾推向煤壁后，将机头1#～2#架、机尾112#～114#架前移。
2、移架方式
手工进行、本架操作，每个支架完成降、移、升动作后，应将支架的升柱手把打在升的位置上保持一定的时间（3～5s），以保证支架的初撑力。
1）工作面支架移架工艺
①正常情况下：
a、在操作前，人员应站在支架前后立柱间，同时注意观察动作部位情况。移架顺序应按照：收回护帮板→降后柱（100mm～200mm）→降前柱和前梁，操作推移手把通过推移千斤顶将支架向前推移0.8m步距，再升前柱，随后升后柱，支架达到初撑力要求后，打出护
帮板护帮。所有操作手把停止动作后，将操作手把打到“零”位。
b、移架时，滞后采煤机前滚筒两架将支架的护帮板挑起，临时支护顶板，滞后采煤机后滚筒两架进行移架，尽可能要少降快拉，支架不得歪斜、咬架。移架后，支架成一直线，其前后偏差和支架中心矩要符合质量标准要求。
c、支架顶梁与顶板接触后，操作手把继续供液3～5s，使支架初撑力达标，操作结束后及时将操作手把归“零”位。
②顶板破碎带及煤壁片帮带的移架工艺：
a、工作面机组割煤后拉架实行追机作业，采煤机滚筒扫底刀通过，滞后采煤机前滚筒两架移架，拉架工采用带压移架法，及时少降前梁带负荷移架，及时支护，移至作业规程规定的最小控顶距。
b、顶板破碎带采用超前带压擦顶移架的方式控制顶板，移架后将前梁插板伸出，打出护帮板护帮。
c、前梁插板与护帮板操作工艺：顶板破碎带，在前梁插板伸出情况下拉架过程中，应边拉架边收回前梁插板，支架前移后，将前梁插板完全伸出，打出护帮板护帮。
d、特殊情况下由于溜子下滑，导致机尾过渡支架无法与前部输送机连接，采用单体支柱戗配合使支架前移时，在操作过程中，将单体支柱戗在后溜底座与支架四连杆卡槽内，并使用8#铅丝成双股将单体支柱的柱头、柱尾与支架连接，送液时，必须缓慢进行，确保在拉移支架过程中人员的安全。
备注：工作面支架前梁插板只能当做临时支护使用，严禁在支架前梁插板未收回情况下拉移支架。
2）超前支架的组成及移架工艺
①副巷安设超前支架型号为：ZT233500/22/45，支架总长为60m，支护宽度为3.84m，中心距为2.2m，初撑力15Mpa。
该支架为左右两架成一组使用，两架之间由防倒千斤顶连接，每一架由前后两节组成，前节的顶梁后部与后节的中间梁相连，前节的底座后部与后节的底座前部通过连接头、移架千斤顶相连，前后节互为依托，达到移架的目的。
②该支架主要由顶梁、底座、前后连杆、掩护梁、中间梁组成。
③超前支架的移架工艺及注意事项：
a、超前支架操作为本架操作，在操作支架过程中，严禁无关人员站在所移支架内及两侧。
b、支架前移时，先将两侧护板收回，降架时将同组中一侧支架前、后立柱微降（即：
顶板距超前支架顶梁50mm之内）。
c、利用支架操作手把通过前移千斤顶将超前支架前移。
d、支架移动到位后，操作手把将支架升起，使其初撑力达到规定值。
e、然后移设其它支架。同组中超前支架拉移工艺相同，在移架过程中严禁将伸缩梁伸出。
f、移架时，移架速度要快、稳，并应随时调架，使移后的支架与顶底板垂直。
g、移架时发现阻力过大，严禁硬拉，应迅速查明原因，并采取相应措施。
h、升柱时，同时操作本架前后立柱操作手把使前后立柱迅速升起支撑顶板，手把继续供液3-5s，使支架完全接触顶板，确保支架初撑力达标。
3）正巷端头支架的移架工艺
正巷端头采用一组ZFT25000/23/45端头支架支护，顶梁长度12.5m，宽度3.5m。移架工艺及注意事项如下：
①先操作端头支架的1#架，降1#架前、中、后立柱，使1#架离顶，通过与转载机连接的推移千斤顶使1#支架前移一个步距（0.8m），行走过程中为了防止支架倒架及歪斜，在支架前、中、后顶梁上设有防倒千斤顶以便及时调整，支架前移一个步距后，同时升前、中、后立柱及时支护顶板。
②操纵2#端头架手把，降2#架前、中、后立柱使2#架离顶，通过2#架推移千斤顶使2#架前移一个步距（0.8m），2#架在前移过程中，及时调整顶梁防倒千斤顶，使顶梁不歪斜，2#架到位后及时升前、中、后立柱及时支护顶板，完成端头架前移，端头架到位后打出端头架侧护板。
（三）放煤工艺
放煤工序滞后工作面移架工序进行，滞后距离为4架。
1、放煤工艺规程：
放煤工序为：采煤机割煤时，滞后移架工序4架的距离，开始放顶煤工序。以上行割煤为例：第一人先从机头4#支架开始放煤，第二人滞后第一人30s进行5#架放煤，第一人在4#架放煤口放煤量明显减小的情况下，关闭4#支架放煤口，进行6#支架的放煤工作；当5#架放煤口放煤量明显减小并关闭后，放煤工进行7#支架放煤工作。如此往复，直至放到机尾剩余3架为止。
单轮放煤：5-105综放面的顶煤厚3.3m，采用单轮放煤。
顺序放煤：在工作面全长上应从工作面一端开始，顺序打开支架放煤口进行放煤，并和移架的顺序相一致，一次最多同时开两个相邻支架放煤口。
均匀放煤：在每个轮次放煤时，每个放煤口的放煤量，应近似相等，一般情况下，以放煤时间来控制，严禁降架放煤。
大块破碎：放煤过程中如遇见大块煤，应及时用支架放煤机构的破煤装置将大块破碎。对低位放顶煤支架而言，应用尾梁将大块挤碎或用插板将大块煤捣碎。
见矸关门：放煤口出现冒落的直接顶矸石时，应及时关闭放煤窗口。通常情况下，不一定见矸关门，这样会丢失煤炭。根据煤质要求，在有洗煤厂的情况下，可允许放出一部分矸石，以便放出更多的煤。通常情况下，可在放煤口出现明显矸石时，关闭放煤口。
采放比确定：
设计割煤高度2.8m，放煤高度3.3m，故该面的采放比为：
采放比＝2.8/3.3＝1:1.18
2、放煤口数量确定：
按后部输送机能力确定放煤口数目。
单口放煤量：
qf＝1.530.833.331.51391%＝5.44t
其中：1.5——单组支架宽度；
0.8——放煤步距；
3.3——顶煤厚度；
91%——顶煤回采率。
单口纯放煤时间：单口纯放煤周期设计为50s，连续放煤周期88s/架，为便于顶煤充分放出，提高回采率，取tf＝100s。
每分钟放煤量：Q＝5.44360/50＝6.53t
同时放煤口数目的确定：
考虑2.0不均衡系数，同时应满足后部输送机2000t/h的能力要求。同时放煤口数目最大值为：
Nf＝2000/（6.5336032.0）＝2.55(个)
由于移架后漏煤，因此取Nf＝2（个）
放煤循环时间：
Tf＝100/603103/2
＝86min
3、采煤机割煤速度的确定：
根据采放平行作业的要求，割煤循环时间和放煤循环时间应相等，放煤工序循环时间
为43min。
单向割煤时，采煤机割煤速度按Vg1＝3.0～4.0m/min计，清煤速度按Vg2＝5.0～6.0m/min计，由下式：
Tg1＝200/Vg1＝57.14 取Vg1＝3.5m/min
Tg2＝200/Vg2＝36.37 取Vg2＝5.5m/min
割煤周期Tg＝Tg1＋Tg2＝57.14＋36.37＝93.51min
同时考虑推溜和辅助时间大约30min，整个循环周期应为123min，和放煤周期大致相符，因此，本工作面采用一采一放单轮顺序放煤方式是可行的。
①初次放顶煤
工作面回采初期，顶煤比较完整，放煤困难，为提高初次放煤回收率及尽快达到放煤标准，采取以下措施：
A、放煤时，先收回支架放煤插板，并操作尾梁千斤顶，使尾梁摆到适当位置，以便能使顶煤直接流入后部输送机。
放煤时，可多次反复摆动尾梁使大块煤破碎，便于放尽；放煤时如遇大块煤，应用尾梁、插板进行破碎。
见矸时，升起尾梁、伸出插板停止放煤，完成放煤工作。
B、反复升降支架，迫使顶煤与直接顶离层，使顶煤破碎，从而通过后尾梁流入后溜中。
C、在反复升降支架时，必须密切注意支架前梁上部顶板状况，升起架后，必须保证支架前梁接顶严密，初撑力达到要求，防止出现冒顶事故。
②?正常放煤：
放煤操作：操作尾梁千斤顶，使尾梁收到适当位置，保证放出的煤流入后溜中，若大碳块堵住，则可多次反复伸收尾梁使大碳破碎，放煤结束后，升起尾梁、伸出插板。
③放煤要求及注意事项：
A、工作面移架后，后部输送机正常运转时，方可进行放煤工作。
B、放煤范围：除机头、机尾及其相邻的一组中间架外，其余中间架全部放煤。
C、工作面采用割放平行作业的工艺，放煤时，同时放煤的架数不得超过2架。
D、放煤时，必须密切注意放煤口涌出煤流及矸石的状况，严防大块矸石进入后溜。
E、放煤结束后，必须及时升起尾梁，将插板伸出进行挡矸，以免大块矸石进入后溜，损坏后溜设备。
F、放煤工在伸出插板时，必须注意插板伸出状况与后溜相对位置关系，严禁出现插板拌链的事故发生。
