9101回采工作面作业规程
第一章概况
第一节工作面位置及井上下位置关系
4101综采工作面是中煤担水沟煤矿首采工作面，工作面由东向西布置，平均走向长976米，（切眼内帮至停采线）面斜长250米。可采储量为1597466.4t。具体位置及井上下关系如下所述。
工作面位置及井上下关系
第二节煤层
4101综采工作面煤层及煤质情况如下所述。
附工作面综合柱状图
柱状图
第四节地质构造
工作面内有10条正断层和一陷落柱，断层最小落差0.75米，最大断层落差23米，大断层由切眼内帮沿胶带顺槽方向向东约490米处，陷落柱由开切眼内帮沿回风顺槽方向向东约297米。工作面内无冲刷带和褶曲。4号煤层之上为灰白色-中粒砂岩（K3）局部相变为粉砂岩。4号煤层具厚度大，结构复杂，夹多层高岭石夹矸，具高灰低硫的特点。断层、陷落柱具体位置详见平面图。
地质构造情况
附皮带顺槽地质素描图
第五节水文地质
一、涌水量
正常涌水量：2m3/ h（采煤面）
预计最大涌水量：15m3/h.（采煤面）
二、含水层因素分析
4-1号煤层直接充水含水层为山西组砂岩风化裂隙含水层，属弱富水含水层。矿井开采的充水因素中主要考虑来自底板奥灰水。开采4-1号煤时水文地质条件简单，对矿井开采影响较大的是奥灰水。开采前必须打放水孔，做到有疑必探，先放后采，保证工作面回采过程中无水患之忧。巷道低洼处有积水，采煤时必须安泵排放。抓好该面防排水工作，确保排水畅通，严格落实各项防治水措施。
三、其他水源的分析
井田内4-1号煤层分布有大片采空区和古空区，存有不同程度积水，4-1号煤层存在1
处积水区，总积水量为0.15万m3；
四、影响采煤的其他因素
影响采煤的其它因素
五、地质部门的建议
1、工作面断层影响严重地段，应制定专门回采补充措施。
2、加强瓦斯、煤尘、气温的监测工作，一旦发现有超标或异常现象，立即采取措施处理，确保回采安全。
3、加强地质观测，发现地质异常及时汇报。
4、回采时在巷道矿压显现地段要加强支护，防止顶板事故。
第七节储量及服务年限
一、储量
1、计算范围：计算范围为本工作面回风顺槽内帮、皮带顺槽内帮、切眼内帮和停采线所包围的独立块段。平均走向长976米，（切眼内帮至停采线）面倾斜长250米。
2
、储量计算：
二、工作面服务年限
P=Z/(A*K)
P—工作面服务年限
Z—可采储量 1485644t
A—每天产量A=4.8*250*4*1.38*0.93*0.9=5544.3t
K—备用系数，取1.3
P=Z/A=1485644/（5544.3*1.3）=206天≈7个月
第二章采煤方法
第一节巷道布置
一、采区设计、采区巷道布置概况
4101工作面布置在一水平，4-1煤中，整个工作面由东向西布置,平均走向长为976米，面斜长250米，其中胶带顺槽切眼内帮至停采线968米，回风顺槽由开切眼内帮至停采线984米，工业储量为159万吨。皮带顺槽零米处与4煤集辅巷相联，北面是皮带顺槽，南面是回风顺槽。工作面南高北低。两巷高差79m，平均倾角18°采区巷道布置见工程面布置图。
二、工作面顺槽支护形式：
1、工作面运输巷
皮带顺槽沿煤层顶板布置。巷道采用锚网加锚索支护方式。皮带顺槽，净宽为5.2m,净高3.1m，净断面积16.12m2，
2、工作面回风巷
回风顺槽沿煤层顶板布置，巷道采用锚网加锚索支护方式。回风顺槽：净宽为5.0m,净高3.1m，净断面15.5m2
3、工作面切眼
采煤工作面切眼位于4101工作面的最里部，沿煤层顶板布置,顶部采用锚网加锚索支护，帮部采用锚网支护，4101切眼，净宽8m，净高3.3m,净断面积25.4m2。
