成本经营管理交流发言稿1.doc

第一章 概 况第一节 编制依据一、煤矿安全规程(2011版)、煤矿工人安全技术操作规程（2006版）二、1847工作面设计三、1847回采工作面地质说明书四、鲁班山南矿各工种岗位责任制、安全制度五、安全质量标准化标准及考核评级办法古叙煤田公司版六、鲁班山南矿煤质管理办法七、1847-2工作面供电设计说明书第二节 工作面位置及井上下关系一、工作面位置（一）井下位置1847-2工作面开采煤层为7+8#煤层，位于一水平一采区第四区段东翼，上覆2#煤层（层间距约30m）1235、1247工作面已回采结束，3#煤层（层间距约22m）因煤层厚度不稳定、薄化严重未布置工作面，下覆为三采区轨道平巷、回风平巷、运输巷等开拓巷道（最小间距约70m）；北为1835工作面（已回采结束），南为1859工作面（已布置完成），西面为采区及区段主要运输、回风巷及其保安煤柱，东为1847-1工作面已回采。（二）地面相对位置1847-2工作面位于212#213#勘探线之间，对应地表为楠竹林楒栗坳一带，多为季节性冲沟和坡地，东面为较大型沟壑孙家沟；工作面对应地表位置有大片林地和耕地，以南有大量民房，无老窑、水体及其它大型建筑物。二、工作面回采对地面和井下的影响工作面煤层埋深为+230m+290m，工作面对应区域有1幢民房，西南面有大片林地，回采可能导致地表局部开裂、沉陷、滑坡、水源渗漏等，将影响居民正常生活秩序，开采对地表影响较大。工作面下部为三采区轨道平巷、回风平巷、运输巷等开拓巷道（最小间距约70m），回采可能导致三采区主体巷道压力增大，局部出现垮顶现象。工作面位置及井上下关系详见表1。表1 工作面位置及井上下关系表水平名称一水平采区名称一采区地表标高+770m+875m工作面标高 +553.8m+600.7m 地面相对位置 工作面位于212#213#勘探线之间，对应地表为楠竹林楒栗坳一带，多为季节性冲沟和坡地，东面为较大型沟壑孙家沟；工作面对应地表位置有大片林地和耕地，以南有大量民房，无老窑、水体及其它大型建筑物。回采对地面设施的影响 工作面煤层埋深为+230m+290m，工作面对应区域有7幢民房，西南面有大片林地，回采可能导致地表局部开裂、沉陷、滑坡、水源渗漏等，将影响居民正常生活秩序，开采对地表影响较大。工作面下部为三采区轨道巷、回风平巷、运输巷等开拓巷道（最小间距约70m），回采可能导致三采区主体巷道压力增大，局部出现垮顶现象。井下位置与四邻关系 工作面开采煤层为7+8#煤层，井下位于一水平一采区第四区段东翼，上覆2#煤层（层间距约30m）1235、1247工作面已回采结束，3#煤层（层间距约22m）因煤层厚度不稳定、薄化严重未布置工作面，下部为三采区轨道巷、回风平巷、运输巷等开拓巷道（最小间距约70m）；北面为1835工作面（已回采结束），南面为1859工作面（已布置完成），西面为采区及区段主要运输、回风巷及其保安煤柱，东面为1847-1工作面正在回采。第三节 工作面参数及煤层情况一、几何尺寸该采煤工作面平均走向长度为109m，倾斜长度为144m，煤层倾角21，斜面积15696m2 二、煤层厚度1847-2工作面属7+8#煤层，平均厚度为2.2m。三、煤层产状根据1847工作面施工情况，该工作面煤（岩）层产状：1301602022，在断层、裂隙带产状有一定变化。四、煤层物理特性1847-2工作面为7+8#煤层分叉区域，煤层结构为：0.70.9（0.30.7）1.01.5。顶部为7#煤层，以半暗暗淡型无烟煤为主，质地坚硬，富含黄铁矿结核及薄膜；中下部为8#之一夹矸0.40.6m，中下部为8#煤层，上分层为暗淡型、中下分层为半亮亮型无烟煤；该工作面区域7、8#煤层分叉现象较严重，夹矸为23层0.52.6m厚的粘土岩或砂质泥岩；煤层下部含少量黄铁矿晶粒和动植物化石碎屑详见表3。五、煤种、煤质7+8#煤系灰黑色半暗暗淡型无烟煤，煤质情况详见表2。 表2 煤质情况表煤质WfAgVrQCS工业牌号2.1326.796.20603992.154.03Wy摘自川南煤田筠连矿区鲁班山井田精查地质报告表3 煤层情况表 倾角（）2022/21 煤层厚度（m）2.2m煤层硬度（f）24稳定程度较稳定容重（t/ m3）1.65结构形式较复杂煤 种无烟煤煤层情况描述 1847-2工作面为7+8#煤层分叉区域，煤层结构为：0.70.9（0.30.7）1.01.5。顶部为7#煤层，以半暗暗淡型无烟煤为主，质地坚硬，富含黄铁矿结核及薄膜；中下部为8#之一夹矸0.40.6m，中下部为8#煤层，上分层为暗淡型、中下分层为半亮亮型无烟煤；该工作面区域7、8#煤层分叉现象较严重，夹矸为23层0.52.6m厚的粘土岩或砂质泥岩；煤层下部含少量黄铁矿晶粒和动植物化石碎屑。