炮采工作面作业规程资料.doc

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1、 *煤矿采煤工作面作业规程编号：采-2015-11号工 作 面 名 称：*采煤工作面编 制 人： 施 工 负 责 人： 总 工 程 师：主 管 矿 长： 批 准 日 期：2015年 月 日执 行 日 期：2015年 月 日会 审 部 门会审单位及人员签字生 产 技 术 科： 年 月 日安 全 科： 年 月 日机 电 队： 年 月 日调 度 室： 年 月 日通 防 队： 年 月 日地 测 科： 年 月 日机 电 矿 长： 年 月 日安 全 矿 长： 年 月 日生 产 矿 长： 年 月 日总 工 程 师： 年 月 日会 审 意 见目 录第一章 概 况6第一节 工作面位置及井上下关系6第二节 煤 层

2、6第三节 顶底板情况7第四节 地质构造7第五节 水文地质7第六节 影响回采的其它因素8第七节 储量及服务年限9第二章 采 煤 方 法10第一节 采面布置及采煤方法10第二节 采 煤 工 艺10第三节 设 备 配 置12第三章 顶 板 管 理13第一节 支 护 设 计13第二节 工 作 面 顶 板 管 理14第三节 回采巷道及端头顶板管理17第四节 矿 压 观 测18第四章 生 产 系 统20第一节 运 输 系 统20第二节 “一 通 三 防”与 监 控 系 统20第三节 排 水 系 统24第四节 供 电 系 统25第五节 通 信 照 明26第五章 劳动组织及主要技术经济指标27第一节 劳 动

3、组 织27第二节 主要技术经济指标28第六章 煤 质 管 理29第七章 安全技术措施29第一节 一 般 规 定29第二节 顶 板32第三节 防 治 水34第四节 爆 破35第五节 “一通三防”与安全监控37第六节 机电运输安全技术措施39第七节 其它说明41第八章 灾害应急措施及避灾路线42 附：*采煤工作面供电设计说明.42 第一章 概 况第一节 工作面位置及井上下关系工作面位置及井上下关系，见表1。表1 工作面位置及井上下关系表采区、水平名称1采区 +*与*水平之间工程名称*采煤工作面 地面标高/m+*+*m井下标高+*+*m地面相对位置地面为陡坡地形，地面为荒山、林地，无建筑设施、高压线

4、、公路、铁路等，回采时对地面设施无影响。井下位置及相邻关系工作面位于一采区西翼，东面为副井筒及各水平石门，南面（回风巷上方）为本煤层的*采空区及阶段煤柱，西面从补切眼到井田边界均未开采，北面及深部也未开采；与之相邻的顶部M*煤层垂距10-15m，有正在维护推进的*采面。走向长度/m平均144m倾斜长/m平均94m面积/11942第二节 煤 层根据地质资料及该工作面运输巷、切眼上山掘进揭露情况表明，该区域煤层赋存较稳定，没有大的断层和褶曲。但小断层、小褶曲存在，煤层平均坡度为2230。表2 煤层情况表开采煤层M*煤（岩）层总厚度/m2.74.12.7平均可采煤厚度/m2.70煤层倾角2025硬

5、度/f1.52.5煤 种无烟煤稳定程度较稳定比 重1.43煤层结构简单煤层情况描述该工作面M*煤层较稳定，属中厚至厚煤层，上层厚度变化不大，回风巷受构造影响处最小厚度1.4m，一般最小厚度2.7m，全煤层厚度局部最大4.1m，上下分层间夹矸由0.3m曾至0.7m，平均2.7m。从勘探钻孔和现有巷道揭露情况看，该面煤层赋存较稳定，属稳定煤层半亮型煤，以亮煤块为主，镜煤、暗煤含量较少；受地质构造影响煤层内部滑片发育，局部出现挤压、搓揉现象。第三节 煤 层 顶 底 板表3 工作面煤层顶底板情况顶底板类别岩石类别厚度m岩性特征老顶细砂岩及泥质粉砂岩、泥岩力学强度中等稳定性一般，风化后会发生顶板跨落。直