切眼工作面采煤配备设备情况：中部采用型号为ZY9200/22/46型掩护式液压支架，中部支架139架，；两端过渡支架采用ZYG9200/22/46型掩护式液压支架，共6架，排头3架，排尾3架。整个切眼共布置145架。另外两巷超前支护单体支柱共60根，配合一字铰接梁。
第二节采煤工艺
一、采煤方法
1、采煤机进刀
采煤机进刀采用端部自开缺口，单向割煤，斜切进刀方式，斜切进刀段长度为30m，进刀深度0.8m。往返一次进刀，要求沿顶板割煤，一次采全高。具体操作如下：（1）采煤机向上（下）割透端头煤壁后，向上（下）推移刮板运输机，使刮板运输机弯曲段为15m后，将两个滚筒上下位置调换，向下（上）进刀，通过15m的弯曲段至30m处，使得采煤机达到正常截割深度（即0.8m）。按要求推移刮板运输机至平直状态。
（2）将两个滚筒的上下位置调换，向下（上）割三角煤至割透端头煤壁。
（3）割完三角煤以后，将两个滚筒的上下位置调换，采煤机空机返回。
（4）采煤机进入正常割煤状态。
割煤要保证工作面平、直，当工作面出现伞檐长度超过1m时，其最大突出部分不超过200㎜，伞檐长度在1m以下时，其最大突出部分不超过250㎜。遇顶板破碎及地
质条件变化时，煤机要慢速牵引，煤机司机与支架工要密切配合好。
附图：采煤机进刀示意图。
二、采煤工艺
4101综采工作面采用一次采全高综采工艺，工作面顶板管理方法为全部垮落法。采用走向长壁后退式采煤法。割煤机采用MG500/1180-WD双滚筒采煤机割煤，采高2.3～4.5m，割煤深度为0.8m。装煤：采煤机螺旋滚筒配合SGZ1000/1050型刮板输送机铲煤板装煤。运煤：回采工作面可弯曲刮板输送机SGZ1000/23525型，顺槽可伸缩胶带输送机选用SSJ1200/2×315。
工艺顺序：尾部进刀→采煤机割煤→移架→返刀→推溜子→进入下一循环
2、采煤机正常割煤
采煤机以4.19m/min的速度向下（上）割煤，直至割透下（上）端头煤壁。采煤机正常割煤采用前滚筒割顶煤、后滚筒割底煤的方式。
三、采煤工作面正规循环生产能力
工作面每天3个循环，其中一班为半班检修半班生产。每天进尺为4米，割煤高度为4.5m，月工作平均天数30天，正规循环率90%，采煤率为93%，则
日割煤量=2503434.530.9331.38≈5775吨
月产量=5775330390%=15.6万吨
第三节 设备配置
一、采煤机选型
1、采煤机应具有的生产能力：
()[]K t M N D f Q Q y h ??-??=/
式中：Qh ——工作面设备所需最小生产能力， t / h ；
Qy ——要求的工作面年产量，0.9Mt/a ； D ——年生产天数， 330d ； F ——能力富裕系数，1.3； N ——日作业班数，3班； M ——每日检修班数，1班； T ——每班工作时数，8h ；
K ——开机率， 0.6。
则：()[]3.3696.0813330/3.110000009.0=??-???=h Q t / h 2、采煤机装机功率：
装机功率包括截割电动机、牵引电动机、破碎电动机、液压泵电动机、机载增压喷雾泵电动机等电动机功率总和。装机功率由下式估算：
P ＝Q3Hw
式中：P ——装机功率，kW ；
Q ——采煤机生产率，369.3 t / h ； Hw ——比能耗，一般0.6～0.7，取0.7。 经计算采煤机的装机功率为258.5kW 。 3、确定滚筒直径：
一水平4-1号煤层采高为2.2～4.5m ，滚筒直径一般按最大采高的0.5倍考虑，滚筒直径取2.5m 。
