XX煤矿采煤工作面设计说明书
1 12022工作面概况
1.1 12采区所处井田位置、采区边界及邻区情况
12采区位于井田南部，其边界范围为，北以+200m二1煤层底板等高线为界，南至二1煤层露头，西以38111600纬线为界，东至井田边界。采区走向长1400m，倾斜宽410m，煤层倾角平均24.5°，倾斜面积630796m2。
该采区各系统于2010年6月份全部形成，具备安全生产条件，采区工作面接替顺序为：12062→12032→12042→12012→12022
1.2 12022工作面位置及参数
12022工作面为复采工作面，位于12采区上部东翼，上(南)至矿井边界保护煤柱，下(北)为已经回采结束的12042工作面，西为12采区皮带巷保护煤柱(30m)，东至矿区边界。12022工作面设计走向长500m，倾斜80m，面积为40000m2，煤层平均厚度1.5m。工作面上履地貌、地物标高+423～+512m，井下标高+277～+339m。
12022工作面上部为复耕农田，没有建筑、公路及其它重要的设施，但工作面距离地表较近，在回采后地表可能会出现裂缝或局部塌陷，在工作面回采过程中要经常检查，发现裂缝或塌陷区及时使用黄土进行夯实充填，防止地面雨水倒灌进矿井。
1.3 煤层赋存特征
二1煤层位于下二叠统山西组下部，全区发育，结构简单，层位稳定。煤层距其上的大占砂岩平均6.00m。
二1煤层顶板为砂质泥岩和泥岩，底板为砂岩。煤层厚度0～2.0m，平均1.5m，煤层走向270～273°，倾向0～3°，平均倾角25°，表现为单斜构造。
1.3.1煤质特征：
1)、物理性质二1煤为灰黑至黑色，条痕色为灰至棕黑色，呈粉沫状，半亮至全亮型，金刚、似金属光泽，具贝壳状、参差状断口，性脆易碎。视密度1.38t/m3。二1煤层以粉煤为主，宏观煤岩组份不清。显微煤岩类型以亮煤、丝炭为主。有机显微煤岩组份含量92.5%，以镜质组为主，有少量半镜质组和惰质组。镜质组多为基质镜质体、均质镜质体，多呈条带状结构，为煤中其它组份的胶结体，木煤、木质镜质体少见;半镜质组中可见到糜棱状构造，惰质组含量不多，主要为半丝基质体和丝质体，常破碎为弧状和星状，偶见丝质浑圆体和微粒体。无机组份含量7.5%，以粘土矿物为主，呈团块状单独产出或粒状镶嵌在基质镜质体中，次为碳酸盐矿物，呈脉状或团粒状分布，硫化物主要为黄铁矿，多呈脉状充填于裂隙中。
1.3.2 瓦斯及煤尘等
1)、瓦斯：根据矿井瓦斯地质图，该工作面位于无突出危险区。经过开采后大量的瓦斯已经释放，本工作面按一般工作面进行管理。
根据12042工作面瓦斯涌出量推算，12022工作面瓦斯涌出量最大为0.25 m3/min，最小为0.1m3/min，平均为0.15m3/min。
2)、煤层的自燃发火：根据煤炭科学研究总院重庆分院2007年6月29日对本矿所做的煤炭自燃倾向等级鉴定，鉴定结论：本矿井二1煤层属于三类，不易自燃煤层。矿井在正常的生产过程中未发生过煤层自然发火现象，在生产历史上无高温自燃现象，据白坪井田区域资料，二1煤层自燃发火期为8～12个月，在以后的矿井生产中要对煤层的自燃加以预防。
3)、煤尘：煤炭科学研究总院重庆分院2007年6月29日对本矿所做的煤尘爆炸性鉴定报告，爆炸性试验火焰长度10mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉量10.94%，煤尘爆炸指数为17.03%。鉴定结论：有煤尘爆炸性。
1.4 煤层的顶底板情况
1)、二1煤层伪顶：炭质泥岩，仅局部可见，不发育，一般厚0.1-0.8m，随采随落，不易维护。
2)、二1煤层直接顶：砂质泥岩和泥岩，有局部为细粒砂岩，平均厚6.00m，岩石级别为4～5级，普氏硬度系数2～3， 岩石内磨擦角32°38´，垂直抗压强度为40.9MPa，随工作面推进而自动垮落。
3)、二1煤层老顶：是灰白色、含云母特多的细至中粒长石石英砂岩，层面含大量白云母片及炭质面，俗称大占砂岩。平均厚度13.24m左右，普氏硬度系数8～11，内磨擦角82°53´～84°48´，容重2.73吨/m3，垂直抗压强度为82.5MPa，由于其厚度大，回采后一般不直接垮落，往往滞后一段时间垮落
4)、二1煤层伪底：炭质泥岩和砂质泥岩，厚度0.5-2.0m，质软。
5)、二1煤层直接底板：砂岩，平均厚3.0m，层理比较明显，开采时经常遇到基底不平现象。
6)、二1煤层老底：为石炭系太原组的L7-8灰岩，平均总厚为9.40m，质坚性脆。
1.5 工作面储量
12022工作面设计走向长度500m，倾斜长度80m，面积为40000m2，煤层平均厚度1.5m。
工业储量：40000×1.5×1.38=8.28万t;
可采储量：37600×1.5×1.38=7.78万t。
工作面可采期：工作面生产能力为0.8万t/月，服务时间为9个月。
1.6 地质构造
该工作面为单斜构造，没有大的断层及褶曲等其它构造，对工作面回采没有影响。
1.7 水文地质特征
1)、主要含水层
(1)上寒武统和中奥陶统灰岩岩溶裂隙承压含水组
主要岩性为白云质灰岩，溶洞发育，揭露最大厚度111.14m;该含水组单位涌水量0.00962～1.863L/s.m，渗透系数0.1567～5.85m/d，水位标高+229.25～+428.62m。
(2)太原组下段灰岩岩溶裂隙承压含水层
该含水层为二1煤层间接充水含水层。为L1～L4石灰岩，石灰岩平均厚13.63m，该组单位涌水量0.0021～0.00491L/s.m，渗透系数0.0362～0.222m/d，水位标高+407.31m。
(3)太原组上段灰岩岩溶裂隙承压含水层
该层为二1煤底板直接充水含水层。由L7灰岩及以上太原组组成，以L7灰岩为主，一般9.40m;该组单位涌水量0.353～0.664L/s.m，渗透系数2.93～9.44m/d，水位标高+268.989～+299.86m。
(4)二1煤顶板砂岩孔隙裂隙承压含水层
系指二1煤以上60m范围内的中、粗粒砂岩含水层，厚度2.45～58.23m，一般20m，其中以大占砂岩和香炭砂岩为主，岩芯破碎，含弱孔隙裂隙承压水，钻孔抽水单位涌水量0.0062～0.018L/s.m，渗透系数0.014～0.2974m/d，水位标高+320.86～+371.81m。反映其迳流条件不好，富水性弱的特点。该层为二1煤直接顶板含水层，正常情况，不会对开采二1煤造成威胁。
该采面位于矿井上部，顶、底板无大的水害威胁。
2)、老窑、老空水
该采面巷道在老空区掘进，经11采区揭露，采空区顶板并未锈结，涌水流向深部，采空区内不会有大面积积水，但局部可能有少量积水，存在老空水的威胁。严格按照探放水设计进行探放水。
3)、断裂构造影响
本工作面区域内无断裂构造。
4)、水文地质条件及涌水量
由白坪井田水文地质资料得知，马池矿位于白坪井田西部，二1煤顶板砂岩含水层富水性弱，水文地质条件简单;二1煤底板太原组上段灰岩含水层为灰岩裂隙水，水文地质条件简单，本井田处在水文地质条件简单地段。
以邻近12042采煤工作面开采时涌水量为依据，推算12022工作面涌水量：
12042工作面正常涌水量为5m3/h，最大涌水量为8m3/h;12042工作面位于12022工作面下部，根据正常情况推算，下部12042工作面的涌水量要大于上部12022工作面的涌水量，考虑综合因素，12022工作面正常涌水量为5m3/h，最大涌水量为8m3/h。
1.8 其他因素
矿井区域内地温梯度约为0.22°～2.62°C/100m，平均1.23°C/100m，该工作面地温、地压均无异常。
2 巷道布置方式及支护形式的选择、工作面顶板支护设计
2.1 工作面巷道布置
工作面上、下付巷通过车场与副斜井连接，车场长度均为30m。由于12022下付巷前300m巷道为沿空掘进，等12042工作面回采结束后进行掘进;先施工掘进12022上付巷与切眼。12022上、下付巷均采用工字钢对棚支护，切眼采用单体柱配π型钢梁支护。切眼位于12022上付巷505m位置，向下掘进与12042下付巷贯通形成工作面。工作面停采线位于12采区皮带巷东30m处。
工作面上、下付巷回风巷与车场中间各设置两道正反向风门，12022上付巷回风绕巷与12012上付巷连接处设置两道正反向风门。运输巷、回风巷、联巷均采用工字钢对棚支护，净断面均为6.1㎡。运输巷主要担负工作面煤、矸运输、进风和行人;回风巷担负工作面运料、回风和行人;联巷担负工作面行人、运料等任务。(具体见工作面设计图)。
2.1.1 12022上付巷
12022上付巷开口坐标：x=3800111，y=38412417，顶板标高+338.8m。设计巷道沿煤层底板掘进，走向方位角930，平均坡度-20 42′。采用11﹟矿工钢支护，规格为2.6×2.4m，掘进断面7.2 m2，净断面6.1m2。该巷道担负12022工作面回采期间的运输材料、回风、行人等任务。
2.1.2 12022下付巷
12022下付巷开口坐标：x=3800185，y=38412430，顶板标高+304.6m。12022下付巷外段300 m顺着原来12042上付巷沿空掘巷，该巷道里段195m掘进方位角93°，平均坡度-3°。采用11﹟矿工钢支护2.6×2.4m，扩修断面7.2 m2，净面6.1m2。该巷道担负12022工作面回采期间的运煤、进风、行人等任务。
