蔡家山煤矿采区设计毕业论文.doc 38页

'蔡家山煤矿采区设计毕业论文目录第一章采区地质情况…………………………………………………8（一）采区位置、范围及其与邻近采区的关系…………………8（二）煤层赋存情况及顶底板特征………………………………8（三）采区地质构造………………………………………………10（四）瓦斯、煤尘、自燃发火等情况……………………………10（五）水文地质特征………………………………………………10第二章采区储量、生产能力和服务年限……………………………11（一）采区储量……………………………………………………11（二）采区生产能力………………………………………………11第三章采区巷道布置………………………………………………13（一）采区主要参数的确定………………………………………13（二）采区巷道布置………………………………………………38 13（三）采区车场设计…………………………………………13（四）采区灾害预防措施…………………………………………第四章回采工艺……………………………………………………22（一）工艺设计……………………………………………………22（二）采区供电系统…………………………………………（三）各种图表……………………………………………………28第五章采区主要技术经济指标……………………………………32第一章采区地质情况（一）采区位置、范围及其与邻近采区的关系蔡家山煤矿21采区位于二水平2石门至3石门之间，走向长度为200m，上部为断层带，深部为未采动区。该工作面落底标高为+70m，风巷标高为+130m，垂深为60m，倾向长度为120m。坡度为25度。本采区地面为丘陵地貌，沟谷不深，地势起伏较大，地表排泄条件较好。在开采中主要注意断层水。在掘进快到断层时，我们将用电煤钻打眼探水，严格按“先探后掘”的方针作业。（二）煤层赋存情况及顶底板特征1、含煤地层38 本采区地层为测水组，分上、下两段。上段中下部含煤1组，一般1—2层，最多达4层，厚0—2m，一般厚度0.5m，绝大部分不可采，无工业价值。下段含煤4层，即3、5、6、7煤层。2、可采煤层本采区内主要可采煤层为3煤、5煤层。3煤层：位于测水组下段顶部，顶板即为上、理段分界之石英砂岩或细砂岩，底板多为泥岩或砂质泥岩。与反龙炭间距达10m，与5煤层间距5m左右。煤层结构较为复杂，煤层常呈煤组出现，一般1—2层。夹矸以炭质泥岩为主，泥岩、砂质泥岩次之。本采区厚度变化较大，厚0—8m，平均煤厚1.6。属较稳定型煤层。3煤层：黑色，多呈磷片状及粒状，具镜煤条带，为半光亮型煤，容重为1.44t/m3。煤层倾角为15—30度，平均为25度。4、三煤顶板：属灰色至黑色，中厚层状砂质泥岩，粉砂岩，厚为1.5m，老顶为石英砂岩，厚为7~12m。5、三煤底板：伪底为泥炭质泥岩黑色，厚为0.2m，鳞片状，直接底为砂质泥岩灰白色，厚度为0.3~22m，含植物化石，从北往南煤厚有变薄趋势。煤层赋存概况表层名可采层厚m容重（t/m3）围岩性质煤层倾角（度）层间距离（ｍ）顶板底板3煤0.5—8１.４４7222555煤0.5—4１.４４52125538 煤层及顶底板岩层综合柱状图（三）采区地质构造矿井处于中连井田中部，地层走向总体为南北方向，倾向向西，倾角为12~30度，为单斜构造。断裂构造主要有光大湾正断层及其分支蔡家山正断层，蔡家山正断层自北向南纵贯矿井。致使3煤层部分断失，煤层赋存受到一定程度的破坏，矿井北部有光大湾正断层通过，造成北部3煤层部分断失。但本采区蔡家山正断层沿走向横贯采区的上部，只有几处小的断层。对本采区开采无大的影响。本采区内没有火成岩侵入或煤层塌陷的现象。