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河南煤业化工集团鹤煤三矿工作面设计说明书鹤煤公司三矿3102工作面设计说明书二一二年四月3102工作面设计说明书总工程师：生产副总：技 术 科：编 制：日 期： 二零一二年五月 目 录目 录第一部分 地质概况一、工作面位置.- 1 -二、工作面煤层情况.- 1 -三、顶底板情况.- 2 -四、地质构造.- 2 -五、水文地质.- 3 -六、瓦斯、煤尘.- 4 -第二部分 采煤方法、回采工艺及巷道布置一、采煤方法.- 6 -二、回采工艺.- 6 -三、设备及工具配备一览表（表22、表23）.- 9 -第三部分 生产系统一、生产系统. - 11 -第四部分 顶板管理一、工作面支护设备型号及主要技术参数（见表）.- 14 -二、工作面支护强度计算- 15 -第五部分 劳动组织、循环图表及主要技术经济指标一、劳动组织形式- 17 -二、循环作业图表（见附图）.- 17 -第六部分 安全技术措施一、一般要求- 19 -二、瓦斯管理及突出煤层非突出区域综合防突措施- 19 -三、采煤安全技术措施.- 23 -四、机电安全技术措施.- 33 -五、支架、工作面输送机.皮带机.乳化液泵维护安全措施.- 35 -第七部分 避灾路线一、避灾原则及避灾路线图.- 37 - 7 - 第一部分 地质概况 第一部分 地质概况一、工作面位置1矿井中的位置 3102工作面位于三水平南翼31采区的上部，北部和西部为3102、3104、3106工作面采空区，南部为二水平南翼顶板回风巷和二水平南大巷，东部为3101采空区。工作面停采线位置距二水平南翼顶板回风巷60m，其走向长216.7米，平均倾斜长55.0米，平面积17877.4m2，倾斜面积18019.5m2，工作面切割和上下顺槽对接，上顺槽与并联回风巷相接，下顺槽与2305运输巷相接。2地面位置及地面设施该工作面地面相对位置位于三矿南翼风井正北1000米，黄牛坡村西北600米，地形属丘陵阶地，高差不大，地面标高一般在+199.28+206.88米之间，由西向东倾斜，地面无建筑物和河流铁路。二、工作面煤层情况1煤层赋存情况3102工作面开采的是二迭系山西组的二1煤层，二1煤层为我矿的主要可采煤层，该煤层厚度大且稳定，稳定性为一类。煤层为黑色，块及粉末状，呈玻璃光泽，硬度小，易破碎，以亮煤、镜煤为主，属半亮型煤。根据地面38212、38313、38510、3862钻孔资料和3102、3104、3106、2305工作面回采期间煤厚探测及资料收集分析，3102工作面二1煤层产状N42W，倾向N48E，平均煤层倾角10，二1煤层平均厚度7.88米，可采性指数为Km=1，煤厚变异系数r=9.59%，煤层结构简单，在煤层的下部有一层0.10米的夹矸，厚度不稳定。3102工作面储量计算表块段平面积( m2 )倾角( o )斜面积( m2 )煤厚( m )容重(T/m3)地质储量(万T)回采率( % )可采量(万T)117877.47.218019.57.881.4120.0293%18.62工业指标根据3102，3104和 3106工作面煤质化验资料得出本工作面的工业分析成果列下表：工业指标水分Mt灰分Ad挥发份Vdaf发热量Qnet.daf固定碳FCdaf硫分Sd工业牌号1.712.2716.7431.3691.000.36瘦煤三、顶底板情况在煤系剖面的正常层序中，直接上覆于煤层的沉积岩层为煤层顶板，直接下伏于煤层的沉积岩层为煤层底板。该工作面煤系地层直接顶板为砂质泥岩，厚度约7.3米，灰黑色，含植物化石碎片,水平层理发育，局部含砂质较高，钙质胶结。煤层直接底板为粉砂质泥岩，厚度约0.65米，黑色，致密，含植物根部化石。煤层上下部分岩层详见3102煤柱工作面综合柱状图。四、地质构造3102工作面紧邻F3302和F3303断层，且该工作面将穿过F3301断层，受F3301、F3302、F3303断层的影响，该工作面地质构造复杂，煤层产状变化大，根据3102、3104、3106工作面回采时揭露的地质资料，二水平南翼顶板回风巷和31采区外段专用回风巷掘进时揭露的地质资料，推测该工作面掘进时将揭露的断层落差为0.7-14.0米，工作面受断层的影响，煤层破坏严重，煤层顶底板岩性连续性差，工作面掘进时将受到不同程度的影响。