(工作规范)Ⅲ块段工作面回采作业规程

目录
第一章概况 (3)
第一节工作面位置及井上下关系 (3)
第二节煤层 (3)
第三节煤层顶底板 (4)
第四节地质构造 (4)
第五节水文地质 (5)
第六节影响回采的其它因素 (5)
第七节储量及服务年限 (5)
第二章采煤方法 (7)
第一节采煤方法及巷道布置 (7)
第二节支护设计 (8)
第三节采煤工艺 (10)
第四节设备、材料配置 (13)
第三章顶板管理 (14)
第一节工作面顶板管理 (14)
第二节工作面上、下安全出口顶板管理 (16)
第三节矿压观测 (17)
第四章生产系统 (18)
第一节运输 (18)
第二节一通三防与安全监控 (18)
第三节供排水 (21)
第四节供电 (22)
第五节压风、通讯、照明 (23)
第五章劳动组织和主要技术经济指标 (24)
第一节劳动组织 (24)
第二节主要技术经济指标 (25)
第六章煤质管理 (26)
第七章安全技术措施 (27)
第一节一般规定 (27)
第二节顶板 (29)
第三节防治水 (32)
第四节爆破 (32)
第五节一通三防 (34)
第六节运输管理 (36)
第七节机电 (36)
第八节工作面安全质量标准化 (38)
第九节工作面作业安全准许确认制度 (39)
第十节其他 (41)
第八章灾害应急措施及避灾路线 (43)
第一节地质变化应急预案 (43)
第二节顶板事故应急预案 (43)
第三节水灾事故应急预案 (44)
第四节火灾事故应急措施 (45)
第五节瓦斯、煤尘爆炸事故应急预案 (46)
第六节冲击地压发生前的宏观预兆及应急原则 (46)
第七节安全监控系统故障处理应急预案 (46)
第八节避灾路线 (47)
附件、附图：
1、公司批复红头文件、矿井会审意见（原件由编制部门存档）
2、作业规程附图
3、作业规程贯彻、复学登记表
4、作业规程考试成绩登记表
5、作业规程（措施）发放登记表
6、复查登记表
7、采煤工作面投产前验收表
8、地质说明书
9、工作面初采初放、探放水措施、过断层或老巷、串联通风等专门安全技术措施
第一章概况
第一节工作面位置及井上下关系
11454Ⅲ工作面为塘冲水平114采区南翼五煤层第四块工作面。

具体位置及井上下关系见表1-1。

表1-1 工作面位置及井上下关系表
水平名称一水平采区名称114采区
地面标高+430m∽+160m 运输巷标高+160m 回风巷标高+200m
地面的相对
位置
该工作面对应地面为光玉岭村庄，地表属山地、丘陵地带，有少量房屋。

回采对地面
设施的影响
工作面开采对地表及建筑物有一定程度的影响。

井下位置及与四邻关系
11454Ⅲ块工作面位于114采区+200m∽+160m区段，114轨道下山以北，本工作面上伏的11434工作面和上部的11432、11452都已经开采完毕，南边的11455工作面也即将开采完毕，深部的11436正在开采。

走向长度m 120m 倾斜长度95m～85m；平均90m 面积m²10800
第二节煤层
一、煤层赋存情况
本工作面设计开采煤层为3煤层，通过地质资料分析煤层赋存情况见表1-2。

表1-2 煤层情况表
煤层厚度
1.2m～
2.2m
平均1.6m 煤层结构简单煤层倾角
22°～18°
平均20°
煤层倾向58°～62°开采煤层5煤层稳定程度较好
煤层情况描述
从机、风巷揭露的资料分析，11454工作面由于受断层，褶曲影响，致使煤层变薄，局部不可采。

所赋存的五煤粉末状，镜面发育，含夹矸1～3层。

煤层倾角平均25°，为中灰、低硫、低磷、中发热量的优质无烟煤。

二、煤质情况
根据邻近工作面煤质化验资料，本工作面煤层为五煤，煤质化验指标情况见表1-3。

表1-3 煤质指标情况表
水份Mad (%) 灰份
Ad (%)
挥发份
Vdaf (%)
发热量
(MJ/kg)
全硫
(%)
容重
t/m 3
硬度系数
（f）
工业牌号
6.2 38.4 8.6 4100 0.3 1.47 1.5 WY
第三节煤层顶底板
简要描述煤层顶（底）板岩石性质、层理、节理、厚度、分类等情况及其变化情况。

