第一节 工作面位置及井上下关系
一、工作面的位置与2001底煤复采工作面位于盘区运输巷以东，2005掘进工作面以南，东至古空区，掘进方位角α=110，工作面长度100m，顺槽长度210m。
二、工作面境界范围与地表状况
2001工作面地表位于柏凹村以北，可涧沟以南，工作面地表为荒坡、黄土残垣，沟壑频繁，多成V字形，有少量耕地。无建筑物、公路、积水等影响，河槽无常流水，在雨季发洪期间有水涌出，对工作面回采无影响。
三、回采对地面的影响：
本工作面相对地表位置为山地形，冲沟发育地表无建筑物，回采时会造成地面塌陷区都在冲沟范围内。
第二节 煤层
一、煤层厚度
2#煤层上分层已回采，剩余煤层厚度平均4m，顶分层采空局有少量残溜煤柱。
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- 1 -
二、煤层产状：
工作面范围内煤层走向15～20，倾向285～290，倾角2～5，产状变化比较稳定。
三、本工作面煤层稳定，中间夹有一层矸石，厚度0.3-0.8m，在回采过程中不受影响，煤层层理分明，节理发育，硬度f=2,对回采无太大影响。
四、根据《煤炭质量分级》标准，2煤层属中灰、中硫、低磷，特高热值焦煤，该煤层Vdaf为20.31%，Y值为17mm，GR.Z值为70，故煤类为JM。
第三节 煤层顶底板
一、2煤层伪顶为黑色泥岩，厚度0.2m左右，直接顶以灰色，黑灰色中细粒砂岩，厚度4米左右，老顶为浅灰色，厚层状中粒K8砂岩，厚度3.6m左右。
二、2煤层底板为灰、深灰色、黑灰色砂质泥岩，厚度2.3m，是3煤顶板。
三、煤层综合柱状图：（附后）
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- 2 -
第四节 地质构造
一、2001回采工作面地质构造简单，倾向具舒缓波状，起伏变化，属于幅度不大的宽缓褶皱发育。对地层煤层影响不大。在回采过程中不会遇到断层、陷落柱和其它地质构造，由于上分层大部分已采空，回采时压力增大，可能涌出有害气体和水，局部冒顶等，因此需加强探放水工作，有害气体监测和顶板管理，以利安全生产。
第五节 水文地质
一、回采面正常涌水量为10m/d，2煤层以顶板砂岩充水为主，其次在开采过程中，产生的榻陷裂隙带，在局部地段接受上部砂岩及风化裂隙水的充水补给。
地表水体和巷道水影响不会对开采造成威胁，本区冲沟为季节性河流，平常无水，只在雨季才有洪水，来猛运速，井口位于最高洪水位线以上。所以地表水对开采影响不大。
2煤层赋存最低标高+630m以上，高于奥灰水位，在开采过程中不会有突水可能。
二、2001回采工作面无老窑采空区，本矿主要为采空区内的积水，随着开采过程中，工作量增加淋漏水现象，影响不大，但要加强探放水工作。
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3
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- 3 -
本井田2煤层水文地质条件属简单类型，充水含水层富水性弱，地表水属季节河流，冲沟发育，所以2煤层生产矿井涌水量一般水不大或无水。
三、回采面正常涌水量10m/d，最大涌水量20m/d。回采时，采空区积水流入巷内，可在2001回风巷内低凹处打临时水仓，用水泵排至主水仓。
第六节 影响回采的其他因素
一、本矿井没有出现过瓦斯、二氧化碳突出情况，根据矿井瓦斯等级鉴定结果为低瓦斯矿井，瓦斯相对涌出量6.08m/T，绝对涌出量为3.26m/min。
二、根据《山西煤矿安全装备技术测试中心》对煤尘爆炸及爆层自燃倾向性鉴定结果可知：煤尘爆炸指数为21%。
三、根据《山西煤矿安全装备技术测试中心》对煤尘爆炸及爆层自燃倾向性鉴定结果可知：工作面煤层的自燃倾向为Ⅱ级，属自燃煤层，参考相邻采煤工作面，确定自燃发火期为6个月。
四、根据相邻采掘工作面温度为18-20分析，地温对回采没有影响。
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3
33
3
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第七节 储量及服务年限
一、工作面工业储量
Q工=215³100³1.35³3.3=9.58万吨 可采储量：（可采长度165米，回采率85%） Q可=165³100³1.35³3.3³85%=6.24万吨 二、工作面服务年限
工作面服务年限＝可采推进长度÷设计月推进度＝ 165÷50＝3.3（月）