1. 岩浆侵入体、河流冲刷带根据我矿历年开采经验证明，矿区内没有岩浆侵入体，局部受河流冲刷带影响，煤层顶底板将会出现凹凸不平的现象，严重时煤层厚度将受到影响，且回采时将受到一定影响。2. 煤层3102工作面开采的是二迭系山西组的二1煤层，二1煤层为我矿的主要可采煤层，该煤层厚度大且稳定，稳定性为一类。煤层为黑色，块及粉末状，呈玻璃光泽，硬度小，易破碎，以亮煤、镜煤为主，属半亮型煤。根据地面38212、38313、38510、3862钻孔资料和3102、3104、3106、2305工作面回采期间煤厚探测及资料收集分析，3102工作面二1煤层产状N42W，倾向N48E，平均煤层倾角10，二1煤层平均厚度7.88米，可采性指数为Km=1，煤厚变异系数r=9.59%，煤层结构简单，在煤层的下部有一层0.10米的夹矸，厚度不稳定。五、水文地质1主要含（隔）水层该工作面采掘期间主要充水含水层为山西组砂岩含水层和太原群八层灰岩含水层，隔水层为二1煤直接底板砂质泥岩隔水层。现将各含（隔）水层简述如下： 1.1 顶板砂岩含水层（组）山西组二1煤层顶板砂岩含水层（S10 +S11+S12）是二1煤层采掘期间的直接充水含水层，也是本工作面采掘活动中的主要充水因素，顶板砂岩（S10 +S11+S12），含水层组位于二1煤上，岩性为灰及浅灰色，中细粒砂岩，含石英、长石、白云母片和黑色矿物，形成条带状，钙质胶结，具有少许植物化石碎片，裂隙填充钙质和黄铁矿，该含水层渗透系数K=0.01770.0415M/天，水质HCO3CaMg型，矿化度0.4克/升，PH=8.7，属于裂隙微弱承压含水层，水量不大，易于疏干，但对生产有一定影响。各含水层之间有砂质泥岩相隔。1.2 底板砂岩含水层山西组煤层底板砂岩（S9）是二1煤采掘期间的间接充水含水层，位于二1煤下14.45米，岩性为深灰色，以石英、长石为主，含暗色矿物及少量白云母片，钙质胶结。根据我矿历年开采经验，该含水层富水性差，一般对采掘没有影响。1.3 C3L8灰岩含水层太原群C3L8灰岩含水层为二1煤采掘期间的间接充水含水层。位于二1煤下23.45米，岩性为深灰色石灰岩，显晶质结构，含蜓科、腕足类动物化石，灰岩层厚度为5.0米，属于裂隙溶隙承压含水层，一般是通过断层或其他构造向工作面充水。 1.4二1煤层直接底板隔水层该隔水层为二1煤层直接底板，厚度为12.0米，较致密，应为良好的隔水层。2工作面主要充水因素2.1 顶板砂岩水山西组顶板砂岩含水层（S10）为本工作面掘进期间的直接充水含水层，也是本工作面的主要充水因素。根据我矿历年开采情况及补勘报告中预测二1煤层顶板砂岩含水层为弱含水层，属于裂隙微弱承压含水层，水量不大、易于疏干。2.2 底板砂岩水山西组二1煤层底板砂岩含水层（S9）为该工作面掘进期间的间接充水含水层，根据我矿历年开采经验及3102、3104和3106工作面采掘情况证明，该含水层储水性差，一般对掘进没有影响。2.3 C3L8灰岩水太原群C3L8灰岩含水层为二1煤层掘进期间的间接充水含水层，属于裂隙溶隙承压含水层，裂隙岩溶发育不均匀，一般是通过断层或其它构造向工作面充水。因该工作面上顺槽紧邻F3303断层，该断层落差25.0米，该工作面上顺槽位于F3303断层的上盘，二1煤层底板距C3L8灰岩含水层间距23.45米，因C3L8灰岩水已经疏放。因此，C3L8灰岩水对本工作面掘进有一定影响，但影响不大。3工作面涌水量预计3102工作面涌水量计算边界从上顺槽下帮、下顺槽上帮，南部到设计停采线，北部到切割。涌水量预计采用比拟法，计算公式Q=Q0（F/F0）0.5Q工作面最大涌水量（m3/h）；Q0相应顶板涌水量（m3/h）；F3102工作面平面积(Km2)；F0二水平回采面积(Km2)；3102工作面最大涌水量Q=40(0.023230.51)0.5=8.54 m3/h。4水害威胁情况分析山西组顶板砂岩含水层为本工作面掘进期间的直接充水含水层，也是本工作面的主要充水因素。根据我矿历年开采情况及补勘报告中预测二1煤层顶板砂岩含水层为弱含水层，属于裂隙微弱承压含水层，水量不大、易于疏干。C3L8灰岩含水层距二1煤间距较大，且岩溶裂隙发育不均，我矿已在-550m南北大巷进行了疏放，四水平北翼轨道下山布置在C3L8灰岩含水层中，3107（里）工作面底抽巷已穿过C3L8灰岩含水层，水压已降至-550m。 