10501采煤工作面回采作业规程(炮掘标准)

...wd......wd......wd...贵州盘县响水镇永响煤矿10501工作面回采作业规程编制单位：技术科编制时间：2013年6月11日审批记录会审主持人：编审单位签名日期说明编制单位编制人负责人会审技术科调度室通风科机运科安检科机电副矿长安全副矿长生产副矿长总工程师批准矿长规程会审单规程名称10501工作面回采作业规程会审时间会审地点主持人提报单位参加会审人员〔签字〕会审意见：总工程师意见：矿长意见：目录第一章工作面说明及地质概况7第一节工作面说明7一、工作面井上、下位置与邻近采掘关系7二、工作面特征表7第二节煤层赋存及顶底板情况8一、煤层赋存情况8二、煤层顶底板情况8第三节地质构造情况9一、褶曲9二、断层构造9三、掘进中存在的地质构造9第四节水文地质情况9第五节瓦斯、煤尘及自然发火情况9第六节影响开采的其它因素9第七节储量及服务年限10一、工作面储量10二、工作面服务年限10第二章采煤方法10第一节巷道布置10一、运输巷、回风巷、切眼布置方式10第二节采面机械配备情况11一、采面机械配备11二、采面设备、备用材料配备情况表12第三节采煤工序13一、采煤方法：13二、采煤工序：13三、工作面正规循环生产能力14四、劳动组织及正规循环作业14第三章顶板控制17第一节支护设计17一、支柱的初选17二、采面支护密度计算17三、支护选型参数校核17四、支架数量配备计算错误！未定义书签。第二节工作面顶板控制21一、工作面支护21二、工作面特殊支护21三、顶板管理21第三节上下超前出口及端头的顶板控制21一、上、下巷安全出口顶板控制21二、超前支护22三、上、下巷维护22四、矿压观测22第四节回柱放顶23一、回柱方法及顺序说明23二、爆破说明书：23第四章生产系统25第一节运输系统25一、工作面运煤系统：25二、工作面运料系统：26第二节通风系统26一、工作面通风线路26二、采面风量计算26第三节瓦斯抽放系统28第四节供电系统28一、电缆选型计算28二、供电系统28第五节消防、防尘系统28第六节工作面压风自救、通讯系统29一、压风自救系统29二、通讯系统：29第七节安全监控系统30第八节排水系统30第九节供液系统31第五章安全生产管理制度31第一节入井须知31第一节交接班制度31一、班、队长交接班制度31二、安全员交接班制度31三、瓦检员交接班制度32四、放炮员交接班制度32五、溜子司机交接班制度32六、乳化泵司机交接班制度32七、值班电钳工交接班制度32八、机电人员交接班制度32第二节安全生产管理制度32一、安全检查、敲帮问顶制度32二、工程质量检查验收制度33三、巷道维修制度33四、机电设备维修保养制度33五、瓦斯管理制度33六、瓦斯检查制度34七、综合防尘管理制度34八、通风安全监测仪器仪表的使用及其维护制度34九、电器保护定期检查和定期试跳制度34十、放炮管理制度34第六章灾害预防及避灾路线35第一节主要灾害事故预防35一、顶板灾害事故35二、水灾事故36三、火灾事故36四、煤与瓦斯突出灾害事故38五、瓦斯、煤尘爆炸灾害事故39六、避灾路线路：40第七章安全技术措施40第一节初采安全措施40第二节落煤、装煤措施41一、煤电钻打眼措施41二、火工品管理及装药放炮措施42第三节移π型梁措施错误！未定义书签。第四节推溜措施47第五节顶板管理措施49一、一般规定49二、支护49三、回柱放顶49四、上、下巷及安全出口支护52第六节工作面顶板及上下出口维护安全措施52一、防止煤壁片帮及顶板掉矸伤人措施52二、单体液压支柱打柱措施53三、回柱放顶安全措施53四、防止刮板机伤人措施54五、防倒柱措施55六、挂网、移梁、打临时打柱措施55七、攉煤措施55八、推溜措施56九、采面上下出口支护措施56十、采面上下巷超前支护打设措施56十一、采面过断层支护措施56十二、初次放顶〔人工强行放顶〕措施57十三、防止老顶周期来压推柱、伤人措施57十四、防止煤层自燃发火措施58十五、文明生产及防治水工作58十六、探放水管理措施59十七、本规程未述局部内容严格按《煤矿安全规程》和《煤矿操作规程》执行。59第七节一通三防与安全监测59一、通风安全59二、防治瓦斯安全措施60三、综合防尘安全措施63四、防灭火安全措施64第八节机电、运输64一、总则64二、乳化泵的使用65三、胶带输送机检修措施66四、刮板输送机检修安全措施67五、电器设备检修安全措施67第八章探放水措施68第一节探放水原则68第二节探放水安全措施68第九章主要技术经济指标68工作面说明及地质概况工作面说明工作面井上、下位置与邻近采掘关系该工作面位于井田北翼,工作面上部为4#层、3#层采空区，对应地表为耕地，山坡，无建筑、公路、村庄、电力线路等工业设施，工程垂直埋深约130m左右，南至井筒保护煤柱，北至切眼为界，西至回风巷为界，东至运输巷为界，斜下为10503采面〔未回采〕，工作面特征表表1工作面特征表工作面名称10501回采工作面走向长300m开采煤层5#工作面倾斜长度切眼最长80米，最短14米，平均斜长47m开采厚度1.6m储量预算斜面积14100m2煤容重1.4t/m3储量3.1584万吨可采量2.62吨回采率85%煤层情况平均厚度1.6m最大倾角18°最小倾角4°平均倾角22°煤种无烟煤内在灰分(%)21.44%采煤工艺炮采顶板管理方法全部垮落法作业方式三·八作业制度有无煤尘爆炸危险性煤尘具有爆炸危险性自然发火倾向不易自燃煤层是否为突出煤层否地面有无村庄无与地表最大、最小垂深〔m〕225～54m煤层赋存及顶底板情况煤层赋存情况表2煤层赋存情况指标参数备注煤层厚度〔最大——最小/平均〕/m1.4m～1.8m煤层倾角〔最大——最小/平均〕/度平均22°煤层硬度ff<2煤层层理简单煤层节理〔发育程度〕不发育自燃发火期/d不易自燃绝对瓦斯涌出量〔m3/min〕2.5相对瓦斯涌出量〔m3/t〕11.36煤尘爆炸指数(%)地温/摄氏度0.76~3.67°C/100m煤层顶底板情况煤层顶底板岩性顶底板岩石类别厚度岩性顶板伪顶粉砂岩4.47cm易垮落，松软直接顶细砂岩4.4m泥质细砂岩与细砂岩互层，局部含菱铁质，水平层理，薄层状，易风化。老顶泥质粉砂岩1.05m灰色，与泥质细砂岩互层,水平层理，中厚层状，局部夹煤线。底板直接底粉砂质泥岩2m遇水易膨胀、松软、底鼓老底泥岩2.27m细砂岩与菱铁质细砂岩互层，水平层理，中厚层状。地质构造情况矿区位于盘南背斜东翼西段，矿区内岩层呈单斜产出，地层走向近北东，倾向南东，平均倾角22°。区内有一条正断层F14。由南往北贯穿于整个矿区，走向近南北，倾向近东，倾角55-75°，一般70°，断距60-100m左右。褶曲本矿井为单斜构造，缓倾斜煤层，未发现褶曲。断层构造区内有一条断层，为－条正断层F14。由南往北贯穿于整个矿段，走向近南北，倾向近东，倾角55-75°，一般60°，断层上盘地层为飞仙关组，下盘为龙谭组，该断层向南北延伸出矿段，把K19号煤层向下错20米，断距60-100米左右。掘进中存在的地质构造10501工作面运巷掘进至300m时，受F1断层影响，掘进过程中煤层变化较大，地质构造复杂导致找煤造成两巷距离缩短〔最短距离14米〕,决定在10501运输顺槽300m处掘10501切眼，形成10501回采工作面。水文地质情况对煤层开采影响的仅为地表水及老窑积水。本区降水丰富，地表水往往由冲沟会聚成积极性小河或在洼地聚集，煤层开采时假设发生冒顶或其他原因使顶板遭受破坏后，地表水往往会注入井下，如在雨季暴雨时可能会大量涌入。本区地层产状平缓，煤层埋藏较浅，加上煤层顶板岩层均有不同程度的分化，采煤时容易发生冒顶等破坏隔水层。预计工作面的最大涌水量为3m3/min、正常涌水量1m3/min，在回采得过程中需加强排水工作。