根据以上分析、计算结果，参照国内高产高效矿井回采工作面装备情况，设计选用MG500/1180-WD 型采煤机。
二、采煤机选用MG500/1180-WD 双滚筒采煤机，其主要技术参数如下：
三、液压支架的主要技术特征：
基本支架的主要技术特征
四、运输设备
1.刮板输送机主要技术参数
2.桥式转载机主要技术参数
4.可伸缩带式输送机主要技术参数
五、乳化泵主要技术参数
ZYG200/22/46型掩护式液压支架
回风顺槽
胶带顺槽
回风顺槽胶带顺槽
附图：4101综采工作面设备布置示意图
第三章 顶板管理 第一节 支护设计
一、液压支架支护强度验算 1、经验计算支护强度
P ＝（6～8）×9.8×H ×γ×10-3
式中：H ——采高，取最大采高4.5m ； γ——为顶板岩石容重，取γ＝2.5t/m 3； 则：P ＝（6～8）×9.8×4.5×2.5×10-3
＝0.6468～0.8624MPa ，取0.9MPa 。
支架工作阻力的确定：
F＝A（L+C）P
式中：A——支架中心距，m；
L——支架顶梁长，m；
C——梁端距，C ＝0.2～0.35m，取C ＝0.3m；
则：F＝1.75×（4.12+0.3）×0.9
＝6.96MN＝6960kN
4101综采工作面选用基本液压支架ZY9200/22/46型掩护式支架，工作阻力为9200KN，6960KN<9200KN，根据支护强度的计算，结合本矿井煤层顶底板情况和煤层赋存条件，4-1号煤综采工作面选用ZY9200/22/46型支撑掩护式液压支架满足工作面支护要求。
第二节工作面顶板管理
本工作面的顶板直接顶为中细粒砂岩或泥岩，其管理采用全部垮落法。配置139架中部掩护式液压支架,两端头各配置3架过渡支架,过渡支架的顶梁相比基本架加长了800mm，连接头加长150mm。切眼内部共145架对工作面顶板实行掩护式支护。运巷和材料巷用单体支柱配合一字铰接梁超前支护20m。详见支护示意图。
一、正常工作时期顶板支护方式：
采用追机移架的方式及时支护顶板。在采煤机割煤后，先移支架，再移运输机，即割煤—移架—移运输机。顶板破碎时要紧跟前滚筒移架或超前移架，并且是带压移架，即当发现片帮严重时，不等采煤机割煤，就进行移架，再进行其它操作，工艺为移架—割煤—移运输机。
1.液压支架支护的控顶距
最小控顶距：4.599m，最大控顶距：5.604m
2.支护要求
1)工作面应达到动态的质量标准化要求,确保“三直、二平、一净、二畅通”的质量要求。
2)加强支架的支护强度,确保支护质量,支架初撑力不得小于90KN。支架移过一个步距之后，应立即升柱，使顶梁紧贴顶板。
3)采煤机割煤后，支架即可降柱前移，以实现及时支护。防止长时间空顶，造成顶板局部冒落。
4)工作面出现冒顶时，要及时用木料接顶。
5)工作面支架严禁歪斜和咬架、挤架；否则，要及时调整。
二、特殊时期的顶板管理
㈠、来压时的顶板管理
1、工作面初次来压前，派有经验的人员深入现场，掌握可靠的矿压显现数据，并
制定专项初次放顶措施，工区要组成初次放顶安全管理小组，由队长、技术员、跟班队长、班长及有经验的老工人组成，每班有小组管理成员跟班指挥，发现不安全因素，立即处理，防止重大事故发生。
2、工作面基本顶初次来压和周期来压期间,应加强来压的预测预报工作。
3、工作面初次来压时，工作面液压支架与端头支柱必须保证支架完好，全部达到初撑力要求，如采面来压，劈帮严重，要超前移架或人工超前支护，保证顶板支护状态完好。
4、及时超前移架，缩小架前端面距和顶板悬露时间。