工作面煤层顶底板情况见表1-4。

表1-4 煤层顶底板情况表
顶底板
名称
岩石名称厚度m f值特征描述
直接顶砂质泥岩0～1.5m 5 块状、质软、致密，含大量的植物根部化石
伪顶炭质泥岩0～0.2m 3 鳞片状、质软、有滑面
直接底炭质泥岩0～0.5 鳞片状、质软、有滑面
老底石英砂岩 4 中厚层状、致密、坚硬、节理发育11454工作面地层综合柱状图附后（顶板描述应不低于8倍采高）。

第四节地质构造
一、断层情况以及对回采的影响
该工作面在掘进过程中，共揭露断层条，简述各断层在工作面的具体位置。

已揭露的断层情况见表1-5。

表1-5 断层情况表
断层名称走向
°
倾向
°
倾角
°
性质
落差
m
对回采的影响
第五节水文地质
本工作面水文地质条件简单，一般不需探放水措施。

第六节影响回采的其它因素
一、影响回采的其它地质情况
影响回采的其它开采技术条件情况见表1-6：
表1-6 影响回采的其它地质情况表瓦斯工作面绝对瓦斯涌出量约0.26m³/min。

煤尘爆炸指数煤尘无爆炸危险性
煤的自燃倾向性无
地温或其它危害无自燃现象
第七节储量及服务年限
一、储量计算见表1-7：
表1-7 工作面储量参数表
二、工作面服务年限
工作面的服务年限=工作面可采储量/工作面设计月平均生产能力 11454Ⅲ工作面的服务年限=2.41万t/0.43万t
=5.6个月
工作面名称 走向长度 (m) 倾斜长 (m) 斜面积 (㎡)
煤厚 (m)
容重 (t/m ³) 工业储量(万t) 回采率 (%) 可采储量 (万t) 11454Ⅲ块工作面
120
90
10800 1.6
1.47
2.54
95
2.41
第二章 采煤方法
第一节 采煤方法及巷道布置
一、采煤方法
根据已揭露资料分析，本区域岩层为一单斜构造，地质条件较简单，根据地质条件，结合目前我矿的实际情况及支柱型号，采用走向长臂式工作面进行正常推采，走向布置120m ，倾向布置90m ，一次采全高，全部垮落法管理顶板。

二、采高及支护方式选择
1、采高确定：鉴于我矿目前单体的型号为DZ —1.2～2.2，故采高定为0.8～2.0m ，对2.0m 以上的煤层采用跟顶留底煤开采。

2、 确定支护方式：工作面采用DZ1.2--2.2型单体液压支柱配π梁走向支护。

注：支柱规格选择 （1）支柱最大高度计算：
=max H ≥2-0.1
=max H ≥1.9 （2）支柱最小高度计算：
=min H ≤1.2-0.1-0.01+0.2 =min H ≤1.39
式中：Mmax ：工作面开采范围内的煤层最大采高，2m ；
Mmin ：工作面开采范围内的煤层最小采高，1.2m ； c ：顶梁的厚度，c = 0.1m ；
△S X ：顶板在最大控顶处的平均最大下沉量，0.01m ；
式中：η：顶板下沉系数，取= 0.025～0.05； L 1：工作面顶板最大控顶距3.2m ；
S ：活柱最小安全回柱行程，一般取 0.20m 。

三、采区主要巷道及工作面巷道布置概况
c
M
H -≥m ax
m ax s
S c M H X +Δ--m in ≤m in 1
m in ηΔL M S X
=
1、11454Ⅲ块工作面位于114采区+200m∽+160m区段，114轨道下山以北，本工作面上伏的11434工作面和上部的1143
2、11452都已经开采完毕，南边的11455工作面也即将开采完毕，深部的11436正在开采。