瓦斯、煤尘及自然发火情况根据2012年瓦斯等级鉴定批复本矿为煤与瓦斯突出矿井，经鉴定K5煤层在矿区范围内的1386.2m标高以上不具有突出危险性；由于一采区的K5煤层位于＋1386.2m标高以上。所以一采区的K5煤层按突出矿井的非突区域进展设计管理。根据贵州省煤田地质局2012年6月11日对永响煤矿煤的K5、K7、K9、K11煤层进展自燃倾向性和煤尘爆炸性鉴定报告，K5、K7、K11煤层属于属有爆炸危险性煤层。K5、K7、K11煤层的自燃倾向性为Ⅲ级，不易自然发火，K9煤层的自燃倾向性为Ⅱ级，属自然煤层。影响开采的其它因素10501工作面主要受到地质构造变化，顶板破碎，顶板临水情况等影响，给回采工作带来一定的影响。储量及服务年限工作面储量10501工作面面积为14100m2，平均煤厚为1.6m，储量为3.1584万t，平均煤厚为1.6m，保护煤柱30m，即可采储量为2.62万t。工作面煤炭储量=面积×煤厚×容重储量Q储=14100×1.6×1.4=3.1584万t煤柱Q柱=2400×1.6×1.4=0.5376万t〔留30m的煤柱〕可采储量Q可=3.1584万吨–Q柱=2.62万t工作面服务年限日产量为304t,月产量为0.912万t，即工作面服务年限为：工作面服务年限=Q可/月产量=2.62/0.912=2.8个月×30天＝84天采煤方法巷道布置运输巷、回风巷、切眼布置方式10501运输顺槽、回风顺槽设计方位为30度，设计长度风巷为400m、运巷400m，但由于在掘进过程中地质构造复杂找煤导致两条巷道打偏，距离缩短。为此根据决定，在300米位置开切眼布置回采工作面。运输巷长度为300m，回风巷长度为300m，工作面斜长最小为14m。最大为80m，在回采过程中逐渐增长。二、巷道支护方式采面上、下巷采用架工字钢梯形棚支护，运输顺槽为5m2的梯形断面，下净宽为3.0m，棚距为0.8m，巷道高度为2.0m。回风顺槽为5m2的梯形断面，下净宽为3.0m，棚距为0.8m，巷道高度为2.0m。切眼为单体液压支柱配合铰接顶梁支护。详见附图：10501工作面巷道布置图。采面机械配备情况采面机械配备1、电煤钻采面采用MSZ-1.2打眼。2、采面安裝一台SGB-420/40T型可弯曲刮板输送机运输，其主要技术参数：型号SGB-420/40T电机功率40KW电压等级380/660V运输能力100t/h链速1.1m/s安装长度14m-80m单链破断力≥610KN3、顺槽设备：运输順槽安裝一台SGB-420/40T型可弯曲刮板输送机配合一台DSJ60/20/2×20型伸缩性胶带输送机运输。其主要技术参数如下表SGB-420/40T型可弯曲刮板输送机的技术参数：型号SGB-420/40T电机功率40KW电压等级380/660V运输能力100t/h链速1.1m/s安装长度80m单链破断力≥610KN胶带输送机的技术参数：型号DSJ50/20/22电机功率22kw电压等级380/660V运输能力100t/h带速2.0m/s安装长度220m带宽500mm4、单体液压支柱采用DW20-300/100X型悬浮式单体液压支柱配合HDJA-1000型铰接顶梁进展采面支护,“三、四排控顶〞,全部垮落法管理顶板,支柱排距1.0m,柱距0.7m,最大控顶距4.2m,最小控顶距3.2m,一次放顶步距1.0m.其主要技术参数：支柱高度：1150～2000m支撑能力：300KN初撑力：20Mpa工作阻力：300KN支柱净重：51.8kg5、乳化泵：两泵一箱乳化泵型号：XR2B80/200功率：37KW公称压力：20Mpa公称流量：80L/min采面设备、备用材料配备情况表表4工作面设备配备表设备名称规格型号数量使用地点备注风煤钻2台工作面电煤钻2台工作面发爆器BFM-5001台工作面综保开关ZZ8L-2.5/41台运输顺槽刮板输送机SGB420/40T2台采面及机巷单体液压支柱DW20-300/100X811棵工作面及出口真空磁力起动器QBZ-2003台控制刮板机及皮带馈电开关KBZ-4001台采面机巷口甲烷传感器GJC100(A)4个采面回风巷防爆5部机巷及风巷注液枪10把采面浮化泵XR2B80/2001套(两泵一箱)地面π型钢梁4.2m16根上、下端头干粉灭火器20台各运输设备机头、机尾铰接顶梁HDJA-1000656工作面及出口表5采面备用材料配备表设备名称规格型号数量存放地点备注单体柱DW20-300/100X81根运输顺槽铰接梁HDJA-100065根运输顺槽金属网1000×1800mm220张回风巷圆木∮100-15050根回风巷煤壁切顶时使用木板2-5cm厚1m3回风巷干粉灭火器10台采面电煤钻1台工作面风煤钻2台工作面采煤工序采煤方法：采用走向长壁后退式采煤法。采煤工序：工作流程：打眼→装药联线放炮→挂梁→攉煤出货→打贴帮柱→推溜→打柱→回柱放顶1、打眼：本工作面采用煤电钻进展人工打眼，采用三花眼布置，上下各布置一排，炮眼间距为1.5m，炮眼深度为1.2m。具体见《采面的炮眼布置示意图》。2、落煤方式：采用爆破落煤，一次起爆26个炮眼〔20m〕，循环进尺1.0m。炮眼间距为1.5m，布置两排炮眼。3、攉煤：采用炮后自行装煤与人工攉煤相结合。4、运煤10501采面〔刮板运输机运输〕→10501运输顺槽〔胶带运输机运输〕→10501探煤石门〔胶带运输机运输〕→10501运输巷〔胶带运输机运输〕→皮带下山〔胶带运输机运输〕→皮带运输石门〔胶带运输机运输〕→煤仓〔放煤〕→主斜井〔胶带运输机运输〕。5、支护采用单体液压支柱配合铰接顶梁支护、在顶梁上方铺设小板及篾笆进展接顶，顶板必须护严背实。6、推溜：工作面出完煤后，必须将刮板运输机向前推移，推移刮板运输机时，只能从机头或机尾向另一方推移，严禁从中间向两头推移。推移刮板运输机时，弯曲段长度不得少于15m，推溜不得出现急弯，以防出现断连接环、溜槽错口等情况。在推移机头和机尾时，必须停顿刮板机的运行，将机头或机尾推到位后，立即将机头和机尾打上压柱再开启刮板运输机。7、回柱：本工作面采用拔柱器回柱或者人工直接拔柱。严禁使用大链进展回柱，防止断链伤人。〔十五〕工作面正规循环生产能力W=LShγcW=80×1.0×1.6×1.4×0.85=152.32t式中：W——正规循环生产能力，t；L——工作面长度，m，取最大值80m；S——正规循环推进长度，m，取1m；h——平均采高，取1.6m；γ——煤的视密度，t/m3，取1.40t/m3；c——工作面采出率，0.85%劳动组织及正规循环作业1、劳动组织：表6劳动组织表工种工人出勤表在册人数一班二班三班合计在册出勤备注班长111333副班长111333安全员111343瓦检员111343电工112444验收员111333刮板司机222686皮带机司机777212321采煤工10100202323回柱工886222423端头支护工444121312打眼工4408108放炮员110243推溜工111353合计4343271131311182、正规循环作业图表顶板控制支护设计支柱的初选根据《10501工作面地质报告书》介绍，工作面煤层平均厚度为1.6m,但回采采高为1.8m，研究初选单体液压支柱型号为DW20-300/100型。采面支护密度计算1、支护强度计算据Pt=〔4~8〕mγ式中:Pt——工作面支护强度，t/m2m——工作面采高，取1.8mγ——顶板岩石容重，取2.5t/m3系数4-8——采高的倍率系数，按5倍采高取值。，取5则pt=5×1.8m×2.5t/m3=22.5t/m22、合理支护密度计算根据P=Rt×n=30×0.85=25.5t式中：Rt——支柱额定工作阻力300KN〔约30t〕n——支柱额定工作阻力实际利用系数0.85～0.9，取0.85；S=P/Pt=L柱×L排L柱=P/〔Pt×L排×K〕=25.5/〔22.5×1×0.7×1.2〕=1.35m式中:S——每棵支柱平均支护面积L柱、L排——工作面支柱柱距、排距K——支柱修正系数，选1.2由于煤层顶板比拟破碎，为了加强支护，取铰接顶梁的间距为0.8m，柱距为0.7m。