本工作面上顺槽虽然位于F3303断盘的上盘，但C3L8灰岩水已进行了疏放，又因C3L8灰岩含水层局部裂隙发育，因此C3L8灰岩水对本工作面有一定影响，但影响不大。六、瓦斯、煤尘1瓦斯瓦斯是一种多成分的混合气体，凡是从煤体及其围岩中释放出的以及在煤矿生产过程中所产生的各种气体，统称为矿井瓦斯，它的主要成分包括：甲烷（CH4）、一氧化碳（CO）、二氧化碳（CO2）、氮气（N2）和氨气（NH3）等。该工作面处于高沼区，瓦斯含量高，其瓦斯地质特征有以下三条：（1）CH4含量一般都高于80%，属沼气带。（2）瓦斯含量随煤层埋藏深度的增加而增加（3）瓦斯含量与煤层倾角和地质构造有关，即煤层倾角大瓦斯易上逸，则瓦斯含量相对降低。煤层厚度大，倾角小，煤层中瓦斯不易逸散，瓦斯含量相对偏高。由于3102工作面周围工作面已回采，瓦斯已经得到疏放，预计本工作面在掘进期间绝对瓦斯涌出量4.36m3/min。(数据为通防科提供）2煤尘与自燃根据煤炭科学研究总院2008年12月鉴定结果，预测了3101煤柱工作面煤尘爆炸性指数为16.29，具有爆炸性。煤的自燃发火期一般在124210天，属于不自燃煤层。地温、地压都属正常。(数据为通防科提供）第二部分 采煤方法、回采工艺及巷道布置一、采煤方法1名称：倾斜长壁后退式悬移支架炮采放顶煤采煤法；2采高确定：根据支架参数及煤层厚度将该工作面采高定为2.20.1m，型梁支护地段采高定为1.9m0.1m；3放顶煤区段顶煤高度为5.68m，因此采放比为1：2.58，顶板管理采用全部垮落法。二、回采工艺1工艺流程（1）悬移支架回采工艺流程：联网打眼分段装药放炮铺顶板网伸出主、副前伸缩梁实现及时护顶出前前部开帮煤收回主前伸缩梁提起主梁前后柱前移主梁（上为主梁，下为副梁）放顶煤（架后煤）前移托梁清煤推槽完成一个循环；（2）型梁支护回采工艺流程：采缺口打眼装药、准备爆破导上梁支护清煤导下梁支护、改柱放顶煤清煤移槽、打柱。2落煤方式煤墙采用安全等级不低于三级的煤矿许用炸药及毫秒延期电雷管爆破落煤，老塘网下放顶煤。炮眼布置采用三排眼（详见附图）- 11 - 第二部分 采煤方法、回采工艺及巷道布置 爆破说明表：名称眼深(mm)眼长(mm)眼距(mm)距顶(mm)距底(mm)炮眼角度装药量封泥长度起爆顺序仰角俯角水平g顶眼80081450060010801505001腰眼8008005001300900801505001底眼100010155003001080300 4505001爆破说明：（1）装药人员根据工作面顶板情况及煤体硬度适当减少装药量，若煤壁片帮较轻时不打顶眼，煤壁片帮较严重时不打顶眼、腰眼。爆破采用正向装药正向起爆。（2）采用串联方式连线，顶、腰、底眼一次齐拉。（3）煤墙采煤工艺完成后，开始放煤。3装煤方式采用爆破自装及人工装煤。（1）煤破落煤后，必须进行敲帮问顶及时铺设金属菱形网，将金属网接口联严联密，及时伸出前探梁护顶，然后方可进行清煤工作。（2）工作面清煤，装煤时应做好洒水降尘工作。（3）清煤人员必须在支架保护下进行工作，清煤前首先检查支架的稳定性及牢固性，不得在伞檐下作业，处理伞檐要求边伸前探梁边用手镐处理，严禁空顶作业。（4）清煤、装煤做到从老塘到煤墙清到底板不得留有底煤。4放煤方式（1）放煤采用三轮间隔放煤法，即：放煤时先放1、3、5然后放2、4、6依次再放1、3、5然后2、4、6.棚内顶煤依次循环。（2）放煤步距0.8m，放煤口间距1000mm。（3）采用U型网口形式，网口规格400*400mm2，网口最低点距离槽沿100mm，网口采用断丝钳剪开，禁止超高，超大剪口，避免顶煤垮落伤人。（4）放煤时分段自下而上放煤，两个放煤口同时放煤间距不少于10m。（5）放煤每组两人工作，一人观察顶板，一人放煤，放煤人员必须站在支护完好的放煤口上方作业，严禁进入无支护地点放煤，也不得将身体的任何部位伸入放煤口内掏煤。（6）放煤过程中，若出现支架松动、变形、煤壁片帮，应停止放煤进行处理。（7）每一放煤口，均必须将煤放净，若老塘出现较多矸石时，停止放煤。（8）放煤完毕后，将放煤口联好，联放煤口时联严联密，避免老塘冲矸推棚伤人。（9）放煤后，若支架出现歪扭，应及时调整。5运煤方式（1）工作面选用SGW40T刮板输送机及胶带输送机运煤。