G、放煤工操作时必须站在支架踏板上操作。
H、严禁多段同时放煤，严禁留顶煤不放。
I、后溜司机必须观察后溜煤量和电机负荷状况，防止压溜的事故发生。
J、工作面语音报警系统发出后溜过载预警时，放煤工要立即停止放煤。
K、放煤工责任心要强，严格控制每组支架的放煤时间及放煤量，严禁过量放煤或局部矸石提前窜入而影响回收率及煤质。
L、放煤期间，派专人对放煤点以上5～10组支架及顶板状况进行观察，若支架松动下滑时要及时补液升紧。若顶煤垮落边缘超过支架顶梁切顶线时，要立即停止放煤，关闭放煤口。每架支架放煤后及时重新补压升紧，然后再对其它支架进行放煤。
M、放煤要在支架处于最小控顶距状态下进行，煤质松软段，必须先加强支护后，方可开始放顶煤。放煤前要检查支架防尘装置并及时洒水降尘。
N、放煤时，严禁在放煤支架附近进行其它作业。
O、放煤结束后，将支架尾梁升起，然后伸出插板，且保证有足够的过煤高度。
（四）推移前后输送机
1、推移前部输送机
工作面前部输送机的推移，根据采煤机割煤方式的要求，分两个阶段进行：
①采煤机进刀后，向机尾割煤前，将前部输送机推向煤壁；
②反向向工作面另一端正常割煤以前，将前部输送机机头推向煤壁，溜子弯曲长度不少于15架。
2、清煤
前部运输机移过后，开始清理工作面前溜与支架底座之间以及工作面架与架之间的浮煤，后部溜子与支架底座间的浮煤在生产过程中不清理。
3、拉后部输送机
工作面后部输送机在支架前移后处于放煤位置。滞后放煤支架10个支架拉后部输送机，拉移步距为0.8m。同时要求相邻5组支架顺序逐步动作，输送机弯曲段不小于15架，严禁出现急弯。
（五）转载机的移设
转载机的移设在后部输送机前移后，由转载机自移机构自动前移。机身两侧安装10个支撑千斤顶（千斤顶下安有滑轮装置），在转载机过渡段凹槽处安设有两个伸缩千斤顶。在转载机机身两侧安装有跑道装置。
当推转载机时，端头工必须站在转载机上操纵手把，把支撑千斤顶全部伸出，保证转
载机机尾段及破碎机架空。然后将伸缩千斤顶缓慢打出，带动转载机前移。转载机推到位后，缓慢收回支撑千斤顶，待转载机落在底板上、跑道离开底板后，将伸缩千斤顶收回，将跑道前移。跑道移出后，打出支撑千斤顶，将跑道落地。从而完成推移转载机的全部过程。
推移转载机时，必须有专人对液压系统及周边情况进行监护。在推移转载机过程中，转载机司机必须看护好小跑车运行状态，一旦发现问题，立即停止推移转载机，待处理好后再继续作业。
（六）设备列车的移设
1、组成部分：设备列车分为11节，从里向外依次为：①工具车②电缆车③电缆车④列车移动操作室⑤组合开关⑥移变⑦油脂车⑧组合开关⑨移变⑩电缆车⑾电缆车。每节车箱均由车箱底座和跑道组成，底座和跑道之间安装有支撑千斤顶和伸缩千斤顶。工具车与前溜机尾之间安装有80m电缆吊梁，吊梁在吊梁滑靴上固定，第一节吊梁滑靴与工具车底座以及各个吊梁滑靴之间均通过硬连接固定。设备列车移动时，带动所有吊梁滑靴一并前移。
2、安装地点：副巷正中，工具车距工作面煤壁80m。
3、移设工艺：
⑴移动设备列车时，列车司机必须在站列车移动操作室内操纵手把，分别将1#、4#、7#、11#车箱的底座和跑道之间的支撑千斤顶全部升起，保证1#、4#、7#、11#车箱的底座架空。
⑵然后缓慢打出1#、4#、7#、11#车箱的伸缩油缸，带动所有设备列车（除1#、4#、7#、11#车箱的跑道）及电缆吊梁底座前移。每次移设的距离一般以长余的二次缆线长度80m为宜。
⑶设备列车到位后，缓慢收回1#、4#、7#、11#车箱的支撑千斤顶，待车箱底座落到底板上、跑道离开底板后，收回伸缩千斤顶，将跑道前移。
⑷待跑道移出后，将支撑千斤顶打出，将跑道落地。从而完成移动设备列车的的全部过程。
(七)采空区处理
1、5-105综放工作面采用全部跨落法管理顶板，随着工作面推进，每循环老山顶板垮落一次。
2、提前在超前支架尾梁（切顶线）前拆卸一排垫片，待超前支架拉过后，使顶板自然跨落。
3、如在上、下隅角段顶板难以跨落时，必须制定专项措施，采取浅孔预裂爆破的方式强制放顶或使用无声破碎剂使其破碎后跨落。
第三节：提高回采率措施
综放工作面的顶煤损失由初采损失、末采损失、端头损失、工艺损失和底煤损失组成，提高顶煤回收率的措施均是围绕减少这几方面的损失进行的。
初采损失为顶煤初次垮落以前顶煤无法回收以及直接顶垮落前顶煤只能回收一部分所造成的损失，无法回收。
因此，提高回采率的措施是减少综放工作面的底煤损失、工艺损失和末采损失。
1、减少底煤损失
根据工作煤层赋条件，合理调整层位，尽可能不留底煤。
2、减少工艺损失的措施
放顶煤工艺损失发生在放顶煤过程中，合理的放顶煤程序，即按照冒落顶煤的移动规律进行放煤，就可以把工艺损失减少到最低限度。
当顶煤不能一次垮落时，采用多轮放煤可以给上位顶煤提供足够的垮落空间和时间，从而可以保证顶煤充分垮落，不至于造成部分顶煤丢失在采空区。
顺序放煤则要求放顶煤工作应从工作面一端或中部按顺序依次放煤，当单孔放煤量不能满足放煤速度要求时，可以采用多孔同时放煤，如相邻的2～3架同时打开放煤口进行放煤。
合理的放煤工艺是减少工艺损失的基础，但要真正达到减小工艺损失的目的，还必须对放煤工进行专门培训，加强放煤管理。
3、减少末采损失
末采期间，为保证采场空间围岩稳定性及安全撤架，一般有两种收尾方式。
一种是爬顶板回收方法，另一种是留顶煤收尾方法。爬顶板回收方法要求工作面在离停采线约50m时由煤层底板向顶板爬高，不放煤，工作面顶板为真顶板时再回收设备。
留顶煤收尾法，根据顶煤稳定性，距停采线70～100m开始不放顶煤，以顶煤为顶板进行设备回撤。
当前国内综放工作面为提高顶煤回收率，一般均采用后一种工作面收尾方式。
第四节：提高煤质措施
加强放煤工的责任心，见矸后必须马上关闭放煤口，以防止大量矸石涌入后部输送机。
(一)水分控制
1、开机前，必须将工作面积水排净，否则严禁开机。
2、各转载点喷雾、采煤机内外喷雾、架间喷雾做到停机停水，开机开喷雾，以减少外在水分。
3、前、后部输送机、转载机、破碎机等设备的冷却水，采用4寸软管集中汇集至副巷水仓，再转载排出，严禁进入煤流。
4、检修时间，必须将各设备冷却水关闭（检查冷却水系统除外）。
(二)灰分控制
1、采煤机司机要掌握好采高，禁止割破底板岩石，当工作面遇断层时，严格按照过断层专项措施控制好割岩量。
2、放煤工要严格执行岗位责任制，严格按操作规程操作，见矸关闭插板，避免矸石流入煤流。
3、支架检修工要检修好支架，杜绝支架尾梁自降，使矸石滑落入后部输送机。
4、放煤工放完煤后，及时升起尾梁，关闭插板。
5、各转载点应严格把关，出现大块矸石或其它杂物必须停机处理。
（三）煤流杂物控制
1、切眼煤帮锚杆、金属网，在回采前应全部回收后方可割煤。
2、两端头提前两排剪网回收锚杆。
3、采煤机在两端头割通后，端头作业人员必须在停机状态下及时将割出来的锚杆、垫片等清理干净，放到指定地点派专人将回收材料出井，不得进入煤流。
4、每班交接班时必须检查刮板紧固情况，螺丝松动时及时紧固，变型损坏的E型螺栓及刮板及时更换。
5、检修班加强设备检修，防止设备零部件松动掉入煤流。
6、两巷废旧钢丝绳、网、棉纱、废旧零件、包装纸、班中餐食品袋、塑料袋等杂物垃圾必须清理干净，严禁进入煤流。
7、检修时必须将输送带两边较长的边毛割下放置于垃圾袋中，以防进入煤流。
8、工作面的物料、设备配件、工具要分类码放整齐，固定作业场所必须设置垃圾箱，并正常使用，定期处理。
第三章：顶板管理及支护
第一节：支架设计选型计算
5－105综放工作面采用ZF6400/18/35型低位放顶煤液压支架和ZFG6400/18/35型过渡支架进行顶板支护，其选型计算如下：
1、支架支护强度验算：
Pc=72.3hm+4.5Lp+78.9Bc-10.24N-62.1
=72.336.3+4.5320+78.934.766-10.2430.43-62.1
=855.0242KN/㎡
Pc——额定支护强度下限，KN/㎡；
Hm——煤层采高，m；
Lp——基本顶周期来压步距，m；
Bc——控顶宽度（端面距加顶梁长度）；
N——直接顶充填系数（直接顶与煤层采高的比值）；
2、工作面支架设计支护强度=设计工作阻力÷控顶面积
=6400KN÷[（4.4+0.366）31.5]㎡
=6400KN÷7.149㎡
=895.23 KN/㎡
Pc＜895.23 KN/㎡，因此支架能满足该工作面顶板管理的要求。
第二节：顶板管理方法