2、11454Ⅲ块工作面风、机巷采用梯形工字钢支护，净高1.9m,断面6.5m²,设计长度为120m。

切眼设计采用单体配π梁支护，一梁三柱，设计长度为90m。

工作面位置及巷道布置平面图见图3所示。

第二节支护设计
一、单体支柱工作面的支护设计
1、根据经验公式计算工作面合理支护强度
Pt=9.81hγk=9.81×1.6×3.3×6=310(KN/m²)
式中：Pt：工作面合理支护强度，KN/m²。

h ：工作面采高，m。

γ：顶板岩石比重，一般取3.3t/m³。

k：工作面支柱应支护的上覆岩层厚度与采高之比，本例取6。

2、支柱实际支撑能力计算：
R t=k g×k z×k b×k h×k a×R
=0.99×0.95×0.9×0.95×0.95×250
=191（KN）
式中：k—支柱阻力影响系数，可以从支柱阻力影响系数表中查得（一般工作系数k g 0.99、增阻系数k z 0.95；不均衡系数k b取0.9；采高系数
k h：＜1.4m 取1.0 、≥1.5m 取0.95；倾角系数k a ：＜10°取1.0、
11°—25°取0.95、26°—45°取0.9）；
R—支柱额定工作阻力（KN）。

3、根据以上计算所得工作面的支护强度和支柱初撑力求得工作面合理支柱密
度：
N＝Pt/Rt＝310/191＝1.63(根/m²)
式中：N：支柱密度，根/m²。

Pt：工作面合理支护密度，KN/m²。

Rt：支柱实际支撑能力，KN/根。

4、工作面实际支护密度计算
n´=1÷（a×b）=1÷（0.9×0.6）=1.85根／m２）
式中：a：排距（取0.9m）；b´：柱距（取0.6m）
实际支护密度1.85>合理支护密度1.63，所以确定排距为900mm、柱距为600mm 满足支护要求。

5、工作面支护形式确定及实际支护密度验算
根据本工作面的地质条件和矿井技术条件：本工作面基本支护采用DZ系列单体配2.2mπ梁按“二梁五柱”支护、并列混合式控顶，（二梁成组，主梁三柱、副梁二柱）排距900mm、柱距600mm，最大控顶距3.2m，最小控顶距2.4m。

经计算所需单体支柱数为90÷0.6×（5+1）＝900根,则支护密度900/(90×3.6)=2.78，因实际支护密度2.78>1.67（理论支护密度），所以工作面采用单体配2.2mπ“二梁五柱”并列混合式支护，排距900mm、柱距600mm，满足支护要求。

6、支柱数量计算
根据实际情况得出工作面所需支柱数量为：工作面支护单体900根，机、风巷超前抬楼100根，机风巷备用100，所需单体合计为1100根
二、乳化液供液系统
1、工作面乳化液由地面集中泵站供给，乳化液浓度使用乳化液自动配比器配为2～3%，泵站压力为15MPa。

液压主管路为Φ=32mm，支管为Φ=16mm，工作面液压压力表安置在114+160主石门口子处。

2、液压管路:地面集中泵站→主平硐→北运输大巷→114+240行人通道→114回风下山→114+160回风石门→114+160底板巷→114+160主石门→11454机巷→11454工作面。

3、泵站及管理要求
（1）泵站设备的维修管理由机电队负责，维修管理措施质量要求及管理制度由机电队负责制定实施。

（2）泵站司机持证上岗，严格执行操作规程及交接班制度，必须配带乳化液浓度计且认真填写乳化液浓度检查记录。

（3）泵压必须超过15 MPa，乳化液浓度达2%～3%，有配比和检查手段，配液水为中性水泡油型，且泵站周围不得有积水、积物。

严禁开空泵，漫油箱。

（4）油箱必须有过虑网，正常情况下油箱盖必须有盖好。

（6）泵站司机开泵前必须先检查泵站和液压系统各部件，达不到完好标准不准
开泵。

（7）管线吊挂必须整齐，注液枪使用后应悬挂在人行道两侧，不得放在地上。

（8）必须保证液压管路无跑、冒、滴、漏现象，密封圈油管损坏后及时更换，更换时应停泵或关闭断路阀。

（9）泵压由检修工调定，其他人员不得调整，正常情况下只准开一台泵，另一台泵备用，若有损坏及时修复。

第三节采煤工艺
一、采煤工艺
由于该工作面煤层厚度平均为 1.6m，根据我矿目前开采的技术条件和本煤层的赋存条件以及经济技术指标，决定采用单一走向长壁式采煤法采煤，放炮落煤、全部垮落法放顶。

