第一章概況1.1井上下對照及四鄰關系山西中煤井東煤業有限公司井田位于山西省平朔礦區安太堡露天礦西北部，本井田的西南部，東有洪濤山，北西有西石山脈，南與朔縣平原相接。井田內山丘連綿，溝壑縱橫，植被稀少，基本為第四系黃土覆蓋，地形大體為中部低，兩邊高，最高處位于井田的東北部，海拔標高為+1490.0m，最低處位于井田南緣現有露天礦己開采未回填的坑底，海拔標高+1232.0m，最大高差井田南部為安太堡露天礦露采未回填礦坑，原始地表已不復存在，地勢由礦坑底部向四周自下而上呈臺階狀分布，其礦坑外為安太堡露天礦現排土場。礦坑底部南北寬約130m，東西長約270m，面積約35100m2。礦坑北部自下向上30m一個臺階，臺階寬度約9#煤XX工作面位于安太堡露天礦西北部，XX工作面北部與木瓜界礦相鄰，南部為炮采區，東部為井田邊界，西部為XX工作面，現有的地質資料和水文地質資料缺少，施工過程中發現問題及時與礦技術部、調度聯系，以便及早采用措施，保證生產順利進行。1.2地質特性及煤層頂、底板巖性1）地質特性井田內黃土廣布，根據地表出露和鉆孔揭露，地層由老至新有：奧陶系中統上馬家溝組(O2s)，石炭系中統本溪組(C2b)、石炭系上統太原組(C3t)、二疊系下統山西組(P1s)、二疊系下統下石盒子組(P1x)、二疊系上統上石盒子組(P2s)，第三系上新統(N2)，第四第(Q)等。現分述如下：奧陶系中統上馬家溝組(C2s)：為灰色、深灰色厚層狀石灰巖，質純性脆，致密堅硬。中夾棕褐色黃色斑點狀的豹皮灰巖，灰綠色鈣質泥巖或泥巖。底部為灰褐色同生角狀灰巖。厚約140m。石炭系中統本溪組(C2b)：本組多為灰色砂質泥巖、泥巖及灰白、淺黃色中粒砂巖，中部一般有兩層灰色石灰巖，下層常定為標志層K1，致密，偶夾海相化石，中上部偶夾凸鏡狀煤線，底部多為青灰色鋁土泥巖及褐紅色鐵質泥巖。厚度23.0～54.0m，一般厚42.0m。與下伏奧陶系灰巖呈平行不整合接觸。石炭系上統太原組(C3t)：為本區重要含煤地層，重要含4號、9號、11號煤層。其頂部重要為一厚煤層組及砂質泥巖之薄層互層，其煤層間多夾有高嶺土、砂質泥巖和炭質泥巖；上部為一厚層之砂帶，夾一不穩定之薄煤層；中部為一煤層組，賦存有薄煤層與砂質泥巖互層，其厚煤層間夾有高嶺土、炭質泥巖、砂質泥巖等；下部重要為砂質泥巖、薄層泥灰巖、砂巖并夾一厚煤層。其厚度為43.0～112.0m，一般厚90.0m，與本溪組呈整合接觸。二疊系下統山西組(P1s)：本組重要為灰白、灰黃色厚層狀中、粗砂巖，偶夾薄層狀礫狀砂巖，另一方面為灰色、暗灰色或黃綠色粘土質泥巖及砂質泥巖，中下部局部夾1～2層發育不穩定之煤層，底部之粗砂巖或礫狀砂巖定為標志層K3。本組厚度38.0～90.0m，一般厚58.0m，與下伏石炭系上統太原組地層呈整合接觸。二疊系下統下石盒子組(P1x)：本組重要為灰黃綠及淺黃色厚層狀中粗砂巖，間或與青灰色泥巖、青灰色砂質泥巖互層，砂巖之巖性及厚度變化均較大，膠結較疏松，交錯層理，中部常夾1～3層硬質及軟質耐火粘土，砂質泥巖及泥巖中常含植物化石，底部常有一層不穩定之粗砂巖或礫狀砂巖，定為標志層K4。本組厚度40～120.0m，一般厚80.0m，與下伏山西組地層呈整合接觸二疊系上統石盒子組(P2s)：與下伏下石盒子組地層呈整合接觸關系。巖性為蘭灰、灰色、灰綠、暗紫紅色砂巖砂質泥巖、粉砂巖，中夾灰綠色、淺紫色中粗粒砂巖及其途鏡體。下部為厚層狀灰白～黃綠色粗砂巖，分選差，常含礫石及泥質團塊，多形成砂巖陡壁，上部疏松，易風化。底界標志層為灰白、灰綠色含礫粗砂巖，含綠色礦物及肉紅色長石，交錯層理極其發育。本組地層厚約60m。第三系上新統(N2)：本統地層與下伏地層呈角度不整合接觸。巖性為棕紅色粉砂質亞粘土，內含黑色鐵錳質斑點，中下部常夾3～5層鈣質結核。第四系(Q)中、上更新統(Q2～3)：上部為土黃色粉砂質亞沙土，垂直節理發育，．其底部有2～6m的礫石層；下部為線紅色沙質粘土，其底部有2～4m沙礫層。厚5～80m，一般為50m左右。全新統(Q4)：沖積層，為現代河床、河漫灘堆積物，以礫石為主，間有一些沙土；二級階地為亞沙土平次生黃土，含較多的腐植土。厚約25m 直接頂：粗砂巖，灰白色，厚度1.66—4.24m，平均厚2.83m，分選性極差，顆粒帶有棱角，成份以石英，長石為主，局部地段有粉砂巖厚1.02m。 直接底：灰白色細砂巖，厚度0.25—3.85m，平均厚1.60m，含暗色礦物，致密堅硬，分選性好，顆粒不明顯，局部地段頂部具有黑色泥巖，平均厚1.35m。2）、含煤地層地質特性石炭系中統本溪組(C2b)：巖性由鋁土巖、泥巖、細碎屑巖及薄層石灰巖組成。含黃鐵礦結核及星散狀黃鐵礦，緩波層理及水平層理較發育。頂部泥巖中見有透鏡狀細砂巖包裹體。其巖相以濱海相、淺海相為主，另一方面為過渡相與泥巖沼澤相。古地理屬濱海平原型。含煤性很差，僅上部含一薄煤層，厚0～0.85m。本組地層以鐵鋁巖層和泥質巖較發育。厚石炭系上統太原組(C3t)：為重要含煤地層。巖性由灰白色碎屑巖，深灰色泥巖，煤層及泥灰巖組成，砂巖中具緩狀層理及微斜層量。其中碎屑巖比值較大，為一套以海陸交互相為主的含煤巖系。其巖相為濱海相、三角洲相、沖積相及泥巖沼澤相。自中石炭世起華北陸臺下降，開始接受沉積，并隨著著小型振蕩運動。到上石炭世展現了一個廣闊的濱海沖積平原的古地進景觀，由于距陸緣侵蝕區較近，地殼的沉降幅度與沉積物補償大體平衡。保持了泥巖沼澤的聚煤環境。形成了4、9、11號三層煤層。在井田內4、9、11號三層煤厚度分別為9.05～11.75m，7.45～8.75m，1二疊系下統山西組(Pls)：巖性以灰白色不同粒級碎屑巖為主，間夾淺灰色粘土巖，含l～3層極不穩定的薄煤層，全組厚40～86m，一般厚65m(見附圖：)1.3地質構造1）.區域構造本井田地處寧武煤田北部，寧武煤田為一繼承性向斜構造盆地。寧武向斜軸走向：井坪～陽方口近SN；陽方口～靜樂為NE30°，向斜軸除朔縣平原偏向西部外，一殷偏向東部，且東翼地層傾角大于西翼，為一不對稱向斜。寧武煤田東部結構造較西部復雜，地層傾角30°以上，有的達70～80°，甚至直立、倒轉。大的逆斷層多分布于此。中部地層傾角平緩，一般在10°以下，無急劇褶曲，微傾斜波狀起伏比較發育，其兩翼傾角一般在2～5°左右。斷裂發育在煤田東西兩側，重要在東部。以走向NE20～50°。一組為主，多為高角度的正斷層，逆斷層較少。另一組為NW15～45°，但數量稀少，規模較小，影響甚微。2）.邊幫區構造邊幫區位于寧武煤田朔州礦區東部，寧武向斜北端。區內僅南部邊界有一處斷層，末見陷落柱和巖漿巖侵入。1.4煤塵、瓦斯及自燃情況1）、瓦斯據山西省安全生產監督管理局晉安監煤字[2023]9號文，該礦的瓦斯鑒定結果為：其礦井瓦斯相對涌出量為1.05m3/t，絕對涌出量為0.48m3/min；二氧化碳相對涌出量為3.18m2）.煤塵根據該礦2023年6月5日采用的煤樣經國家煤及煤化工產品質量監督檢查中心測試，井田內4號煤層火焰長度為＞400mm，巖粉用量為90%，有煤塵爆炸性。因此，在生產中應注意加強防爆措施，及時解決浮煤和粉煤，必要時可灑巖粉，并進行灑水防塵，以防發生煤塵爆炸。3）.煤的自燃根據該礦2023年6月5日采用的煤樣經國家煤及煤化工產品質量監督檢查中心測試，井田內4號煤層吸氧量為0.69cm3/g，自燃等級為Ⅱ，屬自燃煤層，而9號和11號煤層其化學性質與4號相近，亦屬自燃煤層。其自然發期為6個月。因此，在此后回采過程中，應加強對采空區的封閉工作，抓好巷道中浮煤、木屑、油脂等易燃物質的清理與回收工作，以減少和杜絕煤層自燃發火的也許。本面所采礦聯井9#煤屬低瓦斯工作面，煤炭自燃傾向等級為二類自燃傾向，煤塵具強爆炸性。回采時規定防爆設施齊全，并制定嚴格的防爆措施，并且嚴格執行防爆措施。