鑫源煤矿西翼采区设计

编制人：喻刚福2鑫源煤矿西翼采区设计会审表技术签字：2013年3月日调度签字：2013年3月日通风签字：2013年3月日机电签字：2013年3月日生产安全签字：2013年3月日矿长签字：2013年3月日有a有a3 5 6 6 7 鑫源煤矿西翼采区设计4 第二节、顶板管理 第四节、防治水 第五节、运输 第七节、其它 第十章、劳动组织及经济指标 5鑫源煤矿西翼采区设计(二)、其他采矿许可证号：6500000832614开采深度由2180m-1700m标高；书》2004年10月；煤层采煤方法设计说明书》2009年4月等。奖6第一章、矿井概况第一节、地理位置及气象一、地理位置：鑫源煤矿位于拜城县城东北45Km天山南麓，库拜盆地二、矿区地理坐标：东经82°14′15”、北纬42°07′09”。1、矿井范围拐点坐标表直角坐标地理坐标XY1313′38”0707′12”1414′46”0707′03”1313′37”0707′06”三、交通：矿区在307省道自西向东从拜城县城穿过，西在温宿县的玉尔滚与314国道相接，可以通往阿克苏、喀什等地，东在拜城县的夏马力巴克与217(独库公路)省道相接，可以通往库车、伊犁等地，从煤矿向南到拜城县的公路48公里在克孜尔乡与307省道相接，交通方便。夏季凉爽，昼夜温差较大，历年平均气温7.4℃,年最高气温为37.4℃,年最低气温为-32℃,年平均降水量94.9mm,一次最大降水量发生在2002年7月23日达到19.6mm,蒸发量达1538.2mm,全年日照达1564小时，无霜期为167天，每年12月到翌年3月为冰冻期，最大冻土深1m,春季多北风；7月中旬至下旬为雨季，有暴雨降落，造成山洪爆发，矿区鑫源煤矿西翼采区设计7五地震：矿区位于天山活动带附近，地震活动频繁，从1947年至今在矿区附近曾发生过4次强烈地震，震中距煤矿区80～200Km,震级6.25~区划分，该区属于7度烈度区。第二节、井型境界五”结构调整规划》拜城县改扩建矿井，改扩建规模为9万吨/年，矿井改扩建工程项目已于2009年5月通过上级行业主管部门验收，取得远景资源量氧化带合计332/总量(X)氧化带合计00A₆0000081层，岩性为粉砂岩，厚度0～3.0m,平均厚度0.64m,自西向东变薄在梅斯布拉克煤矿四号井立井处消失，结构简单，煤层变异系数1.7%,可采系数1,煤层顶底板均为粉砂岩，属于全区可采稳定煤层。2、As煤层：根据煤矿开采和钻孔资料，煤层厚度1.4～1.7m,结构简单，煤层变异系数2.9%,可采系数1,煤层顶底板均为粉砂岩，属于简单，煤层变异系数11.2%,可采系数1,煤层顶板为厚层状砾岩、含序岩石名称A,煤层伪顶为0.1m左右的黑炭质泥岩，直接顶为岩石岩石老顶为白色研质页岩夹粉砂岩.A煤层岩石媒岩石岩石岩石黑色的矸质泥岩若石煤层直接底为黄色矸页岩，老底为白色砂岩.煤层暗亮色.岩石岩石岩石As煤层直接顶为白色砂岩，厚度0.5m左右.A₃煤层煤层暗亮色，直接底为黄色矸页岩，老底为砂岩含砾粗砂岩.鑫源煤矿西翼采区设计9简单～较简单，煤层变异系数2.0%,可采系数1,煤层顶底板均为粉砂5、A,煤层：根据钻孔资料煤层厚度1.6～1.2m,结构简单，尖灭地29.02%,在25～40%之间，为富灰煤；A₃、As、A₇加权平均值为17.81~3、挥发分产率：各煤层挥发分产率加权平均值在27.06～30.74%,号1/3JM焦煤；A₆25JM;A₉煤层属于低灰、特低硫、特低磷、高发第三节、地质概况形坡度一般在5°~40°之间，海拔高度2115～2200m,相对高差85m,1、矿区向南倾斜的单倾构造(与区域构造方向一致),地层走向近东西，地层倾向178°~184°,地层倾角在80°~89°之间，为急倾该断层在矿区范围延伸300m左右，断层面倾向东92°左右，倾角85°左右，平推断距21m,上盘(东)向北平移21m,梅斯布拉克煤矿四号鑫源煤矿西翼采区设计三、地层：鑫源煤矿位于库-拜煤田拜城县东矿区的中部，中新生界地层发育齐全，出露程度好，见地层综合柱状附图1。3、矿区地层划分表界系统群组段全新统(Q₄)古始新统(E)库姆格列木群(Ek)界白系上统(K)下统(K)巴西改组(Kb)舒善沟组(Ks)亚格列木组Ky)侏罗系上统(J₃)喀拉扎组(Jk)84.95-182.17齐古组(J₃q)中统(J₂)克孜努尔组J₂k)下统J)阳霞组(Jy)阿合组(Ja)上段(Jd)下段(J₁d)塔里奇克组(J₁t)上段(J₁t)下段(J₁t)系上统T)郝家沟组(Th)黄山街组(T;hs)中统(T₂)层以西有老窑，遇F1断层停止采掘，留老窑和断层隔离煤(岩)柱。契契走向(°)倾角(°)倾向(°)对采掘影响无接受地表水和大气降水补给，透水性强，矿区A₃煤层塌陷坑可见该层2、侏罗系下统阿合组基岩裂隙水、孔隙水含水层(H₁):该含水层位发育而成，一组北东向40°左右比较发育，为张性，裂隙间距较大5~计裂隙率达0.3～0.5%,单位涌水量0.0154～0.0163L/S,渗透系数为3、侏罗系下统塔里奇克组基岩裂隙水、孔隙水含水层(H₂):该含水鑫源煤矿西翼采区设计层由侏罗系下统塔里奇克组地层组成，岩性由粗砂岩、含砾粗砂岩、砾岩、细砂岩、粉砂岩、泥岩和煤层组成，平均厚度237.54m,其中含水组为构造裂隙，由“X”节理发育而成，一组北东向40°左右比较发育，为张性，裂隙间距较大5～10m,另一组北西向315°左右不发育，闭合型。这两组裂隙在脆性较强的粉砂岩、细砂岩、煤层中最发育，形成地下水的通道，对煤矿地下水产生影响，第三组裂隙为风化裂隙，顺岩层层面，由于各种岩层以互层形式出现，因此裂隙大多被泥质成分所充填且延伸较浅10～20m,水文地质意义不大；据观测统计裂隙率小于0.1%。结合小煤窑调查和克孜尔煤矿三号井以北泉S₂(Q=0.05L/s)流量，另据东矿区梅斯布拉克详查勘探区在该层位的抽水试验资料，单位涌水层大部分位于侵蚀基准面以上，基岩裂隙较发育，接受第四系潜水、大气降水、融雪水及部分地表水补给，由于补给量有限，地下水多以静储二、隔水层：三叠系上统郝家沟组隔水层(G₁),该隔水层由浅灰色一深厚度大于131m,岩石泥质成分高、裂隙不发育，可视为相对隔水层。范围内尚未发现较大的断层存在，仅在矿井中部存在一条小型平移断层f,该断层地表出露清楚，断层面倾向近东向，倾角85°左右，平移断距21m,尚未完全切断G₁隔水层与矿区北部三叠系其它含水层发生水力联系，梅斯布拉克四号井东巷在掘进中遇该断层未发现断层导水；从断层力学性质分析，该断层形成是地层受到南北向(纬向构造带)的压应属于压性结构面，挤压破碎带宽度较小，另外由于矿区北部G隔水层的强大隔水作用，使本矿区与其北部补给区含水层无水力联系，矿区煤层大部分位于侵蚀基准面以上(喀拉苏河床标高1745m,为当地侵蚀基准面，煤层储量计算最低标高1700m),因此地下水补给缺乏，岩层富水性差，层大部分位于当地侵蚀基准面以上，地下水主要接受大气降水、融雪水和第四系潜水补给，地下水则以顺层形式自西向东运移；在深切的沟谷日排水量225m³左右，故将矿区水文地质条件划为二类一型，即以裂隙五、煤层顶底板基岩裂隙水：通过以往钻孔揭露、现有生产矿井及老窑调查，现已证实煤层顶底板均有含水层存在，由于受隔水层的影响各含水层之间的水力联系极其微弱，从目前生产矿井开拓情况看矿坑主要充六、地表洪水：矿区煤系地层多由软弱的泥岩、炭质泥岩、泥质粉砂岩构成，经风化后形成低洼负地形，煤层露头多位于低洼的冲沟之中，由于浅部煤层大部分已采空，沿煤层露头断断续续分布有一些塌陷坑和裂缝，降雨后地表水易汇集于冲沟之中，通过塌陷坑通道进入矿井，造成八、矿井涌水量：正常涌水量150m³/d,最大涌水量170m³/d。