支护选型参数校核开采5号煤层平均厚度1.6m,选择DW20-300/100型悬浮式单体液压支柱配合DZJA-1000型铰接顶梁进展采面支护,“三四排控顶〞,全部垮落法管理顶板,支柱排距1.0m,柱距0.7m,最大控顶距4.2m,最小控顶距3.2m,一次放顶步距1.0m.〔1〕单体柱的选择依据A、最大控顶距切顶排顶板下沉量:SL=n.m.R=0.04×1.8×4.2=0.302m其中:n:系数取0.04 m:支柱在切顶排时的平均高度1.8m R:最大控顶距4.2mB、支柱支护的最大高度Hmax=M大-b-c=2000-100-50=1850mm≤2000mm其中:M大:最大采高2000mmb:顶梁厚度100mmc:金属网及小板厚度50mmC、支柱支护的最小高度HminHmin=M小-SL-b-a-c+Hc=1.8-0.336-0.100-0.050-0.050+0.2=1.464m≥1.45m其中:M小:最小采高1.8ma:支柱的卸载高度50mmHc:支柱的钻底量200mm2、支护密度验算〔1〕最大控顶距η1=〔L/α+1〕N1/L1S1式中：η1——最大控顶距支护密度，根/m2L——采面斜长取最大值80mα——柱距0.7mS1——最大控顶距离4.2mN1——最大支护排数4排则η1=[(80/0.7+1)×4]/(80×4.2)=1.37根/m2(2)最小控顶距η2=(L/α+1)N2/L2S2式中：η2——最大控顶距支护密度，根/m2L——采面斜长取最大值80mα——柱距0.7mS2——最小控顶距离3.2mN2——最小支护排数3排则η2=[(80/0.7+1)×3]/(80×3.2)=1.37根/m2支护密度的验算〔1〕每平方米顶板岩体压力p=6×m×ρ×g=6×2.0×2.5×10×9.8=470.4×103(N/m²)式中:m—最大采高2.0mρ—岩体密度2.5×103kg/m³(2)最小控顶距时每根单体柱承受的压力Q为Q/η2=470.4/1.582=297.34(KN/根)根据以上计算,选择DW20-300/100X型单体液压支柱,其最大高度为2000mm,最小高度为1264mm,符合支护要求。DW20-300/100X型单体柱承受的额定承受载荷为300KN/根,大于Q,应选择排距为1.0m,柱距0.7m,能满足支护密度要求。采面最大控顶距,最小控顶距实际支护密度分别为1.37根/m2和1.37根/m2,均大于该采面合理支护密度1.35根/m2,故支护选择较为合理。表6DWX型单体液压支柱技术参数工程最大高度(mm)最小高度(mm)工作行程(mm)工作阻力(KN)重量(kg)可代替的DW型支柱产品DW20-300/100X2000115085030051.8DW22柱梁计算1、单体柱数量计算采面斜长最大80m，最小14m,平均斜长47m,在计算时以最大值80m计算，柱距0.7m，最大控顶4排，密集柱1排，戗柱和贴帮柱各半排〔合计1排〕，上下巷超前支护柱梁各60根，则计算如下：使用数=(80/0.7+1)×(4+2)+60×2=811根备用数=使用数×10%=811×10%≈81根共配单体柱811＋81=892根。2、铰接顶梁计算采面斜长最大80m，最小14m,平均斜长47m,在计算时以最大值80m计算，柱距0.7m，根本柱及帖帮柱必须全部使用铰接顶梁，密集支柱不使用铰接顶梁，上下巷超前支护各需40根，则计算如下：使用数=(80/0.7+1)×5+40×2=656根备用数=使用数×10%=656×10%≈65根则共需配铰接顶梁数=656+65=721根3、加强初次放顶及回采期间的顶板支护在初采及回采期间，随着采面的推进，顶板岩体〔直接顶和老顶〕对工作面的压力逐渐增大，当上覆岩体重量远大于支柱的工作阻力时，加上随顶板活动带来的巨大动能，有可能造成推垮型或压垮型冒顶。因此必须采取特殊方法进展加强对顶板的支护。在切顶排用直径≥180mm、长度为2.2m的圆木配合单体柱打上一梁三柱的联锁戗棚，并每隔3～5m增设一个木垛，以加强顶板的稳定性。戗棚柱必须向采空区倾斜成10～15°,并且打在铰接顶梁与圆木的交接处。在工作面开场试生产时，另行制定《初次放顶期间的安全技术措施》。4、老顶周期来压期间的支护根据临近矿井回采5#煤层的经历及前述支护密度的验算,采用前述支护密度能够承受老顶周期来压,但在回采过程中,当周期来压时,必须采取以下加强支护措施以确保安全:1〕支护必须按本规程规定支设；必须确保工程质量良好。2〕必须保证支柱的初撑力到达90KN以上,并每班进展第二次注液加压。3〕加强切顶排的管理，密集柱、戗柱及全承压柱必须按本规程要求设齐,当顶板压力明显或悬顶较大时,必须增设戗棚和木垛加强支护，并沿煤壁棚棚打上贴帮柱。工作面顶板控制工作面支护1、采面单体液压支架安装个数：656架。2、采高：1.8m。3、最大控顶距4.2m，最小控顶距3.2m，端面距不超过300mm。4、单体液压支架操作方法：采用人工移梁打柱。5、移架方式：随采煤逐架前移。工作面特殊支护1、在切顶排用直径≥180mm的圆木配合单体柱设上一梁三柱的联锁戗棚,并每隔3～5m打一正规的木垛，以加强顶板的稳定性。木垛必须是材质较好的硬质方木，其规格为长×厚×宽=1200mm×200mm×150mm，木垛必须打在硬底上，四角上线，并用木楔打紧以接实顶板。2、在回采过程中，如果顶板压力较大时，必须增打戗棚和丛柱进展加强支护。顶板管理1、工作面采用单体液压支架支撑顶板，全部垮落法处理采空区，移架步距为1.0m。2、正常情况下，采用及时移架，前探铰接顶梁前端与煤壁之间的端面距不大于300mm，遇顶板破碎或片帮大时，可采用提前拉架的方法管理顶板。3、当顶板破碎时，要缩短柱距。支架移到位后，要及时地将支架顶梁升起并到达设计初撑力、铰接顶梁伸出控制顶板。4、升支架时，要注意调整平衡三相阀和架型，以保证支架顶梁能够与顶板全面接触，成排成柱，保证“迎山角〞，有效的控制顶板并防止支架初撑力不够而下滑。上下超前出口及端头的顶板控制上、下巷安全出口顶板控制1、上、下巷及安全出口高度要求不低于1.8m。2、采面上、下端头均采用“4对8梁〞进展支护，钢梁采用4.2m长的工字钢梁，一棵大梁下要求不少于三棵根本柱，组内两梁要求交替迈步前移，不得落后于根本支护，上下出口第一组大梁必须打上煤帮柱。3、机头、机尾大梁的组间距离为0.6m，〔位于上、下巷巷道内的大梁与采面端头的组间距不超过0.5m〕,组内梁间距离为0.1～0.2m，上、下出口钢梁支护抵至煤壁，严禁空顶作业。4、上、下安全出口保持超前煤壁0.6m以上,上、下安全出口要畅通。5、上、下安全出口高度与采面高度保持一致。6、上、下巷的支护要完整可靠,帮顶刹严背实。7、在初始调采过程中，及时调整端头支护的位置，以及支架的增减。超前支护上、下巷自采面煤壁往外20m范围内采用铰接顶梁与单体液压支柱建成走向抬棚进展支护。棚距800mm,顶板破碎或压力较大地段棚距缩小为400--600mm。超前支护根本形式为：双排柱梁，柱距不大于1.0m。三、安全出口管理每班安排专人维护上、下安全出口，清理浮煤、浮货，确保巷道高度不低于1.8m，人行道宽度不小于0.7m，安全出口内不准堆积杂物影响通风、行人。上隅角管理回采期间，为了防止采空区瓦斯被风流带出导致上隅角瓦斯超限，需要用风筒布把风量引到上隅角，吹散瓦斯上、下巷维护10501工作面上、下巷顶板较差，压力较大，巷道变形快，故上、下巷从出口50m往外范围的巷道修护由巷修队专门定期维修，确保巷道的高度。