2011鹤岗市现在煤矿放顶煤开采设计.doc

鹤 岗 市 现 在 煤 矿放顶煤开采设计鹤 岗 市 现 在 煤 矿二O一年三月三日鹤岗市现在煤矿放顶煤开采设计一、矿井概况矿井鹤岗市现在煤矿位于兴山区北部，矿井始建于1994年，开采煤层为7、8两煤层，矿井六证一照齐全有效。矿井的主井井口标高为+331.8m，副井井口标高为+333.8m。矿井最低标高为+148m。提升方式：斜井单钩串车提升。通风方式：中央并列压入式。采煤方法：后退式走向短壁，工作面支护采用“”型钢梁与液压单体、对棚配套支护顶板，柱距、排距均为0.8m。根据煤矿安全规程及上级有关的法令、法规规定，特编制回采工作面放顶煤开采设计。二、煤层与煤质7号煤层：为复煤层，夹石较少，靠近底板1.3米处有数层夹石，煤质较好。煤厚为3.894.51米，倾角6，煤层顶板为粗砂岩，底板为细砂岩，与下部8号煤层间距为815米；8号煤层：为复煤层，顶板下0.4-0.5米处有一层0.1米的夹石，呈褐色，较稳定。原始煤厚为1.311.73米，倾角6，煤层顶板为粉砂岩，底板为细砂岩。下距13号煤层4585米；7号煤层的煤种为1/3焦煤，灰分13.41%，挥发分35.35%，硫含量0.13%，发热量27.6329.45MJ/kg。8号煤层的煤种为1/3焦煤，灰分10.8%，挥发分33.83%，硫含量0.68%，发热量33.2MJ/kg。三、地质构造该矿区位于兴凯湖布列亚山地块上的老爷岭地块，佳木斯隆起带上的太平沟隆起鹤岗凹陷中部。矿井地质构造简单，多以断层为主。并有轻微的褶曲。主要断层有： F49（矿界断层）、F19、F20、F21、。特征见下表：断层产 状落差（m）走 向倾 角倾角性质F49N2060NE35正70F19N2545NE10正1020F20N2550NW20正2040F21N1030SE20正1535 矿区范围内由于地质构造复杂，开采过程中，应认真对照，断层附近注意压力及有害气体的变化。详细探明断层的走向、倾向及伴生其它构造。四、采煤方法的选择 （一）、采煤方法 1、根据区域煤层赋存条件，采用走向短壁全部垮落法。矿井开采的7#层煤层厚度在3.894.51米，倾角6，发火期8-12个月，符合煤矿安全规程及有关法令、法规，放顶煤开采的规定。 2、矿井煤质中硬且采空区冒落高度能够达到采高的1.5倍。 3、煤层倾角缓，区段面积小，回采速度快，采放比符合煤矿安全规程规定。（二）、采煤工艺1、工艺流程：打眼摘中心柱推溜子 打中心柱打斜戗柱挂超前网装药放炮串梁打基本柱2、落煤方式：放炮落煤3、装煤方式：人工攉煤上溜子,4、运煤：工作面溜子顺槽溜子煤仓装车主井地面。5、爆破说明书：1）打眼、装药方法及要求工作面采用人工打眼，采用正向装药。 炮眼布置：工作面采高2.0m，打眼范围在工作面硬帮，每循环打眼个数及角度、装药量见回采规程中的爆破说明书及火药消耗基础表。 装药规格要求：雷管品种采用煤矿许用8瞬发电雷管，火药采用煤矿许用乳化炸药。五、水文地质 1、矿区内无含水层。采动揭露的F49断层，通过生产实践观察基本上不导水。地下水主要为裂隙含水，采区范围内与地面无直接水力联系，其地下水来源于地面雨水通过岩层裂隙渗透而成，由于没作试验，渗透系数不清，采区范围内单位涌水量为0.21.0立方米/小时。涌水形式基本以滴水为主。2、该范围内的兴山矿旧采区，与本区较远且无积水区，所以不受其影响。 六、 支护设计一、单体支柱工作面的支护设计（一）使用顶底板控制设计专家系统1、按煤层采高810倍岩重计算： 9250.92=207KN/m22.合理支护强度的计算采用经验公式计算：据公式式中:h 采高2m；r 顶板岩石容重2.5KN/m3；k 工作面支柱应该支护的上覆岩层厚度与采高之比4;Pt =122.6kN/m23.支柱实际支撑能力计算据公式： 式中： Kg 工作系数1.3 ； Kz 增阻系数.8 ； Kb 不均匀系数1.2 ； Kh 采高系数.8 ； Ka 倾角系数.8 ； R 支柱额定工作阻力294.3 KN； Rt =235.06 KN。 4.工作面合理的支护密度计算据公式， 式中： Pt 工作面合理的支护强度，641.71 KN/m2； Rt 支柱实际支撑能力，235.06 KN/根； n = 支柱密度，2.73 根/m2 5.确定排距、柱距根据合理的支护密度，确定排距为0.8m、柱距为0.8m，对棚支护。6.选择合理的控顶距最大控顶距3.2m，最小控顶距2.4m ，每次放顶步距0.8m。7.支护密度计算最大控顶距时： 工作面采用DW22型液压单体支柱与2.4M长“”型钢梁配套支护，对棚一梁三柱，最大控顶距4排3.2米，最小控顶距3排2.4米柱距0.8M，排距0.8M。 