6、接顶泥质粉砂岩与薄层菱铁矿层乎层4.2-4.84.5力学强度中等稳定性一般，风化后会发生顶板跨落。直接底碳质泥岩或粘土岩0.4-0.60.5风化后呈片状，遇水易膨胀，可塑性强。老底粉砂质泥岩及细砂岩力学强度低，遇水易膨胀、底鼓现象。第四节 地 质 构 造工作面内M*煤层东西走向，倾向北，属单斜构造，煤层倾角20-25，平均23；次一级褶曲不发育，煤（岩）层虽有波状起伏，但幅度不超过5m。工作面内地质构造发育简单，煤（岩）层产状变化不大。根据*运输巷、回风巷实际揭露的煤层产状及地质情况分析，未发现有落差大于1m的断层，仅在切眼里程62m处揭露一条近似煤层走向的反倾正断层，其落差为0.5m；切眼上

7、口有3m巷道处在FS01断层上下盘错动位置。表4 工作面地质构造情况表构造煤层走向（）倾向（）倾角（）性 质落 差对回采影响001105S15正断层0.5有一定影响FSO1295NS35逆断层2.0有一定影响第五节 水 文 地 质 1、矿区水文地质条件属中等类型，矿井冲水主要来源为大气降雨，由于采空区的出现，地表产生塌陷后出现大量裂隙，导致地表水通过采动裂隙进入井下，形成矿井涌水，随着采空区面积增大，矿井涌水量也随之增大。预计工作面采空区正常涌水量0.3m/h，最大涌水量1m/h，回采期间顶板仅有少量点滴状淋水，但水量不大，对回采不会造成影响。2、受*工作面采动影响，本工作面回风巷修复期间上帮

8、局部地点有水流（渗）出，切眼贯通后回风巷西段报废巷道也有水涌出，现回风巷内多处涌水点总涌水量约为1.2m/h。工作面开始回采后上覆M*煤层采空区涌水可能会沿采动塌陷裂隙渗入本工作面采空区，导致本工作面采空区涌水量增大。3、工作面生产期间生产用水的跑、冒、滴、漏也是矿井冲水的因素之一。因此，回采期间必须加强工作面运输巷的水煤分流工作，做好积水引排，防止人为水患影响生产。第六节 影响回采的其它因素一、瓦斯矿井为煤与瓦斯突出矿井，*两巷掘进迎头施工钻孔过程中曾发生过喷孔现象，实测+*m标高煤层瓦斯含量16.86m/t，平均10.23m/t。 开采时，必须严格按国家要求，按突出矿井管理。二、煤层自燃根

9、据贵州省煤田地质局实验室2011年7月提供的煤炭自燃倾向等级鉴定报告鉴定结果为M*煤层属类不易自然煤层。三、煤尘爆炸性根据贵州省煤田地质局实验室2011年7月提供的煤层煤尘爆性鉴定报告鉴定结果为M*煤层无煤尘爆炸性。四、地温 根据勘探地质报告， 井田内无地温异常现象，属地温正常工作面，地温18-20。五、冲击地压根据勘探地质报告，有地压，局部有显现，对回采无影响，矿井无冲击地压存在。六、地质部门对工作面回采过程中的具体建议1、工作面运回两巷为定向不等坡并岩煤层顶板掘进，局部地段有低洼积水现象，必须确保正常排水。2、随着顶板的不断垮落和采动范围不断扩大，采动裂隙将会导通老窑采空区积水和上覆岩层层