第四节 煤层顶底板一、煤层顶板详见表4。表4 煤层顶底板情况表顶底板名称岩石名称厚度(m)岩石特性硬度系数老 顶细砂岩14.516.0以浅灰色薄至中厚层状细砂岩为主，夹有少量煤线和泥岩68直接顶砂质泥岩2.03.5灰色砂质泥岩为主，层理比较明显，性脆易垮落46伪 顶粘土岩00.2灰色粘土岩，易软化落，局部含有薄层状黄铁矿结核及薄膜24直接底泥 岩2.02.5灰黄色粘土岩、夹少量砂质泥岩，含大量黄铁矿结核24二 、工作面综合柱状图详见附图一第五节 地质构造一、断层 该工作面地质构造比较复杂，1847工作面布置巷道时揭露多条断层但不对1847-2工作面构成较大影响；上覆2、3#煤层揭露断层对工作面无大的影响。F8106正：20060H=2-3m断层靠近切眼对工作面初期开采有一定影响，F8110正：22060H=2m靠近停采线对工作面开采无大的影响。第六节 水文地质一、主要水源及含水层7+8#煤层位于宣威组上段下部，属于裂隙弱含水层，上部的飞仙关组一段属于裂隙含水层，水文地质条件比较简单。1847-2工作面回采主要受上覆的2#煤层采动影响较大，1235、1247工作面回采形成垮塌沉陷区和裂隙发育带，飞仙关组裂隙含水层的大量积水通过裂隙渗入工作面采空区，当1847-2工作面回采时，随着顶板垮塌，上覆的2#煤层工作面采空区积水将通过裂缝渗透入工作面，局时工作面涌水量将增大。因此在回采过程中要严格执行“预测预报，有疑必探，先治后采”的综合防治水措施，加强顶板破碎带支护管理，保持排水系统畅通，杜绝水害事故的发生。二、井下水分析1847-2工作面上覆有1235、1247工作面采空区，施工队在回采过程中要加强顶板破碎带支护管理及涌水情况观测，保持排水系统畅通，杜绝水害事故的发生。三、其它水源分析：井下水主要补给水源为地表渗透水，水文地质属简单类型，对回采无大的影响。四、涌水量（一）正常涌水量：12-20m3/h。（二）最大涌水量：30m3/h。第七节 瓦斯情况一、工作面及周边瓦斯地质情况根据1247工作面工作开采情况，预计1847工作面瓦斯涌出量比较小，在断层带附近瓦斯涌出量可能增大。二、瓦斯涌出量 根据本层1847-1工作面开采期间的瓦斯涌出量，1847-2工作面相对瓦斯涌出量1.24m3/t，绝对瓦斯涌出量为1.17m3/min。第八节 影响回采的其它因素一、7+8#煤层伪顶为粘土岩，局部破碎易软化，易冒落，回采过程中应加强顶板管理工作。二、1847-2工作面上覆有1247工作面采空区，施工队在回采过程中要加强顶板破碎带支护管理及涌水情况观测，保持排水系统畅通，杜绝水害事故的发生；影响回采的其它因素详见表5。表5 影响回采的其它因素表影响回采的其它地质因素其它因素对回采工作面的影响CH4煤层瓦斯含量810m3/T煤尘爆炸指数无爆炸危险性煤层自然发火倾向煤层有自然发火倾向，属于类，发火期一般为46个月地温危害无冲击地压危害地压对煤层无大的影响3、 地质部门建议： （1）受上覆的2#煤层和1247工作面采空区影响，局部煤层顶板裂隙较发育，直接顶破碎易冒落，回采过程中应加强顶板支护工作。 （2）在顶板破碎带或裂隙发育带，工作面涌水量将会增大，要求施工队做好防水排水的充分准备工作。 （3）工作面开采可能导致地表局部开裂、沉陷、滑坡、水源渗漏等，要求地测加强地表开采影响监测，并采取相关安全防护措施，确保采动区域居民的生命财产安全。（4） 由于该工作面地质构造比较复杂，可能形成局部瓦斯积聚地带，要加强工作面回采期间通风瓦斯管理和监测监控，发现异常及时采取应对措施。（5）工作面储量计算未扣除内部小型地质构造及回采损失。 第九节 储量及服务年限一、工作面可采储量： 1847-2工作面工业储量为5.7万t ，可采储量为5.4万t。二、工作面服务期限或时间 工作面可采储量（万t）月平均计划（万t）=服务时间(个月) 5.43.22=1.68（个月)第二章 采煤方法第一节 巷道布置一、巷道位置及断面支护1、一采区四号溜煤斜巷：位于一采区第四区段，下部与四号运输平巷相连，巷道坡度为+23，采用“锚网喷”支护，主要用于四区段采煤工作面通风、运煤、各种管线安设等。2、1847机巷：位于一采区四区段东翼，沿煤层走向布置，采用“锚网梁”支护，局部段采用工字钢架料支护，巷道净断面为7.68，主要用于1847工作面回采时运煤、通风、行人、各种管线安设。3、1847风巷：位于+588m石门东翼，巷道采用“锚网梁”+“锚网喷”支护，巷道净断面为7.20，主要用于1847工作面回采时回风、材料设备运输、行人、各种管线安设。4、1847-2切眼: 沿煤层倾向布置，连接工作面机、风巷，切眼采用“锚网梁”+“工字钢梁配单体支柱”支护，主要用于工作面设备安装及初采。