采煤工艺设计-毕业论文.doc

第一章 概 况
第一节 工作面位置及井上下关系
15305工作面为长城矿业公司三井第一个使用整体顶梁组合悬移液压支架支护的炮采工作面。位于三井主采区东侧，工作面上部为15306工作面，下部为15304工作面，切眼北部为采面技术边界。与工作面对应的地表为荒山坡。地表无河流及其它永久性水体，雨季降雨沿沟谷排泄，地面无受保护的水体和建筑物。工作面位置及井上下关系见表1。
表1 工作面位置及井上下关系表
煤层名称
5#煤
采区名称
153采区
地面相对位置
与工作面对应的地表为荒山坡，地表无河流及其它永久性水体，雨季降雨沿沟谷排泄
回采对地面设施的影响
地面无受保护的水体和建筑物
井下位置及
与四邻关系
位于三井主采区东侧，工作面上部为15306工作面，下部为15304工作面，切眼北部为采面技术边界
走向长度/m
160
倾斜长/m
50
面积/m2
8000

第二节 煤 层
5号煤层为矿井主要可采煤层。5号煤层埋藏深度一般为330m左右，煤层厚度2.7m，倾角0～25°，比重1.35吨/米3，结构简单，赋存较稳定，井田南部较厚，北部较薄，厚度变化较少。工作面煤层情况见表2。

表2 煤层情况表
平均煤厚/m
2.7
煤层结构
简单
煤层倾角/（O）
0-25
14
开采煤层
5号煤层
比重（t /m3）
1.35
赋存情况
较稳定
煤层情况描述
5号煤层埋藏深度一般为330m左右，煤层厚度4～6m，平均5m，倾角0～25°，比重1.35吨/³，结构简单，赋存较稳定，井田南部较厚，北部较薄，厚度变化较少

第三节 煤层顶底板
15305工作面位于三井主采区东侧，工作面上部为15306工作面，下部为15304工作面，切眼北部为采面技术边界。据15304面回采情况看：
伪顶顶板为炭质泥岩，厚度1～4m，非常破碎；
直接顶板岩性为灰色泥岩，夹粉砂岩薄层，含植物化石，厚度5.21～28.12m，平均20.34m；
底板为灰色泥岩，厚度1.91～27.828.4m，一般为8.4m左右。
工作面煤层顶底板情况见表3。

表3 煤层顶底板情况表
顶底板名称
岩石类别
厚 度
岩 性
直接顶
泥岩
5.21～28.12m
灰色,夹粉砂岩薄层，含植物化石
20.34m
伪顶
炭质泥岩
1～4m
炭质，非常破碎
底板
泥岩
1.91～27.828.4m
灰色
8.4m

第四节 地质构造
地质构造：本工作面四周均有5＃煤层已掘出巷道，地质资料清楚，无断层、褶曲等构造。

第五节 水文地质
水文地质情况：区内水文地质条件简单，除煤层内在水分外，无其它水源。

第六节 影响回采的其他因素
根据《地质说明书》提供的资料，在工作面煤层瓦斯相对涌出量为4.41m³/t，瓦斯绝对涌出量为1.17m³/min；属低瓦斯矿井。煤尘具有强爆炸性。煤层自然发火期为3～6个月，属易自燃煤层。详见表4。
表4 影响回采的其他因素
瓦斯等有害气体、煤尘及煤层自燃发火情况
瓦 斯
相对涌出量为4.41m³/t，绝对涌出量为1.17m³/min，
属低瓦斯矿井
煤 尘
强爆炸性
煤的自燃性倾向
易自燃，自然发火期为3～6个月
地 温
无地温异常
地 压
无地压异常

第七节 储量及服务年限
一、 储量
工业储量=倾斜长×走向长×煤层厚度×容重=160×50×2.7×1.35=29160（t）
可采储量=工业储量×煤炭回收率=29160×0.95=27702(t)
二、 工作面服务年限
设计月产量：T月==8656（t)
服务时间：A=Zk/ T月=27702/ 8656=3.2月

第二章 采煤方法

该工作面煤层平均厚度为2.7m，煤层倾角一般为0°-25°左右，直接顶板为灰色泥岩，采用走向长壁采煤法采煤。

第一节 巷道布置
一、采区巷道布置

表2.1 巷道特征表
项目名称
净宽
(m)
净高
(m)
净断面(m2)
支护
形式
断面
形状
长度
(m)
020302运输顺槽
3.2
2.4
7.68
锚喷支护
矩形
330
020302回风顺槽
3.2
2.4
7.68
锚喷支护
矩形
330

第二节 采煤工艺
一、采煤工艺
本工作面采用走向长壁采煤方法，见顶见底一次采全高，循环进尺1.0m。人工爆破落煤、人工攉煤、刮板输送机运煤、人工回柱放顶用全部垮落法管理顶板。
二、落煤
（一）、落煤方式：采用MQS-45L2型手持式风煤钻打眼，人工打眼，爆破落煤。
（二）、炮眼布置图及爆破说明
1．炮眼布置（见附图2—1）

附图2-1
..