10、间裂隙进入井下，增加工作面回采期间的涌水量。3、本矿井各煤层虽无煤层爆炸危险性，但回采过程中必须加强粉尘防治，防止煤尘堆积和飞扬，造成其他危害的发生。4、本矿为煤与瓦斯突出矿井，必须加强通风管理，按要求配足风量；利用本煤层抽放、风排稀释、采空区埋管抽放等方法治理瓦斯，同时要搞好防突工作。5、本工作面煤层顶板岩性以泥岩、砂质泥岩等软岩为主，回采过程中必须注意矿压观测和顶板离层检测，为以后工作面开采顶板管理提供技术参数。6、工作面在过地质构造变化区域、顶板破碎带时，要加强顶板管理，预防顶板冒落事故的发生。7、运输巷末端（采面刮板机机尾）一直是回采工作面的最低处，必须加强生产用水管理和积水引排，做好

11、运输巷水煤分流工作。第七节 储量及服务年限一、储量工业储量：49482t可采储量：工作面采用炮采，回采率为85%，可采储量42060t。二、采煤工作面服务年限 回采工作面的服务年限（可采储量/计划月产量）42060/127783.29(个月)该回采工作面的服务年限为4个月。第二章 采 煤 方 法第一节 采面布置及采煤方法工作面采用走向长壁布置，后退式长壁采煤法。回风巷、运输巷、开切眼均跟煤层顶板布置，采用锚杆+锚索支护，其中回风巷、运输巷为梯形断面，中高2.5m，宽3.2m，断面积为8m2,切眼为矩形断面，中高2.5m，宽3m,断面积为7.5m2。附图1（*采煤工作面平面布置图）。第二节 采

12、煤 工 艺一、采煤工艺打眼装药爆破移梁（临时支护）攉煤移溜打柱回柱二、采高和循环进度1.采高：工作面跟顶回采，正常回采期间，采高煤层厚度，平均2.5m;初次放顶期间，采高控制在2.5m以内。2.循环进度：1.0m。三、落煤1.落煤方式：放炮与手稿落煤相结合。2.炮眼布置方式及爆破方法炮眼布置方式：五花眼布置；爆破方法：串联放炮，毫秒微差、正向爆破；炮眼布置三视图（1:100）附图2（*采煤工作面炮眼布置三视图）；炮眼说明书。表5 炮眼说明书 四、装运煤工作面放炮后，人工将放落的煤装入刮板输送机，由工作面刮板输送机运至运输巷刮板运输机，再由皮带输送机转载至采面运输巷溜煤眼，然后由溜煤眼将煤溜至*

13、机轨石门皮带输送机，再将煤运至*煤仓，最后经主井皮带运至地面运输分选系统。五、采煤工作面正规循环生产能力 W=LShrc = (941.02.51.4385%)t =285.6t式中 L工作面平均斜长，94m W工作面正规循环生产能力，t； S工作面平均推进度，1m；H工作面平均采高，2.5m； r煤的容重，t/m3； c回采率，85%。第三节 设 备 配 置附图3:*回采工作面设备布置示意图。一、 运输线设备配置表5 运输设备配置序号设备名称型号功率（kw）数量（台）使用地点备注1刮板运输机SGB420/40401*采煤工作面原切眼掘进时安装后尚未拆出，只需将其移至采面煤壁帮即可。2刮板运输

14、机SGB420/40402*运输巷原切眼掘进时安装后尚未拆出。3皮带输送机DTL65007.51*运输巷4皮带输送机DTL80/40/402401*机轨石门5皮带输送机DTL65007.51*煤仓联络巷6皮带输送机DTL80/40/402401主斜井二、 采面电气设备配置表6 电气设备配置序号设备名称型号功率（kw）数量（台）备注1乳化液泵站MRBZ80/20372一箱两泵，一台工作，一台备用。2电话矿用防爆型2采面3回柱绞车11.42*采面上下出口。4开关QBZ400-1140/6602*运输巷5开关QBZ400-1140/6601采面刮板机6开关QBZ400-1140/6602回柱绞车第三