D大6/（0.83.2）2.34根/M D小6/（0.82.4）3.12根/M8、工作面支护设计 设 计 主 要 内 容采 煤 方 法走向长壁“”放落 煤 方 式 爆 破工 作 面 长 35M倾 角612采 高 2.0M作 业 方式 边采边准一 次 进 度 0.8M顶 板 管 理 全陷法放 煤 方 式 顶板压力工作面运输机 30型溜子支 护 形 式 对棚、一梁三柱一次放顶步距 1排0.8M最大控顶距 4排3.2M最小控顶距 3排2.4M排 距 0.8M戗柱走向戗柱柱 距 0.8M斜 戗 柱 1.6M靠 帮 柱0.8M倾斜戗柱（一）泵站选型、数量 乳化泵选用BRW80/20型2台。装备两泵一箱。输液管路选用高压胶管，耐压20MPa以上。主要技术参数如下:乳化泵:型号:BRW80/20 备用乳化泵：BRW80/20 公称流量 :80L/min 80L/min 公称压力 :20MPa 20MPa 电机功率 :37kW 37 kW七、 工作面顶板管理 一、正常工作时期顶板支护方式 液压单体支柱与型钢梁配套联合支护顶板，基本支护形式工作面最小控顶距2.4m。最大控顶距3.2m。支护方式采用一梁三柱对棚。 二、正常工作时期的特殊支护方式 1、工作面第一排基本支柱形成后，输送机前顶板破碎、断层等特殊地质构造地段，必须加强支护。 2、进入工作面出煤时，必须在有支护的掩护下挖柱窝支设临时支柱。临时柱柱距0.8m，严禁空顶作业。 3、推移刮板输送机时，应分段移溜到位，坚持先支后回的原则对临时支柱随输送机依次整改，待输送机移到位后及时支于输送机后，形成输送机后临时支护。 4、临时支柱要见顶见底，迎山有力，严禁支在浮煤浮矸上。三、回柱放顶及其他工序平行作业的安全距离（一）、回柱放顶方法 1、工作面作业地点第一排基本支柱形成后，方可采用人工回柱法，分组分段进行回柱放顶工作。按照由下而上、由里往外、先支后回的原则，每组两人，一人观察顶板，一人回撤。回撤分段距离必须大于15m，每段单向回撤分茬点选在顶板完好处，并严格执行敲帮问顶制度，确保退路畅通。 2、回柱时，作业人员在待回支柱的斜上方，在有效支护的掩护下。严禁人体任何部位探入老塘。 3、工作面备用支护材料，分类码放于材料道内。（二）、回柱放顶与其他工序的安全距离 1、回柱放顶工作必须在工作面第一排基本支柱支设完成后进行。 2、回柱放顶工作，严禁与出煤、装药、爆破等工序平行作业。 3、回柱放顶时必须停止一切与放顶工作无关的工作。四、特殊时期的顶板管理工作面初次来压期间，过断层、顶板破碎带等特殊地质条件时，顶板管理规定如下。（一）来压及停采前的顶板管理 1、工作面开采时，执行本措施。 2、初次放顶期间，工区应成立放顶领导小组，负责初次放顶期间工作面安全质量管理及顶板动态监测的监督、把关工作，确保初次放顶安全。 3、回柱放顶工作严禁与其他工序平行作业，以利于观察顶板。回柱时，由矿长具体指挥。 5、工作面推进距离大于10米，初采仍未有明显征兆时，随工作面推进在采空区内增加信号柱，倾斜方向每15m一棵信号柱，小头直径不大于40mm。 6、工作面出现顶板断裂声、顶板下沉量大、煤壁局顶等来压征兆时，现场作业人员必须及时撤离工作面，待顶板稳定安全后方可进面继续作业。 7、初次放顶期间，各班矿长必须加强顶板支护质量与顶板动态检测工作，严把现场安全质量关，对现场出现的顶板来压现象及时做出正确判断，由当班班长带领本班作业人员迅速撤离现场至安全地点。 8、班组长严格执行开工挂牌制度和敲帮问顶制度，对现场工作环境及顶板支护情况全面检查，及时处理不安全隐患。 9、现场作业人员严格按章作业，做好互保联保工作，做到相互监督、相互保安。 10、备用支护材料齐全，工作面失效支护材料及时更换，断层、顶板破碎带等特殊地质构造处严格按措施施工，确保特殊支护齐全。 11、工作面推进40m仍未出现初次来压时，必须及时会同公司安检科及公司主要负责人研究，对现场顶板条件及支护强度进行分析，并制定相应措施加强顶板管理。（二）过断层及顶板破碎时的顶板管理 1、顶板破碎时的顶板管理 先在顶板破碎区的上下方加强支护，防止范围扩大，然后按由外及里的顺序支护顶板，选用与高度相适应的单体支柱，设棚帮顶背实。 人员必须在支护完好情况下作业，严禁空顶作业，输送机前临时支柱必须严格按规程措施执行，任何人不得随意增大支柱间距。 工作面遇二合顶、顶板破碎处等特殊地质构造时，及时支设板棚支护（超出破碎顶板范围上下各2m）。 加强工作面顺槽顶板两帮的检查，特别是动压区之内的顶板及两帮，每班必须有矿长、班长进行检查，发现问题及时处理或及时汇报处理。 2、过断层顶板管理 断层区段加强起底，起底后顺好刮板输送机，输送机上沿距顶板不小于0.5m，严禁留有顶、底煤。 