2、装药结构示意图（见附图2—2 ） 图2—2

（1）连线方法：串联
(2)爆破顺序：由下向上进行爆破。
图2—3
4
5

发爆器
2
3
1

（3）炮眼特征
表2—2
名称
眼距
位置
角度
眼深（米）
利用率（%）
每眼装药量（g）
总装药量（Kg）
距底（米）
距顶（米）
仰俯（度）
水平（度）
顶眼
1.0
0.8
0.2
90
80
1.1
90
300
14.7
底眼
1.0
0.25
0.75
75
80
1.1
90
300
15.3

（4）、爆破说明
①本矿井为低瓦斯矿井，爆破材料使用煤矿许用Ⅱ级抗水乳化炸药，毫秒延期电雷管，使用煤矿用电容式发爆器引爆。
②炮眼布置采用图2-4所示，眼深1.2米，眼距1.0米，炮眼角度75○－85○，炮眼利用率90%，进尺1.0米。
③顶眼装药量0.3kg，底眼装药量0.3kg，正向装药，封泥长度不小于0.5米，并使用水炮泥。
④联线方式为串联，一次起爆15炮。分组装药，分组爆破，必须一次装药，一次爆破，严禁一次装药，分次爆破。
⑤爆破安全距离不低于35m，爆破母线长度不得小于50m。
三、装运煤
工作面放炮后，由人工移溜用铁锹将爆落的煤装入刮板输送机，由刮板输送机运出；运输巷采用刮板输送机和皮带输送机运煤。
四、工作面支护及采空区处理
（一）、工作面支护
见第三章
（二）、采空区
工作面采空区采用全部垮落法处理。
六、采煤工作面正规循环生产能力
W=L×s×h×r×c=50×1.0×2.7×1.35×95%=173t
式中： W——工作面正规生产能力，t
L——工作面平均长度，50m
S——循环进度，1.0m
h——工作面设计采高，2.7m
r——煤的密度，1.35t/m3
c——回采率，95%

第三节 配套设备
一、配套设备见下表
设备名称
规格型号
数量
备注
皮带运输机
DTL-200/3
1部
带宽200cm
30t/h
刮板输送机
SGD280/11
1部
1200×280×125
30t/h
真空智能起动器
QBZ-315
2台

真空馈电开关
BKDZ-630
1台

馈　电
DWBQ-350
2台

综　保
BBJT4-2
1台

煤电钻
MQS-45L2
3台

第三章 顶板管理
第一节 支护设计
一、顶板管理方式
根据本工作面顶板特征，工作面顶板采用单体支柱和铰接顶梁支护，两巷采用锚喷支护，超前采用单体支柱支护，采空区采用全部垮落法管理顶板。
二、工作面基本情况
（一）、工作面主要参数　　（表3-1）
煤层厚（m）
采高（m）
倾角
面长（m）
走向（m）
煤层号
2.7
2.7
0～25
160
50
5