5、+588m石门：巷道采用“锚网喷”支护，主要用于1847工作面回采时回风、材料设备运输、行人、各种管线安设。三、工作面及巷道布置平面图附图2 1847-2工作面及巷道平面位置图（1:2000）附图3 1847-2工作面机巷、风巷断面图（1:50）第二节 采煤方法及采煤工艺一、采煤方法1、采煤方法：采用走向长壁后退式采煤法。2、采煤工艺：综合机械化采煤。3、采高确定： （1）根据工作面煤层赋存情况和我矿现有设备状况,确定该采面采高为2.03.0m。若工作面煤厚局部地段大于3.0m时,则以煤层顶板作为采场顶板,留底煤开采。当煤厚为2.03.0m时，采煤层全高。 （2）当煤厚小于2.0m时，采取破底开采使采高达到2.0m。4、支护形式：选用ZY2500/14/32型的液压支架支护顶板。二、作业流程及回采工艺1、落煤（1）进刀方式选用MG300/700-QWD型双滚筒采煤机组，原则上采用端头斜切进刀方式割煤（若现场条件允许，可采用中部斜切进刀方式割煤），双滚筒落煤往返一次割两刀，循环落煤进度为0.6m。（2）机组运行流程机组在工作面从机尾下行斜切进刀上行割煤至机尾下行割煤至机头（跟机拉架、移溜）机组在工作面下端上行斜切进刀下行割煤至机头上行割煤至机尾进入下一循环。附图4：采煤机进刀示意图（3）装煤利用机组滚筒螺旋叶片装煤，机头、机尾和架间残余浮煤由人工进行清理，工作面采用溜子运煤，机道内残余浮煤在推移SGZ-764/320型刮板运输机时，经铲煤板进入溜子内。2、劳动组织及正规循环图表（1）采用“三、八”作业制，一个检修班，二个生产班；实行专业工种与综合工种相结合的作业形式。（2）循环进度为0.6m，生产班2个循环，昼夜4个循环，昼夜推进度为2.4m。三、采煤机操作采煤机起动前，司机必须巡视采煤机周围，通知所有人员撤离到安全地点，确认在割煤机滚筒前后5m范围内无人员和障碍物后，方可按下列顺序起动采煤机： 1、解除工作面刮板输送机的闭锁，发出开动刮板输送机的信号，然后使刮板输送机空转12分钟。 2、刮板输送机空转正常后，合上采煤机的隔离开关，按起动按钮起动电动机。电动机空转正常后，停止电动机。当电动机转前的瞬间合上截割部齿轮离合器。 3、打开水阀门喷雾及供水。 4、发出起动信号、按起动按钮、起动采煤机，检查滚筒旋转方向及摇臂调高动作情况。 5、经23分钟，采煤机空转正常后，发出采煤机开动信号，然后缓慢加速牵引，开始割煤作业。四、控顶方式1、采用ZY2500/14/32型的液压支架支护工作面顶板，采用单体液压支柱配3.6m长工字钢架设抬棚支护端头顶板；全部垮落法管理顶板。2、根据掩护式液压支架及采煤机截深计算ZY2500/14/32型的液压支架的最大控顶距为4.09m， 最小控顶距为3.49m；相邻支架中心距为1.5m，移架步距为0.6m。附图5：1847-2工作面采场支护平、剖图五、工作面生产能力和服务年限（一）1847-2工作面正规循环生产能力工作面正规循环生产能力按下式计算：W=LShrcW=1440.62.21.650.95=298(t)式中：W工作面正规循环生产能力，t； L工作面平均长度，m； S工作面循环进度，m； h工作面设计采高，m； r煤的容重，t/m3；c工作面回采率，%。（二）工作面服务期限或时间 工作面可采储量（万t）月平均计划（万t）=服务时间(个月) 5.43.22=1.68（个月)第三节 设备配置一、工作面设备配置 （一）工作面设备配备为：MG300700-QWD型采煤机组、SGZ-764/320型刮板运输机、ZY2500/14/32型的液压支架。 （二）工作面机、风巷设备1、1847机巷：SGB620/402刮板输送机一台、DTL-80/452皮带运输机一台、ZBZ-4.0型煤电钻一台。2、1847风巷：一台JH-17型回柱绞车。3、+588m石门：SQ-80型无极绳绞车一台。附图6：1847-2工作面设备布置示意图第3章 顶 板 控 制第一节 顶板支护设计一、工作面采高的确定和支护型式的选择1、采高的确定根据工作面煤层赋存情况和我矿现有设备状况,确定该采面采高为2.03.0m。2、 支架选择（1） 根据采高选择原则：在最大采高时，液压支架应能“顶得住”，最小采高时，支架能“过得去”支架最大结构高度Hmax和最小结构高度Hmin，具体由下面经验公式计算：Hmax hmaxa 3.0 0.2 3.2（m）Hmin hminS2b2.0 0.1 0.1 1.8（m）式中：hmax煤层最大厚度hmin煤层最小厚度；ma考虑伪顶，煤皮冒落后，支架仍有可靠初撑力所需要的支撑高度的补偿量；中厚煤层可取200mmS2顶板最大下沉量；选取100mmb支架卸载前移时，立柱伸缩量；选取100mm（2）按支架支护强度q选择：支架单位支护面积上的支撑力。