（四）瓦斯、煤尘、自燃发火等情况据通风部门资料分析，瓦斯较少其绝对瓦斯涌出量为1.1立方米/min38 ，煤层无突出危险，煤尘无爆炸危险，煤层也无自燃倾向的现象发生。（五）水文地质特征本采区地面为丘陵地貌，沟谷不深，地势起伏较大，地表排泄条件较好。本采区含水体主要为上部边沿的断层水和三煤顶板砂岩裂隙水，涌水量一般为每小时２立方左右，对本煤层开采无大的影响。第二章采区储量、生产能力和服务年限（一）采区储量１、矿井可采储量计算的原则根据《资源储量报告》，截止2006年底蔡家山井田范围内保有资源储量28万吨，为122d类，这部分储量减去永久煤柱均为设计利用储量。设计利用储量减去其它煤柱和开采损失后，即得到矿井可采储量。２、资源储量利用指标根据有关规定，利用资源储量工业指标为：煤层最低可采厚度0。6m，最低发热量12.5mj/kg，最高可采灰分40%。３、采区可采储量表如下：38 块段号煤厚走向长倾向长平均倾角容重回采率可采储量３煤2200m120m25度1.4495%69120５煤1.9200m120m25度1.4495%65664合计134784根据上表计算，该工作面可采储量为134784吨，在生产过程中必须加强现场管理，努力提高资源回收率。（二）采区生产能力1、采区生产能力的确定根据本工作面的设计，本工作面有3煤和5煤可采煤层，本采区生产能力为：3万吨/年。2、采区服务年限采区服务年限=可采储量/设计生产能力×储量备用系数矿井已生产多年，生产证实3煤层较稳定，储量备用系数取1.3。则采区服务年限为：3.456年。第三章采区巷道布置（一）采区主要参数的确定采区斜长及走向长21采区走向长为200m，倾斜长为120m，本采区落底标高为+70m。（二）采区巷道布置38 21采区范围内有2层可采煤层（3煤、5煤），煤层平均厚度分别为2m1.9m，倾角平均为25度。该采区走向长200m，采区垂高60m。根据采区煤层赋存条件，21采区主要准备巷道布置在5煤底板岩层中，设轨道上山、回风上山两条上山。暗主斜井替代21采区轨道上山，轨道倾角为28度，装备JTKB1.2×1.0-31.5型绞车，担负采区的提升、进风、行人任务。回风上山倾角36度，担负采区的回风任务。轨道上山和回风上山通过煤层顶板绕道连接。轨道上山通过中部车场与3煤层连接，回风上山通过回风联络巷与3煤层连接。采区准备时首先掘进回风上山、+130m回风石门与+145m煤层运输巷联通，形成回风系统，然后开掘+70m中部车场、顶板绕道及回风联络巷，揭开3煤后，沿煤掘进工作面运输巷、开切眼，利用+145m煤层运输巷作为首采工作面回风巷，形成采区生产系统。（三）采区车场设计采区上部车场:采区上部车场基本形式有平车场丶甩车场和转盘车场三类。上部平车场又分为顺向平车场和逆向平车场。上部车场线路布置（1）采区上部车场的线路布置可采取单道变坡方式。当采区生产能力大，采区上山作主提升;下山采区的上部车场和接力车场的第二车场运输最大，车辆来往频繁时，也可采取双道变坡的线路布置方式。38 （2）采区上部车场曲线半径和道岔按表规定选择。名称非综采采区综采采区曲线半径（m）平曲线6~1212~20竖曲线9~15道岔根据提升量的大小选用4号和5号（3）采区上部车场曲线半径和道岔可参照中部车场选择。（4）存车线有效长度应符合下列规定:1、上山采区上部车场、出车采用小型电机车牵引时为1列车长;其他牵引为2~3钩串车长;2、下山采区上部车场为l列车长加5m;上部平车场线路坡度(1)单道变坡和不设高低道的双道变坡道坡度3‰—5‰向绞车房方向下坡。(2)上山采区上部车场水沟坡度以3‰—4‰向上山方向下坡(3)下山采区上部车场以3‰—4‰向运输大巷方向下坡。设高低道的双道变坡轨道坡度(1)高道度为9‰—11‰;(2)低道坡度为7‰;(3)高、低最大高差不宜大于O.6m。