(出口50m以内范围属于采煤队自行维护)。矿压观测1、矿压观测内容主要观测工作面支柱初撑力、工作阻力。掌握顶板来压规律，分析支柱运转特性。2、矿压观测方法1〕在本工作面支柱安设炮采压力传感器对其进展监测。2、具体安装方法：在工作面的从下出口处每10m信号架的上、下立柱分别安设压力传感器。3、矿压监测组定期监测立柱的初撑力和工作阻力，对工作面来压情况进展分析、总结。回柱放顶回柱方法及顺序说明1、回柱方法采面采用拔柱器或人工进展9回柱，上、下安全出口采用回柱绞车回撤工字钢棚。2、回柱顺序采面回柱顺序必须是从下往上,从老塘向煤壁的顺序进展。爆破说明书：炮眼布置示意图〔包括平、剖面图〕、装药构造图〔附后〕。2、工作面每循环炸药、雷管消耗量：工作面每循环炸药、雷管消耗量表：炮眼名称眼深(m)炮眼个数炮眼角度装药量〔kg〕雷管消耗〔发〕炮泥充填深度爆破方式联线方式装药方式水平仰角垂直方向每孔(节)小计〔节〕顶眼1.25315°75°2节106节53发≥0.5m分组装药分组起爆串联正向装药正向爆破底眼1.253-10°75°2节106节53发≥0.5m合计共布置炮眼106个，共计雷管106枚，炸药212卷，重42.4㎏4、联线方式及起爆顺序联线方式为串联，一次装药一起起爆。5、人工强制放顶的瓦斯检查方法在进展人工强制放顶，打眼放炮严格执行“一炮三检〞和“三人联锁〞制度，严禁瓦斯超限作业。打眼放炮之后，必须先检查高顶区及打眼放炮地点附近10m范围内的瓦斯浓度，只有在瓦斯浓度小于0.8%时，方可作业。6、人工强制放顶爆破的起爆地点及戒备范围1〕起爆地点：10501运输巷〔外段〕200米处。戒备范围：每次响炮前当班班长安排专人到10501运输巷外段200米处。〔戒备点1#同时兼做放炮点〕、10501回风巷防突风门外与1455回风石门交岔处新鲜风流中〔戒备点2#〕、1455回风石门与回风斜井交岔处往井底方向10m处〔戒备点3#〕、10502专用回风巷与回风斜井交岔处上巷口〔戒备点4#〕、地面回风斜井安全出口〔戒备点5#〕等地点进展站岗截人，具体《10501工作面放炮站岗戒备示意图》。2〕放炮时停电撤人范围：每次放炮前必须将10501运输顺槽、10501工作面、10501回风顺槽、10501回风巷、10501专用回风巷、1455回风石门、回风斜井内的所有人员撤到10501回风巷防突风门外或其他安全地点，并将上述巷道内所有回风流中的非本质安全型电气设备〔主要通风机除外〕电源切断。炮前炮后必须对放炮地点20m范围内进展洒水灭尘。3〕、放炮器的钥匙必须由放炮员随身携带、装药、做引药、联线和放炮工作由放炮员一人担任。4〕、放炮前，电工必须把在掘巷道及其回风流中所有动力电源全部停掉，放炮员必须认真仔细检查母线与脚线、脚线与脚线的联接情况、确认无短路、接头包扎好以后，最后离开工作面，待站岗完毕后，班队长必须组织清点人数无误后，方准下达起爆命令，爆破工接到起爆命令后，必须先发出爆破信号，至少等5秒，方可起爆。5〕、起爆后，必须至少等30分钟、待炮烟散尽，先由瓦检员、安检员、放炮员、本班班队长检查工作面及该巷道内所有情况，无任何隐患后，待瓦斯浓度＜0.8%，班队长进入工作面全面检查帮顶活矸，进展敲帮问顶工作，待松动的煤矸彻底找掉后，其他人员方可进入工作面，是否恢复送电由瓦检员根据实际情况确定。6〕、母线与放炮器连接好后，起动放炮器造成拒爆时，爆破工必须先取下爆破器上的钥匙，并将爆破母线从爆破器上摘下，扭结短路，等15min之后，才可沿线路检查，找出拒爆的原因。7〕、处理拒爆、残爆时，必须在班组长指挥下进展，并应在当班处理完毕。如果当班未处理完毕，当班炮工必须在现场向下一班爆破工交接清楚。处理拒爆、残爆时，必须遵守以下规定：〔1〕炮工必须先把炮机所进联锁箱，并上齐锁后才能进展处理。其他人员是否进入迎头由炮工根据检查情况确定。处理拒、残爆时，其他人员严禁干其他与处理拒、残爆无关工作。〔2〕由于连线不良造成的拒爆，可重新连线起爆；〔3〕在距拒爆眼至少0.3m处另打同拒爆眼平行的新炮眼,重新装药起爆；〔4〕严禁用镐刨或从炮眼中取出原放置的起爆药卷或从起爆药卷中拉出电雷管；严禁将炮眼残底(无论有无剩余炸药)继续加深;严禁用打眼的方法往外掏药；严禁用压风吹这些炮眼；〔5〕处理拒爆、残爆的炮眼爆炸后，放炮员必须详细检查炸落的煤、矸和收集未爆的电雷管；〔6〕在拒爆、残爆处理完毕以前，严禁在该地点进展同处理拒爆、残爆无关的工作。25、严禁用炮机做雷管导通实验。第四节、生产系统运输系统工作面运煤矸系统：工作面(溜子)——10501运输顺槽(溜子皮带)——10501探煤石门〔皮带〕——10501运输巷〔皮带〕——皮带上山〔皮带〕——皮带运输石门〔皮带〕——煤仓〔放煤〕——主斜井〔皮带〕——地面。运煤矸：工作面(溜子)——10501运输顺槽(溜子皮带)——10501探煤石门〔皮带〕——10501运输巷〔皮带〕——中部车场〔矿车〕——轨道上山〔绞车下放〕——5号联络巷〔矿车〕——1384轨道运输石门〔矿车〕——副斜井〔绞车提升〕——地面。工作面运料系统：A进料系统：地面——副斜井——1384m轨道运运输石门——轨道上山—1455回风石门—10501回风巷—10501回风顺槽——工作面。B运出系统：工作面—10501回风顺槽——10501回风巷—1455回风石门—轨道上山—5号联络石门——1384m轨道运输石门——副斜井——地面。详见附图：《10501工作面运输系统图》。通风系统工作面通风线路1、新鲜风流：A：主斜井〔副斜井〕——1384皮带运输石门〔1384轨道运输石门〕——皮带上山〔行人上山〕——10501运输巷——10501探煤石门——10501运输顺槽——10501工作面。2、污风风流：10501工作面——1050回风顺槽——10501回风巷—10501专用回风巷——1455回风石门——回风斜井——地面。采面风量计算根据根据矿井瓦斯涌出量预测方法〔AQ1018-2006〕预测,，永响煤矿5煤层，日产量为304t。相对瓦斯涌出量为11.36m3/t。1、按瓦斯涌出量计算：Q采=125×q瓦采·K采通＝125×2.4×1.6＝480m3/min式中：Q采——采煤工作面实际需要的风量，m3/min；q瓦采——采煤工作面经瓦斯抽放以后的绝对瓦斯涌出量，2.4m3/min；Q采=Q×C/100=800×0.3％=2.4m3/min

式中Q采—绝对瓦斯涌出量，m3/min；

Q—风量，实测800m3/min；

C—风流中的平均瓦斯浓度，实测0.25％。K采通——采煤工作面瓦斯涌出不均衡的备用风量系数一般取1.2～2.1，该数值经过观察实测后取得；取1.6.2、按工作面同时作业的最多人数计算：Q=4N=4×50=200m3/min式中：N——工作面同时作业的最多人数,按照50人计算。3、按一次起爆的最大炸药量计算：Q=25A=25×8=200m3/min式中：A——一次起爆的最大炸药量，8kg。A=20m×2节/m×0.2Kg/节=8Kg4、按工作面进风温度计算Q采最=Vc最优·Sc·Ki＝1.0×6.66×1.0＝6.66m/s式中：Vc最优—采煤工作面最低风速，按20～23℃温度时，选取为1.0m/s；Sc—采煤工作面平均有效断面，〔4.2＋3.2〕/2×1.8＝6.66m2；Ki—采煤工作面长度系数，工作面长度＜100m时，选取为1.0；5、按风速进展工作面风量验算根据《煤矿安全规程》规定，采面最低风速为0.25m/s，最高为4m/s的要求进展验算。即回采工作面风量应满足：Q采≥15×Sc=15×6.66=99.9m³/min=1.66m³/sQ采≤240×Sc=240×6.66=1598.2m³/min＝26.64m³/s以上计算取最大值：Q采=max{Q采}=19m³/s合符要求根据以上计算，回采工作面计算最大风量为480m3/min，满足上述风速要求。