采煤工艺设计说明书

荥经县正原煤业有限公司2015年度汛期防汛抢险应急预案演练报告PAGE1PAGE192015年7月采煤工艺设计说明书PAGE19PAGE94目录TOC\o"1-2"\h\u31106目录 430562前言 524840第一章概况 55362第一节工作面位置及井上下关系 55778第二节煤层 610697第三节煤层顶底板 75973第四节地质构造 819150第七节瓦斯、煤尘爆炸性、地温、地压情况 89975第八节储量及服务年限 911754第二章采煤方法 92359第一节巷道布置 98077第二节采煤工艺 1114790第三节设备配置 154509第三章顶板控制 167168第一节支护设计 1630415第二节工作面顶板管理 1810603第四章生产系统 2730123第一节运输系统 277457第二节“一通三防”与监控系统 336349第三节排水系统 4019344第四节供电系统 403621第五节通讯照、明系统 414405第六节压风自救系统 4121830第七节瓦斯抽采系统 4122593第五章劳动组织和主要技术经济指标 4631995第一节作业循环 4629762第二节劳动组织 4721181第六章主要技术经济指标 4819533第一节主要技术经济指标 4815049第二节煤质管理 4920283第七章安全技术措施 5024033第一节一般规定 5019183第二节顶板 51500第三节防治水管理 6618121第四节爆破管理 6619789第五节“一通三防”与安全监控 7217069第六节运输管理 7728662第七节机电管理 871866第八节其他 95前言根据四川省经信委关于《四川省煤矿改扩建项目管理暂行办法》的通知川经函【2008】1191规定，荥经县正原煤业有限公司荥经县凰仪乡河坪煤厂经过几年整合改扩建，投入大量资金，于2013年12月结束建设，2014年1月进入试生产。试生产采用普通采煤机采煤，因首采煤为上下连煤层，煤层结构为较简单煤层：煤层厚度一般0.59～0.7m，平均0.62m，煤层倾角10～13o，平均倾角11o。为简单结构煤层，上连煤厚一般0.26～0.40m，下连煤厚0.27～0.36m，中部夹矸为砂质泥岩或粉砂岩，厚一般0.42～1.25m。采出原煤煤灰混合，热值3000kc左右，销售市场受到极限，几乎无客户，加之企业建设中投入资金量大，企业面临严重生存问题，鉴于当前情况企业只好将采煤机采煤改为截煤机掏槽采煤、在工作面人工边选矸后边出煤，增加块煤率，满足市场需求。现将普通采煤工艺修改截煤机掏槽炮采工艺设计如下：第一章概况第一节工作面位置及井上下关系1、1121对拉工作面是上下连煤层首采工作面，1121对拉工作面位于上下连煤层+850水平运输巷下山，走向长度为190m，倾向长280m。2、1121采区范围为+780～+850m，地面标高为+1400～+1600m，该回采区相对地面位置为无人区的森林区，回采对地面无影响。煤层名称上下连煤层水平名称一水平工作面名称1121对拉采煤工作面地面标高（m）+1400～+1600回风巷标高(m)+850～+820运输巷标(m)+850～+820地面位置无人区的森林区，回采对地面无影响。井下位置及四邻采掘情况该采煤工作面为本水平第一个采煤工作面（首采面），以东南方位采空区，西南方为1121备采工作面。回采对地面设施影响对地面设施基本无影响走向长度（m）190可采走向长度（m）190倾斜长度(m)285面积（m2）54150可采面积（m2）541503、工作面位置及井上下关系表第二节煤层1、本工作面设计开采煤层为上下连煤层，该煤层位于须家河组第二段(T3xj2)下部，上距第三段(T3xj3)底界平均约190m，下距第二段(T3xj2)底界平均约27m。上下连煤层上距双龙煤层平均约27m，在矿区内煤层厚度一般0.59～0.7m，平均0.62m，煤层倾角8～12o，平均倾角10o。为简单结构煤层，上连煤厚一般0.26～0.40m，下连煤厚0.27～0.36m，中部夹矸为砂质泥岩或粉砂岩，厚一般0.42～1.25m。煤层顶板为深灰色薄层砂质泥岩，底板为灰色泥岩、砂质泥岩，该煤层在矿区属稳定可采煤层。实际开采情况反映，采煤工作面的最大采高为1.7m，最小采高为1.3m，平均为1.5m。2、煤层情况表煤层厚度m（1.3-1.7）/1.50煤层结构较简单倾角10°开采煤层上下连煤层硬度f=3-4煤种无烟煤稳定性中等煤层情况描述为简单结构煤层，上连煤厚一般0.26～0.40m，下连煤厚0.27～0.36m，中部夹矸为砂质泥岩或粉砂岩，厚一般0.42～1.25m，平均倾角10度。煤层柱状图第三节煤层顶底板1、煤层顶底板情况表顶板顶底板名称岩石类别厚度（m）岩性特征基本顶砂质泥岩1.0-1.5黑色、灰色泥质页岩直接顶砂质泥岩1.5-2.0深灰色砂质泥岩底板直接底砂质泥岩4.8-5.5灰色砂质泥岩老底砂岩1.0灰色粉砂岩第四节地质构造根据该工作面风、机巷已揭露的情况分析，该工作面整体属单斜构造，煤层平均坡度10°左右；煤层走向为220-230°，倾角8-12°，倾向为45-50°；煤层地质构造简单，在风、机巷掘进过程中遇到了小型断层、小型褶曲,但对工作面进行炮采无影响。第五节水文地质一、含水层（顶部和底部）分析区内含煤地层主要为砂岩夹多层泥、页岩，上、下砂岩含水层因受泥、页岩不透水层相间，使各含水层的水力联系较差，1121对拉工作面水文地质条件简单。二、其它水源的分析本采面防尘用水及排放乳化液可能造成局部积水，但对回采无影响。工面在回采过程中顶板无淋水，断层裂隙发育带皆干燥无水。第七节瓦斯、煤尘爆炸性、地温、地压情况瓦斯本矿井瓦斯绝对涌出量为23.768m3/min，为高瓦斯矿井。自燃倾向性煤尘爆炸性不易自燃（Ⅲ级）、煤层无爆炸危险性。赋存条件煤层赋存较稳定，可采有益厚度0.8-0.9m。底板煤层顶板为深灰色薄层砂质泥岩，底板为灰色泥岩、砂质泥岩，地温本区平均地温15.3℃，无地温异常现象。冲击地压无冲击地压构造区内为单斜构造，进回风巷及开切眼施工过程中没有发现大断裂构造第八节储量及服务年限走向长（m）倾斜长（m）倾角（°）斜面积（m3）采高（m）容重(t/m2)工业储量(万t)回采率(﹪)可采量(万t)可采期（月）1902858-12541501.51.4011.379610.918第二章采煤方法根据煤层赋存条件及本矿实际生产管理经验，选择倾斜长壁后退式采煤法，截煤机掏槽，放炮落煤，刮板输送机运输，单体支柱加铰接顶梁支护。根据煤层赋存条件及本矿实际生产管理经验，选择倾斜长壁后退式采煤法，人工掏槽，放炮落煤，刮板输送机运输，单体支柱加铰接顶梁支护。第一节巷道布置一、采区设计，采区巷道布置情况1121回风巷与+850m上下连煤层回风巷相连，1121工作面运输巷与+850m上下连运输巷相连，形成独立的通风运输系统。附图：工作面位置及巷道布置图二、1121采煤工作面运输巷、回风巷规格及用途1121工作面运输巷与回风巷均采用两帮及顶板采用锚杆+钢筋梯支护，均为新掘进巷道，无巷道变形，1121运输巷净断面面积：7.92m2，1121回风巷净断面面积：6.60m2。1121运输巷用途为行人，通风，运输；1121回风巷用途为回风，行人，运料。