第二章 采煤方法
本工作面采用走向长壁后退式爆破开采金属网假顶采底煤放中煤的采煤方法。工作面采用爆破落煤，刮板输送机运煤，单体液压柱支护，全部垮落法管理顶板。由于本井田范围内上分层已采，剩余煤层厚度3.3m，采底煤2m，放顶煤1.3m，回采面属水平布置，沿倾斜推进。它的优点是煤炭损失少，采煤连续性强，单产高，采煤系统比较简单，对地质条件性较强。
第一节 巷道布置
- 5 -
一、2001回采面运输顺槽利用风桥穿过盘区回风巷与盘区运输巷连接，回风顺槽与回风巷相连通，用铁调节风窗调节工作面风量。
二、回采面运输顺槽、净断面6.16m，回风顺槽净断面为5.28m，采用工字钢支护，切眼断面4.8m，采用单体柱、兀型梁支护，回风顺槽在工作面上方，担负回风、行人、运料等任务，运输顺槽在工作面下方，担负进风、行人、运煤等任务。
四、2001工作面及巷道布置平面图图：
2
22
第二节 采煤工艺
一、本工作面采用炮采式回采工艺，即爆破落煤、清煤、放顶煤、刮板机运煤。
采煤流程：打眼装药→爆破落煤→铺联网→移前梁→装运煤→补柱→移后梁→放顶煤→移溜→补柱。
二、工作面采高2.0m，放顶2m，循环进度1m。 三、爆破工艺及要求
炮 炮 眼 眼 眼 深 眼距 炮 (m) 泥 封 泥 水平 竖直 炮眼角度 每孔 总装装药 药量爆 破 连 线 雷 管 炸 药
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名 编 (m) 称 号 顶1 0.9 眼 底2 1.0 眼 1.5 个 数 1 长 度 0.5 75-80 仰 俯 量(g) 200 (kg) 顺 序 10.6 - 方 式 串联 种 类 8#瞬发种 类 2#销铵炸药 5-10 0.75 1 0.6 75-80 10-15 200 21.2 - 电雷管
四、描述采煤工艺流程： 1、打眼装药：
采用MZ-1.2型手持式煤电钻，1.2m麻花钻杆、煤钻头及综合保护装备，严格按照《爆破图表》打眼装药。
2、联线放炮
本工作面采用一台放炮器放炮，备用一台，放炮器型号为MDB-100型。从机尾向机头依次联放。联线方式为串联联线，每次联炮个数为一个顶眼两个底眼。放炮时，放炮母线不得少于3５米，放炮员、班组长、安全员都必须现场执行“一炮三检制”和“三人连锁放炮制”，必须在放炮地点3５米以外的上下方设好警戒，联放炮过程中，发现有支柱倾倒、顶板破碎等不安全因素时，放炮员要立即停止放炮，通知移梁人员进行维护，无问题后方可继续放炮。
3、移前梁护顶
- 7 -
放完炮后，把对梁中靠机尾侧的梁前移一个循环，移梁步距系1米，移梁时，先将所移梁下落山侧一根柱卸载，及时打成带帽点柱紧贴该梁支好，然后将梁下其余两柱卸载，将梁迅速移至煤帮，用1和2柱将梁支起，形成一梁两柱，完成移梁护顶过程。柱帽规格0.4³0.2³0.2m。移梁必须3人进行，一人挑网，二人使支柱卸载并前移，必须移完一架，再移一架，坚决禁止同时移相邻的两架，如果不能及时移梁或煤邦超宽时，应打好临时带帽点柱。
4、清煤
移梁护顶结束后，在支护良好的情况下清煤，并随时敲邦问顶，处理伞檐，将责任区内煤邦浮煤处理干净。
5、补柱移后梁
工作面清煤完毕后，将落山的柱帽回出，移支在前移梁煤帮打成贴帮柱，形成一梁三柱，柱帽收好复用。同时把后梁移成对梁，补齐柱。支架布设要求齐直。
6、放顶煤
初次放顶步距为18m，当新工作面初次放顶结束后，老顶完全垮落，在工作面正规循环和移梁工序完成后，开始放顶煤。其方法是相邻两组架中间在溜子上方0.2m处剪开一个高0.4m，
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- 8 -
宽0.3m的放煤口，放煤口间距0.8m，由机尾向机头，间隔式剪放煤口，把剪开放煤口的煤全部放出后，再剪剩余的未剪的放煤口，每个放煤口只允许放煤一次，放炮时如有大块煤卡住放煤口，可用长柄大捶打碎。放煤时可把放煤分成两组，分组距不得小于20m。每组只允许有一个放煤口，不允许同时剪两个放煤口，放顶煤要求做到缓慢均匀。并且每组都必须配备专人观察顶板及支架变化情况，遇有活柱要运出维修。放完煤后及时补网封口，严禁放出矸石。
7、移溜
工作面顶煤放完后，将工作面浮煤清理干净，从机尾向机头依次移溜，分段移溜长度不得超过15m，边移溜边补柱，移溜完毕同时形成一梁三柱。先把溜子弯曲段处中间支柱卸载取掉，并且必须对另外两排支柱加液维护，保证支撑力，移溜使用移溜器，用移溜器时，应采取如下措施：清净浮煤，检查移溜器质量，移溜器柱体两端回垫破板，平直地分次放尽，不得用手把顶溜，所用移溜柱要打紧背牢，防止移溜倾倒伤人。移溜时，首先将机尾移过，并打好两根压尾柱。随后依次将机身移过，移机头用进风顺槽运输溜移，并打好压柱。