式中：S——回采工作面平均有效断面，取6.66m2,根据最大控顶距4.2m和最小控顶距3.2m,采高1.8m，计算得工作面平均断面为6.66m2。预计采面的10501机巷进风800m3/min，但在实际回采过程中，通风队必须加强采面瓦斯监测，根据采面的实际瓦斯涌出量进展风量的调整和分配。详见附图：《10501工作面通风系统图》。瓦斯抽放系统1、1050顺槽抽放管路：采面上隅角→10501回风顺槽→10501回风巷→10501专用回风巷→1455回风石门→回风斜井→地面瓦斯泵房。2、10501运输顺槽抽放管路：10501运输顺槽→10501探煤石门→10501运输巷→行人上山→1455回风石门→回风斜井→地面瓦斯泵房。见附图：《10501工作面抽放系统图示意图》供电系统电缆选型计算由于10501的机电设备和电缆已经安装完毕，并已经进展了运转的试验，在此不重新进展计算。供电系统地面配电房→井下中央变电所→皮带上山→10501运输巷→10501探煤石门→10501运输顺槽→工作面。详见附图：《10501工作面供电系统图》消防、防尘系统1、灭火砂在各部皮带机头及机尾存放1个灭火砂箱和2个灭火器，各转载地点配备灭火器，2、消防系统〔1〕、10501采面上、下巷各接一趟2寸消防水管，防尘管路必须接至工作面，每隔50m必须在供水管路上安设一个三通和阀门，以便后路洗尘，在运输巷、回风巷、距工作面60m～200m范围内安设一组隔爆水槽；〔2〕、分别在运输巷和回风巷距工作面30～50m处各安设一组净化水幕，各组水幕要求迎风安装，水雾覆盖巷道全断面。〔3〕、运输线内各转载点必须设置喷雾洒水防尘装置。3、管路敷设A：地面消防水池→主斜井→行人上山→10501运输巷→10501探煤石门→10501运输顺槽→工作面。B：地面消防水池→主斜井→行人上山→1455回风石门→10501回风巷→10501回风顺槽→工作面。详见附图：《10501工作面消防、防尘系统图》。工作面压风自救、通讯系统压风自救系统在10501运输巷及回风巷每隔50m设立一组压风自救呼吸袋，第一组压风自救装置距工作面距离不得大于40m，每组压风自救必须配足4个自救袋。10501回风巷路线：地面→主斜井→1384皮带运输石门→行人上山→1455回风石门→10501回风巷→10501回风顺槽→工作面。10501运输巷路线：地面→主斜井→1384皮带运输石门→行人上山→10501运输巷→10501探煤石门→10501运输顺槽→工作面。详见附图：《10501工作面压风自救系统示意图》。通讯系统：在10501运输顺槽避难硐室内及采面下出口处各安装有一台直通矿调度室及井下各地点的。1、分别在溜煤眼、10501运输顺槽、10501回风顺槽〔距工作面30m范围内〕、10501运输巷及回风巷避难硐室内安设一台通讯，与矿调度室联系。2、主斜井放煤处、井下变电所、主扇房、压风机房等处安设通讯，与矿调度室联系。详见附图：《10501工作面通讯系统示意图》。安全监控系统瓦斯传感器安装位置及控制范围表瓦斯探头编号采面进风瓦斯T1采面瓦斯T2采面上隅角瓦斯T3采面回风巷瓦斯T4安装地点：〔详见监控系统图〕采煤工作面进风巷距工作面≤10m采煤工作面回风巷，距离工作面≤10m采煤工作面上隅角切顶排支架处10501回风巷新鲜风与污风交汇处往回风巷方向10～15m处报警瓦斯浓度≥0.5﹪≥0.8﹪≥0.8﹪≥0.8﹪断电瓦斯浓度≥0.5﹪≥0.8﹪≥0.8﹪≥0.8﹪断电范围采煤工作面进风流中所有电器设备采煤工作面及其回风流中所有电器设备采煤工作面及其回风流中所有电器设备采煤工作面及回风流中所有电器设备复电瓦斯浓度＜0.5﹪＜0.8﹪＜0.8﹪＜0.8﹪另外，在采煤工作面回风顺槽安装风速传感器、CO传感器、温度传感器对采面回风顺槽风速、采面火灾、采面温度进展实时监控；采面电源安装馈电传感器对停、送电情况进展监控。详见附图：《10501监控系统示意图》。供水、排水系统〔一〕供水系统：1、10501运输顺槽：地面水池→副斜井→1384轨道运输石门→行人上山→10501运输巷→10501探煤石门→10501运输顺槽→工作面。2、10501回风顺槽：地面水池→主斜井→1384轨道运输石门→行人上山→1455回风石门→10501回风巷→10501回风顺槽→工作面。〔一〕排水系统：1、运输顺槽排水线：水流经巷道自流→10501运输顺槽→10501探煤石门→10501运输巷→行人上山→1384皮带运输石门→井底水仓。2、回风顺槽排水线：水流经巷道自流→10501回风顺槽→10501回风巷→1455回风石门→行人上山→井底车场→井底水仓。详见附图：《10501工作面供排水系统示意图》。供液系统地面乳化泵液泵站→主斜井→1384皮带运输石门→行人上山→10501运输巷→10501探煤石门→10501运输顺槽→10501采煤工作面六、安全生产管理制度第一节入井须知1、下井人员必须佩戴矿灯、矿帽、自救器，并且会使用自救器，否则不准入井。2、酒后不准入井，下井不准穿化纤衣服和佩戴机动车遥控器，各种不防爆电子手表严禁随身入井。3、在井口50m范围内严禁有火源，井下严禁带烟、带火和易燃、易爆物品。4、必须参加班前会，听取工作安排及安全本卷须知，否则不准入井。5、任何人不准在井下拆卸、敲打、毁坏矿灯和自救器。6、坚持执行出入井检身制度和入井人员清点制度。7、没有经过安全培训、未学习作业规程或经过安全培训后考试不及格者不准下井工作。第二节交接班制度班、队长交接班制度1、班队长必须在工作面现场把本班出现的问题向下班交待清楚。2、当班工作量、推进度、材料消耗、工具及设备向下班交待清楚。3、工作面有何隐患、顶板来压情况向下班交待清楚。安全员交接班制度1、安全员必须在现场交接班，对本班的工作量、工程质量及安全状况向下班交清接明。2、安全员必须把本班出现的问题和存在隐患以及对隐患的处理情况向下班交待清楚。3、安全员必须把本班的顶板、瓦斯、放炮等情况向接班安全员交待清楚。瓦检员交接班制度1、瓦检员必须在现场交接班。2、必须把本班工作面的瓦斯涌出情况向下班交待并填写各种记录。放炮员交接班制度1、放炮员必须把本班的放炮情况、打眼数量、放炮中出现的问题向下一班交待清楚。2、本班中有无瞎炮、残炮，并把瞎炮残炮的位置、方向角度、深度、药量等情况向下一班交待清楚。3、本班用剩的炸药雷管，必须当班交到炸药库，严禁流失。4、把放炮器、放炮母线、放炮器钥匙等向下一班交待清楚。溜子司机交接班制度1、溜子司机必须在现场交接班。2、溜子司机必须把本班溜子、电机、减速器运转情况、注油〔加水〕情况、部件运转情况以及信号的完好情况等向下班交待清楚。乳化泵司机交接班制度1、乳化泵司机必须在现场交接班。2、乳化泵司机必须将本班乳化泵运转情况、开停情况、乳化液的配比、设备是否完好、故障处理情况、泵压、主供液管的完好等情况向下班交待清楚。值班电钳工交接班制度1、值班电钳工必须在现场交接班。2、值班电钳工除对煤电钻综合保护器定期试跳，并对电气设备整定值试跳负责。3、严格检查各种电气设备，杜绝失爆，方可交班，对本班存在的问题对下一班交接清楚。机电人员交接班制度1、交清自己所管设备运行情况，存在问题及时处理。2、交清各自设备防爆完好情况。3、接班者必须先处理存在的问题，确认正常前方可开动设备正常运转。第三节安全生产管理制度安全检查、敲帮问顶制度1、开工前必须由跟班队长、安全员、瓦检员、班队长对工作面进展一次全面的检查。然后对发现和存在的问题进展具体的汇报和采取措施进展处理。2、作业中施工人员必须随时进展敲帮问顶工作，用镐锹等长柄工具敲打煤帮、顶板，对松动的煤壁和顶板矸石必须进展找掉，防止片帮或掉矸伤人。