工作面切眼采用单体液压支柱+铰接梁支护支护，全长190m，净断面面积：2.4m2，用途为运煤、运料，行人，通风。三、工作面运输巷、回风巷第二节采煤工艺一.回采工序采煤工艺包括:截煤机截槽→风煤钻打眼、爆破落煤→挂梁→人工攉煤、人工支护、回柱、充填→移镏等工序循环作业。二.采高和循环进度根据煤层赋存情况和支护方式，本工作面一次采全高，采高为1.5m，循环进度为1.2m。三.落煤1.落煤方式：截煤机掏槽，放炮落煤。选用截煤机基本参数截煤机基本参数型号MJ30型防尘方式冷却水截煤部防尘调速方式手动、脉动、无极调整工作方式眼煤壁作业牵引方式钢丝绳牵引电机型号YBC-30牵引速度0～0.92m/mi电机功率30KW截槽深度1.0～1.2m额定电压380/660v截槽高度0.085～0.1m绳筒容量20m截链线速度2.01～2.04m/min冷却方式螺旋水道内冷空载下方速度4.00～4.14m/min整机重量1320±10kg外形尺寸(长×宽×高）42270×490×390mm2.炮眼布置方式及爆破方法。（1）.炮眼布置方式：炮眼布置：根据煤层的结构特点决定采用单排眼方式布置炮眼。炮眼布置在顶板下0.4m的煤层内，斜向顶板方向打眼，夹角为6º，终孔位置距煤层顶板垂距0.1m；炮眼间距均为1.5m。（2）.爆破方法：串联爆破，毫秒微差，正向爆破。（3）.炮眼布置图（4）.炮眼说明表。炮眼说明表（单面循环）炮眼布置方式单眼放炮方法微差毫秒，正向爆破连线方法串联一次放炮个数≤10炸药种类三级煤矿许用乳化炸药装药量炮眼0.2kg炮眼封泥长度≥500mm（5）.爆破说明书按工作面一个循环炮眼布置及所需炸药和雷管消耗量表项目名称炮眼个数（个）眼深（m）每眼装药量（kg）循环消耗连线

方式炸药（kg）雷管（发）炮眼651.20.016.565串

联合计651.20.016.565放炮安全规定：采面采用三级煤矿许用乳化炸药和瞬发电雷管爆破，连线方式为大串联，每次放炮的长度不得超过10个，顶板较破碎时，一次起爆长度不超过5个，顶板十分破碎时，一次起爆炮眼个数不能超过2个。放炮地点必须在距离启爆点不小于100m的新鲜风流中，并严格按爆破说明书规定进行装药。四.装运煤本工作面采用截煤机截槽，风煤钻打眼，爆破落煤，工作面人工攉煤通过刮板输送机至1121机巷转载刮板输送机、皮带输送机至采煤工作面煤仓，+850m运输大巷车场装车，由电机车通过+850m运输大巷运输至主平硐至地面工业广场煤库。五.工作面支护及采空区处理（一）.工作面支护1.支护形式。单体液压支柱配合金属铰接顶梁，一梁一柱后定位齐柱齐梁式进行支护顶板，正常生产时期采用“三.四”排管理，即“见四回一”。2.支护质量和接顶要求。(1).工作面支柱、顶梁、水平销对号管理，编号清晰。(2).支柱打成一排直线，排距1200mm，柱距800mm，偏差均不得超过±50mm；端面距不大于200mm，新暴露的顶板要及时支护。(3).支柱支设应垂直顶底板，迎山有力，工作面支柱必须全承载。(4).工作面控顶范围内顶底板移近量按采高不大于100mm/m；底板松软时，支柱应穿柱鞋，钻底小于100mm；工作面顶板不应出现台阶下沉；初撑力不得低于90KN，不足的要进行二次补注液。(5).煤层厚度变化时，必须及时更换适应采高的支柱，防止支柱超高或压死，活柱伸出量不少于150mm。(6).不得使用折损的坑木，损坏的顶梁和失效的支柱，一旦发现立即更换。(7).工作面顶梁挂设平直，梁小头垂直指向煤壁，梁与梁之间互相平行。(8).临时支柱的位置应不防碍架设基本支柱，基本支柱未架设好不得回撤临时支柱。(9).工作面内特殊支护齐全；局部悬顶和冒落不充分（面积小于2m×5m）的应采取措施，超过的应进行强制放顶。特殊情况下不能强制放顶时，采用砂磴支护，砂磴见方不小于1.5m，且接顶结实。(10).工作面“三直一平”，液压支柱排成一条直线，其偏差不超过±50mm；工作面伞檐长度大于1m时，其最大突出部分不超过150mm，伞檐长度在1m以下时，最突出部分不超过200mm。（二）.采空区处理工作面采空区处理采用选矸、放顶、条带砂充填法处理。六.采煤工作面正规循环生产能力（单面）工作面正规循环生产能力计算：根据：Q循=L×L循×m×r×c=95×1.2×1.5×1.40×0.96=229.82(t)式中L——工作面平均长度mL循——循环进度1.2mm——采高1.5mr——煤容重1.40t/m3c——工作面回采率96%（工作面采高为1.5，计算时以中厚煤层计算）月产量：Q月=Q循×30×90%=229.82×30×90%=6205.14(t)式中：30：一个月天数，取30天；90%：月循环率说明：以上以单面计算，对拉面日循环产量为2×6205.14=12410.28(t)最终采煤工作面正规循环生产能力12410.28(t)第三节设备配置一、工作面采煤、支护和运输设备名称、型号、主要技术参数和数量设备名称规格型号单位数量备注调度绞车JD-14.4台2乳化液压泵RBW—80/20台2乳化厢XRXTA台1供液压风电钻ZQST-30/2.5台2打煤眼、采面各一台。煤电钻综保器ZBZ—4.0Z台2磁力磁动器QBZ—80台5采面电气设备供电。卸载把手把20回撤支柱、采面各10把洋铲把30攉煤、采面各15把刮板输送机SGB—620/40T台3（运输巷）刮板输送机SGB620/55台3注液枪QZYX-Q3把16支柱升降、采面各8把长π型梁DFB2800-300根30截煤机MJ30型台2胶带输送机DTL-80/40/2×75部1移溜器YT-77C/700台2手拉葫芦SH-5个2放炮器MFB/100台3单头把30液压支柱DW18-300/100根1200液压支柱DW30-300/100X根216铰接梁DJB1200/300根1416采面、巷道支护第三章顶板控制第一节支护设计一、工作面支护设计1、工作面基本支护选型：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DJB1200/300铰接梁配DW18-300/100单体齐梁齐柱式支护，一梁一柱，梁间互铰。2、工作面支架布置形式：根据本工作面的地质条件，采取齐梁齐柱式倾向棚布置。3、工作面上、下出口支护：单体配π型梁支护，梁长2.80m，一梁三柱，机头“四对八梁”交替迈步前进；机头“两对四梁”交替迈步前进。二、工作面支护设计：1、根据经验公式计算工作面合理支护强度：Pt=9.81hγk=9.81×1.2×2.5×8=236KN/㎡式中Pt—工作面合理的支护强度，kN/m2；h—采高，m；γ—顶板岩石容重，kN/m3，一般可取2.5T/m3；k—工作面支柱应该支护的上覆盖层厚度与采高之比，一般取4-8，应根据具体情况进行合理选取。开采煤层较薄、顶板条件好、周期来压不明显时，应选取低倍数；反之则采用高倍数。2、支柱实际支撑能力计算：Rt=kgkzkbkhkaR=0.99×0.95×0.9×1×1×300=254KN式中R—支柱额定工作阻力，kN；k—支柱阻力影响系数，可以从支柱阻力影响系数表中查得。