毕业论文(设计)--公主井煤矿c58#煤层开采设计正文.doc

毕业设计(论文)攀枝花龙蟒煤业有限责任公司公主井煤矿C58#煤层开采设计盐边龙蟒煤业有限责任公司公主井煤矿C58#煤层开采设计内容提要：盐边县龙蟒煤业有限责任公司公主井矿，位于盐边县城310方向， 至盐边县约35km，至攀枝花市约60 km，交通条件比较方便。本煤矿井田范围内可采和局部可采煤层有15层，经鉴定为低瓦斯矿井，被批复按照高瓦斯矿井管理，矿井走向长约2.00km，倾斜宽约1.36km，面积为2.711km2；矿区内各可采煤层倾角为45o60o，煤矿设计生产能力为21万t/a，服务年限为36年，矿井通风方式为对角式，通风方法为机械抽出式，根据该矿煤层赋存情况及开采技术条件，设计采用俯伪斜走向分段密集支柱采煤法，煤电钻湿式打眼，爆破落煤，采煤工作面采用全部垮落法管理顶板，总之，通过技术经济等多方面的比较得出本设计的开拓方案、采煤方法等均能满足矿井的开采需求。关键词：龙蟒 C58#煤层 开采 设计 煤矿 方法 措施目 录一、 概述1(一) 矿区位置和企业性质1(二) 设计依据2(三) 矿区总体概况2二、 可采煤层资源概况4 (一)可采煤层特征4 (二) 地址及水纹构造4 （三）采煤工作面生产能力.5 （四）劳动与主要技术经济指标.6三、 矿床开采方式和采煤方法.7 （一）矿井开拓方式.7 （二）巷道布置.7 （三）支护工艺.9 （四）施工方式.11 （五）爆破作业.11 （六）装载与运输.13 （七）运输管理.14四、采煤工作面和主要设备选型.15 (一) 电器设备选型15(二) 顶板管理和支护选型15五、工作面通风.18(一) 通风线路18(二)通风要求19 （三）工作面风量需求.19 （四）通风管理.21 （五）爆破管理.24六、煤矿灾害防治.26(一) 防治水方案26(二) 压风设备27(三) 瓦斯防治28(四) 矿井瓦斯抽放概况30(五) 瓦斯抽放系统30 (六)瓦斯防治方案.30(七) 瓦斯超限报警处理程序31(八) 入井规定31 (九）防尘措施.31 （十）防灭火.32 （十一）灾害预防及避灾路线.33 （十二）一般安全自救常识.35七、 安全监控和救护协议37(一便携式甲烷报警仪的配备和使用37(二) 甲烷传感器的配备和使用37(三) 生产安全监控38(四) 计算机管理39 （五）通信联络.39 （六）矿山救护协议.39附：矿井安全设备表40参考文献41 盐边龙蟒煤业有限责任公司公主井煤矿C58#煤层开采设计一、 概述（一）矿区位置和企业性质 盐边县龙蟒煤业有限责任公司公主井煤矿，位于盐边县城310方向，直距约15km的红果乡境内，地处盐边县红坭矿区三滩井田北段，其中心点地理坐标：东经：1014513，北纬：264654。矿井经简易矿区公路在三滩沟口与二滩电站主干公路相接，至盐边县约35km，至攀枝花市约60 km，至成昆铁路桐子林站约40 km，至西昌约210 km，至成都约749 km，交通较为方便。按照四川省人民政府办公厅关于攀枝花市煤炭资源整合方案的复函(川办函200735号)；根据四川省人民政府办公厅关于同意调整攀枝花市煤炭资源整合方案部分内容的复函(川办函200814号)，公主井为整合主体矿井，三滩煤矿+1625井（以下简称“1625井”）为被整合矿井，设计生产规模为210kt/a。2010年4月，受矿方的委托，我公司项目组到现场实地踏勘，并与生产单位进行技术交流。