加强断层处的顶板管理，断层上、下盘及复合顶暴露边沿，除正常设梁支护外，断层两盘各架设不少于2组的板棚支护，交接使用，交替前移，棚距不大于0.8米；断层断面要加打戗柱、戗棚，防止断层面破碎落顶。 断层处压力较大时，应在断层地段切顶排打木垛，加强此地段的顶板支护强度。 断层处放净顶煤活石，卧底顺平输送机（输送机上沿距顶板不低于0.5m）。当断层落差大于0.5m时，及时写出补充措施，按措施施工。断层处起底时，根据采高，及时调整支柱进行支护，严禁支柱超高使用。 为便于断层地段的支护、打眼工作，此地段输送机前如架棚接腿可留有0.5米的超前，并确保前排支护接顶严实有力。 断层地段起底时，矸石要人工翻入老塘，严禁装入刮板输送机而影响煤质。 工作面构造地段顶板破碎处必须架棚加强支护，确保接顶严实，防止漏矸伤人。 出煤时，断层及顶板破碎处作业人员首先对顶板条件、支护强度等做全面检查，做好敲帮问顶工作，处理掉活矸、顶煤，加强支护强度，为出煤创造良好的安全环境。 断层附近，保持输送机平直，浮煤、浮矸清理干净，减小输送机负荷；物料码放整齐，确保采场高度和人行道畅通。 断层及顶板破碎处推移刮板输送机时，要做到先支后回，及时支设替柱、替棚，分次移溜到位，严禁空顶将刮板输送机一次推移到位。 断层、顶板破碎处回柱放顶时，安排有经验的职工在此作业，两人一组，一人回柱一人监护，密切配合。严格执行由里向外、自下而上的原则。对于难回支柱，提前支设好替柱、护身柱，保持退路畅通。 打眼时，现场作业人员必须对断层、顶板破碎处的顶板条件、支护强度严格检查，消除存在的隐患。 断层、顶板破碎处等地质构造处采取减小眼距、少装药、放小炮等措施，减小放炮对顶板的震动。打眼时最小抵抗线不得小于0.5m。 爆破前，断层、二合顶处所有单体支柱必须二次注液，确保支护强度达到设计要求。 爆破后，对崩倒的单体支柱要及时扶起，爆破后对构造处新揭露的顶板要及时串梁、架棚加强支护。 3、特殊支护材料规格要求 木垛料：1000150100mm，两面见锯。 板棚：2200150100mm，一棚三柱。当工作面顶板破碎、二合顶时和小面积冒落处，钢梁之间必须架设板棚并背实顶板。八、 运输巷、回风巷及端头顶板控制 一、工作面轨道、运输顺槽的超前支护 1、支护要求: 溜子道、入风道超前支护采用单体液压支柱配铰接顶梁支护,支护距离不少于10米; 超前支护以外10米以内的巷道采用在原木棚梁下打双中心柱支护，余下的巷道全部采用单中心柱。 2、支护材料及支护密度: 、溜子道（入风道）采用四排二排管理，即超前5.0m采用四排铰接顶梁支护，超前5.0m以外，10m以内采用在原木棚梁下设四排铰接顶梁，距工作面10m以外，20以内采用双排铰接顶梁在原木棚梁下支护，每个铰接顶梁下必须设一个液压单体，余下的巷道全部采用在原木棚梁下打设中心柱支护。、回风道采用四排二排管理，即超前5.0m采用四排铰接顶梁，超前5.0m以外，10m以内采用在原木棚梁下设四排铰接顶梁，距工作面10m以外，20以内采用双排铰接顶梁在原木棚梁下支护，每个铰接顶梁下必须设一个液压单体，余下的巷道全部采用在原木棚梁下打设中心柱支护。、中间巷支护与运输巷相同，采用四排二排管理，即超前5.0m采用四排铰接顶梁，超前5.0m以外，10m以内采用在原木棚梁下设四排铰接顶梁，距工作面10m以外，20以内采用双排铰接顶梁在原木棚梁下支护，每个铰接顶梁下必须设一个液压单体，余下的巷道全部采用在原木棚梁下打设中心柱支护。 详见附图采场支护放大示意图。单体液压支柱型号：DW22型， 单体液压支柱参数 初撑力:90kn 最大工作阻力:30t 支撑高度:2.2m 3、支护质量控制标准 支柱纵横成线,偏差小于50mm。 支柱应支到实底,并做到迎山有力（迎山角度为5左右）。单体液压支柱初撑力不小于90kN；绞接顶梁之间要用圆柱销联好,并保持平直。同一排中单体支柱与摩擦支柱或木柱不得混合使用。 所有单体液压支柱三用阀的放水方向应一致,朝向老塘。 两巷的支撑高度不得低于1.6m,行人道宽度不得小于0.7m,单体支柱活柱行程不得小于100mm。 二、工作面端头的管理上、下端头采用铰接顶梁配合单体液压支柱进行支护,根据端头空间大小采取相应的铰接顶梁支护端头顶板,当其与排头支架间隙大于0.5m时,应使用一对走向抬棚一梁三柱支护顶板，抬棚梁选用2.4m长的型钢梁。上、下端头应支设切顶密集支柱,在排头架的掩护梁尾处支设一排,以便于运输机尾的维护和两端头放煤的安全性。端头不得出现空载的铰接顶梁,跨溜头、溜尾要使用一对抬棚支护。端头支护的前移、支设应在端头支架移架完成并达到初撑力后方可进行。上、下端头管理与工作面同步管理。三、工作面安全出口的管理（一）支护形式 输送机头、输送机尾要超前一刀0.8m处理，输送机机头倾斜长度2.4m，支护采用3对3.2m长型钢梁对棚一梁四柱支护。