1.5煤系及煤質XX工作面所采煤層為石炭系上統太原組9#煤層，煤層產狀平緩，裂隙較發育，9#煤層厚8.5—9.5m，平均厚度9m，在本工作面9#煤頂部與8#煤合并，9#煤底部與10#煤間距為1.6——5.35m，平均為3.04m，（在本區10#煤平均厚度0.81m）。9#煤層結構復雜，含夾矸2—6層，夾矸巖性多為黑色粉砂巖，局部中間夾灰褐—黑褐色高嶺石2—3層，9#煤層為半亮型—半暗型，油脂光澤，條帶狀結構，該工作面煤層節理發育，性脆，見黃鐵礦結核，局部地段頂部有高灰分煤平均厚2.09m。1.6工作面水文地質情況1）.區域水文地質概況區域位于朔州盆地水文地質單元，其地表水為海河流域的桑干河水系，深部奧灰水屬神頭泉域，其直接補給區為西部的管涔山和東南部的呂梁山、恒山基巖裸露區及河流滲漏段。在接受大氣降水垂直滲透補給后，深層奧灰水向東南方向運送，最終在神頭、新磨、小泊一帶以群泉形式排出地表，神頭群泉出露標高在1048～1058m之間，流量7m3/s左右，有逐年減少趨勢。煤系地層裂隙水和松散巖類孔隙水，在接受大氣降水補給后，有互補現象，在基巖切割深處，多以泉的形式排出地表，最終匯入桑干河。根據含水巖系的含水介質及地下水動力特性，分為如下三類含水巖組。⑴碳酸鹽巖類巖溶裂隙含水巖組重要指寒武、奧陶系灰巖，該地層在區域西部，西北部大面積裸露，形成巖溶水補給區。在礦區范圍內是巖溶水逕流區，該含水巖組由于補給面積，巖溶裂隙發育，富水性極強，單井出水量可達500m3/d以上，水質類型為HCO3～Ca·Mg⑵碎屑巖類裂隙含水巖組重要指石炭系太原組砂巖、二疊系出西組砂巖和石盒子組砂巖。該地層廣泛分布于區域的中部和北東部。該含水巖組由于受構造控制，富水性極不均勻，在構造發育部位和風化帶中，富水性較好，在裂隙不發育部位富水性較弱，一般屬弱富水含水層，水量可達3～30m3/d⑶新生界松散巖類孔隙含水巖組重要指第四系中、上更新統和全新統地層。按沉積物堆積類型重要有三種含水層，一是盆地周邊洪積扇中的砂礫石含水層；二是山間凹地及重要溝谷中沖洪積層中的孔隙含水層；三是洪積扇前傾斜平原中的砂層孔隙含水層，該含水層厚5～15m，補給來源重要為大氣降水和基巖裂隙水的側向補給，含水層在洪積扇中部，富水性一般較好，在山間凹地及重要溝谷中間沉積較厚時，由于基巖的側向補給，富水性亦好。沉積在梁茆之上的松散層多為透水不含水巖層。在賦存條件較好地段，可作為臨時供水水源。2）.井田重要含水層⑴奧陶系巖溶裂隙含水層奧陶系石灰巖是煤系地層的基底，是煤層的間接充水含水層，井田奧陶系巖溶水屬神頭泉域，據《山西省平(魯)—朔(縣)礦區馬關河西詳查地質報告》，本井田奧灰水水位標高在1070～1100m之間。根據該報告資料奧陶系下馬家溝組與亮甲山組巖溶裂隙比較發育，屬強富水含水層，而上馬家溝組富水性不佳，僅在一段局部裂隙發育，富水性較差。該組是本區重要含水層，一般單并出水量可達500m3/d⑵石炭系太原組砂巖裂隙含水層該組含水層是主采9、11號煤層的重要充水含水層，11號煤下部的K2砂巖，巖性為中、細砂巖，含水層厚5.0～19.5m，平均10m左右，鉆孔單位涌水量為0.03～0.17L/s·m，屬弱富水含水層，局部富水中檔，5～8號煤層間的砂巖含水層，水位標高1134.22～1335.5lm，鉆孔單位涌水量為0.015～0.04L/s·m，滲透系數0.12～0⑶二疊系山西組砂巖裂隙含水層是主采4號煤層的重要充水含水層，巖性重要為中～細粒砂巖，是4號煤層的直接頂板。根據鉆孔抽水資料，單位涌水量0.0051～0.77L/s·m，滲透系數0.55～3.34m/d⑷二疊系下石盒子組砂巖裂隙含水層該組多位于侵蝕基準面以上，是風化殼的重要組成部分之一，以黃色含礫粒砂巖為主，厚度與巖性均變化較大，富水性不均勻，泉水多，且流量較大，據峙峪鉆孔抽水資料，單位涌水量0.0044～2.62L／s·m，滲透系數0.327～13.56m／d⑸二疊系上石盒子組砂巖裂隙含水層分布較廣，是風化殼的重要組成部分之一，處在侵蝕面以上，根據鉆孔抽水資料，單位涌水量0.01～3.42L/s·m，滲透系數0.51～3.07m/d，泉水流量大，為0.55～28.9L/s·⑹第三系孔隙含水層重要為盆地周邊洪積扇中的砂礫石含水層，山前傾斜平原中的粗、中、細砂含水層，該含水層重要為上層滯水，水量小，對煤層開采無影響。⑺第四系全新統孔隙含水層重要分布在山間凹地及重要溝谷中，重要指區內溝谷中沖洪積沙礫石含水層，該層含水較小，對煤層開采無影響。3）.隔水層區內各含水層之間基本上都有隔水層相間，但重要隔水層有以下幾種。⑴奧陶系上馬家溝組泥灰巖隔水層根據原228隊詳查報告，本井田奧陶系地層巖溶裂隙均發育在下馬家溝且與亮甲山組地層中，而上馬家溝組巖溶裂隙極不發育，巖性重要由灰巖、泥質、白云質灰巖、泥灰巖等組成，僅在其一段底部有1～4m裂隙發育帶，該組地層厚60m⑵石炭系本溪組泥巖隔水層本井田內11號煤層至奧陶系灰巖的隔水層重要為石炭系中統本溪組的地層，巖性重要由灰～淺灰色粘土巖，鋁土質泥巖組成，平均厚40m左右，隔水性能良好，是奧灰水與煤系地層間的重要隔水層。⑶石炭系太原組泥巖隔水層在太原組中4號與9號煤之間，9號與11號煤層之間及11號煤層與本溪組地層之間，均有砂質泥巖或泥巖，皆為良好隔水層。⑷二疊系山西組泥巖隔水層本組中的粘土質泥巖及砂質泥巖，為下伏煤系地層與上覆石盒子組含水層間的隔水層。⑸二疊系石盒子組泥巖隔水層石盒子組地層重要由泥巖、砂質泥巖、細～粉砂巖組成，夾少量中～粗粒砂巖，特別是在下石盒子組頂部及上石盒子組下部各有一層分布全區且厚度穩定的泥巖，是煤系地層上部較好的隔水層，本隔水層極為有效地阻止上部裂隙水向下滲透補給煤系地層中的含水層。⑹第三系隔水層第三系中上部的粘土厚度穩定，分布全區，從而隔絕了第四系孔隙含水層與下伏地層的水力聯系。⑺第四系紅色粘土隔水層第四系黃土層下部為紅色砂質粘土，是良好的隔水層。4）.各含水層間補給關系和動態本井田內各重要含水層之間無密切的水力聯系，由于區內現發現有斷層，落差小，且各含水層之間都有厚層之泥巖與砂質泥巖等隔水層存在，未發現涌水量有明顯變化，也證明它們之間無密切的水力聯系。但是，若有大的斷裂構造，各含水層有被串通的危險，因此，在生產中應做到“有疑必探，先探后掘”，以免發生事故。5）.井田水文地質類型井田內重要可采煤層為4、9、11號煤層，4號煤層重要充水層為山西組底部的K3砂巖裂隙含水層，K3砂巖含水層的單位滲水量在0.051～0.77L/s·m9、11號煤層的直接含水層是太原組砂巖裂隙含水層，根據抽水實驗資料，單位涌水量在0.015～0.044L/s·m，屬弱富水含水層，根據地質報告，奧灰水在本區的水位標高在1070～1100m之間，11號煤層的底板標高在1166.30～1191.20m，11號煤層最低點標高為1166.30m，奧灰水水位低于煤層底板60m6）.礦井涌水量根據調查臨近生產煤礦的水文地質條件與本井田相似，可以類比。礦井水源從生產中觀測，重要來自頂板淋水。設計參考臨近一、二號井估算，取礦井正常涌水量150m3/h，最大涌水量180m根據現有勘探資料及掘進期間涌水量狀況，9#煤層XX工作面直接充水因素重要是上部太原組砂巖裂隙含水層。該含水層富水性弱，補給源充足，預計XX工作面在回采過程中受水影響較大。根據9003、9004、9005工作面回采期間涌水量狀況來看，預計XX工作面在回采期間正常涌水量150m3/h，最大涌水量180m3/1.7工作面幾何尺寸、儲量計算(1)幾何尺寸工作面長度：9#煤層XX工作面凈煤長度為:249.5米工作面可采長度:1060米機采高度3.2米，放煤高度煤層厚度：8.5～9.5m，XX工作面煤層總厚度平均為9.0容重1.45g/cm3。底板傾角2～5°，平均角度(2)儲量計算①工業儲量：1060×249.5×9×1.45=3451334t②設計采出煤量計算因距切眼20米不放煤，停采線前30米不放頂，割煤回采率97%，放煤回采率割煤采出量：1060×249.5×3.2×1.45×97%=1190327t放煤采出量:(1060-20-30)×(249.5-9)×(9-3.2)×1.45×80%=1634265t設計出煤量：1190327+1634265=2824592t綜合回采率：（2824592÷3451334）×100%≈82.%回采時在工作面順槽膠帶運送機的靠近機頭地段安設核子稱，衡量工作面實際采出煤量。在回采過程中按規定探測煤層的厚度，根據實際情況，計算工作面的動用儲量和回采率，并查明煤炭損失因素。