第四节、开采技术条件×1.8/20,电动机型号JR138-8,功率245KW,提升容器为KFV1.1-6型根据地质报告矿井正常涌水量为225m³/d,最大涌水量为257m³/d,×4三台离心泵，其中一台运转，一台备用，一台检修；排水无缝钢管五、井下供电：由地面变电所10KV和G12V190-1000KW柴油发电机备用荷用电，井下低压配电采用矿用隔爆型配电设备，低压配电电缆选用七、瓦斯等级根据新疆通安工贸有限责任公司2011年对矿井所采煤层的煤样分析鉴定报告：4、A₉煤层的煤尘火焰长度≥为100mm,煤尘具有爆炸性，属Ⅲ类不鑫源煤矿西翼采区设计第二章、开采方案设计说明书》2009年4月，As、A、A₇和A₉煤层按《初步设计》选择掩B00切眼，阶段垂高为30m,斜长约为54m。收尾通风眼联络款收尾溜煤眼伪斜柔性掩护支架B(三)、仓储式采煤方法，简称方案3。继续按东翼以前采用伪斜柔性掩护支架炮采采煤方法。A₉煤层东翼掘进探煤巷出现几处煤层尖灭，掩护支架采煤方法适用于煤层比较稳定，过煤层尖灭地段需要回采岩石方能进入煤层，回采矸石量较大，也影响煤炭质量，初选按A₇煤层伪斜柔性掩护支架炮采采煤5、掘进工程量比较表序号方案1方案21平巷+2080m水平180m,+2065m水平2小眼3开切眼困难，为斜巷，长度约为54m。4难度5工序6维护+2080m水平运输巷开切眼+2080m水平回风巷+2080m水平回风石门+2065m水平运输巷溜煤眼通风眼+2050m水平主运输石门联络巷开切眼煤仓+2065m水平回风巷联络巷开切眼煤仓联络巷开切眼+2050m联络巷开切眼+2050m水平As-Ao运输石门开切眼尾巷小眼联络巷收尾眼序号比较方案1方案21安装少，3副轻型液压支架。较长。2搬运安装后，无搬运。3劳动强度支架自移，劳动强度小。人工劳动，强度大。4搬家搬家快。工期长。5机械化6工艺技术先进。较差。7安全性较高，平巷支护。较小，斜巷支护。序号比较方案1方案21行人方便，工作面为平巷困难，工作面为斜巷。2运煤快，工作面为刮板机。慢，多为人工擢煤，搪瓷溜槽溜煤。3运料方便，工作面为平巷。4排矸煤和矸石分开。斜巷，工作面煤矸无法分装分运，影响煤质。5通风6排水平巷水沟排水。斜巷工作面无排水沟。7供电工作面有刮板机。无。8通讯安装在工作面附近，联系容易。安装在工作面上下巷道，联系困难。其它比较表序号比较方案1方案21管理容易，人员集中。困难，人员分散。2定员3产量4作业安全人员在同一斜巷作业，飞煤飞石5煤柱损失6回采率较小。按以上比较，A₃煤层选择方案1轻型液压支架放顶煤。继续按东翼As煤层以前使用伪斜柔性掩护支架炮采采煤方法，不作方案比较达到可采煤层时，按A₅煤层伪斜柔性掩护支架炮采采煤方法，不作继续按东翼A₇煤层以前采用伪斜柔性掩护支架炮采采煤方法，不作第三章、采区布置在F1断层以西约为20m有梅斯布拉克老窑，该老窑开采标高为+2049m水平，与现矿井生产水平低于1m;根据梅斯布拉克老窑和矿井遇F1断层停止开采，留老窑岩柱20m。计开采最大长度为256m,遇F1断层停止开采，留老窑岩柱20m。石门为界，西翼A₇煤层采区划分为单翼开采，开采标高设计为+2050m计开采长度575m。窑的长度为605m,A₇至A₉煤层层间距为7m,留隔离煤柱30m,实际设计为急倾斜煤层的坡度80°~89°,A₃至A₅煤层层间距为14.5m,7.8m,近距离煤层相互影响较大，设计为同时开采。断层估算剩余最大长度约为256m,根据老窑情况和掘进工程量少，采掘接续较快等因素考虑，加上急倾斜煤层坡度80°~89°,层间距为3、A₇和A₉煤层到克孜尔老窑距离30m停掘，掘进工程量较大，长度约为575m;计划为后期开采，A₁至A₉煤层层间距为7m,层间距较近，从+2050m水平掘进小眼与+2080m水平贯通作为通风和溜煤，再掘进4、西翼A₆煤层：掘进巷道布置方式同As煤层。第三节、采区参数设计回采平均长度均为170m,5、从+2050m水平运输石门留煤柱到F1断层为界，留上部煤柱高度为7.5m,下部开采标高确定为+2050m至+2059m水平。+2080m水平回风石门开切眼+2080m水平回风巷+2065m水平运输巷溜煤眼通风限+2050m水平主运输石门开切眼+2065m水平回风巷开切眼+2050m水平运输巷+2050m水平回风巷材料上山煤仓联络巷+2050m水平Aj-Ao运输石门鑫源煤矿西翼采区设计开切眼收尾眼收尾眼通风眼设计为掩护支架炮采采煤方法，+2050m水平至+2080m水平设计回采平均长度为575m,留克孜尔老窑煤柱长度30m,设计垂高为30m。在+2050m和+2080m水平留石门停采线煤柱长度均为15m。6、A₇煤层巷道布置图+2080m主回风石门+2080m水平回风巷开切眼+2050m水平运输巷r收尾眼2050m主运输石门通风眼耳+2050m水平Aj-As运输石门1、按目前探煤情况有几处尖灭，掩护支架开采适应与煤层比较稳定，初选为掩护支架炮采采煤方法，东翼+2050m水平至+2080m水平设计回采平均长度为295m。2、西翼A₉煤层+2050m水平至+2080m水平设计回采平均长度为785m,3、在+2050m和+2080m水平留石门停采线煤柱长度均为15m。7、Ao煤层巷道布置图+2080m主回风石门开切眼+2050m水平西运输巷收尾眼+2080A-A石门收尾眼(一)、+2080m水平(见巷道布置附图7)1、从+2080m水平主回风石门算起，向西掘进运输巷长度为190m,坡为+5%,断面为梯形，9#工字钢支护，净断面高度为2.1m,下宽为2.8m,上宽为2.0m,净断面为5.0m²,为边探边掘。3、从联络巷开始顺顶板掘进+2080m水平回风为+5%,巷道为梯形，9#工字钢支护，净断面高度为2.0m,下宽为1.6m,上宽为1.0m,净断面为2.6m²。安装ZF2800/15/24F型放顶煤液压支架。5、在+2050m水平运输巷81m掘进溜煤眼和通风眼，与+2080m水平净断面长度和宽度为1.2m,净断面为1.5m²。巷道断面特征围岩分类巷道断面(m2)掘进宽度(mm)掘进高度(mm)壁厚(mm)净掘每米巷道工程量及材料消耗围岩分类9号工字钢木料(m3)水沟(m)铺轨(m)巷道基础梁(m)间距(m)(二)、+2065m水平水平的斜长约为53m,断面为梯形，9#工字钢支护，净断面高度为2.1m,下宽为2.8m,上宽为2.0m,净断面为5.0m²;主要为该水平的行人、支在+2050m水平主运输石门以里6m处，掘进煤仓，煤仓为正方形，木垛支护，净断面长度和宽度为1.5m,净断面为2.2m²。3、从掘进材料上山向西掘进运输巷、回风巷等同+2080水平。鑫源煤矿西翼采区设计度为265m,其它同+2080m水平。