支柱阻力影响系数表项目液压支柱微增阻支柱急增阻支柱木支柱工作系数kg0.990.910.50.5增阻系数kz0.950.850.70.7不均匀系数kb0.90.80.70.7采高系数kh＜1.4m1.5—2.2m1.5—2.2m＞2.2m1.00.950.950.9倾角系数ka＜10°11°—25°26°—45°＞45°1.00.950.90.85注：表中系数根据矿压观测成果统计，适应一般工作面条件。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=236/254=0.93(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、根据支架的布置方式和支护密度的要求计算工作面支柱距、排距：a=（N.S）/（n.b+F）=(4×1/0.93根/㎡)/(4×1.2+0.2)=1.22406554m式中a——工作面柱距，mn——工作面支护排数，4S——每根支柱的支护面积，1/0.93根/㎡F——机道上方梁端至煤壁距离，0.2mb——铰接顶梁长度，1.2m根据以上计算的支护强度，工作面间距、排距确定工作面选用DW18-300/100单体液夺压支柱配合DJB1200/300型绞梁支护顶板，柱距0.8m、排距为1.2m。5、根据实际情况，考虑采高起伏变化因素，最终确定排距为1200mm、柱距为800mm，则工作面最大控顶距为5.0m。二、乳化液泵站：1、在1121采面车场旁安设2台乳化泵，一台使用，另一台备用,一台水箱，供采面的支护和推溜用。2、乳化液泵站使用规定:（1）泵站压力调整符合说明书要求、乳化液配制符合说明书要求、乳化液浓度为3-5%乳化液、水质为中性、维护检修严格按照使用说明书。（2）泵站安放平稳，固定牢固，安设在顶板完整、支护完好、无片帮、无淋水处。（3）坚持使用乳化液浓度配比仪，乳化液浓度必须保证3%～5%，曲轴箱内润滑油合格。油位在油位线之间，油槽内润滑合格，油绳放置合理，并有合格的过滤网。（4）泵站压力表动作灵活，压力达到额定值，必须保证不低于18MPa。（5）泵件、泵箱、液压管路无漏、串液现象。（6）曲轴箱内温度不得高于50℃，不低于5℃第二节工作面顶板管理控顶方式、支柱支设要求和放顶要求：1、工作面支护根据采煤工作面支护设计，工作面选用DW18-300/100型单体液压支柱和DJB1200/300型铰接顶梁支护顶板。齐梁齐柱布置，一梁一柱形式，正常生产期间工作面采用三·四排控顶，最大控顶距5m，最小控顶距3.8m，放顶步距1.2m。支柱初撑力应不小于90KN。在采空区侧3～4排支柱间沿倾斜每隔4m砌一个砂带，砂带宽度2.0m。回柱时（由远到近）按先回撤第4排砂磴间处（套子）支柱，便于备用；后回撤第3排待充填砂磴中间支柱，便于充填，严禁回撤对应砂磴间（套子）第3排支护；严格见“四回一”。回撤支护材料时特别注意安全：回撤支柱时要相互传呼“注意安全回撤支柱了”，便于其他人员躲在安全处，一般躲藏在靠砂磴边，且支护可靠处；回撤支柱时用带长绳的泄压“把手”，首先轻轻拉动绳子慢慢泄压直到完全泄压，泄压后、静静观测、待顶板稳定不掉砂后、用长柄工具钩回顶梁和支柱；若有垮砂扎主顶梁和支柱，躲在安全处先清除垮砂；遇大块砂，可用液压支柱顶开后再取回顶梁和支柱；在回撤支柱时，必须在值班管理人员指挥下进行；在回撤确实困难，危机安全情况下，向值班管理人员报告，可以放弃、严禁冒险蛮干、违章作业及违章指挥；回撤支护材料必须在套子中堆码整齐，严禁端头达在镏槽边，防止输送煤炭时被刮走；回撤支柱时若遇安全躲靠砂磴未接顶、先砌上顶支撑顶板后，再回撤；攉煤工回撤的支柱作为工作面临时支护，保证攉煤安全;分段回柱安全距离保持不小于30.0m。工作面支护满足一般采高，遇地质变化若采高变高、支柱高度不够时，要及时更换支柱，满足支护高度；若采高变低，可锉底窝支护；严禁空顶、无支护作业。套间安全：严禁在套间放置采煤工具、严禁进入无支护的老搪休息或其它活动。材料规格表项目支柱型号顶梁型号柱鞋型号柱距排距mmmmmm参数DW18-300/100DJB1200/3008001200顶板管理参数表项目规定项目规定顶板管理方法条带充填法最大控顶距5.0m选择依据顶板岩性最小控顶距3.8m回柱方法人工回柱放顶步距1.2m回柱工艺分段回柱周期来压步距10～15m初撑力90KN顶底板移近量≤100mm/m采面支护参数表项目单位规定项目单位规定采面支护形式单体加绞接顶梁尾巷回撤距离m≯5.0排距m1.2对拉工作面错距m≯5.0柱距m0.8各巷超前支护长度m≮20.0上下出口高m不低于全采高（一般1.2）备用材料堆码距m采面煤壁外20～50上下出口支柱排距m1.0端头支护长m3.8端头支柱柱距（宽处）0.7端头支柱柱距（窄处）0.3带状充填砂宽度m≮2.0端头护巷砂带宽度m≮2.5带状充填砂间距m≯4.02、工作面支柱架设要求工作面支柱布置，支柱排成一条直线，排拒误差不超过±100mm,工作面支柱中心距符合作业规程规定，柱距误差不超过±50mm；工作面支柱迎山有力，不得架设在浮煤、浮矸上，底板坚硬时要掏柱窝；工作面控顶范围内顶底板移近量按采高不大于100mm/m；底板松软时，支柱应穿柱鞋，钻底小于100mm；工作面顶板不应出现台阶下沉；顶梁与顶板要接实，交接、水平楔牢固可靠。3、工作面伞檐管理伞檐长度超过1m时，其最大突出部分不超过150mm；伞檐长度在1m以下时，其最大突出部分，不超过200mm；工作面出现伞檐时，要及时清理或支护。4、特殊支护（1）、砂带充填：工作面采用条带砂充填，砂带充填物来自煤层夹矸，或人工放顶矸石；工作面中间部分砂带宽度2.0m、工作面两端砂带宽度2.5m，套子宽度4.0m，套子深度达到6m时必须封套子一次；工作中间采用正规支柱加铰接顶梁，工作面机尾采用两对四梁（长钢梁）支护，工作面机头采用四对八梁（长钢梁）支护。（2）、工作面内特殊支护齐全；局部悬顶和冒落不充分（面积小于2m×5m）的应采取措施，超过的应进行强制放顶。特殊情况下不能强制放顶时，应有加强支护的可靠措施（采用沿切顶线堡一砂磴，见方不低于2.0m、接顶结实。）。5、回柱安全技术规定（1）回柱方式：采用人工的方法回柱。（2）回柱顺序：打水平销→挂拔柱器→卸载→拉柱→回收铰接顶梁。（3）操作方法：准备工作：备齐回柱工具（卸载手把，拔柱器，手锤，水平销，牵引绳等）；认真检查从煤壁到采空区顶板支护状况，改正不正规支架；清理维护好退路，找好固定支柱；回柱顺序由东向西，从采空区向煤壁侧逐棚回收，严禁提前摘梁摘柱或进入采空区作业；如回柱地点顶板破碎，支护歪斜，需先进行维护，确认安全后，方可回柱；回柱与打眼平行作业最小安全距离不得小于15m；回柱与装药放炮不得平行作业；回柱放顶至少两人一组，一人回柱放顶，一人观察顶板及支护情况，两人都应站在支架牢固的安全地点作业；视顶板状况，拔柱器必须牢固的固定在距回柱处2-5m正规有劲的支架上；实行全承载支护，回出的支柱及时垂直顶底板整齐的支撑攉煤处顶板上，多余的支护材料码放整齐，确保人行道畅通。6、安全注意事项（1）.回柱人员必须站在顶板完整，支架完好地点，避开拔柱器力的作用线方向进行操作。（2）.遇压死支柱时，先架好临时支架，然后采用挑顶或卧底的方法回撤，严禁用炮崩或机械等其它方法强行回撤。（3）.回柱过程中要时刻注视顶板及支护情况，发现异常立即停止作业，及时维护。人力不可抗拒时，应立即撤人，待顶板稳定维护好后再回柱。