第二章工作面巷道布置方式2.1巷道布置及開采方法巷道布置：XX工作面兩條順槽及切眼均沿煤層底板布置，兩條順槽互相平行。輔運順槽兼作進風巷，通過XX輔運順槽、XX輔輔聯巷與中央輔運大巷相通，構成工作面的進風系統和輔助運送系統；主運順槽兼作回風風巷，通過XX切眼和XX主運順槽與中央主運大巷和中央回風大巷相聯，構成工作面的主運系統和回風系統。2.2巷道斷面及支護形式（1）、工作面輔運順槽采用錨網（索）支護，矩形斷面，凈寬5m，凈高3.5m。頂板選用Φ22×2400mm左旋無縱筋等強螺紋鋼錨桿,錨桿間、排距1100×1100mm。錨索選用Φ17.8×7300mm鋼絞線，居中布置，間隔3.3m，右幫錨桿選用Φ18×1700mm的圓鋼錨桿；左幫選用Φ18×1700mm的玻璃鋼錨桿,鋪塑料網，規格：長×寬＝30000×1500mm。每排每幫打2根，最上一根距頂板300mm，錨桿間、排距1200×1100mm（2）、工作面主運順槽巷道采用錨網、錨索聯合支護。矩形斷面，凈寬5m，凈高3.5m。頂錨桿采用φ22×2400mm螺紋鋼錨桿，間排距1100×1100mm，每排5根錨桿，最外一根距巷幫300mm，并與頂板成75°向外打錨桿；左邦錨桿選用Φ18×1700mm的圓鋼錨桿；右幫選用Φ18×1700mm的玻璃鋼錨桿,鋪塑料網，規格：長×寬＝30000×1500mm。間排距1200×1100mm，每幫每排各2根，最上一根距頂板300mm,并壓住頂網與幫網搭接處，最下一根壓住幫網下邊沿；錨索采用φ17.8×7300mm(3)、工作面切眼，采用錨網（索）支護，矩形斷面，工作面切眼凈寬8.5m,凈高3.3mm,頂板選用Φ22×2400mm左旋無縱筋等強螺紋鋼錨桿,錨桿間、排距800×800mm；錨索選用Φ17.8×7300mm鋼絞線，錨索間排距2023×第三章采煤方法及回采工藝3.1采煤方法XX工作面采用走向長壁綜采放頂煤方法，頂板解決為所有垮落法。3.2采放工藝2.1.采煤工藝：XX工作面為綜采放頂煤工作面，放煤工藝定為一采一放。設計采高為3.2米。煤機割煤一刀，放煤一次，循環進度0.80m2.2.進刀方式：端頭斜切進刀，進刀長度為30m，截深0.80m，單向割煤。2.3.工藝過程：煤機割煤→移架→放煤→回刀→推前溜→放煤→清理→拉后溜現以煤機從機頭通刀開始運營為例說明采煤工藝流程：①煤機割通機頭返刀到溜尾，從機尾向機頭割煤，右滾筒割頂煤，左滾筒掃底煤，并滯后煤機滾筒4～6架開始移架；②當煤機正常往機頭進刀時，專職放煤工從165#支架開始第一輪向機頭方向放頂煤(機尾4架、機頭4架不放)，逐架放煤；③煤機割通機頭后，煤機右滾筒降下掃底煤，向溜尾返刀走空刀，走空刀時專職放煤工從5#支架開始第二輪向機尾方向放頂煤(機尾4架、機頭4架不放)；④反復機尾向機頭工藝過程。2.4采放比：工作面設計采高擬定為3.2米，采放比為3.2:(9.0-3.2)=1:2.5層位控制嚴格沿9#煤底板回采，使工作面層位控制合理。2.6.工藝規定2.6.1割煤割煤采用MGTY400/930-3.3D型雙滾筒采煤機，并自行裝煤。采用端部斜切進刀方式，單向割煤，往返一次割一刀。煤機在工作面端頭斜切進刀，回采時沿9#煤底板回采，頂、底板要割平，嚴禁出現臺階，煤壁要齊直，嚴禁出現割底板、留底煤、留傘檐現象，如因掘進時巷道留底煤或破底板時，要根據現場實際情況，使留底煤或破底板現象控制在最小范圍內。工作面采高控制在3.2±0.22.6.2移架工作面移架必須配備專職人員，由技術純熟的工人操作，在割煤時滯后煤機后滾筒4-6架進行移架,采用分組追機移架及時支護頂板的方式。當頂板破碎或片幫時,能移超前架的提前移超前架，不能移超前架的必須及時打出支架護幫扳,并在煤機前滾筒割煤后,追機帶壓擦頂移架，必要時停機移架。支架要移成直線，移架步距為0.8m。支架要移到位，接頂要嚴實有力。移架時不準停后溜。2.6.3推前溜在煤機返空刀到機尾后，開始推前溜，并依次按順序推溜,嚴禁由兩頭向中部或由中部向兩頭推溜，一律在溜子運營中推溜,輔運順槽端頭斜切進刀段外嚴禁緊隨煤機推溜或停溜時推溜。2.6.4放煤放煤由專職放煤工負責，采用采放平行作業、一采一放雙輪順序放煤方式；初次放煤在工作面推出原切眼后,根據實際情況即行放煤，停采線前30m停止放煤。機頭、機尾三架不放煤。由兩名專職放煤工滯后移架，166架開始放煤，煤機從機尾割煤后，滯后煤機10架開始第一輪放煤，第一輪放出頂煤的1/3，煤機割通后，返刀時后滯后煤機10架，開始第二輪放到見矸1/3關門，兩輪放煤間距10-152.6.5清理工作面前部溜子推過之后，要將支架底座前方、架間、電纜槽的浮煤清理干凈。后溜前方如堆煤較多，影響放煤視線，要用鐵鍬將其鏟入后溜中運出。2.6.6拉后溜拉后溜在第二輪放完煤后滯后15架進行拉移。拉后溜時煤機從機頭向機尾回刀時先拉后溜機頭,依次從機頭向機尾在運營中拉后溜；煤機從機尾向機頭吃刀時與之相反,溜子彎曲長度嚴禁小于22.5m。拉移步距0.80m2.6.7拉移轉載機工作面每推動兩個循環,必須及時拉移轉載機，嚴禁滯后，以避免轉載機尾伸入進風隅角采空區側過多，而導致進風隅角難以維護。2.7放煤步距的擬定放煤步距由割煤步距、采高、煤層厚度、架型來共同擬定:該面割煤步距為0.80m，每割煤一刀放煤一次，擬定放煤步距0.80m。2.8放煤規定2.8.1初次放煤時，應在工作面刷幫試采，出切眼后視實際情況進行放煤，防止將老塘冒落的切眼支護材料放入后溜中，嚴禁亂動尾梁、插板及放煤操作手把，防止發生意外事故。2.8.2放煤工應加強責任心，放煤時注意觀測煤流情況，碰到矸石（黃泥）急劇增長時要及時停止放煤，將插板打出，尾梁擺起。2.8.3放煤時，若遇大塊煤不易放出，可反復伸縮插板，并上下擺動尾梁使頂煤破碎、充足冒落.2.8.4放煤時要加強煤質管理，見矸石1/3即停止放煤，保證含矸率及灰分不超標。放煤嚴禁漏架不放，頂煤要放干凈，嚴禁隨意丟失頂煤。加強頂煤的回收，提高回采率。2.8.5應嚴格控制割煤和放煤的速度，保證運送煤量均衡，設備運轉正常。

第四章頂板管理工作面采用放頂煤支架支護頂板，采空區所有垮落法管理頂板。4.1支架選型選型原則和規定：1)支架的初撐力和工作阻力要適應直接頂和老頂巖層移動產生的壓力；2)支架的結構和支護特性，要能適應和保護暴露頂板的完整性；3)支架底座要適應底板巖石的抗壓強度；4)支架支撐高度要與采高或煤層厚度相適應；5)支架的安全性能要好。支架支護強度：P=8Mr(t/m2)式中：M—采高為3.r—直接頂巖層平均容重2.4t/m3則：P=8×3.2×2.4 =61.44(T/m2) 則支架支護阻力為P0=PSgKN式中：P=61.44T/㎡，S=L1×L0g＝9.8m/s支架最大控頂距L1=6.134mm支架寬度L0=1.50mm則，P0=61.44×6.134×1.50×9.8=5540(kN)ZFS8000/23/37型放頂煤液壓支架工作阻力為7884～8150(P=40.75MPa)KN>P0，支護強度滿足規定。ZFS8000/23/37型放頂煤液壓支架工作阻力驗算如下：F=P(Lk+LD)·B其中：F——支架工作阻力(kN)；P——支架的支護強度，為1000KN/m2；Lk——斷面距，為0.424LD——頂梁長度，為4.915m；B——支架寬度，為1.5m；則：F=1000×(0.424+4.915)×1.5=XXXKN故支架的工作阻力符合規定，擬定支架的型號為ZFS8000/23/37型放頂煤液壓支架。