旺苍县明源煤业有限公司1191采煤工作面设计说明书.doc

旺苍县明源煤业有限公司1191采煤工作面设计说明书第一章 概 况第一节 工作面位置及周边开采情况一、工作面位置及井上下关系见水平名称+740水平采区名称11采区地面标高+990m井下标高+745地面相对位置地面有一条季节性的小溪沟从工作面经过，地表被子植物和树木生长茂盛，无农田、水利等农业设施回采对地面设施的影响该回采工作面采后对地面设施、地表植被无任何影响。井下位置及与四邻关系该回采工作面位于首采区740东二石门，东：以740东二石门以东80米为界。西：以740东一石门为界。南：以+740m水平为界。北：以+795m水平为界。走向长度/m500 倾斜长度72m面积/m236000 二、周边开采情况该工作面位于+740m水平至+795m水平，由东向西开采。+795m水平以上为采空区，中间有20m防隔水煤柱，该工作面下部煤层未开采。+740m至+795m水平9#煤层上部为7#煤层，间距为35m-45m，平均40m,7#煤层现在正由东向西开采，9#煤层下部为11#煤层，间距为26m-32m,平均30m,未开采。第二节 工作面开采方式及时间该工作面的运输巷和回风巷于2011年4月在公司修改设计前已布置，工作面开切眼已形成，为木材支护，因时间较长，巷道局部地段可能有垮塌，需对上下平巷用工作面开切眼进行维修和将木材支护更换为11#矿用工字钢支护，工作面开切眼更换为单体液压支柱。维修更换巷道内支架所需时间为2月，计划该面在2014年7月初布置完成，进行回采，计划回采时间为14个月。该煤层倾角为48-55，急倾斜煤层，工作面由东向西后退式回采，采用俯伪斜走向长壁采煤法，放炮落煤，工作面煤炭采用自溜至工作面运输巷装车运至地面煤仓，支护材料为单体液压支柱，在工作面运输巷内安装乳化液泵站。第二章 地质概况第一节 煤层及顶底板情况一、工作面煤层情况煤层厚度0.8-1.0m,煤层结构简单煤层倾角/(o)52开采煤层9#硬度中煤种贫瘦稳定程度稳定煤 层情 况描 述该煤层位于上三叠系须家河组第五段第三亚段（T3SJ53），该煤为半亮型煤，具有玻璃光泽，结构简单，含夹矸3层，夹矸为钙质粉砂岩，厚度为0.15。该煤层走向近似东西走向。二、煤层顶底板顶底板名称岩石名称厚 度/m特征基本顶粉砂岩3-5稳定直接顶粉砂岩1-1.5性脆,层理发育伪顶炭质页岩和泥岩0.1易垮落直接底粉砂岩稳定基本底粉砂岩第二节 矿井地质一、地质构造情况矿区位于龙门山北东向（华夏系）构造带，和米仓山东西向构造带的交汇部位，位于大两会背斜南冀，地层呈单斜层状构造，褶皱轻微，断层稀少。为一简单的单斜构造。地层走向与区域构造线方向基本一致，断层及褶皱不发育，但古河床冲刷带对矿井开采有较大影响。地层走向近于东西，倾向南，上部倾角为6243，下部5332，向深部倾角逐渐变缓。现将各构造特征详述如下： 1、 褶皱（曲）及地层产状特征井田内尚未发现大的褶皱（曲），地层产状与煤层产状基本一致，沿走向及倾斜方向均有幅度不大的挠曲。由于煤层局部产状的变化（产状变化于1701903658）以及煤层在不同标高上倾角的变化，使煤层沿走向和倾向呈舒缓波状起伏，但这些构造对矿井开采的影响甚微。2、断层在井田勘探和生产中均未发现对煤层开采有较大影响的中型以上断层。在生产井田揭露中，各煤层中均发现一些小型逆断层，但落差一般水小于1.5m，这些小型断层造成夹矸和煤层重复，延伸长度、范围较小，故对生产安全影响较小。总之，本区的地质构造较简单，对采掘的布置、开采、接替的影响不大。3、 构造对煤层、煤质以及采掘的影响本区内地质构造发育的规律是地层产状单一，褶皱不发育，仅在其走向和倾向上略呈波状起伏，断层大多为发育于煤层内的小型断裂。从已揭露的情况来看，煤岩层的产状变化对采掘的影响甚小，只是在煤层呈波状起伏时的波峰、波谷地段，煤层伪顶增厚，灰份增高，对煤质略有影响。二、水文地质1、概况本区水文地质条件在四川省水文地质及地下水资源图中，属东部盆地之盆东岭谷岩溶水、裂隙水亚区，特征为干旱少雨水源缺乏，补给主要靠大气降水，因全球气候变暖，降水量有逐年减少的趋势。区内地下水以含高水头裂隙孔隙承压水为主。赋存于侏罗系中、下统和三叠系上统岩屑砂岩、砾岩含水层之中。受大气降水垂直渗透补给，自北而南运移。在矿井附近由于受矿井开拓的影响，地下水天然流场发生变化，则向矿坑排水方向流动。矿区砂岩和砾岩裂隙相对较发育，利于地下水的补给，储存和运移，划为含水层；泥质岩类除浅部含弱风化裂隙水外，一般结构致密，裂隙不发育，划为隔水层。区内主要含水层有：侏罗系下统白田坝组（J1b），厚层块状砾岩及岩屑砂岩含水层；三叠系上统须家河组第五段（T3xj5），泥岩屑粉砂岩、中粒钙质岩屑为主，夹深灰色薄层状泥岩及粉晶灰岩，含水层对矿井有直接充水影响，为直接含水层。