根据对采区围岩情况及采取运输量的综合考虑，采区上部车场宜采用单向甩车场，上部甩车场使用安全、方便可靠丶效率高,劳动量少，可减少工程量。但需加强对绞车房的通风管理。采区中部车场38 采区中部车场基本形式有:甩车场、吊桥式和甩车道吊桥式车场类。当上(下)山倾角小于和等于2O度时，应采用甩车场;当上(下)山倾角大于2O度时，也可采用吊桥式或甩车道吊桥式车场。中部车场线路布置(1)甩车场的线路布置可分为单道起坡和双道起坡两种，一般情况下，宜采用双道起坡。(2)双道起坡甩车场的道岔布置，可采用甩车道岔和分车道岔直接相连接。分车道岔可采用向外、向内分岔的布置方式，围岩条件好、提升量大时，可采用内分岔的布置方式。（3）甩车场平、竖曲线位置有以下三种布置方式，一般可采用前两种布置方式。1)先转弯后变平，即先在斜面上进行平行线路连接，再接竖曲线变平，平、竖曲线间插入不少于矿车轴距1.5—2.0倍的直线段，起坡点在联接点曲线后。2)先变平后转弯，即在分车道岔后直接布置竖曲线变平，然后再在平面上进行线路连接，起坡点在联接点曲线之前。3)边转弯边变平，平、竖曲线部分重合布置。中间轨道巷牵引方式主提升辅助提升小型电机车1.5列车1.0列车’0.9Mt/a以上采区为1.5列车小绞车3~4钩中巷串车2~3钩中巷串车无级绳3~4钩上山串车2~3钩上山串车人推车3~4钩上山串车2~3钩上山串车38 薄及中厚煤层采区，轨道上山布置在煤层中，宜采用双向甩入式中部车场。采区下部车场采区下部车场包括采区装车站和轨道上山下部车场两部分。其相对位置根据采区巷道布置及调车方式确定。当轨道上山作主要提升或运输大巷用胶带输送机运煤时，都不设采区装车站。因此，这两种情况只有轨道上山下部车场。采区下部车场的基本形式，根据装车点的不同分为大巷装车式、石门装车式、绕道装车式及轨道上山作主提升的下部车场。1、采区绕道形式:大巷装车式中的轨道上山跨越运输大巷的绕道形式有:立式绕道形式、卧式绕道形式、斜式绕道形式。大巷装车式中的轨道上山不跨越运输大巷绕道形式有:立式绕道形式、卧式绕道形式、斜式绕道形式。石门装车式的绕道形式有:环行绕道形式、-卧式绕道形式。绕道装车式的绕道形式有:顶板绕道形式、底板绕道形式。底板绕道形式有单向绕道形式、三角岔单向绕道形式、环行绕道形式。顶板绕道形式有单向绕道形式。2、采区装车站设计线路设计:38 采区装车站的线路布置主要取决于装车站所在位置（大巷、石门、绕道）装车站的调车方式、底卸式矿车运输的井底车场形式以及有无矸石仓、煤仓个数等因素。采区装车站线路设计应符合下列规定:1、大巷采用固定式矿车列车运输时，装车站空、重车线存车线有效长度各l.25列车长，调车宜采用机械作业（调度绞车或推车机）2、大、中型采用调度绞车装，调车作业的装车站应集中操作，调度绞车宜设在煤仓中心线出车侧2—3m的壁笼中，壁笼尺寸可根据设备外形尺寸和便于人员操作确定。当巷道一侧能安设绞车时，可不设壁笼。3、当采用底卸式矿车列车运输时，装车站的布置形式应与井底车场的布置形式相协调，即井底车场的矿车卸煤线路是环形式，则采区装车站也应设环形绕道。井底车场采用折返式，则采区装车站也应用折返式的。其空、重车线有效长度各为1列车长加5m。坡度的确定：1、采用调度绞车或电机车调车时，装车站线路的坡度可与所在巷道的轨道线路坡度一致2、采用自动滑动的装车站，矿车自动滑行的方向朝向井底车场3、空车线自滑坡度终点应设置自动装置长度的确定：采区装车站的长度Ld系指从空车存车线端至重车存车先端（包括两端线路联接道岔仓库LK或LX）之间线路长度的总和。38 采区装车站的调车方式有四种：调度绞车调车、电机车调车、推车机调车和自动滑行调车。