安裝ZFS8000/23/37基本支架161臺，ZFG8000/23/37端頭過渡支架8臺。4.2工作面控頂距最大控頂距為6134mm，最小控頂距為5334mm，端面距不大于424mm。4.3工作面支架支護頂板的基本規定規定割煤后，及時移架支護新暴露出的頂板，縮小頂板暴露面積，以防導致片幫、漏頂、冒頂事故。支架的初撐力≥24MPa，支架接頂要實要平。所用支架為本架操作，在移架時兩相鄰支架一方面推上勁，再移本架。端面距超過424mm時要及時移超前架或打出護幫板。降架時，掌握好降架高度，做到少降快移，嚴禁大降慢移。端面距大時要打出護幫板做到及時護頂或者移超前支架，端面距嚴禁大于424mm，保證支護質量和控頂效果。4.4主、輔運順槽超前支護4.1主運順槽支設30米超前支護，，主運順槽采用長度4000mm或4500mm，花邊鋼梁，沿工作面方向平行布置，采用DZ－3500型或DZ－4000型單體液壓支柱，棚距1.0米，支柱初撐力≧90KN。4.2頂板來壓或破碎時要加長加密支護。人行道高度不低于2.4m4.3主運順槽中間的超前支護距離大于10m(主運順槽中間一排至破碎電機處)，主運順槽右幫的超前支護距轉載機右側相距0.2米，主運順槽左幫的超前支護距主運順槽左幫0.7m。主運順槽中間一排的超前支護距轉載機左側0.2米4.4輔運順槽支設30米超前支護，超前支護采用DZ－3500型或DZ－4000型單體液壓支柱，配合4000mm或4500mm花邊鋼梁，一梁三柱，棚距1.0米，沿工作面平行布置，輔運順槽左幫的超前支護、輔運順槽右幫的分別距兩幫0.5～0.7m。4.5輔運順槽頂板破碎、巷道超高地段采用4000mm或4500mm花邊鋼梁作梁間距1.0m，單體采用DZ－3500型或DZ－4000型液壓支柱，或DW(31.5、35)－250/100X液壓支柱，支柱初撐力≥90KN，用半圓木、道木接實頂板，保證支柱支護高度不超過3.3米。底軟時單體要墊方道木或4.6三向閥一律和巷道方向一致，卸液口向外。所有支設的單體要上防倒帶，掛在手把處。并在單體的柱帽處用10#鐵絲雙股綁扎牢固與頂部的錨網梁聯好。所有鋼梁必須用10#鐵絲雙股綁扎牢固與頂部的錨網梁聯好。兩道超前50米范圍內嚴禁存放備用材料配件或設備。4.7如主、輔運順槽礦壓顯現明顯，要加長和加密超前支護，并在巷道受壓較大處加強支護，另行補充專項安全技術措施。4.5端頭和出口支護5.1工作面上下出口必須安全暢通，高度不低于2.4m（支架最低高度為2.3m），行人寬度不小于0.7m。工作面上下端頭采用ZFG8000/23/37型放頂煤端頭過渡液壓支架支護頂板，機頭、機5.2主運順槽中間的π型鋼梁前端支護到前部溜頭前端，后部支護到轉載機尾，在上端頭靠工作面1#支架右側各支設一根跨前后部運送機機頭的端頭抬棚，抬棚與支架、轉載機間距0.2m，抬棚采用5.5米長π型鋼梁配合單體液壓支柱支設，邁步前移0.8m。單體采用DZ－3500型或DZ－4000型，支柱初撐力≥90KN，底軟時穿鞋。若端頭頂板不好，容易導致竄煤、矸埋轉載機尾，則在原網下覆菱形金屬網，用長度2500mm5.3主運順槽左幫的超前支護要一直延續到主運順槽放頂線處，同時作為端頭支護。5.4主運順槽右幫和中間的超前支護要一直延續到端頭支架前梁或抬棚處，在煤機割到端頭前每排每次拆除一根支柱，嚴禁提前拆除或一次一排拆除多根支柱，同時及時移端頭支架或抬棚并將端頭支架前梁的伸縮梁伸出去接近到前方棚梁。5.5輔運順槽的右幫和中間的超前支護要一直延續到輔運順槽放頂線處，同時作為端頭支護。5.6輔運順槽的左幫的超前支護，在煤機割到端頭前每排每次拆除一根單體液壓支柱，嚴禁提前拆除或一次一排拆除多根單體液壓支柱。4.6主、輔運順槽放頂設計6.1工作面輔運順槽放頂線與機尾端頭支架切頂線一致，嚴禁超過支架尾梁距離。主運順槽由于受轉載機機尾的影響，工作面主運順槽放頂線滯后于機頭端頭支架插板伸出時的尾端2～3米6.2在主運順槽放頂線處用4.5米花邊鋼梁作梁，沿工作面方向布置，梁下支設3根單體做切頂支柱，并在每根切頂支柱旁支設戧柱或加扶戧棚。所有棚子與頂板要用方木、半圓木等接實、接平；切頂線支柱數量齊全，梁下基本柱不缺，無空載和失效支柱。6.3工作面上、下隅角懸頂面積較大時，在瓦斯濃度不超限情況下進行人工強制放頂，強制放頂方法同初次放頂。進風、回風隅角懸頂面積不得超過2×5㎡超過以上懸頂面積必須及時退錨,退錨作業人員站在切頂線以內。4.7備用支護材料及存放：為維持工作面正常生產，輔運順槽必須備有一定數量的常用支護材料：名稱規格數量名稱規格數量半圓木Φ200×202320(根)花邊鋼梁5.5m4.54根20根半圓木Φ200×400040(根)單體DZ－35、DZ－40DW(31.5、35－250/100X)20根20根方木200×200×150040(塊)花邊鋼梁4500mm20根材料存放在距設備列車50米外的安全地帶，靠一幫碼放整齊且不超過巷道寬度的三分之一，嚴禁影響通風、行人和運送。備用材料的數量在特殊需要時可適當增長。

第五章煤質管理1、加強頂板管理，提高工程質量，防止漏、冒頂事故。2、放煤時，頂煤必須放干凈，要注意觀測放煤的情況，第二輪見矸（或黃泥）后就及時關閉插板，嚴禁大量矸石（或黃泥）流入煤流系統，減少含矸量。3、嚴禁隨意割底板矸石，減少含矸率。4、工作面遇斷層時編制專項管理措施。5、混入工作面的大矸石或雜物派專人及時撿出，拋入老塘。6、采煤機、運送機停止運轉后及時關閉電機冷卻水和噴霧防塵水，采煤過程中的其它水流嚴禁進入煤流系統。7、煤流運營中嚴禁雜物混入煤流，已混入的及時揀出。8、煤倉上口要安設鐵篦子，并設專人管理，解決大塊矸石和木料等雜物，防止其進入煤倉。9、開機前，必須將兩端頭、工作面積水排凈后，方可開機。10、各轉載點噴霧、煤機內外噴霧、架間噴霧、做到停機停水，開機噴霧，以減少外在水分。11、檢修時間，必須將各設備冷卻水關閉（檢查冷卻系統時除外）。12、煤機在兩端頭割通后，維護人員及時將割出來的煤壁以外的錨桿、托盤清理干凈、嚴禁進入煤流。13、檢修班檢修后的棉紗、廢油、舊件、損壞件按指定點存放。14、包裝紙、塑料袋必須清理干凈，嚴禁進入煤流。15、工作面的物料、設備配件、工具要分類碼放整齊，固定作業場合必須設立垃圾箱，并正常使用，定期解決。

第六章工作面設備選型和技術特性1、采煤機采煤機選用太原礦山機器集團有限公司MGTY400/930-3.3D型采煤機，該煤機總體結構為多電機橫向布置，牽引方式為機載式交流變頻無極調速的強力銷軌式無鏈牽引，電源電壓為3300V，以計算機操作、控制，并能中文顯示運營狀態、故障檢測。其技術特性表如下：序號技術指標技術參數1采高2.0—3.5米2生產能力1500t/h3牽引速度0-7.7-12.8m/4裝機功率930千瓦5滾筒水平中心距12.211m6采煤機高度157過煤高度762mm8有效截深89滾筒直徑202310最大臥底量26011適應傾角≤25°9用水量320L/min2、液壓支架液壓支架選用北京煤礦機械廠生產的ZFS8000/23/37型正四連桿四柱支撐掩護式低位放頂煤液壓支架和ZFG/8000/23/37型反四連桿四柱支撐掩護式放頂煤端頭過渡液壓支架。