2.1.3 12022工作面切眼
设计工作面切眼从12022上付巷505m处向下沿煤层顶板掘进，方位角00，坡度-260 ，切眼长度为80m。
2.2 顶板管理
根据煤层赋存条件及顶底板岩层情况，顶板管理方式采用全部跨落法。
支架选用DZ22-30/100单体液压支柱，本支柱可适用于炮采工作面。其主要技术参数为：支护高度1700～2200㎜，额定工作阻力250kN，额定工作压力29.5Mpa，初撑力115～157kN。顶梁选用FBD2400/300C型钢梁。并配有XRB2B-150/200型乳化液泵站为采面的单体液压支柱供液。工作面采用二梁五柱支护形式，棚间距为0.6m，该支护形式能够满足安全生产需要(经下面验算得出结果)。
2.2.1 顶板支护设计
直接顶为泥岩和砂质泥岩，厚度为6.0m。老顶为细-中粒大占砂岩，厚度13.24m。根据12042复采工作面顶板观测，直接顶初次垮落步距为10m，老顶初次来压步距为15m，周期来压步距为6m，属二类中等较稳定顶板。局部顶板为原顶板垮落后胶结再生顶板。
采场控制设计：
该工作面顶板控制设计从“支、护、稳”三方面考虑设计。
(1)“支”：就是要求支架在其工作过程中能够支撑住顶板所施加的压力。在直接顶初次垮落、老顶初次来压及周期来压期间支柱所受压力比平时大的多。因此，支护强度设计从这三个时期计算取最大值。
A、直接顶初次垮落期间
直接顶初次跨落期间要把直接顶安全地切在采空区，在此期间支架至少应承担起直接顶初次垮落步距一半的重量，合理的支护强度为：
P1=MALAYA/2L小 =(6×10×2.5)/(2×2.4)=31.25t/m2
式中：P1——支架支护强度 t/m2
MA ----直接顶厚度 6m
YA ----直接顶平均容重 2.5t/m3
LA ----直接顶初次垮落步距 10m
L小 ----最小控顶距 2.4m
B、老顶初次来压期间
要求支柱在不被压死的情况下，P2能承担起老顶重量的1/4及全部直接顶的作用力。
A= MeYeL/L小
=6×2.5×3.4/2.4= 21.25t/m2
式中：A ----直接顶作用力 t/m2
MA ----直接顶厚度 6m
Ye ----直接顶容重 2.5t/m2
L---- 最大控顶距 3.4m
L小 ---最小控顶距 2.4m
P2=A+MBYBCB/4ktL小
=[21.25+(13.24×2.5×15)]/4×2.5×2.4
=(21.25+496.5)/24=21.57(t/m)
式中：P2 ----支架支护强度 t/m2
A ----直接顶作用力 21.25t/m2
MB ----老顶厚度 13.24m
YB ----老顶容重 2.5t/m3
kt ----岩重分配系数 kt=2.5
L小 ---最小控顶距 2.4m
CB ----老顶初次来压步距 15m
C、周期来压期间
在此期间，要求支架承担起直接顶，并能承担部分老顶的作用力，以减缓老顶的来压速度，合理的支护强度为：
P3=A+MCYCCC/4ktL小
=[21.25+(13.24×2.5×6)]/(4×2.5×2.4)
=219.85/24=9.16(t/m2)
式中：P3 ----支架支护强度 t/m2
A ----直接顶作用力 21.25t/m2
Mc ----老顶厚度 13.24m
YC----老顶容重 2.5t/m3
CC ----老顶周期来压步距 6m
D、按经验公式计算
按照经验，支护强度为采高岩重的6～8倍。
P4=8M=6×2.5×2=30t/m2
式中：M-----采高2m 岩容重 2.5 吨
取以上最大值，合理的支护强度应为：P=P1=31.25t/m2
E、支护密度
按该工作面棚距为0.6m，每棚站柱5根，则，支护密度为：
N实=5/(L棚×L柱) =5/(0.6×3.4) =2.45(根/m2)
式中：N实 ----实际支护密度 根/m2
L棚 ----实际棚距 0.6m
L柱 ----最大控顶距 3.4m
N设=Pmax/F0=31.25/24=1.30根/m2
式中：N设 ---支护强度必须的支护密度
Pmax ----计算取的最大支护强度
F0 ---支柱工作阻力，取额定工作阻力的80%为24t/根
经计算：N实=2.45根/m2>N设=1.30根/m2，故取支柱棚距为0.6m，每棚站柱5根，符合要求。
(2)“护”：包括护帮顶和护底
a、护帮顶：
护顶：根据工艺要求，顶板舍邦实行全封闭管理，保证不漏顶，不漏帮，根据理论计算和所提供的材料选择600±50mm棚距(中-中)，对棚架设。使用荆芭质量必须可靠，做到强度高，密度大，椽子直径不少于50mm，打顶时做到荆芭搭接合理(150至200mm)，椽子摆放均匀，每棚6根，不得出现漏顶现象。
b、护底
为保证采面支柱支撑力，支柱要深入碴面以下150mm，且要蹬到硬底上，底板松软地段要站木鞋板、铁鞋板或符号要求的塑料鞋板。(木鞋规格为:400mm×160mm×60mm)
(3)“稳”的准则
要求支架具有抵抗来自层面方向推力的能力，为防止复合顶板推垮冒顶事故的发生，须提高支柱的初撑力，控制复合顶板的初期离层，增大软硬岩层间的摩擦力。
P初 =hr(cosα+sinα/f)/G实
式中：P初 ----支柱初撑力 KN/根
h-----复合岩层厚度 根据跨落高度取2.5m
r-----复合岩层密度 2.0t/m³
α-----煤层倾角 26°
G实------支护密度 2.45根/米2
f------软硬岩层之间摩擦系数 取0.9
则：P初=2.5×2.0×〔(cos26°+sin26°)/0.9〕/2.45
=2.83t/m2
=27.76kN
故：对照郑煤集团规定，中排单体柱初撑力保证在55KN以上，煤墙及老塘侧单体柱初撑力保证在30KN以上足以防止推垮型冒顶事故的发生。
2.2.2 采场支护设计
a、采场支护：采用DW22-30/100型单体柱配2.4m长π型钢梁支护，每对棚5根柱，对棚距(中—中)0.6m，最大控顶距3.4m，最小控顶距2.4m，放顶步距1.0m，见图附后。
b、工作面下安全出口支护：工作面下安全出口长3.0m，行人宽度不小于0.8m，高度不低于1.8m，布置6对12根3.8mπ型钢梁支护，一梁三柱成对使用，交替迈步前移，每对棚距不超过0.6m。工作面机头与下付巷搭接处架设一对抬口棚，抬口棚必须保证抬住下付巷棚梁，用木楔背好。
c、工作面上安全出口支护：工作面上安全出口长3.0m，行人宽度不小于0.8m，高度不低于1.8m，布置6对12根3.8mπ型钢梁支护，一梁三柱成对使用，交替迈步前移，每对棚距不超过0.6m。工作面机尾与上付巷搭接处架设一对抬口棚，抬口棚必须保证抬住上付巷棚梁，用木楔背好。
d、上、下付巷超前支护：工作面上、下付巷的上、下帮自工作面煤墙不少于20m的超前支护。分别在上、下付巷的上、下帮自煤墙向外打设不少于10m的双抬棚;以外10～20m打单抬棚支护，支在靠采面的一侧。抬棚用1.2m铰接顶梁配合单体液压柱支护，支柱要顶住梁的中间，梁离巷邦300mm为宜按线架设，与工字钢梁不铰接处用楔子背牢，不得间断。
e、尾巷回收：上、下付巷尾巷与工作面放顶线放齐，下付巷尾巷最多可滞后放顶线1m，保证柱、梁、坑木、工字钢100%回收。
2.2.3 初次来压、周期来压和顶板管理
a、该工作面根据相邻工作面顶板情况，预测初次来压步距一般为15m，周期来压步距为6m，在此期间顶板开始大面积垮落，压力急骤增大，所以必须加强顶板管理。
b、做好初次来压期间顶板预测工作，每班技术员对当班顶板冒落情况如实向区队汇报，填好记录。
c、严格初采期间工程管理，工作面在放炮或放顶之前要进行二次注液，保证柱子初撑力达到要求，支柱液压阀漏液或卸载时，要及时处理。
d、顶板有来压预兆或冒落预兆时，不准移副梁待压力稳定后，方可进行移副梁放顶。并有班组长观山，发现顶板异常，压力增大有掉碴等预兆时，立即撤人。
e、初次来压前，工作面放顶时，工作面溜子要停止运行或间断运行，溜子停开有准确信号。
f、在工作面初次来压前，如果采空区的直接顶冒落高度小于1.5m或舍邦被埋少于支柱高度的三分之二以下时，舍帮要打抬棚，一梁三柱，背牢升紧，必要时，加密集支柱切顶和在舍帮每隔5m打设木垛加强支护，工作面严禁出现空载支柱。
该采面推至离12采区皮带下山30m处为停采线，进行回收，回收时，制定专项安全技术措施，回采结束后，45天内，必须对采空区进行封闭注浆。
3 12022工作面生产系统
3.1 运输系统
3.1.1 运煤路线
12022工作面(溜子)→12022下付巷(溜子、皮带)→12采区皮带下山(皮带)→四巷溜煤囤→主一部皮带→主井→平地(皮带)煤场
3.1.2 运料路线
设备、平地料场→斜井井口装车→斜井轨道→轨道下山→12022上付巷车场→12022上付巷→工作面。
3.1.3 工作面运输设备选型
12022下付巷长度495m，倾角β=-3°，对该工作面设备进行选型设计。工作面下巷里段100m溜子运输。
(一)、胶带机选型
1、设计依据
设计生产能力 30万t/a
输送长度 L = 400m
上山倾角 β = 3°
工作制度 330d/a，16h/d
运输任务 担负回采工作面运煤
煤的散集容重 γ=0.98t ∕m3
煤在胶带上的堆积角 ρ = 30°
煤的最大块度 αmax=150mm(大部分接近面煤)
设计生产率 A=100t/h