它是衡量液压支架性能的一个重要参数，可由下列方法确定：按经验公式估算：q KH平RKdKaz 42.22.51.41.20.950.93 32.7（t/m2）式中： K作用于支架上的顶板岩石厚度系数；选取4；H平平均采高；在此处取2.2m；R岩石容重；一般取2.5t/m3；Kd动载系数，一般取1.4；安全系数，一般取1.2；Ka安全阀系数，一般限0.95；z支护效率，两根支护时一般取0.95。设最小控顶距l为3.49m，支架中心距la为1.5m时，每架支架的支承阻力应为F= qllag=32.73.491.59.8=1903 (kN)ZY2500/14/32型掩护式液压支架额定工作阻力为20972702KN，故选用ZY2500/14/32型掩护式液压支架支护采场顶板满足要求。(3) 采面上、下端头采用DW30-180/100或DW25-250/100型单体液压支柱配3.6m工字钢梁成对架设支护端头顶板，每根顶梁下支设三根单体液压支柱，机、风巷密集支护滞后于采面放顶线的距离不得大于1.0m。(4) 超前支护：机、风巷距工作面煤壁10m范围内打双排支柱，10-20m范围内打单排支柱；采用DW25-250/100、DW30-180/100型单体液压支柱配绞梁，单体液压支柱取60根，铰梁60根，超前支护间距1.0m。(5) 机头工字钢梁支柱：83=24根（柱）。(6) 机尾工字钢梁支柱：83=24根（柱）。(7) 工作面基本支架数：初期安装74架后期安装16架共计90架支架。备用支护材料：支柱20根，木料20根，楠竹跳板30块，铰梁20根。故1847-2工作面选用ZY2500/14/32型掩护式液压支架90架，DW30-180/100及DW25-250/100型单体支柱128根，配长3.6m工字钢梁16根及HDJA-1200型金属铰梁80根支护顶板。第二节 工作面顶板控制一、采场管理1、顶板管理方法采用ZY2500/14/32型液压支架进行支护，全部垮落法管理顶板。2、控顶方式 （1） 采用ZY2500/14/32型型液压支架控制顶板，相邻支架中心距为1.5m，最大控顶距4.09m，最小控顶距为3.49m，放顶步距为0.6m。（2） 泵站压力为31.5MPa，在设计采高状态下，液压支架的初撑力为16602139KN，额定工作阻力为20972702KN，支护强度为0.450.49MPa。（3） 移架方式采用成组整体依次顺序式，每次移一组，每组3架。二、采空区处理采用全部垮落法处理采空区顶板。第三节 端头支护及顺槽管理一、采面端头及出口支护1、端头支护：机头、机尾采用单体支柱配3.6m的11#工字钢梁成对使用,一梁三柱支护顶板，对距中对中为0.75m,梁距为0.2m；抬棚对数根据现场实际情况按上述要求架设；机头、机尾端头支护随工作面推进按步距为0.6m交替前移。 2、采面上、下出口宽度与采面控顶距相同,出口高度与该范围的采高一致，上、下出口顶板完整稳定时，出口处的支护采用单体液压支柱配铰梁的形式支护顶板，柱距为0.6m，排距为1.2m，当顶板破碎松软时，必须用楠竹跳板将其背接严实。二、机巷工字钢支架回撤采用人工回撤，且与工作面放顶线对齐。回撤的工字钢支架及时运到指定地点堆放整齐,不能复用的单体液压支柱、铰梁要及时运出地面交机修厂检修。三、工作面刮板输送机与机巷刮板输送机的搭接要求1、工作面刮板输送机与顺槽桥接的搭接高度不低于300mm。2、工作面机头段控制采高，确保溜子与下顺槽的搭接角度不超过105。 四、安全出口：在割煤机割不穿机头、机尾时必须打缺口。采用ZBZ-4.0型煤电钻打眼，15段毫秒延期电雷管配煤矿安全乳化炸药正向装药大串联爆破，MFB-200型放炮器起爆，人工攉煤，超前出口规格：上出口3.6m1.2m2.2m；下出口2.6m1.2m2.2m；采用单体液压支柱加铰梁支护顶板。详见附图7：1847-2工作面开缺口炮眼布置三视图及爆破说明书第四节 工作面顺槽的管理一、工作面顺槽维护1、机风巷超前工作面煤壁20m,采用DW30-180/100及DW25-250/100型单体液压支柱配铰梁支护顶板（距工作面煤壁10m段设双排，10m至20 m段设单排），超前支护柱距为棚距，没有架棚时柱距为1m。2、工作面机巷从采场煤壁至放顶线之间均必须保留原巷支护和超前支护。3、回采过程中，必须加强顺槽维护,确保巷道支护完整；机、风巷超前支护20m内巷道净高均不得低于1.8m，超前支护20m以外巷道净高不低于2.0m；进、回风净断面不得低于3m2，机巷人行侧宽度不低于0.7m。4、及时清理机巷水沟内的浮煤和杂物，确保水沟畅通。