一般常用调度绞车调车和电机车调车。当固定式矿车运输时，常用调度绞车牵引整列车实现不摘钩连续装调车。当底卸式矿车运输时，由于装车站存车线不留底车，因此常用电机车牵引整列车进行不摘钩连续装调车。由于采区上山坡度为11度，周围围岩条件好，宜采用大巷装车底板绕道式下部车场。采区变电所设计根据本采区具体的地质构造条件及采取负荷情况，决定将采区变电所布置在轨道上山和运输上山之间，使之满足生产需求和安全需求。本采区变电说内采用“一”形布置。变电所硐室长10m,宽3.6m，高3m，硐室地面高于临近巷道底板200mm，用100号混凝土铺底，厚度为100mm。硐室地面设3‰的坡度，以便向外排水。硐室两端各设一个出口，在通道5m的范围内使用不燃性材料支护。硐室与通道的联结处，设防火栅栏两用门。防火栅栏两用门的挡墙用100号混泥土砌筑设有两个通风道德采区变电所，一个用于进风，一个作为回风，通道宽度以能通过最大件设备及安装标准防火栅栏两用门为原则，取2m.硐室断面为半圆拱形，用混凝土砌筑，硐室内高压和低压设备分别布置在硐室两侧，其间过道为1m硐室内主行人道为1.3m。采区绞车房设计一般规定及要求38 绞车房的位置应选择在围岩坚硬的薄及中厚煤层或顶，底板岩层中，避开大的地质构造和较大的含水层以及有煤与瓦斯突出危险的地方，同时考虑不受正常开采活动的影响。绞车房与相邻巷道间的岩柱或煤柱一般不小于6——10m。绞车房要保持良好的通风条件，室内温度不得超过30度。绞车房硐室设计应满足机械电气设备的运输丶安装和检修的要求，绞车房硐室设计应考虑防火、防水和防潮措施，室内不应有滴水现象。滚筒直径为2m的绞车房，电气设备应与操作室隔开。综上，根据本采取具体的条件，决定将绞车房硐室布置在煤层中，绞车房与相邻巷道间的煤柱定位10m。绞车房设置两个出口，一是钢丝绳通道，根据绞车最大件的运输要求，宽度为2500mm;另一是通风道，宽度为1200mm。绞车房硐室高度应根据安装和检修起吊设备的高度来确定，一般为3—4.5m。硐室高度H可用下式计算：H=h1+h2+h3+h4+h5式中h1----部件距地板高度，mH2----部件起吊高度，mh3----起吊葫芦长度，mh4----工字梁高度，mh5----工字梁距拱顶高度，m,一般取200——500mm.起重设施可用起重梁，起重梁用I20~I30工字钢，安装时将工字钢插入壁内300——400mm。38 硐室地面应高出临近巷道底板100——300mm，用100号混泥土铺底并设3‰的向外流水坡度。硐室主要尺寸绞车基础前面和右侧与硐室壁的距离以能在安装或检修绞车时运出电动机为准。绞车的后方应在布置电气设备后，便于绞车司机操作活动，并能在司机后面通过行人。绞车左侧与硐室壁的距离，可按行人方便考虑。JT型采区绞车房硐室主要尺寸见表7——3表7——3采区绞车房主要尺寸（mm）绞车型号宽度高度长度断面左侧人行道右侧人行道净宽自地面起墙高拱高净高前面人行道宽后面人行道宽净长JTKB1200x1000—31.570010505800120029004100120015607600半圆拱绞车房的支护38 绞车房选用不燃性材料支护，并用C15混凝土铺底。绞车房硐室的跨度和高度均较大，为了保证硐室有足够的强度和便于维护，决定采用锚喷支护。详见采区巷道布置及采掘机械设备图：（附后）主要生产系统如下：21工作面运煤系统：回采工作面——工作面运输巷——+70m中部车场——暗主斜井——+145m接力车场——+145m水平井底车场——主斜井——地面矸石运输系统：掘进工作面——+50m水平运输大巷——+50m水平井底车场——暗主斜井——+145m水平井底车场——主斜井——地面。