根据井田煤层赋存条件，结合矿区开采技术水平，经综合经济技术分析，公主井设计生产能力确定为210kt/a。 （二）设计依据1、四川煤矿安全监察局颁布的“四川省煤矿瓦斯治理十二项规定”；2、四川省煤矿安全监察局颁布的“四川乡镇煤矿安全生产基本装备若干规定”；3、四川省经济委员会、四川煤矿安全监察局文件“关于加快建设和完善煤矿井下通讯、压风、防尘供水系统的紧急通知”（川经2007313号）；4、四川省经济委员会、四川省发展和改革委员会、四川省国土资源厅、四川省安全生产监督管理局、四川省煤矿安全监察局、四川省劳动和社会保障厅、四川省总工会“关于加强小煤矿安全基础管理工作的实施意见”（川经2008120号）；5、四川省安全生产监督管理局、四川省煤矿安全监察局“关于矿山企业加强防雷电灾害的紧急通知”（川安监2009160号）；6、四川省人民政府生产委员会办公室 “关于进一步抓好小煤矿安全高效矿井建设工作的通知”（川安办200943号）；7、四川省人民政府安全生产委员会“关于印发四川省煤矿安全工作要点的通知”（川安委20102号）。8、四川省人民政府办公厅关于攀枝花市煤炭资源整合方案的复函(川办函200735号)；9、四川省国土资源厅关于攀枝花市煤炭矿业权设置方案的批复(川国土资函20071219号)；10、四川省人民政府办公厅关于同意调整攀枝花市煤炭资源整合方案部分内容的复函(川办函200814号)；11、四川省盐边县红坭矿区三滩井田三滩煤矿资源/储量核实报告评审意见书（川评审2010117号)；12、四川省国土资源厅“关于四川省盐边县红坭矿区三滩井田三滩煤矿资源/储量核实报告评审备案的证明”（川国土资源储备字2010121号）；13、攀枝花市安全生产监督管理局“关于对攀枝花市博皓工贸有限责任公司挑水箐煤矿等53家煤矿2008年度矿井瓦斯等级鉴定结果的批复”（攀安监2008240号）；14、攀枝花市安全生产监督管理局“关于对攀枝花西区李家湾二矿等61家煤矿2009年度矿井瓦斯等级鉴定结果的批复”（攀安监2009256号）；（三）矿区总体情况1、 矿区地貌，矿区位于川西高原与云贵接合部位，属沟谷侵蚀切割的中高山地貌，最高点位于矿区南部的尼姑雅，海拔高程为+2309.0m；最低处位于矿区北东部的三滩沟，海拔高程为+1450m，相对高差859 m，地形复杂，溪沟发育，切割强烈，相对高差大，有利于自然排水。区内植被茂密，多为灌木、乔木林。2、地表水系，矿井范围内地表水系不发育，沟谷多为季节性溪沟，区内无大的水体。三滩沟是矿区内唯一水量较大的溪流，其纵比降为62.5，流量为2.48 L/s280.53L/s。三滩沟自南西向北东注入雅砻江，水量靠大气降水补给，随季节变化明显。矿区开采范围位于当地侵蚀基准面（二滩电站水库最大蓄水高度+1200m）以上，有利于地表及地下水的自然排泄。3、气象及地震矿区属季风高原型亚热带气候，四季不甚分明，日照时间较长，紫外线辐射强度较强。年温差较小，而日温差较大，旱雨季分明，每年15月为风季，从6月到10月上旬为雨季，年降雨量862.2mm -1775.7mm，年平均降雨量1197.6mm，最高气温40.6，最低气温0.7，年平均气温20.4，冬季无霜雪，夏季炎热。由于矿区地形坡降大，雨季降雨量集中，暴雨时在冲沟、陡坡等局部地带可能造成洪灾、泥石流等灾害，建议矿井组织防洪抢险队伍和准备防洪抢险物资。