（2）工作面铺设一部刮板输送机，下顺槽铺设两部刮板输送机及一部胶带输送机，输送机的启动、停止以信号为准。（3）运输信号：使用电传信号，信号规定（一下停机，二下开机，三下倒转）（4）煤墙装炮时，不准开槽，清煤或放顶煤时必须开槽。（5）各部槽头必须有洒水喷雾，开槽开水停槽停水，做到湿煤不洒水，洒水必须喷雾。（6）各部输送机之间搭接合理，搭接高度不低于300mm，顺槽固定节后设回煤坑，规格为800*650*500mm，回煤炕内及时清煤，保证底链不拉回头煤。6支护形式（1）工作面采用ZH2000/16/24F分体顶梁组合悬移液压支架支护。（2）工作面端头支护：上安全口采用5对3.6m型梁对棚支护，一梁三柱，下安全口采用5对4m型梁对棚支护，一梁四柱。7移溜方式利用短单体柱（2200mm）人工推槽。8放顶方法（1）悬移支架支护1.1 边移滞后顶梁边放顶，放顶段间隔距离不少于15m。1.2 工作面清净浮煤后，滞后的顶梁收回前探梁，同时将该梁下两根柱卸载提起前移顶梁放顶，前移后的顶梁梁头与提前前移的顶梁梁头对齐。（2）型梁支护采用人工回柱放顶，倒滞后梁放顶。放顶工序与其它工序的配合：工作面浮煤清净后，落滞后梁老塘支柱向老塘75打戗柱，再落滞后梁煤墙侧支柱，老塘侧的槽边柱，待滞后梁脱离顶板后及时前移该梁放顶，放顶工作不少于2人协同作业，一人放液，一人观顶，前移后的梁头与主梁头对齐，然后先升中间柱，再升原老塘侧槽边柱，最后将老塘戗柱回出升到煤墙侧，确保每对棚梁下不少于8根柱，（上机头每对棚不少于6根柱）。放顶由下向上进，由于放顶时顶板压力较大，所以，放顶前对附近5m内的支柱进行二次注液，并把防倒链在支柱上方挂好。9上下端头老塘侧放顶要求如下（1）上下端头老塘侧放顶前，必须补齐抬棚所托梁下的支柱。（2）端头老塘放顶时后路必须保持畅通，有里向外逐棚进行，且放出的梁柱要及时运出，以防影响放顶人员的后路，放顶操作必须2人协同作业，一人操作，一人观顶，附近3m范围内严禁其他人员操作与此项无关的工作，严禁多人操作此项工作。（3）放顶后，端头老塘侧最里一架棚下必须有抬棚加强支护。（4）下端头老塘侧放顶时，下顺槽运输机开关必须停电落锁，班长现场指挥，放顶结束后，放顶人员同班长检查运输机内，是否有材料和工具等，确认无误后，方可通知运输机司机开机，开机前必须点动两次后方可正常开机，严禁用下顺槽运输机运送梁柱。三、设备及工具配备一览表（表22、表23）表22序号设备名称规格型号数量单位1气动手持式钻机ZQS50/1.66台2放炮器FD-200Z2个3刮板输送机SGW40T3台4乳化液泵MRB125/31.5C2台5皮带运输机SGP-10002部6材料绞车SD11.43台7悬移支架ZH2000/16/24F台表23序号工具名称单位数量备注序号工具名称单位数量备注1炮棍根305铁锨把602回液勾个306尖钎根123注液枪把207断丝钳把64手镐把308大锤把6备用材料数量及规格：1材料规格及数量荆背或旧坑木200根；荆钎：长2m，100根；菱形网1.31.5m2，100卷；2.2m单体柱：80根；2.5m单体住：50根；型梁2.4m长，50根；型梁3.6m长，4根；型梁4m长，4根。2存放地点及管理：（1）备用材料分类码放在替棚外50 m200m处，并挂牌管理。（2）同类物料相邻码放时，间距控制为0.51m；不同类物料相邻码放时，间距控制为12m；受物料种类规格及码放空间限制时，控制间距可视实际情况而定，但不得影响巷道总体面貌。能够上架的物料、配件等必须上架码放。（3）上下两巷码放物料的有效截面积，不得超过该段巷道断面净面积的1/3，以保证通风及行人的安全要求。（4）上下两巷码放的物料，须保证行人通道宽度不小于0.7m。（5）物料管理牌在同一物料码放地段使用时，悬挂高度必须统一，保证外观整齐平直。- 13 - 第三部分 生产系统 第三部分 生产系统一、生产系统1运煤系统（1）运煤路线：3102工作面运煤系统从工作面3102工作面下顺槽2305运煤线二水平南大巷二水平卸载仓。（2）运输设备型号：工作面及下顺槽安装SGW40T刮板输送机3部，运输能力150T/h；SGP-1000皮带二部；SD-11.4绞车3部。附图：工作面设备布置示意图2运料系统（1）运料路线：料由地面副井二水平主轨道下山二水平南大巷二水平南翼并联回风巷3102工作面上顺槽。