（二）、单体支柱工作面的支护设计
1.合理支护强度的计算
①依据参考面选取的最大平均支护强度
Pc＝xt/m2
式中：Pc――最大平均支护强度（参考面）
②经验计算支护强度
Pj＝8hr＝8×2.7×x＝24.9t/m2
式中：Pj――最大平均支护强度（经验计算值）
h――采高 取1.2m
r――顶板岩石容重 取x t/m3
③确定工作面支护强度：x t/m2（选取二者中的大者）
P＝xt/m2
2、设计工作面支护密度
①支柱实际支撑能力计算
Rt＝ kg×kz×kb×kh×ka×R ＝ ＝x
式中：Rt――支柱实际支撑能力
k――支柱阻力影响系数
kg――支柱工作系数 取0.99
kz――支柱增阻系数 取0.95
kb――支柱不均匀系数 取0.9
kh――支柱采高系数 取2.7
ka――倾角系数 取1.0
R――支柱额定工作阻力 取x
②计算工作面支护密度
n1＝P/Rt＝x
式中： n1――支护密度 根/m2
P――工作面支护强度 xt/m2
Rt――支柱实际支撑能力 xt/m2
③根据直接顶板选择支护密度
根据生产技术条件，同煤层开采经验和直接顶板情况，初步确定柱距：a＝0.8m，排距：b＝1.0m ，支护密度为n2＝1/ab＝1/1.2×0.8＝0.96根/m2
根据上述计算及选择，确定柱距：0.8m，排距：1.0m，选用支护密度n＝0.96根/m2
3、按底板比压验算，确定是否穿鞋
①单根支柱最大支撑力：
Pd＝P/n1＝x/0.96＝xt/根
式中：Pd――单根支柱最大支撑力
P――工作面支护强度
n――支护密度
②底板允许单根支柱最大支撑力：
Py＝Sd×Pz＝x×0.00785＝xt/根
式中：Py――底板允许单根支柱最大支撑力
Sd――支柱底面积 0.00785m2
Pz――底板允许比压 xMPa
如果Pd<Py，则不需穿铁鞋，经计算Pd>Py，因此需穿铁鞋。
4、柱鞋直径的计算
铁鞋面积S=100×Pd÷Pz=100×x÷x=xcm2
铁鞋的直径D=30cm
因此选取直径为30cm的铁鞋即可满足需要，且DZ31，铰接顶梁为HDJA-1200。
三、乳化液泵站
（一）、泵站选型、数量：根据我矿现有设备及工作面实际需要，工作面乳化泵采用两台BRW400/31.5×4A型，一台备用，一台正常使用。为提高采煤机喷雾降尘效果，采用BPW31.5/16型喷雾泵。
（二）、泵站设置位置：泵站安设在联络巷。
（三）泵站使用规定
1、乳化液泵站司机必须熟悉乳化液泵的性能和构造原理，具备保养、处理故障的基本技能，经过培训、考试合格，取得操作资格证后，方可上岗操作。
2、乳化液泵站应配备两泵一箱，乳化液泵和服化液箱均应水平安装，乳化液箱位置应高于泵体100mm以上。在正常情况下，一台泵工作，一台备用或检修。
3、泵站要设专人管理，并负责检查和维修泵站及管路系统。泵站司机必须认真操作，及时操作。
4、必须使用乳化液浓度计，必须保证乳化液浓度始终符合规定要求，配比浓度保持2—3%，严禁以水代油，要对水质定期进行化验测定，保证配液用水清洁，符合规定。
5、司机要按以下要求配合进行检查、检修。
坚持每班擦洗一次油污、脏物；
坚持每天更换一次过滤器网芯；
高低压控制装置的性能，由专管人员每周检查、鉴定一次；
坚持每10天清洗一次过滤器；
乳化液箱至少每月清洗一次；
各种保护装置由专人每月检查一次；
水质每季度化验一次；
过滤应按一定方向每班旋转1—2次。
6、工作时司机要经常检查泵运转情况，发现管路击穿，接头漏液应及时维修或更换，若泵站压力达不到要求应及时调整，使泵站压力始终保持在18Mpa以上。乳化液位要不低于液化测杆的一半。
7、泵站应备齐液压的各种部件，有损坏时应及时更换。开关、电动机、按钮、接线盒等电气设备应安装在没有淋水的干燥安全地点。如果不能避开淋水时，要妥善遮盖。
8、电动机及开关地点附近20米以内风流中瓦斯浓度达到1.5%时,必须停止运转,切断电源,待瓦斯浓度降到0.8%以下时,方可再送电开泵。
9、建立严格的交接班制度，上班司机应将本班泵的运转情况向下班司机交代清楚。

第二节 工作面顶板管理
一、正常工作时期顶板支护方式
1、工作面采用“三、四”峒单体支柱控制顶板，最大控顶距5m，最小控顶距4m，放顶步距1.0m。
2、工作面正规支柱排距：1.0m，柱距：0.8m。
3、工作面必须确保煤壁平直，伞檐长度不得大于1m，突出部分不得大于0.2m。
4、支柱支设要求
①工作面应达到动态的质量标准化要求，确保“三直、一平、两畅通”。
②支柱必须垂直于顶、底板支设，做到迎山有力，垂度适宜，且支到实底，初撑力不低于90KN（11.5MPa），柱、排距误差控制在+100mm范围内。
③所有支柱必须支设牢固，严禁支柱支在浮煤、浮矸上，必须穿穿鞋带帽并使用木楔，以确保支柱初撑力。
4、采用三角回柱法，人工回柱。
① 回柱必须使用卸载手把，回柱人员要在有效支柱侧操作，打好护身柱。
② 回柱放顶时，必须每2～3人一组，一人回柱，一人观察顶板及支架情况，观察人除协助回柱外，不得兼做其它工作，严禁单人独自操作。回出的柱子及时打好密集、对柱。
③ 回料必须按由下向上，由采空区向工作面的顺序进行，严禁提前摘柱和进入采空区内作业。
④ 工作面分段回柱，分段间距不得低于15m，且同向回柱。开口和收尾必须选择在顶板较好、支架完整的安全地点，并打上收尾支柱，做好处理工作。