21工作面通风系统：新鲜风自主斜井——+145m水平井底车场——+145m接力车场——暗主斜井——+70m中部车场——+70m21工作面运输巷——21工作面——（乏风）+145m21工作面回风巷——144m至+240m回风斜巷——21采区风井——地面材料设备运输线路与原煤运输线路相反。1、机电设备配表：序号设备名称型号功率（千瓦）数量（台）使用地点1电煤钻SMZ—21.22工作面一台，备用一台38 2回柱绞车JH57.53机、风巷各一台，备用一台3液压泵372134回风巷一台、备用一台4探水钻112工作面一台，备用一人台5刮板运输机172工作面机巷6局部通风机FBCZ-6no14A112掘进巷一台，备用一台提升绞车JTKB1200-1000-31.5551暗主斜井2、设备的安装及维护要求：A、液压泵安装在+70m运输巷二石门前，液压泵必须派专人操作，经常维护，定期加油，乳化液浓度为2%~3%，液压泵机只能在工作面支柱进才能开启液压泵。B、电气设备必须符合“三无、四有、二齐、三全、三坚持”的要求，保证设备的完好性，严禁失爆。3、防尘系统：机巷防尘水的来源由地面水泵房——主斜巷——+70车场——+70运输巷——三石门煤斗——运煤巷——采煤工作面风巷防尘水的来源由地面水池——主斜巷——+70车场——+70运输巷——三石门煤斗——运煤巷——工作面下岩口装车点38 （三）采区灾害预防措施1、加强通风管理，经常对工作面风、机巷进行维护，风门及风帐随手关闭，确保工作面有效风量不少于230立方米/分。2、加强瓦斯检查，瓦斯员除做到“一炮三检”和“三人联锁放炮制度”外，还必须经常检查工作面风、机巷的瓦斯浓度，特别是工作面上隅角及采场内的瓦斯浓度，严格按《煤矿安全规程》规定的瓦斯安全浓度作业。3、坚持使用电煤钻综合保护，消除电气设备失爆现象。4、杜绝盲洞的产生，风巷尾的支架必须齐正工作面切顶线及时回收，机巷尾的支架落后切顶线不得超过1.3m。5、风、机巷各安装一台J75瓦斯监测报警仪，探头距煤壁10米，由瓦检员负责移置和保护，工作面机巷进风流中及工作面所有电气设备，工作面回风巷回风流中探头沼气报警指数为1%，断电指数为1.5%，断电范围为工作面回风巷所有电气设备；工作面机巷进风流中的探头沼气报警断电指数为0.5%，断电范围为机巷风流中及工作面所有电气设备。6、液压泵站设+133石门内，并在泵站处设置瓦斯检查点，液压泵司机必须等瓦检员检查完瓦斯浓度后，情况正常时才许开泵工作，液压泵司机必须严格按操作规程操作。7、严格执行矿及本规程顶板管理制度，及时回柱放顶，严禁乱采乱挖及超排采煤，做到一排未采通不得开采另一排，上下安全口必须超采一排，长度为2米。38 8、采煤队班（队）长必须每班测定单体的初撑力，初撑力达不到90KN，必须补液增压，软底必须穿鞋。9、严格执行敲帮问顶制度，每班进入工作面前，班（队）长必须首先对整个采场进行一次全面检查，确认安全后，方可通知其它人员进入工作面工作。10、工作面每个工作人员工作时，必须经常观察顶板，煤壁及支架稳固情况，发现隐患当班必须及时处理，当班不能及时处理完毕的，应在现场交接班，并将实情电告调度室。11、工作面靠煤壁三排支柱必须做到无失修、失效，顶梁开裂的现象，不合格的支柱必须及时外运修复，并按《安全规程》规定时间定期试压，保证支柱迎山、对山有劲，工作面靠煤壁三排支柱必须用粗麻绳进行整体联锁。工作面支柱必须紧靠煤壁支护，严禁出现空帮现象。发现失效单体时，必须及时补上，否则，严禁工作面生产，并撤出人员至安全地点。12、放炮前，加固工作面的支柱，放炮后，对工作面的支柱进行全面检查，发现歪扭、失效支柱必须及时更换加固。13、放炮前，打好密集支柱等特殊支架，工作面采煤与放顶必须间隔20米作业，必须严格控制煤壁爆破长度，工作面每次爆破长度必须控制在5米以内，发现煤壁松软，帮顶压力增大，只准挖采支架。