输送机机尾倾斜长度1.6m，支护采用2对3.2m长的型钢梁对棚一梁四柱支护。工作面柱距0.8米，排距0.8米。（二）、质量要求 生产过程中，加强上下出口处的支护强度，发现失效柱要及时更换，保证安全出口处畅通，高度不低于1.6米，人行道宽度不小于0.7m。备用物料整齐码放于材料道内。与之连接处20m范围内巷道高度不低于1.6m，人行道宽度不小0.7m。（三）、支护材料的使用数量和存放管理 1、工作面所有支护材料必须备足备齐，摆放于工作面30m以外50m以内的地方，并设置标志牌。 2、巷道内的生产备用料（如板棚、木楔、木垛料、炮泥等）的备用量不少于三天的用量。 3、正常使用的单体柱和顶梁的备用量不少于在用量的30%。九、运输系统 （一）运煤设备及装、转载方式 运煤设备及装、转载方式 工作面与运输顺槽刮板输送机选用30T型，配30Kw电机，工作面装煤方式为人工清理爆破落煤，各输送机转载方式为：工作面刮板输送机运输顺槽（二台）刮板输送机运输顺槽（一台）刮板输送机装车。 （二）辅助运输设备及运输方式 工作面需用的材料、设备等物资，采用人工运送方式运进工作面。十、“一通三防”与安全监控 一、通风系统：详见作业规程中的通风系统图 （一）风量计算 1.按瓦斯(二氧化碳)涌出量计算:据公式： 式中： l00（67） - 单位瓦斯涌出量配风量，100 m3/min q - 工作面瓦斯（二氧化碳）绝对涌出量0.5m3/min； k - 工作面瓦斯（二氧化碳）涌出不均匀备用风量系数1.2 Q采 = 工作面实际需要风量 60 m3/min； 2.按工作面温度计算据公式， 式中： V - 工作面平均风速0.6 m/s; S - 工作面平均断面面积5.04 m2; Q 工作面实际需要风量181.44 m3/min. 3.按工作面每班工作最多人数计算实际需要风量据公式， 式中： - 每班最多工作人数 15 人； 需要的风量60 m3/min。 4.按炸药用量计算据公式： 式中： A 采煤工作面一次爆破的最大炸药用量1 Kg； Q =25 m3/min； 5.按风速进行验算： （1）按最低风速验算,工作面的最小风量据公式： 式中： S - 工作面的平均断面5.04 m2； Qmin75.6 m3/min； （2）按最高风速验算,工作面的最大风量据公式： 式中： S - 工作面的平均断面5.04 m2 Qmax 1209.6 m3/min； 6.确定工作面实际需要风量 根据上述计算，确定工作面实际选用风量为 200m3/min。三、防治瓦斯 （一）瓦斯检查（设点、次数） 1、工作面由专职瓦斯检查员巡回检查瓦斯，每隔3小时检查一次，每班检查不少于三次。 2、瓦斯检查点分别设在：工作面风流（指煤壁、顶、底板各200mm和以采空区切顶线为界空间风流）、工作面回风流（指距采煤工作面5.0m以外的回风顺槽内不与其他风流汇合的一段风流）。 3、瓦斯检查牌板应设置在工作面中巷距工作面不大于10m，随工作面的推进而及时向外移动。检查结果要及时填写在瓦斯检查牌板上，并及时向当班跟班矿长和班组长汇报。 （二）瓦斯监测 1、从安全监测系统1#、2#分站（断电仪主机），分别接回采工作面回风甲烷传感器、一氧化碳传感器、温度传感器、风速传感器，断电仪主机安设在移动配电站，控制上、下巷及工作面所有非本质安全型电气设备电源。 2、瓦斯传感器距工作面下出口不大于10m，瓦斯传感器安设在顶板完好、无淋水处，距顶板不得大于0.3mm，距侧壁不小于0.2mm，瓦斯报警浓度1.0%，断电浓度1.5%，复电浓度小于1.0%，断电范围为工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备。（瓦斯传感器型号：GJG4(N)，断电仪主机型号：BFDZ-Z2A(N)型，CO传感器型号：GTH500型，风速传感器型号：GFW15,温度传感器型号：GWD40）。3、安全监控设备每月必须按地煤局规定进行调试和校正，瓦斯传感器每隔7天必须使用校准气样和空气样按产品使用说明书的要求调校1次，每隔7天必须对瓦斯传感器超限断电功能进行测试。每天检查安全监控设备及电缆是否正常，使用便携式瓦斯检测报警仪或便携式光学瓦斯检测仪与瓦斯传感器进行对照，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8h内对2种设备调校完毕。 4、当瓦斯超限或监控系统报警时，工作面及其回风巷内的人员全部撤到进风巷内，跟班矿长或班组长必须及时向矿调度汇报，由矿调度及时向公司值班领导汇报。待查明原因进行处理后，方可恢复生产。因瓦斯超限切断的电气设备必须人工复电，复电前，必须由当班瓦检员先行检查工作面进、回风巷和电器设备及其开关附近20米范围内的瓦斯浓度，符合要求后，方可人工送电。 