8、补柱
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移溜后及时补齐三排支柱，做到齐、直，柱排距符合规程规定，至此工作面正规循环作业全部完成。
七、计算工作面正规循环生产能力： W=Lshrc=94³1.0³2³1.35=254 (t) W= 94³1.0³2³1.35³70%=178(t)
第三节 设备配置
一、设备配置表
名称 型号 数量 3 830 260根 20根 所在巷道 切眼、生产溜、运输顺槽、工作溜 采面超前及切眼 Ⅱ型结果 刮板机 SGB420/40 单体柱 钢梁 DZ-2.5 PL-2.4 PL-3.2 二、后付设备布置图：
第三章 顶板控制
第一节 支护设计
一、工作面支护设计
- 10 -
工作面支护采用2.4米π型梁和2.5米单体柱，端头支护采用“四对八梁”3.2m长钢梁，运输、回风超前支护采用2.4米π型梁和单体柱，基本支架对梁间距0.2m，组梁间距0.75m,排距1.0m，采用箱形梁。
二、1、支护强度
经验公式：Pt=9.8yk=9.8³2.0³2.5³6=294KN/m。 2、支柱实际支撑力计算：（由支柱阻力影响系数表） Rt=KgKzKbKhKaR=0.99³0.95³0.9³1.0³49.6³9.8=370.3KN
3、支柱密度计算
N= Pt/Rt=294/370=0.8根/m
4、根据支柱密度计算，确定排距为1.0m，柱距为0.6m。 5、合理控顶距的选择：
由于放顶煤工作面，选择最大控顶距为3.4m，最小控顶距为2.4m。
6、根据上述有关参数，结合采高等因素，因DZ-2.5型单体柱额定工作阴力为49.6T/m。
Q承=9.6³2³9.8=972(KN/m) 而支护载荷：Q载=294KN/m
2 222
2
- 11 -
所以Q承＞Q载，支护强度符合要求。 7、乳化液泵站设计：
（1）泵部采用：BRW80/20型，管路采用：16液压管：
19
#
/3-10m。
（2）泵站安设位置在采区运输巷联络巷中。
（3）泵站压力18Mpa，乳化液深度不低于2%-3%使用乳
化液自动配比器，有现场检查手段。
第二节 工作面顶板控制
一、确定顶板控制方式：
采空区顶板管理采用全部垮落法，放顶空距为1.0m，放完煤见矸即封，切顶线支柱数量齐全，无空载顶失效支柱，上下机头处使用“四对八梁”支护0.1m，上下两顺槽自工作面煤壁超过20m范围内支架完整无缺，高度不低于1.6m，并有0.7m宽以上的人行通道。
二、特殊支架 1、密集柱
进回风巷落山侧5米范围内在切线上支设密集柱。 2、压柱
- 12 -
工作面镏子机尾必须打压柱。 3、顶帮柱
煤壁压力大产生片帮时，在梁头下支设贴帮柱。 4、工作面漏顶时，采用圆木，背板材料，进行填顶，并用钢丝绳连接支柱，防止倒柱、倒架现象发生，同时加强支柱支撑力检测，适当加大煤眼间距，减少装药量，控制顶眼高度数量，及时处理片邦伞檐。
三、各工序平行作业的顺序和安全距离 放顶与爆破落煤等平行作业的安全距离为30m。 放顶煤与移梁平行作业的安全距离为20m。 支架与爆破平行作业的安全距离为30m。
回柱放顶前，必须对放顶的安全工作进行全面检查，清理好退路。
四、采用放顶煤工艺，所有支架必须架设牢固，并有防倒柱措施，严禁在浮煤或浮矸上架设支架，单体柱初撑力，柱径100mm的不得小于90KN，工作面煤壁、刮板机和支架都必须保持直线、支架间的煤矸清理干净必要采取防倒、防滑措施。
第三节 运输顺槽、回风顺槽及两端头顶板控制
- 13 -
一、超前支护：
工作面运输顺槽、回风顺槽，超前支护必须用液压柱和π型梁，距离≥20m，具体要求，超前支护使用箱型梁顺槽巷抬棚梁两柱，排距1.5m，两安全出口净高不低于1.6m。
二、端头支护及与其他工序的街接关系：
工作面切眼机头上方采用“四对八梁”进行支护，使用3.2米π型梁，一梁三柱，两梁对梁错距1.0m，间距0.2m，工作面每推进1.0m，长梁前移1.0m，重新支好，再依次移动其余三根，最靠边一组梁距工作面基本支架或顺槽抬棚间距不大于0.4米，进回风落山侧5米范围内切顶线上支设密集柱。
三、支护材料：
单体柱使用数量为830根，规格DZ-2.5。
π型梁数量PL-3.2m为20根，PL-2.4m为260根。 备用数量：π型梁30根，单体柱90根，材料设备码放整齐，并有标志牌。
四、工作面开切巷、运输巷、回风巷及端头支护示意图。