初选用DTL65/20/30型胶带输送机,其参数：带速1.63m/s，胶带宽度650mm，电机功率2*30KW，电压660V。
式中：m—电动机功率备用系数，取1.15;
η1—机械传动效率，一般取0.9;
a—多机不平衡系数，双机时取0.9;
b—电压降系数，井下采区取0.9。
5、胶带输送机选择
根据以上计算，运输巷采用功率2*30KW防爆电机驱动的原有DTL65/20/30型胶带输送机,其参数：设计运输生产率200t/h，带速1.63m/s，胶带宽度650mm，电机功率2*30KW，电压660V。
胶带机铺设完成后，应检测运输设备及其铺设质量，使之符合相关规程、规范及行业规定的要求。
6、运输能力验算
A=B(KVγC)2/(1000×1.25)
=0.65×(458×1.6×0.98×0.9)2/(1000×1.25)
=217t/h
年运输能力计算为：
330×10×110=33万t/a
式中：330 —年设计330天工作;
10 — 每天10h净运输工作时间;
110 — 每小时平均运输能力，取217t/h的一半。
富裕系数33/5=6.6﹥1.2，满足运输要求。
(二)、顺槽刮板机输送选型
1、设计依据
设计年生产能力 30万t/a
输送长度 L=120m
倾角向上 β=3°
运输任务 担负采区运煤
设计运输生产率 A=50t/h
2、选择刮板机输送类型
根据A=50t/h，顺槽选用SGB420/40T型刮板输送机。其有关技术特征：
出厂长度：L=120米
运输能力：M=80t/h
刮板链速：v=0.86米/秒
刮板质量：q0=16.95公斤/米
电机功率：N=40KW
破断拉力：SP=320000N
3、运行阻力、牵引力和功率计算
重段运行阻力
q=A/3.6×v=16.15kg/m
Wxh=[(q0×wo+q×w)Lcosβ-(q0+q)Lsinβ]×g
=[(16.95×0.4+16.15×*0.7) ×120cos4°
-(16.95+16.15)×120sin4°]×9.8
=110613.43N
空段运行阻力
Wk= q0×g×L(wocosβ+sinβ)×g
=16.95×120(0.4cos4°+sin4°) ×9.8
=8442.14N
考虑曲线段阻力及弯曲段的附加阻力则总牵引力
Wo=1.21×( Wk +Wxh)
=1.21×(8442.14+19471.38)
=33775.4N
电动机轴上的总功率计算
N=WOv/1000*0.8(传动装置效率) =33775.4×0.86/800
=36.31KW
考虑20%的备用功率取电动机功率备用系数1.2
N=1.2×36.31=43.57KW
电机功率不够，因此采用SGB420/80T型刮板输送机，双电机驱动。
4、链子强度验算
K=2*0.85×Sp/Smax=2×0.85×320000/33775.4
=16.11>4.2 链子强度足够。
顺槽选用一部SGB420/80T型刮板输送机。
(三)、切巷刮板机输送选型
1、设计依据
设计年生产能力 30t/a
输送长度 L =80m
倾角向上 β = 26°
运输任务 担负采区运煤
设计运输生产率 A=50t/h
考虑切巷刮板输送机运行条件均优于顺槽刮板输送机运行条件，故切巷刮板输送机选型计算从略，直接选用一部SGB420/40T型刮板输送机。
3.2 通风系统
矿井通风方式为中央并列式，通风方法为负压抽出式，即主立井、副斜井进风，回风立井回风，在地面风井安装两台FBCDZ-NO.19型对旋轴流式通风机。一台工作，一台备用，配套电机110KW×2，电压380V。矿井总进风量为4077m3/min，总回风量为4158m3/min，负压1320Pa，能够满足安全生产需要。
设计工作面采用U型通风方式，风流路线为：副斜井→12022进风绕巷→12022下付巷→工作面→12022上付巷→回风绕巷→八井回风下山→风井→地面。
3.2.1 掘进工作面需要风量
掘进工作面需风量按瓦斯涌出量，爆破需风量和同时作业最多人数分别计算，然后取其中最大值。
(1)按瓦斯涌出量计算
Q煤掘=100×q掘绝×KCH4=100×0.25×1.8=45m3/min
式中：KCH4-瓦斯涌出不均衡通风系数，取1.8;
q掘绝-绝对瓦斯涌出量，取0.25 m3/min;
(2)按人数计算掘进工作面实际需风量
Q掘=4N=4×20=80m3/min
式中：N-掘进工作面同时工作的最多人数，取20人
(3)按掘进工作面炸药消耗量计算需风量
Q掘=25A=25×6=150m3/min
式中：A-一次爆破炸药取最大用量6kg
经计算，煤巷掘进工作面需风量取最大值，即按爆破需风量计算值150m3/min。
风速验算：
V=Q掘÷S掘=150÷6.1÷60=0.410m/s
0.25 m/s
(4)风机、风筒选型 根据以上计算选用FBDYN0562-2×11KW型局扇，其工作风量为200～400m3/min，全风压为350～4000Pa,可以满足要求。 选用直径为600mm的胶质双抗风筒，双反压边接头，每10m为一节。要求风筒吊挂平直，无接头漏风，无破口，风筒长为500m，百米漏风率不大于3%。 3.2.2 采煤工作面需要风量 采煤工作面需要风量按瓦斯涌出量、爆破后的有害气体产生量以及工作面气温、风速和人数等规定分别进行计算，然后取其中最大值。 (1)按回采工作面回风流中瓦斯涌出量计算 Q采=100q采绝×KCH4 =100×0.495×2.0=99m3/min 式中：Q采―回采工作面需要风量，m3/min; q采绝―回采工作面回风巷风流中瓦斯的平均绝对涌出量，取最大值0.495m3/min; KCH4―采面瓦斯涌出不均衡通风系数，炮采1.4～2.0，取2.0; (2)按工作面温度计算 Q采=60V采S采K采 =60×1.0×5.8×1.0=348m3/min 式中：V采—采煤工作面的风速，按采煤工作面温度选取，0.8-1.0m/s; S采—采煤工作面有效通风断面，取最大和最小控顶距时有效断面的平均值，5.8m²; K采—采煤工作面长度风量系数，按采煤工作面长度选取，1.0; (3)按回采工作面炸药消耗量计算需风量 Q采=25A = 25×1.8=45m3/min 式中：A一次爆破炸药取最大用量1.8kg (4)按回采工作面同时作业人数计算需风量 Q采=4N =4×70=280m3/min 式中：N—采煤工作面作业最多人数为49人，考虑交接班及管理人员等情况，取70人/班; 经计算，采煤工作面需风量最大值为348m3/min(5.8m3/s)。按照有关规定要求，工作面风量取400m3/min(6.7m3/s)。风速验算： V=Q采÷S采=6.7÷4.8=1.38m/s 0.25 m/s 经验算，工作面配风量为400m3/min(6.7m3/s)符合规程要求。 3.3 采面供电 井下中央变电所高低压配电设备均选用矿用防爆型设备，井下其它电气设备均选用矿用隔爆型。 井下变压器选用KBSGZY-500/10/0.69、KBSGZY-100/10/0.69、KBSGZY-400/10/0.69型矿用变压器，660V低压配电开关选用BKD1-400Z/660Z型和BKD1-400Z/600F真空馈电开关。 3.3.1 电缆截面的选择 根据矿井实际，向该工作面供电的中央变电所距回采工作面运输巷皮带机头550m，变压器型号为KBSG-500KVA。对于低压线路，一般按长时允许电流初选，按允许电压损失及机械强度校验。 1、按长时允许电流选择电缆截面 矿用橡套电缆载流量：其具体情况如表3-1所示。 3-1 矿用橡套电缆载流量情况 要求导线的长时允许电流小于线路的负荷电流。即： KIac≥Ica 式中：Iac---空气温度为25度时，电缆允许载流量; K---环境温度修正系数，取1; Ica---用电设备持续工作电流 (1)对于顺槽选用的胶带机额定功率为2*30KW，其额定电流为Ie=P/√3Ucos¢ 其中P=2*30KW U=660V cos¢=0.85 则Ie=47500/1.732×660×0.85=48.92A 支线路的负荷电流Ica1=48.92A (2)对于顺槽选用的杂质泵额定功率为15KW，其额定电流为Ie=P/√3Ucos¢ 其中P=15KW U=660V cos¢=0.85 则Ie=15000/1.7326×60×0.85=15.43A 支线路的负荷电流Ica2=15.43A (3)对于顺槽选用的单台刮板机额定功率为2×40KW，其额定电流为Ie=P/√3Ucos¢ 其中P=80KW U=660V cos¢=0.85 则Ie=80000/1.732×660×0.85=82.33A 支线路的负荷电流Ica3=82.33A (4)对于切巷选用的单台刮板机额定功率为40KW，其额定电流为Ie=P/√3Ucos¢ 其中P=40KW U=660V cos¢=0.85 则Ie=40000/1.732×660×0.85=41.17A 支线路的负荷电流Ica4=41.17A 干线路的额定负荷电流IcaZ1= Ica1 +Ica2+ Ica3+ Ica4 =48.92+15.43+82.33+41.77 =188.45A 根据线路的负荷电流并考虑负荷增加等情况，总电源线路选用截面70mm2电缆;皮带机、杂质泵、单台刮板机之间选用截面70mm2电缆;刮板机电源分支线路的电缆选用截面25mm2电缆;皮带机、杂质泵电源分支线路的电缆均选用截面16mm2电缆。 