14、工作面初期来压，周期来压时，必须加强工作面支护，增设特种支护。1538 、放顶前，首先观察好顶板动态，发现支架不迎山，必须先改正，并对放顶支架上方5米范围严密加固。16、对松软煤层必须及时打好贴帮柱、并用竹搭子配荆条棍或挡矸帘将帮卡好，防止煤层片帮，并背严顶板，当煤层松软时，工作面采煤严禁放炮，只许用手镐由上往下挖掘推进，必要进掏梁窝超前挂梁及时护顶。17、如工作面片帮严重，顶板裂隙掉渣时，应立即将采场进行加固，并撤出工作面多余人员，若来不及回固，必须将作业人员立即撤出至上下安全出口以外地点。并电告调度室处理。严禁冒险蛮干。18、工作面发生冒顶时，必须先对冒顶处睛下抬好棚子，打木垛加固好后，然后视其现场实际情况进行处理，一般情况下沿煤壁修通，如冒顶范围较大，情况复杂，应重新开切眼绕过冒顶区，但必须经生产技术部门同意，并在专门措施指导下进行施工。（具体措施届时编制）19、工作面过落差少于1米的倾向断层时，将工作面煤壁方向调整与断层倾向成30~45度的交角斜交推进，并在其上、下盘均打木垛或抬棚加固，沿断层面打上斜撑。20、工作面过落差少于1.5米的走向断层时，在其上，下盘打木垛或抬棚进行加固，并在断层面打上斜撑推进。21、工作面过落差大于1.5米的断层或煤层全部断时，应重新开切眼绕过压薄区及断层，此时放顶必须按初次放顶措施执行。22、工作面接近断层时，应加强工作面支护质量管理，加大支护密度，柱距缩小为500mm。38 23、工作面过破碎带时，采用∫梁成对布置，交替迈步前进加强支护，并加强背顶工作，以防漏顶。24、严格按爆破图表打眼，装药放炮，且放炮员必须由经培训取得放炮员合格证的专职放炮员担任。25、放炮地点设在距爆破地点100米以外的进风流中，放炮时，当班班长必须指派专人去回风巷距安全出口80米以外地点站岗，并撤出工作面内的所有作业人员至放炮地点以外的安全地点。26、严格执行“一炮三检”和“三人联锁放炮”制，放炮15分钟后，方可由班长、瓦检员、放炮员沿线检查，确认安全后，方可撤出警戒，通知其它人员进入工作面。27、放炮器钥匙必须由瓦检员随身携带，不得转交他人。28、放炮母线严禁出现明接头，其长度不少于100米，每次放炮后，母线两端必须扭接在一起，放炮母线不得与动力电缆敷设在同一排支柱上。29、工作面每次放炮和作业前，必须对液压泵及溜子的运转情况进行检查，存在问题及时处理，否则，严禁放炮。30、工作面放炮时，严禁从事其它任何工作，已装好的药眼当班必须放完，如当班不能放完的，放炮员必须在工作面现场同下一班放炮员交待清楚。必须做到分次装药、分次放炮。31、严格火药管理“三对口”制度，火药由放炮员专人班班自领自退和使用，并且分别装箱落锁，不得转交他人，严禁非放炮人员到火药库领火药。38 32、发现瞎炮，残炮必须严格按《煤矿安全规程》规定处理。33、炮眼封泥只准用黄泥，且长度必须符合本规程规定。34、坚持挂线采煤，要求支柱纵横成排成行，支柱迎山、有劲达到规定的初撑力。35、工作面单体配绞梁支护必须保证一梁一柱，单体初撑力达到90KN。36、严格工程质量回收制度，按本规程要求施工，做到队日检，班评估、矿旬检、公司月检以及矿质量动态检查，不合格的支柱必须及时返工调整。37、工作面初采时严禁反采。38、工作面除切顶线一排支柱外，所有支柱必须用麻绳整体联锁。39、溜子转载点，装车站装设喷雾装置，风巷距出口30米~50米内必须安装水幕。40、放炮使用水炮泥，放炮后利用高压胶管洒水防尘。41、个人佩带防尘口罩。42、严格按正规循环作业图表作业，各项工作必须有条不紊，严禁乱采乱挖。43、坚持八小时工作，严格交接班制度。44、严格保勤制度，合理安排劳动力，确保出勤率。