15、章 顶 板 管 理第一节 支 护 设 计附图4（*采煤工作面支护平、剖面图）一、单体支柱支护强度验算1.采用验算公式计算支护强度 Pt=9.81hk =(9.812.52.64)kN =255.06kN/m2式中 Pt工作面合理支护强度，kN/m2 ； h采面最大采高，m； 顶板岩石的密度，t/ m3，M*煤层顶板为灰色泥质粉砂岩，查表取密度为2.6 t/ m3；k工作面支柱应支护的上覆岩层厚度与采高之比，一般为48。2、支柱实际支撑能力计算： Rt=kgkzkbkhkaR =（0.990.950.911250）kN =211.612 KN/根式中 Rt支柱额定工作阻力， kN； kg工作系数

16、； kz增阻系数；kb不均匀系数；kh采高系数；ka倾角系数；R支柱额定工作阻力，kN。3、工作面合理的支柱密度计算： n= Pt/ Rt =255.06KN/m3/211.612 KN/根 =1.21根/m2式中 n支柱密度，根/m2；4、*采煤工作面基本支柱的排距为1.0m，则基本支柱的柱距： L柱=1.0（L排n） =1.01.21 =0.826m式中 L柱工作面基本支柱的柱距，m；L排工作面基本支柱的排距，m。故取基本支柱柱距为0.6m。5、合理控顶距的选择：根据该工作面顶底板条件，使用2.5m单体液压支柱配合2.8m的型梁一梁三柱成对交替迈步支护，最大控顶距4.2m，最小控顶距3.2

17、m，放顶步距1.0m。第二节 工 作 面 顶 板 管 理一、控顶方法1、工作面回采时顶板控制方法为全部垮落法。2、护顶方法及材料规格。单体液压支柱配合型梁支护，一梁三柱成对交替迈步使用。材料规格；表 7 材 料 规 格项目支柱型号顶梁型号柱距(mm)排距(mm)参数DW25-300/1002.8m型钢梁6001000项目支护密度（棵/ m2）支护强度（kN/m2）初撑力（kN/棵）名称规格参数1.31255.0690菱形网1.2m5m板皮1.4m0.2m0.03m竹笆1.4m1.2m0.03m3、顶板管理参数。表8 顶 板 管 理 参 数 项目阶段控顶距/m初撑力（kN/棵）放顶步距/m最大最

18、小初次放顶5.24.2901正常放顶4.23.2901二、回柱放顶方法（一）回柱方式采用人工的方法进行回柱。（二）回柱顺序挂笆挂拔柱器卸压拉柱移型梁。（三）操作方法1、准备工作备齐回柱工具（卸载手把、拔柱器、手锤、牵引绳等）。认真检查从煤壁到采空区顶板支护状况，改正不正规支柱。清理维护好后路，打好挡矸菱形网。2、技术要求回柱顺序从下向上分段回收，分段距离不得小于15m。分段回柱时，尽可能将断层或顶板破碎带分一段，分段点应尽可能在顶板条件好、支护较可靠的安全地带，并注意移溜补齐柱后方能回柱；如回柱地点顶板破碎，支护歪斜，需先进行维护，确认安全后，方能回柱。正常回柱放顶，分段距离不小于15m，回柱

19、与打眼平行作业最小安全距离不小于15m；回柱与装药爆破不得平行作业。回柱地点5m范围内必须先进行特殊支护，且经现场跟班安全员检查合格后方可进行回柱。回柱放顶至少两人一组，先在采空区侧挂好挡矸菱形网，一人回柱放顶，一人观察顶板及支护情况，两人都应站在支柱牢固的斜上方安全地点作业。视顶板状况，拔柱器必须牢固地安放在距回柱处13m正规支柱上。实行全承载支护，回出的支柱及时垂直顶底板整齐地支撑在材料道采空区侧顶板上，顶梁站靠整齐，材料码放整齐，确保人形道通畅。回柱后局部悬顶超过沿走向3m，倾向5m（面积大于15m2）不冒落时，必须进行强制放顶，措施另补。3、安全注意事项禁止在顶板破碎、压力大、支护状况