5-105综放工作面属于中等易垮落性顶板，因此采用全部跨落法管理顶板，随着工作面推进，每循环老山顶板垮落一次。如在上、下隅角段遇顶板不能顺利跨落时，要制定专项措施，采取浅孔预裂爆破的方式强制放顶。
第三节：工作面机头、机尾端头支护、两巷超前维护方式
一、上端头支护方式
上端头采用一组型号为ZT233500/22/45的超前支架，每架支护长度为6m，宽度为3.84m，初撑力15Mpa。当超前支架距上手帮0.7-1.0m时，顺副巷方向采用0.6mπ梁配合单体支柱单梁单柱进行支设一排，单体柱间距0.8m；距离在1.0-1.5m时，采用3.2m对梁迈步方式进行支护，单体支柱顶盖距π梁梁头0.2m，π梁间距为0.8m，封口柱间距0.4m(封口柱与切顶线相齐)，支护的所有单体柱与π梁全部使用硬链接、卡环及防倒链进行防倒，π梁用3根8#铁丝捆绑在顶板上。且单体支柱必须穿柱鞋，支柱的初撑力不低于11.5MPa。
当工作面加长时，根据现场实际情况及时增加π梁或增加支架进行维护，回采过程中，
必须根据该面的生产实践，上、下端头及出口的实际情况，及时地修改、补充加强工作面上、下端头及出口支护的相关措施，确保安全生产。
二、下端头支护方式
下端头采用一组型号为：ZFT25000/23/45端头支架支护，顶梁长度12.5m，宽度3.5m。当端头支架距下手帮大于0.7m时，采用π梁及单体柱配合支护，支护方式与上端头相同。
三、正巷超前支护方式
采用单体支柱配合4.0mπ梁垂直巷道一梁三柱支设（破碎机电机、转载机机头两侧采用一梁两柱)。单体支柱顶盖距π梁梁头0.2m，排距0.8m，初撑力11.5Mpa，支护长度33m，单体柱与π梁全部使用防倒装置，单体支柱全部穿柱鞋。
四、副巷超前支护方式
采用一组型号为ZT233200/22/45超前支架支护，支护宽度为3.84m，中心距为2.2m，支护总长60m，初撑力15Mpa。
五、安全出口的管理
两巷安全出口不得低于1.8m，人行道宽度不得小于0.7m，单体液压支柱行程不得小于150mm。工作面回出的锚杆、金属网等一切杂物都要及时运出工作面超前支护段，并在两巷超前支护外靠帮分类堆放整齐，定期出井回收。
六、支、回柱工艺
1、支设单体柱时，至少4人配完成，1人观察顶板变化，2人扶梁，用8#铁丝将梁两端临时固定在顶部网上后，再扶单体柱，1人操作注液枪，将单体支柱缓慢升起，且升柱时要将单体支柱三用阀嘴调整到指向老山方向。梁接触到顶板时，操作注液枪的人员继续操作，另2人撤到3m以外的安全地点，使单体柱逐渐达到初撑力。
2、回撤单体支柱前，要详细检查周围的支护情况，发现问题及时处理。并将端头及超前范围内的物料摆放整齐，保证回撤路线通畅。回撤时，应按照先里后外的原则进行，作业人员必须站在安全地点作业，并且3m范围内禁止其他人员停留，至少4人配合完成，1人观察顶板变化，2人扶单体柱，1人放液，并安排有经验的老工人现场指导。两巷放顶后，在后溜后方要多出1m控顶距，以免后方喷渣埋住后溜；下端头放顶必须在转载机溜尾拉移后进行。
3、人员抬、扛、运单体柱时，必须口号一致，并同起、同肩、同放。在平巷内抬放3.2m 以上的单体柱至少2人同时作业，在切巷内抬放时至少4人同时作业。
七、机头三架、机尾三架上网及注意事项
1、初次上网时严格按照3#、2#、1#顺序依次落前梁上网，上网时微落3＃架前梁，
将网伸入前梁，升紧3#架前梁并打开护帮板，开始在2#及1#架上网，网与网搭接处采用双股16#绑丝每200mm联网一道，顺时针旋转三圈。
2、以后每割一刀煤联一横网。
3、安全注意事项：
1）上网时必须闭锁溜子、转载机，切断机组电源，摘掉机组离合器，并悬挂停送电标志牌，并有专人看守。
2）初次上网时，先采用板梁及单体柱护帮，经敲帮问顶确认顶板无活煤、活矸、煤壁无异常情况后，在专人监护下方可作业。
3）上网时，严禁同时操作两组架及两组架以上支架。
4）机头、机尾架上网前，必须先管理好三角区域煤壁、顶板后方可作业。
5）作业时必须由专人指挥，专人操作，整个作业过程由驻队安全员现场指挥负责。
6）正常联网时人员站在支架下作业。且必须保证网连接的牢固程度，防止网掉入溜子中。
7）机组割至机头（尾）时，掌握好前滚筒高度，防止滚筒割网。
8）拉架时，一定要随时观察支架与网之间情况，防止推网、挂网，必要时铺设板梁。
八、防止支架、溜子上窜下滑技术措施
该工作面煤层倾角为18°～25°，为了保证生产期间工作面支架、输送机不整体下滑，在生产过程中应根据煤层倾角的变化调斜工作面（正巷超前副巷），调斜角度依工作面倾角为主要依据，调斜角度一般为2°～8°。
1、在调面过程中，应加强工作面的工程质量,保证支架不歪、不咬、不挤，移架过程中及时调整支架。
2、严格按作业规程规定的循环进尺割煤，严禁多拉少拉，驻队安全员严格把关。
3、调面时严格按队内设计的调面幅度、进刀位置及作业工序施工。
4、保持输送机的平、直，严禁出现局部超前或滞后现象。
九、支架的防倒技术措施
1、支架顶梁上预留有安装防倒千斤顶耳座，将顶梁用防倒千斤顶连接成一体，调整顶梁位置，以达到控制要求（十架一组,也可按现场情况确定）。
2、支架底座前、后部均有调架千斤顶预留孔，利用调架千斤顶将降柱的支架前、后部调正位置，也可安后调千斤顶，调整后部输送机的位置（十架一组也可按现场情况确定）。
3、支架顶梁错差严格控制，不得超过20cm。
4、支架前部位置靠输送机位置确定。
5、机头支架的防倒措施：割煤时要保证第一架底板平整，拉架前用调底座千斤顶和防倒千斤顶调正后升紧，以第一架为导轨拉2#、3#过渡架。
6、中间架的防倒：采取双人或多人分组拉架，每组拉架由下向上顺序，以下方支架为导轨前移，支架间距超过规定时，先调底座间距，然后再调倾斜度，调整以后再拉支架，防止个别支架下倾造成中部倒架。
7、处理倒架时必须制定专项安全技术措施。
注：端头及超前支护示意图见附图5
第四节：初次来压及周期来压期间的顶板管理
1、工作面初采前，必须按规程要求支设好两巷超前支护。
2、初采、初放期间，各有关部门要派专人到现场跟班盯岗，严把支护质量和工程质量关，发现问题及时处理。
3、来压期间，采高严格控制在2.6～2.7m，严禁超高回采。
4、必须保证泵站及支架液压系统无跑冒滴漏现象，泵站压力不低于30MPa，工作面支架初撑力不小于25Mpa，副巷超前支架的初撑力不小于15Mpa，单体支柱支护段支柱初撑力不小于11.5Mpa。
5、必须加强端头及两巷超前支护，保证安全出口畅通。
6、工作面支架要随采煤机割煤后及时拉出，并保证前梁接顶严密，若煤壁片帮严重或顶板较为破碎，应在前滚筒割煤后及时伸出伸缩梁护顶，追机打开护帮板护帮。必要时应在割煤前超前拉架。如超前拉架后端面距仍超过规定，应在支架前梁上挑棚板支护且在梁下支设贴帮柱。
7、来压期间，应积极组织生产，加快工作面推进度，尽快摆脱压力影响。
8、必须保证工作面直线度，以防产生局部应力集中。
第五节：最大、最小控顶距及放煤步距、排距的规定工作面采用ZF6400/18/35型低位放顶煤液压支架和ZFG6400/18/35型过渡支架进行顶板支护。工作面共布置5架过渡支架（机头2架、机尾3架）和109架中间架。支架顶梁长度4.4m，端面距366mm，确定工作面最小控顶距4.766m，最大控顶距为5.566m。根据采煤机滚筒截深为0.8m，确定移架步距、放顶步距、超前支护排距为0.8m。
在正常情况下，随着采煤机向前割煤，顶板或顶煤暴露，这时待采煤机向前行进3～5m时，应立即移架,支护已暴露的顶板或顶煤。但当工作面局部发生顶板不稳定，产生片