（4）.当顶板压力较大时，卸载手把必须用牵引线进行远距离操作，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。（6）.禁止在顶板破碎，压力大及支护不完好的地点回柱。第三节回采巷道及上下安全出口顶板管理一、端头支护1、工作面上安全出口（刮板输送机机头处）3.8m范围内，单体配π型梁支护，梁长3.6m，必须实行一梁三柱，“四对八梁”平行交替迈步前进，加强支护；下安全出口（刮板输送机机尾处）3.8m范围内，单体配π型梁支护，梁长3.6m，必须采用一梁三柱，“二对四梁”（特殊情况下：因顶板破碎或周期来压时，为保证安全可采用“四对八梁”）平行交替迈步前进，SGB—620/55加强支护。为保证安全出口断面满足通风和行人的要求，上、下出口的高度不得小于1.6m，宽度不得小于3.6m。2、在顶板起伏变化大，使用四对八梁（两对四梁）困难的地方，根据实际，换成铰接顶梁支护。3、在安设四对八梁（两对四梁）时，空顶必须用木背材塞牢固，保证达到支撑力。采煤车间管理人员协助机头（机尾）攉煤工完成，铰接顶梁铰接牢固可靠。4、工作面运输（回风巷）沿推进方向砌筑护巷砂带，护巷砂带宽2.5m，误差不超过0.1m，砂带要求封棚接顶，镶边砂采用丁顺结构，中间用碎石填实。5、工作面运输（回风）巷中，推移刮板输送机时、回撤端头支护、推移完成后要及时恢复。6、上、下缺口支护强度及支护参数计算（1）采面支护强度P=（4～8）×m×γ式中：m—采面采高γ—顶板岩石容重，取γ=25000N/m3Pmax=8×1.4×25000=280000（Pa）（2）采面支护密度G=P/（F·η）式中：P—采面支护强度F—支柱额定工作液压；取300000N/根η—支柱工作阻力实际利用系数，外注式单体液压支柱取0.85n1=280000/（300000×0.85）=1.1（根/m2）（3）缺口实际支护密度上缺口：G实上=8对/（3.2×1.4）m2=1.78（对/m2）下缺口：G实下=8对/（3.2×1.4）m2=1.78（对/m2）（4）安全系数N上=G实上/G=1.78/1.1=1.62N下=G实上/G=1.78/1.1=1.62经计算，上、下缺口支护密度均符合要求；根据矿井开采实际情况，上、下缺口特别加强支护。二、两巷支护1、1121东、西风巷和1121运输巷超前煤壁不小于20m范围内必须用DW30-300/100X支柱+DJB1200铰接梁超前支护，支柱沿倾向间距1.2m，所有顶梁必须背帮接顶，且铰接稳固。2、防倒柱措施：采用8号铁丝联接牢固，防止支柱失效、泄压、顶梁掉落或倒下伤人。3、支柱必须支在硬底上，铰接梁必须接顶；顶梁与顶板空隙采用木楔塞牢。4、巷道修人员要不定期检查两巷的支架、顶板，如有支架歪斜必须及时整改，顶板有垮落必须刁放浮岩，收净流砂，加强支护，以保证巷道的安全和畅通。5、超前采用双排单体液压支柱与铰接顶梁抬棚支护，高度不低于1.8m，宽度不低于1.2m，行人侧宽度0.7m。（采面最小控顶距平面布置图、采面最大控顶距平面布置图、两巷支护图）三、安全出口随时保证畅通：支护完好、无危顶、无杂物，宽度不低于2m，高度不低于1.2m。五、支护材料管理超前支护材料配备、管理表材料名称型号单位数量备用材料存放地点使用备用单体液压支柱DW30-300/100X根21636工作面回风巷内，距采面煤壁20～50m。铰接顶梁DJB1200/300根21636坑木Ф12～14m32.0六、工作面运料及材料管理1、从工作面运出的失效支柱，损坏梁达一定数量后，要及时装车运走，不得影响通风、行人和运输。2、材料必须码放整齐，分类挂牌管理，严禁影响通风、运料及行人。3、单体必须竖立，顶梁靠放整齐，编号管理。4、备用材料：工作面运，回风巷必须经常保持单体和顶梁各100根作为备用，用完后及时补充。存放地点距工作面20～50m。坑木不少于2m3。乳化液不少于300Kg，存放于乳化泵站附近，距泵站向外10m。5.单体液压支柱的管理（1）.工作面及两巷所使用的单体必须完好，注液枪和阀芯应配套。（2）.回柱时应先卸载，禁止带压强行回柱，两巷回出的单体应运到工作面出口20m以外的指定地点靠放好，严禁乱扔乱放，影响行人及运料。（3）.严禁用手锤或其他物品敲打缸体、内柱，以防损坏单体，损坏的单体达到一定数量后，应及时运出、修复、更新。（4）.两巷备用的单体、顶梁均不得少于36根。（5）人工运料时，严禁拖拉，应轻抬轻放。（6）装运单体到工作面时，应卸下三用阀，并用塑料塞子塞住活柱阀口及三用阀注液口，以防煤尘或其他物品进入，并有专人跟车。第四节矿压观测一、矿压观测内容支护质量动态监测、巷道超前支护、巷道变形离层观测、顶底板移近量以及顶板活动。根据观测结果对工作面顶板活动规律、来压特征、工作面支柱受力特点，超前支承压力影响范围和分布特点，顶板、煤层稳定性，工作面支护质量等进行分析，并严格执行工作面有效的“班评估、旬检查、月验收”制度，并以此为依据，完善工作面及巷道支护，确保安全生产。二、矿压观测的目的和任务对工作面进行系统、全面和针对性的矿压观测，是回采工作面安全生产和单体液压支柱设计选型的直接依据。本次矿压观测的目的和任务是：1、了解采场上覆岩层运动的范围、实现的条件和运动的时间，针对性地提出工作面顶板管理措施。包括：（1）确定采场矿压显现控制的对象——直接顶和基本顶的范围。（2）工作面单体液压支柱实际支撑能、单体液压支柱对顶板的工作方案及合理工作阻力（支护密度）的确定。（3）根据顶板的运动规律，合理组织生产，实行科学管理顶板，实现安全高效生产。2、预测采场周围支承压力分布发展变化规律，进行合理的巷道布置和开采设计。（1）支承压力的影响范围和明显影响范围的确定。（2）高峰支承压力的变化规律。三、矿压观测方法1、工作面矿压观测工作面一头一尾及中部分组进行支护质量动态监测、顶底板移近量观测，每班工人在操作支柱时都必须将支柱升实，确保初撑力，并由值班员对初撑力情况进行监测记录。2、巷道的矿压观测巷道超前支护、巷道变形离层观测及支柱初撑力进行测量，并由值班员对初撑力情况进行监测记录。3、支护质量监测（1）每旬由生产科不定期对工作面和巷道支护质量动态检查2次。对检查中存在的问题，由车间负责立即整改。（2）监测内容包括支柱初撑力、煤壁片帮情况、顶底岩层、采高变化、顶底板移近量及超前支护质量等。4、矿压观测时间要求（1）对工作面，整个生产期间都要进行矿压观测。（2）对巷道，整个生产期间都要进行矿压观测。（3）支护质量监测，整个生产期间都要进行矿压观测。四、现场测试仪器、现场测试系统设置1、测试用具有钢卷尺、皮尺等。2、现场测试系统设置（1）工作面支护质量与顶板动态统计观测在工作面内设3条观测线及其附近，统计观测采高，支柱倾斜度、顶梁台阶、顶梁仰角、接顶距、梁端距、片帮深度以及冒顶形态随工作面向前推进、煤炭采落和放落过程中的变化情况等，每班观测一次。（2）回采巷道观测据巷道矿压显现的一般规律，在工作面运输机巷或回风巷的工作面前方分别布置4个测站。第四章生产系统第一节运输系统1、采煤工作面采用SGB-620/55型刮板输送机运煤至1121工作面运输巷转载机（SGB-620/40T型），至皮带机（DTL-80/40/2×75）至煤仓装车，然由(CTY5/6B防爆特殊蓄电池机车）牵引至+838m井底车场，JTP-1.6×1.2P型提升绞车至+961.85m主平硐运输到地面煤坪。