第四节 矿压观测
一、矿压观测内容：
- 14 -
包括日常与柱（架）支护质量动态监测、巷道变形离层观测顶板活动规律分析等内容。
二、矿压观测方法：
矿压观测仪器型号：ky-82，安设在工作面顶板与底板之间，根据终读数一起始读数，即为工作面下沉量。
第四章 生产系统
第一节 运输
一、运输设备
工作面刮板机接顺槽刮板机到顺槽皮带到运输巷皮带运输设备表：
名称 型号 安装位置 运输顺槽运输巷 固定方式 机头打基础 机尾用钢梁固定 推移方式 人工伸缩 移溜器 皮带机 JD75-650 刮板机 SGB420/40 采面、顺槽 机头、尾打压柱 三、运煤路线：
2001工作面煤—2001运输顺槽—盘区运输巷—主井煤仓—地面。
辅助运输：
地面—斜井—井底车场—盘区运输巷—2001运输顺槽—
- 15 -
工作面。
四、运输系统图：
第二节 “一通三防”
一、回采面采用负压通风，进风风量780m/min，回风风量800/min。
二、风量计算：
1、按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算： Q=100qk=100³1.26³1.5=185m/min 2、按工作面温度计算：
采煤工作面空气温度与风速对应表
工作面 空气温度/℃ ＜15 15-18 18-20 20-23
3
3
3
工作面风速v/（ms²1） 煤层厚度＜1.5m 0.3-0.4 0.5-0.7 0.8-0.9 1.0-1.2 煤层厚度1.5-3.5m 0.3-0.5 0.5-0.8 0.8-1.0 1.0-1.3 煤层厚度＞3.5m 0.8 0.8-1.0 1.0-1.5 - 16 -
23-26 26-28 1.5-1.7 2.0-2.2 1.5-1.8 2.0-2.5 3
1.5-2.0 2.0-2.5 Q=60VS=60³0.8³5.2=250m/min 3、按工作面每班工作最多人数计算： Q=4n=4³40=160 m/min 4、按炸药量计算：
Q=25AK=25³5.5³1.45=199m/min 5、按风速验算： （1）按最低风速验算： Q小=15S=15³4.4=68m/min (2)按最高风速验算：
Q大=240S=240³4.4=1058m/min
6、根据上述计算，工作面实际需要风量250 m/min，实际供风量560 m/min。
三、通风路线：
主斜井运输巷→盘区运输巷→2001运输→工作面→2001回风顺巷→盘区回风巷→回风立井→地面
四、防治瓦斯包括瓦斯检查和瓦斯监测： 瓦斯检查有关规定： 1、瓦斯检查设置：
3
3
3
3
3
3
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回采面上隅角、工作面及回风流每班检查3次，本班未进行的工作面，每班至少检查1次。
瓦斯员制度：
瓦斯员必须执行巡回检查制度和指示报告制度，严格执行“三对口”，并通知现场工作人员，瓦斯浓度超限时间，瓦检员有权责令现场人员停止工作，并撤到安全地点，采掘工作面及其他作业地点瓦期浓度＜1.0%时，方可通电开动。
2、瓦斯监控设备表
甲烷传感器设置点 采煤工作面≥1.0% ≥1.5% 掘进工作面 CH4 CH4 ＜1.0% CH4 工作面及其回风巷或掘进巷道内全部本质安全型电气设备 报浓度 断电浓度 复电浓度 断电范围 五、综合防尘：
1、回采工作面进回风顺槽，均有防尘管路，回风巷每隔50m设一个三通阀门，进风巷每隔50m设一个三通阀门，各转载点均装有喷雾装置，进回风巷均有风流静化水幕，定期冲刷巷道积尘，放炮前后要洒水支架间进行喷雾、装煤洒水，工作人员配戴防尘口罩，加强个防护。
2、隔爆设施安设：
采煤工作面进回风顺槽均安设隔爆水棚，安设位置：距
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工作面100m，水量按200L/m计算。通过计算采面需用水量1200L，实际水棚水量1980L，水袋60个，棚区长度26m。
六、明确防治煤层自燃发火所选用的方法及措施： 1、回采期对采空区采取喷洒阻化剂等措施,防止自然发火。
2、特殊时期的防灭火要求：
回采面采到停采线时，必须采取措施使顶板冒落严实。 采煤工作面回采结束后，必须在45天内进行永久性封闭。 停止正常生产时，保持工作面正常洒水，清理巷道。 七、通风系统图，防尘系统图，排水管路系统图，安全监测监控系统图。
第三节 排水
一、预测掘进工作面最大涌水量
根据现采已掘情况预测，工作面最大涌水量在10m/d左右，随着生产过程涌水被带走。