目录 第一章概况 ......................................................- 1 - 第一节编制依据 .................................................- 1 - 第二节工作面位置及井上下关系 ...................................- 1 - 第三节工作面参数及煤层情况 .....................................- 2 - 第四节煤层顶底板 ................................................- 2 - 第五节地质构造 .................................................- 3 - 第六节水文地质 .................................................- 4 - 第七节瓦斯情况 .................................................- 5 - 第八节影响回采的其它因素 .......................................- 5 - 第九节储量及服务年限 ...........................................- 6 - 第二章采煤方法 ...................................................- 6 - 第一节巷道布置 .................................................- 6 - 第二节采煤方法及采煤工艺 .......................................- 7 - 第三节设备配置 .................................................- 8 - 第三章顶板控制 ...................................................- 9 - 第一节支护设计 .................................................- 9 - 第二节工作面顶板控制 ..........................................- 10 - 第三节端头支护及顺槽管理 ......................................- 11 - 第四节工作面顺槽的管理 ........................................- 11 - 第五节超前缺口施工 ............................................- 12 - 第六节矿压观测 ................................................- 14 - 第四章生产系统 ..................................................- 14 - 第一节运输系统 ................................................- 14 - 第二节“一通三防”与安全监控 ...................................- 15 - 第三节供液和喷雾 .............................................- 22 - 第四节排水 ..................................................- 23 - 第五节供电 ..................................................- 23 - 第六节照明、通讯 ..............................................- 33 - 第五章劳动组织及主要技术经济指标 ................................- 34 - 第一节劳动组织 ................................................- 34 - 第二节循环作业 .................................................- 34 - 第三节主要技术经济指标 ........................................- 35 - 第六章煤质管理 ..................................................- 35 - 第七章安全措施 ..................................................- 36 - 第一节一般规定 ................................................- 36 - 第二节顶板管理 .................................................- 37 - 第三节机电、设备及运输管理 ....................................- 38 - 第四节防治水 ..................................................- 43 - 第五节“一通三防”技术安全措施 ...............................- 43 - 第六节其它规定 ................................................- 53 - 第八章灾害应急措施及避灾路线 ....................................- 53 -
18303综采工作面规 程
第一章工作面概况 一、工作面状况及地质概况: 18303工作面位于973水平，三采区下组煤8#煤层中，地面标高1170m-1389m，工作面标高1007m-1044m。盖山厚度为162m-350m。地面位置:黄台峰西北。 井下位置及四邻采掘情况:该工作面东北为井田边界,东南部为已设计的18305工作面，西北为18301工作面，西南为大巷保护煤柱，上方74m有4#煤采空区（14303工作面）。回采对地面的简易小路﹑耕地有影响。 二、煤层赋存情况: 18303工作面所采煤层为石炭系上统8#煤。煤层倾角1°—6°，煤层平均倾角3°，工作面煤厚在0.60m-4.60m之间,煤层厚度平均3.15m，煤层结构复杂，属中厚煤层，稳定程度为较稳定，8#煤容重1.37t/m3，煤质为瘦煤，煤层局部夹一层或二层夹矸，局部位置有8#煤与8#上煤的分叉、8#煤变薄，普氏硬度?=2.5。 三、顶底板情况: 老顶：泥岩、砂质泥岩，灰色、富含植物根部化石。 直接顶：石灰岩﹑厚度4.60m，灰黑色含动物化石碎片，有节理，方解石脉充填。 顶板等级：稳定 伪顶：泥岩及8#上煤、平均厚度2.60m（0m—6.50m）,黑色，易垮落。当8#上煤与8#煤合并时无直接顶。 直接底：砂质泥岩﹑厚度1.30m﹑灰色富含植物根部化石。 附图1-1：工作面煤层综合柱状示意图 四、工作面内的地质构造： 该工作面掘进时共揭露2条断层和6个陷落柱。其中回采4个陷落柱对回采有影响。回采时,要加强顶板管理,并编写专门措施。 附表1-1：断层、陷落柱具体参数表。 五、水文情况: 该工作面水文地质条件相对简单,但回采将破坏煤层上方的灰岩含水层，回采时应加强排放水工作。最大涌水量73.98m3/min，正常涌水量9.48m3/min。 六、工作面瓦斯涌出量、煤尘爆炸指数、
关于规范采掘作业规程编制的通知 按照山西省《煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法》尽快规范我矿作业规程的编制，进一步推进煤矿安全质量标准化工作的开展，使我矿年底质量标准化达到二级以上，特通知如下： 一、采掘采掘作业规程编制规范 1、章节及内容 第一章概况 第一节概述 第二节编写依据 第二章地面位置及地质情况 第一节地面相对位置及邻近采区开采情况 第二节煤(岩)层赋存特征 第三节地质构造 第四节水文地质 第三章巷道布置及支护说明 第一节巷道布置 第二节矿压观测 第三节支护设计 第四节支护工艺
第四章施工工艺 第一节施工方法 第二节凿岩方式 第三节爆破作业 第四节装载与运输 第五节管线及轨道敷设 第六节设备及工具配备 第五章生产系统 第一节通风 第二节压风 第三节瓦斯防治 第四节综合防尘 第五节防灭火 第六节安全监控 第七节供电 第八节排水 第九节运输 第十节通讯和信号 第六章劳动组织及主要技术经济指标第一节劳动组织 第二节循环作业 第三节主要技术经济指标
第七章安全技术措施 第一节一通三防 第二节顶板 第三节爆破 第四节防治水 第五节机电 第六节运输 第七节其他 第八章灾害应急措施和避灾路线 作业规程学习和考试记录 作业规程补充学习和考试记录 作业规程复审记录 2、作业规程应具备下列图纸： （1）巷道布置平面图 （2）地层综合柱状图、地质平面图、剖面图。 （3）巷道支护断面图。 （4）掘进机截割顺序图、设备布置示意图，供电系统示意图。（5）炮眼布置三视图，装药结构示意图等。 （6）通风系统示意图、运输系统、排水系统、防尘系统示意图。（7）安全监测仪器仪表布置示意图。 （8）避灾路线示意图。 3、专项安全技术措施编制要求。