1、从+2050m水平A₃煤层运输巷长度为48m,向顶板(南侧)掘进A₃-A₉煤层运输石门，揭露A₉煤层长度约为63m,坡为+3%,断面为梯形，9#工字钢支护，净断面高度为2.1m,下宽为2.8m,上宽为2.0m,净断面为5.0m²。2、从+2080m水平A₅煤层回风巷长度为18m,向顶板(南侧)掘进A₅-A₉煤层回风石门，揭露A₉煤层的长度约为43m,坡为+3%,巷道为梯形，9#工字钢支护，净断面高度为2.1m,下宽为2.6m,上宽为1.8m,断面为4.6m²。西翼A₅煤层采用伪斜柔性掩护支架炮采。1、从+2050m水平主运输石门向西掘进运输巷的长度为256m,断面为梯形，坡为+5%,9#工字钢支护，净断面高度为2.1m,下宽为2.4m,上宽为1.8m,净断面为4.4m²,边探边掘。2、从+2080m水平主回风石门向西掘进回风巷的长度为190m,断面为矩形，坡为+5%,锚网支护，锚杆直径为Φ16mm,长度为1600mm,树脂锚固剂MSCKQ2830型，铁托板规格为120mm×120mm×5mm,木托板规格为300mm×300mm×30mm,间排距为800mm×800mm,煤层松软或遇地质构造加钢带支护，净断面高度为2.1m,宽度为2.2m,净断面为4.5m²。巷道断面特征国岩分类掘进宽度(mm)壁厚(mm)净掘每米巷道工程量及材料消耗围岩分类掘进体积(m3)9号工字钢木料(m3)水沟(m)铺轨(m)巷道基础小线钩降尘管 [围岩 围岩分类水沟轨道何距(mm)度了根道何距(mm)度了根}贯通，坡度为25至30°,设计长度为50m,断面为矩形，锚网支护后净高为2.1m,宽度为1.6m,净断面为3.3m²。(一)、东翼巷道布置为295m,断面为梯形，坡为+5%,9#工字钢支护，净断面高度为2.1m,下宽为2.8m,上宽为2.0m,净断面为5.0m²,为边探边掘。上宽为1.8m,净断面为4.6m²,为边探边掘。护，净断面长度和宽度为1.2m,净断面为1.5m²。高为2.1m,宽度为1.6m,净断面为3.3m²。鑫源煤矿西翼采区设计0小线钩风筒分类国岩水沟水沟分类巷道间距(mm)排距(mm)长度(mm)0为575m,断面为梯形，坡为+5%,9#工字钢支护，净断面高度为2.1m,下宽为2.8m,上宽为2.0m,净断面为5.0m²,为边探边掘。上宽为1.8m,净断面为4.6m²,为边探边掘。护，净断面长度和宽度为1.2m,净断面为1.5m²。装高为2.1m,宽度为1.6m,净断面为3.3m²。序号巷道名称断面形式支护形式坡度断面工程量(m)煤巷岩巷半煤巷小计1+2080m水平A₃运输巷梯形工字钢2+2080m水平A₃回风巷梯形工字钢3A₃煤层材料上山梯形工字钢4+2065m水平A₃运输巷梯形工字钢5+2065m水平A₃回风巷梯形工字钢6+2050m水平A₃运输巷梯形工字钢7+2050m水平A₃回风巷梯形工字钢8+2050m水平运输石门梯形工字钢9+2080m水平回风石门梯形工字钢+2050m水平A;运输巷梯形工字钢+2080m水平A₅回风巷矩形锚网开切眼矩形锚网+2050m水平A₇运输巷梯形工字钢+2080m水平A₇回风巷梯形工字钢开切眼矩形锚网+2050m水平A₉运输巷梯形工字钢+2080m水平A₉回风巷梯形工字钢开切眼矩形锚网鑫源煤矿西翼采区设计序号煤层名称工程量工期第一年第二年246824681A₃煤层52石门13As煤层24A煤层5A₉煤层Q可=A₃+A₅+A₇+A₉=41779+9945+49391+47904=1490191、开采平均走向长度170m,煤层平均厚度为8.1m,煤的容重为1.45t/m³,从上到下分三个水平分层开采，按支架高度的1:3计算每个分层采高为7.5m,采高总和为22.5m,留隔离煤柱高度7.5m,按工作面采出率93%计算回采煤量，见储量计算附图3:=170×22.5×8.1×1.45×93%=41779吨工作面服务年限=(可采长度/设计月推进长度)=170/30=5.7(个月)每天推进0.6m,每月正常生产按25天计算。1、开采平均走向长度165m,煤层平均厚度为1.5m,煤的容重为1.41t/m³,+2050m水平至+2080m水平采高为30m,按工作面采出率95%计算回采煤量，见储量计算附图4:工作面服务年限=(可采长度/设计月推进长度)=165/120=1.4(个月)每天推进4.8m,每月正常生产按25天计算。=4.8×30×1.5×1.41×95%=289吨1、开采平均走向长度575m,煤层平均厚度为2.2m,煤的容重为计算回采煤量，见储量计算附图5:工作面服务年限=(可采长度/设计月推进长度)=575/90=6.4(个月)每天推进3.6m,每月正常生产按25天计算。=3.6×30×2.2×1.37×95%=309吨重为1.38t/m³,+2050m水平至+2080m水平采高为3工作面服务年限=(可采长度/设计月推进长度)=870/120=7.3(个月)每天推进4.8m,每月正常生产按25天计算。回采率=4.8×30×1.4×1.38×95%=264吨第四章、采煤方法第一节、采煤工艺(一)、工艺流程：安全检查→开帮爆破→支护检查→出煤→移架→支(二)、爆破开帮炮眼布置1、工作面开帮炮眼分为三层，每循环开帮共计布置炮眼为15个，择两个循环布置炮眼深度为1.2m,放炮后，处理顶板伸出前护帮板支护工作面顶板或煤壁，移两次架和移两次溜，移到位为1.2m,不得超过最2、以前掘进坡度为+5%,现工作面推进为反方向，应卧底为-5%0,长度为1.4m,钻进深度达到1.2m时，在炮眼内推拉几次钻杆，清理干净钻孔内煤(岩)粉，确保顺利装药，采用向炮眼口排水灭尘。5、从运输巷与工作面开帮煤壁算起，在1.5m处布置第1个炮眼，距离底板的高度为0.5m,间距均为0.8m,深度均为1.3m,炮眼向运输布置为5个，煤矿许用二级炸药为1节(300g),煤矿许用瞬发雷管16、第二层炮眼距离底板高度为1.2m,炮眼布置为平行，与工作面垂直，深度均为1.2m,炮眼为5个，装药量为半节(150g),爆破后，采7、上层炮眼距离底板高度为1.9m～2.0m,间距均为1.5m,深度均为1.2m,炮眼为5个，炮眼平行于顶板，装药量为半节(150g),爆破后，每个循环采用风镐或十字镐对煤壁将顶板挖平直平整，高度达到2.1m～2.2m,工作面与两巷垂直。8、瓦检员负责瓦斯检查工作，按瓦斯巡回检查路线每班至少检查3次，严格“一炮三检”和“三人连锁”放炮制度。序号炮眼名称眼深角度(°)单孔装药量封泥长度(m)联线方式起爆顺序水平垂直倾角节g底眼02串联I正向装药二层炮眼001三层炮眼001Ⅲ预裂炮眼0强制放顶0V煤的普氏系数f断面工作面涌水情况预计1.8m³/n,主要是采空区水。工作面瓦斯情况掏槽方式斜眼/个5循环进度m炸药种类级二级煤矿许用乳化炸药秒煤矿许用瞬发炮眼利用率%炸药消耗量雷管消耗量(三)、预裂爆1、在运输巷和回风巷距离工作面为5m,在巷道内呈扇型布置两巷预裂爆破炮眼松动煤层，炮眼深度一般为6.6m,在两巷每间隔2m,布置12、第1炮眼距离巷道底板高度为0.5m,第2炮眼距离第1炮眼高度为1.5m,向工作面(西侧)仰角为85°。3、第3炮眼在煤柱内向工作面(西侧)仰角为85°。