5、跟班矿长、班组长、电钳工必须携带便携式甲烷检测报警仪，矿长及技术人员到工作面必须携带便携式甲烷检测报警仪，动态监测瓦斯浓度，如出现报警现象，必须撤出人员，切断电源，汇报矿调度及公司值班领导，处理合格后方可恢复生产。爆破工必须携带便携式甲烷检测报警仪，严格执行一炮三检和三人联锁放炮制度，并做好记录。 四、综合防尘系统：（一）防尘管路系统 1、主井铺设2寸防尘洒水管路，支管铺设到工作面，炮前炮后必须洒水和冲洗巷道帮顶。 2、在入、回风巷道内各设一组隔爆水袋，每组水袋40个，每个水袋装水量为60L，每组水量不小于2000L。 3、洒水管路在主井部分每隔100m各设一个洒水与喷雾装置，其它地点每隔50m各设一个洒水与喷雾装置。各转载点、卸载点、煤仓上、下口，必须设喷雾、洒水装置。（二）防尘措施 1、转载点喷雾防尘 工作面的上、下巷及工作面刮板输送机头处、转载点溜子搭接处和溜子装车处各安设一组喷雾。必须设专人洒水消尘。 2、净化风流 在工作面上、下巷距巷道口50m处均安设一道净化水幕，水幕必须雾化良好，灵敏可靠且封闭全断面。 3、爆破喷雾 工作面必须设置一路19mm的防尘高压胶管，每隔10m设一个喷雾装置，工作面爆破时，对爆破地点20m范围内喷雾降尘。 4、洒水降尘 工作面回风巷每5天、进风巷每月至少冲刷巷道一次，并清除堆积的浮煤。 回风巷距工作面300m内及工作面，每班洒水降尘一次。 5、坚持湿式打眼和放炮使用水炮泥。 6、个体防护。 进入工作面和回风巷工作的所有人员必须佩带过滤式防尘口罩。 7、粉尘测定 测尘工按规定每半月测定一次工作面的粉尘浓度，并做好总结及上报工作。 （三）隔绝瓦斯煤尘爆炸措施 1、在工作面主入风巷和主运输巷各安装一组软质隔爆水棚。 2、隔爆水棚安装质量要符合煤矿安全规程和防尘规范要求。 3、棚区长度20m,隔爆水袋60L/个。 4、每处防爆水棚不小于40架,做到经常清刷,保证水量。 5、防爆水棚距工作面100m,并随工作面推进而移动。 隔爆水棚参数表 巷道名称断面(m)水袋容量(L)水袋数量(个)水袋性质排距(m)每排数量(个)棚区长度(m)总水量(L)首排与面距离(m)单位面积水量(L)主入风巷3.36040阻燃塑料0.2220240030727主运输巷4.26040阻燃塑料0.22202400100571 五、防治火灾安全技术措施1、工作面必须具备完善的防火设施，否则不许开工。2、管好、用好工作面及巷道内的防火设施，且要有专人管理。3、进回风巷保证足够的通风断面，设备材料存放整齐，不影响通风和行人、运输，风门前后5m和风门之间禁止堆放物料。4、每班必须设置专人清扫浮煤和洒水，减少煤尘堆积。5、设置专用灌浆管路，采空区预埋灌浆管路，开采一定距离后，对采空区进行灌浆。6、开采后的采空区要及时进行封闭充浆。闭前设置栏杆、警标、牌板，并由专职瓦检员巡回检查观测。CO束管监控设备通到闭内，专人监控闭内有无CO产生。发现异常立即停止生产，进行处理。7、掘进过程中，严禁抽冒顶，抽顶处必须用木垛接顶，杜绝糊天棚。必要时设置导流板或用粉煤灰充填严实。8、在开采过程中，少留煤柱，减少煤的损失和消除煤的危险堆积，合理布置采区范围，达到快采快掘，提高煤炭回采率。9、掘进时，在主要入风巷与回风巷内选适当的位置，提前打好防火套子，套子外备足备齐封堵材料，一但发现有发火迹象，立即组织人力物力封堵防火套子。10、采掘过程中，在工作面的入风巷和回风巷内每隔35m向工作面方向打一组钻孔（每组3个，分别达到顶、中、底板），向煤体内注水或阻化剂。软化顶板和预防发火。11、采区的开采线和停采线不得里出外进，上下煤柱线不得上顶下错。12、回采过程中，不得任意留煤皮和煤柱，工作面浮煤必须清理干净。13、开采过程中，放顶前必须向软帮喷洒阻化剂，防止发火。14、采掘过程中，加大风量，调整好通风系统，减少向采空区漏风。15、每班设专职瓦检员，按规定路线巡回检查，坚持井下交接班，不得脱岗、漏岗、假检。16、施工时，必须编制采煤作业规程，制定避灾路线，并跟班贯彻，达到人人熟知。 17、要及时清理工作面及巷道内的浮煤，工作面严禁留有顶、底煤。 18、皮带、油脂存放地点及配电硐室处，必须有干式灭火器及黄沙等灭火器材，机头、尾应洒水。 19、电气设备着火时应先切断电源，然后使用不导电的灭火器材进行灭火。 20、任何人发现火灾时，首先应立即采取一切可能的办法直接灭火，并迅速汇报矿调度室，通知所有可能受火灾威胁的人员撤离危险区，并组织人员利用现场一切不燃工具和器材灭火。 21、确保工作面及巷道瓦斯不超限，经常冲洗、清扫工作面及巷道煤尘，消灭一切可能出现的明火源。 22、发生火灾时，不要惊慌，要迅速佩戴好自救器，在有经验的老工人或班组长的带领下按避灾路线迅速撤离。