工作面煤运输线路：工作面→工作面运输巷（SGB-620/40T型刮板运输机）→皮带机（DTL-80/40/2×75）→煤仓→+850m上下连底板运输巷（CTY5/6B机车）+838m运输大巷→+838m井底车场→+961.85m主平硐→煤坪。运料路线：地面上工业广场→+961.85m主平硐（JTP-1.6×1.2P型提升绞车）→+838m井底车场→+838m运输大巷（CTY5/6（GB）机车）→+850m上下连底板运输巷（CTY5/6B机车）→1121采煤工作面回风巷（调度绞车DJ-11.4KW）→人工搬运至采煤工作面。3.胶带运输设备工作面运输机巷沿煤层倾斜布置，平均倾角100，向下或向上运煤。选用伸缩带式输送机运输，在带式输送机的尾端安设一台SGB420/30型刮板输送机进行转载使用两台SGB420/30型刮板输送机运输）。运输机巷运出的煤炭通过溜煤眼在水平运输巷内换装矿车。（1）带式输送机选用DTL80/40/2×75型伸缩带式输送机运煤，带式输送机主要技术特征见下表：表9-2-1-1带式输送机主要技术特征型号输送量t/h带宽mm带速m/s最大输送长度m储带长度m电机功率kW传动滚筒直径ømm机头外形尺寸mmDTL80/40/2×7520080028001002×755004130×1715×1350（2）输送带使用PVC整芯阻燃抗静电输送带，输送带宽度800mm，拉伸强度取4级，拉断力为680N/mm。（4）选型计算及设备合理、运行阻力和输送带张力计算①运行阻力计算=26778N=-6037N上两式中：q—每1米长的输送带上货载质量，kg/m；q===13.89qd—每米长的输送带自身质量，kg/m，选用PVC整芯阻燃抗静电输送带；=8.58式中：B—输送带宽度，m，B=0.65；—输送带厚度，㎜，查表=8.0；—输送带上保护层厚度，㎜，取=3；—输送带下保护层厚度，㎜，取=1。、—分别为折算到每米长度上的上、下托辊转动部分的质量，kg/m===6===3.6式中：、—分别为每组上、下托辊转动部分质量，kg/m，查表，取=9（采用冲击座槽形托辊）、=9（采用冲击座平形托辊）；—上托辊间距，取1.5m；—下托辊间距,取2.5m。、—分别为槽形、平行托辊阻力系数，查表，取=0.04、=0.035②输送带张力计算图9-2-1-1带式输送机计算示意图a、依据逐点计算法，如图9-2-1-1所示位置定点分段，计算输送带各点张力。S2≈S1S3=1.05S2S4=1.05S3=1.052S2=1.052S1S5=S4+=1.052S1+S6=1.05S5=1.053S1+1.05S7=S6+=1.053S1+1.05+S8≈S9=1.05S7=1.054S1+1.052+1.05=1.2155S1＋21461b、按摩擦传动条件并考虑摩擦力备用系数列方程式中：μ—输送带与滚筒之间的摩擦系数，取μ=0.2α—围包角，α=8.38ard(4800)m’—摩擦力备用系数，由于工作地点环境潮湿，取m’=1.2=4.62S1c、联立解上述各方程得S1=6304NS2≈S1=6304NS3=6619NS4=6950NS5=913NS6=959NS7=27737NS8≈S9=29134N3）输送带悬垂度与强度的验算①悬垂度验算重段最小张力点张力：S6=-453.5N按悬垂度要求重段允许的最小张力为[Smin]=5g(q+qd)L,gcosβ=5×9.81×(13.89+8.58)×1.5cos110=1623N因为S6＜[Smin]，所以输送带悬垂度不满足要求。为保证输送带的悬垂度符合要求，令S6=1623N，代入原方程中解得：S1=6878NS2≈S1=6878NS3=7222NS4=7586NS5=1546NS6=1623NS7=28401NS8≈S9=29821N要求利用输送机的拉紧装置来保证S6点的张力不小于1623N。②输送带强度验算PVC整芯阻燃抗静电输送带允许承受的最大张力为：==44200N＞S9式中：p—每毫米宽输送带的拉断力，N/mm，680N/mm；n,—输送带的安全系数，使用PVC整芯输送带取n,=10。故输送带强度满足要求。4）计算牵引力并验算电动机功率输送机主轴牵引力为=29821-6878+0.05×（29821+6878）=247786N电机功率为式中：η—减速器的机械效率，取η=0.85考虑15%的备用系数，电动机容量为：1.15×46.64=86.25kW输送机配套电动机的功率为2×75kW，大于实际需要容量，满足要求。(5)带式输送机的电气保护运输可能发生的事故分析输送带着火、连接输送带伤人、乘坐输送带伤人和撕裂输送带等。带式输送机运输事故的防治措施①巷道内设有充分照明，严禁人员乘坐皮带。②安装皮带机综合保护器，装设驱动滚筒防滑保护、堆煤保护、防跑偏装置和防撕裂装置等。③设防止采区煤仓满仓堵塞带式输送机的保护装置。④输送带张紧力下降保护装置和防撕裂装置。⑤在机头和机尾设置防止人员与驱动滚筒和导向滚筒相接触的防护栏。⑥倾斜井巷中使用的带式输送机，上运时，必须同时装设防逆转装置和制动装置。⑦带式输送机巷道中行人跨越带式输送机处应设过桥。⑧带式输送机应加设软启动装置。⑨转载处采取综合防尘措施。⑩输送机人行道侧设置事故紧急停车装置，设置避免输送机运行超速及飞车事故的超速保护和失电保护措施。3、带式输送机防灭火措施①必须使用阻燃输送带，带式输送机托辊的非金属材料零部件和包胶滚筒的胶料，其阻燃性抗静电性必须符合有关规定。②液力偶合器严禁使用可燃性传动介质（调速型液力偶合器不受此限）。③设温度保护、烟雾保护和自动洒水装置。④在皮带机头，必须设置灭火撒砂装置，消防水管及高倍泡沫灭火器等防火设施，同时设立火灾报警装置和连续式火灾监测系统，并接入矿井安全监测系统。⑤井下使用带式输送机的巷道以及采掘工作面附近的巷道中，必须配备有灭火器材，井下工作人员必须熟悉灭火器材的使用方法，并熟悉本职工作区域内灭火器材的存放地点。⑥在转载点和机头处设置消防设施。主要巷道内带式输送机机头前后两端各20m范围内，都必须用不燃性材料支护。⑦在带式输送机巷道中应每隔50m设置支管和阀门。⑧带式输送机巷道照明灯的间距不得大于30m。⑨带式输送机集中控制硐室安装电话，能与矿调度室直接联系。⑩带式输送机滚筒下风侧设CO、烟雾传感器。第二节“一通三防”与监控系统一、通风系统（一）风量计算：风量计算依据：《煤矿安全规程》，国家安全监管总局国家煤矿安监局国家发展改革委国家能源局关于印发煤矿生产能力管理办法和核定标准的通知安监总煤行〔2014〕61号；认真贯彻落实国务院提出的“以风定产”等煤矿瓦斯治理措施，按下列要求分别计算，选取最大值。1、按工作面瓦斯涌出量计算风量：Q采K=100qk=100×1.3×1.5=195（m3/min）q—工作面瓦斯绝对涌出量1.3m3/minK—工作面的通风系统数取1.5100——按采煤工作面回风流中瓦斯浓度不应超过1%的换算系数。2、按工作面量二氧化碳绝对涌出量计算风量：Q采=67qK=67×0.4×1.5=40.2(m3/min)q—工作面二氧化碳对涌出量0.4m3/minK—工作面的通风系数取1.567——按采煤工作面回风流中二氧化碳浓度不应超过1.5%的换算系数。