3、在敲帮问顶时，假设声音发空、低浊，说明顶板已有裂隙和松动，随时有脱落危险，必须用长柄工具将松动岩石撬下来，在背顶维护。4、工作地点如有伞檐等不安全隐患，必须及时挖落下来。工程质量检查验收制度1、交接班时，班队长必须按本规程的工程质量要求进展验收，不合格的不交班。2、验收工程：采面及出口的支护质量、上下出口长度和宽度、柱距、排距、采高、柱子迎山角度、顶梁端面距、木垛、戗棚、戗柱等。巷道维修制度1、采面上、下巷必须经常加固、检查维护，保证所需断面。2、采面上下巷必须保证完整，对压力大的地段必须加强支护。3、采面上下巷必须经常清理，保证水沟畅通，无淤泥，无积水，材料堆放整齐。4、采面上下巷必须超前煤壁20m进展支护，其中单排托棚10m，双排托棚10m。机电设备维修保养制度1、使用的电气设备必须由专人管理，维修保养。2、每班使用前，必须由维修人员检查前方可开启操作。3、电气设备必须保持清洁，每班对防爆性能进展检查一遍。4、电气设备不合格或磨损的必须及时更换零部件。5、减速箱必须定期注油，机械设备严禁带病运行。瓦斯管理制度1、采面回风巷风流中瓦斯浓度超过0.8%或CO2浓度超过1.5%必须立即停顿作业，撤出人员，采取措施进展处理。2、工作面回风流中瓦斯浓度到达0.8%时，必须停顿用电钻打眼，爆破地点附近20m内风流中瓦斯浓度到达0.8%时制止放炮。3、工作面风流中瓦斯浓度到达0.8%时，必须停顿工作撤出人员切断电源，进展处理。4、电动机及其开关附近20m内风流中瓦斯浓度到达1.5%时必须停顿运转，切断电源撤出人员进展处理。5、工作面内体积大于0.5m3的空间中局部瓦斯浓度到达2%时，附近20m内停顿工作，切断电源，进展处理。6、必须保护通风设施，严禁同时翻开两道风门。瓦斯检查制度1、必须设专职瓦检员经常对采面瓦斯进展检查。2、瓦检员必须坚守岗位，严禁窜岗、脱岗、空帮漏检。3、采面瓦斯检查的重点是工作面风流瓦斯和上隅角瓦斯，发现瓦斯超限，必须采取措施进展处理，严禁瓦斯超限作业。综合防尘管理制度1、严格执行喷雾降尘制度，打眼前冲涮煤帮，放炮后必须经过洒水降尘方可作业。2、皮带机、刮板机的转载点必须设置喷头进展洒水降尘。3、应坚持使用湿式打眼和水炮泥放炮。4、凡接触粉尘地点的作业人员必须配戴防尘口罩。5、合理控制采面风速，防止煤尘飞扬。通风安全监测仪器仪表的使用及其维护制度1、必须设专职人员对监测仪器进展维护。2、瓦检员必须经常核对探头瓦斯数据，保证监测数据准确可靠。3、瓦斯探头每隔7天应送有资质的部门进展校检一次。4、分站安设在离机最近的新鲜风流巷道中，探头挂在回风巷离顶板300mm处。5、监控室值班人员发现瓦斯超限报警后必须及打通知瓦检员查明原因进展处理。电器保护定期检查和定期试跳制度1、机电工必须每班对使用的煤电钻综保闭锁装置进展试跳，保证灵敏可靠。2、电气设备要经常清扫干净，防止静电作用。3、要做好接地保护装置。4、机电设备必须做好日常检查维护，并作记录。放炮管理制度1、放炮员必须有经过专门培训、考试合格、取得放炮员安全资格证的人员担任。2、必须按照《煤矿安全规程》和本作业规程爆破说明书的规定进展放炮。3、严格执行“一炮三检〞和“三人联锁〞放炮制度。4、制止采用反向装药放炮。5、工作面不得使用两台发爆器放炮。放炮器钥匙必须随身携带，不得转交他人。灾害预防及避灾路线主要灾害事故预防顶板灾害事故1、冒顶顶板事故的预兆1〕发生声响；2〕出现掉渣；3〕出现漏顶；4〕产生裂缝。2、冒顶顶板事故的部位及原因采掘工作面由于支护力度不够，支护质量差，工程质量低劣造成的，主要集中在应力集中区，一般容易冒顶的地点在采面的中上部及采面的下出口。3、冒顶顶板事故的危害性造成工作面被推垮，巷道堵塞，支柱被埋，人员伤亡，财产损失等。4、冒顶顶板事故的预防1〕操作人员必须严格按照操作规程、作业规程进展操作；加强采面工程质量的管理，确保支柱的初撑力到达90KN以上，支柱必须迎山有劲，木垛和戗棚戗柱必须按照要求架设。2〕对变形、失效的支架、单体柱要及时整改或增补支架、单体柱。3〕发生冒顶预兆时，现场施工人员和班队长、安全员要随时注意和观察顶板的情况，发现问题及时安排人员进展处理，如有来压预感时，必须立即组织人员进展撤离现场。4、发生冒顶顶板事故后的紧急救援预案1〕查明冒顶区范围和被埋压、堵截人物和位置。2〕积极恢复冒顶区的正常通风，如果暂时不能恢复时，可利用压风供风的方法对埋压、堵截的人员输送新鲜空气。3〕处理中，必须始终坚持由外向里的原则，加强支护预防二次冒顶。必要时开掘通向被困人员的专用通道。4〕遇有大块石威胁遇险人员时，使用千斤顶等工具移运石块或采用边支护边掏底煤的方法靠近遇险人员，应尽量防止破坏冒落岩石的堆积状态。水灾事故1、井下透水预兆1〕煤层发潮、发暗、变冷；2〕巷道壁或煤壁“挂红〞、“挂汗〞；3〕顶板来压，淋水加大或底板鼓起并有渗水，出现压力水流；4〕煤层有水挤出伴有嘶嘶声，有时尚能听到空洞泄水声；5〕工作面二氧化碳、硫化氢等到有害气体增加；2、预防透水事故的措施1〕10501工作面水文地质简单，主要涌水为地表水及采空区积水。2〕要严格按“有疑必探〞的原则进展。3〕采空区要及时上图，要对开采深度和积水情况进展深入仔细的调查，划定探水线，以确保安全生产。4〕要保证各下山、平巷内的水沟畅通，经常清理水沟内的淤泥和杂物，要保证排水系统结实可靠，及时收集气象资料，做好防洪防汛工作和抗洪抢险工作，对井口防洪沟要经常检查清理，防止山洪爆发，倒灌入井。5〕雨季前要组织采空区积水调查，并补在工程平面图上，画出探水红线。3、井下透水后的紧急救援预案1〕发生透水事故时，现场人员必须立即向矿调度室汇报，并及时撤出灾区人员，必须规定受到威胁地点的所有人员的撤退路线，同时安排人员在有可能通向灾区的巷道口站岗。2〕接到透水报告后，要立即向有关上级职能部门汇报，并立即联系有关单位进展抢救。3〕透水事故发生后，应认真清点人数，如有人被水堵于井下，应采取一切有效措施抢救。4〕透水事故发生后，应先将水源调查清楚，以便确定排水方案。5〕假设是老空透水，应加强有害气体的检查，并采取相应措施。火灾事故火灾主要是煤炭燃烧和有关电器设备着火。由于电器设备着火有可能引起煤炭燃烧或煤尘爆炸的严重后果，为防止井下火灾事故的发生，必须有一套有效的防范应急救援预案，以防止事故的扩大和减少事故损失。1、火灾危险源确实定主要危险源是明火、电火花。2、井下发生火灾的部位及原因1〕放炮时有明接头、未使用水炮泥而引起煤层燃烧。2〕电设备或电缆短路而产生的电火花引起煤层燃烧。2、井下发生火灾的危害性1〕造成人员伤亡，巷道毁坏。2〕国家财产被埋掉和毁掉；3〕由火灾有可能引爆煤尘或引爆瓦斯对周围造成极大的破坏作用。3、井下发生火灾的预防1〕本矿开采的煤层经鉴定为不易自燃煤层，所以火灾的防治重点应放在供电电缆线、电气设备上，除防尘管路每百米或每五十米设一个三通外，应配备足够有效的灭火器。2〕必须严格井下电气设备管理，井下所有电气设备的安装除必须按有关规定执行外，还必须正确计算整定电流值并定时修整。坚持使用过负荷保护，并保证灵敏可靠。电缆必须按规定高度挂好，不得用铁丝悬挂电缆，接头处要用接线盒或冷补胶处理，井下必须使用阻燃电缆。3〕定时对电煤钻电缆进展检查，电煤钻使用完后必须切断电源，电煤钻必须坚持使用综保。4〕为了防止机电设备运转局部摩擦产生高温，必须经常检查机电设备运转情况。5〕井口和风机房附近20米内不得有烟火或用火炉取暖。不准带点火工具下井，井下电焊、氧焊必须严格按规程要求管理，每次施焊前必须制定安全措施报总工程师批准。6〕井下严禁放明炮，糊炮和不封泥放炮。7〕瓦检员每月要对采空区进展一次检查，检测温度、二氧化碳、沼气浓度，密切关注采空区是否可能发生自燃。4、井下发生火灾后的紧急救援预案1、迅速查明并组织撤出灾区和受威胁区域的人员，积极组织人员抢救遇险人员、探明火区地点、范围和发火原因，并采取措施，防止火势、瓦斯向有人员的巷道蔓延。