技術特性表如下：端頭架技術特性表序號技術指標技術參數1支架型號ZFG8000/23/372支護高度2300—3700mm3支架中心距1600mm4初撐力6185(P=31.5MPa)KN5工作阻力8000(P=40.8MPa)KN6支護強度(f=0.2)0.89-0.92MPa7對底板的平均比壓(f=0.2)0.2-0.7MPa8適應煤層傾角≤20o9操作方式本架操作10自移步距800mm支架技術特性表序號技術指標技術參數1支架型號ZFS8000/23/372支護高度2300～3700mm3支架中心距1500mm4初撐力6150-6322(P=31.5MPa)KN5工作阻力7884-8150(P=40.75MPa)KN6支護強度(f=0.2)0.967-1.027MPa7對底板的平均比壓(f=0.2)2.956-3.139MPa8適應煤層傾角≤20o9操作方式本架操作10自移步距800mm3、工作面前、后部運送機刮板輸送機選用張家口煤礦機械有限公司生產的SGZ1000/2×700型前部輸送機、SGZ1200/2×700型后部輸送機，該機采用雙中鏈布置，電機可高低速轉換，水冷卻；可正反轉，鏈條強度大壽命長等特點，其技術特性表如下：前、后刮板輸送機技術特性表序號技術特性技術參數1刮板機功率機頭700KW機尾700KW2鏈條(260mm雙中鏈)42×146緊湊鏈3鏈速1.4運送能力2500t/h4、轉載機轉載機選用張家口煤礦機械有限公司生產的SZZ1200/525型轉載機，該機采用自移系統與皮帶機尾連接,其技術特性表如下：轉載機技術特性表序號技術指標技術參數1功率525KW2運送能力3500t/h3鏈中心距500mm4鏈速1.8m/s5鏈類型38×137雙中鏈6冷卻方式水冷卻7電壓3300V8長度55m9轉載機前移方式邁步自移10邁步自移行程1100mm5、破碎機破碎機選用張家口煤礦機械有限公司生產的PCM400型破碎機，其技術特性表如下：破碎機技術特性表序號技術指標技術參數1型號PCM4002功率400KW3破碎能力3500t/h4電壓3300V5破碎形式錘式6破碎傳動方式電機+偶合器+減速器+錘軸總成7可破碎物料硬度f≤48最大入料尺吋1200×1000mm(長度不限)9最大出料粒度300mm6、乳化液泵站浮化液泵站系統采用南京六合機械制造有限公司生產的BRW400/31.5單列式柱塞泵。技術特性表如下：序號技術指標技術參數1額定流量400L/ｍ2額定壓力31.5Mpa3工作容量2500L4電機功率250KW5電機電壓1140ｖ7、噴霧滅塵泵噴霧泵選用南京六合機械制造有限公司生產的BPW315/16單列式柱塞泵。技術特性如下：噴霧泵站技術特性表序號技術指標技術參數1額定壓力16Mpa2額定流量315L3工作容量1800L4電機功率110KW5電機電壓1140ｖ8、CHP開關上海阿蘭維斯特井下1140V、3300V負荷控制中心，其控制負荷大，多驅動器可供選擇，液晶漢語顯示，靈活可靠。配置開關為：QJZ－2×500/3300S－8組合開關2臺，QJZ－2×500/1100S－6組合開關1臺。9、移動變壓器選用KBSGZY-2500/10/3.3一臺,KBSGZY－1600/10/3.3一臺，KBSGZY－1250/10/1.1一臺，KBSGZY－3150/10/310、順槽膠帶運送機型號為S1600，采用自移機尾系統，其技術特性表如下：膠帶運送機技術特性表序號技術指標技術參數1總功率2×450KW2運送能力2500t/h3運送長度14帶速4.0m/s5帶寬1.4m6電機型號YB560S-47電壓10000V8功率450KW9轉速1485轉/分皮帶自移機尾技術特性表序號技術指標技術參數1型號ZY23002合用輸送帶寬度1400mm3行走小車行程2300mm4工作介質支架濃縮液5工作壓力31.4MPa

第七章重要生產系統7.1運煤系統XX工作面→XX主運順槽→XX主運順槽→東翼中央主運大巷→9#煤煤倉→主斜井→地面儲煤場。7.2輔運系統采用叉車、膠輪車進行材料設備的運送，上下人員采用防爆車接送。地面→副斜井→中央輔運大巷→XX輔輔聯巷→XX輔運順槽→XX輔運順槽→工作面。7.3通風系統1、通風系統（1）通風方式選定XX輔運巷進風、XX主運巷回風的“Ｕ”型全負壓通風。（2）工作面風量計算：①根據安監總煤礦字（2023）42號文獻《煤礦通風能力核定辦法（試行）》，綜放面風量計算如下：（1）式中：Q采——采煤工作面需風量，m3/min；Q基本——不同采煤方式工作面所需基本風量，m3/min；K采高——回采工作面采高調整系數，取1.5；K采面長——回采工作面長度調整系數，取1.3；K溫——回采工作面溫度調整系數，取1.0；K溫溫度系數，參照下表取值：溫度≤1818～2020～2323～2626～2828～30K溫0.901.001.00～1.101.10～1.251.25～1.401.40～1.60K采高采高系數，參照下表取值：采高≤2.02.0～2.52.5～5.0及放頂煤面K采高1.01.11.5K采面長面長系數，參照下表取值：面長80～150150～200＞200K采面長1.01.0～1.31.3～1.5（2）式中：L控頂—工作面控頂距，取5.7mH采——工作面實際采高，取機采高度3.2mv適——工作面適宜風速，取1.0根據式（2），Q基本=5.7×3.2×0.7×1.0×60=766m3/min，代入式（Q采=766×1.5×1.3×1.0=1494m②按工作面最多工作人數進行風量計算：Q1≥4Nm3/min式中：N—回采工作面同時工作的最多人數，取N=50；4N=4×50=200m3③據稀釋無軌膠輪車尾氣計算，按單位功率配風量5.44m3/min·kW計算：根據《采礦工程設計手冊》計算方法，若采用柴油機設備作輔助運送時，應計算巷道配風量，即假如有多臺設備運營時通風量為第一臺柴油機設備風量按5.44該面進風巷與切眼最多有1臺65kW運料無軌膠輪車、1臺42kW運人無軌膠輪車、1臺112kW支架搬運車同時工作，稀釋防爆柴油車廢氣需風量為Q=5.44×(112+0.75×65+0.5×42)=989mQ=989m3/min＜④按瓦斯絕對涌出量計算根據2023年度礦井瓦斯等級鑒定結果，礦井CH4絕對涌出量：0.0508m3/min，CH4相對涌出量：0.0074m3/t；CO2絕對涌出量：5.5575m3/min，Cm3/min--工作面需要風量，m3/min；-工作面CO2絕對涌出量，m3/min；--工作面瓦斯涌出不均的備用風量系數，低瓦斯礦井取2.0，高瓦斯礦井取2.5。Q=70×5.5575×2.0=778.05＜1494m⑤按風速驗算根據規程規定,回采工作面最低風速為0.25m/s,最高風速為4m/s的規定進行驗算,即工作面的風量為Q:按最低風速0.25m/s驗算Q小≮15×S式中：Q小——工作面所需最小風量，m3/minS——工作面有效通風斷面積，取5.7×3.2×0.7＝12.768m2Q小≮15×12.768＝191.52m3②按最高風速4m/s驗算Q大≯4×60×S式中：Q大——工作面所需最大風量，m3/minS——工作面有效通風斷面積，取12.768mQmax≯4×60×12.768＝3064.32m3由上可知：Q小<Q采＝1494m3根據以上計算結果，則XX工作面配風量取14942、通風線路(1)、新鮮風流地面→副斜井→西翼輔運巷→9－4煤輔運暗斜井→4煤輔運大巷→4301輔運巷→XX主輔聯巷→XX輔運巷→XX工作面。(2)、乏風流工作面→XX主運巷→4煤回風大巷→4－9煤回風暗斜井→井東回風大巷→回風斜井→地面。7.4供水和防塵系統1、供水系統（1）井上消防水池→回風斜井→井東回風大巷→4-9煤回風暗斜井→4煤回風巷XX主運巷→工作面；（2）井上消防水池→回風斜井→井東回風大巷→4-9煤回風暗斜井→4煤回風巷→XX主輔聯巷→XX輔運巷→工作面；2、防塵系統綜放工作面生產集中，產塵點多，產塵量大，并且該工作面的煤塵爆炸指數高，因此需特別加強綜合防塵工作。（1）管線布置主運巷：鋪設4寸進水鋼管一路，每隔50m設一個三通閥門，外接25m長軟管用于消防和巷道防塵。同時供應皮帶、前后部刮板運送機及轉載機冷卻用水，以及各卸煤轉載點噴霧、水幕、隔爆水袋用水。輔運巷：鋪設6寸進水鋼管一路，每隔100m設一個三通閥門，外接加長軟管用于消防和巷道防塵。