十一、排水系统 一、设备选型 工作面正常涌水量0.03m3/h，最大涌水量不足4m3/h。因此，矿井采用二段接力排水方式排水至地面静压水池。1、主井正下一段水仓设D25-507水泵一台（主用），备用水泵型号：D46-505型防爆水泵一台。配两趟3寸铁管排水至+230m标高二段水仓。 2、二段水仓设两台，主用水泵型号：D46-505一台。备用水泵型号：2GC5。配两趟3寸铁管排水至地面静压水池。经沉淀供井下洒水消尘、地面锅炉、地面浴池等用水。 二、防治水措施 1、相邻矿井的分界处，必须留设防水煤柱。以断层分界时，必须在断层两侧留设防水煤柱。严禁开采隔离煤柱。 2、采掘工作面或其它地点发现有煤壁挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气、水叫、顶板淋水加大、顶板来压、底板鼓起或产生裂隙出现渗水、水色发浑、有臭味等突水预兆时，必须停止作业，采取有效措施，立即汇报矿调度和公司值班领导，发出警报，撤出所有受水威胁地点的人员升井。 3、矿井必须作好水害分析预报，坚持有疑必探，先探后掘的探放水原则。 4、采掘工作面遇到下列情况之一时，必须确定探放水线进行探放水； 、接近水淹区域或可能积水的井巷、老空或相邻煤矿时。 、接近含水层、导水断层、溶洞和导水陷落柱时。 、打开隔离煤柱放水时。 、接近可能与江河、湖泊、水库、蓄水池、水井等相通的断层破碎带时。 、接近有出水可能的钻孔时。 、接近有水的灌浆区时。 、接近其它可能出水地区时。十二、供电系统：详见回采作业规程十三、劳动组织和主要经济技术指标 一、作业方式 回采工作面采用三班制作业制度，每班作业8小时，一个圆班由三个班组成。每天检修时间保持2个小时以上。 二、劳动组织 回采工作面每班有1名带班矿长负责组织生产，配有班组长等相关工种的操作人员若干名，全队三个班合计50人。 工作面人员配备劳动组织图表(表十一)一班二班三班四班合计矿 长111班 长111支架工226放煤工22清理工222维修工121溜子工222泵站工111电 工121合 计131515三、劳动组织循环图表十四、灾害预防及避灾路线 一、灾害预防措施 1、工作面在生产期间，要严格执行本规程各项规定，发现不安全隐患要及时按煤矿安全规程规定进行处理。发生重大事故，要按照避灾路线组织撤人。 2、凡入井人员必须佩带隔离式自救器，并熟知使用方法。 3、井下发生火灾时，现场人员无力抢救时，当班矿长与班长应立即组织自救和互救，并及时向矿领导汇报，迅速带好自救器，向火灾燃烧的相反方向撤离灾害地点，尽快绕到新鲜风流中去。 4、井下发生瓦斯超限时，当班负责人必须要以最快方式通知井下所有人员，迎着风流，按避灾路线迅速撤离灾害地点。 5、井下发生溃水时，人员就近撤离灾害区域升井。后路被水隔断，应迅速寻找井下位置最高、离井筒或大巷最近的地方躲避，以待救援。 6、井下发生煤尘、瓦斯灾害时，当班负责人应迅速组织人员带好自救器，迎着风流撤离灾害区域。 7、在自救和逃生过程中，严禁摘下自救器，严禁惊慌乱跑，服从领导，统一指挥。 8、严格控制矿灯的使用，主动照顾受伤和体弱的人员。 9、在自救和逃生过程中，要不断发出声响，如敲击铁道、铁管或其它能发出响亮声响的物品，发出呼救信号。 10、在保证安全的条件下，积极投入临场抢救工作。77 （一）预防瓦斯的措施 1、严格执行瓦斯检查制度，瓦斯检查员每班至少三次到迎头检查瓦斯，并及时了解工作面有害气体状况，爆破工要做到一炮三检和三人连锁放炮制并记录好，班组长利用便携式甲烷检测报警仪每2小时检查一次沼气浓度，坚决做到瓦斯超限不作业。便携式甲烷检测报警仪悬挂在迎头外5m处的地点。 2、爆破地点附近20m以内风流中的瓦斯浓度达到1%时，严禁爆破。掘进工作面风流中瓦斯浓 度达到1.5时，必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理；电动机或开关地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.5 时，必须停止运转，撤出人员，切断电源，进行处理。掘进工作面内，体积大于0.5m3内积聚的瓦斯浓度达到2时，附近20m内，必须停止工作，撤 出人员，切断电源进行处理。 3、严格执行炮眼布置，装药量、炮眼装填的规定。 4、对发生抽顶地点，要及时采取充填或导风措施。防止有害气体积聚，并将处理结果记入专用记录本中备查。 5、掘进头供电要与采煤面分开，并使用风电和瓦斯电闭锁装置。 （二）预防瓦斯爆炸事故的措施 预防瓦斯爆炸的有效措施，主要从防止瓦斯积聚和消除火源两方面着手。 1 防止瓦斯积聚的措施 (1)加强通风。