二、正常工作时期的特殊支护形式
（一）、木垛
遇断层时，断层上、下盘，压力集中区根据现场条件进行架设。木垛架设要四面见线，四角必须用木楔打实，严禁支设在浮煤浮矸上。木垛规格：1.2×1.2m，木垛料为1.2×0.2×0.2m的方木。
（二）、对柱
切顶排支柱棵棵支设对柱，即回柱放顶时，将回出的支柱以对柱的形式支设在新切顶排上（支设顺序为采空区、煤壁），使切顶排在最小控顶距时为对柱支设。
（三）、临时支柱
两切顶柱间支设密集一棵，做为备用支柱，需支设贴帮柱、临时柱时，可摘取密集柱支设。在攉煤前，必须先掏出柱窝，打上临时支柱，然后在进入煤帮工作，临时支柱柱距1.2m，在断层顶板破碎处缩小为0.75m，支设在距煤帮1.0m的位置
三、特殊时期的顶板管理
1、来压、停采前的顶板管理
①初采、初次来压严格按本作业规程第七章安全技术措施的规定执行。
②工作面初次来压和周期来压期间，应加强来压的预测预报工作。
③工作面及两巷所有单体支柱必须达到初撑力。密切监视支护状态，如有支护强度不够，及时采取措施预防冒顶。
④加强上、下端头顶板管理，要提高支护质量，适当加大支护密度，确保支护有效。
⑤工作面停采前必须编制停采措施，加强顶板管理。
第三节 回采巷道及端头顶板管理
一、工作面端头支护和平巷超前支护
(一)、工作面上下端头支护采用3.5米长的金属梁两根一组，配合单体液压支柱支护，支护形式为十对二十根长梁，一梁三柱。上、下端头支护距离为5米。
(二)、超前支护形式：工作面机运巷、回风巷超前工作面挂2排铰接顶梁，分别挂在两巷的上帮和下帮，顶梁下架设单体液压支柱，实现一梁一柱，超前工作面煤壁20 m范围内（机运巷、回风巷）架超前支护，超前支护巷道内支架要完整无损，其高度不得低于2.4 m。超前支护必须随工作面前进而前移。
二、上、下出口及两巷维护要求
（一）、强上、下出口管理，自工作面煤壁线向外20m范围内，保持巷道净高不低于1.6 m，人行道宽度不小于0.7 m，运输巷、回风巷超前支护与工作面上、下第一棚间距不大于500 mm。
（二）、两巷净高不得小于1.8 m，行人侧宽度不小于0.7 m，断面最低不小于设计断面的80%。
（三）、底板较软时，支柱须穿齐木鞋，钻底还超过规定时，木鞋下面须垫底梁料以增大底板比压，初撑力不低于90kN。
（四）、两巷维护，由于两巷为工字钢梯形棚支护，因此一旦发现棚子变形、片帮、漏顶要及时维护，确保两巷支护完整，无断梁折柱，无空帮空顶。
（五）、巷道无积水，无浮矸杂物，柱梁、材料、设备等，固定地点堆放整齐，严禁乱堆，乱放。
（六）、回撤出的坑木及从工作面运出的坏柱，达一定数量后，要及时装车运走，不得影响工作面通风、行人及运输。

三、支护材料的使用数量和存放管理
1、工作面使用DZ31的液压支柱300棵，由验收员全面负责柱的日常管理工作。每班一清点，防止丢失。两巷及工作面的支柱全部立放，不准倒放、卧放，损坏的柱、鞋及时外运上井。
2、备用量支柱30棵，备用材料放置在两巷超前支护以外10m～60m之间、无淤泥、无积水、顶板完好、支护完整的宽敞处，分类放置，实行挂牌管理，并由专人负责。材料存放地点必须保证有1.5m以上宽度的人行道和必需的运输通道，并减少通风阻力。