二、机、风巷回撤1、机、风巷回撤前，必须提前支设好临时点柱或斜撑支柱，以防煤层片帮或顶板冒落伤人。2、机、风巷护巷支护与采面放顶线对齐，回撤在采面移架后进行；回撤时，回撤点与割煤、移架点的距离均不得小于15m。3、机、风巷回撤时，必须指派专人观察围岩的稳定情况，一旦发现有异常情况时，必须立即停止作业，待处理好以后再恢复作业。第四章 生 产 系 统第一节 运输系统一、运输设备：工作面SGZ-764/320型刮板运输机（2160KW）1847机巷SGB-620/40刮板运输机1847机巷DTL-80/452型皮带运输机四号运输斜巷SGB-620/40刮板运输机四号运输巷SGB-620/40刮板运输机五号运输巷DTL-100/452型皮带运输机一采区改造运输巷DTL-100/75型皮带运输机三采区运输斜巷皮带DTL-100/752一采区煤仓。二、运煤系统 1、煤炭运输路线：1847-2工作面1847机巷四号运煤斜巷四号运输机平巷一采区改造运输巷三采区运输斜巷一采区煤仓+475m运输大巷地面煤仓。2、矸石处理：甩入采空区。三、运料系统1、地面+475m运输大巷一号主石门一采区轨道上山四号中部车场185材料回风上山1847机巷1847-2工作面。2、地面+475m运输大巷一号主石门一采区轨道上山二号中部车场123材料回风平巷1846风巷+588m石门1847风巷1847-2工作面。四、行人系统1、井口+475m运输大巷一号主石门车场一采区轨道上山二号中部车场123材料回风平巷1846风巷+588m石门1847风巷1847-2工作面。2、井口+475m运输大巷一号主石门车场四号施工道四号运输平巷四号运煤斜巷1847机巷1847-2工作面。第2节 供液系统 在一采区四号中部车场安设两台MRB-125/31.5C型乳化液泵一台水箱，两台泵一台使用，一台备用；供采场的支护和推溜用。供液线路：泵站185材料回风上山1847机巷1847-2工作面。管子采用577m无缝钢管，距工作面20m范围类采用高压胶管。泵站压力不小于30MPa，乳化液浓度不低于3%-5%。第三节 排 水排水系统：1847-2工作面水由机巷毛水沟直接排水，经1859边界上山排至一采区主石门经+475m运输大巷自流至地面水处理站。第四节 供 电一、供电设计1、供电方式：根据工作面设备布置情况，在一采区3#变电所设置一配电点，设置1台KBSGZY-T-1000/10型移变供割煤机组。2、电压等级：详见表5供电设备和使用设备表3、设备选型：工作面选用MG300/700-QWD型双滚筒采煤机组1台、SGZ-764/320刮板运输1台，ZY2500/14/32型液压支架92架，机巷选用SGB620/402型刮板运输机1台（70m）、DTL-80/452型皮带一台（200m）、运输机四号运煤斜巷及四号运输机平巷SGB620/40型刮板运输机各1台、一采区改造运输巷DTL-100/75型皮带运输机1台三采区运输斜巷皮带DTL-100/752型皮带运输机1台。二、电力负荷计算和电缆选择：详见附表一表5 供电设备和使用设备表序号设备名称型 号数量额定功率电压等级用途1双滚筒割煤机MG300/700-QWD1台700KW1140V落煤2刮板输送机SGZ-764/3201台320KW1140V运煤3刮板输送机SGB620/403台40KW660V运煤4皮带输送机DTL-80/4521台90KW660V运煤5皮带输送机DTL-100/4521台90KW660V运煤6皮带输送机DTL-100/751台75KW660V运煤7皮带输送机DTL-100/7521台150KW660V运煤8乳化液泵MRB125/31.5C2台752KW1140V供液9绞车JD-11.41台11.4KW660V提升10绞车JD-251台22KW660V提升11回柱绞车JH-171台11KW660V提升12回柱绞车JHSB-2001台18KW13煤电钻ZBZ-4.01打眼14移动变电站KBSGZY2-T-1000/1011000KVA15干式变压器KBSG2-T-400/101400KVA16干式变压器KBSG2-T-315/101315KVA 三、供电系统附图8：1847-2工作面供电系统示意图第五节 照明、通信和信号一、照明：在各个转载点及工作面机头位置设置照明灯。二、通讯：在泵站、皮带机头、工作面机风巷位置各安设一台防爆电话。三、提升、运输、转载信号装置的种类和用途：提升使用电铃，用于提升运输信号联系。运输及转载点设置电铃，用于生产期间设备开停联系。第六节 “一通三防”与安全监控一、通风系统：（一）风量计算：1、工作面风量计算根据1847-1工作面开采情况以及1847机、风巷掘进情况，预计工作面绝对瓦斯涌出量为1.17m3/min。