2、切断火区电源。煤与瓦斯突出灾害事故1、煤与瓦斯突出危险源确实定主要危险源是瓦斯潜能的释放；并伴有明显的动力现象。2、煤与瓦斯突出的部位及原因1〕深部开采。2〕由于受采动应力的影响，瓦斯潜能的突然释放。3、煤与瓦斯突出的危害性1〕造成人员伤亡，巷道堵塞、毁坏。2〕财产被埋掉；4、煤与瓦斯突出的预防1〕煤与瓦斯突出的预兆如下：a、煤层构造、构造方面的预兆：层理紊乱，煤体软硬不均或变软，煤暗淡无光；煤层受挤压褶曲，煤层变厚，倾角变陡，出现断层，波状鼓起，煤层变枯燥等。b、地压显与方面预兆：来压声响、煤炮声、煤层裂开、煤壁外鼓、片帮、掉渣、煤层自行剥落、底鼓、钻孔变形、打钻垮孔、夹钻杆、打钻有声响、钻机过负荷等。c、瓦斯及其它方面预兆：瓦斯涌出异常，忽大忽小，闷人，煤尘增大，气味异常，空气变冷，蜂鸣声等。2〕严格按照《防治煤与瓦斯突出细则》规定的两个“四位一体〞综合防突措施执行。3〕加强瓦斯地质工作，探明地质构造，坚持先上防突措施后施工的原则。4〕坚持在远离工作面的进风流中放炮的原则。5〕坚持全断面大串联一次起爆的原则。5、煤与瓦斯突出的应急救援预案1〕迅速组织撤退灾区和受威胁区域内的人员，抢救遇难人员，组织救护队员〔不少于2名〕带呼吸器探明事故地点、范围和气体成分。2〕灾区人员立即采取自救与互救措施，处于灾区的人员首先尽快撤离灾区，受涉及区域的人员在接到通知后必须立即撤离。3〕在避灾过程中受灾人员要守纪律、听指挥。撤离时应两人以上编组同行，要互相帮助，进入避难硐室后立即翻开压风自救系统，并发出呼救信号，以便救灾人员跟踪寻找，要注意风流方向，尽可能采取捷径进入新鲜风流中。4〕来不及撤离灾区的人员要保持清醒的头脑，带有隔离式自救器者要帮助同行人员，并将同行人员带到有压风自救系统的避难硐室或就近的新鲜风流巷道之中。时间允许，尽快使用附近的隔离式自救器后撤出求援。瓦斯、煤尘爆炸灾害事故1、瓦斯爆炸危险源确实定主要危险源是浓度在5%～16%之间瓦斯；遇火源会发爆炸。2、瓦斯爆的地点及原因1〕肓巷、停风地点、煤与瓦斯突出地点，由火引起爆炸。2〕由于停风或风量缺乏的采掘工作面。3、瓦斯爆炸的危害性1〕造成人员伤亡，巷道毁坏。2〕财产损失沉重。4、瓦斯爆炸的预防1〕10501工作面都必须有可靠的通风系统，严格按规程执行说明配风，确保有毒、有害气体最高允许浓度、湿度、风速符合《煤矿安全规程》的要求；2〕对回采工作面上隅角，顶板冒高处、低风速巷道，肓巷，要采取有力措施，防止瓦斯积聚。3〕每人下井必须佩带隔离式自救器，以及按规定配齐、配足各采掘工作面的隔离式自救器，并定期进展效正、维修、保证自救器灵敏可靠。4〕强化瓦斯管理，严格交接班制度；瓦检员必须坚守工作岗位，不得擅离职守，瓦检员必须严格执行瓦斯巡回检查和“一炮三检〞制度，严禁空班漏检和假检。5〕放炮员，班组长、瓦检员必须严格执行“三人联锁〞放炮制，放炮前，放炮员要认真检查放炮母线的包扎情况，发现有裸露、断路等情况时，必须立即进展处理。6〕加强机电电器设备防爆管理工作，严禁出现电器设备失爆，安设的电器设备必须符合《煤矿安全规程》的规定，并设专人负责管理。7〕加强矿井通风工作，保证矿井和10501工作面有足够的风量。8〕加强瓦斯监控监测系统的管理，严禁瓦斯超限作业。5、瓦斯爆炸后的紧急救援预案1〕迅速组织撤退灾区和受威胁区域内的人员，抢救遇难人员，组织救护队人员〔2人以上〕侦察灾区，探明事故地点、范围和气体成分，发现火源立即扑灭，并切断灾区电源，防止二次爆炸。2〕灾区人员立即采取自救与互救措施，处于灾区的人员首先尽快撤离灾区，受涉及区域的人员在接到通知后必须立即撤离。3〕在确认无二次爆炸的可能时，应迅速修复破坏的巷道和通风设施，恢复正常通风，排除烟雾，清理巷道。4〕在避灾过程中受灾人员要守纪律、听指挥。撤离时应两人以上编组同行，要互相帮助，进入避难硐室后发出呼救信号，以便救灾人员跟踪寻找，要注意风流方向，尽可能采取捷径进入新鲜风流中。5〕来不及撤离灾区的人员要保持清醒的头脑，注意爆炸波冲击方向，要迅速背朝冲击波方向，脸朝下倒在水沟，用湿毛巾堵住嘴和鼻子，尽快戴上隔离式自救器后撤离。避灾路线路：1、煤与瓦斯突出及瓦斯、煤尘爆炸，火灾避灾线路：工作面→10501运输顺槽→10501探煤石门→10501运输巷→行人上山→1384皮带运输石门→主斜井→地面2、水灾避灾路线：工作面→10501回风顺槽→10501回风巷→10501专用回风巷→1455回风石门→回风斜井→地面详见附图：《10501工作面避灾路线图》。安全技术措施初采安全措施回采过程中工程技术人员要做好矿压观测工作，注意观察顶板动态、瓦斯涌出变化情况，并对17#煤层老顶初次来压步距进展测定、分析。施工队组要加强顶板支护及维护工作。1、初采前必须进展机电设备联合试运转，各种机械、电气、液压系统、喷雾装置完好可靠。3、严格按照顶板管理制度执行。做到先支后撤。4、铰接顶梁接顶严密，支柱要到达足够的初撑力〔90KN〕，同时要加强支柱的维护，杜绝支柱泄压现象。5、初采期间，当顶板压力突然增大、顶板下沉速度及下沉量增大时，即预示着老顶将进入初次垮落期，此时要加强顶板管理并在采面上备齐足够的支护材料。6、初次来压以前，要加强支护上下端头支护。切顶排支柱要打好戗柱，切顶排要施工好密集点柱且切顶排要与柱子切顶线排成一条直线。木垛必须按照要求3～5m一个打好打牢。7、初次来压期间，回采过程中必须进展矿压观测，观察顶板动态、瓦斯涌出量并做好采面风量调配工作，以便有效地进展顶板管理和瓦斯管理。8、顶板来压期间，施工队组要加强支架的管理，必要时要在刮板机机头、行人道内施工木垛或用单体液压支柱配合支架加强支护顶板。9、顶板来压前，施工人员要有方案地施工煤壁贴帮柱加强支护机道上方顶板，贴帮柱上方要搭设木梁与交接顶梁共同形成超前托棚。10、由于工作面初采期间，需要对工作面进展调正回采，在调机尾回采时要按照《10501工作面初采初放的安全技术措施》进展作业。落煤、装煤措施煤电钻打眼措施使用煤电钻前，先检查检漏、检漏闭锁、短路、过负荷、断相、远距离起动和停顿煤电钻功能的综合保护装置；检查煤电钻和启动器的接地保护是否良好、检查手柄绝缘是否良好、开关是否灵敏可靠，如有问题必须采取有效措施进展处理。打眼前先检查电煤钻钻头、钻杆等无问题前方可打眼。认真检查煤电钻电缆有无破皮漏电，检查煤电钻的外壳、后罩、风叶等是否完好，并进展试运转。打眼前必须先定好眼位，打眼时必须掌握好角度。打眼前必须看好中心。打眼前必须先对迎头进展敲帮问顶及找掉工作。掘、修工作面要认真检查支架是否到迎头、前探支护是否正常使用，回采工作面的支架是否是结实可靠、有无伞檐，只有待隐患全部排除前方可进展打眼工作。打眼前必须检查迎头有无拒爆、残爆，如有必须先处理完前方可打眼。打眼时不准戴手套打眼，轴推力不宜过猛，用力要均匀。打眼人员必须把毛巾和袖口扎好。当瓦斯浓度到达0.8%时，严禁使用电煤钻打眼。回采工作面打眼时，严禁将眼口对准单体柱和溜子，炮眼眼口必须朝下。回采工作面打眼时，采面溜子严禁运转，防止矸石、煤块、材料、柱梁等拉伤打眼人员。需要移动煤电钻时，必须理好煤电钻电缆，严禁刮、砸、碰坏电缆外皮和内芯线。采、掘、修工作面打眼时，如瓦斯涌出异常、有透水和煤与瓦斯突出预兆时，必须停顿打眼工作，但不能抽出钎子，撤出人员，及时向矿、区调度汇报。通过老巷、断层、钻孔、老窑、采空区等无安全技术措施严禁打眼。煤电钻电缆从开关引出后，严禁出现接线盒。煤电钻使用完毕后必须停电，并把电缆和煤电钻盘放在支架完整、无淋水的安全地点。风煤钻打眼措施：1、打眼前,将巷道清理干净，必须保证后路畅通。2、打眼时必须严格按操作规程进展操作，严禁戴手套，必须将袖口扎紧。