5、割煤时，要严格控制好割煤高度，采高控制在2.3-4.5m左右；割顶、底板时支架受力均匀，并接顶严密。
6、上、下出口范围内如有变形支柱，要及时改好，改柱子要坚持先打后回的原则，缺柱的要补齐。
7、初次放顶期间，根据顶板来压预兆的情况，在上下出口采取相应措施加强支护，在老塘侧要加打木垛或抬棚或密集点柱，以确保出口的安全。
8、来压期间或停产前，加强支架的检修质量，保证支架的完好。
9、必须严格执行敲帮问顶及找顶制度。
10、老塘回柱和进入煤壁侧作业时，做好护邦护顶措施后另外都要有专人负责观察，有问题要及时处理好后才能正常作业。
11、回老塘内的柱子和梁时，要坚持由下向上，由里向外依次回撤的原则，随回柱，随摘梁，严禁留尾巴梁，回柱必须坚持先打后回原则。
12、回老塘料时，如压力较大或顶板破碎，要打好临时支柱加强支护。
13、回柱时，回撤人员必须站在支护良好的安全地点，保证后路畅通，并跟周围人员打好招呼，待其它人员躲到安全地点后再回柱采液。回柱时，必须使用长柄专用工具卸载。
14、生产班作业过程中，要及时回料，保证末排支柱不超过支架尾梁，防止毛窝过大，老顶来压时摧垮毛窝支护伤人。
15、回柱时，对要回收利用的木料要提前拴好2米以上的绳爪，待回完支柱后，使用绞车牵引进行回收，严禁进入老塘作业。绞车位置应该布置在距切眼10-25米处。
16、使用绞车前，人员要站在没有发生崩绳崩柱断绳甩勾抽人的危险三角区以外的安全地点，绞车压戗柱齐全，信号联系准确。
17、初次采顶期间老塘悬顶面积过大，须制定专向安全技术措施
18、工作面初次放顶、初次来压前必须编制专门安全技术措施。
㈡过断层及顶板破碎时的顶板管理
1、过断层及顶板破碎期间，上下出口必须加强支护。支柱必须打的迎山有劲，缺柱时要及时补齐，对顺风、退山、歪扭及失效柱子要及时改好，改柱子要严格执行先
打后回的原则。柱子要打在实底上，不见底时要穿好铁鞋或木板鞋，做好防倒措施。
2、过断层及顶板破碎期间，加强对支架的检修和保养，保证支架完好；支架的所有管路系统，?要吊挂整齐，不许砸压、挤埋；严禁有跑、冒、滴、漏的现象，更不允许有支架自降现象，确保支架达到初撑力要求。
3、采面距断层4.5-6m时要调整好采高，严格控制采高，严禁不合理的割底或破板，影响煤质。
4、在割煤过程中，司机要精神集中，注意好顶板变化情况，遇到劈帮、顶板碎容易冒顶时，要及时停机断电摘刀，处理好顶板后再割煤。煤机要采慢速度，以保证及时移架支护顶板。运转中要随时注意并根据面溜的负荷情况、支架工移架速度等确定煤机牵引速度，发现面溜超负荷或看见面溜司机给出的闪灯信号，要立即停机，以防压溜。待面溜恢复正常运转后再给牵引割煤。
5.工作面过断层及异常区顶板破碎带时，煤机司机必须密切注意上顶变化情况，及时停机，支架工及时移架，及时支护好顶板。
6、进入煤壁侧作业，必须停机闭溜，防止面溜、煤机误动作伤人，并随时注意煤壁及顶板情况，防止片帮掉矸伤人，严格坚持敲帮问顶制度，确实做到不安全不生产。
7、顶板破碎处必须及时打走向板或倾向板，控制好顶板，加强工程质量管理，支架初撑力必须达到要求，面溜、支架要平直。
8、采面过断层时，可根据顶板情况，可选择顶板局部适量铺网，并且停止采煤。
9、移架前要向周围人员打好招呼，躲开被移支架下方3组以外，以防掉矸子伤人，被移支架上下3组的煤壁范围内有人工作时，不准移架，移架过程中，要注意调整支架，要做到一步三调，防止出现挤架、倒架和支架下滑现象。移架后必须及时升架，并达到支架的初撑力，支架顶梁要求平直，最大仰俯角不超过7°，不得射天或低头，支架上下架间不能出现台阶现象。