工艺流程为：打眼→装药→爆破→上移主梁(临时支护)→扒煤→补正规柱→回柱→移副梁→补柱。

二、落煤方式设计
1、本工作面采用煤电钻打眼，使用煤安炸药、毫秒电雷管、电容式放炮器起爆，爆破落煤。

2、炮眼布置：根据煤层的结构特点决定采用双排三花眼方式布置炮眼。

图2-1 炮眼布布置图
3、爆破说明书
表2-1 爆破说明书
项目内容项目内容项目内容炮眼布置双排眼眼深0.9m 联线方式串联排距0.8～1.0m 底眼口距底板0.2m 起爆方式起爆器眼距 1.2m 顶眼口距顶板0.3m 封泥长度0.5 m 炮眼与工作
面交角
70°～80°每次放炮数12个一次装药量 2.4kg
炮眼与水平面交角顶眼14°
底眼14°
每循环装药量26 kg 一次起爆长度6m
每眼装药量0.2 kg 每循环眼数130个雷管、炸药1～5段毫秒电雷，3#煤乳炸药
三、装煤与运煤
工作面的煤，由人工扒煤至搪瓷溜槽内自溜至11454Ⅲ工作面机巷铺设的刮板运输机，刮板运输机将煤运至11454Ⅲ工作面煤斗,人工放斗将煤放至1t矿车内,由 5t 电机车牵引矿车至114+160车场。

再由1.6m主提升绞车提升至114上部车场，最后由12T蓄电池电机车牵引外运。

（运输系统示意图附后）
四、工作面支护及采空区处理
1、支护质量要求
（1）工作面必须挂线采煤，单体要打成直线，其偏差不超过±100mm，柱距不超过±100mm，排距不超过±100mm。

（2）工作面支柱必须使用麻绳联锁，不出现缺梁、少柱现象。

（3）支柱必须迎山有力，迎山角3～5度，不出现连续3根以上迎山角过大或退山现象。

（4）棚顶必须采用杂木棍和竹搭子背严、背实，关严卡紧，不出现空漏现象，杂木棍成双成对布置。

（5）必须经常对工作面支柱进行支护质量监测，防止顶板离层。

队（班）长必须每班测定单体初撑力，凡是初撑力达不到90KN的支柱必须补液增压，光滑底板支柱前挖设麻面，底软或煤层厚度大于2.1m时，支柱必须穿鞋
（6）煤壁必须用竹帘、杂木棍卡严，严禁空帮、空顶，如出现空顶，则必须打临时支架，并用老木子接好顶。

（7）工作面支柱初撑力不得少90KN，坚持支柱“二次注液”，不出现空载支柱。

（8）支护必须实行“二梁五柱”支护。

“二梁五柱”必须成组平行，主梁和副梁间距保持在20～50mm范围，梁端与煤壁保持一致。

2、工作面上、下出口支护：
单体配π型梁支护，梁长2.6m，一梁三柱，“四对八梁”交替迈步前进。

3、工作面机、风巷过棚支护：
工作面的机、风巷（工作面上、下出口处）必须采用过棚支护（即用单体液压支柱配圆木在靠近棚式支护的担山处采用一梁三柱参棚，再用回柱器将原金属支护的棚腿与担山回出），单体配π梁抬双边楼支护。

风巷尾巷与切顶线平齐，机巷尾巷落后切顶线2m。

4、采空区处理：
工作面采用全部垮落法处理采空区。

四、工作面正规循环生产能力
1、根据支护形式确定工作面每循环进尺0.9m，每大班1个循环，正规作业循环率为80％。

2、循环产量：Q采=L×L循×m×r×c=90×0.9×1.6×1.47×0.95=181（t）
式中：L：工作面平均倾斜长度90m；
L循：循环进度0.9m；
m：平均采高1.8m；
r：五煤容重1.47t/m³；
C: 回采率95%；
日产量：Q
=181×1.0=181（t）
循
月产量：Q月＝Ｑ循×30×80%＝181×30×80%=4344（t）
式中：80%：正规作业循环率
第四节设备、材料配置
表2-2 工作面设备、材料配置表
工作面设备布置示意图。