区内主要隔水层有：侏罗系中统千佛岩组(J2q)；侏罗系下统白田坝组 (J1b)；三叠系上统须家河组第一岩性段（T3xj1）岩层中的粘土岩，泥质粉砂岩，粉砂岩类岩层为隔水层。由于各含水层内均有隔水层存在，且隔水层厚度15m，层厚稳定，隔水性能良好，故各含水层在天然条件下，一般不直接联通，相互联系较差。裂隙的发育程度对于含水层富水性有决定性意义，张性裂隙多见于砂、砾岩含水层中，裂隙一般宽0.53.5mm，极少数达510mm，常被方解石或泥质等半全充填。矿区裂隙发育程度普遍随深度增加而减弱，含水层富水性亦相应减弱。区内虽然沟谷发育，多为季节性冲沟。常年性河流附近留有保安煤柱，在矿井浅部开采过程中尚未发现地表水直接渗入矿井情况，深部开采，地表水对矿井直接充水影响不大。2、 直接充水含水层矿区对煤层开采有充水影响的直接充水含水层有四组：现从新到老分别分述如下：号含水层由白田坝（J1b）下部的灰白色中粗粒岩屑砂岩，杂色块状巨砾岩组成。平均厚172m。地表风化裂隙不发育，有少量构造裂隙。矿井揭露该层时，显滴水和淋水状态。从矿山生产情况得知该含水层由浅部至深部富水性呈逐渐减弱的趋势。该含水层出露于地表，受大气降水补给，主要以矿坑水和泉的形式排泄。矿井揭露该层时，仅显滴水和淋水状态。是5号煤层的直接充水含水层。水质为重碳酸盐钙镁水。号含水层7号煤层之上为中厚层状砾岩，地表风化，构造裂隙较发育，是7煤层开采的直接充水含水层，该含水层富水性从浅部到深部逐渐减弱，深部富水性较弱。该含水层受大气降水补给，主要以矿坑水形式排泄。但受水条件差，不利于大气降水补给。该层与号含水之间有隔水层存在岩石致密，无充水空间，隔水性能良好。两者之间无水力联系。水质为硫酸盐钙、镁水及重碳酸盐、硅酸盐钙、镁水。号含水层号煤层顶板至须家河组第四段顶界，岩性主要为钙质粉砂岩、厚层状粉砂岩和细砂岩组成。厚41.5m124.8m，一般为71m，地表风化裂隙和深部构造裂隙发育。该含水层受大气降水补给条件差，裂隙不甚发育，地下水以储水为主，富水性较弱，仅对矿井主运输大巷有充水影响。水质为硫酸盐钙、镁及重碳酸盐，硫酸盐钙、镁水。号含水层由三叠系上统第四段（T3xj4）灰色中巨厚层状中粗粒岩屑石英砂岩组成，层面裂隙，岩溶裂隙不发育。富含地下水，突水性较强。该含水层位于煤层以下且相距较远，又有T3xj5隔水层，对煤层充水影响不大。水质为重碳酸钙水。总之，泥页岩类富水性差，为相对隔水层；白田坝组和须家河组的岩屑砂岩、粉砂岩和砾岩为含水层，富水性中等。矿区水文地质条件属简单。3、主要隔水层 矿区砂岩和砾岩裂隙相对较发育，有利于地下水的补给、储存和运移，划为含水层；泥质岩类除浅部含弱风化裂隙水外，一般结构致密，裂隙不发育，划为隔水层。 区内主要隔水层有：侏罗系中统千佛岩组(J2q)；侏罗系下统白田坝组 (J1b)；三叠系上统须家河组（T3x）岩层中的粘土岩，泥质粉砂岩，粉砂岩类岩层为隔水层。由于各含水层内均有隔水层存在，且隔水层厚度15m，层厚稳定，隔水性能良好，故各含水层在天然条件下，一般不直接联通，相互联系较差。 裂隙的发育程度对于含水层富水性有决定性意义，张性裂隙多见于砂、砾岩含水层中，裂隙一般宽0.53.5mm，极少数达510mm，常被方解石或泥质等半全充填。矿区裂隙发育程度普遍随深度增加而减弱，含水层富水性亦相应减弱。 4、地表水与地下水的补给、排泄 该区气候温和，降雨量充沛，大气降水是该区地表水、地下水的主要补给水源。区内地形坡度较陡，大气降水均汇聚于沟谷，流入河流、溪沟。由于该区坡度较陡，有利于地表水的排泄，不利于地下水的补给。 根据四川省煤田地质局135队2012年7月提供的旺苍县明源煤业有限公司水患现状调查报告，我矿井水文地质条件复杂程度为中等,水患危险等级为级,矿井水害威胁主要为地表水和老空水，公司按规定配备了探放水设备、人员，进行了探放水工程设计和施工。第三节 隐蔽致灾因素一、瓦斯涌出情况根据在布置9#煤运输巷、回风巷及开切眼过程中的瓦斯涌出情况以及周边矿相近水平开采该煤层的瓦斯涌出情况分析，9#煤层瓦斯绝对涌出量0.1m3/min，相对涌出量2.3m3/t,用通风的方式能排出煤层瓦斯涌出，确保瓦斯浓度不超过规定。二、煤尘爆炸性和煤层自燃倾向性经四川省对该煤层的鉴定结论：9#煤尘无爆炸危险，自燃发火倾向为级，属不易自燃煤层。三、地温危害根据实测井巷和工作面温度在18-21，该工作面回采过程中无地温危害威胁。四、冲击地压根据矿井现场和周边矿相近水平开采情况，未发生过冲击地压。第三章 巷 道 布 置一、巷道布置概况及开采方向11采区740水平东翼走向长500米，在740东主要运输巷布置有一条巷道用石门与9#煤连通，石门全长65米，用于工作面运输、通风、以及管线电缆的铺设，在+795水平布置有石门揭穿9#煤层，主要用于运输材料、回风、行人。