矿区地处康滇地轴边缘，根据四川省地震局抗震队编制的四川省地震烈度图划分，对照中国地震动参数区划图（GB183062001），本区地震动峰值加速度为0.10g，地震动反映谱特征周期0.45S，相应地震基本烈度为度。 4、公主井划定矿区范围由三滩煤矿的417号拐点圈闭，走向长约2.00km，倾斜宽约1.36km，面积为2.711km2；开采24、30、34、38、39、41、47、52、58、59、60、61、63号煤层；开采标高为：在拟设的金谷公司二井、盐边县金隆煤矿采矿权范围内为+1200+1570m；在拟设的金谷公司一井采矿权范围内，开采深度为+1200+1685m；在拟设的金谷公司梨树湾矿井、兴旺公司大麦地煤矿采矿权范围内，开采深度为+1200+1770m；在无其它采矿权设置的地段，开采深度为+1200+2120m。图111 矿井交通位置图公主井二、 可采煤层资源概况 （一）可采煤层特征 1、C58#煤层赋存于T3st1中部，上距55号煤层30.4m67.2m，属局部可采煤层，可采区主要分布在矿区南段长约1000m范围内，在可采范围内煤层厚度为0.60m2.21m，平均1.28m。煤层结构简单，偶含夹矸1层，夹矸厚度0.19m，岩性为炭质泥岩；煤层顶、底板多为砂岩或粉砂岩。C58#煤层倾角为47，区段垂高60m，采煤工作面真倾斜长度为82m，伪斜角度为37，伪倾斜长度为100m。 2、原煤水份（Mad）0.28%2.27%，平均1.11%；灰分（Ad）32.87%50.78%，平均44.60%；挥发份（Vd）5.06%15.60%，平均8.85%；固定碳（FCd）43.32%51.53%，平均46.54%；焦渣特征2；全硫（St.d）0.37%0.43%，平均0.40%；磷（P.d）0.018%0.044%,平均0.033%；发热量（Qgr。d）16.4720.45MJ/Kg，平均17.85MJ/Kg。煤类属高灰、特低硫、低磷、低热值无烟煤（WY3）。（二） 地质及水纹构造1、该向斜为位于B113与B24两背斜之间的派生构造，北端起于老苏二井T3st 3地层中，轴线方向先向南南东转为南南西，延伸至潘家屋基，从北端T3st3地层开始到南端T3dq地层底界处消失。在水平展布上成一弧状形态，因受B24背斜的影响，其幅度远不及B113的形变程度。延伸长度为1250m。根据本矿的井上下对照图分析，未发现断层，对该运输石门掘进施工无影响。2、矿区内地势总体呈南高北低，切割深度大于1000 m，属侵蚀强烈的中深切割中高山地貌。矿井范围内地表水系不发育，沟谷多为季节性溪沟，区内无大的水体。三滩沟是矿区内唯一水量较大的溪流，其纵比降为62.5，流量为2.48 L/s280.53L/s。三滩沟自南西向北东注入雅砻江，水量靠大气降水补给，随季节变化明显。该区全年雨量集中在79月份，年最大降雨量1775.7 mm，最小降雨量862.72mm。矿区可采煤层划定开采标高最高为+2120m，最低为+1200m，当地最低侵蚀基准面标高为+1200m（二滩电站水库最大蓄水高度），即所采煤层均位于最低侵蚀基准面以上。3、充水因素分析：矿区内煤层均在最低侵基准面以上，且无远补给区补给，大气降水沿构造及风化裂隙渗入是矿床充水的主要补给水源。由于地表迳流好，大气降水对矿床充水的影响与降雨量及降雨时间关系密切。矿区内各可采煤层均位于各含水层段之中，其顶、底板均为富水性中等的裂隙含水层，因煤层的采掘，引起上覆层的位移和陷落，破坏了岩层的相对平衡，可能导致地表水及地下水涌入矿井，应予以重视。