第四节 矿压观测
一、矿压观测内容
153工作面的矿压观测内容主要有：工作面及两巷超前支护范围内单体支柱工作阻力观测、顶板下沉量观测、巷道围岩变形观测、支护质量动态监测。
二、观测方法
1、矿压观测
（1）支柱工作阻力观测：在每个工作日的夜、早、中三班，由当班验收员负责，利用单体支柱测试仪，分别在工作面均匀布置4条观测线，溜头、溜尾各1条，工作面布置2条。在两道超前支护范围内各布置三个点，观测第一、第四控顶排及两道超前支护范围内工作阻力的变化情况及顶板高度。
（2）顶板下沉量观测：
用标记法在工作面上、中、下布置3条观测线，在循环前、循环后测量工作面高度，算出循环下沉量和下沉速度。
2、巷道围岩变形观测：利用移动观测站观测。
在两巷超前工作面20m范围内，间隔4～5m设置3条顶板动态观测线，监测巷道顶底板的相对移近量，用来推断顶板的运动过程和状态。
动态观测线的编号始终由煤壁起依次为1号、2号、3号、当1号观测线距煤壁不足1个循环的距离时，将其回撤，并重新支设在原3号观测线的前面，同时调整各观测线的编号，使其仍然从煤壁起依次为1～3号。各观测线的间距及1号观测线至煤壁的距离，在观测时必须做好记录。
观测次数一般4h观测一次，当临近顶板来压时加密观测，观测时必须记录观测时间。
3、支护质量监测
每班由工区验收员对工作面和两巷支护质量进行测量检查，每旬由生产科对工作面和两巷支护质量动态检查两次，对存在的问题和职能科室在巡回检查中所下达的指令，必须立即落实整改。
4、观测时间要求
（1）工作面：观测老顶初次来压和六次周期来压。
（2）两巷：观测至工作面推进100m止。

第四章 生产系统
第一节 运输系统
一、出煤系统
（一）、运输设备及运输方式：工作面回采出的煤通过工作面刮板输送机１部→转载刮板输送机２部→皮带输送机1部→运输巷皮带输送机2部→采区煤仓→主井皮带→地面
（二）、运料线路：地面→主井→井底车场→运输大巷→采区大巷→15305轨道巷→15305回风顺槽→工作面
第二节 通风与监控系统
一、通风系统：
（一）、工作面采用一进一回的“U”形通风方式。
新鲜风流：地面→主井→运输大巷→153采区轨道巷→15305运输顺槽→工作面
乏风：工作面→15035回风顺槽→回风大巷→主回风大巷→风井→地面
（二）、工作面风量计算
1、按瓦斯涌出量计算：
Q采= 100KQcH4采=100×1.5×1.17=175.5m3/min
式中：QcH4 -采煤工作面的瓦斯绝对涌出量，m3/min
K采通-为采煤工作面通风系数（1.2-2.1）取1.5
2、按工作面温度与风速计算
Q采=60V S=60×0.6×9.6＝345.6m3/min
式中：V采—良好气候下的风速 0.6 m/s
S采—采煤工作面的平均有效断面 9.6m2
3、按工作面人数计算
Q采=4N=4×30=120 m3/min
风速验算
15S≤Q采≤240S
Q采≥15×5=75m3/min
Q采≤240×5＝1200 m3/min
工作面风量取温度与风速计算值250 m3/min
二、安全监测，监控系统
（一）、传感器的布置，种类
工作面必须安设甲烷传感器，布置于15305回风顺槽距工作面不大于10m的位置，传感器应垂直悬挂，距顶板不大于300㎜，距巷道侧帮不小于200㎜。
（二）、报警、断电，复电浓度
报警浓度为≥1.0%CH4
断电浓度为≥1.5%CH4
复电浓度为＜1.0%CH4
（三）、断电范围
工作面及回风巷中全部非本质安全型电设备。甲烷断电仪（控制器）及传感器电源不在断电范围内。
（四）、安全监测，监控系统管理
1、本队负责传感器的前移，回撤工作，确保监测监控设施的正常使用。
2、瓦斯监测监控设备之间必须使用专用阻燃电缆或光缆连接，严禁与其它电缆共用。
3、监测、监控设备由技术部门专人安装调校，试验并定期及时校验，维修，确保传输可靠，数据准确。
二、综合防尘系统
（一）、两巷各设一防尘供水管路，保证水源、水压，减少煤尘堆积。
（二）、坚持综合防尘措施，喷雾、降尘设施要应用得当。
（三）、定期加强巷道清尘、灭尘，采煤机内外喷雾要使用。
（四）、各转载点有洒水喷雾装置并保持完好 ，做到开车喷雾。
（五）、确保隔爆水袋齐全完好。
（六）、做好个人防护。
三、防灭火系统
（一）、在工作面机头处及移变处准备灭火器，并齐全完好，所有人员必须会使用灭火器。
（二）、回风巷设隔爆水袋，每一道水袋每平方米巷道断面不低于200L水量。
（三）、供水系统
人行井静压管→运输进风大巷→153采区大巷→15305运输顺槽→工作面(各转载点净化水幕)
第三节 排水系统
一、排水路线
工作面→15305回风顺槽→153采区大巷→运输进风大巷→水仓
二、排水方法
（一）、低洼处少量积水可按设水泵排水。
（二）、水泵、水管必须有专人维护。
第四节 供电系统
工作面电源引自井下153采区变电站。
153采区变电站供溜机头、运输电机、皮带机、液压泵站。
回风顺槽绞车、信号、照明、15305运输顺槽一部皮带、引自变电站。