二、如特殊情况长时间停产或上分层积水，来水都会沿两顺糟自流已采空区，不会对采面形成危胁。
第四节 供电
3
2
- 19 -
一、供电设计 名称 皮带机 刮板机 煤电钻 电铃 探水钻 电压等级 660V 660V 127V 127V 127V 供电方式 单回路 单回路 单回路 单回路 单回路 防爆设备的选项 Exdi Exdi Exdi Exdi Exdi 电力负荷 2³30KW 2³40KW 2³1.2KW 5³0.5KW 2³2.2 KW 二、供电系统示意图：
第五节 通信、照明和信号
一、采区变电所安设防爆灯照明。
二、回采面运输顺槽皮带机头、采区运输巷、皮带机头处、配电室均安设防爆电话。保持畅通，可随时与地面及井下各点联系。
三、回采工作面、皮带、刮板机均安设单独完善的信号装置，不得与其他串联，信号线型号：MY-0.38/0.66 3³25³10。
四、照明、通信、信号系统示意图：
第五章 劳动组织及主要技术经济指标
（一）劳动组织
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一、作业方式：采用两班回采，一班准备，工作制度为“三八制”尽量做到平行作业，提高工用率。
二、劳动组织表：
班 次 序 号 工 种 早 1 2 3 4 5 6 7 8 合 计 总 计 安全员 组长 机电维护工 打眼放炮工 泵站司机 综合工 溜子皮带司机 检修 圆班出勤41人 1 1 1 2 1 10 3 19 中 1 1 1 2 1 10 3 19 夜（检修） 3 3 3 2 3 5 2 22 6 3 46 在册人数
第二节 作业循环 正规循环作业图
班次 时间 采面 斜长 一班 二班 三班 6 8 10 12 14 16 18 20 22 24 2 4 6
- 21 -
80 70 60 50 40 30 20 10 SHAPE\\* MERGEFORMAT SHAPE\\* MERGEFORMAT 检修班 图 例
第三节 主要经济技术指标
序号 1 2 3 4 5
项目 工作面倾斜长度 工作面走向长度 采高 煤层生产能力 循环进度 单位 M M M t/m3 M 参数 100 100 3.3 1.4 1.0 - 22 -
6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 21 22 23 24
循环产量 月循环数（循环率） 月进度 日产量 月产量 工作面可采期 在册人数 出勤人数 出勤率 回采工效 坑木定额 金属顶梁丢失率 火药定额 雷管定额 单位成本 煤层牌号 含矸量 灰分 落装煤机械化程度 T 个（%） M T T A 人 人 % t/工 M3/104t %。 Kg/104t 发/104t 元/104t % % % 476 60 60 952 2.85 3 41 40 95 12 0.3 1 854 4380 190000 jm
第六章 煤质管理
第一节 描述煤质指标
2原煤质指标：
精煤可燃基挥发分Vdaf=20.31% 胶质量最大原度Y=17mm
#
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水分Mad=1.18% 灰分Ad=24.8% 全硫8t、d=1.11%
第二节 叙述提高煤质的措施
一、放炮后及时移梁护顶，避免冒顶。 二、大块矸石不得进入溜煤眼。
三、在顺槽巷设置存矸峒，以便于集中运输。 四、专人负责拣矸石，放回落山。
第七章 安全技术措施
第一节 一般规定
一、1、如顶板破碎支设临时带帽点柱。
2、当冒顶高度超过规定时，要及时勾顶，接实顶板。 3、执行敲帮问顶制度。 二、交接班制度
必须做到现场交接班，交清工作面机电设备情况及事故隐患，对上一班遗留问题和隐患，下一班必须首先处理。
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接班后，班组长、安全员首先进入工作面安全检查，发现隐患首先进行处理，处理完毕后，方可组织生产。
第二节 顶板
一、工作面、运输巷、回风巷支护质量要求：
1、工作面支柱要打成直线，其偏差不超过±100mm，柱距偏差不大于±100mm，排距偏差不超过±100mm。
2、支架顶梁与顶板平行支设，其最大仰俯角＜7，相邻支架间不能有明显错差，支架不挤不咬，架间空隙不超过200mm。
3、工作上下出口的两巷，超前支护必须用单体柱和兀梁型长当支设，距煤壁10m范围内打双排柱，10～20m范围内打单排柱。
二、工作面、运输巷、回风巷冒顶、煤壁片帮的处理方法、措施：