3.3.2 按电缆网路的电压损失校验电缆截面 为保证用电设备的正常运行，电缆网路实际电压损失不应超过网路所允许的电压损失，即端电压不得小于额定电压的95%。为此应 选用足够大的电缆截面，以使电压不得超过允许值。终端电压损失算： 3.3.3 低压开关的选择及整定 1、低压开关选择 井下动力线网中低压馈电开关选用矿用隔爆型真空馈电开关，启动器选用真空磁力起动器，所用开关的额定电压应不小于所在电网的额定电压，额定电流应不小于其所控制线路的最大长时工作电流。对于控制单台或两台电动机的开关，其最大长时工作电流可取电动机的额定电流。 按照计算，支线路最大负荷电流Ica=82.33，干线路的负荷电流Ica=188.45A，所以由变电所向采面供电的低压总馈电开关可选用额定电流为200A KJZ型真空开关;向皮带机、刮板运输机和液压钻机供电的启动开关选用额定电流为80A的QBZ型真空启动器。 2、低压开关整定 (1)由变电所向掘进工作面供电的低压总馈电开关的整定 过负荷整定： IZ≥1.1×Icaz=1.1×188.45=207A 取0.9倍的额定电流，即0.9*200=180A 短路整定： IZd≥5×Icaz=5×188.45=944.25A 取5倍，即5×200=1000A 整定校验： K=Imin(2)/IZd=3145/1000=3.14>1.5,整定合格。 式中IZ-----过负荷整定电流，A; Imin(2)--被保护线路末端最小两相短路电流，A;查表换算得出3145A; IZd-----短路整定电流，A。 (2)下付巷低压总馈电开关的整定 过负荷整定： IZ≥1.1×Icaz=1.1×188.45=207A 取0.9倍的额定电流，即0.9*200=180A 短路整定： IZd≥5×Icaz=5×188.45=944.25A 取5倍，即5×200=1000A 整定校验： K=Imin(2)/IZd=3145/800=3.14>1.5,整定合格。 式中IZ-----过负荷整定电流，A; Imin(2)--被保护线路末端最小两相短路电流，A;查表换算得出3145 A; IZd-----短路整定电流，A。 (3)皮带机启动器开关整定 过负荷整定： IZ≥Ica1=48.92A 整定JDB-80保护器5.5×9低档位，即49.5A (4)顺槽刮板输送机启动器开关整定 过负荷整定： IZ≥Ica2=41.17A 整定JDB-80保护器5.5×8档位，即44A (5)杂质泵启动器开关整定 过负荷整定： IZ≥Ica2=15.43A 整定JDB-80保护器5.5×3档位，即16.5A (6)切巷刮板输送机启动器开关整定 过负荷整定： IZ≥Ica2=41.17A 整定JDB-80保护器5.5×8档位，即44A 3.4 防、排水系统 经计算预计工作面正常涌水量Q正=5m3/h，最大涌水量Q大=8m3/h。 根据12022工作面的正常涌水量和最大涌水量选用D25-A型水泵，水泵的排水能力为25m3/h，电机功率为15KW。在工作面下付巷安装两台D25-A型水泵，正常排水时一台水泵排水，一台水泵备用。工作面涌水直接流入采面临时水仓再排入中央泵房(4台D85-30×9水泵)，由主排水泵经主井井筒排至地面。 3.5 供水及防尘洒水系统 水池有三个，一是主井两座400m3水池，水源为矿井水;二是由白坪乡石门水厂供应生产用水，付井一座200m3水池。两水源供水均可靠，满足12022工作面生产及生活需要。 井下消防管道与井下洒水管道采用同一供水管网，其用水由生产水池供给，给水管从主、副井井筒进入12022工作面上、下付巷。 采用ZJ-Y44H减压阀进行减压，消防洒水管道采用无缝钢管，支管D76×4.5mm和D50×4mm。 设计中12022工作面的巷道中均敷设洒水管。在所有敷设管道的巷道内，每隔50m设DN25支管和DN25截止阀做冲洗巷道用，煤巷掘进工作面每隔50m设置一个洒水阀门。并配备一定数量的胶皮管。 3.6 工作面供水、照明系统 12042上、下车场内安设防爆照明设备，工作面采用工人佩戴的矿灯照明。 矿井安装DDK-6型综合调度通讯系统，内部电话容量128门。井下使用KTH型矿用本安型自动按键电话机，12042工作面上、下付巷超前支护内及皮带运输转载点等处安装专号电话，可直接与调度室和井上、下各科室、区队直接联系。能够满足安全生产的需要。七水平车场安装一部直拨电话(62733601)可以满足对外联络的需要;通信电缆在入井处装设熔断器和避雷装置，以防雷电波及井下。 3.7 压风系统 1、压风设备 地面安装两台FHOG-D250F型单螺杆空气压缩机，额定风量42m³/min，一用一备。 2、压风自救系统 沿副斜井铺设直径为159mm(厚度为5mm)的无缝钢管主管路，支管为直径75mm(厚度为3.5mm)的无缝钢管。风压、风量满足工作面及矿井安全生产需要。 12022上、下付巷压风管路：地面空压机房→副斜井→12022上、下付巷。 3、管路要求 (1)、管路规格：压风自救支管路为直径φ75×3.5mm无缝钢管。 (2)、管路敷设牢固平直，接头严密不漏风，气源接口处要有总阀门，便于压风自救的维护。 (3)、必须在管路上设置水分离器(小风包)，保证供风清洁，防止自救袋喷头堵塞。 4、自救袋安装 (1)、12022上、下付巷每隔50m设置一个三通阀门，并安装一组压风自救袋，每组安装的数量不得少于5～8个，每个压风自救袋需风量0.1m3/min。 (2)、压风自救袋要安装在地点宽敞、支护良好、没有杂物堆积的人行道侧，人行道宽要保持在0.8m以上。 (3)、自救袋的安装高度按距底板1.2～1.3m，便于现场人员自救应用。 5、系统调试 压风自救管路接好后，在自救袋安装前要进行通气试验，在管路低洼处安装防水阀门，并将管路的杂质及锈蚀粉末吹出，并测量供风量。自救袋装好后，由安装人员逐个检查，保证使用性能。 6、使用管理 (1)、使用单位指定专人每天对管路、自救袋进行检查，及时处理管路和自救袋存在的漏气、堵塞等问题，保证压风自救系统处于完好状态。 (2)、压风自救系统的气源总阀门必须处于常开状态，无特殊情况严禁关闭。 (3)、使用单位要加强职工培训，现场每个施工人员必须熟练掌握压风自救装置的使用方法。 (4)、通风安全科要认真监督检查压风自救系统的安装和日常管理工作。 3.8 工作面安全监测监控系统 本工作面为复采煤，为低瓦斯工作面，煤层属不易自燃煤层，煤尘有爆炸危险性。为了提高煤矿安全生产保障能力，准确了解工作面环境状况，防止安全事故的发生，利用矿井KJ95N型煤矿安全生产监测监控系统。 该系统由地面中心站、井上、下分站、电源箱及矿用传感器和矿用安全生产监测软件组成。系统配备主机两台，一备一用。另外配备打印机和UPS备用电源2台。监控系统的电源采用双电源，引自地面变电所低压开关柜，以保证系统供电的可靠性。 工作面传感器电缆选用MHYBVR型号矿用聚乙烯绝缘、镀锌钢丝编织铠装聚氯乙烯护套信号软电缆。所选用的监测设备为本质安全型产品。 监测系统利用2号分站，对12022局部扇风机的开停、采、掘工作面瓦斯、上下付巷风门的开关工作状态进行采集处理，并对瓦斯超限进行报警、断电控制。设计工作面下付巷安装1台瓦斯传感器，上付巷安装3台瓦斯传感器。传感器悬挂地点分别是： T1瓦斯传感器悬挂在下付巷距工作面下安全出口5～15m范围内，T2传感器悬挂在工作面上隅角，T3传感器悬挂在距工作面5～10m范围内，T4传感器悬挂在工作面上付巷距回风联巷口向后5～15m范围内。均距巷道顶部不大于300mm、距帮不小于200mm处。断电范围：该工作面范围内和回风巷道中的一切非本质安全型电器设备电源。 T1瓦斯报警浓度：CH4≥0.5% T1瓦斯断电浓度：CH4≥0.5% T1复电浓度：CH4<0.5% T1、T2、T3瓦斯报警浓度：CH4≥0.8% T1、T2、T3瓦斯断电浓度：CH4≥0.8% T1、T2、T3复电浓度：CH4<0.8% 监控分站的电源取自井下中央变电所。 12022工作面上付巷测风站设置风速传感器(V)一台，甲烷传感器(T4 )处同时设置一氧化碳传感器(CO)，上、下付巷风门处设置风门开停传感器。 3.9 防灭火系统 3.9.1 防灭火管路系统：利用洒水降尘管路 地面→副斜井→12042回采工作面上、下付巷。 1、井下各种电器设备要消灭失爆现象，杜绝各种火源，防止火灾发生。 2、设备加强检修，减少自身摩擦，当温度超限时停止运行。 3、工作面下隅角老塘垮落不充分时，必须用编织煤袋围实或采用风布将漏风处挡严。 4、任何人发现井下火灾时，应视火灾性质、灾区通风和瓦斯情况，立即采取一切可能的方法直接灭火，控制火势，并迅速报告调度室。调度室在接到井下火灾报告后，应立即按灭火预防和处理计划通知有关人员组织抢救灾区人员和实施灭火工作。 5、值班调度和在现场的区、队、班组长应依照灾害预防和处理计划的规定，将所有可能受火灾威胁地区中的人员撤离，并组织人员灭火。 6、电气设备着火时，应首先切断其电源;在切断电源前，只准使用不导电的灭火器材进行灭火。 7、抢救人员和灭火过程中，必须指定专人检查瓦斯、一氧化碳、煤尘、其它有害气体和风向、风量的变化，还必须制定防止瓦斯、煤尘爆炸和人员中毒的安全措施。 