一、采煤工作面作业规程的编制 内容以图表为主,主要包括:“三书”(地质说明书、爆破说明书、顶板管理说明书、九个系统(运输、通风、排矸、排水、供电、防尘、避灾、监控、通信等系统、措施(安全技术措施。要求各种图表清晰准确,文字简明通俗易懂。 1.概述 要求说明采煤工作面位置、范围、邻近采掘情况及其影响,附表说明工作面走向长度、倾斜长度、煤层厚度、倾角、容重、地质储量、可采储量等。 2.地质情况(即地质说明书 包括煤层赋存状况、煤层结构、厚度、倾角、硬度、煤质、地质构造、水文地质、顶底板岩石性质、结构、层理、节理、断层、强度、顶板分类、煤层瓦斯、二氧化碳含量、自然倾向、煤尘爆炸性等。 3.采煤方法及回采工艺 包括采煤方法、采高、落煤方式、装煤方式、运煤方式、支护形式的选择,巷道布置简述(附图,附每循环出煤量及材料消耗基础表。 4.顶板管理及支护形式(即顶板管理说明书 包括顶板的管理方法、工作面支护顶板管理图(包括回采工作面支架、特殊支架的形式、结构、规格、支护间距、放顶步距、最小控顶距、最大控顶距、工作面上下出口支护的支架的结构规格,并加以说明、初次放顶的措施、初次来压和周期来压的特殊支护措施、回柱方法及工艺要求、支护材料复用的规定、工作面上下顺槽支架回撤以及距工作面滞后距离的规定、工作面上下出口支护的质量要求、过断层和过老空等巷道的安全技术措施。 5.爆破说明书
包括钻眼设备、安全炸药种类、爆破器材、炮眼布置方式及炮眼布置图(必须表明工作面高度和打眼范围、炮眼位置、排数、个数、深度、角度及炮眼编号,要用三视图表示、炮眼布置说明表(必须说明各种炮眼名称、编号、深度、角度、每个炮眼装药量及总装药量、封泥长度、连线方式和起爆顺序等。 6.生产系统 包括通风方式、通风系统图、通风路线、通风设施、风量计算和要求;综合防尘及喷雾洒水系统;排水方式、设备选型及布置、排水系统图;煤、矸及材料装运方式、设备选型及其系统图(包括溜煤眼及煤仓;供电设施、电缆设备负荷选择及系统图;灌浆灭火系统;充填、抽放瓦斯等管路系统图;通信系统;压风系统;电气设备布置图;安全监控装备布置系统图;井下避灾路线系统图根据生产条件简要叙述;附采煤工作面设备配置检修表。 7.劳动组织及主要技术指标 包括采煤工作面循环作业方式、正规循环作业图表、劳动人员、管理人员配备表,采煤工作面主要技术经济指标等。 8.安全技术措施 包括避灾路线图、爆破、顶板管理、支护(采煤工作面过老巷、断层、破碎带防冒顶片帮的技术措施、通风、瓦斯管理、综合防尘、防灭火、运输以及设备维修管理等安全技术措施;提高回采率及提高煤质的措施。 技术措施。
一、工程概况： 潞新一矿5243综放工作面是+540m水平上山采区东翼第三个回采工作面，其北部为5242工作面，南部为实体煤。5243工作面回风顺槽与5242工作面进风顺槽间的煤柱为20m。区段走向长度平均为1235米，倾斜长度为180米。煤层厚度平均为14米。 二、工作安装设备及数量情况： 开切眼采用二次成巷，第一次成巷为4.5米断面，二次扩帮3米，最终达到7.5米断面。切眼形成后，由1111施工，更换皮带顺槽胶带运输机，其它安装设备如下： 1、液压支架： 过渡支架：ZFG8500/20/34 架 基本支架：ZF8000/18/34 架 共计：架 1、工作面刮板输送机 前部刮板输送机为SGZ830/2*400型中双链刮板输送机，后部刮板输送机为SGZ830/800型。它们的技术参数如下：
2、采煤机采用MG400/890-W 型可调高双滚筒无链牵引采煤机，主要技术参数如下； 3、皮带输送机采用DSJ120/150/3*315型皮带输送机。 4、转载机、破碎机采用SZZ960/250型中双链刮板转载机及PLM2200型连续破碎机，其主要技术参数如下： 5、液压泵站采用无锡煤机厂生产GBRW 315/31.5型五柱塞乳化液泵二台，并配备PR-315/20泵箱一个。其主要技
术参数如下： 三、设备安装顺序： 1、安设临时泵站、管路和临时移变。 2、拆卸1.0m皮带，安装1.2m皮带。 3、安装后刮板运输机。 4、安装前部输送机。 5、安装转载机、破碎机。 6、安装液压支架。 7、安装采煤机组。 8、撤出临时泵站和开切眼位臵的绞车。 9、运送并安装电气设备列车、自移式电缆行车及其 附件。 10、铺设电缆、水管，检查设备并注油，各设备单机 试运转,随后联合试运转。 四、安装工艺： 1、前、后部刮板运输机的安装： （1）、安装机头架及电机、减速箱→安装二节、过度节→安中部槽→铺底链（按铺一节溜槽安一节刮板链的方法进
煤矿安全技术操作规程采煤专业 **煤矿
目录 液压支架工操作规程 (1) 乳化液泵站司机技术操作规程 (6) 带式输送机司机技术操作规程 (11) 采煤机电维修工操作规程 (14) 采煤爆破工技术操作规程 (20) 滚筒采煤机司机技术操作规程 (28) 刮板输送机司机技术操作规程 (32) 转载机、破碎机司机技术操作规程 (35) 端头支护工技术操作规程 (38)
液压支架工操作规程 一、上岗条件 第1条，液压支架工必须熟悉液压支架的性能及构造原理和液压控制系统、作业规程和工作面顶板控制方式，能够按完好标准维护保养液压支架，经培训、考试合格后，方可上岗操作。 二、安全规定 第2条，采煤机采煤时，必须及时移架。当支架与采煤机之间的悬顶距离超过作业规程规定或发生冒顶、片帮时，应当要求停止采煤机。 第3条，必须掌握好支架的合理高度，最大支撑高度不得大于支架的最大使用高度，最小支撑高度不得小于支架的最小使用高度。当工作面实际采高不符合上述规定时，应报告班长采取措施。 第4条，在井下拆检立柱、千斤顶和阀组整体更换时，应尽可能将缸体缩到最短；更换胶管和阀组液压件时，必须在“无压”状态下进行。 第5条，拆除和更换部件时，必须及时装上防尘帽。严禁将高压敞口对着人体。 第6条，备用的各种液压软管、阀组、液压缸、管接头等必须用专用堵头堵塞，更换时用乳化液清洗干净。 第7条，检修主管路时，必须停止乳化液泵并采取闭锁措施，同时关闭前一级压力截止阀。 第8条，严禁随意拆除和调整支架上的安全阀。 第9条，必须按作业规程规定的移架顺序移架，不提擅自调整和多头操作。
第10条，采用邻移架操作时，应站在上一架支架内操作下一架支架；本架操作时必须站在安全地点。面向煤壁操作，严禁身体探入刮板输送机挡煤板内或脚蹬液压支架底座前端操作。 第11条，移架时，其下方和前方不得有其他人员工作。移动端头支架、过渡支架时，必须在其他人员撤到安全地点之后方可操作。 第12条，移架受阻时，必须查明原因，不得强行操作。 第13条，必须保证支架紧密接顶，初撑力达到规定要求。顶板破碎时，必须超前支护。 第14条，处理支架上方冒顶时，除遵守本规程外，还必须严格按照制定的安全措施操作。 第15条，支架降柱、移架和放煤时，要开启喷雾装置同步喷雾。 三、操作准备 第16条，备齐板手、钳子、螺丝刀、套管、小锤等工具，U形销、高低压管、接头、密封圈等备品配件。 第17条，检查支架有无歪斜、倒架、咬架，支架前端、架间有无冒顶、片帮的危险，顶梁与顶板接触是否严密，架间距离是否符合规定，支架是否成一直线或甩头摆尾，顶梁与掩护梁工作状态是否正常等。 第18条，检查结构件，看顶梁、掩护梁、侧护板、千斤顶、立柱、推移杆、底座箱等是否开焊、断裂、变形，有无联结脱落，螺钉是否松动、压卡、扭歪等。 第19条，检查液压件，看高低压胶管有无损伤，挤压、扭曲、拉紧、破皮断裂，阀组有无滴漏，操作手把是否齐全、灵活可靠、置于中间停止位置，管接头有无断裂，是否U形销子；千斤顶与支架、刮板输送机的联接是否牢固。（严禁软联接）
资料范本 本资料为word版本，可以直接编辑和打印，感谢您的下载 综采工作面作业规程 地点：__________________ 时间：__________________ 说明：本资料适用于约定双方经过谈判，协商而共同承认，共同遵守的责任与义务，仅供参考，文档可直接下载或修改，不需要的部分可直接删除，使用时请详细阅读内容