3、打眼人员必须站在可靠永久支护下进展操作业，严禁空顶作业。4、打眼与装药严禁同时进展。5、打眼时风煤钻下方严禁站人或人员从此通过。6、打眼前务必检查各风水管连接是否结实，风煤钻是否正常运转，确保供风供水正常，方可打眼。7、打眼过程中，严禁干打眼。火工品管理及装药放炮措施对放炮员的管理措施：1、放炮人员必须经过专门的安全技术培训，有两年以上采掘工龄的专职放炮员担任，并持有放炮合格证。2、放炮人员必须认真学习《煤矿安全规程》和《作业规程》，熟练掌握爆破材料性能和各种有关规定，严格按照放说明书进展作业。3、放炮人员必须依据当班爆破方案所需的种类和数量，并持有爆破材料方案单向爆破材料库领取符合规格、品种的炸药和雷管，领出的火工产品，放炮人员必须认真查对规格和数量。4、放炮员必须领取与自已本号一样的电雷管，防止火工品管理混乱。5、放炮人员不在时，严禁他人带着或换本使用。6、放炮人员必须严格执行领退制度，严禁倒卖火工产品的违法行为，杜绝火工品流失，一经发现必须移交公安机关追究刑事责任。火工品运输的安全技术措施：1、放炮人员领取火工产品经查验后，必须立即离库，不得在炸药库内停留。2、运送炸药雷管必须遵守以下规定：〈1〉炸药、雷管必须分装分运，雷管必须由放炮员亲自运送，炸药由放炮员或在放炮员监护下由熟悉运送炸药的有关规定的人员运送。〔2〕运送炸药、雷管的人员不得与其他人员同行，中途严禁停留。〔3〕炸药、雷管必须分装在耐压、抗撞击、防震、防静电的两个非金属容器内，严禁将其装在衣袋内。3、运达工作地点后，放炮员必须把炸药、雷管分别存放在专用的木箱内，并加锁锁好，钥匙严禁转交他人，严禁乱扔乱放。4、放炮员必须把雷管、炸药箱分别存放在顶板完好、支架完整、避开电气设备和导电体的安全地点。5、火工品必须严格执行领退制度，严禁用溜子、皮带运输火工品。6、任何人员严禁敲击炸药箱或坐卧在炸药箱上。7、当班消耗的炸药、雷管，必须经当班的跟班队长签字后，放炮员方可到炸药库办理领退手续。装配引药安全技术措施：1、装配引药时必须遵守以下规定：装配引药时必须在顶板完好、支架完整、避开电气设备和导电体爆破工作地点附近进展，装配引药的数量应与当时需要量为限，不得多做。装配引药时，必须防止雷管受振动、冲击，折断脚线和损坏脚线绝缘层。雷管只允许从药卷的顶部装入，严禁用雷管代替木、竹棍扎眼，雷管必须全部插入药卷内。严禁将雷管斜插在药卷的中部或捆在药卷上。雷管插入药卷后，必须用脚线将药卷缠住，并将雷管脚线扭结短路。2、从成束的电雷管中抽取单个电雷管时，不得手拉脚线硬拽管体，也不得手拉管体硬拽脚线，应将成束的电雷管顺好，拉住前端脚线将电雷管抽出。抽出单个电雷管后，必须将其脚线扭结成短路。装药安全技术措施：1、有以下情况之一者严禁装药：〔1〕通风不良、瓦斯涌出异常、有透水和煤与瓦斯突出预兆时。〔2〕巷道后路不畅通，有煤、矸或其它杂物堵塞巷道断达1/3时。〔3〕采煤工作面有伞檐，煤面突出达400mm，上下安全出口不畅通，工作面支架不吃劲或不符合安全要求时。〔4〕前方需过老巷、老窑、断层或采空区情况不明时。〔5〕炮眼规格明显缩小，有明显的压力显现，炮眼内出现裂缝等现象。〔7〕炮眼深度、角度、位置不符合作业规程和爆破说明书规定时。〔8〕电气设备、电缆未撤离装药地点时。〔9〕工作面突然来压出现异状时。〔10〕煤体最小抵抗线小于500mm，岩体最小抵抗线小于300mm时。2、装药工作由放炮员负责，班队长或有关人员要对装药做好辅助工作，安检员和瓦检员对装药实施安全监视。其他人员必须撤离装药区到安全地点。3、装药时，必须将炮眼内的粉尘全部清理干净后，再用木、竹棍将药卷轻轻推入，不得冲撞或捣实，各药卷必须彼此密接。4、装药时，每个炮眼必须装有两个水炮泥，其余局部用炮泥封满填实。严禁用煤粉、块状材料或其他可燃性材料作炮眼封泥。5、炮眼深度小于0.6米时，严禁装药放炮。6、必须实行正向装药，严禁反向装药。7、装药后必须把雷管脚线悬空，严禁将雷管脚线同导电体、放炮母线、运输设备、电气设备相接触。8、严禁装好药后再补打炮眼装药。9、装药工作不得与其它工作在同一地点同时进展。10、装药后剩余的雷管、炸药必须收捡好，分别装箱上锁后放到戒备线以外的安全地点。11、工作面有2个或2个以上自由面时，在煤层中最小抵抗线不得小于0.5米，在岩层中最小抵抗线不得小于0.3米连线、放炮措施：放炮前，脚线的连接工作可由经过专门培训的班队长协助放炮员进展。放炮母线连接脚线、检查线路和通电工作，只准放炮员一人操作。连线时，首先连接各炮眼之间的线路，放炮时再与放炮母线连接。首先检查各炮眼之间连接情况，无错乱后再与母线连接，雷管脚线接头、脚线与母线接头都必须用绝缘胶布包好，严禁使用雷管脚线及其它电缆线作放炮母线。放炮母线应随用随挂，不得使用固定放炮母线。母线扭结成短路，盘卷收好。放炮母线必须杜绝明接头，接头处必须错开150mm以上，且由放炮员通知电工用冷补胶补好前方可放炮。严禁用雷管脚线代替放炮母线。放炮母线与雷管脚线连接必须错开150mm以上，并用绝缘胶布包好，雷管脚线与脚线接头处必须悬空，严禁落地或抵靠煤〔岩〕壁。放炮前，工具、雷管、炸药都必须收捡到安全地点，并将固定设备掩盖好前方可放炮。放炮前，瓦检员必须检查放炮地点20m范围内风流中的瓦斯浓度，瓦斯浓度到达0.8%时，严禁放炮。工作面每次放炮前，必须由当班队长指定人员按具体作业规程规定的放炮设岗示意图设好岗哨前方可放炮。设岗人员必须在安全地点戒备。戒备线处应设置戒备牌、栏杆或拉绳,采煤工作面必须按规定的距离设岗放炮。放炮前后，爆破段前后20m范围内必须进展洒水降尘。严格按爆破图表进展装药。在采煤工作面可分组装药，但一组装药必须一次起爆，严禁在一个采煤工作面使用2台放炮器同时进展起爆。放炮员必须最后一个离开工作面，并在支架完好的地点放炮。每次放炮后，必须由班队长、安检员、瓦检员对迎头往外20m范围内的支护进展检查一遍，确认支护完好，无任何安全隐患前方可作业。放炮器钥匙必须由放炮员随身携带，严禁转交给他人。在不放炮时，严禁将放炮母线接头接在放炮器上，严禁将钥匙插在放炮器钥匙孔内，爆破后，必须立即将放炮器钥匙拔出，摘掉母线并扭结成短路。放炮母线与电缆、电线、信号线应分开吊挂，分别吊挂在巷道的两侧。如果必须挂在同一侧，爆破母线必须挂在电缆的下方，并应保持0.3米以上的距离。放炮员必须是经过专门培训，考试合格，且持有有效合格证的人员担任。在放炮地点附近20米以内，假设有碴或其它物体堵塞巷道断面达1/3以上时，严禁放炮。工作面风量缺乏，严禁放炮。炮眼内发现异状、温度骤高骤低、有显著瓦斯涌出、煤岩松散、透老空等情况，严禁放炮。采掘工作面的控顶距离不符合具体作业规程的规定，或者支架有损坏，或伞檐超过规定时，严禁放炮。在防突煤层中爆破时，严禁用防突钻孔和效检孔当炮眼使用，每次放炮前必须用黄泥将防突孔和效检孔填满填实，且充填深度必须超过炮眼深1.5倍以上。非突出煤层放炮前，直线巷道人员必须撤到100米以外的安全地点，转弯巷道人员必须撤到75米以外的安全地点。回采工作面放炮前，以及上下出口放炮时，上巷人员撤至防突风门外，下巷人员必须撤到进风流中10501运输巷外段200米处。爆破前，班队长必须清点人数，确认无误后，方准下达起爆命令。放炮员接到起爆命令后，必须先发出放炮警号，至少再等5秒，方可起爆。放炮后，待工作面的炮烟被吹散，放炮员、瓦检员和班队长必须首先巡视爆破地点，检查通风、瓦斯、煤尘、顶板、支架、拒爆、残爆等情况。如有危险情况，必须立即处理。确认无安全隐患后，方可通知其他人员进入工作地点作业。通电以后拒爆时，放炮员必须先取下放炮器钥匙，并将放炮母线从电源上摘下，扭结成短路，再等一段时间〔使用瞬发电雷管时，至少等5分钟，使用延期电雷管时，至少等15分钟〕，才可沿线路检查，找出拒爆的原因。井下严禁放糊炮、明炮，严禁明电放炮，严