4 工作面生产能力 该工作面切巷长度为80m，每循环推进1m，煤层平均厚度为1.5m，煤容重为1.38t/m³，工作面回采率为95%。 工作面循环产量为：80×1×1.5×1.38×95%=114吨 工作面日产量为：114×3=342吨(每天三个循环) 工作面月产量为：342×26=8890吨(每月生产天数按26天计算) 5 采煤工艺及设备选型 5.1 采煤方法 根据本工作面煤层赋存条件及地质构造情况，结合我矿现有技术条件，采用走向长壁后退式采煤方法，全部垮落法管理顶板。如果工作面煤层稳定采用手镐落煤，需要破底或有夹矸时爆破落煤。 5.2 工艺流程 工艺过程：注水→打眼→装药→放炮→检查处理→移主梁→攉煤→刷帮站柱→移副梁→摘柱→推移刮板输送机→站中排柱(移一节站一节)→试运行 1、该工作面为复采工作面，根据上下付巷、切巷掘进情况及12042工作面回采情况分析，工作面煤体湿润，回采过程中很少产生煤尘。如果局部煤体干燥，工作面采用煤壁浅孔动压注水方式来降低煤尘，具体要求如下： (1)、注水方法 打注水孔：采用ZQSJ-65/2.3手持式风钻，φ42×1000mm的钻杆。 ‚注水孔设计： 上、下巷20m范围内每隔3m布置1个注水孔，呈单排布置，深度15m;在工作面中部40m范围内，每隔5m布置1个注水孔;注水孔呈单排布置，深度10m，控制煤壁上半部煤层。开孔位置为巷顶以下0.5m,钻孔方位垂直煤墙，倾角为50。每打一循环注水钻孔，工作面可推进5m，留5m以上注水钻孔超前距;如果煤层厚度低于1.3m，工作面不再注水。 ③注水孔封堵：注水孔封堵采用FKSY20/38×1200mm水力膨胀式封孔器封孔，封孔深度不小于1.5m，封孔器与高压管连接销子口向下，防止封孔器因销子脱落遗留在注水孔内。 ④煤层注水：用快速接头使封口器与高压胶管连接，注水压力控制在2.5Mpa～5Mpa以内。 ⑤注水时间以煤墙挂汗、梁头滴水、相邻注水孔出水为宜。 (2)、注意事项： ‚打眼前必须先检查工作地点的帮顶是否完好。 ƒ注水时严禁人员正对注水孔。 ④、第一个注水眼与两巷保持5m间距，在对其注水时，必须严格观察上、下付巷替棚支架有无变化。否则，必须加固支架后再进行注水。 ⑤、工作面爆破前，将炮眼附近注水孔用煤粉等封孔。严禁将注水孔作为炮眼装药爆破。 12022工作面注水孔剖面图 12022工作面注水孔布置图 2、打眼、装药 工作面生产前，跟班队长及班长负责处理采面不安全隐患，然后工作人员进行首次回柱。即：将每眼场每棚主梁老塘柱回出，并支设在副梁的中间，与主梁的中间柱站齐，同时，检查工作地点附近20m范围内瓦斯浓度，在瓦斯浓度不超限的情况下，严格按要求开始工作面打眼、装药等各项工作。 3、爆破 1)、爆破器材的选用： 选用MFB-100型起爆器，最大起爆能力100发，另选用导通欧姆表来检验爆破线路的导通情况。选用安全等级为矿用三级水胶乳化炸药。选用煤矿许用毫秒电雷管，桥丝为镍铬丝,铁丝脚线,电阻一般为5-6Ω。 2)、炮眼布置和装药量 ⑴、工作面采高1.8m，采用“双排三花眼”布置炮眼，顶眼间距2.4m，距顶板0.4m，眼深1m;底眼间距2.4m，距底0.3m，眼深1.2m。详见炮眼布置图。 (2)、联线方式：联炮必须采用串联，不得并联或混联，起爆顺序自下而上底顶眼依次起爆。(其联线方式见下图) 2 4 6 8 1 3 5 7 (3)、起爆长度及装药量：起爆长度一般为6m(10棚8眼)。均采用正向装药(见正向装药结构示意图)，顶眼一般药量150g，底眼一般药量300g。 说明：每眼装药量由班组长和放炮员根据工作面顶、底板情况，煤质软硬及地质构造情况适当增减。如果煤质硬或打底，要根据具体情况制定专项安全技术措施。 正向装药示意图 1 2 3 4 5 1、雷管脚线 2、炮泥 3、雷管 4、药卷 5、聚能穴 爆破参数及材料消耗表按每10m计算消耗量 爆破参数及材料消耗表 4、检查处理 放炮后，检查支护情况，发现支柱歪旋等问题，要及时处理，待问题处理完毕，方可进行其他工作。 5、装运煤 爆破自装一部分煤，其余采用人工装煤。 煤的运输：工作面使用一部SGW-420/40x(150t/h)型可弯曲刮板运输机，下付巷采用一部SGW-420/40x刮板运输机和一部SD-650型胶带输送机，经过皮带下山胶带输送机至主井煤仓再经箕斗提升至地面。 6、移主梁、护顶、攉煤 放炮后，要及时攉煤、刷帮、挑顶，挑顶掏梁窝长度达到1m时，两人配合开始移主梁护顶。移主梁前，要将主梁的防倒链换到副梁上，卡紧卡牢，提前准备好注液枪。移主梁时，采煤工落主梁煤墙支柱至合适位置(200㎜左右)，同时由攉煤工落主梁中排柱至适当位置(200㎜左右)，落支柱时，两人要相互配合好，扶稳支柱和顶梁，然后采煤工两手托起顶梁，攉煤工肩抬顶梁，两人一起迅速将顶梁向煤壁移动，主梁移到位置后，及时荆笆、椽子进行护顶，顶护好后，迅速升紧煤墙、中排巷支柱，并重新拴好防倒链。然后攉煤。此时工作面形成最大控顶距3.4m。 7、移副梁﹙放顶﹚ 当工作面全部采通或分段采通后，即可把错后的副梁前移，移副梁前，须先把副梁老塘柱回出，站到主梁煤墙侧，副梁前移后，原来副梁的煤墙柱仍站到副梁煤墙侧。放顶应由下向上逐棚进行。作业前先检查安全情况，要求支架不歪不旋，放顶退路畅通，在安全的情况下方可作业。副梁前移与主梁并成对棚后，煤壁片帮或有片帮危险时，必须及时用椽子、荆笆进行蔽帮。此时，采面刮板运输机在老塘侧，工作面形成最小控顶距2.4m。 8、移刮板运输机 (1)采面副梁移到位后，工作面浮煤、杂物清除干净，然后开始移刮板运输机。 (2)移刮板运输机必须从机头或从机尾进行，严禁从中间往两头移或从两头往中间移，边移刮板运输机边摘中排柱，不准提前摘中排柱，移溜摘柱距离不大于30棚，移刮板运输机后，要及时将柱站好，并穿齐穿正柱鞋。移刮板运输机要做到平、直、稳、正、牢，与煤壁保持0.2m间距。工作面移刮板运输机打弯处不准低于15m，这15m中排支柱随弯移刮板运输机站柱，支柱在煤墙侧距溜子小于0.1m，三用阀手把一致且支柱迎山有力。移刮板运输机后及时打上机头、机尾压(戗)柱，盖好机尾盖板。 (3)工作面移机头、机尾时，采面刮板运输机必须停机，机头(机尾)移过后在安全条件下开机。 9、采空区处理 采用全部垮落法处理采空区，要求冒落高度普遍大于1.5倍的采高，当采空区冒落不充分(面积超过2×5m2)时，采用在舍帮加木垛或打叉子棚加固支护，并在舍帮加密集柱进行切顶。如果采取措施后，顶板仍然不垮落，必须进行强制放顶，并制定专项安全技术措施。 5.3 工作面设备布置 工作面回采时采用爆破落煤，人工装煤，采用40T刮板输送机运煤。 回采工作面顺槽运输设备，选用一台可弯曲刮板机和一台胶带输送机，配合使用运送煤炭。此设备使用方便，管理简单，安全可靠。 5.4 循环作业方式 工作面自下向上，按照回采工艺流程进行循环作业。 6 劳动组织及人员配备、正规循环作业及工作面 主要经济技术指标 6.1 劳动组织 根据工作面需要进行人员组织，劳动组织采用专业工种分段作业形式。除装药、放炮、机电维修、材料运送由专人负责外，其它工序是由若干小组，分段完成破、采、装、支、运等任务，各工序分工既有分工、又有合作。 附表 工人出勤表 序号工 种出 勤 人 数 八点班四点班零点班小计 1. 1正副队长2226 2. 2技术员1113 3. 3安全员1113 4. 4泵站司机1113 5. 5刮板输送机司机2226 6. 6电工修理工2226 7. 7攉煤工88824 8. 8放炮工3339 9. 9掘工16161648 10支柱工1113 11清皮带巷工1113 12运料工3339 13上下付巷打茬3339 14皮带司机1113 15工作面维修2226 16煤壁注水 2226 17合 计494949147 6.2 正规循环作业 本工作面采用“三、八”工作制度，边采边放的作业方式，循环进度为1.0m，日循环个数3个。(正规循环图表见附图) 6.3 主要经济技术指标 主要经济技术指标表 序号项目单 位数量备 注 1工作面平均走向长度m500 2工作面平均倾斜长度m80 3煤层平均厚度m1.5 4煤溶重km/m31.38 5煤层倾角度26 6工作面正常涌水量M3/h5 7工作面最大涌水量M3/h8 8工作面最大控顶距M3.4 9工作面最小控顶距m2.4 10放顶步距m1 11工作面工业储量万t8.28 12工作面可采储量万t7.78 13设计回采率%95 14循环产量t114 15循环进度M1 16日循环个数个3 17日产量t342 18吨煤炸药消耗kg/t0.065 19吨煤雷管消耗个/t0.216 20吨煤椽子消耗根/t2.59 21吨煤荆芭消耗个/t0.518 22采煤工效t/人2.3 23全员工效t/人1.8 24可采期月9 25工作面设计生产能力万t/a9.6 7 工程质量管理及煤质管理 (1)队成立工程验收小组，制定完善的工程管理制度，现场工作中必须严抓细管，杜绝出现不合格工程。 (2)工程验收员严格坚持现场交接班制度，不得提前升井。工作面放炮后，必须及时到位，搞好现场管理。 (3)工作面必须认真搞好多次注液工作，工程验收员必须随身携带压力表，搞好支柱支护强度动态监测工作。 (4)每班必须对工作面工程质量、安全情况有记录，认真填写采面工程质量验收表。 (5)建立严格的日查、旬检制度。采面工程质量验收单及日查旬查反映的问题必须限期整改，并报主管领导。 