煤矿许用瞬发雷管2发，间隔分段装药，各段装药5节，雷管1发，每段长度均为3.3m,各段装药后，装水炮泥和黄泥封堵炮眼长度为1.5m,雷管脚线采用放炮线连接达到长度；在交接班时1次性起爆，全部人员1、A₅煤层在A₃煤层顶板侧，A₃-As煤层层间距为14.5m。布置第2组强制放顶炮眼，随着采煤工作面回采推进，依次类推，达到强制放顶炮眼深度均为12m,向工作面(西侧)仰角为85°,第1炮眼距第3炮眼在巷壁上高度为1.8m,仰角为65°。第4炮眼在巷壁上高度为2.0m,仰角为75°。7、正向爆破，装二级或以上煤矿许用乳化炸药，每个炮眼装药为6.0Kg,煤矿许用瞬发雷管为4发，间隔分段装药，各段装药10节，每间隔5节炸药装雷管1发，每段长度均为6m,各段装药后，装水炮泥和煤(岩)粉，确保装药不造成卡堵；防止煤(矸)进入炮眼，采用一个角为75⁰~80°,深度为1.0m,间距为1m,每循环布置炮眼长度为6m,炮眼为5个，工作面布置地沟炮眼采用分段式9个循环。支架的顶、底板为0.2m,在地沟两侧向下俯角为75°~80,深度为1.0m,间距为1.0m,排距为1.6m,每循环布置炮眼长度为6m,炮眼数为10个，避免工作面爆破落煤堵塞通风断面，采用9个循环分段式打眼爆破，装药炮眼必须1次串联起爆。说明表11。8、瓦检员负责瓦斯检查和放炮安全监督，按瓦斯巡回检查路线每班9、放炮前，由班(组)长亲自在+2080m水平回风巷，距离工作面放11、在+2050m水平A₇煤层运输巷距离放炮地点至少75m,由放炮员采用FD100型发爆器放炮。序号(个)炮眼(个)眼深间距角度()装药量封泥长度(m)联线方式起爆顺序水平垂直俯角节g15001串联I正向装药20075°~80°%1煤的普氏系数f工作面涌水情况预计1.8m³/n,主要是采空区水。工作面瓦斯情况掏槽方式斜眼/个1循环进度m炸药种类级二级煤矿许用乳化炸药秒煤矿许用瞬发炮眼利用率%炸药消耗量雷管消耗量3(三)、强制放顶1、As煤层南侧为A₆煤层，As至A₆煤层间距为7m。6m,布置第1组强制放顶炮眼，强制放顶形成空间后，距离强制放顶面为1.5m,布置第2组强制放顶炮眼，随着采煤工作面推进，依次类推，达到顶板自行冒落为止，悬顶达到两个循环为1.6m,及时强制放顶，强制放顶炮眼深度均为12m,向工作面(西侧)仰角为85°。第4炮眼在巷壁上高度为2.0m,仰角为75°。8、正向爆破，装二级或以上煤矿许用乳化炸药，每个炮眼装药为6.0Kg,煤矿许用瞬发雷管为2发，间隔分段装药，各段装药10节，雷部人员撤离到地面，由班(组)长向调度室报告和通知放炮，严格执行13、放炮后至少等30分钟，由班(组)长、放炮员和瓦检员一同从不得提前进入井下接班，放炮安全后，由班(组)长向调度室报告，调煤仓，+2050m水平漏斗放煤装KFV1.1-6型矿车，由CTY5-690(B)型电(1)、由于溜煤眼被刮板机卸载的煤(矸)碰撞，围岩被砸疏松冒落，上铺设9#工字钢。(3)、在底板上铺设9#工字钢，采用G10L型风镐或十字镐卧底深度为0.3m,煤(矸)擢入溜煤眼内；从溜煤眼中对中算起，在每一端卧底长度至少2.5m,卧底总长度至少5m,底板挖平直平整。(4)、在溜煤眼上方每间隔不得大于0.4m,摆放平整4根9#工字钢长度至少5m,顺煤层走向摆放在溜煤眼两侧实体长度至少2.0m。鑫源煤矿西翼采区设计也可根据实际确定，将方木采用12#铁丝捆绑稳固在工字钢上。(2)、机头安装DZ22-30/100单体液压支柱压柱或地锚，机尾在采空(3)、在机头和巷道不得大于30m设置回煤坑，深度为0.5m,长度为0.6m,宽度为0.2m;为行人安全，在回煤坑上方盖木板，规格根据实际清理干净巷道和回煤坑浮煤(矸),确保能顺利行人，不拉回头煤。(6)、为防止放煤的煤(矸)大量涌出超出刮板机的运载能力，在机尾段盖方木，方木规格为1.6m×0.15m×0.15m,在巷道两侧采用煤(矸)上，采用圆木或工字钢横担三根，从刮板机槽算起高度为0.8m、1.1m和1.4m,采用12#铁丝捆绑在端头单体液压支柱上，圆木规格：长度为1.8m,直径中为0.2m。鑫源煤矿西翼采区设计害，放大块煤(矸)压住撬棍，为安全起见，立即撒手扔下撬棍，撤退到后方安全地点，不得继续拽拉撬棍，防止滚落煤(矸)砸伤。(3)、放煤口遇大块煤(矸)卡堵不溜煤，采用合适长度的钢钎(3.5m和2m钢钎)处理，严禁瓦斯超限爆破和进入采空区处理；只有经瓦检员现场检查瓦斯浓度超过0.5%,通风良好，确认安全后，方可对大块矸石打眼爆破，炮眼最小抵抗线至少0.5m,深度至少0.6m,装煤矿许用不低于3级含水乳化炸药1节和1发瞬发雷管，装水炮泥和炮泥封填满(4)、放出煤(矸)不应超过SGB620型40KW刮板机的运载能力，上复遮盖机尾段，为缩短尾部刮板机，采用煤(矸)垫高高出刮板槽至少0.2m,在方木上掩盖0.2m厚度的煤(矸),防止放炮落煤(矸)压死刮(5)、放出大块煤(矸)应停机使用风镐或十字镐破碎，长度不得超过0.3m,宽度不得超过0.2m,其它支护材料应及时拣出，防止锚杆绞(6)、向刮板司机发送信号为1停、2开、3倒转，主叫方待被叫方(3)、在HSZ型5吨挂吊葫芦前，支架工先检查单体液压支柱，达到初撑力至少90KN,防止拽倒支护。鑫源煤矿西翼采区设计(1)、为防止大块煤(矸)进入溜煤眼造成堵塞事故，在上方安装正接制作，边框规格为1.5m×1.5m,内框规格为0.15m×0.15m,或根据(2)、防坠网安装在溜煤眼上方木垛上，采用12#铁丝固定可靠；安(3)、为达到防止人员坠落，将所有溜煤眼采用运输的煤(矸)充填煤(矸)。(4)、打开漏斗放煤，矿车装满煤(矸)随即关闭漏斗。(5)、矿车内高出煤(矸)应使用耙子扒平，煤(矸)掉如巷道内影响推车，也容易掉道，巷道内浮煤(矸)随时清理干净。11、+2065m水平煤(矸)运输路线：采煤工作面→+2065m水平运输巷→材料上山→转载煤仓→+2050m水平煤仓处漏斗放煤装车→+2050m破落煤(矸)人工擢入搪瓷溜槽内或落煤自溜到下部溜煤眼，+2050m水2、煤(矸)运输、材料运送和入井人员行走路线不详细叙述，应根2、掘进两巷坡度为+5%,工作面回采为反方向，每循环开帮坡度为-5%,卧底后，轻型支架顶梁与运输顺槽的原工字钢梁平行为宜，支架顶梁与顶板支设平行，俯角为-3%至-5%,不得有仰角。不漏大块煤(矸),开帮敲帮问顶到达安全后，降前立柱的高度和收回前护帮板，在支架顶梁上铺设1张锚网将支架上锚网连接成整体，锚网宽度为1m,长度为10m,全覆盖在支架上至两巷壁高度不得大于1.3m,定，确保煤(矸)不冒落在支架内；始终保持锚网完整，采用合适长度的2/3;支架与支架之间互相平行，均匀排列，不挤、不咬架间空隙不8、立柱注液全承载，支架初撑力为2532KN,不得低于规定值的80%,9、工作面安全出口经常保持畅通，高度不得低于1.8m,宽度不得小10、加强工作面初采初放和收尾的顶板管理，成立以矿长为首的领11、由支架工负责采煤工作面顶板离层监测工作，掌握顶板周期来13、采空区冒落后，地面会产生塌陷坑，由调度室及时安排车辆充煤(矸)窜入工作面，掩护支架空隙大的地点，在顶部背齐全木板，防止煤(矸)坠落伤人。