（2）技术安全规定；（见第六部分机电安全技术措施）3通风系统1.通风线路：二水平南大巷2305运煤线3102工作面下顺槽工作面3102工作面上顺槽二水平南翼并联回风巷二水平南翼回风井。风量计算（1）按瓦斯最大涌出量计算 Q=Kq绝 /C 式中：K瓦斯涌出不均衡系数，取1.4；q绝瓦斯涌出量，取3.0m3 /min；C回采工作面回风风流中最高允许瓦斯浓度。取0.7%。Q=（1001.43.0）/0.7=600m3 /min。（2）按工作面最多人数计算 Q=4N 式中：N工作面同时工作最多人数 ； Q=4100400m3 /min；根据以上计算，采煤工作面风量取最大值420m/min。（3）按风速进行验算：a按最低风速验算采煤工作面的最小风量：Q采600.25S平600.257.7382.65m3 /min；Q采420115.95；b按最高风速验算采煤工作面的最大风量：Q采604S平6047.731855.2m3 /min；Q采4201855.2；根据以上计算，本工作面应配风量不少于420m3 /min。（为了合理配风，每月根据通风部门测定计算的工作面实际瓦斯涌出量，重新在作业规程复审中核定工作面所需风量。）4防尘系统（1）供水系统：上顺槽：二水平南大巷2305运煤线3102工作面下顺槽。下顺槽：二水平南大巷二水平南翼并联回风巷3102工作面上顺槽。（2）防尘设施及措施工作面上、下顺槽距工作面2050m之内布置一道水幕灭尘、距外口30m处布置一道，各转载点设机头喷雾，开槽即开喷雾。爆破前后要洒水灭尘，爆破时使用水炮泥。工作面坚持煤壁注水工作，有效降低煤尘。上、下顺槽安装隔爆水袋，按巷道断面计算水量不得小于200L/m2。上、下顺槽定期冲尘。槽头前后各10m及电气设备上的煤尘由司机和维修工每班负责冲洗清扫一次。5灌浆系统（1）灌浆系统: 二水平南大巷二水平南翼并联回风巷3102工作面上顺槽；（2）灌浆方式：采用埋管方式；（3）灌浆系数：浆液水土比不超过5:1；（4）做好采空区注浆工作，以下机头老塘出浆为标准，验收员监督。6排水系统（1）排水系统线路：3102工作面下顺槽2305工作面运煤线二水平南大巷；3102工作面上顺槽二水平南翼并联回风巷二水平南大巷；（2）排水方法：使用潜水泵和风泵排水，安设排水管路。（3）排水设施及其管理：根据工作面正常涌水量为3.0m3/h，最大涌水量8.54m3/h，选取潜水泵型号DQW30-30-5.5；风泵型号FQW8-35/W；直径2寸的排水管；上、下顺槽放专人排水，并且具有不少于两台备用潜水泵和风泵。7供风、压风系统（1）供风、压风线路：下顺槽：二水平南大巷2305工作面运煤线3102工作面下顺槽。上顺槽：二水平南大巷二水平南翼并联回风巷3102工作面上顺槽。（2）供风设施及管理：供风管路每班检查，有漏风处及时处理，保证达到规定风压。8巷道布置（一）上顺槽巷道跟煤层底板掘进，并与二水平南翼并联回风巷相联，为保证无极绳绞车运输，起伏坡度在10左右。巷道设计净宽4.0m，中高3.2m，净断面积10.17，设计工程量267.2m。（二）下顺槽巷道跟煤层底板掘进，并与原2305运煤巷相联，为保证皮带机运输，起伏坡度在13左右。其净宽、净高及巷道净面积相同，设计工程量416.197m。（附上顺槽、下顺槽断面图）9供电系统（见附图）10照明系统 信号系统 通讯系统（见附图）- 17 - 第四部分 顶板管理 第四部分 顶板管理一、工作面支护设备型号及主要技术参数（见表）1设备型号工作面支护使用ZH2000/16/24F分体顶梁组合悬移液压支架支护，其中Z产品类型代码，H滑移，2000工作阻力（KN），16/24最小/最大采高，F分体顶梁。2技术参数DZ22-30/100单体柱主要技术参数行程（mm）油缸直径（mm）额定承载力（T）最大高度（m）最小高度（m）800100302.41.6乳化液泵：MRB125/31.5C，额定工作压力31.5MPa，额定流量125L/min。ZH2000/16/24F分体顶梁组合悬移液压支架主要技术参数名称单位参数备注支架高度mm16002400顶梁体长度mm2500架强型，带前探伸缩梁顶梁体宽度mm左、右梁各宽300mm支架中心距mm1000支柱直径mm110支柱数量根4支柱行程mm800推进缸行程mm800工作阻力KN2000初撑力KN1603支护强度MPa0.8控制方式全集中控制移架方式邻架操作整架重量Kg1200泵站压力MPa28工作液M10乳化液乳化液浓度35%二、工作面支护强度计算1工作面支护密度、强度计算由于ZH2000/16/24F型悬移支架为连锁支架，其梁间距为固定值，只需要对型梁支护段所需支护密度进行计算。