4、断层水：断层影响带主要受岩层性质、含水层富水性、隔水层及裂隙发育程度影响，富水性弱中等，断层富水性弱，导水性差。5、老窑水：矿井浅部存在多个小型矿井，采用平硐开拓方式，排泄条件好。井田范围内的老采空区，有积水的可能性。因其含水岩组主要补水源为大气降雨，故应定期观察采空区涌水情况及地表渗水情况，确定是否有老窑积水，在开采过程中坚持“预测预报，有疑必探，先探后掘，先治后采”的十六字原则。6、地下水补迳排条件：本区纵向沟谷发育，地面坡度较陡，植被较少，加之区内无大的地表水体，地下水的补给条件差。矿井充水水源主要为大气降水，次为地下水、老窑积水、地表水。充水途径主要经构造破碎带、节理裂隙带、采空区塌陷裂隙等渗入矿井。大气降水沿露头裂隙下渗，直接补给浅埋含水层；降水顺层运动补给各层间水，其补给强度受降雨量控制，降雨形式在空间和时间的分配差异较大，本区多以阵雨形式降落，不利于补给。地下水动态明显受季节变化的影响。由于含水层裂隙发育不均，层间水在同一含水组中，虽有类似的赋存条件，但无水力联系，其迳流条件差。局部地段因含水组中的含水层粒度较粗、胶结性差，在有利的构造、地貌条件下，如单斜构造、向斜构造两翼，地下水径流条件较好。根据以往资料，矿井涌水量小，一般1.50L/s左右，最大不超过5.0L/s，最小不到1.0L/s。涌水一般由裂隙出水、采空区水、降雨补给水组成。其中大气降雨补给为影响矿井涌水量的主要因素。综上所述，井田含水层以裂隙层间水为主，补给条件差，富水性弱极弱；井下水主要为含水层裂隙水，大气降水对矿井充水虽有一定影响。故矿井属以裂隙层间水为主的水文地质条件简单类型。 （三）、采煤工作面的生产能力 矿井达产时开采一采区，首采面分别为58#煤层工作面，布置在58层中，采煤工作面采高1300mm，煤采煤工作面生产能力按下式计算：Q采=nLMlK式中 Q采采煤工作面年产量，kt；n达产时采煤工作面个数，个；L采煤工作面年推进度，841.5m M煤层平均厚度，58号煤层为1.28m l工作面长度，58号采煤工作面真倾斜长度为82m 煤层容重，1.40t/m3； K工作面回采率，58号采煤工作面为97% 掘进出煤按5考虑，矿井达产时的产量为： Q总=Q采+Q掘代入参数： Q采58= nLMlK =1841.51.28821.400.97 =119.94kt/a （四）劳动组织与主要技术经济指标1、采用 “二八”工作制作业。每班二个循环，每个循环进度1.0米。正规循环作业图表2、打乱正规循环的补救措施：提高效率，缩短循环时间，赶上正规循环作业；适当调整循环进度，力争在本班内抢回，在正规循环后再恢复正常循环进度；组织力量突击，适当增加人员、设备，确保正规循环；本班内抢回循环有困难，可为下班多做一些准备工作，保证下班顺利完成循环。 主要技术经济指标三、矿床开采方式和采煤方法 （一）、矿井的开拓方式为平硐开采，采煤工作面采用后退式回采方式，即由采区边界向采区上山推进，工作面推至采区上山煤柱线停采。 （二）、巷道的布置 1、该巷道开口位置在+1625C58运输巷揭煤处由北至南25m处，沿煤层顶板掘两条伪倾斜上山，并掘进联络巷贯通，联络巷的要求是由下至上15m处掘进第一个联络巷，后每隔30米掘进一个联络巷。名称为+1625mC58煤层南翼运输巷1#回风上山、 2#安全出口，主要为+1625m水平作行人通风之用。巷道断面顶板好为矩形，顶板破碎为梯形断面。