第 五 节 通 讯 压 风 洒 水 系 统

一、通讯系统
1、通讯系统路线
地面调度室→行人井→153采区运输巷→15305运输顺槽→工作面
2、通讯设施及相关事项
⑴通讯电话应悬挂在顺槽距工作面50m处，电话及线路保持完好，不得随意拆移电话，严格执行每班三汇报制度，发生事故及时向调度室汇报。⑵通讯电话与电缆不准安装在同一侧，井下工作人员不准随意按电话紧呼按扭。
二、工作面运输顺槽巷每隔40m安装一喷头，各装载点分别按设喷头。与153采区洒水管路相通。
三、压风系统：压风管路由地面安设到主井到1530采区到15305工作面。

第五章 生产组织
第一节 劳动组织
一、循环方式
昼夜三循环，循环进度1.0米。
二、作业形式
采用"两采一准”的组织形式，三八作业制。
三、劳动组织
人工分段作业。
爆破、挑梁、攉煤、支设煤帮柱、移溜、回柱。
循环劳动组织表
表4-1
工种
出 勤 人 数
一班
二
班
检
修班
合计
打眼工
3
3

6
爆破工
1
1

2
支柱攉煤工
8
8

16
溜子司机
2
2

4
泵站司机
1
1

2
机电工
1
1
1
3
运料工
2
2

4
质量验收员
1
1
1
3
皮带工
1
1

2
安全员
1
1
1
3
瓦斯员
1
1
1
3
队长
1
1
1
3
班长
1
1
1
3
合计
24
24
6
54
四、循环作业组织措施
（一）、提高工时利用率，做好工序间的配合。
（二）、加强各工序间的质量管理，确保生产正常。
（三）、做好各工序间的平行作业，充分利用回采空间和时间，提高劳动生产率。
（四）、加强早班维修质量，保证设备正常运转，为生产班创造良好条件。
第二节 工作面经济技术指标
一、经济指标如下表格所示
表4-2

序号
项目
单位
指标
1
工作面走向长度
米
160
2
工作面倾斜长度
米
50
3
采高
米
2.7
4
煤层含矸率
%

5
煤层容重
吨/米3
1.35
6
煤层倾角
度
11.5
7
煤层生产能力
吨/米2
1.948
8
循环进度
米
1.0
9
循环产量
吨
173
10
日循环数
个
2
11
日产量
吨
346
12
月循环数
个
50
13
月产量
吨
8656
14
回采率
%
95
15
最大控顶距
米
5
16
最小控顶距
米
4
17
坑木消耗
米3/万吨
8
18
火药消耗
Kg/吨
0.7
19
雷管消耗
发/吨
1.54
20
在册人数
人
54
21
出勤人数
人
46
22
出勤率
%
85
23
回采工效
吨/工
3.25
24
单体柱消耗
棵/万T
4
25
Π型梁
棵/万T
2
26
乳化液
Kg/吨

27
小型材料
元/吨

28
吨煤成本
元/吨

第六章 灾害预防及避灾路线

一、工作面大面积来压或冒顶预防措施
(一)工作面出现大面积来压或冒顶时，在场班组长或安全员应视具体情况，通知作业人员从运输巷或回风巷撤离到新鲜风流中去，并报告调度室。
(二)当冒顶处有人受伤被压时，班组长应组织有经验的工人利用备用的坑木等备用物资进行临时支护，在安全的条件下抢救出被压伤人员。
(三)安全撤离路线：
冒顶点→轨道巷→轨道石门→井底车场→副立井→安全地点
二、火灾及瓦斯煤尘爆炸事故预防措施
(一)工作面发生火灾后，初期火源较小，现场作业人员应立即采取一切可能的方法直接灭火，利用灭火器、砂子、洒水管、湿衣服等灭火材料灭火，另外及时报告调度室。
(二)当火势过猛不能扑灭时，立即通知工作面、回风巷以及受火灾威胁的作业人员。处于火区人员听从班组长或安全员的指挥，迎着新鲜风流，有秩序撤离危险区，同时注意风流的变化。在火灾回风巷一侧人员，通过回风巷迅速撤离到C16皮带上山再下至进风巷道。
（三）出现火灾及瓦斯煤尘爆炸事故，人员撤离时，必须带上自救器，在安全员或带班矿领导的统一指挥下安全撤离。
(四)安全撤离路线：
火灾点→工作面机运巷/回风巷→机运上山→水平运输大巷→行人斜井/副井→地面。