南桐矿业公司 （采煤） 作业规程 矿井名称：南桐矿业有限责任公司红岩煤矿 回采工作面：3601N1工作面 总工程师：王光全2014年7 月15 日安全矿长：段云平2014年7 月11 日生产矿长：易利荣2014年7 月10 日机电矿长：廖秀兵2014年7 月7 日生产副总：张召2014年7 月 4 日安全副总：陈勇2014年 6 月21 日通瓦副总：范林2014 年 6 月16 日机电副总：易晓钢2014年 6 月12 日调度室：董道平2014年 6 月11 日安监科：曹优能2014年 6 月11 日机运科：韩广斌2014年 6 月11 日通瓦科：钟传平2014年 6 月11 日技术科：柯军2014年 6 月8 日生产科：吴祥文2014年 6 月 6 日施工队：廖化兵2014年 6 月 6 日编制：杨科2014年 6 月 6 日 红岩煤矿生产技术科 二O一四年七月十五日
目录 第一章概况 (2) 第一节工作面位置及井上下关系 (2) 第二节编写依据 (3) 第三节煤层 (3) 第四节地质构造 (4) 第五节煤质 (4) 第六节水文地质特征 (4) 第七节影响回采的其它因素 (5) 第八节储量及服务年限 (5) 第二章采煤方法 (6) 第一节工作面巷道布置 (6) 第二节回采工艺 (7) 第三节设备配置 (8) 第三章顶板控制 (10) 第一节支护设计 (10) 第二节工作面顶板控制 (13) 第三节两巷及端头顶板控制 (15) 第四节矿压观测 (17) 第四章生产系统 (18) 第一节运输系统 (18) 第二节“一通三防”与安全监控 (18) 第三节排水系统 (25) 第四节供电系统 (25) 第五节通讯照明 (25) 第五章劳动组织和主要技术经济指标 (26) 第一节劳动组织 (26) 第二节作业循环 (26) 第三节主要技术经济指标 (26) 第六章煤质管理 (27) 第七章安全技术措施 (28) 第一节一般规定 (28) 第二节顶板管理 (30) 第三节防治水 (39) 第四节爆破安全管理 (39) 第五节“一通三防”及安全监控 (43) 第六节运输 (48) 第七节机电 (51) 第八章灾害应急措施及避灾路线 (65) 第九章“六大系统” (66)
煤矿采煤工作面作业规程范例
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工作面名称: 施工单位: 负责人: 编制人: ××煤矿 年月日
会审单位及人员
会审意见
目录 第一章概况 .............................. 错误!未定义书签。 第一节工作面位置及井上下关系.......... 错误!未定义书签。 第二节巷道布置........................ 错误!未定义书签。 第三节煤层............................ 错误!未定义书签。 第四节煤层顶底板...................... 错误!未定义书签。 第五节地质构造........................ 错误!未定义书签。 第六节水文地质........................ 错误!未定义书签。 第七节影响回采的其它因素.............. 错误!未定义书签。 第八节储量及服务年限.................. 错误!未定义书签。 第九节主要编制依据.................... 错误!未定义书签。第二章采煤方法与采煤工艺 ................. 错误!未定义书签。 第一节采煤方法........................ 错误!未定义书签。 第二节采煤工艺........................ 错误!未定义书签。 第三节采煤面生产能力计算.............. 错误!未定义书签。 第四节设备配置........................ 错误!未定义书签。第三章顶板管理 ........................... 错误!未定义书签。 第一节支护设计........................ 错误!未定义书签。 第二节工作面顶板管理.................. 错误!未定义书签。 第三节两巷及端头顶板管理.............. 错误!未定义书签。 第四节矿压观测........................ 错误!未定义书签。
编订：__________________ 单位：__________________ 时间：__________________ 综采工作面安装支架作业 规程(正式) Standardize The Management Mechanism To Make The Personnel In The Organization Operate According To The Established Standards And Reach The Expected Level. Word格式 / 完整 / 可编辑
文件编号：KG-AO-4375-73 综采工作面安装支架作业规程(正 式) 使用备注：本文档可用在日常工作场景，通过对管理机制、管理原则、管理方法以及管理机构进行设置固定的规范，从而使得组织内人员按照既定标准、规范的要求进行操作，使日常工作或活动达到预期的水平。下载后就可自由编辑。 （一）、通风系统： 1、风量计算： 根据《风量计算细则》：安装期间按巷道供风计算风量： Ｑ′采＝60×Ｖ采×Ｓ采×k温 ＝60×0.25×2.5×6.0×1.325 ＝ 281（m3/min） 式中：Q′采——工作面基础需要风量，m3/min Ｖ采——工作面最低风速，取0.25m/s Ｓ采——最大净断面积,15.0m2（高 2.5m，宽6m） k温——温度调整系数，27度，取1.325。 9606工作面安装期间的供风量为281m3/min。
2、通风路线： 地面→新副井→井底车场→-750m西大巷→-750m西一车场→-1000m西一轨道上山→7425材料道外段→7425材料道→7425综采切眼→7425运输机道→7425运输反坡→-1000m西一皮带上山→-500m西二皮带下山、-500m西二轨道下山→ -500m西二九煤上山、-500m西一轨道上山→-260m西总回风道、-290m东总回风道→东风井、西风井→地面。 （二）、防尘系统： （1）、材料道、综采切眼：-500m西二小井上口水池→轨道反坡→-500m西二车场→西二皮带下山→西二皮带延伸下山→-750m西一车场→-1000m西一轨道上山→7425材料道外段→7425材料道、综采切眼； （2）、运输机道：-500m西二小井上口水池→轨道反坡→-500m西二车场→西二皮带下山→西二皮带延伸下山→-750m西一车场→-1000m西一皮带上山→7425运煤反坡→7425运输机道。 （三）、综合防尘措施
第一章工作面所回收的设备 14111里块综采工作面所需回收的设备如下： 1、采煤机 MG200/460-WD 1套 2、液压支架 ZY2600/8.5/17型 84架 3、刮板输送机 SGZ-730/400型 1台 SGW-40T 1台 4、带式输送机 SD-800型1台 5、乳化泵 DRB-200/31.5 2台（含1台泵箱） 6、设备列车 1套 第二章工作面回收前的准备 一、停采位置及工作面调整： 1、工作面停采位置：①上巷：14111里块中切眼往里60m；②下巷：14111里块中切眼往里60m。 2、工作面停采前，必须于停采位置(14111里块回风巷上帮）掘一主绞车硐室，作为回收期间设置主绞车用，该主绞车硐室掘进安全技术措施另报。 3、工作面煤壁距停采线10m时，必须将采面调整平行于停采线，见顶破底开采，确保采面顶板完整，便于支护顶板。 4、工作面煤壁距停采线9m时，采面开始铺第一排铁丝网，挂第一根钢丝绳，然后每割一刀煤铺一排网。工作面距停采线6.5m时，采面开始挂第二根钢丝绳，以后每推进0.8m挂一根钢丝绳。停采后，在硬帮煤壁打上煤帮柱。 5、工作面煤壁距停采线2.0m时，支架与采面溜子解体，此时支架不前移，用单体柱推移溜子，继续采煤到停采线位置。 单体柱推移溜子措施如下： （1）移溜子时，采用单体柱支设移溜器，柱头支在液压支架的龙门架上，并用40T溜子大链将柱头固定在龙门架上。 （2）移溜时，移溜器柱脚必须支设在导向架上，严禁支在电机或减速机上。 （3）移溜时，人员必须站在移溜器的斜上方操作，严禁骑在移溜器上移溜。 （4）移溜时，移溜器下方5m范围内严禁有人。 6、工作面停采前，必须将采面调直，采场内、支架内的浮煤、浮矸清扫干净。每架支架顶梁上方抬上两块2.5m长半圆木探到煤壁，并打上煤帮柱。 二、动力设备及辅助工程： 1、14111里块回风巷采面上出口正对切眼上帮设一台JH-20A型绞车，作工作面提拉支架用，该绞车的滚筒中心线必须与采面提升方向的中心线重合。