(2)、采用4根直径为Φ28mm钢丝绳，搭接钢丝绳接头在每一端压茬长度至少2m,采用相配套钢丝绳U型卡在两端至少2个，U型卡带螺帽使用扳手至少两次或多次拧紧固，将4根钢丝绳拉紧程度一致固定在支大压板规格为150mm×80mm×10mm,小压板规格为120mm×80mm×10mm,支架安装支架挂在顶帮侧高度为0.4m～0.6m,不得超高或降低，过高顶板暴露面上；同时在顶板侧采用DZ22-30/100型单体液压支柱支设点柱和带木设4根钢丝绳，将钢丝绳固定在掩护支架上，采用钢丝绳、压板、螺栓将支架和钢丝绳固定牢固，联接成一个整体柔性掩护体，4条钢丝绳拉(4)、采用锚网遮盖在支架顶上和12#铁丝拴紧，锚网规格根据实支架上充填煤(矸)达到缓解顶板冒落对支架的直接冲击力，也避免采鑫源煤矿西翼采区设计(5)、为满足作业空间的高度，下端头+2055m水平平巷和上端头+2080m水平回风巷在安装支架前，采用G10L型风镐挖地沟，梯形地沟挖在支架中间，上宽为0.8m,下宽为0.4m,深度为0.6m;挖地沟后达到最小高度为1.4m,最大高度为1.6m;回风巷挖地沟煤(矸)擢入底板侧支架内，尾部平巷煤(矸)擢入小眼，浮煤(矸(2)、为下放掩护支架不挂在底帮上，先出底帮侧煤(矸),将掩护支架落到底板实体，再出顶板侧煤(矸),不得在搪瓷溜槽内作业或行坡度控制在25⁰~30°,堵塞在工作面行人侧浮煤(矸)及时清理干净擢(4)、在出煤(矸)的同时，在顶板侧间距不得大于2.0m,支设1排木帽规格0.4m×0.15m×0.15m,点柱采用DZ22-30/100型单体液压支厚时，为达到作业空间，支架挂在顶板上，高度为0.4m～0.6m,支架放4、支架下放(1)、工作面出煤1次下放落架最小一般长度为1.5m,最大长度不得超过3m。注液达到初撑力为90KN,掩护支架挂顶帮侧高度为0.4m～0.6m停止注(4)、掩护支架高度调整主要采用DZ22-30/100型单体液压支柱注液度为1.3m～1.5m,停止单体液压支柱注液或卸压。到底板实体，注意支架在下放过程中的高度，支架落到高度为1.3m~鑫源煤矿西翼采区设计以及钢丝绳无褶皱、无断捻股现象，1个捻距内断丝达到10%,绳径缩小达到6%,由班(组)长及时安排人员调整支架和更换钢丝绳。易向下倾斜造成间隙过大；为防止冒落煤(矸)造成人员伤害，在支架架，使支架处于危险状态，在下放支架过程中由班(组)长随时检查，拆出，确保行人路线畅通；不使用单体液压支柱和木帽，使用12#铁丝间距不得大于10m,共计设置为5处，设置挡煤(矸)板最大长度为3m,(2)、在设置挡煤板地点从底板支设到支架上，采用方木点柱3根，(3)、在顶板行人侧留设宽度为0.8m,挡板内空间宽度为0.7m。(4)、在底板挖柱窝，深度至少0.3m,或根据实际量取高度确定点柱钉长度100mm,钉稳固木板在点柱上，高度至少1.0m。(6)、在挡煤板下部封口阻挡飞煤飞石，底板留设高度为0.3m溜煤，×900mm,或根据实际确定，将一侧插入掩护支架内，另一侧木板钉在架长度至少5m,在下端头+2055m水平平巷至支架下放眼以里至少0.5m,从采空区按顺序拆出掩护支架，先支设DZ22-30/100型单体液压支柱临(3)、下放支架等材料前，班(组)长安排1人员在+2050m水平运输巷到下放支架眼至少5m的安全地点警戒，(6)、工作面整体沿走向推进0.8m～0.9m为一个循环，不得只采下上，采用12#铁丝捆绑稳固，防止坠落伤人，再下一个循环打眼爆破、(一)、采空区处理为3～4,放顶形成空间达不到随采随冒，悬顶达到2个循环1.6m～1.8m,及时在上端头(二)、围栏设置3、围栏使用木桩，间距为2.0m,木桩长度为1.4m,埋入地下深度为0.4m,木桩夯实稳固，在木桩高度上每间隔为0.3m设置一道报废钢(三)、塌陷区充填鑫源煤矿西翼采区设计地面高度至少0.5m,用铲车压实后，在两侧逐步向中间充填压实，达到(四)、渠沟设置第二节、工作面设备配置和ZBZ-0.4型综保各1台，安装在+2050m水平中央机电硐室。2、BPJ₁-75/660型变频器2台，KBZ-200/600(1140)型总开关1台，XRXTA型乳化液箱1台、BRW80/35型乳化液泵和开关QBZ-80型各2台，架别悬挂平直的距离至少0.1m,垂直度合适；各种缆线每隔100m挂牌管序号设备名称单位1放顶煤液压支架架32端头支护根83单体液压支柱根4铰接梁根5乳化液泵台26乳化液箱台17刮板机台28台29风动煤钻ZQS-30/2.5台2瓦斯传感器台2监控分站台1总开关台1工作面总开关台1刮板机和液压泵开关台2自动切换开关台1甲烷电闭锁台1信号、照明保护ZBZ-2.5台1部4辆电机车辆2变频器台2备一台小绞车台1自救装置台2回柱绞车台1鑫源煤矿西翼采区设计刮板机和开关+2080m水平主回风石门工作面+2080m水平回风巷工作面各类通风传感器工作面刮板机和开关工作面+2065m水平回风巷工作面刮板机和开关工作面溜煤眼通风眼+2050m水平主运输石门溜煤眼刮板上山刮板上山煤仓T煤仓联络巷T动切换开关煤层：不安装刮板机，其它略同A₃煤层，工作面设备配置应在作业规程详细叙述。16、工作面设备配置表序号设备名称单位数量备注1掩护支架多边形架2钢丝绳m3单体液压支柱根4铰接梁根5乳化液泵台2备一台6乳化液箱台17台2备一台8风煤钻ZQS-30/2.5台2备一台9甲烷传感器台4井下监控分站台1总开关台1液压泵开关台2信号、照明综保台1部5辆电机车辆2备一台压风和供水施救装置台2变频器台2备一台回柱绞车台1第五章、顶板控制工作面支护选用ZF2800/15/24F型放顶煤液压支架，主要技术特征：中心距为1.5m;支架重量为6.5吨；8、泵站压力为31.5Mpa。选用武汉设计院经验公式P=KnMr=1.5×9.768×M-0.97×MK一安全系数取1.5;r一上覆煤层容重，取13KN/m³。按以上计算，支架的支护强度满足要求，见工作面支护布置附图9。序号同煤层观测本面预计或选取1板直接顶厚度m4基本顶厚度m地质报告无叙述直接底厚度m62直接顶初次垮落步距m3初次来压来压步距m9最大平均支护强度最大平均顶底板移近量m来压显现程度明显明显4周期来压来压步距m最大平均支护强度最大平均顶底板移近量m来压显现程度明显明显5平时最大平均支护强度最大平均顶底板移近量m6直接顶悬顶情况m7底板允许比压8直接顶类型类9基本顶类型类Ⅱ巷道超前影响范围m45(五)、工作面支护分两次移架移到位的长度为1.2m。鑫源煤矿西翼采区设计低于90KN,达不到初撑力时，由支架工及时补注液，支架高度超过最高行程2.4m不能接顶时，使用木料背顶达到初撑力，不得出现空顶，立伪斜工作面掩护支架是根据煤层厚度和倾角等，采用11#工字钢加架型下宽度为1.8m,上宽一侧长度为700mm,另一侧为705mm,高度一端为600mm,另一侧高度为450mm,总高度为800mm。(二)、其它参数1、为方便在采空区侧拆出支架，支架焊接4处直径Φ40mm钢管作为2、钢丝绳4根直径为Φ28mm和相配套U型卡，在接头两端搭接固定板规格为150mm×80mm×10mm,小K₂—煤层倾角系数，取1.0;M一煤层平均厚度，取2.0m。厚度为2.0m,设计支架宽度为1.8m,符合要求。支架安装密度：支架按11号工字钢和钢管焊接间隙之和，按原P=0.1×(2α)γ=0.1×(2×85)×1H—作用在支架上岩体高度，取回采段高30m。