20、不好等地点进行分段。回柱人员必须站在顶板完整，支柱完好地点，避开拔柱器力的作用线方向进行操作。遇死柱时，先架好临时支柱，后采用挑顶或卧底的方法回撤，严禁用炮崩或机械等其他方法强行回撤。回柱过程中要时刻注视顶板及支护状况，发现异常立即停止作业，及时维护。如危急工作人员健康和生命安全时，应立即撤人，待顶板稳定后维护好再进行回柱。当顶板压力较大时，卸载手把必须用牵引绳进行远距离操作，缓慢卸载，牵引绳的长度不得小于3m。严禁使用其它工具代替卸载手把操作。三、特殊支护1、单排切顶密集：正常回采期间，采空区采用单排密集切顶，并加挂档矸笆，切顶密集打在放顶线一侧，每两颗基本柱之间打一棵，与正规柱一样，打成直

21、线，迎山有劲，初撑力不小于90NK。2、戗柱：在靠近采空区侧基本柱之间每隔一棚打一棵戗柱。3、贴帮柱：在靠近煤壁打贴帮柱，每间隔1.2m打一棵，并用菱形网背好，防止片帮并栓齐栓牢防倒绳。4、丛柱：正常放顶期间，在工作面上下出口靠近采空区侧打丛柱，每组丛柱为4棵，梁子用3.0m大料。初次放顶、顶板压力较大、顶板破碎、过断层破碎带、支柱不正规等异常情况时，也要打丛柱，在材料道内每间隔5m打一组，丛柱的初撑力不得小于90KN。第三节 回采巷道及端头顶板管理一、端头支护上、下端头采用长4m型梁配合单体架设“四对八梁”支护，四对八梁长钢梁每对间距0.6m，每对的两根间距0.2m，每对的两根交替迈步前进，

22、每次前移1.0m，每根长钢梁使用三柱支撑，“四对八梁”距采煤工作面运输巷和回风巷锁口棚不超过0.5m。二、两巷及超前管理方法采用单体液压支柱配合HDJA-1000型金属铰接顶梁打双排柱支护，从采面煤壁起，超前支护20m，棚距1m，柱距1m，净高不低于2.0m。超前支护拉线架设，迎山有力，顶梁上方空顶作业处用圆木背接严实。巷道底板松软时，增设铁鞋支护。超前支护所有单体三用阀沿走向设置（出水口对采空区），其单体支柱拴好防倒绳。三、上、下出口及两巷维护要求1、加强上下出口管理，自工作面煤壁线向外20m范围，保持巷道净高不低于2.0m，人行道宽度不小于0.7m；运输巷超前靠上帮棚、回风巷超前靠下帮棚，

23、与工作面上下第一棚间距不大于0.5m。2、两巷净高不小于1.8m，行人侧宽度不小于0.7m，断面最低不小于设计断面的80%。3、支柱必须栓齐栓牢防倒绳，初撑力不小于90KN。4、加强两巷维护，发现柱子变形、片帮、漏顶要及时维护，确保两巷支护完整，无断梁折腿，无空顶空帮。5、巷道无积水，无浮矸杂物，柱子、梁子、材料、设备等必须在固定地点堆放整齐，严禁乱堆、乱放。6、运输巷和回风巷采用锚杆网支护，故打超前支护时必须用板皮将两帮背实背严，采用半圆木将顶板过严接实。四、工作面支护材料1、DW25-300/100型单体液压柱（按最大斜长取100m计算） 基本柱：100（0.60.10.10.2）6660

24、6根 戗柱：1002151根 密集柱：1001100根 两巷超前柱: （251）22=104根 备用柱: 按10%备用率计算，（60651100+105)10%=86.1根，故备用柱取87根。采面共需要单体柱：8615110010487=948根。2、2.8m长型梁、4m长型梁、铰接顶梁 2.8m型梁：（10032）12188根 4m长型梁：8816根 铰接顶梁：（251）22104块 2.8m长型梁：(10%备用率)18810%18.8根（取19根） 备用4m长型梁：1610%1.6根（取2根） 备用铰接顶梁：10410%10.4根（取11根）采面共需要绞接顶梁10411115根，2.8m型