10、控制好煤机漂刀或刹底的幅度，支架端面距不大于340mm。移架时，支架要下降150～200mm之间，以移动支架为标准，在破碎顶板下，必须带压移架。严禁相邻两组支架同时前移，间隔距离不得小于5组支架。
11、移端头支架时，必须和上下出口作业人员打好招呼，相互联系好，严禁在上、下机头及老塘内做其它工作或逗留。
12、当工作面发生片帮或冒顶时，作业人员要在可靠的支护下工作，严禁在片帮冒顶下方站人和工作，要清理好后路，保证后路畅通，并设专人观山，发现险情及时撤人。
13、采面过断层时，断层落差超过1.0米时另补安全技术措施。
第三节两巷及端头顶板管理
一、工作面材料、运输巷的超前支护
1.支护要求及支护密度:
1)材料、运输巷超前支护长度不小于20米，采用单体液压支柱配合花边刚梁、一字铰接顶梁支护。
2)工作面两顺槽均选用HDJB－1200型一字铰接顶梁和花边钢梁。
3)两顺槽沿工作面推进方向共打四排,一梁一柱，间距均为1米；排距为1.2米。
2.支护质量控制标准
1)支柱纵横成线,偏差为±l00mm。
2)支柱应打到实底,并做到迎山有力。单体液压支柱初撑力不小于11.5MPa。
3)支柱均用1分钢丝绳防倒绳拴好，带帽点柱可用8#铁丝拴到顶网上，防止卸载倾倒。
4)所有单体液压支柱三用阀方向一致,注液孔朝向一个方向。
5)单体的实际最大支撑高度应小于设计最大支撑高度0.1米，实际最小支撑高度应大于设计最小支撑高度0.2米，严禁超高，超低使用。
6)两巷单体支柱在巷道顶板松软时必须穿铁鞋，支设单体时工作地点下方严禁有人同时从事其它工作。
二、工作面端头及安全出口的管理
1.工作面上下出口的高度不低于1.8米，宽度不低于0.7米，必须保持上下出口通畅。工作面上下端头采用一字铰接梁与花边刚梁配合单体液压支柱架设，上、下端头靠近老塘各支设一排戗柱, 回柱时必须坚持先支后回，新戗柱超前原戗柱的距离为1米。在两端头靠近老塘侧的每一排行单体都支设一棵戗柱，下端头靠转载里的可不打戗柱。
2.当皮道顺槽端头支架距皮道顺槽上帮小于1.8米，大于1.2米时，支架与巷道外帮可只支设一字梁，单棚必须保持一梁两柱；当距离小于1.2米时可不再增加单体作端头支护。正常情况下，端头支架与端头支护的距离不得大于0.5米，否则应根据现场情况增加支护。
3.下端头靠采空区侧的一排密集距1#端头支架后尾梁末端的距离最大不得超过5米；上端头最里一行支柱不超过145#架后尾梁。
三、支护材料使用数量、备用数量
1.支护材料使用数量
1)一般情况下，工作面两巷超前支护20米，共需单体液压支柱84棵，一字铰接顶梁80根，工作面两端头共需单体支柱60棵；工作面两巷切顶线处戗柱另需单体液压支柱7棵。
2)即单体液压支柱： 84＋60＋7＝151棵； HDJB－1200型一字铰接梁80根。
2.支护材料备用数量
按不小于工作面正常使用量的10％准备支护材料，各自的备用量为
1)单体液压支柱：151310％＝15.6棵
2)备用HDJB－1200型一字铰接梁11根。
3)备用木料：Φ15.6033000mm半圆木1m3；120312031500mm小料1m3；
4) 4101回风顺槽应始终存有备用材料，材料分类摆放整齐，实行挂牌管理，标明材料名称、型号、数量等内容，并由专人负责。材料存放地点必须保证有0.7米以上宽度的人行道。
第四节矿压观测
一、矿压观测内容
4101综采工作面的矿压观测研究内容主要有：支架阻力观测、支架活柱缩量观测、巷道围岩变形观测、巷道围岩表面位移观测、两巷超前支护范围内单体液压支柱阻力观测以及支护质量动态监测。