巷道平面示意图 2、矿压观测：由于该煤层属急倾斜煤层，倾角在60左右，煤层为南北走向，通过对原有掘进巷道观察，巷道顶部压力不是很明显，底板无压力特征显现，故此，巷道的整体来压也就不大，对整个巷道也无大的压力影响。但遇顶底板破碎时容易冒顶及滑底，煤层松软时容易片帮。支护设计 （三）、支护工艺1、用尖口直径14cm坑木点柱支护，两帮背板1200 mm200mm30mm（长宽厚），柱帽直径14cm，柱帽长度根据顶板具体情况定，不得低于300mm。 该巷设计为四边形断面，每米3排点柱支护，上净宽1.8米，下净宽1.8米，高1.6米（高度以煤层顶底板为准）。巷道净断面2.88m2，巷道掘进断面3.42m2。点柱间距1.0米，支柱到碛头的空顶距离最大13米，离最小03米。柱帽与柱腿接合处必须亲口，一帮木背板不少于3块，煤层松软时将帮背实刹牢，空帮处用矸石等封刹。（见巷道支护图）。2、若顶、底板破碎时，及井巷交叉口处，点柱不能控制顶板时采用架梯形木棚架厢支护，三方背严实。巷道上净宽1.3米，下净宽2.0米，巷道净高1.6米，支护棚距1.0米，支架到碛头的空顶距离最大13米，离最小03米。棚梁与棚腿接合处必须亲口，两帮木背板不少于3块，棚梁上不少于4块，将帮顶背实刹牢，其余空帮空顶处用刹杆、矸石等封刹。3、临时支护：因该煤层煤质较软，稳定，为此在木支柱和碛头之间采用点柱作为临时支护。4、支柱架设：量好柱距、挖基础、掏柱窝拆除临时支柱，清顶。立腿，要按中线、腰线、柱距调整腿位，腿弯部位要朝向巷帮上柱帽，要根据巷道的高矮选择垫脚物进行操作，过高时可用坑木作垫脚物上柱帽，行动要统一背帮，要按本规程规定刹好帮，打齐打紧楔子。支柱必须有35迎山角。5、支护之前和支护过程中，要坚持敲帮问顶制度，清除活石、浮石和伞檐。当空顶超过作业规程的规定、顶板不好和一时无法排除或找不出来的已经断裂、离层的松动岩石，必须用探顶杆或临时顶子支护，确保不掉矸冒顶，只有认为安全时才能进入碛头支护。6、点柱无歪扭现象，要从严架设，保证质量，不能出现无效、应付等不合格点柱。挖好柱窝深150mm左右，挑去伪顶伪底岩块，柱腿必须插在坚实的底板岩石上，遇底板破碎或松软时要穿鞋。遇断层、褶曲等地质变化、巷道压力大、帮顶围岩破碎不稳定时，及井巷交叉口处，必须架厢支护，厢距应加密至0.4-0.6米。7、维护、恢复作业时，至少有三人进行，必要时报告值班矿长，采取下列措施进行处理：（1）工作中要有安全退路，必须保证在发生冒顶堵塞巷道时，有人员撤出的出口；在独头巷道翻修时，必须由外向里逐根进行，作业点以里及下方严禁有人作业或滞留，并严格执行巷道维修工安全操作规程。要有专人看好安全，检查通风瓦斯。（2）处理顶帮浮石、煤块时，必须站在点柱下面安全地方，用1.2米以上的长撬棍处理，不准在空顶下作业。（3）更换支柱及棚子或处理冒顶时，首先要用临时顶子加固处理地点及附近的棚子，进行敲帮问顶。处理地点顶板破碎，压力大时要采取临时杆或临时抬棚进行临时支护。永久支护上需打木垛时，操作人员要贴帮站，打木垛时要上注意顶帮，下要注意其他人员。有电缆时要先切断电源。更换棚子必须先打上替身支护，拆一架必须架一架，不准多拆。（4）更换棚腿，必须先在棚梁下打上临时支柱。更换棚梁时，要先立好棚腿，梁头可两头一起上，脚手架要牢固。（5）在铺设有电缆、电线、管路等的巷道内维修时，要切实保护好电缆、电线及风水管路，维修完毕要按原样敷设好。（6）维修巷道需要放炮时，要将附近15米的电气设备及管路认真遮护，分次少装药放震动炮，每次放炮完毕都要进行帮顶及点柱检查，顶帮浮石要用钎子撬掉。