（附后）
名称型号功率数量安放地点
π梁 2.2m 420 工作面300、机风巷60、备用60 单体DZ1.2-2.2 1100 工作面900、机风巷100、备用100 刮板运输
机
SGWD－22 17Kw 5 机巷
电煤钻MZ－1.2 1.2Kw 3 工作面上、下各一台、备用一台综保ZZ8L－2.5/660 2.5KW 2 机、风巷各一台
回柱绞车JZ－8 7.5Kw 2 机、风巷各一台（地面备用一台）
液压泵22 1
地面集中供给（114+160车场泵站备用）
机车CTY5-6GB 11KW 1 114+160车场
第三章顶板管理
第一节工作面顶板管理
一、工作面顶板管理方法
根据本工作面的地质条件和矿井技术条件：本工作面基本支护采用DZ系列单体配2.2mπ梁按“二梁五柱”支护、并列混合式控顶，（二梁成组，主梁三柱、副梁二柱）排距900mm、柱距600mm，最大控顶距3.2m，最小控顶距2.4m。

采用人工回柱，全部垮落法处理采空区。

二、工作面支护质量及要求
1、严禁乱采乱挖和超排采煤，及时回柱放顶。

必须做到一排未采通时，不得开采另一排，上、下安全出口超采一排。

2、对工作面支柱进行支护质量监测，防止顶板离层。

队（班）长必须每班测定单体初撑力，凡是初撑力达不到90KN的支柱必须补液增压，光滑底板支柱前挖设麻面，底软或煤层厚度大于2.1m时，支柱必须穿鞋。

3、机、风巷20m范围内必须抬好超前支护。

巷道净高不低于1.6m，20m外净高不低于1.8m，撑筒齐全，支架齐全有效无严重掉顶片帮现象。

4、严格执行敲帮问顶制度。

机、风巷出现掉顶片帮现象必须及时用柳条配竹搭子背顶、卡帮，发现巷内支架失效时必须及时进行加固，如发生漏顶垮顶时，带班队干或班长必须亲临现场，视安全情况组织处理，并立即派人向调度室汇报。

5、严禁空顶、空帮作业。

空帮处必须打贴帮柱；空顶处，必须用老木接顶同时严密背顶。

顶板较破碎时，只能采用由上往下手工挖采的方法作业，严禁放炮。

6、严格控制爆破长度，放炮前沿切顶线打好密集支柱，放炮后对工作面支柱进行全面检查，发现失效、崩歪的支柱及时沿线整改，放炮揭露的顶板必须及时用单体支柱进行支护。

7、所用单体必须执行“三对口”管理制度。

单体牌号清晰，构件齐全，不出现外观缺损、无自动卸载、不漏液。

铰接梁规格合符要求，未受到严重损伤。

8、工作面除第四排支柱可以不连锁外，其余的支柱必须用麻绳进行联锁，防止倒柱伤人。

9、严格按爆破图表作业，以防放炮倒棚或放大炮破坏顶板而引起工作面冒顶，如工作面顶板压力较大，出现支柱插针、顶板掉渣等现象时，应立即对采场进行加固，
并撤出工作面多余人员，若加固来不及时，所有人员必须立即撤至机、风巷以外的安全地点，并立即汇报调度室等候处理，严禁冒险蛮干。

10、工作面如果发生冒顶事故时，必须先在冒顶区上、下抬好倾向棚，打好木垛加固后视其现场实际情况进行处理：小范围冒顶，用剽尖插入冒顶区，用荆条、竹搭子背好顶，防止煤矸继续冒落，待清除煤矸后重新架设支架。

如冒顶范围较大，情况复杂时必须采取措施绕过冒顶区（具体措施届时编制）。

11、工作面单体初撑力≥90KN，机、风巷超前支护初撑力≥50KN。

12、工作面的机、风巷（工作面上、下出口处）必须采用过棚支护（即用单体液压支柱配圆木在靠近棚式支护的担山处采用二梁五柱参棚，再用回柱器将原金属支护的棚腿与担山回出），单体配π梁抬双边楼支护。