同時供應乳化液泵、滅塵泵用水，前后部刮板運送機冷卻用水，以及水幕、隔爆水袋用水。（2）防塵降塵措施①煤層注水：根據煤樣分析煤層含水量低于4%時進行煤層注水，由通風隊編制安全技術措施。②采煤機內外噴霧降塵：規定采煤機內外噴霧完好，霧化限度高，特別是噴霧可以封閉產塵所有位。故必須做到以下幾點：a、加強采煤機內外噴霧系統的管理，天天檢修維護，保證噴嘴完好不堵塞；b、采煤機內外噴霧安裝過濾裝置；c、采煤機內外噴霧由Φ51mm的高壓膠管開關列車的滅塵泵供水，外噴霧壓力不低于1.5MPa，內噴霧壓力不低于2MPa。噴霧泵布置在進風巷開關車附近靠工作面的一端，隨開關車一起移動。③架下與放煤口降塵a、供水方式：采用Φ32mm高壓膠管從開關列車的滅塵泵向支架前后噴霧供水；b、動作方式：移架和放煤采用自動控制方式，每架實現放煤自動噴霧；每架架下安裝自動噴霧裝置。c、噴嘴布置：每架設四通閥門，前探梁下布置一組兩個串聯噴嘴，放煤口布置一組四個串聯噴嘴。d、安設規定：架下噴霧順風流方向噴霧，放煤口噴霧呈半包圍形式，罩住產塵部位。④破碎機處降塵封閉破碎機，在封閉空間與出口處各設一組（兩個噴嘴）噴霧裝置，通過球閥手動噴霧，并加強破碎機50m范圍內的灑水工作。⑤凈化水幕和隔爆水槽在輔運巷、主運巷距工作面30m及50m處，各設一道風流凈化水幕，規定能覆蓋巷道全斷面，霧化效果好，并必須堅持正常使用。在輔運、主運巷距工作面60～200m范圍內各設一組隔爆水槽，排距:1.2m～3.0m，間距:0.1m，高度:距底板≥2.8m，水量:主運巷>5*3.6*200=3600L，輔運巷>5*3.2*200=3200L，棚區長度≥隔爆水槽吊掛規定：1）水袋吊掛要整齊。吊掛時每排4個；2）注水量要充足，達成水槽的設計容量；3）水袋應設在巷道的直線段內，與巷道的交叉口、轉彎處距離不小于50m。4）水袋掛鉤位置要對正，相對布置（鉤尖與鉤尖相對），鉤尖角度60度左右。⑥轉載點噴霧各轉載點噴霧均設手動噴霧裝置，規定靈敏可靠，霧化限度高，能覆蓋產塵所有位。⑦灑水降塵工作面回風巷天天沖刷一次，進風巷每周沖刷一至二次，工作面兩道出口50m以內、皮帶機頭尾及轉載機段生產班每班沖刷一次。⑧個體防護工作面及回風側所有作業人員均應佩戴復式防塵口罩。⑨粉塵測定按規定規定布置測點，每周測塵一次，每半月向有關單位和領導報告測塵結果一次。游離SiO2濃度每半年測定1次。⑩自動噴霧系統的維護加強對自動噴霧系統的維修，控制器、傳感器、管路系統、磁鐵塊等必須齊全、完好，保證有效。7.5供電系統地面→主斜井→1#配電點→工作面移變→工作面各用電點。7.6工作面通訊系統(1)通訊控制系統選用天津華寧電子有限公司的TK200，該裝置安裝在移變電列車上，沿工作面前部運送機布置至主運順槽轉載機頭，主機與上海煤科院控制臺連接，實現各種保護功能。完畢對前部運送機、后部運送機、轉載機、破碎機、泵站等的啟停控制，實現啟車前語言報警以及控制沿線急停閉鎖、設備單起單停、聯鎖啟停、擴音通訊等功能。(2)在主運順槽膠帶運送機安裝天津華寧電子有限公司的TK200通訊控制系統，通過控制皮帶輸送機磁力啟動器，實現以上相同的功能。沿線每100m，安裝閉鎖擴音電話一部。(3)在輔運順槽設備列車處、主運順槽轉載機頭、主運順槽皮帶機頭等處各安設一部直通礦調度室的電話。主運順槽皮帶機頭和輔運移變列車各安裝一部直通電話，方便控制臺與皮帶機頭及時聯系。工作面安裝華寧通訊控制系統。7.7注氮防滅火系統1、注氮線路：地面注氮車間→回風斜井→井東回風大巷→4-9煤回風斜井→4煤回風大巷→XX主輔聯巷→XX輔運巷→工作面采空區。2、注氮防滅火措施由通風隊另行編制并施行。7.8安全檢測監控系統（1）在工作面回風順槽距工作面5～10m內安裝甲烷傳感器一臺，在工作面回風隅角安裝甲烷傳感器一臺，連續監測工作面及回風隅角瓦斯氣體濃度，報警濃度CH4≥1.0％，斷電濃度為CH4≥1.5％，復電濃度為CH4＜1.0％。在工作面回風順槽距回風口15米安裝甲烷傳感器、一氧化碳傳感器、溫度、風速傳感器各一臺，對工作面的回風流進行監測監控，報警值為：CH4≥1.0％，CO≥24%，溫度＞30℃，風速＞4m/s或＜0.25m/s，CH4報警、斷電濃度為CH4≥1.0％，復電濃度為CH4＜1.0％。煤倉上口安裝一臺甲烷傳感器，報警值為：CH4≥1.5％，斷電濃度為CH4≥1.5％，復電濃度為CH4＜1.控制器和分站(型號為KJ95N)分別與4煤輔運巷尾變電所的G6、G4、G23高壓柜饋電開關聯鎖，斷電范圍為XX工作面以及進風順槽、回風順槽中所有非本質安全型電氣設備。瓦斯自動報警斷電儀每十天校驗一次，并保證其正常工作。在變電所設立4臺饋電傳感器，分別和G6、G4、G23高壓柜饋電開關相聯鎖，以監控4臺高壓柜在有害氣體超限時，負荷側是否斷電。（2）控制器和分站安裝在4煤輔運巷尾變電所，電源取自變電所的低壓柜，信號電纜的型號為MHYV2*3+2*0.85,電源電纜型號MYQ3*2.5,信號電纜與動力電纜敷設在巷道的同一側時，必須敷設在電力電纜上方0.1m以上的地方。信號電纜敷設的線路為：4煤輔運巷尾變電所→4煤主運巷。（3）監控主機安設在副井口監控機房，監控機房值班人員要隨時觀測監測數據，發現問題及時解決。（5）甲烷、一氧化碳、溫度傳感器的吊掛規定：距頂不大于300mm，距幫不小于200mm，風速傳感器設立在巷道前后10m（6）每班必須清理傳感器的表面及探頭的積塵，并按規定將電纜吊掛好。（7）每月月底定期回收并上交電纜，上交的電纜最低長度不得少于200m，在工作面推動過程中將電纜盤好。（8）監控系統嚴格按照《井東煤業有限公司安全監控系統管理制度》執行。

第八章勞動組織及循環圖表工作面采用“三八”工作制，中、夜班兩班生產，早班半班生產、半班檢修。勞動組織(出勤表)1.1管理人員管理人員隊長19生產副隊長3安全副隊長1機電副隊長3技術員主管11.2出勤表工種早班二班夜班合計跟班隊長1113班長2226驗收員1113煤機司機3339刮板機司機3227轉載機司機2226皮帶司機2226機電維護工102214支架及放煤88824出口工86620材料員22司機、下料工66出勤人數4829291062.循環圖表(見附圖)第九章重要技術經濟指標放頂煤時生產能力計算如下：循環產量：249.5×3.2×0.80×1.45×97%+(249.5-9)×(9.0-3.2)×0.80×1.45×80%=2193日產量：2193×10×85%=18640t月產量：18640×29=540560t可采期：2824592÷18640=152天重要技術經濟指標表序號項目單位指標備注1工作面長度米249.52推動長度米10603設計采高米3.24放頂高度米5.86煤容重t/m31.45７８放煤回采率%≥80割煤回采率%≥979煤機截深米0.810循環產量噸219311日循環數刀1012正規循環率%8513日產量噸1864014回采工效噸/工17515月推動度米23216月產量噸54056017可采儲量噸282459218可采期天15219在冊人數人13520出勤率%85第十章安全技術措施(一)總則1、作業規程是指導區隊安全生產的指導性文獻,必須每月組織職工學習一次,做到有活動、有記錄。2、本規程僅涉及與工作面安全生產密切相關的部分,未盡事宜按照、《煤礦安全規程》和《煤礦工人技術操作規程》執行。3、凡是本規程前面部分已經明確了的內容，一般不再次反復。4、工作面開始回采前，對職工進行一次作業規程貫徹并考試，要貫徹到每個職工，并有記錄。所有職工經考試合格后方可入井作業。5、對待威脅安全的問題，堅持“三不生產”、“四不放過”的原則，一抓到底。6、新工人進面工作，要在老工人師傅的帶領下，實習半年后才干單獨操作設備。非本工種人員嚴禁隨意操作該設備，特別是支架放煤操作部分，非專職放煤工，嚴禁扳動放煤操作手把。7、人員進入工作面嚴格執行敲幫問頂制度，做到三不傷害，做好自保和互保工作。