(1) 按绝对CH4涌出量计算所需风量：Q100qk式中：q-工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；k-工作面瓦斯涌出不均衡系数，k1.6；Q100qk1001.171.6187.2m3/min(2) 按工作面温度计算所需风量：Q60vs式中:s-为工作面控顶距断面积平均值。v-为工作面风速，取1.0m/s；Q60vs601.07.13=427.8（m3/min）(3) 按同时作业人数计算：Q4N式中:N-为采面同时工作的最多人数；N50人。Q4N450=200（m3/min）按以上计算取最大风量Q采427.8m3/min。2、风速验算：(1) 按最低风速0.25m/s验算：Q低=V低S大=0.254.093.2=3.27m3/s=196m3/min(3) 按最高风速4m/s验算：Q高=V高S小=43.492.0=27.92m3/s=1675m3/minQ低（196m3/min）Q采（427.8m3/min）Q高（1675m3/min），符合规程规定。3、风量确定：经上计算和验算:确定1847-2工作面初期风量为427.8m3/min符合要求。（二）通风路线：新风：地面进风斜井一采区运输机上山四号运输平巷四号运煤斜巷1847机巷1847-2工作面污风：1847-2工作面1847风巷+588m石门1846风巷123材料回风平巷二号回风联络巷龙塘回风斜井地面。详见附图9： 1847-2工作面通风系统、放炮岗哨及避灾路线示意图二、瓦斯防治工作面上隅角、容易发生瓦斯积聚的瓦斯防治和处理方法：1、在工作面机头、机尾设置挡风帘，将巷帮与支架端点挡设严密。2、在上隅角设置引风障引风，防止上隅角瓦斯积聚。3、瓦斯队每小班派一名专职瓦斯检查员，每小班检查瓦斯不低于3次，并向通调汇报并作好记录。三、综合防尘系统（一）防尘管路系统：用50mm水管在工作面机、风巷内安设一趟专用水管。风巷防尘供水路线：+675m高位水池一采区轨道上山二号中部车场123材料回风平巷1846风巷+588m石门1847风巷1847-2工作面。机巷防尘供水路线：+675m高位水池一采区轨道上山+475m运输大巷四号施工道四号运输平巷四号运煤斜巷1847机巷。（二）综合防尘措施1、工作面割煤时必须开启割煤机内外喷雾。2、在工作面内及回风流中的作业人员坚持佩戴防尘口罩作业。3、工作面割煤时必须开启机、风巷的防尘喷雾。（三）喷雾和洒水防尘点的设置及有关要求1、风巷离煤壁线50m设置一组移动防尘，以后每100m安设一组，随工作面推进而前移，回风第一合流点以里50m设置一组防尘喷雾，机巷各转载点设置一组防尘喷雾；每组喷头不得低于3个，喷雾水能覆盖巷道全断面。2、每班生产前必须先开启各个喷雾装置后方可开机割煤。无防尘水或水压不够时，严禁割煤。四、防止煤层自然发火技术措施1、加强浮煤回收管理，严禁随意留设煤柱和留顶煤开采。局部区域或地质构造带，确需留顶底、煤开采，必须制定专项防火措施报总工程师批准。采场及两巷的浮煤回收工作，必须纳入对队干的考核内容，严格检查，严格考核，从严追究管理责任。2、工作面机头、机尾及支架间必须坚持撒石灰，厚度为5mm。机风巷随工作面推进在巷道两帮洒石灰、工作面喷洒水泥浆厚度不低于5mm。3、采面回采结束后，在45天之内撤完设备和材料。在5-8天之内封闭完毕，密闭必须掏槽见硬帮、底，密闭厚度不低于0.8m，并设取样管、措施孔和反水池。五、监控系统（一）各种监控点的设置及传感器安装要求1、监控探头设置在1847-2工作面上隅角设置瓦斯传感器T0和一氧化碳传感器CO，在工作面风巷距煤壁10m位置安设瓦斯传感器T1，在1847风巷距+588m石门岔口以东10m15m位置安设瓦斯传感器T2和温度传感器（KG9301）及CO传感器；在1847机巷距煤壁10m安设瓦斯传感器T3，在1847机巷距皮带机尾下风侧设置烟雾传感器；工作面设置设备开停传感器。2、安装要求（1）安装断电控制系统时，必须根据断电范围要求，提供断电条件，并接通井下电源及控制线。（2）安全临近设备的供电电源必须取自被控制开关的电源，严禁接在被控开关的负荷侧。（3）每隔7天由瓦斯队监测班对本区域瓦斯监控系统使用标准气样进行一次调校和超限断电功能测试。（4）拆除或改变与安全监控设备关联的电气设备的电源线及控制线、检修与安全监控设备关联的电气设备、需要安全监控设备停止运行时，需报告矿调度室，并制定安全措施后方可进行。（5）分站安装在便于观测调试、支护良好、无积水、滴水的进风巷道或硐室内，距巷道底板不低于300或吊挂在巷道中。（6）电缆敷设，吊挂方式必须符合煤矿安全规程、2011 年鲁班山南矿安全质量标准化安排意见及公司2008年轨、管线吊挂标准中相关规定执行。