风巷尾巷与切顶线平齐，机巷尾巷落后切顶线2m。

三、放顶安全注意事项
1、回柱放顶人员必须由3人组成。

必须经过专门培训，有经验的老工人担任，实行专业工种制。

2、回柱放顶前首先必须检查工作面顶板、支架、退路、煤壁等情况，发现安全隐患必须先处理好，确保安全出口退路畅通。

3、放顶前必须先加固好回柱点前后5m的支架，对不合格的支架必须及时更换，确保支柱迎山有力，加固好后再沿切顶线打好密集顶，放顶前要先挂好双层竹帘，防止矸石窜入工作面，挂一段放一段。

4、支柱卸载时，卸载人员和拔柱人员必须站在被回支架后方有牢固支架掩护的安全地点。

卸载必须缓慢进行，卸一把后，待顶板稳定无异常情况后，再进行下一步工作。

如发现死柱时，必须先清理浮煤（矸），支好临时支柱，采取挑顶或卧底的办法将单体支柱回出。

5、拔柱器或手葫芦的挂钩必须挂在单体手把上，严禁用纲丝绳套单体柱体或缸体。

6、回柱放顶时，非放顶人员必须撤离放顶地点15米以外安全地点或撤离工作面。

7、回柱放顶时，顶板观察工和回柱工必须协助好，顶板观察工必须时刻观察支架压力情况，严禁单独作业。

8、回柱放顶只能由下往上逐架进行,严禁两处及两处以上平行作业。

9、如果出现“死柱”则采用挑顶卧底的办法将支柱回出，严禁锤打斧敲或炮崩。

10、回柱放顶过程中出现顶板来压或煤尘太大，应立即停止回柱搞好修理。

如有
冒顶预兆，工作面人员必须迅速撤离工作面至安全地点，待压力稳定后方可进入工作地点，此时必须先加固好工作地点支架，否则不得回柱。

11、回柱放顶时，顶要放齐、放透、老塘支柱要回干净，严禁有站立的支柱，不留尾巴。

12、支柱回撤后，必须直立于工作面，并将活柱全部缩入缸体内，严禁倒放，以防丢失。

13、放顶冲入工作面的矸子，必须立即捡出，丢入老塘，不得影响煤质。

四、特殊支架
1、密集顶：回采期间，采空区采用单排密集切顶，切顶密集打在放顶线一侧，每空加一根支柱，并与正规支柱一样，打成直线，迎山有力，初撑力不小于90KN。

2、直杠子：若顶板出现沿走向2m、倾向5m长未垮落时，必须在工作面切顶线增设丛柱、抬倾向棚加固工作面。

3、木垛：当工作面压力增大、保假巷、老巷或遇有其他异常情况时架设。

第二节工作面上、下安全出口顶板管理
一、工作面上、下安全出口工程质量及顶板管理
1、两巷超前支护：
上、下顺槽距煤壁20m范围内应采取超前加固，距上、下出口10m范围内，均应采用单体配π梁，一梁三柱抬双边楼进行加固。

机巷上侧，风巷下侧10～20m范围内的抬单楼。

2、上、下出口支护：
上、下出口必须架设“四对八梁”特殊支架，四对八梁，以单体配2.6m长的π型钢梁走向棚支护，两梁为一对，间距不大于100mm，每对间距为600mm，每梁不少于三个单体支柱，每组交替迈步前移，且上下出口必须超前工作面一码。

支护方式及规格见工作面支管理图。

工作面上、下出口必须保证长3.4m、宽2.4m、高度视煤厚而定：当煤层厚度小于2.2m时必须见顶见底，但必须保证最矮不小于1.6m。

煤层厚度大于2.2m时出口高度不得小于1.8m。

第三节矿压观测
一、工作面的矿压监测
1、我矿井下矿压监测目前主要由生产科负责，由连队当班队干、班长及现场安全生产管理人员具体落实测压，并填写现场监测记录，每周交生产科存档。

2、由于主管科室没有设置专职的矿压观测技术人员，矿压监测效果不佳，很难反应工作面具体的矿压情况，我矿应成立矿压组，对工作面矿压监控应纳入正常生产技术管理中，切实掌握支护质量和顶板动态，及时消灭“死角”，把好安全关。