崩倒的棚子要及时扶好。拉底时要给巷道的棚腿留一定的保护台阶。8、遇宽帮高顶，必须用长把工具找净帮顶的浮石、伞檐，同时必须有专人负责观察帮顶及支护的情况，确认安全后方可继续作业。接顶时，棚子上的木垛要接住顶板，刹帮要牢靠。巷道挖底部分必须及时充填好，要稳固，防止滑落伤人，掘进过程中不准随意开挖上帮。9、应按巷道设计断面施工，巷道规格不够的不准支护，处理合格后方可再架。上山巷道每隔30米掘进一条联络巷。正视支护图侧视支护图支护说明 （四）、施工方式1、施工前必须由生产技术科人员提前标定开口位置，标定巷道中腰线，施工单位严格按线施工。2、开口前，必须对开口左右各10 m巷道支护进行检查加固，并将各种管路、电缆落地，用背板等材料掩护好。3、开口前，应提前按设计要求，安设局部通风机、接好风筒，准备好各种支护材料。 （五）、爆破作业 1、起爆电流的核准和放炮器的选择（1）、起爆电流的计算根据规定，电雷管（康铜桥丝）直流电“准爆”电流为2A。每个电雷管的电阻为5，为保证串联电雷管群爆，必须满足下列要求：I=E/NR+R0I0公式：E(NR+R0)I0 =(75+10)2=90VI0准爆电流安培 ； E放炮电源电压N电雷管总个数； R每一个电雷管电阻欧姆R0放炮电源和母线电阻欧姆 I通电电流值安培通过以上公式计算，放炮器的最小电源电压90V，故选用MFB-100型放炮器，发爆能力为100发，允许最大外电阻620，电压1800V。（2）、放炮器的选择验算根据公式：I=E/NR+R0I0=1800/75+10=402A故准爆巷道布置在煤层之中，煤层硬度系数约为4。采用三角锥形掏槽。炸药使用矿用3#煤安炸药，毫秒电雷管起爆。起爆使用MFB100型发爆器起爆，联线方式为串联。2、煤巷使用坑木戴帽点柱支护。顶、帮眼眼口至轮廓线的距离为200mm，底眼眼口至轮廓线的距离为100mm。帮眼的眼口间距为450mm，顶眼的间距为700mm，掏槽眼的间距为400mm，底眼的间距为480mm。3、炮眼布置 三视图说明：（1）根据煤层具体情况，该煤层为薄煤层，所有炮眼布置于煤层内。（2）掏槽眼深1.3米，其他炮眼深度 1.2米，循环进度1.0米。（3）煤层采用毫秒爆破。（4）采用MZ1.5煤电钻打眼。（5）打眼时，煤岩壁应清理平直，无伞檐，并临时支护好。（6）煤层爆破时，采用串联联线，正向连续装药，MFB 100型发爆器放炮。封泥长度不小于0.5米。应使用水炮泥，即先用粘土炮泥、然后用水炮泥不少于1个、再外用粘土炮泥封实。围岩破碎或压力大等时应浅打眼（1米深左右）、少装药（不多于400克），分次放小炮（采用毫秒延期雷管，每次最多爆两个炮眼），以减轻对围岩的振动。（7）施工中根据现场煤岩的具体实际情况，适当增减炮眼数目、装药量，确保工作面成形良好。装药结构图爆破说明表爆破指标及材料消耗矿井瓦斯等级高瓦斯矿井炸药种类硝铵炸药掘进断面（m2）3.42雷管种类毫秒电雷管岩石硬度系数f=46一循环炸药消耗3.2(Kg)炮眼个数7（个）一循环雷管消耗7(个)炮眼深度1.3（m）炮眼利用率83.3%6、爆破连线图爆破连线图 （六）、装载与运输 1、待工作面炮烟排出，检查完瓦斯，支设好临时支护，进入工作地点，开始装运工作。 2、进入作业地点时，首先由班长和有经验的老工人对爆破后的工作面及其附近顶板、支柱等进行全面检查，严格进行敲帮问顶，及时清除顶帮危岩、浮矸和伞檐，具体方法是：人员站在安全地点，一手轻托顶板，一手用长把工具由轻到重敲击顶板，根据声音及对手的振动情况判断岩石是否离层。