3、按回采工作面温度20℃计算需用风量：Q采=60×VC×SC×ki=60×1.0×4.44×1.0=266（m3/min）VC—工作面适宜风速，m/s；取VC=1.0m/sSc—回采工作平均有效断面；Sc=(4.2+3.2)/2×1.2=4.44m2ki—回采工作面长度系数；ki=1.0则：Q采=266m3/min4、工作面同时作业最多人数计算风量：Q采=4N=32×4=128m3/min)N——工作面同时作业最多人数24人；瓦斯检查工1人、安检员1人、值班员1人、班组长1人、电钳工1人、矿领导带班员1人、外来参观等人数10人；5、按炸药用量计算：Q=25A=25×5=125m3/min。式中A—采煤工作面一次爆破的最大炸药用量，kg。说明：正常情况一次爆破的最大炸药用量：打缺口3.6kg，工作面煤炮2.0kg，强制放顶估计达到5.0kg，这里计算风量是按照强制放顶一次爆破的最大炸药用量计算。根据以上计算采煤工作面需风量初步确定为266m3/min。6、按工作面的风速验算：按最低风速验算：Q=15×S大=15×（4.2×1.2）=75.6（m3/min）按最高风速验算：Q=240×S小=240×（3.2×1.2）=921.6（m3/min）75.6（m3/min）＜266（m3/min）＜921.6（m3/min）通过上述计算采煤工作面需风量最终确定为266m3/min，符合《煤矿安全规程》规定。（二）通风路线地面(新鲜风流）→+957.84m副平硐→+838m行人平巷→+838m运输大巷→+838m上下连底板运输巷→+838m上下连底板运输巷→1121工作面行人通风巷→1121工作面运输巷→1121工作面（污风）→工作面回风巷→+850m上下连煤层回风巷→+850m回风大巷→回风上山→+878m回风平巷→+959.4回风斜井→主要通风机→地面。二、防治瓦斯（一）瓦斯检查（设点、次数）1、瓦斯检查员巡回检查工作面瓦斯浓度，每隔3-5小时检查一次，每班至少检查三次。2、瓦斯检查点分别设在：工作面回风出口以外10m处、回风隅角处。3、瓦斯检查牌板应设置在回风巷中距工作面50m附近、检查结果及时填写、并及时向有关人员汇报。（二）瓦斯管理1、工作面上隅角风流中瓦斯浓度达到1.0%时，必须停止打眼；煤破地点附近20m范围内风流中瓦斯浓度达到1.0%时，严禁爆破。工作面风流中、电动机或其开关安设地点附近20m范围内风流中的瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理。2、便携式瓦检仪由跟班区长、班组长、质量验收员、安监员各配一台，质量验收员携带的便携式瓦检仪挂到工作面上隅角位置（距顶板0.3m，距切顶线0.5m，距巷道上帮0.3m）并处于正常开启状态，截煤机上要安设一台便携式瓦检仪。3、工作面及上下顺槽体积大于0.5m3的空间内积聚的瓦斯浓度达到2.0%时，附近20m内范围内必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。只有在瓦斯浓度降到1.0%以下时，方可通电开动电气设备。4、严格遵守并执行好“瓦斯巡回检查制度”和“请示报告制度”。5、加强对采煤工作面两巷内的栅栏及密闭管理，定期检查栅栏及密闭前的有害气体浓度，发现超限时应立即向有关单位汇报，制定专项措施及时处理。（三）瓦斯监测1、安装要求在上隅角设置甲烷传感器T0或便携式瓦斯检测报警仪，工作面设置甲烷传感器T1，工作面回风巷设置甲烷传感器T2；瓦斯传感布置在巷道上方，垂直悬挂，距顶板不得大于300mm，距巷帮不得小于200mm，瓦斯报警浓度1%，断电浓度1.5%，复电浓度不大于1.0%，断电范围为工作面回风巷内的全部非本持安全型电气设备。2、使用及管理（1）安装安全监控设备前，必须由通风工根据已批准的作业规程或安全技术措施提出安装申请单送机电部门，落实供电设施，报安监科、机电科批准后，与机电工共同负责安装调试，经验收合格后，交生产单位看护和使用。（2）安全监测设备投入运行的最初2天内，应进行第一次调试和校正。（3）安装断电控制系统时，必须按产品使用说明书的要求在入井前经过48小时通电运行，调试合格后方可下井安装。严禁不合格的仪器下井使用。（4）安装后要进行运行前各项指标的调试，合格后方可交付使用，井下调试不合格的，必须立即更换或上井检修鉴定。（5）瓦斯传感器必须挂牌管理，标明使用地点、报警点、断电点、断电范围、校正时间、校验人员等。（6）检测气体的安全检测仪器应与各点相应的标准气样进行调试和校正。（7）安全监控人员必须每天检查安全监控设备及电缆是否正常和完好，使用便携工甲烷检测报警仪或便携式光学甲烷检测仪与甲烷传感器进行对照，并将记录和检查结果报监测值班员。当两者读数误差大于允许误差时，先以读数较大者为依据采取安全措施，并必须在8小时内对两种设备调校完毕。（8）安全监控设备必须定期进行调试校正，每月至少1次。甲烷传感器、便携式甲烷检测报警仪每10天必须使用标准气样和空气气样调校1次，每7天必须对甲烷超限断电功能进行调试。（9）监测装置在井下连续运行6个月以上时，应按计划分批运到井上进行全面检修、清扫、调试、校正。（10）瓦斯断电仪、监测系统模拟量探头每半年必须强检一次，便携式瓦检仪每年必须强检一次。安全监测系统的井下断电仪主机、探头部分连续运行12个月，必须升井检修。（11）监测电缆由通风工敷设完后，交使用单位负责保护。断电仪主机控制电缆由工区负责敷设并与控制设备开关连接，连接人必须是经过培训合格后有证的机电维修工担任，连接时执行机电管理所有的措施和规定。（12）拆除或改变与安全监控设备关联的电气设备的电源线及控制线、检具备与安全监控设备关联的电气设备、需要安全监控设备停止运行时，必须报告矿调度室，并制定安全措施后方可进行。（13）安全监控设备发生故障时要及时处理，在故障期间必须有安全措施。（14）监测系统断电后，必须由监测人员查明原因后复电，其他人员不得随意复电或将断电设备断开。（15）安全监控设备必须具有故障闭锁功能：当与闭锁控制有关的设备未投入正常运行或故障时，必须切断该监控设备所监控区域的全部非本质安全型电气设备的电源并闭锁；当与闭锁控制有关的设备工作正常并稳定运行后，自动解锁。（16）瓦斯传感器应垂直悬挂，距顶板不得大于300mm，距巷道侧壁不得小地200mm。（17）由于瓦斯超过规定浓度而切断电源的电气设备，都必须在瓦斯浓度降到规定以下时方可人工复电。（18）瓦斯传感器必须安设在顶板完整、支护良好处，防止冒顶以及其它的机械损伤。放炮时都应移到安全防护地点，放炮后再按要求移回规定的位置。（19）安全监控设备之间必须使用专用阻燃电缆。（20）电缆敷设应用吊钩悬挂、电缆悬挂点间距不得超过3m，电缆不应悬挂在风管或水管上，不得遭受淋水。电缆上严禁悬挂任何物件。电缆与压风管，供水管在巷道同一侧敷设时，必须敷设一侧时，应敷设在电力电缆上方0.1m以上的地方。