鑫源煤矿西翼采区设计支架钢梁弯曲截面系数；(2)、1t/m²=0.0098Mpa,则：54t/m²=0.53Mpa<8.4Mpa。架受载荷在上部拐点段为最大，主要承受放顶冒落松散煤(矸)压力；在下部平巷拆出段次之；由于冒落松散煤(矸)降落速度慢于工作面支奖鑫源煤矿西翼采区设计鑫源煤矿西翼采区设计×0.15m,注液口朝向采空区，支柱注液达到初撑力为90KN,采用直径螺栓将支架和钢丝绳固定牢固，联接成一个整体柔性掩护体，4条钢丝(六)、超前支护同A₃煤层。序号同煤层观测本面预计或选取1顶底板直接顶厚度m4基本顶厚度m地质报告无叙述地质报告无叙述直接底厚度m62直接顶初次垮落步距m83初次来压来压步距m65最大平均支护强度最大平均顶底板移近量m来压显现程度明显明显4周期来压来压步距m9最大平均支护强度最大平均顶底板移近量m来压显现程度明显明显5平时最大平均支护强度最大平均顶底板移近量m6直接顶悬顶情况m27底板允许比压8直接顶类型类Ⅱ9基本顶类型类巷道超前影响范围m66乳化液泵供液压力为31.5Mpa,单体液压支柱直径为Φ100mm,为此，乳3、液压液压管路敷设到工作面，采用12#铁丝悬挂平直在巷道南侧检修，有记录：每班擦洗干净油污、脏物、过滤器旋转1～2次，检测两次乳化液浓度；每天检查1次过滤网芯，每10天清洗1次过滤器，(一)、工作面支护的2/3;支架与支架之间互相平行，均匀排列，不挤、不咬架间空隙不4、立柱注液全承载，支架初撑力为2532KN,阶段控顶(m)初撑力移架步距(m)顶板移近量支架与端头距压(Mpa)初次放顶正常回采放顶后拉移后溜，先清理干净浮煤(矸)及杂物，底板和煤壁使用风镐挖平鑫源煤矿西翼采区设计支架开始，依次移架，不准从两头向中间推移；打开第4路和第6路手3、清除干净移架范围内底板的障碍物，如工具、浮煤(矸),保持统不被煤(矸)埋压或支架挤压、断裂，U型销插牢，0型圈密封可靠，现故障时，由支架工及时更换，由班(组)长安排装运升井检修；更换6、打开第3路手控操纵阀向护帮千斤顶注液，收回护帮板，或使护7、打开第1路和第2路前后立柱的手控操纵阀，使立柱卸载下降，位；当顶板过于破碎时，可以带压移架，由班(组)长亲自指挥。空顶使用木料背顶，支架最高行程为2.4m,最低行程为2.0m,不得造(矸)不掉入支架内；支架歪斜、咬架、挤架，由支架工使用斜撑支柱(一)、工作面支护2、随着工作面采煤采用DZ22-30/100型单体液压支柱放液卸压，支架受上方冒落煤(矸)压力自动下落控制下放高度，使支架落到预定高5m,最小不得小于0.5m,从采空区侧逐架拆出支架，无特殊情况严禁从4、安装吊葫芦在拆地点后方3m以上的支架上，将链条拽拉至拆支3、下放支架前，班(组)长安排人员在+2050m水平运输巷距离下放2、运送材料地点浮煤(矸)清理干净，道路平整畅通，达到运送材鑫源煤矿西翼采区设计为0.4m,深度为0.6m,挖出的煤(矸)使用铁锹擢入安装支架底帮空板实体支设在掩护支架钢梁上，带木帽，软底穿鞋，木帽规格0.4m×牢防倒绳，间距不得大于2.0m,加地沟深度支护最小高度为1.4m,最大高度为1.6m。(七)、维修1、维修主要是支护木垛个别方木受煤(矸)冲垮，卡堵在溜煤眼内造成煤(矸)堵塞，影响正常放煤。2、溜煤眼内煤(矸)放完，关闭上方防坠网，打开下方漏斗。鑫源煤矿西翼采区设计3、在+2055m水平尾部到采空区的距离不得大于5m,不得小于3m,4、安装吊葫芦在拆地点后方3m以上的支架上，将链条拽拉至拆支道两侧双排一梁一柱中心定位，+2050m水平运输巷间排距为1.0m×1.5m,+2080m水平回风巷间排距为1.0m×1.2m,铰接梁螺栓、水平销超前支护长度为20m,对局部巷道压力较大，顶板破碎地段增加1、在运输巷从工作面轻型支架算起不得大于0.3m,按煤层走向端头4、端头采用DZ22-30/100单体液压支柱为16根，π型梁长度为4.4m的4根，各备用2根，端头采用两对四梁，一梁四柱组成循环走向迈步5、在运输巷刮板机两侧各支设两对对端头支护，为刮板机的安设和缩短溜槽操作空间，在两侧排距为0.9m,每一对梁间距为0.15mm,两对四梁支护宽度为1.8m,顶底板侧端头支护距离巷壁不得大于0.2m。排距为0.9m,柱距和排拒允许偏差±100mm。柱行程为1.9m～2.2m,允许偏差±0.1m,不得超过行程或低于行程造成8、在π型梁上每间隔0.5至少采用1根方木背顶，排列均匀在两侧9、两对四梁错距1.2m,工作面移架每循环0.6m,端头每循环移单梁迈步错距为1.2m,一梁四柱卸压人工支护，支柱注液达到初撑力为支柱垂直顶底板，软底穿鞋，不得支护在浮煤(矸)上。运输巷间排距为1.0m×1.5m,回风巷间排距为1.0m×1.0m;As、A₆、A₇水平回风巷掩护支架末端不得大于0.3m,采用DZ22-30/型100单体液压支柱和铰接梁长度1m超前支护，顺巷道走向一梁一柱直线支护，一梁一柱在铰接梁中心定位，+2050m水平运输巷间排距为1.0m×1.0m,+2080m水平回风巷间排距为1.0m×1.5m,超前支护长度20m,三用阀放3、铰接梁联接螺栓和水平销齐全支牢，不得支护在浮煤(矸)上。4、超前支护拉线支设成直线，间排距和柱距允许偏差±100mm;每棵单体液压支柱由支架工挂牌，牌号清晰，按牌号序号支护，其他人员发现单体液压支柱卸压，按挂牌号通知支架工，由支架工及时注液或更在每副铰接梁上每间隔0.5至少使用1根方木背顶，均匀排列在两侧铰接梁上，达到两侧支护受压均匀，方木不得支设成单挑，背顶方木规格为150mm×150mm×1600mm,达到梁平柱直，支撑力一致，支柱拴6、控制好超前支护高度，防止造成死柱，最低行程为1.8m,最高行程为2.2m;铰接梁支设与顶板平行，顶板支设井字形木垛接顶，单体液压支柱达到初撑力不得低于90KN,严禁空顶。7、注液管安装到位，每班由支架工使用支柱测压表对支柱初撑力检测，达不到初撑力及时注液或更换。1、在拆出超前支护的同时，依次拆出工字钢支2、回支护安排一名由经验的老工人观察顶帮，防止煤(矸)冒落伤2、卸下铰接梁上的水平插销和连接螺栓，使用卸载扳手卸一侧支柱的液，将单体液压支柱降至能拽拉动停止降柱，搬运到后方支护地点重新安装超前支护，再卸另一侧支柱的液回收支柱，有片帮冒顶危险时，鑫源煤矿西翼采区设计3、拆出的支护材料和跨落煤(矸)及时装运干净，确保道路畅通。(一)、设备安装1、采用JD/7.5KW回柱绞车，钢丝绳直接为Φ14mm,小绞车由机电部3、小绞车安装在运输巷拆架尾部顶板侧，距离回支护地点至少4m,小绞车采用至少3棵DZ22-30/100型单体液压支柱固定可靠，即在底座前方为2棵斜撑柱，在底座后方至少1棵斜撑柱，注液达到初撑力为90KN,防止小绞车运转移动造成绞车司机受伤害。