1、在片帮地段支设临时柱，一米一柱，带帽规格：（1.2-1.4m）³（18-20）/2cm半圆体。
2、根据实际情况增加临时柱数量，并缩小间距。 3、片部地段打眼时，适当缩小眼距，减少装药量，坚持少联多放及时支护原则。
。
- 25 -
4、支架必须与煤壁垂直，严禁倾斜。 三、支柱初撑力的要求：
1、支柱初撑力，单体柱100mm≥90KN，80mm≥60KN。 2、使用摩擦式金属支柱时，必须使用液压升柱器架设，初撑力不得大于50KN。
四、防倒柱措施：
1、严禁在浮煤或浮矸上架设支架。 2、严禁在控顶区内提前摘柱。
3、碰倒或损坏、失效的支柱，必须立即恢复或更换。 4、支柱必须支到实底上，与顶板垂直。 五、工作面注液设置，使用要求：
1、工作面注液枪用完后要盘好枪管、枪头挂在单体柱手把上不得乱放。
2、禁止对注射枪对人喷射。
3、使用时，防止枪管被压或拉在刮板机上，以防伤人。 六、运输巷、回风巷支架回辙方法和要求：
1、工作面上下安全出口各用两对3.2米π型梁抬柱顺檐内进度抬棚，一梁两柱。
2、对梁交替迈步前进，错距0.8m，步距1.6m。
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3、必须保证超前支护20m。
第三节 防治水
一、排水路线：
工作面水→运输顺槽→运输巷→运输大巷水仓→主水仓→地面。
当管路发行堵塞、故障情况下，应停止作业，撤出所有受水威胁地点的人员，报告调度室，采取措施进行处理。
第四节 爆破
一、爆破作业负责人的职责，分工以及相互监督的方式。 1、由专职爆破工担任。 2、爆破作业执行一炮三检制。
3、不得使用过期变质的爆炸材料，必须使用煤矿许用炸药和煤矿许用电雷管。
4、严禁在1个采煤工作面使用两台发爆器同时使用。 二、爆破器材领退、使用安全措施。
1、必须执行领通制度，当班使用当班领取，使用后剩余的火工品必须交回火药库。
2、火药库工作人员建立领退台帐，严格管理。
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3、爆破器材的使用要严格按规程要求。 三、打眼前安全检查的内容：
1、打眼前首先检查打眼设备是否完好。 2、工作面支护质量是否完好。 3、检查煤壁是否有片帮迹象。 4、检查是否漏顶。
5、检查工作面瓦斯是否超眼。
四、爆破执行“一炮三检”制，即装药前、放炮前、放炮后，进行检查瓦斯，严禁放糊炮、明炮，不准用煤块、木块代替炮泥，放炮母线必须达到50m
五、爆破前有下列情况之一的，严禁爆破： 1、采掘面控面距不符合作业规程规定。 2、爆破地点20m以内风流瓦斯深度达到1.0%。 3、爆破地点20m以内，未清除的煤矸堵塞巷道断面1/3以上。
4、采掘工作面风量不足。
第五节 “一通三防”与安全监测监控 一、工作面发生进回风路线不畅通情况下应急施措： 1、首先撤出人员，从最近的安全出口撤出。
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2、汇报调度室，采取措施进行处理。
3、如冒顶没有完全封闭巷道，在有风流情况下组织人员处理。
二、工作面防灭火措施
1、工作面运输机头、机尾均设有灭火器材。 2、有防火管路、洒水、喷头及净化水幕。 3、防止产生点火花。 三、监控仪器：
瓦斯传感器设在回风顺槽，距顶板不大于30㎝，距煤不小于20㎝。移动时要先松开电缆，轻移动，移动到位后，再检查电线是否松对，出现失爆现象。
第六节、运输
一、当工作面生产时，必须逐级由里向外用声光信号联系，再由外向里逐步开动设备。当工作面停止出煤时，逐级由里向外信号联系，逐步停止设备运行。
二、当转载点设备停机时，设备司机及时联系前后设备司机，停止运行，查明原因，进行处理。
三、在运输设备运行时，人员想跨过必须用过桥，否则等设备停止时再跨过，禁止随意跨过运行皮带，以防出现意
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外。
四、发生大块矸石卡住运输、转载设备及溜炮眼上口的处理和安全措施：
1、首先联系前后设备停止运行。 2、汇报班队长进行处理。
3、由专人负责运输设备开关闭锁并看管，禁止任何人开动。
4、必要时用刀链吊起设备，取出被卡矸石。
第七节 机电
一、机电设备安装固定，使用移动、维修的安全技术措施。
1、井下不得带电检修，搬迁电气设备、电缆和电线。 2、检修和搬迁前，必须切断电源，检查瓦斯。 3、所有开关闭锁装置必须可靠地防止擅自送电，防止擅自开盖操作。