8、所有電氣設備檢修要停電閉鎖，并掛“有人檢修，嚴禁送電”牌，并有專人監護，堅持誰停電誰送電的制度。9、各崗位、各工種都必須持證上崗，按章操作。(二)移架、推前溜、放煤、拉后溜等支架工安全措施1、支架工、放煤工必須通過培訓，合格者方可上崗操作，嚴格按本工種操作規程及崗位責任制執行。支架工負責移架、推前后溜子。放煤工專負責放煤。2、接班時，要對支架的完好情況、管路吊掛等進行檢查，如有零件損壞，管子埋、擠、壓等情況要及時解決。3、移架前必須將支架內的浮煤、浮矸及雜物清理干凈，同時觀測該支架周邊人員、電纜、水管、油管、頂板、煤壁等情況，確認一切安全后方可操作支架。4、支架出現漏竄液等問題要及時解決。5、移架時注意觀測檢查后尾梁及插板的伸縮狀態，防止移架時插板插入后溜中導致事故。6、工作面移架時要移足步距，支架升起后要等3～5秒鐘，使支架達成初撐力規定，移架要堅持按線移架，保持支架平、直、穩。7、移架后，支架接頂要嚴實，保持良好的支護狀態。8、移架要及時、迅速，做到快降快移快支，以免導致冒頂。9、移架、推前溜、拉后溜和放煤時，操作人員應站在支架中部箱體上，嚴禁站在兩支架間操作，以防止架間掉矸，崩銷和千斤頂傷人。10、當出現片幫嚴重或頂板破碎時，應及時移超前架支護頂板，防止漏頂擴大導致冒頂。11、移架時必須保持支架頂梁在同一平面上，相鄰支架嚴禁出現明顯的高低差，要運用好側護板，防止擠架和咬架。12、支架移過及放炮后，應及時擺高尾梁，伸出插板保證距后部溜子溜槽高度為300mm～500mm。13、在用活動尾梁和插板放煤時，應防止插板卡運送機的現象。14、在推前溜和拉后溜時要推拉夠步距，溜子要保持平直穩，彎曲度不超過3°。15、在移架推前溜拉后溜等作業時，各操作閥動作完畢后手把都要打到停止位置以防止誤動作。16、推前溜一次推不到位或推飄時,應當將溜子收回，煤機及時返回，將浮煤清掃干凈，防止溜子飄起。拉后溜前，后溜前方如堆煤較多，要用鐵鍬將其鏟入后溜中。推拉機頭機尾時，運送機前方和齒輪箱前后、左右的浮煤雜物必須清理干凈，沿巷道底板拉移，防止飄起或剎底，每次拉移要移足步距。17、支架在檢修或更換千斤頂、立柱、各種油缸、操作閥、管路等部件時，必須在有效的支護下進行，并關掉截止閥或停油泵。當更換千斤頂、立柱需要起吊時，必須選用相匹配的手拉葫蘆，嚴禁用鐵絲吊掛，在檢修后尾梁插板千斤頂時，后部溜子必須停電閉鎖，掛停電牌并專人看管。檢修完后，再告知送電。18、人員需進入支架尾梁下方作業時，嚴禁踩在拉后溜千斤頂與支架底座的縫隙間，拉后溜千斤頂嚴禁動作，以防拉溜裝置擠傷人員。且后部溜子必須停電閉鎖。(三)機組與運送機械(煤機、溜子、皮帶、轉載機、破碎機、泵站)司機操作安全技術措施1、各類司機必須通過專門培訓考試合格者擔任，并持證上崗。嚴格執行本工種的操作規程及崗位責任制。2、各類司機必須熟悉自己所操作的機器設備的性能及工作原理、要能對的判斷和解決機器設備的一般故障。3、工作面每隔20m安裝一組通訊控制擴音裝置，工作面前部溜子要4、煤機司機開機前必須檢查各操作手把是否均在對的位置，調速手把一定要打在零位，檢查截齒是否齊全、牢固，觀測油位、油質是否符合規定，電纜水管、噴霧是否良好，否則要及時解決。5、煤機上的電控箱，必須由專業人員持證操作，且必須事先停掉電源，否則不準隨便打開或拆卸，解決故障，需要開蓋時必須采用措施遮蓋，防止臟物掉入。6、開煤機前先觀測煤機附近有無人員工作，應先發出清楚的開機信號，確認安全后方可開機，電機空載2～3分鐘后才干轉動離合手把牽引，切忌電機一啟動就牽引。在煤機正常運營過程中，如忽然停電，采煤機各手把應立即打到零位。7、開煤機割煤時，工作面前部溜子必須先行運轉，應先開水和噴霧后再開機，嚴禁無水開機。8、在檢修煤機、更換其它零部件或交接班時，煤機兩滾筒要落到底板。更換調高千斤頂，滾筒不能落到底板，并要打木垛支撐好，打開離合器，同時煤機要斷開隔離開關、掛好停電牌。9、割煤時司機要集中精力，頂底板要割平，嚴禁割支架前梁和上下出口金屬網及順槽段的鋼梁。10、煤機在運營中,司機要注意觀測煤機的運營情況，注意觀測溜子里是否有大塊矸石或物料，發現問題或有異常情況要立即停機檢查，解決好后再開機割煤。11、工作面煤機割至上下端頭時，出口人員及溜子司機應撤至安全地點，煤機要慢速割煤，防止滾筒割鋼梁、支架前梁等，發現錨桿、金屬網等異物，應停機解決，同時打開滾筒離合器。12、各機實行單獨操作,按照各自的開停信號進行開機,嚴禁誤動作.13、工作面前后溜子與轉載機搭接高度要合理，落煤高度不低于400mm，不得出現底鏈拉回頭煤和卸煤受阻現象。若工作面溜子出現上竄或下滑現象,要及時調整工作面的偽傾角和超前距離,使溜子保持合適的狀態。工作面前后部溜子電機和齒輪箱均是水冷卻，開機前必須先開冷卻水方能開機，冷卻水供水壓力嚴禁超過3Mpa。冷卻水管管徑為Φ25mm，支管為Φ16mm14、溜子司機，轉載機司機在開機前必須對電機、溜子的刮板、鏈條、連接環、刮板螺絲以及橫梁的緊固情況等要認真檢查，有缺少和松動的要及時解決，防止在運營中出現故障。15、刮板運送機在運營時,各司機及工作面現場人員要隨時注意刮板運送機的運營情況.發現有大塊矸石、雜物、電機減速箱聲音異常等現象，應及時發出停機信號停機解決，解決好后再開機，嚴禁帶病開機。16、工作面前后運送機、順槽轉載機、順槽皮帶運送機嚴禁行人和運送任何材料設備，特殊情況確需運料時必須補充專門措施。嚴禁任何人站在或騎跨在前后運送機、順槽轉載機、順槽皮帶機上(因工作需要必須停機和閉瑣，并設專人監控)。行人跨越的各部運送機處要安設過橋，行人跨越運送機時必須從過橋上通過。17、轉載機司機開機前要對液力聯軸器的水位、齒輪箱的油位、冷卻水等認真檢查，確認一切正常后才干開機。18、破碎機啟動后再啟動轉載機，嚴防大塊煤未經破碎而卡死破碎機。遇有大塊矸石及硬矸石要提前人工砸碎。所有作業人員、行人嚴禁進入破碎機體內。檢修破碎機時，必須停電并打好閉鎖，掛好停電牌并有專人看管開關和按鈕，堅持誰停電誰送電，破碎機運轉時，人員嚴禁靠近破碎機，防止崩物傷人。19、轉載機位于老虎口處必須有安全防護裝置。20、在工作面前部溜子機頭處，必須安裝轉載機急停按紐，由工作面溜子司機操作。人員通過前溜機頭與轉載機交叉處時，必須將急停按紐合上，使轉載機無法啟動運轉。21、拉轉載機前要認真檢查，拉移時操作人員要先發出清楚信號,待所有人員站在安全地方再操作。每次拉移完，必須對轉載機頭進行檢查，防止卡車和掉道，拉移到位后，要將千斤頂的活柱縮進油缸內，并把操作閥要打到停止位置。22、拉轉載機或皮帶機尾時，前后10m范圍內嚴禁有人，并在拉移范圍的兩端10m以外設專人警戒，嚴禁人員通行。23、加強皮帶的維護管理工作,操作前要認真檢查各種保護是否齊全、完好、并要使用靈活。皮帶的上下托滾要齊全，轉動靈活，皮帶張緊適當，不跑偏，不打滑。如有跑偏要及時調整。各處清掃器要使用良好，浮煤、淤泥要清理干凈。每次啟動皮帶都要點車，保證安全后方可正式運轉，嚴禁滿負荷停車，防止壓死皮帶。24、當皮帶儲蓄夠一定長度，可將皮帶從接頭處掐斷，每次約100m，嚴禁亂割皮帶，需要調節時可用補接短皮帶調節。皮帶縮好后，要重新接好、張緊、并進行試車和調試，保證皮帶的正常運轉。25、在掐皮帶和皮帶運營時,嚴禁人員進入皮帶架內，清理傳動部位要先停機后清理，機頭、機尾傳動部位設立防護欄及防護網。皮帶打滑時應有維護人員調節張緊，嚴禁用腳踏皮帶傳動部位。26、解決煤倉上口堵塞時，施工人員必須佩帶好安全帶，安全帶必須固定在牢固地點，作業時必須有專人監護。作業人員解決堵塞物必須使用長把工具進行作業。27、煤倉上口必須設立防護欄及防護網，防止人員誤入煤倉。防護欄及防護網必須牢固有效并有警示標志。28、作業人員在距離煤倉上口邊沿1.5m以外地方操作設備，嚴禁靠近煤倉邊沿，防止煤塊飛濺傷人。29、煤倉上口附近嚴禁存放任何雜物，頂板支護完整、支架牢固有效。