详见附图10：1847-2工作面安全监控系统布置示意图（二）瓦斯传感器报警、断电浓度设置T0、T1报警值为1%，断电值为1.5%，复电值为1%；T2报警值为1%，断电值为1.0%，复电值为1%；T3报警值为0.5%，断电值为0.5%，复电值为0.5%；CO报警值为24PPm。（三）断电范围及恢复送电要求1、断电范围T0断电范围为风巷内全部非本质安全型电气设备电源。T1、T2、T3断电范围为工作面及回风巷所有非本质安全型电气设备的电源。2、 恢复送电要求T0、T1、T2、复电值均为1%；T3复电值为0.5%当各机电设备完好后方可由人工恢复动力电源。第五章 劳动组织及主要技术经济指标第一节 劳动组织一、劳动组织：工作面采用“三八”作业制即二个班生产，一个班检修；两个生产班每班割煤2刀，即生产班完成4个循环，班进度1.2m；圆班进度2.4m。二、劳动组织表见表7表7 劳动组织图表序号工种出勤人数备注生产1班生产2班检修班合计1班长22262割煤司机3393皮带司机113（兼职）4溜子司机226 5泵站司机11136值班电工1127值班钳工1128拉架工3399安全员11310支管工11311支、回工33812电钳工101013浮煤清收22414后勤工3315材料管理员11合计21211860 备注:出勤率85%计算：6085%+队干管理人员（6）=77（人）第二节 循环作业 一、正规循环作业：工作面生产坚持正规循环作业生产，减少生产影响，提高工时利用率。详见附图11：正规循环作业图第三节 主要技术经济指标工作面主要技术经济指标见表8。表8 1847-2工作面主要技术经济指标表序 号项 目单 位指 标备 注1工作面平均走向长度m1092工作面倾斜长度m1443煤层平均厚度m2.24煤炭容重t/m31.655工作面可采储量万t5.46平均采高m2.27煤层生产能力t/m23.638循环进度m0.69循环产量t29810月进度m6611日产量t119212月产量万t3.2213月循环数（循环率）%9014工作面可采期月1.6815在册人数人7716出勤人数人6017出勤率%8518采煤队回采工效t/工14.919坑木消耗m3/万t220支柱数量及丢失率根（%）021顶梁数量及丢失率根（%）022截齿消耗颗/万t17023炸药消耗kg/万t5124雷管消耗发/万 t17025煤层牌号Wy26含矸率%1827灰分%26.79第六章 煤 质 管 理1、加强顶板管理，防止发生冒顶、窜矸事故。2、严格控制采高，工作面正常情况严禁破顶或破底留顶煤开采。3、当采面局部出现厚度大于0.5m，斜长大于5.0 m的夹矸（或层滑矸石）时，必须对煤帮矸石进行松动爆破： 采用风钻打眼，间距为0.4m0.6m，深度为2.0m，炮眼与煤壁呈80的夹角。 每眼装配0.40.6Kg乳化炸药，使用15段毫秒雷管正向起爆，每眼装填一条水炮泥，黄泥充填长度600mm。 放炮前，采用皮带，楠竹跳板等对爆破点及附近10m内支架的各类油缸、活柱、液压元件、供液管路、行走电缆等进行妥善保护。 放炮后的工作面矸石通过人工选在支架两侧。4、指派专人在机巷溜子机头附近选矸，直径大于70mm的矸石运至机巷内，利用准备班检修时间集中排入采空区，严禁进入煤仓。5、工作面必须派专人敲碎直径大于300mm的块煤，并在顺槽设置挡矸装置，过煤高度小于300mm。6、运煤系统各转载点必须使用喷雾防尘，严禁用水管直接向煤炭内加水。第七章 安全技术措施第一节 一般规定1、每班进班前必须开好班前会，了解上班工作情况及存在问题，讲清当班安全注意事项及处理办法。2、各班在工作前及出班前，当班队干必须对整个工作面范围进行安全、质量检查，对不符合要求的立即进行整改。3、打眼工必须严格按操作规程“电钻打眼工”第126条之规定进行作业，装药放炮必须严格按操作规程“放炮员”第134条之规定进行作业。4、采面割煤，严格执行操作规程“滚筒采煤机司机” 第126条之规定。5、推溜、移架严格执行操作规程“液压支架工” 第123条之规定。第二节 顶板安全技术措施1、加强工作面的敲帮和两端头的敲帮问顶工作，严禁空顶。各工种人员作业之前首先检查作业场所及附近支护情况，找净危岩活矸，无支架段要补齐所缺支护，支好斜撑护帮支柱，保证临时支护齐全可靠。2、端头支护坚持先支后回。支架移位、支架调向需变换支柱位置时，必须提前掺好替换支柱，并保证有足够的支护强度，严禁先回后支。3、端头支护齐全，回撤单体支柱必须找好安全退路，掺好临时护身支柱。4、加强顶板动态监控，掌握地质构造和顶板压力规律；保证泵站系统的供液压力必须达到要求，支架初撑力必须符合规定，防止因顶板压力前移，而破坏煤壁的完整性。