三、水灾预防措施
（一)工作面透水预兆有：煤壁挂汗、煤层变厚、淋水加大、水叫声。煤壁挂红、酸度大，水味发涩和有嗅鸡蛋味，煤发潮发暗，工作面有上述预兆，应停止作业，迅速报告调度室。
(二)突然透水时，立即报告矿调度室，并在班长指挥下，尽力就地取材加固工作面，设法堵塞出水点，以防事故扩大，如果水势很猛，无法堵塞出水点，则应有组织地沿着避灾路线撤离。
(三)撤离时注意向高处走．位于透水点下方的工作人员撤离时，若遇到水势很猛，很高水头时，要注意不能让水头打翻或被水中滚动的矸石撞伤，要尽力屏住呼吸，用力拽住支架闯过，直至达到安全地点。
(四)矿领导接到透水事故电话后，立即成立援救指挥部，准确核查井下人员，如发现有人被堵井下，首先应制定营救措施，立即通知泵房人员，将水仓的水位降到最低程度，以争取较长的缓冲时间，如有淹井危险时，井下所有人员向外撤退，迅速向安全出口转移，直到安全出井。
(五)避水路线：
工作面→回风巷→水平回风巷→平硐运输巷/总回风巷→地面。

第七章 安全技术措施

第一节 一般规定

一、各工种必须经培训合格，学习领会作业规程后方准上岗作业，操作中严格执行三大规程，并加强安全生产法制、法规教育。
二、生产中必须建立健全安全管理机构，岗位责任制度、奖罚制度、交接班制度、安全活动制、火工品管理制度等。工作面必须设专职安全管理员，统一指挥作业，进入工作面先检查工作面安全情况，确保安全无隐患后，方准安排作业人员进入现场进行作业。
三、各工种严格执行敲帮问顶制度，工作面要做到平、直、出口畅通，保证行人、通风、运料畅通，并设专人负责，定期检查验收工程质量，严格把关，责任到人。
四、交接班制度
（一）各工程人员执行交接班制度，各班班长、机电维修人员，放炮员，要认真负责，严格执行。
（二）交接内容:工作面有无安全隐患，刮板输送机完好情况，顶板变化情况，支护情况、火工品管理情况、通风、瓦期、煤尘、初次放顶及地质条件变化情况，机电设备运行情况等。
（三）交接的安全隐患，必须在安全管理人员现场处理后方准作业。