二、观测方法
1、支架装上测压表。
2、用测压仪测单体柱初撑力和工作阻力。
三、支护质量监测
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。
四、观测时间要求
1、工作面:观测到老顶初次来压和六次周期来压。
2、两巷:观测至工作面推进250m。
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、运输设备及运输方式
（一）运煤设备及装、转载方式
采煤机割装煤和运输机前移配合装运底煤；集中到桥式转载机和皮带输送机上运出。
（二）辅助运输设备及运输方式
工作面需用的材料、设备等物资，采用1.5t矿车或平板车利用无机绳绞车、11.4KW 绞车、30吨回柱绞车、25KW绞车和20T回绞、通过回风顺槽运进、运出工作面。
二、运输系统
煤炭的运输系统：
4101工作面→4101工作面皮带顺槽→主井底煤仓→主井→地面煤仓。
辅助运输系统：
地面→副井→4煤甩车场→4煤集辅巷→4101回风顺槽→4101工作面。
附图：4101工作面运输系
第二节“一通三防”与安全监控
一、通风系统
晋煤安发[2009]89号文该矿2008年矿井瓦斯等级鉴定结果：瓦斯绝对涌出量为
0.33m3/min，相对涌出量为0.72m3/t，二氧化碳绝对涌出量为0.65m3/min，相对涌出量为
1.42m3/t，属低瓦斯矿井。
（一）风量计算
①按气象条件确定风量：
Q 采1=Q
基本
3K
采高
3K
采面长
3K
温
式中：Q
采1为采煤工作面需要的实际风量m3/min（下同），Q
基本
为不同采煤工作面所需的
基本风量m3/min，K
采高，K
采面长
，K
温
分别为计算系数，根据实际情况分别取1.5，1.3，0.9
Q
基本
=6034.533.230.830.6=414.7m3/min
Q
采1
=414.731.531.330.9=727.8m3/min
②按采煤工作面温度选择适宜的风速计算：
Q 采2=603V
采2
3S
采平均
式中：V
采2为采煤工作面风速，取0.6，S
采平均
为采煤工作面最大和最小控顶距净断面
积的平均值，经计算得知S
采平均
=（4.175+3.175）34.530.7/2=11.6m2。
Q
采2
=6030.6311.6=417.8m3/min
③按采煤工作面同时作业人数进行验算：
Q
采3
≥4N
式中：N表示工作面同时作业的最多人数，取60。
Q
采3
=4360=240 m3/min
④按采煤工作面风速进行验算：
15S
采平均≤Q
采
≤240S
采平均
15S
采平均为202，240S
采平均
为3240
因此，本工作面风量确定为728m3/min。
（二）通风路线
新鲜风：地面→副井→井底车场→4煤集辅巷→4101皮带顺槽→4101工作面。乏风：4101工作面→4101回风顺槽→总回风巷→1号回风井→地面
附图九：4101工作面通风系统图。
二、安全监测与监控管理
1、瓦斯检查点的设置
工作面回风流、回风隅角、工作面架间各设置一处瓦斯检查点，专职瓦斯检查员每班检查2次，并及时向调度室汇报整个工作面气体情况，发现问题，逐级汇报。工作面架间气体的检查，不能局限于同一地点，要逐架进行检查，以最大数值填写在工作面气体检查牌板中。在压注惰性气体期间负责对工作面气体情况进行重点检查，发现问题及时汇报处理。
2、监控系统设置