4、非专职人员不得擅自操作电气设备。
第八章 灾害应急措施及避灾路线
一、制定发生顶板事故，瓦斯、煤尘爆炸、火灾、水灾等的应急措施。
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1、发生火灾时
最先发现火灾的人员，应有稳定的情绪，首先设法弄清火情，并采用一切可能的方法，力争在火灾初起之时就把它扑灭。与此同时，并向危险地区发生火警信号，将受火灾威胁的人员撤离危险区。
矿井领导人接到火警后，应设法弄清火情，根据情况采取措施：
（一）抢救灾区人员，同时，将火势扩大后受威胁的人员撤离危险区。
（二）采取措施节断电源，迅速控制火灾，侦察火区确定火源，组织人员灭火。
现场指挥人员对待任何一个微小的火灾，都应十分重视，绝不能麻痹大意。采取措施要迅速果断，任何犹豫与拖延都能给灭火带来困难和造成严重后果。
处于火区的人员，必须严守纪律，服从领导指挥，迎着新鲜风流，沿着安全一号避灾路线，有秩序地撤出危险区。同时注意风流方向的变化；如遇到烟气可能中毒时，应立即戴上自救器，尽快通过附近风门进入新鲜风流中，当确定无法撤通时，再进入避难室，或构临时避难室等待救换。
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采区内发生火灾时，风流调度比较复杂。首先应注意风流逆转，一般不采用减风或停风措施，要采取风流短路。
采用控制风流时，必须十分注意沼气的情况。沼气矿井实行反风或短路风流时，不允许将危险的沼气送入火区，停风措施易使沼气集聚到爆炸危险浓度，应特别慎重。
发生火灾后，要时刻注意火风压的作用和风流逆转的可能性，采取有效措施。
在掘进巷道发生时，不得随意改变原有通风状态。 无论是正常通风或增减风量、反风、风流短路、隔绝风流及停止主要扇风机运转等，都必须：（1）不使沼气积聚，煤尘飞扬，造成爆炸事故。（2）不危及井下人员的安全。（3）不使超限的沼气通过火源或不使火源延伸到沼气积聚的地方。（4）有助于阻止火灾扩大、制火势，创造接近火源实施灭火的条件。
2、井下发生沼气爆炸，煤尘爆炸事故时：
井下发生瓦斯爆炸，煤尘爆炸事故时，灾区人员要沉着、冷静，听从班长指挥，尽快佩戴自救器，无自救器的可用湿毛巾住口鼻背离爆破波的震动方向，尽快进入安全地点沿一号线路出井。万一出不了入要进入最近的避难室，发出信号，
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等待抢救。矿领导接到事故报告后，迅速组织撤退灾区和受威胁地区的人员，抢救遇难人员，组织矿内救护队，探明事故地点、范围和气体成份。发现火源立即扑灭。并切断灾区电源，加强通风，不得停止主扇运转。个巷道地面井下应设有自救器及消防器材室，自救器的数量不少于工人人数的2倍，灭火器不少于20个，其它器材也要有一定的数量。在证实无二次爆炸的可能时，应迅速修复被破环的巷道和通风设施，恢复正常通风除烟雾，清理巷道。
三、在发生透水事故时
井下某地点发生透水时，现场人员在向调度室汇报的同时，尽可能就地取材，迅速加固工作面，如打木垛或密集赌住出水口。防止事故继续扩大，如情况紧急，来不及加固等工作，现场人员应按避灾1号一路撤退，以最快速度，有危险地区撤至地面，切匆进入独头的下山巷道。当有硫化氢和其它有害气体涌出时，应防止中毒，万一无法或来不及撤退时，可暂找一个独立上山避难待救。遇难人员应该保持冷静，避免体力过度消。矿领导接到透水报告后，应立即通知上级有关部门和矿井救护队，同时根据事故地点和可能及的地区，通知有关人员撤离危险区域，关闭有关闸门。井下所有
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排水设备应全部开动排水，同时就积极组织力量进行抢险救灾，营救遇难人员。
4、在发生冒顶事故时
在发生冒顶事故时，现场人员要尽快根据当时当地情况沿一号、二号线路撤离危险区，报告矿调度室。矿领导在接到事故报告后，应迅速组织人员探明冒顶范围，被埋压、堵的人数和位置切断冒顶区的电源，采取措施尽快抢救遇难人员，被堵人员要沉着，冒顶区小时，自己辟开通道，通过冒落区。冒落区大时，应保持体力待救。积极恢复冒顶区的正常通风，如果冒顶面积大，暂不能恢复通风时，可利用水管等对埋压、堵的人员输入新鲜空气，处理中必须保持由外向里，加强支护，防止二次冒顶。必要时，可开掘通向遇难人员的专用巷道，如遇有大块岩石威胁遇难人员时，可使用千斤顶等工具移动石块，但应尽量避免破坏落岩石的堆积状态。
二、确定发生灾害时的自救方式、组织抢救方法和安全撤离路线。