如果声音沉闷、空响、对手振动大说明岩石已经离层，人员应站在安全处用撬杠处理下来。对因放炮而震坏或崩倒的支柱重新补支或扶正，并背实背严两帮，支设好临时带帽顶子支护到碛头，确保安全。 3、在往下放煤的过程中，上山碛头必须停止作业，并且要把钻具等悬挂固定在有支护的安全位置。并且不得将大于30厘米的煤、矸石直接下放，必须用大锤打碎后再下放。下放煤时，必须保护好上山巷内的管线和通风设施。 4、在往下攉煤的过程中，攉煤工必须相互前后照应（必须是两个人能互相看得见，且不大于3米远，否则只能一处攉煤），下面人员必须在上部设一挡板，挡板高度不低于0.4米，防止上部人员在往下攉煤时，避免将下部人员打伤。 5、攉煤工必须在攉煤过程中，要随时进行敲帮问顶，若在攉煤过程中发现有支护松动、脱落等情况，必须立即停止攉煤，待支护处理好后再继续攉煤。 6、在攉煤时，巷道里堆积的煤不得超过该巷断面的13。 7、从上山内往下走的过程中，下面的第一个人必须将上山内的浮石、煤矸清理下放，防止从下往上的时候，滚矸伤人。从下往上时，在下口必须先抖动风筒或安全绳，将浮石抖掉。 8、上山内必须固定安全绳，安全绳必须5米一段分段系牢。 9、装车工在装车时不得正对上山口，防止滚矸伤人。 运输方式:在C58#煤层巷道内采取人力集中装车后推至+1625m副平硐内，采用“U”型1吨标准矿车，由CCG11(5)600型矿用防爆柴油机车集中牵引出井到地面煤仓。序号设备工具名称型 号单 位数 量备 注1局部通风机FBDN05.025.5KW台4二台工作、二台备用2开 关QBZ-80台1局扇用3煤电钻综保ZBM-4.0台1煤电钻供电4开关QBZ-80台1控制煤电钻综保5煤电钻MZ-1.5台2一台工作、一台备用设备及工具配备情况表 （七）运输管理 1、各类司机必须由经过专门培训合格的，持有效操作资格证书的人员担任，必须严格正规操作。司机必须认真执行岗位安全生产责任制、操作规程。 2、必须实行统一的集中装车，统一集中使用机车运输出井。严禁分散装车，分散交叉运输。 3、必须定期检修机车和矿车，并经常检查，发现隐患，及时处理。机车的闸、灯、警铃（喇叭）、连接装置和撒砂装置，任何一项不正常或防爆部分失去防爆性能时，都不得使用该机车。机车行近巷道口、弯道、道岔、坡度较大或噪声大等地段，以及前面有车辆或视线有障碍时，都必须减低速度，并发出警号。机车必须前有照明，后有红灯。 4、+1625m副平硐以及C58#煤层运输巷等地点采用矿用防爆柴油机车运输煤矸等时，必须遵守煤矿安全规程第348条、349条、350条、351条等的有关规定。 5、运料必须符合运料工安全技术操作规程的要求，并在使用地点码放整齐，不得影响行人、运输、通风。 6、施工中采用人力推车时的注意事项：人力推矿车运输必须符合煤矿安全规程和人力推车工安全操作规程规定，不能损坏其他设施，严禁趴车、蹬车、放飞车。（1）推车前，要先检查轨道、道岔、矿车刹车，清除轨道上的障碍物。推车时人员必须要正视前方，手扶车把，推车人不准离车。两车在同一轨道上运行时，必须间隔30米以上，相互要照应。推车接近道岔、拐弯、巷道口、有机电设备的地点、通过风门等时，推车速度要放慢，发现前方有人或障碍物、遇有停车或车掉道时、坡度大时都要发出警号。车辆掉道时要在后方50米放置路障。（2）过道岔时要减速，慢速通过道岔；过弯道时，要在矿车外侧加力。