7.2 机电设备管理措施 1)、加强电器设备的管理，保证井下电器设备的完好率达到100%，消灭电器失爆，实行分片包干，责任到人，并悬挂设备管理牌。 2)、掘进期间，局部通风机供电应具备“双三专”供电，双专供电线路上除局部通风机外，不得“T”接其他任何负荷。三台及以上开关集中地点，必须安设可靠的局部接地极。 3)、掘进施工，不得使用防爆型煤电钻，应使用风煤钻。 4)、电缆严禁与瓦斯抽放管同侧敷设。 5)电器设备管理坚持作到“三无、四有、两齐、三全、三坚持”和“五不漏”即“不漏油、不漏电、不漏风、不漏气、不漏水”。 6)、加强机电设备挂牌管理，严禁电器设备带病运转，杜绝电器设备失爆。在用设备电缆必须悬挂整齐，严禁扭结，若与水管、风筒悬挂在一帮时，与其必须保持0.3m的距离，严禁拖地、水浸、煤埋、挤压、碰撞等现象。坚持使用检漏继电器和煤电钻综合保护装置。 7)、各种保护装置不全的电器设备立即更换或升井维修。 8)、移动电器设备时，严禁带电作业，重要电器设备处要设警标，栅栏或说明牌。 9)、严格执行停、送电制度，因检修等原因需要停电时，必须悬挂“有人工作，严禁送电”的警牌，检修结束后，有停电人员亲自送电，严禁预约送电。 10)、非防爆电器设备及失爆设备严禁入井。 7.3 两巷维修和文明生产管理 1、巷道维修工要经常对上下顺槽进行检查,发现支架变形要及时扩修,保证巷道符合要求。 2、要求两巷支架完整,金属支架撑木齐全,有效可靠。无断梁折柱，空帮空顶现象。班班检查两巷安全畅通情况，发现问题立即处理。 3、工作面上、下两巷净高不低于1.8m，人行道宽度不少于0.7m，巷道无积水(长5m,深0.1m)，无浮煤杂物，材料设备码放整齐，并有标志牌 7.4 煤质指标及煤质保证措施 煤质指标表 W %A %V %Q 卡/克FC %S %Y工业牌号 0.9713.8912.6372901.0330.360贫煤 1、队成立以队长为组长，各跟班队长和工程验收员为成员的煤质管理小组，班长是搞好煤质工作的第一责任者。 2、放煤工必须持证上岗，放顶前准备好荆笆、椽子，保证舍帮见矸立即挡门。 3、加强顶板管理和舍帮管理，防止冒顶、窜矸，降低煤的含矸量。 4、如果遇到矸石带或打顶、打底，要及时提落巷道，尽可能少采矸石。 5、每班配备1名专职拣矸员，加强采面煤质管理，坚持“三拣、四不上”的原则，及时拣出煤炭中的矸石及杂物。 6、刮板运输机司机要协助拣矸人员发现矸石杂物及时停机进行处理。 1.13通风设施、防止漏风和降低风阻的措施 1.13.1 防止漏风的主要措施 12022上、下付巷掘进期间安设风门，每组风门均为两道相互联锁的正向风门和两道反向风门组成。所有通风设施要坚固可靠，并要加强管理和维修，保证能正常使用。 设计工作面掘进期间掘进面使用2×11KW双风机供风(一用一备)、φ600mm双抗风筒供风，风机进行吊挂或垫高，距底板高度不小于0.3m。风筒逢环必挂，缺环必补，吊挂平直，风筒接口采用双反压边，风筒无破口，并安装有风电闭锁、瓦斯电闭锁、分风器、实现自动倒台，风机挂牌管理，设专人负责维护。 掘进及生产期间要定期清理巷道，严禁堆放杂物。受矿山压力影响，通风断面缩小的巷道，要及时扩修，保证有效通风断面，降低通风阻力。 8 工作面灾害防治 12022工作面设计中，始终贯彻“安全第一，预防为主”的方针，为安全施工及安全生产创造良好条件。设计配备了完善可靠的安全装备和安全设施，采取了多方面的安全措施，现分述如下： 8.1 防止顶板冒顶 1、工程管理人员及时调整采面棚距，严禁出现旋棚，严禁出现0.7m以上大棚距和0.4m以下小棚距，保证棚距均匀，保证工作人员退路畅通。打顶要严密，每棚椽子不少于8根，荆笆搭接长度不小于100mm。 2、加强采面单体柱管理，及时更换失效柱，确保支柱的完好性，严禁出现空载支柱。 3、严格控制采高，煤墙高度不得超过2.0m，老塘高度不得超过2.0m，移后站中排巷柱时，必须打柱窝，支柱站齐方木(规格0.8×0.2×0.2m)，确保老塘高度不超限。 4、加强采面支柱初撑力管理，跟班队长、班长现场督促职工搞好多次注液工作，确保支柱初撑力达到要求，初撑力达不到要求不准放炮。 5、严格控制煤墙炮眼装药量，煤质松软时，严禁放大炮和高炮，严防工作面煤墙片帮、脱耳，确保梁头抓帮、支架稳定。 6、机头大托子及下尾巷抬口棚，要及时迈步前移，前移后抬棚必须接顶，不接顶处必须用木楔背实背紧。 7、料场备足够的备用支护材料：坑木不少于20根，钎椽不少于100根，荆笆不少于300块，椽子不少于300根，单体液压支柱及π型梁不少于工作面使用量的10%以备急用。料场距工作面不超过200m。 8.2 防治瓦斯措施 1、瓦检员必须坚持瓦斯检查和汇报工作，交清接明各个地点的瓦斯浓度及不安全因素。 2、当采面风流中瓦斯浓度达到0.8%，二氧化碳浓度达到1.5%，必须严格遵守《煤矿安全规程》规定，立即停电撤人，坚决杜绝出现有害气体超限情况下继续作业的现象。 3、采煤工作面及其他巷道内体积大于0.5m3的空间内积聚的瓦斯浓度达到2.0%时，附近20m范围内必须停止工作，撤出人员，切断电源及时进行处理。 4、工作面上隅角必须悬挂瓦斯便携仪，随时监测瓦斯浓度，上隅角、下尾巷内不得坐人或躲人，对此处瓦检工要加强检查，有害气体超限时立即采取有效措施进行处理，保证安全生产。 5、跟班队长、班组长、放炮员要时刻关注瓦斯涌出情况,当工作面瓦斯浓度达到0.5%时，严禁装药、爆破，严格执行“一炮三检”和“三人联锁”制度。 6、工作面上付巷设置三个甲烷传感器，甲烷传感器设置位置：T2设置在工作面上隅角距切巷0.5m处，T3设置在上付巷距工作面上安全出口≤10m范围内，T4设置在距回风绕巷口10～15m的位置， (详见甲烷传感器布置图)，并和瓦斯监测系统联网，瓦斯超限时自动断电，断电范围包括工作面及进、回风流中所有非本安型电气设备。 7、跟班队长、班组长、流动电钳工必须随身携带瓦斯便携仪,检查工作地点的瓦斯浓度。 8.3 防尘措施 该工作面为复采工作面，煤体湿润，生产过程中产尘量很小，但必须采取防尘、降尘措施： 1、浅孔注水措施(详见前面注水设计) 2、工作面两巷要敷设静压水管，每隔50m设一个三通阀门，防尘工每天要进行洒水降尘。 3、为了加强个体防护，采面工作人员应佩戴防尘口罩，各转载机头洒水降尘设施齐全并坚持使用。 4、采面上、下两巷距切巷20～50m内设置防尘水幕，要能够覆盖全断面，水源要充足。距工作面60～200m范围内，按规定设置隔爆水棚。 8.4 防火措施 防止内因火灾： 1、通风安全科要定期对工作面回风流上隅角瓦斯、一氧化碳等有害气体含量及温度进行检查,搞好自燃发火预测预报,并认真做好记录,发现问题及时处理. 2、回采中，若发现煤壁有温度升高现象时，应停止作业撤至进风流中并及时向调度室或通风安全科汇报，由通风安全科安排专职人员检查该处二氧化碳、一氧化碳等气体含量，并组织人员探测内部温度状况，采取针对性措施后，方可进行作业。 3、工作面舍帮要经常洒水，防止矸石撞击产生火花，并能有效的防止自燃发火产生。 4、回采期间,工作面两巷支护要回收干净。及时派人冲刷巷道，清扫煤尘，消灭煤尘堆积。提高工作面煤炭回收率,减少采空区丢煤。 5、工作面下隅角老塘垮落不充分时，必须用编织煤袋围实或采用风布将漏风处挡严。 6、工作面回采结束后,回收工作面时通风队要派人撒阻化剂,回收结束后通风安全科必须在45天内对工作面进行密闭。 防止外因火灾： 1、井下严禁使用明火。 2、井下使用的汽油、煤油和变压器有必须装入盖严的铁桶内，由专人押运送至使用地点，剩余的汽油、煤油和变压器油必须运回地面，严禁在井下存放。 3、井下使用的润滑油、棉纱、布头和纸等，必须存放在盖严的铁桶内。用过的棉纱、布头和纸，也必须放在盖严的铁桶内，并由专人定期运送到地面处理，不得乱扔乱放。 4、井下清洗风动工具时，必须在专用硐室内进行，并必须使用不燃性和无毒性洗涤剂。 5、放炮员坚持“十不装药，十不放炮”原则，坚持使用黄泥封孔，杜绝放炮引燃瓦斯造成事故。 6、皮带司机和修理工，要认真负责，严防皮带跑偏而引起摩擦着火。 7、皮带机头、机尾前后10m范围内必须用非延燃性材料进行支护。 8、皮带机头必须配备完好的灭火器和灭火砂箱。 9、井下所有电气设备、电缆的选择、安装、使用、检修都必须遵守《煤矿安全规程》规定;电线、电缆的连接也要符合规定;在井下检修电气设备时，严禁带电作业。 8.5 防治水措施 1、由于该工作面为复采工作面，因此在回采期间要加强探放水工作，否则不得进行回采。 2、沿工作面每5m布置一个探水孔，探水孔深度不得低于10m，并且必须留有5m的回采超前距。 3、探水孔方向与煤壁垂直，坡度水平。 4、工作面下巷水沟必须保持畅通，临时水仓必须保证两台泵能够正常运转，一台备用。 5、下巷水仓内的淤煤要及时清挖，保证水仓有足够的容量。 6、当工作面出现淋水增大等透水预兆时，要停止工作面的回采，增加探放水孔数(由地测科根据现场情况进行设计)，钻探后确认无危险方可开始回采。 7、采面料场必须备有水槽60m(规格200×300mm)，6寸水管60m，4寸管路60m(含节头)，编织袋1000个，以备急用。 8、加强职工培训，提高职工防治水意识，若发现有透水征兆或透水时，现场采取有效措施并准确判断水情及时报告调度室，水情严重时全员沿避灾路线撤出灾区。 