工作面严格按《煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范》要求设置CH
、CO、
4
温度、风速、烟雾传感器，通过监测系统直接传输到监控中心室，实现火灾气体参数动态连续监测和实时预警。
3、甲烷传感器的设置
?甲烷传感器应垂直悬挂在巷道上方风流稳定的位置，距顶板（顶梁）不大于300mm，距帮不小于200mm，并应安装维护方便，不影响行人和行车。
?甲烷传感器的设置地点：
①4101工作面上、下隅角
②煤壁不大于10米处
?甲烷传感器的报警浓度、断电浓度、复电浓度和断电范围必须符合表的规定。
表甲烷传感器的报警浓度、断电浓度、复电浓度和断电范围
4、CO传感器的设置
?一氧化碳传感器应垂直悬挂在巷道的上方风流稳定的位置，距顶板（顶梁）不大于300mm，距帮不小于200mm，并应安装维护方便，不影响行人和行车。
?CO传感器的设置地点
①在往切眼方向距上下顺槽联络巷10～15米的皮带顺槽设CO传感器。
②同时，为便于监测工作面CO气体情况，在回风隅角距煤壁不大于10米处设置CO 传感器1个。
?CO传感器的报警浓度为≥0.0024%CO。
3、温度传感器的设置
4101回风顺槽距切眼10～15米处设置温度传感器，传感器的报警值为30℃。
5、风速传感器的设置
在4101回风顺槽设置风速传感器1个，风速传感器要设置在巷道前后10m内无分支
风流、无拐弯、无障碍、断面无变化、能准确计算风量的地点。当风速低于或超过《煤矿安全规程》的规定值时，应发出声、光报警信号。
三、综合防尘系统
㈠防尘供水系统
4101综采工作面的防尘用水供水线路分别为：
副井→4煤集辅巷→4101皮带顺槽巷→4101工作面。
㈡防尘措施
1.采煤机内外喷雾：要求喷雾嘴完好不堵塞，内喷雾压力不小于2MPa，外喷雾压力不小于1.5MPa，雾化程度高；当内喷雾不能正常使用时，外喷雾压力不能小于4MPa，特别是外喷雾要能够封闭截割产尘部位。
2.转载点的雾：工作面各部输送机机头及转载机头各设一组喷雾头。
3.防尘水幕：溜子头、转载机等处必须上齐喷雾防尘装置（其中：工作面两巷超前支护段以外30m处，皮带巷超前支护内，皮带巷转载机头外20米，各设置一道全断面喷雾帘），保证喷雾效果良好，全断面喷雾帘必须紧贴顶板，并要确定专人负责各手动喷雾装置的开启或关闭。
4.加强工作面及两巷冲尘工作，为防止工作面煤尘积聚，要求工作面及两巷超前支护段必须每班至少冲尘一次，皮带巷必须每天冲尘一次，皮带顺槽顺槽每周至少冲尘2次。
5.个体防护；进入工作面和回风侧工作的所有工作人员必须佩戴防尘口罩。
㈢隔绝瓦斯、煤尘爆炸措施
1.在工作面皮带巷、运输巷合适位置各安设一组隔爆水棚。
2.隔爆水棚长度为20米，15棚隔爆水棚，隔爆水袋45个，容水量共计1800L。
3.要经常清理隔爆水袋里的杂物，经常检查水袋水量，不足时及时添加，坚持每月换水一次。
四、综合防灭火措施
1.氮气的压注
1)待工作面推进50米左右，后部留有一定的采空区空间后，即实施注氮。工作面正常推采过程中，对采空区实施连续注氮，小时流量控制在300立方。（备注：根据煤层自燃预兆情况决定是否注氮）
2)井下监测人员必须携带氧气便携仪，经常到回风隅角检测气体情况，当发现O
2浓度小于18%时，应立即向通防工区汇报，由通防工区采取措施进行处理，并及时通知工作面人员严禁靠近回风隅角，防止出现人员窒息事故。
2.液态二氧化碳的压注
1)因矿井检修或其它原因造成工作面临时停产或推进速度采慢时，必须及时采取
措施，巩固提高采空区惰化效果。在工作面临时停采或工作面推采即集中灌注液态CO