第 二 节 爆破管理
一、打眼
（一）、打眼工必须经过专业培训，专职打眼。
（二）、电钻联、启、闭必须灵活，零部件齐全，电缆及综合保护必须完好。
（三）、作业前应脱掉手套，扎紧袖口，认真观察顶板及围岩情况，发现隐患，应及时处理。
（四）、禁止在旧眼，残眼内或煤（岩）裂缝中打眼，禁止用打眼的方法加深炮眼残底，禁止站在输送机上打眼，打眼过程中，禁止用手或戴手套扶托钻杆，清理钻末。
（五）、打眼工应按规程作业，放炮后要保证煤邦平直。
（六）、打眼时要时刻注意煤壁及支护状况，打眼前，应敲邦问顶，处理伞檐和松动的煤矸。
（七）、打眼时注意输送机及其上方，防止煤矸等杂物碰伤。
（八）、电钻打眼要断续启动，打眼时要托稳电钻，均匀用力推进并往返拉动钻杆，拉出眼内煤岩粉。
（九）、炮眼布置要错开支柱，禁止正对支柱，严禁打到支柱。
（十）、打眼时禁止开动输送机。
（十一）、打眼结束后，切断电源取下电钻，将工具撤出工作面上、下出口20m外的安全地点，并将电线盘成“O”型悬挂。
二、装药
（一）放炮员必须持证上岗，装药放炮必须由专职放炮员进行。
（二）引药由放炮员在安全地点装配，严格执行《规程》第326条。
（三）引药必须单独的放在药箱里，并由放炮员从人行道带进工作面装药地点。
（四）装药前必须认真检查，严格执行《煤矿安全规程》第331条。
（五）装药时，按《煤矿安全规程》第327条执行。
（六）炮眼封泥用水炮泥，水泡泥外剩余的炮眼部分用炮泥封实，严禁用煤粉，块状材料或其他可燃性材料代替，炮眼封泥执行《煤矿安全规程》第329条规定。
三、放炮
（一）严格执行“一炮三检”和“三人联锁放炮制”并在能够进入放炮涉及地点的所有通路上设警戒，警戒人员必须在安全处。
（二）放炮前，班组长必须亲自布置专人担任警戒，放炮地点上、下70m内严禁有人，安全警戒不少于70m。
（三）放炮前，认真检查发爆器、放炮母线、瓦检仪，不齐备和达不到完好标准的不准放炮。
（四）放炮前，必须认真检查放炮地点顶板，煤壁，支架等情况，不具备条件严禁放炮。
（五）放炮时，班组长清点人数，并亲自发出放炮命令，若第二次放炮，程序跟第一次一样。
（六）放炮时，放炮员接到放炮命令后高喊三遍“放炮了”，至少等5S后，方可起爆。
（七）禁止使用两台发爆器同时起爆，严禁放糊炮，明炮和用明火，明电或其他动力起爆。
（八）放炮员联线和拉线要走人行道，并携带好发爆器钥匙，不得转交他人。
（九）拒爆时，先停留15min后，再沿线检查，如因联线造成的，重新联线放炮，仍不爆者，作一记号，按瞎炮处理。
（十）处理瞎炮、残炮的方法，由原打眼工在距原眼300㎜处打一平行于原眼的炮眼，装药放炮，处理拒爆炮眼爆炸后必须详细检查炸落的煤矸收集未爆的雷管，禁止使用镐刨残炮，瞎炮；禁止用打眼的方法加深残炮眼。处理瞎炮时，应由班组长和放炮员负责，其它人员应撤离到70m外。
（十一）放炮后，等吹散炮烟后，放炮员和班组长必须巡视放炮地点，检查通风，瓦斯、煤尘，顶板，支架，瞎炮，残炮等情况，发现问题，立即处理，确认无危险后方可撤回警戒，进入人员作业。
（十二）装药的炮眼当班必须爆破，若遇特殊情况无法当班爆破，放炮员必须在现场向下班交清情况。
（十三）严禁空顶作业，回柱与装药、放炮不得平行作业。
四、火工品管理
（一）放炮员凭计划领取雷管，核对数量后装入专用箱并加锁，并必须由放炮员携带。
（二）炸药和雷管必须由放炮员分别存放在专用箱内，并且在顶板完整，支架完好，避开电器设备和警戒线以外的安全地点，严禁乱扔乱放。
（三）放炮后，剩余的雷管必须当班交回火药库，升井后，填入火工品管理台帐。
五、安全监控
（一）、瓦斯传感器由安全监测人每隔7d使用标准气样和空气样调样一次，每隔7d对瓦斯断电功能进行测试，每天必须由专人检查瓦斯传感器显示是否正常，并使用便携式瓦斯报警仪与瓦斯传感器进行对照，检查不否偏差，并及时上报，若发现问题及时汇报处理。
（二）、瓦斯检查点分别设在：工作面回风口处，工作面回流。
（三）、瓦斯检查牌板应设置在回风巷中距工作面50米附近，检查结果要及时填写，并及时向技术部汇报。
（四）、瓦斯传感器就能够自动报警，当瓦斯浓度达到1.5%时，能够自动切断工作面内所有非本质安全型电气设备的电源，监测公司每7d校验一次，瓦斯传感器，确保其正常使用和断电功能的正常工作。
（五）、监测公司必须妥善保护好瓦斯传感器，并由专人进行维护洒水时严禁将水洒到瓦斯传感器上，当瓦斯超限或出现监控系统报警时，要按规定安排撤人，并按查明原因进行处理。
（六）、运输巷须按规定安设瓦斯断电仪，上隅角须悬挂瓦斯报警仪，班组长须携带瓦斯检测仪并正确使用，仪器灵敏可靠。
（七）、工作面运输巷安装甲烷传感器。
六、综合防尘
（一）、工作面运煤系统各装载点必须按装喷雾装置。
（二）、工作面必须用好降尘装置。
（三）、工作面运煤巷、行人巷管路，每隔50 m留一插头，定期冲洗巷道内浮尘。

第 三 节 顶板管理

一、支护用品使用管理
（一）、进工作面支柱，必须检