4、选择合适地点安设导向轮，导向轮安设在支护的铰接梁上，吊环(二)、回超前支护由瓦检员检查通风和瓦斯等气体，符合《煤矿安全规程》第一百条和第3、卸下铰接梁上的插销和螺栓，采用卸载扳手卸一侧支柱的液，将单体液压支柱降至能拽拉动停止降柱，搬运到后方支护地点接长超前支护，再卸另一侧支柱的液回收支柱，有片帮冒顶危险时，严格执行敲帮将钢丝绳对该柱捆绑牢实，选择合适地点安设导向轮，在卸载把手上钻眼，眼内安设直径Φ8mm钢丝绳捆绑牢固，钢丝绳长度不得小于3m,卸载前将把手插入三用阀的卸载口内，操作人员远离该柱3m以外，拽拉5、小绞车在启动前，全部人员必须撤离到小绞车运行范围内的后方鑫源煤矿西翼采区设计(三)、回工字钢支护煤(矸)冒落全部人员及时撤离到安全地点，经敲帮问顶处理安全后，背顶背帮木料拽拉到安全地点回收，在安全情况下应将支护材料回收3、由作业班(组)在+2050m水平主运输石门和+2080m水平回风巷备足不少于大小、长短的30根方木和木板，液压支柱、铰接梁各不少于5根，超前支护不少于20架，用完及时补充，专人管理，放置于宽4、由泵站司机存放乳化液配比的水不少于300Kg,放置于+2052、支柱承受压力增大由班(组)长及时查明原因，采取相应措施处理；超前单体液压支柱有卸载情况，由支架工应及时注液达到初撑力，对失效单体液压支柱及时更换，装运到地面交机修工检修，合格后运到1、ky-8z型顶板动态仪或LBY-3型顶板离层指示仪，在两巷超前支护内顶板上布置2台。2、sy-单体液压支柱测压表在两巷各配置1台和钢卷尺1把等。1、在两巷超前支护范围内每间隔4m～5m,安设2台顶板动态观测仪或顶板离层指示仪监测顶板下沉量或使用钢圈尺测量。2、单体液压支柱检测为每班由支架工读取仪表数据和记录至少1次，从超前支护1、2、3、4号支柱依次安设测压表，检测单体液压支柱工3、由支架工使用钢卷尺测量超前支护巷道两帮移近量，有记录，每4、随着工作面推进矿压观测仪和牌板由支架工向后移和安装。5、矿压观测仪和管理牌板人人有责保护好，不得故意损坏，设置齐6、矿压观测设备和所有管理牌板，在拆出超前支护前，先将矿压观测设备拆出移至后方超前支护3m～5m,由队长安排人员进行重新安装和第六章、生产系统(一)、装煤(见运输附图11)用运输的煤(矸)充填满为止。4、手不得扶在矿车边沿上，防止煤(矸)砸伤；放煤工打开漏斗开关向矿车放煤，装满迅速关闭漏斗；矿车内高出煤(矸)应铲平，漏斗下堆积浮煤(矸)清理干净，防止掉道。(三)、掘进工作面煤(矸)运输路线(四)、采煤工作面运煤(矸)鑫源煤矿西翼采区设计3、工作面出煤时，+2050m水平漏斗及时放煤(矸),防止工作面煤(矸)堵塞造成微风，引起瓦斯超限。(二)、掘进工作面煤(矸)运输路线(三)、采煤工作面运输路线：工作面搪瓷溜槽溜煤→溜煤眼→+2050m水平运输巷漏斗放煤装车→+2050m水平运输巷电机车串车运输到(四)、运料路线(五)、入井人员路线2、+2080m水平：地面→风井→+2080m水平主回风石门→+2080m水运输石门→+2050m水平运输巷→采煤工作面。新鲜风流路线乏风风流路线密闭墙工作面+2080m水平运输巷+2080m水平回风巷+2080m水平主回风石门+2065m水平运输巷溜煤眼通风眼+2050m水平主运输石门工作面+2065m水平回风巷+2050m水平运输巷材料上山煤仓工作面+2050m水平回风巷+2050m水平A₃-A9运输石门(二)、采煤工作面风量计算1、按工作面同时工作的最多人数计算Q采人数=4NK=4×12×1.25=60m³/min=1.0m³/sN—采煤工作面同时工作的最多人数，取12人；K—采煤工作面风量备用系数，取1.25。2、按瓦斯(二氧化碳)绝对涌出量计算式中：100一巷道风流中瓦斯浓度不超过1%所换算的常数。采煤工作面瓦斯绝对涌出量；取1.56m³/min{注：按照[(2012)109号批文]};K一采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取1.8;3、按采煤工作面1次放炮最大装药量计算Q采炮=25A=25×12=300m³/min=5.0m³/s式中：25—每使用1公斤炸药的供风量，m³/min;采煤工作面1次使用的放炮最大装药量，取12Kg。Q采温=60VS×70%×K长×K高=60×0.9×[(7.2+5.2)÷2]×70%×0.8×1.5=28值，取6.2m²;K长一工作面长度系数取值(从表21中选取0.8);采煤工作面空气温度(℃)采煤工作面风速(m/s)配风调整系数(V)工作面长度(m)长度调整系数(K)2.0～2.5(三)、其它采煤工作面：采煤工作面较多，不单独叙述，在编制作业Q掘人数=4NK=4×6×1.25=30m³/min=0.5m/sN一工作面同时工作的最多人数，取6人；号批文]};3、按掘进工作面1次放炮最大装药量计算Q掘炸药=25A=25×7.8=190m³/min=3.25m/sA一掘进工作面1次放炮使用的最大装药量，取7.8Kg。I一掘进工作面同时运转的局部通风机台数，取1台；K一为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，取1.3;hv=1/D×(Qa)²=1/0.5×3.1n=RQa²+hv=0.039×3.16²+19.鑫源煤矿西翼采区设计Q高<60×4S=240×4.4=1056m岩巷最低允许风速0.25m/s,最高允许风速为4m/s,掘进工作面根据以上计算风速达到3.67m/s,符合《煤矿安全规程》的要求。10、掘进工作面风量验算：按掘进工作面风量验算，系指验算掘进11、按掘进工作面温度和炸药量验算，每次最大装药量为7.8公斤，温度为16-22度，查表22得出风量为60m³/min。22、掘进工作面温度和炸药量表炸药量温度以下以下以下风量12、按有害气体的浓度验算：系指回风流中瓦斯或二氧化碳浓度不得超过1%;其它有害气体浓度应符合《煤矿安全规程》中的有关要求：掘进工作面有效风量取210m³/min,符合《煤矿安全规程》第一百零一14、由于掘进工作面较多，不单独叙述，在作业规程中应根据实际对掘进工作面通风路线进行叙述和风量计算，掘进工作面有效风量至少取210m³/min。鑫源煤矿西翼采区设计3600×300×0.04/1.2×1×60×7=86m³/min=1.43m³/s鑫源煤矿西翼采区设计定的风速，即Q低<Q取<Q高。因消防材料库布置在+2050m水平运输石门中，深度不超过2m,长通风上山布置在运输巷与回风巷中，断面为1.44m²,根据《煤矿安全规程》的要求，通风小眼中的风速应在0.25～8m/s,取最低风量为(七)、井下无其它独立通风硐室，有硐室地点深度不超过2m,宽度不Q总=[Q采+(Q掘×2)+Q硐+Q充+Q绞]×K=[300+(260×2)+100+80+80]×(二)、风量分配23、矿井通风容易时期负压计算表序号摩擦阻力巷道长度(m巷道周长(m)巷道断面风量巷道摩擦风阻巷道摩擦阻力(Pa)1主斜井碹2碹3+2050m井底车场锚喷4+2050m主运输石门锚喷5水泵房和机电硐室锚喷6管子道锚喷7充电硐室锚喷8材料上山工字钢9+2050mA₃煤层运输巷工字钢+2050mA₃煤层回风巷工字钢采煤工作面支架8小眼木垛+2080m主回风石门锚喷+2080mA₃煤层西运输巷工字钢+2065mA₃煤层西运输巷锚网+2050mAs煤层运输巷工字钢+2080mA₅煤层西回风巷工字钢+2050mA煤层西回风巷工字钢+2050A₃-A,西运输石门工字钢+2080As-Ag西回风石门锚网+2080mA₇煤层西运输巷工字钢+2050mAg煤层西运输巷工字钢+2080mAg煤层西回风巷工字钢24、矿井通风困难时期负压计算表摩擦阻力巷道长度巷道周长(m)巷道断面风量巷道摩擦风阻巷道摩擦阻力(Pa)1主斜井碹2碹3+2050m井底车场锚喷4+2050m主运输石门锚喷5水泵房和机电硐室锚喷6管子道锚喷7充电硐室锚喷8材料上山工字钢9+2050mA₃煤层运输巷工字钢+2050mA₃煤层回风巷工字钢采煤工作面支架8小眼木垛+2080m主回风石门锚喷+2080mA₃煤层西运输巷工字钢+2065mA:煤层西运输巷错网+2050mA₅煤层东运输巷工字钢+2080mAs煤层西回风巷工字钢+2050mA煤层西回风巷工字钢+2050A₃-Ag西运输石门工字钢+2080A₅-Ag西回风石门错网+2080mA₇煤层西回风巷工字钢+2050mAg煤层西运输巷工字钢+2080mA₉煤层西回风巷工字钢合计鑫源煤矿西翼采区设计R.