使瓦斯浓度降低到煤矿安全规程规定的浓度以下，即采掘工作面的进风风流中不超过05，回风风流不超过1，矿井总回风流中不超过075。 (2)加强检查工作。及时检查各用风地点的通风状况和瓦斯浓度，查明隐患进行处理，是日常进行瓦斯管理的重要内容。我国20世纪80年代所用的甲烷检查仪器有：光学甲烷检定器、热放式甲烷检定器、甲烷警报器和甲烷遥测警报仪等。90年代以后使用比较先进的TX系列智能便携式气体监测仪和遥测仪器等。 (3)对瓦斯含量大的煤层，进行瓦斯抽放，降低煤层及采空区的瓦斯涌出量。 2 防止瓦斯引燃的措施 (1)井口房、瓦斯抽放站及主要通风机房周围20m内禁止使用明火。 (2)瓦斯矿井要使用安全照明灯，井下禁止打开矿灯，禁止携带烟草及点火工具下井。 (3)严格管理井下火区。 (4)严格执行放炮制度。 (5)严格掘进工作面的局部通风机管理工作，局部通风机要设有风电闭锁装置。 (6)瓦斯矿井的电气设备要符合煤矿安全规程关于防爆性能的规定。 (7)随采矿机械化程度的提高，防止机械摩擦火花引燃瓦斯显得日益重要。煤矿井下由于摩擦火花而引起的瓦斯爆炸事故占有相当的比例，因此不少国家对这个问题进行了研究，并提出，在摩擦部件的金属表面溶敷一层活性小的金属(如铬)，使形成的摩擦火花不能引燃瓦斯；在铝合金的表面涂各种涂料，以防止摩擦火花的发生和金属中加入少量的铍，降低摩擦火花的点燃性等。 （三）防止自燃发火的措施 1、掘进巷道严禁堆积浮煤，积尘要及时清除。每班设专职防火检查员进行巡回检查。 2、凡发生抽顶超过2m或空洞体积超过6m3的情况要及时填实或设导风板，防止积聚热量发火，并将处理结果记录备查。 3、健全完善防火管路系统（与防尘共用）和防火检查制度，管好用好本工作面防火管路，装备及设施。 4、完善检测措施，做到一氧化碳超限不作业。二、 灾害事故中的自救与互救措施 （四）互救、自救安全措施 事故初发阶段，灾区的人员正确开展救灾和避灾，组织井下人员自救和互救，或者对灾害进行初步处理，能有效低保证灾区人员的自身安全和控制灾情的扩大。对减小灾害程度具有非常重要的意义。所谓自救，就是井下发生意外灾害时，在灾区或受灾害影响区域内的每个工作人员，进行避灾和保护自己的方法。而互救则是在有效地进行自救的前提下，救护灾区受伤人员的方法。矿工的自救和互救的主要内容和要求包括：矿工应具备一定的煤矿安全生产知识，熟悉并掌握所在矿井的灾害预防和处理方法，熟悉避灾路线和安全出口，会使用自救器，抢救受伤人员以及基本掌握现场急救方法等 。发生事故时，首先应判断事故发生的地点、性质、原因、灾害程度以及可能波及的范围，并迅速向矿调度或领导汇报。及时利用各种方式通知邻近地区的工作人员。同时，在保证安全的条件下，积极投入临场抢救。如确无可能消灭和控制灾情，就应由在场的负责人或有经验的老工人带来下，选择安全避灾路线撤离危险区域。如无法撤退（冒顶、被灾害阻隔或有毒有害气体含量大而又无自救器等）时，则应积极采取避灾措施等待营救。一、瓦斯与煤尘爆炸事故的自救和互救1、防止瓦斯爆炸时遭受伤害的措施据亲身经历过瓦斯爆炸的人员回忆，瓦斯爆炸前感觉到附近空气有颤动的现象发生，有时发出嘶嘶的空气流动声，一般认为是瓦斯爆炸前的征兆。井下人员一旦发现这种情况时，要沉着、冷静，采取措施进行自救。具体方法是：背向空气颤动的方向，俯卧倒地，面部贴在地面，以降低身体高度，避开冲击波的强力冲击，并闭住气暂停呼吸，用毛巾捂住口鼻，防止把火焰吸入肺部。最好用衣物盖住身体，尽量减小肉体暴露面积，以减小烧伤。爆炸后，要迅速按规定佩戴好自救器，弄清方向，沿着避灾路线，赶快撤到新鲜风流中。若巷道破坏严重，不知撤退是否安全时，可以到棚子较完整的地点躲避等待救护。2、 掘进工作面瓦斯爆炸后矿工的自救与互救措施如发生小型爆炸，掘进巷道和支架基本未遭破坏，遇险矿工未受到直接伤害或受伤不重时，应该立即打开随身携带的自救器，佩戴好后迅速撤出受灾巷道到新鲜风流中。对于附近的伤员，要协助其佩戴好自救器，帮助撤出危险区；不能行走的伤员，在靠近新鲜风流30-50m范围内，要设法抬运到新鲜风流中，如距离远，则只能为其佩戴好自救器，不可抬运。撤出灾区后，要立即向矿井调度室报告。如发生大型爆炸，掘进巷道遭到破坏，退路被阻，但遇险矿工受伤不重时，应立即佩戴好自救器，千方百计疏通巷道，尽快撤到新鲜风流中。如巷道难以疏通，应坐在支护完好的棚子下面，或利用一切可能的条件建立临时避难峒室，相互安慰、稳定情绪，等待救助，并有规律的发出呼救信号对于受伤严重的矿工要为其佩戴好自救器，使其静卧待救。并且要利用压风管路、风筒等改善避难地点的生存条件。3、采煤工作面瓦斯爆炸后矿工的自救与互救措施 如果进回风巷道没有垮落堵死，通风系统破坏不大，所产生的有毒有害气体，较易被排除。这种情况下，采煤工作面进风侧的人员一般不会受到严重伤害，应迎着风流撤出灾区。