该工作面由东向西后退式开采。二、主要运输巷布置该工作面主要运输巷为740东翼主要运输大巷，全长500m，巷道形状为梯形,净断面:上宽2m,下宽2.6m,高2m,断面积为4.8,11#矿用工字钢架厢支护,厢距为1m,背帮接顶严实三、工作面运输巷工作面运输巷为+740m1191运输巷，沿9#煤层布置，11#煤矿工钢支护，主要用于9#煤的进风、行人、运输、乳化液泵站及管线铺设和铺设防尘管线电缆等。巷道形状为梯形,净断面:上宽2m,下宽2.6m,高2m,断面积为4.8,11#矿用工字钢架厢支护,厢距为1m,背帮接顶严实四、工作面回风巷工作面回风巷为+795m水平1191回风巷，沿9#煤层布置，主要用于工作面回风行人等。巷道形状为梯形,净断面:上宽1.8m,下宽2.4m,高1.8m,断面积为3.8,11#矿用工字钢架厢支护,厢距为1m,背帮接顶严实五、工作面开切眼在1191运输巷沿9#煤层真倾向上掘进至1191回风巷，长度为65m,巷道形状为矩形,净断面:宽1.5m,高0.8m,断面积为1.2,采用双排单体液压支柱支护,支拄的间距和排距为0.8m。六、溜煤眼八字眼在1191运输巷内沿9#煤层向上掘进5m立眼，然后按伪斜35度掘进10米和工作面连通，作为溜煤、通风用。巷道形状为矩形,净断面:宽2m,高0.8m,断面积为1.6,采用双排单体液压支柱支护,支拄的间距和排距为0.8m。工作面溜煤八眼至少要布置3个,一个溜煤,一个行人通风,一个作为备用.每个溜煤八字眼相互连通。第四章 主要技术参数一、采煤方法及其依据:该煤层为急倾斜煤层，直接顶和直接底岩性较为稳定，不易垮落，工作面采煤方法选用俯伪斜走向长壁分段密集采煤法,该采煤方法有利于工作面顶板管理。二、采煤工艺1、工作面布置工作面采用俯伪斜分段密集采煤法,工作面呈俯伪斜状,伪斜倾角为35度,工作面倾斜长100米,沿走向方向进行回采.,工作面每隔2.5米(垂直距离)布置一段分段密集。工作面密集至煤壁段用两排稀支支护。2、工艺流程：打眼装药爆破处理安全、临时支护攉煤支柱回柱。3、采高和循环进度（1）、根据11煤层厚度、顶底板岩性及开采方式，9#煤采高为1米。（2）、循环进度：0.8米/班。4、落煤方式根据煤层赋存情况及生产实际，采用打眼爆破落煤，打眼工具使用MZS-1.2型煤电钻和1.2米长的麻花钎子。（1）、炮眼布置方式：三花眼布置,眼距0.5米（2）、使用2号煤矿乳化炸药，药卷规格为32 mm200mm，重200 g/卷，前-段(总延期时间不超过130ms)毫秒延期电雷管引爆，MFB一100型发爆器起爆。（3）、爆破方法：分组(10个)串联联炮，一次只能起爆一组；毫秒延期、正向装药正向爆破。爆破说明表：项目眼距眼深距底眼数炮眼角度电雷管水炮泥炸药炮泥炮眼布置方式装药结构联线方式一次起爆个数水平垂直每眼班耗黄泥单位毫米个度个个千克毫米数量600100030012575151251250.225500三花眼布置正向串联十个5、装、运煤采面放炮落煤后，由人工攉煤装入工作面搪瓷溜槽，煤炭在工作面采用自溜进入溜煤眼内，下平巷采用一吨U型矿车装煤，5T蓄电池机车牵引运输。三、储量、服务年限及生产能力(一)储量1、工作面工业储量 工作面工业储量A=500721.40.9=45360吨2、工作面可采储量工作面回采率为97%,可采储量为44000吨.(二)工作面服务年限工作面的服务年限=（可采推进长度/设计月推进长度）/12=(500/40)/12 =1.04年(13月3、工作面正规循环生产能力1000.811.40.97109（吨）式中工作面正规循环生产能力，吨；工作面长度， 米；工作面循环进尺，米；工作面采高，米；煤的密度， /3；回采率，%。四、作业制度(一)作业方式采用自采自准，昼夜二循环，日进度1.6米，循环进度：L= 0.8米。循环作业图表附后。(二)劳动组织劳动力配备表工种工作内容循环工作量劳动定额劳动力配备单位数量标准系数作业定额实用打眼工打眼装药放炮吨10932.1132.13.43攉煤工选矸攉煤吨10930.271.133.33. 