30、煤倉上口必須配齊消防器材，任何人嚴禁隨意挪移、破壞消防器材。31、煤倉上口轉載點噴霧灑水裝置必須齊全有效，任何人嚴禁隨意挪移、破壞。32、支架加壓泵和支架加壓泵箱均應水平安頓，支架加壓泵箱位置應高于泵體100mm以上。33、液壓泵工在開泵前對泵的油位、液箱液位、支架濃縮液的配比、水質等都要認真檢查，一切正常后才可開泵。液量應大于箱體容積的三分之二，濃度按0.9～1.2%用支架濃縮液配比箱進行配比。堅持使用自動配比器，嚴禁將泵箱上蓋打開加水。泵箱上蓋應蓋嚴，箱蓋嚴禁隨意打開，以防粉塵和雜物進入，每班配備一個濃縮液濃度檢測儀器，并做好記錄。34、開泵時應注意電機運轉方向，嚴禁反轉，并注意供液及回液情況，及泵的聲音、壓力是否正常，發現異常應立即停泵解決。35、加強泵站的平常檢修工作，支架濃縮液泵箱每月清洗兩次，每10天清洗一次過濾器，天天更換一次過濾器網芯，每班擦洗一次油污、臟物。36、檢修泵站，更換液壓元件及鉸管時應停電，并掛好停電牌設專人看管。37、開油泵前先檢查油箱油位計，啟動后，泵站的工作壓力必須達成31.5Mpa。司機要堅持巡回檢查制度。38、在檢修煤機、更換煤機大型部件，如滾筒、搖臂、電機、截割部、底托架、油管等零部件，人員進入煤機或煤壁區域工作時，煤機及工作面前部溜子都必須停電并打好閉瑣，煤機必須打開離合器和隔離開關，并要在可靠有效的支護下進行作業。人員在煤機機身與煤壁之間作業時要支設護幫板，煤機附近的支架嚴禁隨意亂動。現場必須有專人監護煤幫及其他安全情況，并做好敲幫問頂工作，浮煤矸、危煤(巖塊)必須先找掉，以保證施工的安全。更換煤機大型部件要按措施執行。39、各部溜子、轉載機等運轉設備在檢修或更換齒輪箱、電機、油葫蘆、中部槽、鏈輪組件、鏟煤板、擋煤板、銷排、掐緊刮板鏈時都必須按規定停機、停電、掛停電牌，在有效的支護下進行作業。附近的支架嚴禁隨意亂動。40、凡更換設備的零部件需要進行起吊時，錨網處運用長鋼梁和單體支柱聯合支設連鎖雙抬棚一梁四柱作起吊點，架棚處運用原金屬棚棚梁作起吊點時必須先對棚子加固，嚴禁使用正規支護用的錨桿、錨索作起吊點。起吊點要牢固可靠、頂板完整，并先進行試吊，確認安全后再繼續起吊。運用起吊環起吊時單環只能吊單件，嚴禁運用起吊環斜拉或水平拉牽。起吊時必須有專人監護棚梁、頂板及起吊情況。起吊重物下方及其滾動、下滑、擺動波及范圍內與繩道也許彈射的地方嚴禁有人，以保證起吊人員的安全。(四)頂板管理措施１.要加強工作面頂板管理，移架時要及時迅速，片幫嚴重端面距較大時，要及時把護幫板打出支護梁端頂板，或者移超前架支護。頂板破碎時，要緊跟煤機前滾筒后立即移架，保證頂板完整，防止前方漏、冒頂，必要時要及時上大板、半圓木或鋪網。相鄰支架頂梁要升平，嚴禁出現明顯的高低差，空頂處要及時接實封嚴。支架工與煤機手要配合好，嚴禁出現煤機滾筒割支架前梁或護幫板等現象。2.支架升起后，必須達成初撐力規定(≥24MPa)，使頂煤得到很好的破壞，以利于后尾放煤。3、工作面上下端頭不放煤的支架，尾梁插板伸出，尾梁擺起距后部運送機機頭尾上端0.5m，除特殊情況放煤操作閥要鎖死，以維護上下端頭出口處的頂板,任何人嚴禁亂動操作閥。4、工作面要嚴格控制好層位和采高，沿底板回采。5、出口和端頭支護、兩巷超前支護如因檢修設備等因素需改棚或改柱時，必須堅持“先支后回”的原則，打好臨時單體支柱支架，并打緊打牢鉸接梁的雙楔或水平楔。檢修等工作結束后，要按規定原樣恢復。跨前部運送機機頭的雙楔棚要在每次移前部運送機機頭前及時架設，嚴禁提前或滯后，抬棚移設后要及時將支柱支設齊全。6、初放期間，工作面回采期間上、下端頭四臺端頭支架必須鋪金屬網，網的壓茬不小于100mm，每隔200mm用14#鐵絲雙股擰好，金屬網要鋪平拉緊鋪到幫。工作面正常回采時，在頂板好的情況下上、下端頭不必再鋪網。輔運順槽、主運順槽出現網兜時，要將網兜放掉并把網子重新聯好。輔運順槽、主運順槽掉頂或片幫嚴重段要補打錨桿。輔運順槽、主運順槽槽受壓變形、頂幫開裂嚴重以及發生冒頂時要編制專門措施進行解決。7、正常回采時，要提前將放頂線外2米范圍內的頂板錨桿螺絲及錨索錨具卸掉，以便放頂，8、輔運順槽、主運順槽及出口和端頭支護，嚴禁出現任何形式的單腳棚(涉及長鋼梁、木梁等頂梁)。9、任何人嚴禁進入無正規支護的采空區。10、工作面發生初次來壓時按初次放頂措施執行。發生周期來壓時，全面移超前支架，相關措施與初次來壓時相同。(五)主、輔運順槽回柱放頂及串棚措施1、回柱放頂前，頂板或巷幫的金屬網如連接質量不好要重新補聯，防止巷幫片幫或采空區冒落的煤和矸石竄入輔運、主運順槽傷人。2、回柱前，要先檢查支架、頂板、老塘懸頂等情況，加固好周邊的支架并打齊戧柱戧棚。回柱放頂時必須有專人監護頂板。3、回柱前，要清理好退路，保證退路安全暢通，方可進行回料作業。4、輔運、主運順槽回出的支柱和梁子要及時運出去，嚴禁在輔運、主運順槽處附近堆積。5、移設抬棚、支設支柱及回柱放頂時如頂板大面積來壓，跟班隊長和班長應及時組織人員撤離到安全地點,并報告工區值班及調度室，待頂板穩定后及時采用措施維護好頂板后再繼續作業。6、回撤單體支柱使用卸載手把，頂板破碎時要采用長把工具遠距離操作卸載手把回柱。7、碰到壓死的支柱時，應先打好替柱，臥底掏槽再回出，嚴禁用絞車、手拉葫蘆硬拉。8、輔運、主運順槽回柱時，嚴禁大拉大回，應從里到外逐棚回撤，一次只能回一棚，嚴禁一次多回和隔棚回撤。除按規定拆除放頂線附近錨桿托盤外，嚴禁提前拆除放頂線以內的任何正規支護。9、移設抬棚、支設支柱及回柱放頂時，嚴禁在附近有從事與此無關的其它作業。主運順槽回柱放頂時，要停止工作面前后部運送機和轉載機。除作業人員外，其別人員嚴禁在放頂線附近逗留，防止上、下隅角冒落竄矸傷人。10、長鋼梁抬棚竄棚時要先支后回，對棚交替邁步前移，每次竄對棚中滯后的一棚，一次只能竄1.7m，嚴禁多竄。11、竄棚時要至少三人操作，回撤出的單體支柱要靠好，防止倒柱傷人。竄棚人員配合要協調，防止擠手碰腳，到位后兩人扶棚，一人升柱，抬棚要保證與頂板接實，空頂部分必須用道板或板皮墊平、然后支柱升足勁，支柱初撐力≥90KN,抬棚要扶正，變形的長鋼梁要及時更換。12、對棚的架設要符合設計規定，嚴禁緊靠支架或轉載機扶抬棚，以防移架和拉轉載機尾時擠倒棚。13、竄棚時，回撤的長鋼梁嚴禁搭放在工作面運送機的機頭架上。(六)冒頂的防止及解決措施1、嚴格控制工作面采高，嚴禁超高，加強工作面工程質量。支架接頂要嚴實，初撐力達成規定。因頂板破碎或壓力較大而易于漏、冒頂要做超前支護，屆時另行補充措施。2、頂板破碎帶及片邦嚴重處漏頂、冒頂時要及時把支架護幫板打出進行臨時支護，能過超前架時，必須先移超前架，再打護幫板支護，必要時應采用局部鋪網、上大板護頂及貼幫打傾向棚護頂等措施，防止冒頂擴大。3、當發生冒頂較大時，應當立即停止煤機割煤和工作面溜子，待頂板穩定后，確認無擴大趨勢時方能解決冒頂。4、當發生冒頂無法及時制訂解決冒頂措施時，班長可口頭傳達解決冒頂措施。解決冒頂時，班長必須專門抽調有經驗的老工人進行解決并設專人觀測頂板。解決冒頂過程中，冒頂區上下15米范圍內嚴禁進行移架及其他與解決冒頂無關的作業。5、解決冒頂重要是采用架設半圓木挑棚接頂,接封頂要嚴實，支架要卡牢煤幫，需要時要根據現場情況和位置打好貼幫柱。割煤時要根據現場情況分別把支架升上勁，將貼幫柱替掉。必要時可垂直煤壁打注φ32×4000mm的螺紋鋼，支架前梁挑住外露螺紋鋼對頂板進行超前支護。6、在解決冒頂時，凡上方挑有半圓木棚梁或用木料接頂的支架，后尾暫不允許放煤。防止將木料放到后溜中發生事故。7、發生重大冒頂事故，解決時間一個圓班以上時，另行編制補充措施進行解決。(七)防片幫措施由于工作面受采動壓力及周期來壓的影響,易導致片幫傷人.為保證安全生產,特制定以下技術安全措施:1、為防止片幫傷人等，移架人員必須在架箱內面向煤壁操作支架，嚴禁身