8.6 避灾路线 1、火灾及爆炸事故发生时：工作面→12022下付巷→车场→副斜井→地面; 处于12022上付巷外段的人员：12022上付巷→车场→副斜井→地面; 2、水灾撤退路线：工作面→12022上付巷→车场→副斜井→地面 处于12022下付巷外段的人员：12022下付巷→车场→副斜井→地面 8.7 救灾措施 当工作面发生上述灾害时，施工人员要保证头脑清醒，由在场负责人组织人员按避灾路线迅速撤离危险灾区，并立即就近向调度室汇报灾害地点、范围大小、灾情大小，并立即切断电源。同时，在保证现场人员安全的情况下，尽可能利用现有的设备和工具消除灾害，如不能消除灾害，应由班组长或有经验的老工人带领下按避灾路线撤离灾区。并及时设法通知事故将要波及区域的人员撤离至安全地点。 9 工作面安全技术措施 9.1 现场管理制度 (1)工作面所有人员必须认真坚持现场交接班制度，交设备、交质量、交安全。 (2)跟班队长和班长必须交清本班的安全生产情况及存在的问题，对问题的处理提出建议和意见。 (3) 机电人员认真填写设备运行各项记录。 (4)支架管理工每班做好失效支架更换工作，对当班支架认真清点，严防丢失，认真填写当班支架管理记录，和下班支架管理工现场交接支架情况。 (5)工程管理人员必须严格按队工程质量管理制度对当班作业人员工程质量逐棚进行考核，消灭不合格工程，认真填写工程质量交接记录，现场和接班工程管理人员交清接明工程质量情况。 9.2 工作面顶板管理安全技术措施 1、采煤工作面所有人员必须认真学习《煤矿安全规程》、《操作规程》和工作面《作业规程》。 2、开工前，认真检查工作面工程质量，处理各种不安全隐患，为回采做好各项准备工作。要对所有支柱实行单枪多次注液，工程质量验收员应随身携带压力表，对工作面支柱初撑力进行测试，确保初撑力达到要求，支柱稳定。 3、加强采面支柱的初撑力管理，跟班队长、班长亲临现场，督促职工搞好放顶前二次注液工作，确保中排柱单体柱初撑力达到55KN以上，中排柱注液后，及时对舍帮、煤墙柱均衡补液，严禁有空载支柱。 4、工程管理人员及时调整采面棚距，严禁出现旋棚。保证顶梁不歪不旋成对使用。打顶要严密，每棚椽子不少于8根，荆笆搭接长度不小于100mm。严禁出现0.7m以上大棚距和0.4m以下小棚距，保证棚距均匀，保证工作人员退路畅通。 5、严格控制煤墙炮眼装药量，严禁放大炮，严防工作面煤墙片帮、脱耳及空顶现象，确保梁头抓帮。放炮后,及时移梁护顶,顶板要用荆笆、椽子打紧背牢,减少空顶时间。支架顶部煤体破碎时,严禁放高炮,应先掏梁窝移梁护好顶再放底炮,刷帮站上煤墙柱,并打严煤帮。若顶煤特别破碎时,应停止放炮,采用手镐落煤。 6、煤墙较活时或片帮超过0.3m，必须进行超前移梁护顶，即在放炮前提前拔梁，顶帮打严打实，然后再放底炮，进行正常回采。 7、工作面梁拔通后进行放顶时，严格按照自下而上的顺序进行，老塘侧必须用荆笆、椽子打严。 8、机道梁端冒落高度不大于200mm，否则，必须用坑木背实，工作面控顶范围内，顶底板移近量，按采高不大于100mm/m，严禁顶板出现台阶，采面采高最大不超过2.0m，最小不低于1.6m。 9、严格执行敲帮问顶制度，敲帮问顶时，应从有支架的地点开始，由外向里，先顶部后两帮依次进行。放炮后，应及时剔掉顶帮活煤。严禁空顶作业，每一名职工都必须认真检查自己的工作场所，发现问题及时解决。 10、加强单体柱管理，采面消灭失效柱，严禁出现空载柱，保证支柱的完好性。 11、验收员要坚持班班拉线，逐棚验收，消灭不合格工程。 12、运输巷刮板运输机机尾不准拖后放顶线过长，溜子不准超过两节，必须及时掐溜子。放顶回撤时，人员必须站在安全区域。 13、采面移刮板运输机时，跟班队长、修理工、跑场人员都应亲临现场，严禁挂场人员私自移，工作面刮板运输机司机集中精力，发现情况必须及时停机，弄清处理后，方可开机，保证移溜安全。 14、采面同一作业场内放顶与采煤不准平行作业。 15、机头4mπ型钢梁下尾巷抬口棚，都应及时迈步前移，前移后，抬口棚都应接顶，不接顶处，必须用木楔背实背紧，单体柱升紧升牢，初撑力必须达到50KN以上。 16、单体柱初撑力：中排柱≥55KN，煤壁及老塘侧单体柱≥30 KN。每对棚必须站齐5根柱，严禁缺柱，支柱打成直线(迎山有力，迎山角按煤层倾角的1/6～1/8打设)。严禁出现连续3根以上迎山角不合格现象，支柱应站实底上，压力较大的区域必须穿柱鞋，保证支架的稳定性。 17、工作面所有支柱必须设置有足够强度的防倒链，防倒链每根支柱各一根，在切巷和上下付巷坡度超过10°地段,要根据现场情况加打抬棚,防止支柱倒柱伤人。 18、料场备足够的备用支护材料：坑木不少于20根，钎椽不少于100根，荆笆不少于300块，椽子不少于300根，单体液压支柱及π型梁不少于工作面使用量的10%以备急用。料场距工作面不超过200m。 19、在推进过程中可能会遇到破碎带，过破碎带时要加强顶板管理，柱下穿大木鞋，单体液压支柱要进行二次补液。 20、如工作面压力大,可根据情况套棚,或打上正、反抬棚(抬棚采用坑木配合单体柱,坑木直径不小于160mm)。 9.3 单体柱、π型钢梁及液压系统安全管理措施 1、单体柱必须进行编号管理，工作面不准出现闲柱、多柱、少柱及失效柱现象，存在时及时处理。 2、工作面两巷备用单体柱，备用π型钢梁码放整齐放在20m以外，宽敞地点，单体柱严禁倒立。 3、回柱时不得随意敲击油缸、活柱和三用阀,以防损坏密封和镀铬层,回出的支柱要全部卸载,不得出现空载支柱。 4、坏柱要及时运到上付巷的固定地点码放整齐,并挂上标志牌,当损坏柱达到30根时及时升井。 5、π型钢梁必须成对使用，严禁出现独梁，每对棚的两根 π型钢梁之间的距离不得超过50mm。 6、拔移π型钢梁时，必须按规定顺序，先主梁后副梁，严禁乱拔。 7、梁拔够数，梁头成一直线，拔梁位置误差不超过100mm，舍帮梁头不准撇梁头过长(正常0.1m)，严禁超过200mm。 8、拔梁前舍帮必须挡好门，挡门高度不低于1.4m。 9、工作面出现变形π型钢梁及断π型钢梁时，必须及时更换，严禁使用损坏π型钢梁。 10、对支架注液前要先用注液枪冲洗阀嘴,然后将注液枪插入三用阀中用缩紧套连接好,操纵手把向支柱供液,支柱升紧后,松开手把,再重复一次,保证支柱初撑力符合要求。 11、对支柱注液结束后,要把注液枪挂在支柱手把上,严禁乱仍乱放。 12、发现注液枪漏液、手把不灵活或手把握紧后,压力小、升注缓慢,要立即更换注液枪;发现液压管路漏液,要立即处理。 13、不得用注液枪敲打其他物件,以免损坏注液枪。 9.4 工作面两巷超前支护要求、两巷超前替棚安全技术措施 (一)、工作面两巷超前支护要求 1、距工作面10m以内上、下两巷必须打双台棚支护，分别支在巷道的两帮，10～20m打单台棚支护，支在靠采面一侧。 2、用铰接顶梁支护时必须保证一梁一柱;用长梁支护时必须保证一梁三柱，对接支护，必须使用防倒链。 3、超前支护段单体柱初撑力不低于50KN。底板松软时，必须穿柱鞋，替棚空顶时，必须采取措施将顶背实。超前支架与原巷道顶梁接实，不实处用木楔背实。 4、上、下两巷超前支护段高度不低于1.8m，支架完整无缺，有0.7m宽的人行道。 (二)、两巷超前替棚安全技术措施 1、两巷替棚工作必须指派经验丰富的老工人操作，替棚必须2人以上同时作业，并有专人“观山”，严禁1人单独操作。 2、替棚前,应超前对巷道进行短钻孔动压柱水,促使巷道顶、帮煤体锈结。 3、替棚时要逐棚替换,必须坚持“先套后回”的原则，一次只准动1棚，严禁同时动多棚。 4、所架设支架棚距为原棚距,保证顶平帮直,支架牢固有力。并用荆笆、椽子打好帮顶，严禁空顶空帮。 5、每班替棚必须仔细检查前后支架及顶板，有露顶等不安全因素时，必须先处理不安全因素，然后再替棚。替棚时顶板较活处要用钎椽超前护顶,然后在套棚,帮煤较活时要及时站柱闭帮,严防帮顶煤体冒落。 6、下顺槽替棚,严禁将物料放在运输设备上。 7、上下顺槽替棚处,替棚工和当班电工要对电缆进行妥善维护,严防挤压和拉坏电缆。 8、替棚后要及时架设两道抬棚,抬棚采用π型钢梁配单体柱支设。顶不平时用木鞋或背楔背紧,保证接顶。支柱下站木鞋,防止支柱钻底。 9、替棚后浮煤杂物及时清净，巷道净高不小于1.8m。替换掉的矿工字钢要搬运出工作地点100m以外的指定位置码放整齐，严防影响运输、行人及通风，保证两巷退路畅通。 10、如工作面上、下两巷回采底煤较厚时，要采取背杆落巷措施，提高资源回收率。 11、要经常对替棚后的支柱进行检查、二次注液,发现卸载、漏液及时更换。 9.5 工作面两尾巷回收安全技术措施 1、下顺槽溜子及时掐掉，尾巷及时回收，不许拖后放顶线过长，其错后长度不得超过2m, 溜子槽原则上一节一掐，最长不超过2节。放顶回撤时，人员必须站在安全区域。 2、回收尾巷时，靠近工作面侧(即上帮)木梁上要打好顺山棚柱、闭好帮，严防片帮、冒顶埋压溜子机尾，影响设备检修。 3、对上、下顺槽尾巷不实的空间，要用编织袋装煤填实堵严，严防两尾巷瓦斯局部聚积。 4、在两尾巷回收时，跟班队长必须现场指挥作业，指派有技术的老工人担任回收工作。并安排专人“观山”，确保回收安全。 9.6 爆破安全技术措施 1、采面采用“双排三花眼”布置炮眼，顶底眼装药量、一次起爆长度，要严格按规定执行，在煤层松软地段，可由跟班队长、班长、放炮员视煤墙情况调整顶底眼位置,适当减少装药量降低一次起爆长度。 