33支柱工采面支柱稀支根1004009363.085密集865650.41.98移溜工采面移溜米100701771.32回柱工采面支柱回 柱稀支根100561561.982密集8694941.06合计15工人出勤表工 种循环出勤早班中班夜班合计打眼装药放炮336选矸攉煤224采面支柱5510移溜1兼1兼2兼支密集3兼3兼6兼回 柱3兼3兼6兼放接煤112运料工及 泵站司机112机车司机112班长和验收员2兼2兼4兼单支管理员1兼1兼2兼掘上下出口44合 计30第五章 工作面设备选型及技术特征第一节 支 护 设 计一、单体支柱工作面的支护设计1、支护强度计算： P=8mr=8125=200(KN/)式中：m工作面平均采高(m)；r上覆岩石平均容重(KN/m3)； P=EMLrCon/100L1(Kp-1)=11(4.3+2)2600Cos52/1004.3(1.4-1)=49(KN/)式中：E周期来压安全系数，取12；M工作面平均采高(m)；LL1+L2 ；L1采场悬顶距(m) 最大控顶距；L2采空区悬顶距(2m)；r上覆岩石平均容重，取2600 Kg/m3；煤岩真倾角 (度)；KP垮落岩石碎胀系数，取1.21.45；由以上计算取P=320KN/m2作为支护密度设计依据。2、支护密度计算n=P/R=200/294=0.68根/m2)式中：P支护强度(KN/m2)；R支护承载能力(KN/根)；3、支护间距根据工作面炮眼深度，眼长为1.2m，眼深为1200Sin75Con15=1.078m，炮眼利用率为80%，则有效进尺为0.927m，故定排距为0.9m，当炮道超过0.5m或冒落高度大于0.2m时，应打贴帮点柱或接实顶板。根据排距1m和允许误差及计算的支护密度得柱距为1/(1.150.9)=0.97 m。依据11#煤层顶板岩性(防止漏档)的实际情况，取柱距为0.9m。根据采高为0.8-1m，确定选用DZ10规格支柱，支柱初撑力不小于90KN。二、乳化液泵站设计1、液压管路：泵站1191运输巷工作面下出口工作面。2、泵站及管理要求：、泵站设备的维修管理由机电队负责。、泵站司机持证上岗，严格执行操作规程及交接班制度，必须配带乳化液浓度计且认真填写乳化液浓度检查记录。、泵站压力为18，乳化液浓度达到23，有配比和检测手段，泵站周围不得有积水、杂物。、泵箱的自动给液装置应配备齐全完好，严禁开空泵、漫油箱。、开泵前检查泵站的液压系统各部件，达不到完好标准不准开泵。、注液枪及管线设专人管理维护，管线吊挂整齐。、液压管路无跑冒滴漏现象，密封圈和油管损坏后及时更换。、泵压由检修工调定，其他人员不得调整，正常情况下只准开一台泵，另一台备用，若有损坏及时修复。、更换液压管或液压管密封，应停油泵或关闭断路阀。第六章 设备布置第一节 工作面支护及采空区管理1、工作面支护根据煤层和采区设计，采用DZ系列单体液压支柱戴帽点柱和分段走向密集支护，木帽规格为50010050(mm)。工作面采用34排控顶，最大控顶距为3.2m，最小控顶距为2.3m，放顶步距为0.9m。2、支护质量要求工作面支柱应打成直线，稀支排距为0.9m，柱距为0.9m，偏差均不超过100mm。分段密集间距2.5 m（垂直距离）,密集支护支柱间距0.3 m（中对中）。沿走向方向布置，密集支柱线与水平面呈3-5度夹角，靠近煤壁侧高,采空区侧低,以防矸石进入工作面。在分段密集上面用矸石堆码矸石垫层,垫层厚度不小于0.2米,以防上方矸石垮落打垮分段密集支柱,同时在分段密集靠近煤壁处用矸石彻码矸墙。工作面上端头煤壁应打贴帮支柱，支柱间距为0.8 m，并用排柴背实。八字眼采用双排点柱支护，排距1m，柱距1m，煤壁处用排柴绞紧。支柱支设应垂直顶底，并迎山有劲，迎山角35，工作面支柱必须全承载。同时应将支柱用钢丝绳连接一起，防止倒柱。、支柱打在实底上，硬底要有麻面，软底要穿鞋（支柱钻底量不得大于100 mm），打紧打牢，保证初撑力达到要求。、煤层变化时必须及时更换适应采高的支柱，防止支柱超高使用或压成呆柱。活柱伸出量不小于150 mm。不得使用折损的坑木，失效的支柱，一旦发现立即更换。临时支柱的位置应不妨碍架设基本支柱，基本支柱未架设好不准回撤临时支柱。临时支柱排距不超过0.9m，柱距不超过1.2m。3、采空区处理采用全部垮落法处理采空区，若采空区沿走向方向超过10米还未垮落，应采用强制放顶使顶板下落充填采空区。第二节 工作面及运输巷内设备布置1、工作面及运输巷设备配置表设备名称规格型号单位数量用途主要技术参数煤电钻1.2台2打眼额定电压127额定功率1.2KW煤电钻综合保护ZZ8L-4.0台3打眼防爆开关台2控制局部通风机、风电闭锁局部通风机FBD-5.0台1掘工作面超前八字眼功率25.5kw搪瓷溜槽2001.2匹84工作面溜煤单体液压支柱系列根678工作面支护初撑力90乳化液泵站-80/200台1工作面支护额定电压660额定流量80L/min额定功率37KW2、工作面运输巷安装15kw/m轨道.采用蓄电瓶机车运输,采用1吨“U”矿车装运煤炭。第七章 运输系统一、煤炭运输：由工作面搪瓷溜槽自溜到1191运输巷装入矿车，1191运输巷使用3T蓄电池机车牵引经740运输石门、740东主要运输巷大巷、740水平主要运输大巷、740主平硐到地面煤仓。