25、梁18819=207根，4m长型梁16218根。第四节 矿 压 观 测一、工作面的矿压观测1、装面和初次放顶期间，必须采用单体支柱压力检测仪对所有单体支柱进行棵棵检测，正常回采期间，第一排支柱的检测率不低于30%，第二、三排不低于10%，有选择性检测，发现达不到要求的及时补液。2、带班矿长、跟班安全员带表进面，认真填写当班发现的问题及处理方法，遗留问题要附处理意见，并反馈到调度室和当天值班领导。3、值班领导对当天反馈的信息，在班前会上向职工及时贯彻，分析原因，并提出处理意见。4、支柱压力观测人员必须对支柱压力进行精心检测，认真作好记录，不得滥造数据，上井后及时将数据交技术科。5、技术科对所有数

26、据要进行收集、整理和分析，并将分析结果上报分管领导和采煤队。6、对工作面上下出口破碎带、断层处及冒顶处等异常地段的支柱三班棵棵检测，以加强对事故多发点和薄弱区域的管理。7、初撑力和工作阻力，达标率不低于90%。二、两巷的矿压观测在运输巷和回风巷分别距开切眼40m、60m、80m、100m、120m、140m处布置6个侧区，用卷尺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，根据观测时间可算出移近量。三、支护质量监测每旬由技术科组织对工作面和两巷支护质量动态检查两次，对存在的问题，由采煤队立即整改。监测内容要包括支柱支撑力、煤壁片帮情况、梁端距、采高及端头顶板冒落情况、两巷超前支护质

27、量等。四、观测时间要求1、工作面：观测到老顶初次来压和6次同期来压。2、两巷：观测至工作面停采线。3、支护质量监测：整个生产期间。第四章 生 产 系 统第一节 运 输 系 统一、运煤系统：*采煤工作面（刮板机）*运输巷（刮板机）*运输巷（皮带运输机转载）*溜煤眼*机轨石门（皮带机）*煤仓（溜煤眼）主井（皮带）地面。二、运料系统：副斜井（绞车）*机轨石门（电机车）*运输巷（人工搬运）*采煤工作面。附图3*工作面运输系统图。第二节 “一 通 三 防”与 监 控 系 统一、通风系统（一）、工作面风量计算1、按瓦斯涌出量计算Q采100q瓦采K 1001.7642.4 423.36（m3/min）式中

28、Q采采煤工作面实际需要的风量，m3/min； Q瓦采我矿为瓦斯抽采矿井，扣除瓦斯抽采量后，采煤工作面的绝对瓦斯涌出量，m3/min；Q瓦采CH4Q风式中 Q风表示采煤工作面回风顺槽（11月20日）实测回风量，m3/min； CH4表示采煤工作面回风顺槽实际瓦斯平均浓度，%。 Q瓦采CH4Q风 6300.28% 1.764K采煤工作面的瓦斯涌出不均匀系数，取2.4。2、按工作面最多工作人数计算Q采=4N=452=108（m3/min）式中：N采煤工作面同时工作的最多人数，52人（交接班时）；3、按一次爆破的最大炸药量计算风量Q采=25A 2527.2680（m3/min）；式中：A工作面一次爆破

29、的最大炸药量，根据装药量表A取27.2kg；4、按采面温度计算风量Q采= 60VS600.610.5378（m3/min）；式中：V采煤工作面温度1520，采高1.53.5m时，工作面适宜风速为0.50.8m/s；现*采煤工作面温度为16，采高为2.5m，所以工作面适宜风速取0.6 m/s； S采面最大控顶距时的面积；5、按风速进行验算（1）按最低风速验算工作面的最低风量：Qmin 600.25S采I 159.25138.75 m3/min（2）按最高风速验算工作面的风量：Qmax60 4S采2409.252220m3/min；S采采煤工作面的平均断面积，m2。根据上述计算，Q采取680m3/