严禁放飞车，推车工的头部不能伸入矿车的上方，更不准手扶车沿。(3）平巷停车要用木楔子制动阻车。(4）无论空、重车掉道时，上道人员要有专人统一指挥；用铁道或木料撬车时，不能用力过猛，手足必须置于撬物上方；在车一侧背扛矿车上道时，要注意周围环境，防止挤伤。(5）推翻斗车时，每次推车前都要检查翻斗插销是否插好，插好后方可推车。(6）在+1600C34运输石门摘钩时，必须等机车停稳后方可进行，挂钩时将重车挂好，躲到安全地点后，方可通知机车司机开车。 四、采煤工作面和主要设备选型 （一）、电器设备选型 1、矿井达产时首采面为：58号采煤工作面，布置在58煤层中，采煤工作面采高1300mm。采煤工作面采用ZMS12A型煤电钻打眼，爆破落煤，局部辅以风镐落煤。采煤工作面煤炭采用自溜，采煤工作面运输巷选用SGD420/30B型刮板运输机（其槽宽为420mm，电机功率30kW，最大运输长度100m，铺设长度为80m100m，运输能力80t/h）运输煤炭，轨道巷选用矿车运输煤炭。采煤工作面回风巷配备1台JH8型回柱绞车。 （二）顶板管理和支护选型1、掘进工作面严禁空顶作业，靠近工作面10m内的支护在爆破前必须检查，无问题时方可作业。2、要认真坚持“敲帮问顶”制度，及时用长柄工具找掉危岩，特别是打眼前、放炮后。3、找顶工作必须遵守下列规定：（1）找顶工作应由2名有经验的老工人担任，1人找顶、1人观察顶板。找顶人员要站在安全地点，观顶人员要站在找顶人员的斜后方，不得影响找顶人员的退路。找顶前要看好退路。找顶人员必须与隐患点成斜线站立。具体方法是：人员站在安全地点，一手轻托顶板，一手用长把工具由轻到重敲击顶板，根据声音及对手的振动情况判断岩石是否离层。如果声音沉闷、空响、对手振动大说明岩石已经离层，人员应站在安全处用撬杠处理下来。对因放炮而震坏或崩倒的支架重新补支或扶正，并背实背严两帮及顶部，支设好临时支护到碛头，确保安全。装碴过程中要随时敲帮问顶，严禁在空顶下作业。（2）找顶要从支护完整处由外向里先顶后帮依次进行，找顶范围内严禁人员进入。（3）找顶人员应戴手套，用长柄工具。注意防止矸石顺杆而下伤人。（4）顶帮遇有大块矸石或较大面积离层时，应首先设置临时支护，保证安全后再由外向里慢慢找下，不得强刨强挖。掌握好巷道的坡度和巷道起拱的半圆弧度, 掌握好炮眼的位置、角度、数量、深度等,认真负责操作,不准加深残眼。4、每次放完炮后，工作面人员要等炮烟吹尽后，由爆破工、瓦检员和班组长首先到工作面检查爆破地点的通风、瓦斯、拒爆、残爆等情况，然后方可在临时支护下进行敲帮问顶工作。5、爆破后，要及时使用临时支护，并用木楔加紧，临时支护距离不得大于1.5m。6、当巷道开口不能正常使用前探支护时，要用34根直径不小于14mm的优质园木作为支架进行临时支护。支架要均匀布置在空顶区内，支架上端要带一长度不小于0.5m的木帽，并用楔子加紧；柱根要坐在实底上，并有不少于10mm深的柱窝。掘进长度超过0.3m时，及时采用临时支架作为临时支护。7、每次使用临时支架前，必须检查支架是否完好，有问题时要及时更换。8、掘进时，支护必须跟头。背帮要使用水泥背板。9、过断层安全技术措施（1）严格执行“敲帮问顶”制度，每班作业人员在施工前，派专人观察顶板，由班组长或有经验的工人用长把工具站在支护完好的安全地点找掉帮、顶的悬矸、危石，确认安全后方可作业。巷道掘进时，严格按地测部门现场给定的中、腰线控制好巷道的宽度、高度，并严格按设计断面及质量标准化进行施工。（2）加强过断层期间