二、材料运输：地面740主平硐740下车场材料上山795中车场795回风石门1191回风巷工作面第八章 一通三防及安全监控一、通风系统（一）风量计算1.按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算：Q=100qk= 1000.15 2=30 m3/min。2.按工作面温度计算：Q=60vS= 60 1（1 3.8）=228 m3/min。3.按工作面每班工作最多人数计算：Q=4n= 416=64m3/min。4.按炸药用量计算：Q=25A=252=50 m3/min。5.按风速进行验算：（1）按最低风速验算，工作面的最小风量：Q15S=153.8=57 m3/min。（2）按最高风速验算，工作面的最大风量：Q240S= 2403.8=912 m3/min。6.确定工作面实际需要风量：工作面实际需风量为 228 m3/min。（二）通风路线工作面新鲜风流：地面740主平硐740主要运输大巷740东主要运输大巷1191运输巷工作面；工作面回风流：工作面1191回风巷795回风石门828主要运输大巷回风上山940回风平硐风井主要通风机地面。二、瓦斯防治1、工作面设瓦斯检查点：工作面进风、工作面、工作面回风、乳化液泵站及开关点、1191回风巷尾巷、工作面放炮一炮三检、1191运输巷尾巷等七个检查点。2、工作面瓦斯检查每班不少于2次，每次应及时将检查结果填写在瓦斯检查记录牌上，每次放炮时都必须进行一炮三检，取三次最大瓦斯和二氧化碳浓度填写瓦斯手册并由当班班长签字。 三、安全监测监控1、 队干及管理人员、放炮员、班长每班下井应携带便携式瓦斯报警仪、工作面上隅角应悬挂便携式瓦斯报警仪不间断的监测瓦斯。2、工作面甲烷传感器设置在距上安全出口不大于10米的回风巷中。3、工作面回风甲为烷传感器设置在795回风石门距795车场1015米。 4、甲烷传感器必须垂直悬挂，距巷道顶部不大于0.3米，距巷道两帮不大于0.2米，其报警浓度为大于或等于1.0 %，断电浓度为大于或等于1.5%，复电浓度小于1%，当工作面及回风巷瓦斯浓度超限时，能切断工作面及回风巷瓦斯浓度超限时，能切断工作面及回风巷所有电器设备的电源。 四、综合防尘系统（一）防尘管路系统1、940地面防尘水池940回风大巷回风上山828主要运输巷795回风石门1191回风巷2、940地面防尘水池940回风大巷回风上山740主要运输巷740运输石门1191运输巷（二）防尘措施1、在1191采煤工作面上、下平巷各安装两组净化水幕，净化水幕应能覆盖全断面，并成雾状，唬嘴安装方向应与风流方向相对，以更好的净化风流。2、工作面放炮应使用水煤泥。3、工作面的风速就保持在1/s。4、作业人员必须佩戴防尘口罩，做好个体防护。5、每月用水冲洗巷道内积尘。6、作业人员应爱护防尘设放，若有损坏要及时更换。五、防灭火系统工作面防灭火水采用防尘水，水路系统是防尘系统。具体的措施如下：1、及时清理浮煤，定期冲刷巷道。2、井下使用易燃物(如棉纱、润滑油、布头、纸等)必须存放在盖严的铁桶内，用过的棉纱布头和纸也必须存放在盖严的铁桶内，并由专人定期送到地面，不得乱扔乱放，严禁将剩油、废油留在巷道内。3、严禁明火作业和电器失爆。4、任何人发现井下着火时，首先应采取一切可行的方法直接灭火，若电气设备着火时，必须先切断电源，然后用砂子灭火。5、严禁使用变质的炸药，以防拒爆燃烧。6、在+740m井口地面和+740m西一石门处各建立消防材料库，库材料要充足，定期进行检查。第九章 排水系统工作面和上下平巷的水采用水沟自流的方式排水。1、1191回风巷排水线路1191回风巷795回风石门回风上山740主要运输大巷740主平硐地面2、工作面及1191运输巷排水线路工作面1191运输巷740运输石门740主要运输巷740主平硐地面第十章 供电、通讯系统一、工作面设备容量计算1、工作面及运输内设备：(1) -80/200型乳化液泵站,功率为37kw。(2)FBD-5.0局部通风机,功率为25.5kw(3) 1.2型煤电钻2台,功率1.2kw,。(4)工作面设备容量为50.4kw。2、供电线路工作面供电由井下中央变电所经740主要运输大巷、740运输石门、1191运输巷向该工作面及上下平巷供电3、通讯在1191运输巷和1191回风巷各安设一台防爆电话与调度室直接相通。第十一章 人员定位和压风自救系统第一节 人员定位系统公司安装了kj133人员定位系统, 在1191运输巷和回风巷内安装一台KJF82A型矿用本安型读卡器,读卡器吊挂在距碛头100米的支架上，每位作业人员配备一张KGE39A标识卡,随身携带保管好，用于定位作业人员。