矿井一旦发生事故，矿井中的人员必须稳定情绪，以最快速度通知灾区人员和受威胁区域的人员迅速从灾区安全
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撤出，并及时通知有关领导和值班室。
当发生沼气爆炸或煤（岩）与沼气（二氧化碳）突出事故时，所有井下工人都必须在本班班长（班长不在时，由有经验的老工人）带领下，撤到安全地点，直至地面。两个安全出口，一个为进风口，一个为出风口，当发生以上事故时，迅速沿运输顺槽—盘区运输巷—运输大巷—地面，撤到安全地点。当井下发生水灾、火灾、大面积顶板冒落等事故时，凡受到威胁的所有地区的人员，都必须在本班的班长带领下，应以最短线路撤到安全地点，发生水灾时沿上山方向撤出，万一撤不出，可沿上山方向撤离待救。
为了保障发生事故后，灾区人员安全撤离，每一下井人员必须随身携带自救器，一旦发生事故（瓦斯爆炸、煤尘爆炸、火灾），受灾人员应立即佩带自救器撤离灾区。
事故发生后，严禁非救护人员入井，严格控制入井人数，矿山救护队及入井抢救人员必须沿进风入井救灾。
安全撤离路线：
遇水灾时，工作面→2001回风顺槽→盘区回风巷→主水泵房→主斜井→地面；
遇火灾、瓦斯、煤尘爆炸事故时，工作面→2001运输顺
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槽→盘区运输巷→运输大巷→主斜井→地面。
三、绘制工作面避灾路线示意图。
2001复采工作面探放水安全
补充措施
2001回采工作面位于2005掘进南边，属于底煤复采工作面，由于上分层已采空，据原采空区资料显示，原方格网式开采后有积水存在，为了回采工作顺利进行，保证安全生产，并贯彻“预测预探、有掘必探、先探后掘、先治后采”的探放水原则，特制定以下措施。
一、成立探放水领导组： 组 长： 副组长： 成 员： 二、钻孔位置：
探放水眼分两天钻进，第一天钻四个眼（钻孔位置自顺槽内工作面煤壁起依次为10m、30m、50m、70m处），第二天钻三个眼，分别布置在第一天钻孔中间（钻孔位置分别距顺
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槽内工作面煤壁20m、40m、60m）钻孔自工作面底板起1m处仰角11布置，孔深20.4m，第二天探水结束后，间隔两天（推进4m后）再重复前两天探水工序，依次类推，进行探水。（后附：钻孔布置示意）
三、探放水安全措施：
1、探放水前，加强钻场附近的支护，并在迎头打好护帮柱和坚固的戗柱，防止高压水冲垮煤壁及支架。
2、在工作面打钻地点附近必须安设专用电话，如有异常，将人员撤到安全地点，速报公司总调度室。
3、每班应有专职瓦检员和班队长，探水前对要作面进行全面检查，确认安全后，方可作业。
4、钻进时，发现煤岩松软、片帮、来压或钻孔中的水压，水量突然增大，以及有顶钻异常状况时，必须停止钻进，但不得拔出钻杆，现场负责人员应立即向公司调度室报告，并派人监测水情。如发现情况危急时，必须立即撤出所有受水威胁地区的人员，查明原因，然后采取措施，进行处理。
5、在钻进过程中，如发现瓦斯和其它有害气体超过允许浓度时，立即停钻，撤出人员，进行处理，有害气体降到允许浓度范围内时，方可继续作业。
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6、探放水时，必须由跟班副矿长，当班队长亲临现场指挥并观察水量变化情况。
7、探水地点应提前准备好必要的封墙材料和支护材料，严禁用爆破方法控水。
8、事先检查并维护排水设备，清挖排水沟和水仓，以便在出水时，使水仓有相当的容积来缓冲涌水。
9、探水钻机后面和给进手把范围不得站人，以防高压水将钻杆顶出或手把翻转伤人。
10、井下突然出水，破坏巷道中的照明和安全退路的指示牌、人员一旦迷失方向，必须有朝有风流通过的上山巷道撤退。
11、保证工作面安全出口畅通无阻。
12、水压较大的地点探水时，应预先疏通安全出口，确认联络信号及避灾路线。
13、对水量较大的积水区和含水层打钻，应做好孔口管，用排水管阀门控制水量。
14、探水人员每班必须在巷道中做好探放标记，要做的好探水记录，下班后向调度室汇报。
四、避灾路线：
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2001回采面透水时，从工作面→盘区皮带巷→井底车场→主斜井→地面。
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