45、加强机电设备的维护和运输调度管理，尽量减少对生产的影员。46、搞好工程质量，杜绝顶板事故。38 47、坚持做到“三捡四不上”，大于200mm的矸石必须丢入老塘或单独外运，严禁混入煤中。48、严禁打顶板眼，底板眼和矸石眼。49、工作面过压薄带或砂岩包，要尽量绕道避开不可采带。50、工作面放顶前，挂好挡矸帘，防止采面窜矸。51、严格执行矿原煤管理办法52、在工作面风巷、机巷准备10%的备用单体，〒梁10根，2立方米坑木，2车荆条，以及足够一大班使用的竹搭子和挡矸帘等备用。53、工作面所有多余材料存放距煤壁30~50米处，存放整齐，堆积高度不得超过巷道净高的1/3，并留有不少于0.7米宽的人行道，材料存放处必须支架完好、干燥。54、备用单体必须直立于巷道两侧，严禁倒立、摔砸或横倒于地上。55、加强工作面轨、机、风巷（包括承包区域的文明生产）的维护工作，每班进班时必须由班（队）长全面检查一次巷道内的安全状况，及时整改加固变形支架，处理好漏帮漏顶现象。56、2.5T电机车在运输时，必须严守操作规程，勤拉慢跑。拐弯处、道岔口必须发出警号，并减速慢行，防止机车掉道，伤人及撞倒巷道内的支架。57、主斜进坚持“行车不行人，行人不行车”制度。58、工作面如发生顶板事故时，人员必须按下列路线撤离：38 事故地点作业人员由21工作面——21石门——+70运输巷——+70井底车场——地面59、发生瓦斯事故时，人员由新鲜风流方向撤退：事故地点作业人员由21工作面——21石门——+70运输巷——+70井底车场——地面60、发性涌水事故时：事故地点作业人员由21工作面——采区回风巷——矿回风上山——+240m总回风平巷——地面61、工作面发生事故时，当班班（队）长应立即组织人员按上述路线撤退，并就近将事故情况汇报调度室，以便及时采取措施处理。供电1、接地极必须安全可靠。严禁井下配电变压器中性点直接接地，设备选用应符合安全规程；不得带电检修，搬迁电器设备。检修时，应切断电源，用电笔检验，无电后，检查瓦斯浓度1%以下时，方可对地放电。开关把手处在断电闭锁位置，并挂“有人工作，不准送电”牌，设专人看守。检修完接通知后才能送电。2、由专职人员操作电气，127伏煤电钻操作手柄和工作中接触部分必须有绝缘的良好。3、易碰到的电器设备及外露的传动部分，必须加护罩，防止碰撞危险。4、电气设备不应超过额定值，电气设备入井要有合格证。38 5、井下低压馈电线上应设漏电闭锁保护，煤电钻设有综合保护。6、电缆应阻燃，电缆必须悬挂。7、电缆悬挂点间距在水平巷道或倾斜井巷内部得超过3米。8、电缆不应悬挂在风管或水管上，不得遭受淋水。电缆上严禁悬挂任何物件。电缆与压风管‘供水管在巷道同一侧敷设时，必须敷设在管子上方，并保持0.3米以上的距离。9、巷道内的通信和信号电缆应与电力电缆分挂在井巷的两侧，如果受条件所限，应敷设在电力电缆上方0.3米以上的地方。10、36伏以上电气设备外壳必须有保护接地。11、井下电气应防爆，并执行挂牌管理，不防爆及时更换或处理。12、井下供电应做到“三无，四有，两齐，三全，三坚持”13、所有设备下井前必须严格检查，验收，试运转，并有记录，合格后方可下井。运输过程中，应注意人身及设备安全。设备的标志牌，电缆去向牌应齐全，并填写正确。14、设备线路的安装严格执行相关规章，规程，安装完毕后，由矿组织验收合格后，交采煤队使用管理维护。15、严格执行包机制度。16、各类司机须经过培训考核，合格后持证上岗，并严格执行操作规程岗位责任制交接班制度。17、电缆要按标准敷设，悬挂整齐，松紧合适，电缆线损坏的要及时处理好。18、各种保护装置必须齐全可靠，并定期检查试验。38 19、对各种机电设备做好日常检查检修工作，并保持设备清洁卫生。