5、严格控制工作面采高，防止破坏煤层顶板的完整性；顶板破碎地段必须停机带压移架，保证移架点滞后于前滚筒不得超过5.0m。6、工作面刮板输送机内严禁行人，凡更换截齿、检修设备、清收浮煤等需要进入采煤机内侧作业时，必须将支架移到最小控顶距、清除危岩活矸（煤）、伸出护壁板、确认无安全隐患后，方可进入作业。7、片帮地段移溜后必须进行二次移架，使端面距不得超过340mm，端面发生冒顶后及时用坑木进行背接，以便有效控制顶板和煤壁。8、在极易发生片帮事故的地段割煤时，司机必须站在安全位置操作机组，机组牵引速度不得大于0.5m/min。9、在顶板破碎或煤帮松软地段移架时，可提前移架割煤，且移架工必须在外远距离操作移架，或位于立柱后方的底座上带压移架至煤壁。10、在更换检修支架立柱时，必须在立柱前打2-4根替换支柱后方可开始继续作业。11、在割煤机割穿工作面机头（机尾）时，机（风）巷距工作面煤壁5m范围内严禁有人。 12、建立好顶板动态监测，按相邻工作面开采的经验，1847-2工作面初次放顶步距在8-15m之间，值班队干、安全员要每班认真观察顶板的变形情况，发现有来压预兆要立即停止作业并向矿调度室汇报，便于采取措施。第三节 爆破安全技术措施工作面施工安全出口、处理“死”架及其它需要放炮作业时，必须严格执行下列措施：1、装药放炮必须严格遵守煤矿安全规程第315342条之规定，处理瞎炮按煤矿安全规程第342条的有关规定执行。2、严格执行“一炮三检制”、“三人联锁换牌放炮制”。3、放炮前，瓦检员、放炮员、班长应认真检查顶板情况及黄泥充填水泡泥使用的情况，未达到要求不准放炮，并要严格检查爆破点附近前后20m范围内的瓦斯情况，瓦斯浓度超过1%不准放炮。4、放炮前加固爆破点附近10m范围内的支护，采用楠竹跳板或旧皮带妥善保护好爆破点附近20m范围内的管线、油缸活柱、阀组、电缆槽等机电设备。5、放炮前必须由班长亲自按（附图9：1847-2工作面通风系统、放炮岗哨及避灾路线示意图）岗哨位置，送岗、撤人、断电（除遥测外警戒区内的所有电源）、并设置好花栏、警标，待送岗人员返回启爆点，并清点人数无误后，向矿调度部汇报，并经同意后，方可按规定启爆。6、放炮后由外向内清除危岩活矸，并及时恢复失效的支护体。第四节 防治水安全技术措施1、加强采面治水工作，机巷水沟清理畅通，防止水进入溜子、皮带运煤系统。2、加强顶板淋水观测，发现顶板淋水加大或其它异常情况及时向矿调度汇报。3、为防止采空区初次来压后上覆工作面采空区积水涌入工作面，在初次来压前应加强工作面顶板动态观测，防止水灾事故发生。第五节 机电安全技术措施1、机电设备维护及防失爆（1）电气设备入井前,必须经过严格检查防失爆，合格后方可入井。（2）电钳工、泵站司机、刮板输送机司机加强对各类设备的维护检修，发现问题及时处理。并挂牌标明负责人，并做好检修原始记录，确保所有设备完好。（3）供电系统“三大保护”必须齐全可靠，严禁随意短接闭锁回路。所有电气设备必须防爆，严禁失爆。（4）机电设备检修时，必须做到停电、验电、放电、无短路接地，并坚持挂牌制度，开关设备留专人看守。（5）严格执行停送电管理制度，严禁带电搬迁，设备检修严禁带电作业。（6）泵站司机必须按3%5%的浓度配比乳化液，泵站要有配液浓度检测仪器、检测记录、交接班记录。（7）每班进班作业前必须对设备状况进行全面检查，消灭电气失爆，严禁带病运行。（8）设备运输、起吊工具必须完好，其机械强度必须与承载负荷相匹配，并符合井下使用标准。（9）只准垂直起吊设备，起吊前必须对起吊梁的牢固性及起吊工具的完好状况进行全面检查，撤出设备下方及附近一切人员，停止附近与起吊无关的工作。（10）严禁将用于支护顶板的支柱、顶梁及棚腿用作设备起吊、移位的支承点。（11）设备安装及回撤期间，每班必须指派安全负责人，所有人员必须协同操作，相互照应。（12）电气设备和管路安装必须符合质量标准化要求，电气设备必须试运转正常，具备生产条件后，经矿有关部门验收合格后方可组织生产。（13）所有作业人员须严格执行设备操作规程，杜绝违章作业，各工种必须持证上岗，严格按“三大规程”作业。（14）工作面开始生产前必须在刮板输送机、机组上设置联动闭锁装置（溜子、机组之间可以相互断电闭锁），在生产期间，每天检修班必须对该闭锁进行检查，并确保灵敏可靠。(15) 每天检修班必须对割煤机液压螺母的紧固情况进行检查，发现问题必须处理。2、机组割煤：（1）割煤前司机必须检查机组部件是否齐全，螺栓是否紧固，操作控制系统是否灵活，油位是否符合要求，及时排除煤壁及机组运行空间内的各种杂物，并对煤帮的瞎炮情况进行彻底排查。（2）开机前必须先发出信号，撤出煤壁侧及机组附近5.0m范围内的无关人员，开启喷雾