作业人员必须爱护人员定位系统设备设施，严禁随意损坏和撤除，若有损坏要及时向调度室或带班领导汇报。第二节 压风自救系统一、公司建立压风自救系统1、在+740主井口地面安装三台MLGF-10压风机作为矿井压风自救系统供风用。2、压风管路应采用钢管，并应进行许用压力验算。3、 压风自救系统的管路规格应按矿井需风量、供风距离、阻力损失等参数计算确定，同时应满足，主管路直径（指内径，下同）不小于100mm，采掘工作面管路直径不小于50mm。4、矿井压风自救系统空气压缩机为一类用电负荷，应有两回路直接由变（配）电所不同母线段馈出的供电线路，线路上不应分接任何负荷。5、适用的压风管道供气压力为0.3MPa0.7MPa，当供风管内压力超过0.7MPa，必须设置减压装置，在自救系统最远点供气压力应不低于0.3MPa。二、压风自救装置1、井下选取用ZY-J型防护袋式压风自救装置，每台装置的供气量在100L150L/min 范围内。2、压风自救装置工作时的噪声应小于85dB。3、压风自救装置安装在工作面巷道内压缩空气管道上，安装地点应在宽敞、支护良好、没有杂物堆积的人行道侧，人行道宽度应保持在0.8m 以上。4、1191回风巷在距采面上安全出口以外25m40m 范围内设置一组压风自救装置；在1191采面进风巷在距采面下安全出口以外50m100m 范围内设置一组压风自救装置。5、 自救袋的安装高度应在1.01.2m，安装间距不得小于0.8m,防护袋长度不得小于0.8m。6、 1191回采工作面压风自救装置的安装数量为16 台。7、 压风自救系统阀门扳手要在同一方向且平行于巷道。8、压风自救装置应具有减压、节流、消噪声、过滤和开关等功能。面罩材料应符合GB/T2626-2006 的规定，防护袋材料应符合MT 113 的规定。 9、每一处的压风自救装置的安装数量应8 台。三、压风自救装置检查和调试1、安装完毕后要检查各部件连接是否牢固，连接处是否密封，管理路有无漏气，防护袋有无破损，呼吸气路是否畅通，开关把手是否灵活可靠，位置方向是否正确，如有错误应及时改正。2、每班作业前，首先要检查自救系统装置是否完好，附近顶板、巷道两帮、支护是否安全，发现隐患及时整改。3、呼吸器检查：打开送气手把开关，测试人体对风速流量的适应程度，如感到不适，可以通过呼吸器底部圆孔，调节弹簧座，以此来调节流量，直到感到呼吸舒适为止，调节好后，关闭开关。四、使用当井下发生瓦斯、煤尘、火灾等事故时，来不及撤离灾害影响地点的人员应立即进入附近的自救装置内，打开通气开关，再打开防护袋，迅速将头伸进防护袋内躲避灾害等待救援。当使用完后，将开关把手置于“关”的位置。第十二章 主要经济技术指标 主要经济技术指标表序号名称单位数量序号名称单位数量1采面走向长50016出勤率902采面倾斜长10017采面效率/工6.33煤层容重/31.418回采效率/工4.84煤层有益厚度1.019坑木循环耗30.35煤层生产能力/21.420万吨坑木耗3356煤层倾角度5221炸药循环耗18.757平均总厚度122万吨炸药耗2069.58循环方式自采自准23雷管循环耗发1259循环进度0.824万吨雷管耗发1379710循环产量10925乳化液耗元/吨11循环率9026采面回采率9712日产量22027万吨电耗度13毛煤灰分3928单支数量根67814毛煤含矸829单支丢失率0.515在册人数人3830单位成本元/吨第十三章 顶板管理第一节 工作面顶板控制 一、控顶方法1、护顶方法及材料规格单体液压支柱配合木帽支护，支柱为矩形布置，采用34排控顶管理。2、材料规格及控顶参数。材料规格和控顶参数。项目支柱型号木帽规格柱距排距参数DZ10（）350010050900900项目支护密度根/支护强度/初撑力/根参数0.6820090二、顶板管理参数项目阶段控顶距/初撑力（/根）放顶步距()顶底板移近量（/）端面距()最大最小初次放顶3.22.3900.8100300正常回采3.22.3900.8100300二、回柱放顶方法（一）、回柱方式：采用人工远程分段回柱（二）、回柱顺序：由下向上，由采空区向煤壁撤除支柱。 （三）、操作方法及准备工作1、备齐回柱工具（卸载手把，手镐，掏扒、钢丝绳、葫芦）。2、认真检查从煤壁到采空区的支护状况，倒柱、缺柱补齐。3、将搪瓷溜槽和高压胶管移到第一排和第二排支柱之间安好。4、清理好退路，在分段接头处打好挡矸支柱并背严实。5、回柱前先用钢丝绳挷在被回支柱上，人员撤离在安全位置，启动卸载手把，然后用葫芦将支柱拉至工作面。（四）、技术要求1 、回柱顺序为由下往上，从采空区向煤壁逐根回撤。严禁提前摘柱或进入采空区作业。2 、人工分段回柱的分段距离不得小于15米，回柱时两人一组，一人回柱，一人观察安全。