三、综合防尘（一）防尘系统地面→+957.84m副平硐→+838m行人平巷→+838m运输大巷→+838m上下连底板运输巷→+838m上下连底板运输巷→1121工作面行人通风巷→1121工作面运输巷→1121工作面地面→+959.4回风斜井→+878m回风平巷→回风上山→+850m回风大巷→+850m上下连煤层回风巷→工作面回风巷→1121工作面3、防尘主管路选用Φ108mm的无缝钢管，采区运输巷、回风巷内选用Φ50mm的水管，每隔100m设一个三通阀门。（二）防尘措施：采用人工湿式打眼、使用水炮泥、炮前、炮后洒水，各转裁点设置喷头，定期冲刷巷道，设置净化水幕，进入工作面和回风巷工作人员必须戴防尘口罩。（三）工作面内要铺设防尘软管供工作面湿式打眼、防尘用。四、综合防灭火措施（一）防火系统：1、地面→+957.84m副平硐→+838m行人平巷→+838m运输大巷→+838m上下连底板运输巷→+838m上下连底板运输巷→1121工作面行人通风巷→1121工作面运输巷→1121工作面2、地面→+959.4回风斜井→+878m回风平巷→回风上山→+850m回风大巷→+850m上下连煤层回风巷→工作面回风巷→1121工作面。（二）措施1、严禁携带烟草和点火物品下井，严禁井下拆卸矿灯。2、井口附近和井下峒室内严禁存放汽油、煤油、变压器油等易燃物品，棉纱不得乱丢，应存放在盖严的铁桶内。3、放炮必须使用专用放炮器，严禁明电明火放炮，严禁放糊炮和无炮放炮，严禁使用炸药解决煤仓堵塞。4、加强机电设备管理，要经常检查维修，确保电器设备必须完好防爆。井下供电必须做到“三无”、“四有”、“两齐”、“三全”、“三坚持”。5、要正确选配机电设备，严禁超负荷运转，井下必须使用合格的矿用电缆。6、井下和井口房内不得从事电焊、气焊等焊接工作，如果确需焊接必须按照煤矿安全规程规定，制定措施后作业。7、井下机电硐室必须使用不燃材料支护，各硐室内必须配备足够的消防材料。8、刮板运输机、皮带运输机巷道浮煤杂物要清理干净，并及时洒水，防止磨擦起火。9、井下每一个水平必须设立消防材料库，配备足够的消防器材。10、建立完善的消防管路系统，每间隔100m要设置一个支路和阀门，水量水压符合规定。11、安设风门、调节风门、密闭墙时要减少采空区或其他漏风巷道的压差。12、加强防灭火工作人员的业务素质，提高工作水平，搞好防灭火的预测预报，发现问题及时采取有效措施处理。13、加大安全检测仪器装备的投入，促进矿井火灾预报技术的发现，把火灾事故消灭在萌芽状态。14、要有合理的通风系统，各种通风设施齐全合格，减少漏风，将采空区的漏风数量控制在不燃量以下。15、提高回采率，在回采过程中不得任意留设煤柱、浮煤必须清理干净，加快回采速度、工作面要按期采完。16、工作面采至停采线时，如果顶板冒落不实，必须进行人工强制放顶，使顶板冒实。17、工作面回采结束后，必须及时进行永久性密闭，要加强密闭处温度、瓦斯、一氧化碳、二氧化碳的检查。18、经常进行防火检测预报，对回采工作面的上隅角及采空区要经常检查瓦斯、一氧化碳、二氧化碳含量及气温等，及时进行防火预报。19、任何人发现井下火灾时，应视火灾性质、灾区通风和瓦斯情况，立即采取一切可能的方法直接灭火，控制火势，当无法灭火时要迅速组织人员按照避灾路线撤退，通知可能受到威胁地点的人员并迅速报告调度室。第三节排水系统1、工作面内水文地质条件简单，无涌水。第四节供电系统供电短路保护整定值及采煤工作面设备配置见表。机械设备配备表序号设备规格设备名称设备功率数量（台）1MJ30型截煤机30KW22SGB-620/55刮板输送机55kW23SGB-620/40T刮板输送机40kW14BRW-80/20乳化泵30KW25CTY5/6B蓄电池机车2×7.5kw36JD-11.4绞车11.4kW28DTL80/40/2x75皮带输送机2x75kw1短路保护整定情况记录表序号短路点两相短路电流（A）开关整定值(A)灵敏度核验1截煤机开关主方d12762130A/125A2.07>1.52刮板机开关主方d2276250A3.01>1.5电气设备配备表序号名称规格型号额定电流数量(单位：台)矿用高压配电装置PJG-630/10630A11矿用隔爆型移动变电站KBSGZY-50028.87A12矿用真空馈电开关KBZ9-400400A23真空磁力起动器QBZ-200200A24真空磁力可逆起动器QBZ-120N120A35真空磁力起动器QBZ-808056综合保护器ZBZ-4.04KVA1第五节通讯照、明系统矿井在地面监控中心安设了一台矿用程控交换机（KTJ-101型，60门），经副平硐引入通讯分线盒分别接入采煤工作面1121运输巷、工作面回风巷，采用矿用本质安全型电话机（KTH108），保持井下与地面指挥系统、安全救援系统及时、快捷、便利的通讯联系。1121工作面运输巷每隔30.0m设置一盏防爆灯，刮板输送机头、尾，皮带机头、尾，煤仓兼设置一盏防爆灯。第六节压风自救系统矿井在地面建有固定压风机房，安设2台OGFD-20.2/10型螺杆式空气压缩机，排气量20.2m3/min、压力1.0Mpa、配套电机功率132kW；2台OGFD11.5/10型螺杆式空气压缩机，排气量11.5m3/min、压力1.0Mpa、配套电机功率75kW。输气主管为ф159×6mm无缝钢管，到采煤工作面机巷和两个回风巷支管选用D57×3.5mm的无缝钢管，并在各个巷道距工作面40m处共设置了6组压风自救袋（ZY-J型），确保在发生事故时作业人员就地及时自救。第七节瓦斯抽采系统1、上下连煤层瓦斯储量：W上下连=Z×q=10.91×20.9=228.019（Mm3）2、矿井瓦斯可抽量1、矿井可抽瓦斯量采用下式计算：W抽＝W储×K式中：W抽—可抽瓦斯量，Mm3；W储—瓦斯储量，Mm3；K—矿井瓦斯抽采率，%。根据煤层赋存条件和煤层结构及裂隙发育情况，并结合矿井抽采现状，取瓦斯抽采率K=35%，则矿井瓦斯可抽量为：W抽＝228.019×35%=79.80Mm33、抽采瓦斯方法(1)钻孔布置原则采用倾向顺层钻孔布置，钻孔间距1.5～3m，钻孔终孔点与采面周围巷道间距不得小于10～15m，钻孔应大于见煤长度。(2)钻孔布置方式如下图：倾向顺层钻孔布置图6)采空区瓦斯抽采方法(1)半封闭采空区抽采方法(埋管抽采)在回风巷抽采管的末端设一弯管，使抽采管口抬高至回风巷顶，并设木垛对其管口进行保护，以此形成埋管口。接替管安装长度大于10m，并在工作面的后部抽采管上每隔30～50m安装一组三通、控制阀门及埋管口组件。在工作面推进过程中，将埋管口保留在工作面的采空区，通过抽采系统对采空区瓦斯进行抽采。当工作面推进至下一个埋管口通处，埋管口已经埋在采空区内3～5m时，将埋在采空区里的前一埋管段控制阀门关闭，打开下一循环的阀门，以此达到利用埋管不断抽采采空区的瓦斯的目的。采空区埋管抽采布置图(2)采空区高位顶板孔抽采回采工作面回风巷中，在退后工作面30m位置，向工作面采空区顶板施工3～5个穿层钻孔进入开采层采后顶板裂隙带，抽采沿采面隅角瓦斯、围岩瓦斯和本煤层采空区的瓦斯，以解决采面隅角瓦斯及回风流瓦斯超限。采空区高位顶板孔布置图采空区瓦斯抽采应注意以下几方面：a、采空区瓦斯抽采管路上必须安设调压阀。b、矿井可根据本矿实际确定采空区瓦斯抽采的采空区温度、一氧化碳深度临界值以及最大抽采负压值，同时应采用自动监控装置，以保证抽采工作的安全。c、必须定期对管内气体及回采工作面上隅角，回风巷的气体取样分析，随时掌握采空区内气体成分、温度的变化，以便合理地调整抽采瓦斯和抽采负压。