现根据有关资料的结论（对采场支架有明显作用的岩层一般在48倍采高范围内）来确定工作面支护密度。用P=（48）MVK来估算顶板压力，为安全起见，系数取1.3。式中：P顶板压力，t/m2；M采高；按最大值2.3m；V顶板岩石平均容重，取2.5 t/m3；K安全系数，取1.3。悬移支架支护强度验算每架支架顶板压力P=82.32.51.3=59.8 t/m2 =0.586MPa由于悬移支架支护强度为0.8MPa大于0.586MPa，所以ZH2000/16/24F分体顶梁组合悬移液压支架完全可以满足工作面的支护要求。2工作面顶板压力计算P=6MVK=62.02.51.4=42（T/m2）式中：P 顶板压力；M 采高，按最大值2.0m；V 上覆岩石比重；2.5 T/m2 ；K 安全系数；取1.4。3支柱实际支撑力R=R1R2R3=0.90.930=24.3（T/根）式中：R支柱实际支撑力；R1支柱增阻系数；R2支柱不均衡系数；R3支柱额定工作阻力。4棚距的确定S=N/HL=6/1.733.4=1020（mm）式中：S棚距；N对棚所配单体柱；H支护密度=P/R=1.73根/m2 ；L最大控顶距。5特殊地点支护强度验收（1）上机头大棚与安全口：RNPS1 =24.32442（3.62）=280.80式中：R支柱的实际支撑力；N上机头大棚及安全口内支柱数；P顶板压力；S1上安全口与机头大棚的面积。（2）对于下机头大棚及安全口：RNPS2 =24.33242（42）=441.60式中：R支柱的实际支撑力；N上机头大棚及安全口内支柱数；P顶板压力；S2上安全口与机头大棚的面积。根据以上计算，对棚二梁六柱时，棚距不应超过1020mm，本工作面型梁支护段棚距规定为600mm，可满足工作面支护要求。- 19 - 第五部分 劳动组织、循环图表及主要技术经济指标 第五部分 劳动组织、循环图表及主要技术经济指标一、劳动组织形式该工作面采用“三八制”作业，边采边放边准备。二、循环作业图表（见附图）1循环个数：昼夜一个循环2循环进度：0.8m3循环方式：采用三八制，边采边放边准备4循环产量：1010吨（坚持以风定产的原则）5工效：6.01吨/工6循环作业图表三、劳动组织表及主要技术经济指标表序号工种出 勤零 点八 点四 点合 计1采煤工303030902打眼工22263替棚工884看工具11135三铁工22266机电工666187三铁工22268维修工666189馍水工222610验收员111311大班5512班长222413核团办3314队干部242415合计505563168序号项目单位指标序号项目单位指标1采煤方法炮放11日循环个数个12顶板管理全部垮落法12日产量吨10103走向长度m216.713循环产量吨10104倾斜长度m5514日出勤人1685煤层倾角度7.215回采工效吨/工6.016平均采高m7.8816雷管消耗发/万吨32007回采率%9317油脂消耗/万吨1608可采储量万吨18.618炸药消耗/万吨28009煤容量T/m31.4119网 耗m2/万吨130010循环进度m0.820放煤高度m5.7- 37 -第六部分 安全技术措施 第六部分 安全技术措施一、一般要求1入井人员必须携带矿灯，穿戴整齐，佩带完好自救器，井下不准修矿灯，不准打瞌睡。2乘罐时要服从指挥人员安排，排队入罐，罐内不得拥挤，不准打闹，锋利工具要带上保护套，人员上齐后放下挡罐帘，不得向井筒内乱扔东西。3严禁酒后入井，严禁携带易燃易爆及点火物品，严禁穿化纤衣服入井。4井下行走要走人行道，行车时轨道不准有人， 严禁在轨道休息，上、下山严禁手扶电缆。5乘坐猴车，精力要集中，严禁摆动车座，严禁携带超长、超高、超重物品乘车，若猴车掉道或有其它异常时要立即下车。6井下严禁扒、蹬、跳车，严禁蹬槽或坐皮带。7保护好通风设施，人、车通过风门时要随手关上，严禁同时开启两道风门，保护好瓦斯监测装置，严禁擅自调动瓦斯监测仪器。二、瓦斯管理及突出煤层非突出区域综合防突措施1一般瓦斯管理（1）工作面严禁带电检修作业和随意打开矿灯，坚决杜绝电气失爆.