3、分段处应选在顶板完好，支护完整的安全地点。4、回出的支柱及时支撑在新密集上，打好斜撑柱和超前密集，超前密集采用隔空打空，新密集超前旧密集35米，支柱严禁倒放、堆码，确保人行道畅通。5、回柱后，工作面局部悬顶或冒落高度不充分时(冒落高度小于1.5倍采高，悬顶面积小于（25)，用丛柱或木垛加强支护。悬顶面积大于（25)时，必须采取强制放顶措施进行放顶。 (五)、安全注意事项1、回柱人员回柱时，回柱和监护人员都应站在顶板完整，支护完好，安全有退路的地点操作。2、遇呆柱时，先在呆柱旁边打好临时支柱，后采用挑顶或卧底的方法顺撤，严禁用炮崩或其它方法回撤。3、回柱过程中，要时刻观察顶板和支护状况，发现异常，应立即停止作业，及时处理。有安全威胁时，应立即撤出人员，待顶板压力稳定后维护好后再回柱。4、当顶板压力大时，卸载手把必须用牵引绳子进行远距离操作，缓慢卸载，牵引绳子的长度不得小于3米。5、严禁使用其它工具代替卸载手把操作。6、放顶时应注意防止支柱沿走向或沿倾向大量推倒支柱，必须打好斜撑支柱且迎山。密集切顶排支柱数量要够。7、回柱期间，不得进行与回柱放顶无关的工作。三、特殊支护1、密集支护。正常回采期间，采空区采用单排密集支护切顶，即在切顶排的基本支柱间掺12根支柱，形成密集。与正规支柱一样，打成直线，初撑力不小于90。2、丛柱。当回柱放顶后，顶板冒落不充分(小于1.5倍采高)或悬顶面积达252，应采用三角形或矩形丛柱加强支护。3、木垛。当工作面悬顶面较大时(沿走向10米、沿倾向15米)或顶板压力大且破碎以及过特殊地段时，应每隔5-8米架设一木垛加强支护。4、贴帮点柱。当煤壁与煤壁侧支柱距离大于500mm、沿倾斜方向长度大于1200mm时，在煤壁侧打点柱，柱距不大于900mm，支护质量达到正规支柱标准。第二节 运输巷、回风巷及端头顶板控制一、工作面上、下端安全出口布置及支护形式工作面下端安全出口布置为溜煤立眼和八字眼形式，在1191运输巷沿煤层每隔10米按真倾方向掘进5米，然后按伪斜35度坡度掘9米八字眼与工作面连通。八字眼内采用单体液压支柱点柱支护，柱距为1000mm，排距为1000mm，八字眼的宽度必须达到1200mm。工作面下出口个数不少于2个、不超过3个。工作面上出口采用立眼形式，即采面上端留5m煤柱，每间隔5m掘一出口与1191回风巷相通，采用双排点柱支护，支柱间距1 m,排距1 m,并用排柴绞紧,工作面上出口的断面为=长宽=12001000，新上出口和旧上出口的间距不得超过5m；具体尺寸详见支护剖面图。二、两巷及超前支护1191采煤工作面上下平巷距煤壁线以西20m范围内支架应完好，并进行超前加强支护，超前支护使用2.2m单体液压支柱双排支护，即在原巷道内每架的两个腿子处另加一根支护支撑支架横梁，加强支护必须打在硬底上，打摩擦支柱必须使用5T液压升柱器打紧打牢。三、上、下出口及两巷维护要求1、加强上、下出口管理， 工作面上下平巷以西20m范围内，保持巷道净高不低于1.6m，断面最低不小于设计断面的80%。2、两巷净高不小于1.8m，人行道宽度不小于0.7m，超前支护段，0.7m宽人行道侧安全间隙不够时，严格执行行车不行人措施。3、加强两巷维护，发现支架变形、梁头脱落、柱腿歪斜、片帮、漏顶要及时维护，确保两巷支护完整，无断梁折腿，无空帮空顶。4、巷道无积水，无浮矸杂物，单支、木帽、抬棚料、梁头、柱腿，排柴等材料和设备必须挂牌管理，固定地点堆放整齐，严禁乱堆、乱放。5、上平巷回收出来的支架及从工作面运出的坏单支，达到一定数量后，要及时装车运走。不得影响通风、行人及运输。四、备用支护材料数量及存放地点在回风巷距工作面3060m范围内必须经常存放一定数量的支护材料，其中单体液压支柱60100根，木帽200500个，木支柱50根(直径200mm、长12001400mm)，抬棚料1015根(长1200mm)，一定数量的排柴。此材料随用随补，保证数量；在巷道内应分类码放整齐，不得影响通风、运输和行人。第十四章 安全技术措施 第一节 一 般 规 定采面所有作业人员在开工前必须学习本规程，掌握规程规定，学习人员必须经考试合格后，才准上岗作业，否则必须进行补课达到合格方可上岗作业，工作面回采前应按规定在生产科领开工许可证。生产单位每月必须组织本队员工对本规程学习一次。一、交接班制度：1、对工作面的工程质量，安全状况以及遗留问题等，交班和接班班长、安全员、跟班队干必须在现场交接清楚。2、接班班组长开好班前会，详细布置各项具体安全、质量、技术要求，要做到责任到人，各负其责。二、其它规定1、风量必须满足正常生产要求，机电设备及有关生产和安全设施必须应完好。2、工作面严禁使用折损的坑木和失效的单体液压支柱；单体液压支柱入井前必须逐根进行压力试验。