车集煤矿综采工作面安装作业规程 目录 第1章工作面概况5 第2章工作面安装工程量5 第3章设备运输路线6 第4章安装准备工作6 第5章设备安装与回撤10 第6章设备安装与回撤要求20 第7章工作面安装期间通风系统20 第8章工作面供电系统22 第9章工作面供、排水系统22 第10章工作面避灾路线23 第11章安全技术措施23 第1章工作面概况 2513工作面位于25采区南翼最上部，西为风氧化带防水煤柱，北为25轨道上山保护煤柱，东为设计的2511工作面，南为火成岩边界。 2513工作面走向长度645-705m，倾斜长56-126m，煤层倾角10-22°，平均倾角15°。切眼内支架采用后退式安装，工作面安装设备见工作面安装工程量。 第2章工作面安装工程量 1准备工作量
1.1安装各种绞车共计13部。 1.22513上巷、切眼共计铺道950m。 1.3安装临时乳化液泵站及电源：XRB-80型乳化液泵2台，配套乳化液箱1台，铺设高压供液管路220m(从乳化液泵站经过切眼铺至切眼下口向外30m)。 1.4BZX-4/127综保3台，用于两顺槽通讯信号和照明。 1.5运输路线的信号系统。 1.6安装运输系统的安全设施。 2生产系统安装 2.1上巷 2.1.1移动设备列车： 2.000011.1.1里侧电缆车1辆，外侧电缆车1辆。 2.000011.1.2KBSGZY-630/6/1.14kV型变压器2台。 2.000011.1.3WRB-200/31.5型乳化液泵2台，配套乳化液箱1个。 2.000011.1.4KBZ-400型馈电开关1台，QJZ-4×315/1140型组合开关3台，BZX-4/127型照明综保1台。 2.000011.1.5供液进回液高压胶管各1趟。 2.000011.1.6专列照明10盏。 2.1.2通讯系统：安装KTC101载波通讯、控制、保护1套，线路长1300m，其中主机、电源1套，载波电话13台，闭锁7台，带闭锁电话7台，智能终端1台。
第一章工作面概况 概况 煤层名称2＃煤层水平名称上水平采区名称七采区 工作面 名称 7217 地面标高 （m） +850～+930 工作面标 高（m） +718～765 地面位置 7217工作面地面位置，位于西槽村西600米处，本区多为低山丘陵，地表黄土覆盖，冲沟发育。 井下位置 及四邻采 掘情况 此工作面，南为302工作面采空区，东为719工作面（1#、 2#煤回采已完毕）西为715工作面（1#、2#煤回采已完毕）北 为七采皮带保护煤柱。 走向长（m）867 倾斜长（m）106 面积（㎡）90416 煤层情况 煤层总 厚度(m) 2.10~2.40 煤层结构(m) 煤层倾角 (度) 0～12°2．20 2.20 平均2~3°本工作面掘进山西组2#煤层，其厚度为2.1~2.40米，平均2.20米，属稳定可采煤层。 煤层顶底板情况顶底板名称岩石名称厚度（m）岩性特征老顶中砂岩 5.0 白色长石石英砂岩 直接顶 1#煤顶板跨 落胶结物 2.0~10 砂泥岩胶结（北部0~2.5米泥岩） 伪顶炭质泥岩0～0.3黑色炭质泥岩 直接底 砂质泥岩 4.0 灰色砂质泥岩
二、巷道组成及位置： 7217工作面由运输巷、材料巷、切眼组成完整的生产系统。巷道特征 详见表1 巷道特征表 表1 (附：图1：6209工作面平面示意图；图2：材料巷、运输巷断面图； 图3：切眼扩帮前断面图；图4：切眼扩帮后断面图) 第二章 安装主要设备 一、 液压支架: 详见表2 液压支架主要参数及技术特征表 表2 序号 项目 ZY3200/12/29L 支架参数 单位 1 最小高度 1200 ㎜ 2 最大高度 2900 ㎜ 名称 项目 材、运巷(架棚) 车场及皮带机头巷(架棚) 切 眼 大断面 小断面 一切眼 二切眼 断面 掘进㎡ 9.57 8．94 10.4 7.66 14.47 净㎡ 8.22 7．52 8.8 6.34 13.2 宽 上 宽 掘（㎜） 3400 3100 3700 2800 6200 净（㎜） 3000 2700 3300 2400 6000 下 宽 掘（㎜） 4319 4020 4580 3719 净（㎜） 3999 3700 4195 3399 高 掘（㎜） 2510 2510 2510 2350 2350 净（㎜） 2350 2350 2350 2190 2190 盘帮 构顶(根) 顶（㎜） 8 6 8 6 帮（㎜） 4 4 4 4 巷道形状 梯形 梯形 梯形 梯形 距形 柱窝深度㎜ 193 193 193 176 棚腿叉角 80° 80° 80° 80°
综采工作面回撤作业规程
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13102综采工作面预计在6月中旬采到停采线，为顺利回撤该工作面采煤机、液压支架、刮板输送机等设备,特制定１310２综采工作面回撤作业安全技术措施: 一、回撤前工具、材料、设备的准备工作 1、１3１０2措施巷(停采线前５米）作为１310２工作面回撤通道。 2、在前刮板机机头煤帮侧打回柱绞车硐室、安装22KW回柱绞车。 3、０1运输绕道下部安装1台22KW回柱绞车。 4、在回撤通道口安装1台2５KW调度绞车。 ５、拆转载机、工作面输送机前将浮煤清理干净。 6、工作面机头、机尾出口处的巷道采用锚杆锚索配合11＃工字钢梁支护,以保证拆设备时安全。 ７、回柱绞车分别打好压柱、戗柱。 8、回撤前先将设备列车运走,并将用来回撤支架用的泵站放到运输顺槽中比较宽敞的地点。 9、为了保证通风,在工作面进风巷安装一台11ＫW局部扇风机，以备拆架时用。 10、准备φ2４．5绳卡,40型溜子链1００挂，φ20螺丝200条,U 形环15T的20个，1０T的20个。 11、10Ｔ滑轮5个、2０T滑轮５个、10Ｔ手动葫芦5个、5T手动葫芦10个。 二、回撤前工作面的准备
1、工作面从距离停采线20ｍ处开始,控制好采高3.5m,不进行放顶煤操作,采煤机割煤时必须沿底板割煤。 ２、当工作面推到距停采线15m时，沿工作面追机在支架顶梁上开始铺金属网，网下铺设钢丝绳，金属网与钢丝绳每隔0．５m用1４＃铁丝双股扭三圈绑一道。网与网的长、短边,联网均采用搭接,联网距20０mｍ，用14#铁丝双股扭三圈。钢丝绳两端固定在工作面上、下两巷顶板锚杆或锚索上,用１0T手拉葫芦拉紧，蹬直。铺网1.8m 时开始敷设第一根钢丝绳φ21.5mm。第二根绳距离第一根钢丝绳０．5ｍ。 ３、工作面在距离停采线5m处时,开始进行锚网锁支护，第一排锚杆要采用梯子梁顺峒布置支护,其余顶锚杆不采用梯子梁支护架设木托盘(50*4０0＊200mm)。锚杆间排距900*９０0mm进行支护,锚索支护采用1５.２4*１2000mm，间排距１６０0*１6０0ｍm（见附图)。顶锚杆锚固力85KN,帮锚杆锚固力5０KN,锚索锚固力１20KN。 4、在煤壁不好的地段打设贴帮柱。 5、待前部刮板机、采煤机回撤后开始在回撤通道中铺道。 6、１3102运输顺槽与13103回风顺槽联络巷内按标准敷设24k ｇ轨道120m,道岔两附。 三、回撤的工作面设备数目及数量 １、ＭＧ300/7３０型采煤机１台 ２、ZF7600／24／38型支架96架 3、ZFG7600/24/36型支架5架
第一章地质概况 一、矿井概况 该工作面位于3#煤层，山西组中下部，上距2#煤层平均间距7.24m。煤层结构简单，不含夹矸，煤层厚度在2.15m～2.23m 之间，平均厚度2.25m。煤层上部伪顶厚度为0-0.5m，但不稳定，煤层倾角3°～7°，平均5°，属稳定的可采煤层。井田内开采的3#煤层伪顶为炭质泥岩，回采过程中随采随落，直接顶为泥岩或粉砂岩，稳定性较好。煤层直接底板为砂岩泥岩。13111工作面在布置过程中未揭露断层。该煤层的绝对瓦斯涌出量为2.55m3/min，自燃倾向性属Ⅱ级自燃煤层。煤尘具有爆炸性。该煤层在本矿区无自燃发火历史。 二、工作面概述 1、工作面概述 13111工作面地面位于登福康煤业公司主立井东部，距主立井580m。布置在3#煤层内，地面标高+1300～+1325m，地面没有村庄及建筑物。井下标高+940-+950m，进风顺槽395m，回风顺槽340m，工作面采长83m。 该工作面使用MG150/375-W采煤机，液压支架采用ZY3600/11/25,刮板运输机型号为SGZ-630/220,转载机型号SZQ630/75，胶带输送机型号为DSP-800。 2、煤岩层综合柱状示意图（见附图1）