30、min，QminQ采Qmax，符合要求。*采煤工作面按680m3/min进行配风。（二）、工作面通风系统主斜井、副斜井*机轨石门*运输巷 *采煤工作面 *回风巷*专用回风巷*回风石门回风斜井地面。附图5*工作面通风系统图二、瓦斯防治（一）瓦斯检查1、每班安排专职瓦斯检查员巡回检查瓦斯，每间隔2小时检查一次，每班检查次数不低于3次；2、瓦斯检查点分别设在：工作面进风流、工作面风流、上回风隅角、下回风隅角、回风流，取检测结果的最大值记录在手册和记录牌上。3、瓦斯检查牌板在回风巷和运输巷中距工作面30m附近进行吊挂，检查结果及时填写和汇报当班班长和安全员。4、当瓦斯超限时，必须按照下列规定处理，并向

31、矿调度室及通防队汇报。采煤工作面进风流中的瓦斯浓度超过0.5%，回风巷回风流中的瓦斯浓度超过1.0%或二氧化碳浓度超过1.5%时，都必须停止作业，切断电源，撤出人员，进行处理。爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.0%时，严禁爆破。采煤工作面及其他作业地点风流中，电动机或其开关设置地点附近20m以内风流中的瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止作业，切断电源，撤出人员，进行处理。采煤工作面及其他巷道内，体积大于0.5m3的空间内积聚的瓦斯浓度达到2.0%时，附近20m范围内必须停止作业，切断电源，撤出人员，进行处理。对因瓦斯浓度超过规定而被切断电源的电气设备，必须在瓦斯浓度降至1.0%以下时，

32、方能通电开动。5、工作面爆破时必须严格执行“一炮三检”、“三人连锁”制度，即装药前、放炮前、放炮后要认真检查放炮地点附近20m范围内风流中的瓦斯浓度。并执行“三签字”制度，即班长、瓦检员、放炮员三人在“一炮三检”记录本上签字。6、工作面初次来压和过断层时，瓦检员必须重点检查，如瓦斯超限，严禁作业。（二）瓦斯抽放系统。附图6（*采煤工作面瓦斯抽放管路布置示意图）1、采煤工作面运输巷和回风巷在巷道掘进期间已施工有本煤层瓦斯抽放钻孔，并安装有直径为200mm的高负压瓦斯抽放管路对本煤层钻孔进行瓦斯抽放。2、在工作面装面之前，通防队必须安装一趟直径为200mm的低负压瓦斯抽放管路，对采煤工作面上隅角进

33、行瓦斯抽放。3、瓦斯抽放管路敷设路线；高负压瓦斯抽放管路敷设路线地面瓦斯抽放泵房回风斜井*回风石门*回风绕道*运输巷。低负压瓦斯抽放管路敷设路线地面瓦斯抽放泵房回风斜井*回风石门*回风绕道*专用回风巷*回风巷。（三）瓦斯监控系统。附图7（*工作面瓦斯传感器安装位置示意图）1、工作面瓦斯传感器安装位置。0工作面上隅角；1回风巷距采煤工作面上出口510m处；2回风巷距回风联络巷1015m处；3运输巷距工作面下出口510m处；2、技术要求0、1、2、3均为高低浓度组合式瓦斯传感器；瓦斯报警点：0、1、2：1.0%CH4；3：0.5%CH4。瓦斯断电点：0、1：1.5%CH4；21.0%CH4；3：0