2、爆破人员必须由经过专门培训，熟悉爆炸性能和《煤矿安全规程》规定考试合格的人员担任，并持证上岗，严格执行“一炮三检制”及“三人连锁放炮制”。 3、使用手动式风钻打眼，串联一次起爆;不准一次装药，分次放炮。 4、打眼前，必须检查顶底板及支架的完好情况，发现问题及时处理。当工作面风流中瓦斯浓度达到0.5%时，必须停止用风钻打眼，放炮地点附近20m范围内风流中瓦斯浓度达到0.8%时，严禁放炮。电动机或其开关安设地点附近20m以内风流中的瓦斯浓度达到0.8%时,必须停止工作,切断电源,撤出人员,进行处理。 5、打眼前，根据煤岩性进行布置钻眼，按爆破图表规定的爆破参数进行，当地质条件变化时，组长可与放炮员，结合实际情况确定眼位、药量等爆破参数，打眼装药不得同时进行。 6、打钻时，必须由当班班长、技术员在现场指挥，负责观看顶底板、煤壁、钻孔及瓦斯变化情况，发现问题及时处理。 7、严格执行“一炮三检制”放炮员必须认真填写放炮卡。 8、电雷管必须有爆破工亲自运送，炸药应由爆破工或在爆破工监护下由其它人员运送。 9、使用三号煤矿水胶乳化炸药和毫秒电雷管。使用毫秒延期雷管时最后一段的延期时间不得超过130ms，不得隔段使用。炸药、雷管应分别装在木质的容器内并加锁，严禁将爆破材料装在衣袋内。领到爆破材料后，应直接送到工作地点，严禁中途逗留，严禁将爆破材料存放在井口房、井底车场或其它巷道。 10、在交接班人员上下井的时间内，严禁携带爆破材料人员沿副斜井上下。 11、炸药、雷管箱必须放在顶板完好、支架完整、避开机械、电气设备的地点，爆破时必须把炸药箱放在警戒线以外的安全地点。 12、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。 13、装配引药时，必须在顶板完好、支架完整、避开机械电气设备和导电体的工作地点附近进行，严禁坐在爆破材料箱上装配引药。装配引药数量按照当地实际情况和爆破说明书规定的数量适当增减。 14、装配引药时，必须由药卷顶部装入，严禁用电雷管代替竹、木棍扎眼。电雷管必须全部插入药卷内，严禁将电雷管斜插在药卷的中部或捆在药卷上。电雷管插入药卷后，必须用脚线将药卷缠住，并将电雷管脚线扭结成短路。 15、装药前，首先必须清除炮眼内的煤粉或岩粉，再用木质或竹质炮棍将药卷轻轻推入，不得冲撞或捣实。炮眼内的各药卷必须彼此密接，有水的炮眼，应使用抗水型炸药。 16、放炮前后在放炮地点附近30m内必须洒水降尘。 17、装药后，必须把电雷管脚线悬空，严禁电雷管脚线、爆破母线与运输设备、电气设备以及采掘机械等导电体相接触。 18、炮眼封泥应用水炮泥，水炮泥剩余的炮眼部分应用粘土 炮泥或用不燃性的、可塑性松散材料制成的炮泥封实。严禁用煤粉、块状材料或其他可燃材料作炮眼封泥。 19、无封泥、封泥不足或不实的炮眼严禁爆破，严禁裸露爆破。 20、采掘工作面控顶距离不符合作业规程的规定，或者支架有损坏，伞檐超过规定者严禁放炮。 21、在爆破地点20m以内，未清除的煤、矸或其他物体堵塞巷道断面1/3以上者严禁放炮。 22、炮眼内发现异状、温度骤高骤低、有显著瓦斯涌出、 煤岩松散、透老空等情况时严禁放炮，并立即汇报调度室。 23、工作面风量不足时严禁放炮。 24、爆破前，必须对机械、支架、管路和电缆等进行保护或将其移出工作面。 25、爆破前，班组长必须亲自布置专人在警戒线和可能进入爆破地点的所有通路上担任警戒工作。警戒人员必须在安全地点警戒。警戒线处应设置警戒牌、栏杆或拉绳。 26、爆破母线和连接线、电雷管脚线和连接线、脚线和脚线之间的接头必须相互扭紧并悬挂，不得与轨道、金属管、钢丝绳、刮板输送机等导电体相接触。 27、放爆器的把手、钥匙，必须由爆破工随身携带，严禁转交他人。不到爆破通电时，不得将把手或钥匙拔出，摘掉母线并扭结成短路。 28、爆破前，脚线与母线的连接工作可由经过专门训练的班组长协助爆破工进行。爆破母线连接脚线、检查线路和通电工作，只准爆破工一人操作。 29、爆破前，班组长必须点清人数，确认无误后，方准下达起爆命令。 30、爆破工接到起爆命令后，必须先发出爆破警号，至少再等5s，方可起爆。 31、在遇到顶底岩松软，不能采取放炮作业时只能使用手镐作业，并采用前探梁支护。 32、放炮撤人距离规定：放炮时，工作面回风流中作业人员必须撤到上副巷风门外新鲜风流中，下副巷撤到距切眼外100m外，上下警戒点派专人把守。装药的炮眼要在当班爆破完毕。特殊情况下，当班留有尚未爆破的装药的炮眼时，当班爆破工必须在现场向下一班爆破工交接清楚。 33、爆破后，待工作面的炮烟被吹散，爆破工、瓦斯检查工和班组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、残暴等情况。如有危险情况，必须立即处理。 34、通电以后拒爆时，爆破工必须先取下把手或钥匙，并将爆破母线从电源上摘下，扭结成短路，至少等5min后，才可沿线路检查，找出拒爆的原因。 35、处理拒爆、残爆时，必须在班组长指导下进行，并应在当班处理完毕。如果当班未能处理完毕，当班爆破工必须在现场向下班爆破工交接清楚。 36、处理拒爆时，必须遵守下列规定： (1)由于连线不良造成的拒爆，可重新连线起爆。 (2)在距拒爆炮眼0.3m以外另打与拒爆炮眼平行的新炮眼,重新装药起爆。 (3)严禁用镐刨或风管吹等方法从炮眼中取出原放置的起爆药卷或从起爆药卷中拽出电雷管。不论有无残余炸药，严禁将炮眼残底继续加深;严禁用打眼的方法往外掏药;严禁用压风吹拒爆(残炮)炮眼。 (4)处理拒爆的炮眼爆炸后，爆破工必须详细检查炸落的煤、矸，收集未爆的电雷管。 (5)在拒爆处理完毕以前，严禁在该地点进行与处理拒爆无关的工作。 37、放炮后必须及时移(主)梁护顶、站柱，并用竹笆、椽子进行打顶蔽帮。 38、工作面煤质发生变化时，需增加腰眼和底眼改变原炮眼布置方式或增减药量时，必须补充安全措施。 39、始终坚持炸药、雷管领退制度，必须把当班没用完的炸药、雷管退回到发放硐室内。 9.7 通风管理措施 1、保证两巷清洁卫生，清除浮煤杂物，保障足够的通风断面。 2、通风安全科要做好风量调整工作,加强对进、回风的测定,保证风量满足要求,同时,根据工作面日常瓦斯变化情况及时调整风量。 3、瓦斯检查员及安检员要始终坚持原则，有权制止一切违章现象，遇到重大问题(瓦斯超限情况等)，除现场采取有效措施外，应及时向调度室、通风安全科等有关部门汇报。 4、通风设施完好，符合《煤矿安全规程》要求，风门必须联锁,人员通过风门时，必须随手关门，严禁两道风门同时打开。严禁有破坏通风设施的现象 5、在回采过程中,若发现工作面风量减小或停风,要立即停止作业迅速将人员撤到有风地点,并报告调度室。 9.8 机电设备管理安全技术措施 1、特殊工种必须持证上岗，严禁无证操作，严格遵守岗位责任制和操作规程。并严格执行交接班制度, 接班后必须对设备进行全面检查，发现问题及时处理。 2、电工对自己岗位范围内的电气设备要做到会使用，会保养,会排除故障。 3、严禁带电移动、检修电器设备。对机电设备检修时，必须先用便携仪检查设备附近瓦斯情况，在瓦斯浓度小于0.5%时，方可打开设备检修,并在停电设备上悬挂写有“有人操作, 不准送电 ”的停电牌,并有专人监视。 4、所有电器设备要上架上板,供电电缆应按规定悬挂整齐,严禁堆放、缠绕、挤压和砸埋。 5、跟班机电工每班要对所管辖的电器设备进行巡回检查。确保电器设备完好,杜绝失爆。 6、工作面刮板运输机要保证不缺刮板,与下顺槽刮板运输机搭接合理，高度不低于0.3m。底链不拉回头煤，刮板运输机要做到平、直、稳、正、牢，保证正常运转。每部刮板运输机机头处都至少设计一个掏槽眼，机头、机尾、点柱分别用两根直径不小于150mm的新圆木打设牢固，刮板运输机停时不放炮，不攉煤，严防压死刮板运输机。 7、皮带运输机坚持使用各种保护装置，吊挂良好，不跑偏，撑架、托辊齐全完好，皮带巷浮煤清净，各转载点前后5m保持畅通，保证设备正常运转。 8、严禁皮带及刮板运输机溜运物料，严禁人员乘坐皮带和刮板运输机。 9、液压泵站压力必须达到18MPa以上，乳化液浓度不低于2%～3%。液压系统完好，有漏液情况应立即更换密封圈或液压管，有现场配比和检查手段。泵站司机上岗必须携带浓度计，经常检查乳化液浓度，确保达到规定数值。 10、严禁使用国家明令禁止或淘汰设备。 9.9 运输管理措施 1、工作面及下付巷里段采用SGB-420/40x型可弯曲刮板运输送机运煤，下付巷外段运输采用SD-650型皮带输送机运煤。 2、设备司机都应持证上岗，必须熟记操作规程和岗位责任制及交接班制度。 3、运输司机应做到“四勤”，即勤检查、勤修理、勤注油、勤清理，保证设备完好运行。 4、运输机司机操作时，必须按照操作规程执行，严禁非专职人员开动设备。 5、机修工经常检查运输设备的运行情况，坚持现场交接班制度，交完好设备。 6、采面及下付巷溜子必须派专人掏回煤坑。 7、皮带运输机头必须安装灵敏、可靠、有效的随机保护，保证安全运输,“五小”电器必须上板。 9.10 其它方面 1、作业人员必须佩戴安全帽，随身携带自救器和矿灯，严禁携带烟草和点火物品，严禁穿化纤衣服，入井前严禁喝酒，休息好，精力旺盛，井下严禁睡觉。 2、当采面遇到地质条件变化，以及其它本规程没有涉及的情况时，应立即制定临时措施或修改补充《回采作业规程》。