3、在工作面初放期间，支柱必须根根监控，正常回采期间，第一排的监控率不低于30%，第二、三排不低于10%，有重点有选择地监控，发现达不到要求应及时补液。

4、跟班队干要注观察工作面顶板压力情况,从工作面下出口开始，每隔4至5米测一次，依次往上测压，发现问题及时处理。

5、跟班队干必须及时对工作面单体补液增压，确保单体初撑力和工作阻力，达标率不低于80%。

二、支护质量监测
每周由工程质量检查组不定期对工作面和两巷支护质量动态检查两次，对存在问题的工作面，由采煤队立即组织人员整改。

监测内容要包括支架初撑力、煤壁片帮情况、梁端距、采高及端面顶板冒落情况、两巷单体支柱初撑力、超前支护质量等。

第四章生产系统
第一节运输
一、运输设备及运输方式
11454Ⅲ工作面在114+160石门内布置了一个煤斗，煤斗高4m，内宽2m×2m，出煤口为0.8m×0.8m，可储存煤量为10T，煤斗下方由人工放斗。

工作面煤由人工扒煤至搪瓷槽板内自溜至11454机巷铺设的溜子，溜子将煤运至11454煤斗,人工放斗将煤放至1t矿车内, 5t电机车牵引矿车至114+160车场,由1.6m绞车提升至114上车场,最后由12t机车牵引经主平硐外运至地面。

二、运输路线
1、运煤：工作面→11454机巷→煤斗→114+160主石门→114+160车场→114轨下山→114上车场→北运输大巷→主平硐→地面。

2、运料：地面→主平硐→北运输大巷→114上车场→114轨下山→114+160车场→114+160主石门→11454风巷→工作面。

3、运输系统示意图。

（附后）
第二节一通三防与安全监控
一、通风系统
（一）风量计算
1、按沼气涌出量计算：
Q采=100×q绝×K/C－C0＝100×0.26×1.5/（0.5）＝78（m³/min）
式中： Q采：采煤工作面所需风量（m³/min)
q绝：采煤工作面沼气平均绝对涌出量为0.26m³/min
C：采煤工作面回风流中允许最高瓦斯浓度取0.8%
C0：进风流中允许最高瓦斯浓度0.5%
K：沼气涌出不均衡系数取1.5
2、按良好气候条件计算：
Q采=60×V采×m×B＝60×0.7×1.6×3.2×1.1＝237（m³/min）
式中：V采：为采煤工作面气温相对的适合风速，取风速为0.7m/s
m：工作面平均采高为1.6m
B：采煤工作面平均控顶距3.2m
1.1：工作面备用系数
3、按一次爆破所使用的炸药消耗量计算：
Q采=25A＝25×2.4＝60（m³/min）
式中：A：采高一次放炮的最多炸药消耗量为2.4kg
4、按最多下井工作人数计算：
Q采=4N＝4×19＝76（m³/min）
式中：N：每班最多出勤人数取19人（含回收班）
5、风速验算：
（1）按最低风速验算,工作面的最小风量
Q>60×0.25×S= 77m3/min。

（2）按最高风速验算,工作面的最大风量
Q<60×4×S=1230m3/min。

式中：S：采煤工作面平均有效断面面积，㎡；
6.确定工作面实际需要风量Z为：
78＜Z＜1230m3/min。

经上述得出：确定采煤工作面风量为240m³/min既符合技术要求又符合工作面良好的气候条件，便于工作面安全生产。

（二）通风方式及路线
1、通风方式：
工作面采用走向长壁后退式采煤法，通风采用全负压U型后退式通风。

2、通风路线（通风系统图附后）
新鲜风：4#风井进风井→14轨道下山→北运输大巷→114上车场→114轨道下山→114+160车场→114+160主石门→11454机巷→11454工作面。

乏风：11454工作面→11454风巷→114+200主石门→114+200(N)底板运输巷→114+200回风石门→114回风下山→114+230总回风巷→+237回风平巷→14回风上山→4#回风井→地面。

二、瓦斯监测监控系统
1、瓦检人员必须执行瓦斯巡回检查制度和请示汇报制度，并认真填写瓦斯检查班报。