34、.5%CH4。断电范围：0、1、2负责采煤工作面及回风巷内全部非本质安全型电气设备；3负责进风巷内全部非本质安全型电气设备。复电瓦斯浓度：0、1、2均为小于1.0%；3小于0.5%。三、综合防尘系统1、两巷各设一趟直径为100mm的防尘管路，保证水源、水压，定期冲刷巷道壁，减少煤尘堆积。2、各防尘设施正常使用，由通防队安装维护，由采煤队管理和使用。3、出煤系统各转载点落差不得超过0.5m，各转载点设齐洒水喷雾装置并保持完好，做到开机喷雾。4、运输巷和回风巷内各设一道全断面净化水幕、喷雾水压达到要求。5、严格执行水炮泥使用制度。6、机械保护齐全，做好个体防护。四、防灭火系统1、各输送机头放置两个

35、灭火器和一个灭火砂箱，并要求灭火器完好，灭火砂箱装满灭火砂，井下所有人员必须会使用灭火器材。五、隔绝瓦斯爆炸措施1、在运输、回风巷距工作面60m处各安设一组辅助隔爆水袋，并随工作面推进而移动。2、隔爆水棚安装质量：棚区长度不小于20m，每平方米巷道断面不低于200L水量，每排距离为1.5m。每周检查1次水棚的质量、水量、确保符合煤矿安全规程要求。第三节 排 水 系 统一、排水路线。附图8（*排水系统示意图）*采煤工作面（水沟）*运输巷（水窝）*运输联络巷（潜水泵）*机轨石门*车场副斜井井底水仓井底水泵地面污水处理站。二、排水方法工作面所产生的水通过潜水泵排到*机轨石门水沟，经水沟自流井底水仓，

36、为避免水沟堵塞，巷修队随时对整条路线进行检查和疏通。第四节 供 电 系 统一、供电系统1、供电情况*采煤工作面供电系统由*切眼掘进期间的供电系统改设而成。详见供电设计说明书。附图9（*采煤工作面供电系统图）2、采煤工作面、各运输地点机电设备的符合表9 负荷统计表设备名称型号设备台数最大负荷使用地点刮板输送机SGB420/40155 kW*采煤工作面刮板输送机SGB420/40255kW2*运输巷刮板运输机SGB420/40401*（3）联络巷皮带输送机DTL80/40/402401*机轨石门皮带输送机DTL65007.51*煤仓联络巷皮带输送机DTL80/40/402401主斜井二、电气设备的

37、安装1、所有电气设备开关必须台台上架，挂牌管理。2、紧固用的螺母、螺栓、垫圈等要齐全、紧固，无锈浊现象。3、螺母紧固后，螺栓螺纹应露出螺母13个螺距。不得在螺母下面加多余垫圈减少螺栓的伸出长度。4、防爆接合面、防爆间歇接合面的长度应符合防爆性能的规定。5、隔爆接合面不得有锈浊和油漆，应涂防锈油或凡士林进行处理。6、用螺栓固定的防爆接合面，其紧固程度以压平弹簧垫圈不松动为合格。7、接线装置的防爆性能应符合规定。8、接线嘴连接紧固，密封良好。9、接线应符合完好标准的要求。三、电缆的敷设1、不得把电缆钉死或拉的太紧，应有适当弛度。2、电缆悬挂点的间距不得大于3m，低压电缆上下间距不得小于50mm，高

38、低压电缆间距不得少于100mm。3、电缆敷设要避免交叉。4、电缆吊挂用吊挂钩吊挂，不得用铁丝代替。第五节 通 信 照 明一、通信系统1、通信系统路线地面调度室副斜井*机轨石门*运输联络巷*运输巷。2、通信设施及相关事项通信电话应悬挂工作面刮板机机头外15m处，电话及线路保持完好，不得随意拆移电话，严格执行一班三汇报制度，发生事故及时向调度室汇报。通信电话与电缆不准安装在同一侧，井下工作人员不得随意按电话紧急呼叫按钮。二、照明系统工作面运输系统中每台设备机头处安设一盏照明灯。第五章 劳动组织及主要技术经济指标第一节 劳 动 组 织一、作业方式采用“三八”制作业，班班生产，班班准备平衡作业，循环进度为1m，日进3个循环。二、作业循环图表。附图10（*采煤工作面作业循环图）三、组织方式分段作业四、劳