机械摩擦出火及“鸡爪子、羊尾巴、明接头”等不符合规定的电缆接头。（2）工作面放炮必须采用正向爆破，认真执行“一炮三检查”和“四人连锁放炮制”；炮眼及其封泥必须符合煤矿安全规程规定。（3）工作面初采期间配风量必须符合设计要求，以后随着回采，并根据实际瓦斯涌出情况适时调整风量。通风区每旬对工作面进行至少一次测风，确保工作面风量稳定可靠。（4）工作面由通风区配备专职瓦斯检查员，任何情况下都不准放炮员同时兼任瓦斯检查员工作,安检科配备专职安全检查员，并严格执行现场交接班制度.（5）工作面上隅角应采取超前放顶措施，并使顶板冒落严实，严防留有死角。由瓦斯检查员协助安全检查员监督采煤队吊挂好上隅角风幛，使工作面部分风流引排至上隅角，以稀释上隅角瓦斯。严禁工作面超通风能力生产，严禁瓦斯超限作业。（6）工作面上下隅角吊好风幛，防止瓦斯积聚，下顺槽风幛紧贴第一组支架，接顶贴下帮拐3m。（7）在上隅角作业时，必须安排专人负责，严禁随意挪动风幛和瓦斯传感器，确需挪动时，必须经瓦斯检查员同意并在现场监督检查瓦斯情况，确保瓦斯浓度不超限后方可进行作业，作业结束后，必须恢复到原来位置。（8）瓦检员必须加强上隅角瓦斯检查，上隅角风流中局部瓦斯浓度达到1%时，附近20m范围内严禁打眼、爆破。上隅角风流中局部瓦斯浓度达到0.8%时，附近20m范围内必须停止工作，切断电气设备电源，并积极进行处理。（9）工作面所有因瓦斯超限断电的电器设备必须待瓦斯浓度降到0.7%以下时，方可人工恢复送电。（10）工作面风流中瓦斯浓度达到0.8%时，或工作面回风流中瓦斯浓度达到0.8%时，工作面必须停止工作，切断电源，并进行处理。（11)加强工作面及其顺槽管理，及时进行维护，严禁存放车辆和大量物料、设备，确保巷道断面不小于设计85%（断面的长度超5m）；通风区加强通风设施的检查和维修，确保工作面通风系统稳定，保证风量满足生产需要。（12）工作面及其它巷道内，体积大于0.5m3空间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。（13）上下顺槽距离工作面60200m处各安装一排隔爆水袋棚，水袋棚区长度不得小于20m，水袋排间距为1.23m，两个水袋之间间隙不得大于1.2m，并保证用水量与巷道断面比大于200L/。水袋棚悬挂管理责任牌并编号管理，严禁任何人损坏。隔爆水袋出现无水、漏水、损坏现象及时加水或更换。（14）上下顺槽按规定安装隔爆水袋，工作面每班对水量不足的水袋进行加水和清理杂物，及时对漏水袋进行更换。（15）严格执行通风部门制定的瓦斯专项管理措施。2突出煤层非突出区域综合防突措施（1）区域验证首次回采时，前两循环（每循环5m），经连续2次区域验证无突出危险后，工作面每回采30m，至少进行2次区域验证，只有预测指标在临界值以下方允许工作面回采。前两次回采过程中保留2m的验证超前距，区域验证采用复合指标法，即每隔15m距支架顶梁0.8m位置布置一个预测钻孔并垂直煤墙（孔径42mm），测定钻孔瓦斯涌出初速度q值（临界值4.5L/min）和钻屑量S（临界值6Kg.m-1），区域验证指标小于临界值则在采取安全防护措施回采。由施工单位负责通知通风区进行下一次的区域验证，并严格执行五同时监督机制。在构造破坏带要连续进行区域验证。区域验证指标参数超标时，则自超标点位置起开始执行局部综合防突措施。（2）区域验证指标超标后的局部防突措施区域验证超标后，采取则按专项防突设计执行超前排放钻孔、效果检验、安全防护的局部综合防突措施。只有在q4.5L/min、钻屑量S6Kg/m时，方可在采取安全防护措施下回采。（3）安全防护措施钻孔施工过程中，施工人员必须携带便携式瓦斯报警仪，并将甲烷传感器按规定位置悬挂，施工地点必须备有两台8kg灭火器，并严禁用铁器敲砸钻杆。对放炮的要求：a. 严格放炮管理制度，必须使用水炮泥，炮眼封泥填满。放炮前，其它所有非炮眼都应用黄泥充填，充填深度不少于炮眼深度的1.5倍。严格执行“一炮三检”制、“四人连锁放炮制” （即放炮员、机电工、班组长、瓦斯检查员必须同时自始至终参加放炮全过程）和“放炮站岗接送制”。b. 放炮站岗撤人安全距离：采煤工作面进风侧（下顺槽）为下安全口100m以外的进风流中的压风自救处，回风侧（上顺槽）为上顺槽以外全负压新鲜风流中。