三、巷道规格 详见13111进风顺槽断面及支护示意图（见附图2） 13111回风顺槽断面及支护示意图（见附图3） 13111切眼断面及支护示意图（见附图4） 第二章地面设备、调试装车 根据指定的调试场所，进行解体设备及装车，下井的安装设备必须经相关科室验收合格后，方可下井。 1、现场解体、装车、起吊人员必须服从指挥、遵守场地有关规定，对设备认真负责，保证装车质量，佩戴安全帽，穿工作衣，严禁酒后作业。所有使用的工具每班作业前，必须进行检查，保证安全可靠。 2、刮板运输机在解体前，需进行带电试运行。 3、装车时，严禁超负荷运行，起吊设备时必须由运输队跟班副队长现场指挥，钩头、锚链，钢丝绳套必须挂好，集中精力，配合协调。严禁多人指挥，并由运输队跟班副队长指定专人设置警戒范围，起吊作业期间严禁其它无关人员进入警戒范围内，作业人员严禁站在起吊重物下，并远离设备下落可能波及的范围，防止重物下落伤人。
综采队端头维护工安全操作规程 综采队端头维护工安全操作规程 一、上岗条件 1、端头支护人员应熟悉采煤工作面顶底板特征、作业规程规定的顶板控制方式、端头支护形式和支护参数，掌握支柱与顶梁的特性和使用方法，经过培训、考试合格后，方可上岗操作。 二、安全规定 2、在进行支护前，必须在已有的完好支护保护下，用长把工具敲帮问顶，摘除悬矸危岩和松动的煤帮。 3、随时观察工作面动态，发现异常现象（如：巨大的震顶声、大量支柱卸荷或钻底严重、顶板来压显现强烈或出现台阶下沉现象等），必须立即发出警报，撤离所有人员，待顶板稳定后，由班（组）长按规定处理。 4、按作业规程的规定打设两道超前抬棚、保证支柱站直站正成一条直线，π型钢梁接顶严实，支柱初撑力、超前支护距离符合规定。 5、支护时，严禁使用失效和损坏的支柱、顶梁和柱鞋。 6、顶梁与顶板应紧密接触。若顶板不平或局部冒顶时，必须用木料穿实。 7、不准将支柱打在浮煤（矸）上，坚硬底板要刨柱窝、见麻面；底板松软时，支柱必须穿鞋。
8、支柱必须支设牢固、迎山有力；严禁在支柱上打重楔，严禁给支柱带双柱帽。 9、必须根据支护高度的变化，选用相应高度的支柱。选用1.0米以上的单体液压支柱时，支设最大高度应小于支柱设计最大高度0.1米，最小高度应大于支柱设计最小高度0.2米，选用其他支柱时，严禁超高支设。 10、不得使用不同类型和不同性能的支柱。 11、不准站在输送机上或跨着输送机进行支护。 12、调整顶梁、架设支柱时，其下方5米内不得有人。 13、临时支柱的位置应不妨碍架设基本支柱；基本支柱架设好前，不准回撤临时支柱。 14、平行作业的距离必须符合规定。支柱与回柱间的间隔距离不得小于15米，其他的符合作业规程规定。当支护工序与其他工序发生脱节时，支护工有权要求暂停或减缓其他工序，优先进行支护。 15、架设单体液压支柱时，要掌握好注液压力与时间，保证支柱的初撑力其柱径为100毫米的不小于90千牛、柱径为80毫米的不小于60千牛。 16、采用长钢（板）梁支护的，长梁要迈步支护、交替前移，不得齐头并进。 17、采用双楔顶梁支护的，双楔要成对使用齐全，反向插入打紧，伸出量要保持一致，伸出长度不得小于30毫米。
1210综采设备安装作业规程 第一部分工作面概况 一、安装工作面位置 地表位置为井田西部石仙岩沟西北山梁；地表为森林覆盖区，无建筑物、公路、水体等设施。 井下位于井田西北部。东运输巷北翼，北采区西翼距北运输巷1672米处。安装工作面西部50米外已探明采空区；北部为实体煤；东不为本工作面煤量；南部50米外已探明采空区。 二、安装工作面现状 本面切眼长153m，需安装123组支架。断面5×2.2m，顶板和西帮已用锚杆、锚梁与塑料网进行控制；运输与回风顺槽全部采用锚杆、锚梁与塑料网支护。切眼坡度0°～8 o呈北端高、南端低。 三、附工作面设备安装支护示意图（见图1） 第二部分安装系统 第一节辅助运输系统 一、运输设施的固定、设置及管理 对工作面及两巷内运输绞车的安设要求： 1、绞车采用地锚钢丝绳加压戗柱固定法，压戗柱选用直径不小于140mm。压柱垂直顶底板，戗柱前倾与底板成75～80o角，压戗柱不得影响司机操作视线，所有柱子应有防倒装置。 2、绞车施闸后，闸把在水平线以上30～40o即应闸死，闸把严禁打至水平线位置，调节螺栓拧入螺母内深度不得小于螺栓直径的1.5倍。
3、绞车护绳板应用框架固定，高度为750mm。 4、绞车控制按钮和信号按钮应安装在操作盘上集中安设，操作盘应固定在便于司机操作的位置，间距不大于5m。 5、钢丝绳头用正反三道绳卡打设。 6、钢丝绳必须采用专门绳卡装置，不得系在滚筒上，绞车松绳到所需地点，滚筒上至少有三圈绳不得放出，收绳后滚筒边缘应高出外层钢丝绳直径的2.5倍。 7、绞车必须采用远距离控制方式操作，严禁用开关就近操作。 二、警示系统 对辅助运输系统内的各部绞车，在服务长度超过30米时应设置单独的声光对打信号系统。 三、挡车装置的设置 在车辆的装卸点、车场坡头、坡底等地点停车必须打设双轨阻车器，保持常闭状态。 四、轨道质量 1、轨距600mm，其误差不超过10 mm。 2、轨枕间距1m（中至中），其误差不超过±50mm。道碴（用浮煤充填，充填不低于枕面的1/3，且表面平整）的粒度及铺设厚度应符合标准要求，轨枕下应捣实。对道床应经常清理，应无杂物、无浮煤、无积水。 3、扣件必须齐全、牢固并与轨型相符。轨道接头的间隙不得大于5mm，高低和左右错差不得大于2mm。 4、轨道直线段2条钢轨顶面的高低差，以及曲线段外轨按设计
第一章概况 第一节工作面位置及井上下关系
第二节煤层 一、煤层赋存 10#煤层结构简单，煤厚相对稳定，有不稳定的夹矸出现，平均煤厚为2.70m，硬度系数f约为1.5～2.8，上距4#煤层约61m；直接顶为L1灰岩，厚4m左右，中部常夹薄层砂质泥岩或泥岩，坚硬不易垮落；局部发育黑色泥岩伪顶，厚0.30m左右，结构疏松，极易破碎，多随煤层开采而冒落，给管理带来困难并增大煤的灰分。 二、储量 第三节煤层顶底板 顶、底板岩性特征表： 附图1：煤层顶底板综合柱状图
第四节地质构造 一、断层及其对回采的影响 根据10101运输、回风顺槽掘进揭露情况分析，该综采工作面地质构造简单，煤层走向为东北—西南，倾向西南，煤层倾角4°～16°，平均14°左右，经过掘进巷道揭露，本工作面回采范围内共有2条断层，构造详细情况见下表： 二、褶曲情况及其对回采的影响 该工作面的回风顺槽掘进至260米，运输顺槽掘进至280m时，煤层出现较大起伏，褶曲发育，倾角局部在20°左右，煤层厚度变薄，长约220m，渡过后，煤层厚度恢复原样。该段影响将来回采的正常推进，需对工作面采取防滑、防窜矸措施。 三、其它地质因素对回采影响 1、煤层直接顶为L1灰岩，硬度系数在6.2-6.8之间，在回采过程中顶板不易自然垮落，需采取强制性放顶措施。 2、10101回风顺槽掘进1670m时，揭露分氧化带，顶板发生变化无层理，均为黄土与碎块石，不定时的向下冒落。故在初采放顶的过程中，
工作面可能有黄土、碎石涌入，影响正常的回采推进，需编制初采、初放专项安全技术措施。 附图2：10101综采工作面地质剖面图 第五节水文地质 一、水文地质概况 根据山西地宝能源有限公司为我矿编制的《矿井水文地质类型划分报告》确定我矿水文地质类型划分为中等。 10101综采工作面位于石炭系上统太原组，主要含水层为岩溶裂隙水，含水层主要为间夹碎屑岩中的3～4层石灰岩，赋存段距40m左右，含水层主要接受大气降水补给，富水性较弱，单位涌水量约为0.00012 L/s·m，渗透系数为0.0012m/d，水质一般为HCO3·SO3-Ca·Mg·Na型，硬度小于150mg/L，矿化度0.696g/L，预计不会影响回采工作正常施工。 本井田内奥灰水位标高为819—822m，工作面底板最低标高约为784m，位于奥灰水位之下，10#煤层底板与奥陶系灰岩之间的隔水层厚度为80m，按照《煤矿防治水规定》中突水系数计算公式： T=P/M P=(H0-H1+M)*0.0098 =（820-784+80）*0.0098/80 =0.01MPa/m 其中T—突水系数 MPa/m； P—底板隔水层承受的水头压力 MPa； H0—奥灰溶岩水位标高 m；