回风侧的人员要迅速佩戴好自救器，经最近的路程进入进风侧。 如果爆炸造成严重塌落堵死，通风系统被破坏，爆源的进、回风侧都会积聚大量的CO和其它有害气体，该范围所有人员都有发生CO中毒的可能。为此，在爆炸后，没有受到严重伤害的人员，要立即打开自救器佩戴好，并协助重伤员在较安全地点待救；附近有独头巷道时，也可进入暂避，并尽可能用木料、风筒等设立临时避难所，并把矿灯、衣物等明显的标识物，挂在避难所外面明显的地方，然后进入室内静卧待救。二、煤与瓦斯突出时的自救与互救1、发现突出预兆后现场人员的避灾措施（1）、矿工在采煤工作面发现有突出征兆时，要以最快的速度通知人员迅速向进风侧撤离，撤离中快速打开隔离式自救器并佩戴好，迎着新鲜风流继续外撤。如果距离新鲜风流太远时，应首先到避难所、或利用压风自救系统进行自救。（2）、掘进工作面发现煤与瓦斯突出的征兆时，必须向外迅速撤到防突反向风门之外，之后把防突风门关好，然后继续外撤。如自救器发生故障或佩用自救器不能安全到达新鲜风流时，应在撤出途中到避难所或利用压风自救系统进行自救，等待救护队救援。2、发生突出事故后现场人员的避灾措施在有煤与瓦斯突出危险的矿井，矿工要把自己的自救器带走身上，一旦发生煤与瓦斯突出事故，立即打开外壳佩戴好，迅速外撤。矿工在撤退途中，如果退路被堵，或自救器有效时间不够，可到矿井专门设置的井下避难所或压风自救装置处暂避，也可寻找有压风管路的巷道、硐室躲避。这时要把管子的螺丝接头卸开，形成正压通风，延长避难时间，并设法与外界保持联系。三、矿井火灾事故时的自救与互救（1）、首先要尽量最大的可能迅速了解或判断事故的性质、地点、范围及事故区域的巷道情况。通风系统、风流及火灾烟气蔓延的速度、方向以及与自己所处巷道位置之间的关系，并根据矿井灾害预防处理计划及现场的实际情况，确定撤退路线和避灾自救的方法。（2）、撤退时任何人无论在任何情况下都不要惊慌、不能狂奔乱跑，应在现场负责人及有经验的老工人带领下有组织地撤退。（3）、位于火源进风侧的人员，应迎着新鲜风流撤退。（4）位于火源回风侧的人员或是在撤退途中遇到烟气有中毒危险时，应迅速戴好自救器，尽快通过捷径绕到新鲜风流中去或在烟气没有到达之前，顺着风流尽快从回风出口撤到安全地点；如果距火源较近而且越过火源没有危险时，也可迅速穿过火区到火源的进风侧。（5）、如果在自救器有效作用时间内不能安全撤出时，应在设有储存备用自救器的硐室换用自救器后再行撤退，或是寻找有压风管路系统的地点，以压缩空气供呼吸之用。（6）、撤退行动既要迅速果断，又要快而不乱。撤退中应靠近巷道有联通出口的一侧行进，避免错过脱离危险区的机会，同时还要随时注意观察巷道和风流的变化情况，谨防火风压可能造成的风流逆转。人与人之间要互相照应，互相帮助，团结有爱。（7）、如果无论是逆风或顺风撤退，都无法躲避着火巷道或火灾烟气可能造成的危害，则应迅速进入避难硐室；没有避难硐室时在烟气袭来之前，选择合适的地点就地利用现场条件，快速构筑临时避难硐室，进行避灾自救。（8）、逆烟撤退具有很大的危险性，在一般情况下不要这样做。除非是在附近有脱离危险区的通道出口，而且又有脱离危险区的把握时；或是只有逆烟撤退才有生存的希望时，才可采取这种撤退方法。（9）、撤退途中，如果有平行并列巷道或交叉巷道时，应靠有平行并列巷道和交叉巷口的一侧撤退，并随时注意这些出口底板的位置，尽快寻找脱险出路。在烟雾大、视线不清的情况下，要摸着巷道壁前进，以免错过联通出口。（10）、当烟雾在巷道里流动时，一般巷道空间的上部烟雾浓度大、温度高、能见度低，对人的危害也严重，而靠近巷道底板情况要好一些，有时巷道底部还有比较新鲜的低温空气流动。为此，在有烟雾的巷道里撤退时，在烟雾不严重的情况下，即使为了加快速度也不应直立奔跑，而应尽量躬身弯腰，低头快速前进。如烟雾大、视线不清或温度高时，则应尽量贴着巷道底板和巷壁，摸着铁道或管路等爬行撤退。（11）、在高温浓烟的巷道撤退还应注意利用巷道内的积水，浸湿毛巾、衣物或向身上淋水等方法进行降温，改善自己的感觉，或是利用随身物件等遮挡头面部，以防高温烟气的刺激等。（12）、在撤退过程中，当发现有爆炸的前兆时（当爆炸发生时，巷道内的风流有短暂的停顿或颤动，应当注意的是这与火风压可能引起的风流逆转的前兆有些相似），有可能的话要立即避开爆炸的正面巷道，进入旁侧巷道或进入巷道内的躲避硐室；如果情况紧急，应迅速背向爆源，靠近巷道的一帮就地顺着巷道爬卧，面部朝下紧贴巷道底板、用双臂护住头面部并尽量减少皮肤的外露部分；如果巷道内有积水或水沟，则应顺势爬入水中。在爆炸发生瞬间，要尽力屏住呼吸或是闭气将头面侵入水中，防止吸入爆炸火焰及高温有害气体，同时要以最快的动作戴好自救器。爆炸过后，应稍事观察，待没有异常变化迹象，就要辨明情况