=Pa/Q²=210.04÷21.67²=0.45N.s²/m-⁸R.=Pa/Q²=219.56÷21.67²=0.47N.s²/m-⁸A=1.19/√Rm=1.19/√0.47=11矿井通风难易程度总风阻Rm/N.S²,m-等级孔A/m²2342、KBZ-400型总开关和QBZ-80+80型自动切换开关各一台，风机开关QBZ+80型两台，局部通风机和开关上架高出地面至少0.3m,摆放整统实行24小时在线连续监测，地面安全监控为KJ90NA型，甲烷传感器1、运转局部通风机和备用局部通风机风筒采用12#铁丝捆绑牢固，2、风筒使用12#铁丝悬挂在巷道支护上，不单独设置挂钩。使用CFJ10风表，对掘进工作面每10天内进行1次或根据需要随时测鑫源煤矿西翼采区设计和填写在当地记录牌板内，将记录报矿长、总工程师审阅；矿用测风风表由通风副总工程师负责按时送往公司安监部，交具备资质单位检验，6、局部通风机挂牌，由值班电工管理，保持连续运转，不得无故停电停风；有计划停电停风由通风副总工程师制定安全措施和实施，值班电工立即切断全部非本质安全型电气设备的电源，瓦检员采取正确措施和设置栅栏，严禁人员入内，由通风副总工程师制定安全措施和实施。七、掘进工作面局部通风机自动切换试验1、局部通风机自动切换试验设备为QBZ-80+80型，由值班电工每天进行1次正常工作局部通风机和备用局部通风机自动切换试验，有记2、掘进工作面安装同等能力备用局部通风机(双风机、双电源和自动切换),工作局部通风机发生故障，备用局部通风机能自动切换和能自动启动向掘进工作面正常供风，故障局部通风机风筒在受通风压力下3、备用局部通风机电源取自同时带电另1路电源，当关闭正常工作局部通风机后，备用风机能自动启动，投入正常运转，也就是工作1台局部通风机停电或发生故障，备用1台局部通风机自行启动向掘进工作面连续供风，备用局部通风机不能自行启动，及时处理，撤出工作面内全部人员，处理期间，不得影响局部通风。4、正常工作和备用局部通风机停止运转后，恢复通风前，由瓦检员在现场检查瓦斯，只有局部通风机和开关附近前、后10m以内风流中瓦掘进工作面不安装非本质安全型电源，打眼爆破作业采用风动工测风工每10天内使用CFJ10型风表对矿井进行1次全面测风，根除或稀释瓦斯等气体达到安全浓度，在工作面上隅角由瓦检员悬挂系统实行24小时在线连续监测。7、巷道内浮煤(矸)和杂物，由作业班(组)随时装运干净，保持8、矿井遭到突然停电停风时，班(组)长及时组织全部人员撤离升9、工作面及其回风由瓦检员使用AQG-1光学甲烷检测仪检查瓦斯，(组)长及时组织全部人员撤离到进风流的安全地点，由瓦检员报告调3次，严格执行瓦斯巡回检查和“一炮三检”制度，其它地点由瓦检员巡回检查瓦斯每班至少3次，所测数据通报现场作业人员，填写在当地由瓦检员负责矿井瓦斯检查直接责任，瓦斯超限或涌出异常及时向调度室报告，升井后及时填写瓦斯日报“三对口”,在当日内呈报矿长、总3、工作面及其它工作地点由瓦检员先检查瓦斯、有毒有害气体浓度符合《煤矿安全规程》第一百条等要求，方可允许作业。4、各用风地点无风、微风、瓦斯积聚、超限，瓦检员立即下令停止作业，班组长组织全部人员迅速撤离到进风流安全地点，不能保证安全佩戴ZY45型隔离式自救器；由瓦检员及时报告带班领导和调度室，在5、由瓦检员采用多种气体监测仪为MGD-1型，在7天内对密闭墙气炮三检”制度，防止爆破引起瓦斯爆炸事故。6、瓦检员配合测风员对矿井通风设施每班全面检查至少1次，发现7、由瓦检员对矿井瓦斯每班巡回检查至少3次，严禁空班、漏检、假检等玩忽职守现象发生，否则，将按有关制度处理。8、瓦检员在入井前，对AQG-1型光学甲烷检测仪电路、气路、光路和药品性能全面检查，清洗对“0”等，确保测定数据准确，严禁不合9、所有安全检测仪器仪表不得超过有效，由通风副总工程师负责送交安监部，安监部送国家授权的仪表计量单位进行检验，安全检测仪器仪表应妥善保管，严禁碰撞、乱扔、乱丢。鑫源煤矿西翼采区设计10、按规定地点、时间交接班，当面与接班瓦检员交待清楚瓦斯等监控系统实行24小时在线连续监测，地面监控为KJ90NA型，井下分站4、相对瓦斯涌出量按照新煤行管发【2012】109号文件批复为(一)、降尘(见图13)1、加强个体防护，佩戴防尘用具，防止职业危害。2、防尘供水源来自地面200m³蓄水水池，在水池入口管上安装过滤网，使水中悬浮游物不进入管路造成堵塞，保持水质清洁。4、降尘主管距离工作面不得大于30m,管路由降尘工悬挂在巷道南侧，降尘管直径为Φ50mm,在+2050m水平和+2080m水平石门三通支管上加垫圈，螺栓齐全拧紧，不得有滴、漏水现象；每间隔不得大于3m,采距离至少0.6m,高度从底板算起为0.8m。5、在+2050m水平运输巷供水管路上，从外向里每间隔80m,由降尘区内每班冲洗至少1次巷道四周积尘；在煤仓、刮板机转载点安装喷雾装置，净化进风流空气；随着工作面进度负责安在+2080m水平回风巷供水管路上，从工作面到回风不得大于5m,由降尘工安装喷雾装置净化回风流中空气，在回风巷中从外向里每间隔80m,由降尘工安装三通阀门和支管，联接直径7、在三通阀门支管上联接直径D25mm洒水软管到工作地点，生产由作业班(组)坚持洒水和喷雾降尘，不工作相应关闭；控制产生矿尘源8、风煤钻达不到湿式打眼情况下打炮眼采用水管向炮眼口喷水降9、爆破落煤(矸)在出煤前，由擢煤工洒水湿润降尘。10、由降尘工每天冲洗1次井巷四周矿尘，机电设备上矿尘由值班电工每天清扫1次。11、由测尘工每10天内使用粉尘测定仪测1次粉尘浓度，测尘结果→+2050m水平主运输石门→+2050m水平运输巷→工作面。为PGS-40型，总长度为20m,水袋间距为0.6m,水量基本达到200L/m²,2、由降尘工每天检查1次隔爆水棚，水中煤尘浓度达到5%,及时换例卡例卡管路洒水装置喷雾装置隔爆水棚21、A3煤层防尘管路布置示意图+2080m水平主回风石门煤仓煤仓鑫源煤矿西翼采区设计由生产副矿长安排作业班(组)在运输巷与主石门交岔口，在巷道宽敞地点备存一定数量防灭火材料(砖、土等),发生意外火灾时，2、工作面回风侧和采空区由瓦检员每班使用AQG-1型光学甲烷仪检3、甲烷、一氧化碳和温度等传感器由监控维护工接入地面KJ90NA型安全监控和A5085型束管监测系统实行24小时在线连续不间断监测，每7天内由监控维护工取样分析1次，有自燃发火预兆时，每天由监控维护工取样分析1次，瓦检员和监控