对单体液压支柱，在工作面回采结束后或使用时间超过8个月后必须进行检修，检修好的支柱还必须进行压力试验，合格后方可下井使用。3、工作面必须严格按规定的控顶距控顶，及时支护，严禁空顶作业。所有支柱必须架设牢固，严禁在浮煤、浮矸、或伪底上架设支柱。单体液压支柱的初撑力不得小于90。严禁在控顶区域内提前摘柱。对碰倒或损坏、失效的支柱，必须立即恢复或更换。4、严格执行敲帮问顶制度。每班开工前，班组长必须对工作面安全情况进行全面检查，确认无误后，方准人员进入工作面。5、工作面从开帮至回采结束，应备用木支柱(代坑直径为120140毫米)200根，其长度为11.6 m不等，分别存放于工作面上下平巷距安全出口50米范围内的安全地点，以便工作面来压时应急使用。6、乳化液的配制及泵站、管路的维护按相应的“操作规程”及“岗位责任制”执行，并落实专人负责，乳化液的浓度为23%，有现场配比检查仪器，并做好记录，泵站及液压系统完好，不漏液，泵站压力不小于18MPa，采面用液开泵，不用液则停泵，节约用液，禁止向大巷排放；7、加强机电运输设备的使用和保养制度，电气设备不失爆，并达到完好标准，运输设备严格按操作规程操作，不得违章，若损坏按有关规定进行处罚；8、加强采面工程质量管理，严格按“采煤安全质量标准化标准及考核评分办法”进行班班逗硬检查验收，工作面做到“三直一平两畅通，安全、完好、浮煤净”。特别要加强上下平巷、上下安全出口等处的管理，严禁煤碴或其它杂物堵塞。保持好文明生产，加强下巷浮煤回收，采面所有工作人员必须熟悉采煤安全质量标准化标准及考核评分办法。9、采面生产前，对爆破员、泵站司机、机车司机等特殊工种人员必须过经培训合格后方可持证上岗，并严格按操作规程操作，不得违章。10、工作面若遇顶板破碎时或当采高与使用单体液压支柱的高度不相符时，可采用代坑作临时支护，必要时还应架设抬棚，适当缩小柱距，工作面所使用的代坑支柱直径不小于120毫米。确保支护强度。第二节 顶 板一、顶板支护管理1、开工前班长必须对工作面的煤壁、支柱、顶板、爆破等安全情况进行详细检查，确认无危险后方准员工进入作业。2、严格执行敲帮问顶制度，严禁空顶作业，严防掉、冒顶伤人。3、架设支柱时，要注意顶板和临近支柱状况，发现异常立即处理。4、坚持“先支后回”，禁止“先回后支”，严禁在控顶区内提前摘柱。5、支柱必须支设在实底上，严禁支在浮煤浮矸上，硬底有麻面或柱窝，软底穿木鞋，支柱必须迎山有劲；炮道过宽时(大于500毫米)，应打贴帮点柱，炮道冒落高度大于200mm时，要采取接实顶板措施，同时注意防止帽儿盔。6、支柱要拉线打直，不准使用失效、漏液的支柱。7、支柱时要注意附近工作人员的安全。正规支柱未打上之前不准撤除临时支柱。必须做到打齐正规支柱以后再撤除临时支柱。8、煤壁采直刷齐，不留夹矸，伞檐不超过规定(长度超过1.0m时、最突出部份不得超过150mm)，严防片帮伤人。9、不得随意丢留顶、底煤。10、所有到工作面的人员严禁从炮道行走。二、放顶线管理1、切顶排密集支柱数量足够且打成直线，保证支护强度。2、工作面支柱必须保持全部承载。3、当悬顶面积达252或冒落不充分时必须有特殊支护。三、支护用品使用管理1、进入工作面的支柱必须检查合格方可下井，严禁不合格的支柱进入工作面。2、新入井的支柱，三用阀必须上紧，防止迸出，第一次使用时，支柱支设应先将柱升降（最大行程）23次，排净柱腔内的空气，才能使用。3、工作面支柱数量足够，每班应作相应补充，失效支柱及时更换。4、单体支柱在搬运时要轻拿轻放，严禁碰撞，严禁用锤等物品敲打柱缸和柱体。5、严禁单体液压支柱超高和超低使用。6、不同类型或不同性能的支柱，严禁混用，特殊地段除外，支柱活柱升出量不得小于150毫米。7、严禁使用不合格的支柱，发现漏液及损坏的支柱，要及时更换。8、工作面坏单支及时运出，达到一定数量后运出地面，并补充完好的支柱。四、采面攉煤、支柱工安全措施1、攉煤前，必须首先检查工作地点的支柱、煤壁、顶板、老空悬顶等情况，严格执行敲帮问顶制度。发现不安全情况，必须先处理好后才能进行攉煤工作。2、攉煤工必须在安全支柱的保护下工作，做到边攉煤边支柱，并认真处理伞檐和松动的煤壁 ，严禁空顶作业。3、做到经常性敲帮问顶，经敲帮问顶查明顶板情况后，如顶板无松动、断裂或离层等正常情况下时，必须支设好临时安全支柱，临时安全支柱的柱距不得大于1.2米，排距不得大于1.0米；若顶板有松动、断裂或离层，工作面压力大、顶板破碎时必须及时支护，同时在正规支柱的基础上缩小支护间距，增加支护密度，防止漏档；必要时架设抬棚支护，也可加打丛柱或木垛以加强支护。4、攉煤时遇有瞎炮、丢炮时，必须通知放炮员进行处理，严禁手拉、镐刨或用锨挖。待按规定处理好后，才能工作。5、攉煤中如发现浮煤中有丢失的炸药