2
将结束前，为保证安全，防止采空区自燃发火，通过注氮管路向采空区压注液态CO
以
2
降低采空区温度，并进一步惰化采空区。
2)液态CO压注管路利用注氮管路
。
2
3. 加强通风管理，确保工作面风量达到要求，风速0.15米／秒～4米／秒，因巷道冒顶或其他原因达不到要求时，应立即整改，整改完毕后再恢复生产。
4. 确保工作区域内空气成分满足要求，正常情况下氧气浓度不得低于20％，CO
2浓度不得超过0.5％，其他气体成分符合下表规定。
矿井有害气体最高允许浓度
3.各班班组长必须及时掌握工作面有害气体浓度的变化情况，超限时要立即通知调度室，按照避灾路线及时组织撤人，并采取措施等。
4.各班班组长以上管理人员及流动电钳工必须携带便携式瓦斯检测报警仪，并在工作面回风隅角悬挂一台便携式瓦斯检测报警仪，对工作面瓦斯进行检测。
五、特殊时期的防灭火要求
1.工作面推采前，对各类防灭火用设备（变速岩石电钻、凝胶泵、阻化剂泵等）检修一遍，确保运转正常，并备好各类防灭火材料，化肥、水玻璃、阻化剂、黄土等必须有一定的备用量，防火器材必须有一定的库存量，以便做好应对突发灾害事故的准备工作。
2.工作面安装结束前必须监控分站及探头用电缆敷设到位，工作面安装完成后1天内必须使监控设备正常齐全运转。需安设的各类探头除各类开停传感器外，需在皮带巷安设瓦斯、温度、风速、一氧化碳传感器，皮带机头处设置烟雾传感器。
3.工作面装完成以后，立即开始对工作面回风隅角取气样分析一次，此后根据需要调整取样的频率，调整时必须经过通防副总及总工程师同意。
详细的co监测及防灭火措施见通防工区的《4101面防治自燃发火设计与安全技术措施》。
第三节排水系统
一、供、排水系统：
4101工作面供、排水管路均用3寸钢管，布置在皮带顺槽北侧。
二、供、排水路线：
供水路线：地面→副斜井→4煤集辅巷→4101皮带顺槽→工作面
排水路线：4101皮带顺槽→4101皮带顺槽→4煤集辅巷→副斜井→地面
三、防治水措施：
1.建立健全畅通的矿井及采区疏排水系统，回采期间中央泵房和采区临时泵房必须保证能正常开机排水，加强工作面排水设施的维护与管理，确保排水系统正常运转。
2.工作面必须保证排水系统畅通无阻，要配备良好的通信设备，能及时与调度室直接联系。
第四节供电系统
供电情况：采面共有三趟供电线路，两路低压经4采区变电所主要供给布置在皮带顺槽、皮带巷中的皮带机、和排水泵。另一路高压引自4采区变电所，经移动变电站，主要供给工作面输送机、采煤机、转载机、破碎机及乳化液泵站。
附图：4101综采工作面供电系统示意图。
第五节通讯、照明系统
一、通讯系统及有关配置
4101工作面皮带输送机头、转载机头、集中控制台，各安装一台直通地面调度室的生产电话。工作面内均匀分布安装10部扩音电话，转载机头安装一台载波电话联系。
二、照明系统及有关配置
4101工作面皮带顺槽由照明综保引出照明线路向照明灯供电。工作面内共布置19盏照明灯。机头一盏，每隔8架设一盏。
第五章劳动组织和主要经济技术指标
第一节劳动组织
一、作业方式
4101工作面采用“三八”作业制度，每班作业8小时，一个圆班由两个生产班和一个检修班组成。每天检修时间保持4个小时。早班4个小时检修，4个小时生产。中班和夜班全班生产。见作业循环图。
工艺过程：割煤→移架→推溜。附作业循环图
二、劳动组织
4101工作面每班有一名跟班队长、两名班长负责组织生产，配有质量验收员、采煤机司机、维修工、机电工等相关工种的操作人员若干名。附劳动组织表