c. 放炮前，将所有人员撤出，机电工负责将工作面及回风巷内所有非本安型电气设备电源切断，严格执行停电挂牌管理制度。班长或跟班队干部亲自带人去布岗在指定地点站岗，严禁人员通过，并检查回风巷内是否有人员。d. 放炮半小时以后，由瓦检员、安检员和当班班组长共同进入工作面检查巷道瓦斯、支护和后路情况。确认瓦斯不超限、支护完好无问题后，才能恢复供电，班组长或跟班干部通知撤岗（坚持谁布岗，谁撤岗的原则），其它人员方可进入工作。若发生突出要立即按避灾路线组织撤人，并要立即通知矿调度室，调度室按防突预案启动救援程序，通知相关部门和人员。（3）压风自救系统：压风自救装置安设、管理及使用说明： 压风自救装置安设在压风管路上，上顺槽第一组压风自救为安全口外20m-40m处，供10人使用；以外每隔50m安设一组，每组供5人使用。下顺槽压风自救装置第一组为安全口外20m-40m，以外每50m一组，前3组每组供10人使用，以外的每组供5人使用。压风自救系统支管管径为1寸钢管。压风自救装置出风口离地高度要求在11.2m.。每人压缩空气供给量不少于0.1 m3/min。压风自救装置安设地点不得放置任何设备、物料，保证使用方便。使用说明：当工作面出现煤与瓦斯突出和其他灾害危及作业人员生命时，现场人员应以最快的速度进入压风自救装置；如果离压风自救装置较远时应先迅速佩带隔离式自救器，然后再进入该装置，首先打开阀门开关，进入自救袋内避灾待援，同时观察周围环境，灾情变化，传递信息。在灾情没有得到控制时千万不能从防护装置内出来。施工单位负责压风自救系统的安装与维护。每组压风自救装置要设管理说明牌，负责人签字。每班进班前工长、班组长对每组压风自救进行检查，发现无风、微风、漏风或其它损坏的，必须立即处理，确保无问题后人员方可进入工作面。作业期间压风自救系统无风时，工作面人员必须撤至下安全口100m以外的新鲜风流中，只有恢复压风自救装置供风且风量符合要求后，人员方可进入工作面恢复作业。（4）防突牌板的管理统尺牌由施工单位验收员负责根据当班推进度填写，预测预报员负责局部校检统尺牌的悬挂和移动，施工单位提供锁具由预测预报员保存，其他单位不得配留钥匙。跟班工长、班组长和验收员加强管理，防止损坏。施工单位在洒水冲尘时，必须对防突牌板采取保护措施，防止图板内容不清晰。（5）自救器管理与使用所有入井人员必须佩带隔离式自救器。当工作面发生瓦斯事故时，人员要立即正确佩带隔离式自救器，同时尽快撤到新鲜风流中，沿避灾路线升井。确实无法撤离时，要迅速利用压风自救装置进行自救。隔离式自救器使用说明：将专用腰带穿入自救器皮带卡，固定在背部腰间。使用时先将自救器转到腹前，一手托底，另一手拉开封口带。去掉上外罐，手提头带将自救器抽出后将下外罐丢弃。戴好头带，整理好气囊。拔掉口具塞，迅速开启启动装置烛(若启动装置失效，应深吸气后通过口具向药罐呼气以强制生氧)。 将口具放入口中，口具片置于唇齿之间，牙齿咬紧牙垫，用鼻夹垫夹住鼻子，开始用口呼吸。均匀呼吸，快速撤离灾区。（6）施工单位每班要检查维护该地区的电器设备，杜绝电器设备失爆，并有记录可查，发现问题，处理后方可施工。机运科每周两次监督检查该地区的电器设备，检查报表送安检科、调度室和施工单位，且执行签字制度，严防失爆现象发生。（7）严格执行“双盯岗”制度。通风区、安检科必须在该工作面安排专职瓦检员、安检员。（8）提高对煤与瓦斯突出危险的意识和警觉性。在生产过程中，发现突出征兆时，要立即停止作业、从作业地点撤出，并报告有关部门。并对复合指标重新进行测定。若不超标则可在保留2m的效检超前距的情况下进行生产；若参数超标，则按局部防突措施执行。常见煤与瓦斯突出征兆为： a工作面压力增大，支护来压；b有声响，如闷雷声、爆竹声、机枪声、哨声和嗡嗡声等；c工作面瓦斯浓度变大或忽大忽小；d工作面煤层层里紊乱、松软、干燥；e打钻时顶钻、夹钻、钻机过负荷，钻孔变形，塌孔、喷孔等；f工作面、煤壁温度下降，有水珠，气味异常。（9）发生突出事故时避灾路线当人员处于突出地点的回风侧时，避灾路线为：工作面3102工作面上顺槽二不平南翼并联回风巷二水平南大巷一、二部猴车道副井地面。当人员处于突出地点的进风侧时，避灾路线为：工作面3102工作面下顺槽2305运煤巷二水平南大巷一、二部猴车道副井地面。（10）未尽事宜严格按3102工作面专项防突