d、建立防、灭火措施。4、抽采管路及其设备抽放支管管径：D=0.1457（Q支混/V）1/2=150mm式中：D—瓦斯管内径，m；V—管道中混合瓦斯的经济流速，m/s；Q主混—管内混合瓦斯流量，25.38m3/min，取V=12m/s；Q支混—管内混合瓦斯流量，12.7m3/min，取V=12m/s。抽采系统主管路选用规格为D229×8的无缝钢管，支管选用规格为D200×4的无缝钢管。5、抽放管路安全防范措施（1）防腐措施。管路选材要充分考虑环境对管路的腐蚀作用，金属材质须做防腐处理，并定期刷防腐漆；其它材质必须符合煤矿用产品防腐要求。（2）刷警示漆。由于瓦斯管路危险性大，根据《煤矿瓦斯抽采管理规范》，瓦斯管路必须涂成红色，以示警示。其它管路禁止涂成红色。（3）管路入井前必须做负压检漏试验，合格后方可使用。正常抽采管路要定期进行气密性检查。（4）管路安装要有防底鼓、防碰撞、防滑措施，管路安装的安全间隙、坡度等要附合相关规程、规范要求。（5）管网附件要按规范要求设置，并保证其状态良好。（6）管路必须有可靠的接地装置，防止静电积聚；出地管路设有防雷措施。（7）瓦斯管路不得与水管、动力电缆、通讯电缆等同侧敷设。（8）安装瓦斯管路的巷道、沟槽用不燃性材料支护。（9）管路敷设要曲线段尽量少、尽量避免急弯。（10）管网系统安设相应的计量、安全等设施。抽采钻场、管路拐弯、低洼、温度突变处及沿管路适当距离（间距一般为200～300m，根据实际情况可相应调整，但最大不超过500m）设置放水器。在抽采管路的适当部位应设置除渣装置和测压装置。抽采管路分岔处设置与管径相匹配的控制阀门。（11）按规程、规范配足井下防、隔爆设施。加强矿井防、隔爆工作。（12）管道接头拧紧，出口阀门关严，管道锈蚀及时更换。（13）加强顶板检查，及时清理悬煤（矸），搞好顶板锚固，防止垮落，掉煤（矸）砸坏管道。（14）电缆线及电气设备勿与管道接触，防止带电。（15）在倾斜巷道中，管路应设防滑卡，其间距可根据巷道坡度确定。（16）加强井下防灭火工作，禁止井下内因、外因火灾引爆瓦斯。井下风筒、胶带、电缆等非金属制品，均采用取得“MA”标志并有阻燃和抗静电性能产品。（17）管路尽量沿回风巷道布置，避免当抽采设备或管路发生故障时，管路内的瓦斯流入采掘工作面及机电硐室内。第五章劳动组织和主要技术经济指标第一节作业循环一、作业方式工作面采用“三.八”作业制，“二班采煤，一班准备”的作业方式进行组织作业。二、循环作业1、正规循环作业图表，（详见：正规循环作业图表）。2、采煤司机必须严格按照循环作业图表和劳动组合组织工作面的正规循环作业，严禁减少工序或在工序与工序之间不按规定作业，严禁违章蛮干等行为。3、回采工艺流程：工作面作业工序循环：移镏，截煤→打眼、放炮→攉煤回柱、支柱、充填，即工作面采用“见四回一”循环作业。攉煤时，攉煤工必须16人一个单面，必须做到边攉煤边支护边充填，随时敲帮问顶，严禁只攉煤不掺支柱或为方便而抖柱空顶作业，且联保人员作业时距离不得超过2m。攉煤前，攉煤工必须把伞檐和底炭刁净并将其敲烂、敲碎，严禁将块度最大直径大于150mm的煤炭和矸石攉上刮板输送机。4、上、下护巷砂带以及控顶距超过作业规程规定时，工作面严禁强行进刀截煤。5、工作面初采期间，采煤车间必须严格按照采煤工序执行，严禁未经过共同会审修改后《1121采煤作业规程》采取任何平行作业。第二节劳动组织工作面采用“三.八”作业制，“二班采煤，一班准备”的作业方式进行组织作业。（见劳动组织表）劳动组织表（单个采面）工种班次合计主要工作任务备注早中晚打眼工224打眼、装药、放炮、运送炸材放炮工112瓦检员224瓦斯检查攉煤支护工161632攉煤、回柱、支柱、充填开溜工224皮带司机112移溜工224清理浮煤、移溜割煤司机224巷修工66运材料、两巷维修、两巷文明生产电钳工1124值班员1113负责当班工作组织，安全生产安检员1113负责当班工作组织，安全生产矿领导1113督促安全检查，处理隐患合计32329751、工作面出勤率90％计算，则在册人数为：83人2、工作面实行“三.八”作业制：早班人数32人、中班人数32、夜班人数9人，最大班作业人数32人（一个对拉工作面两翼人员合计）。以上采煤工作面最大班作业人数符合《四川省小煤矿安全生产基本要求》规定“最大班作业人数不超出24人”。第六章主要技术经济指标第一节主要技术经济指标序号项目单位指标1工作面斜长（平均）m2852工作面走向长m1903煤层厚度m0.84采高m1.55容重t/m31.406煤层生产能力t/m21.407采面回采率%968循环进度m1.29昼夜循环个数个110循环率%9011循环产量t459.6412平均日产量t/日459.6413平均月产量t/月12410.2815在册人数人8316出勤人数%7517出勤率%9018回采工效t/工/日5.53第二节煤质管理一.煤质指标提高块煤率，块煤率达40%；减少矸率，减少煤炭外来灰份。二.提高块煤率、减少矸率的措施1.提高工作面的工程质量，杜绝冒顶事故的发生。2.攉煤时加强督促，认真选矸。3.及时挂梁护顶，维护好顶板，防止掉漏。4.严格控制放炮炸药量，提高块煤率；尽可能做到多打眼放小炮。5.严格执行“三选，四不上”制度。加强顶板管理，防止顶板垮塌，截煤时尽量少伤害顶板和底板。攉煤工、刮板机司机必须加强选矸工作，禁止将大于200mm的矸石进入溜槽内；做到停镏停铲、勤选矸（砂）。6.及时把机头、机尾超前缺口和构造冒落矸石甩向采空区，坚持放炮后选矸、攉煤选矸，停溜选矸，防止矸石装入煤仓。7.遇软底垫机截煤，过破碎带开采矸石，分装分运。8.严格执行矿煤质管理方面制度。第三节采煤机采煤产品与截煤机掏槽采煤产品比较1、经过试生产滚筒刨煤机采煤与现在截煤机掏槽采煤比较：采煤机生产全部是末煤，几乎没有块煤，综合发热量在3000kc左右，销售价200元/t，且市场空间很小；通过截煤机掏槽采煤试生产，块煤率在20-25%、末煤率75-80%，综合发热量在4500kc，综合销售价260元/t，且市场空间大。2、采煤成本比较：3、企业现状：企业经过5年的整改建设，投入资金量大，因此采煤机生产的煤炭不能满足市场需求，企业面临严重生存问题。4、为了迎合市场需求、保证安全生产需要，现在暂时选择截煤机掏槽采煤。第七章安全技术措施第一节一般规定安全制度和措施1、机电设备包机制加强设备的维护保养制度对该上架的设备及时上架，严禁放在地上或有淋水、危帮等不安全地点，保护好设备的清洁卫生，做到专人管理，输电路线必须悬挂，严禁乱丢乱放，对已坏设备要及时修理，严禁带电检修和搬迁电气设备，设备要做到“三大保护”，输电线路做到“八无”。定期清扫电气设备上的粉尘，在开关、电机等电器达上防淋水的不燃材料。2、巷道维护修理制严格巷道维护管理制，工作面与机巷上出口20m范围内、工作面与回风巷20m范围内必须加强超前支护，柱距1.20m、顶梁铰接牢固，防倒柱措施可靠，无片帮、危顶现象，对已泄压（失效）支柱必须立即更换；运输巷道宽为2.0m，巷高不得低于1.8m，保证通风和行人；风巷宽为2.0m,巷高不得低于1.8m；均采用锚干加钢筋梯支护。3、工程质量验收制严格工程质量，必须达到“四直、一实、一平、两畅通”