20、坚持每天两个小时的检修时间，主要设备每天检修一次，其他设备定期检查加油紧固及更换零配件，确保各台设备良好运转，并作好检查检修记录。21、接线应按接线工艺要求进行，严禁失爆现象发生。22、需停电施工时，应提前办理停电工作票，严禁无计划停电，操作过程中，严格按停送电操作规程和电气设备安全技术措施执行。其它未尽事宜，严格按《煤矿安全规程》及《操作规程》执行。第四章回采工艺（一）工艺设计采煤方法：该工作面采区采用走向长壁后退式采煤方法，全部陷落法管理顶板。主要工艺流程及质量要求：1、工作面采区的采高的确定：因目前我矿单位液压支柱只有DZ1.2~2.2型系列，支柱的最大支撑高度为2m，因此最大采高为1.8m，采用电煤钻打眼放炮，爆破落煤，使用煤矿安全许用炸药及前1~5段毫秒电雷管，电容式放炮器，一次起爆，采高大于2.1m38 时采用跟顶板留底煤开采，支柱必须穿鞋，当煤层厚度在1.0m以下时，采用□140~□160mm的新鲜园木配边木梁支护。对2.1m~1.0m的煤层，支柱跟底一次采全高。2、落煤方法：工作面回采采用电煤钻打眼爆破落煤为主，手镐刷齐煤壁为辅的落煤方法。1）、炮眼布置煤层厚度在1.2m以下时，采用单排眼布置，煤层厚度1.2m以上时，采用双排眼布置，每次爆破长度不超过12m，附工作面炮眼布置图（以双排眼为例）。2)、爆破说明书：项目内容项目内容项目内容炮眼布置双排眼眼深0.8m联线方式串联38 排距0.9~1.2底眼口距底板0.2m起爆方式起爆器眼距1.2m顶眼口距顶板0.3m封泥长度0.5m炮眼与工作面交角70每次放炮数17个一次装药量2.5kg炮眼与水平面交角顶眼5°底眼10°每循环装药量12.5kg一次起煤长度10m每眼装药量0.15kg每循环眼数84雷管、炸药1~5段毫秒雷管，3#煤安炸药3、装煤与运煤：21工作面放炮崩落的煤一部分自动落入塘瓷槽板内，其余用人工扒入溜入下岩口机巷内，再经刮板输送机送入煤斗，人工放装入四石门矿车中，经0.6吨矿车运输到+70m井底车场内，绞车提升到地面，人力推车到煤坪。4、工作面支护形式及架设要求1）工作面采用DZ—2.0单体液压支柱与800mm绞梁走向棚支护采场。A、支护密度计算：G=F/P□=6mr/P.□=（6×2.1×3.3）/（25×0.85）=1.96（根/㎡）式中：G—支护护密度（根/㎡）P—支护额定工作阻力25（吨/根）M—采高2.1m（最大采高）F—工作面需要支护强度R—顶板岩石容重取3.3（吨/m3）□—支柱阻力实际利用系数取0.8538 B、柱距的确定：因绞接梁长度为0.8m，即排距0.8m，最大控顶距为3.2m（3，2×50×1，96=314），最小控顶距为2.4m（2.4×50×1.96=235），故采用在最大控顶及最小控顶时所需单体支柱数为314根和235根（不含密集顶），柱距1=50÷（314÷4）=0.63m；柱距2=50÷（235÷3）=0.63m，故可得出采面支柱柱距为0.6m时能满足支护要求。注：最大控顶距——3.2m最小控顶距——2.4m工作面长度——50mC、单体配铰梁支护参数如下表：项目内容项目内容支护形式齐梁齐柱正悬壁迎山角3°~5°梁长0.8柱窝梁0.15m排距0.8单体数量铰梁598根柱距0.6480根2)、特殊支架⑴、煤层厚度在0.8~1.2m时，采用园木配边木梁平行于采面架倾向棚支护。⑵、断层附近及地质构造带，顶板破碎时使用单体配□梁架走向棚支护，成组布置，交替迈步前时，□梁长1.8m，一梁二柱，柱距38 0.8m，梁端悬壁各0.2m，始终保持四排三空，成组梁间距不超过0.2m，组间为0.6m，使用荆条、竹搭子严密护顶护帮。⑶、工作面上、下安全出口使用四对八梁架走向棚支护，其质量要求为：端头必须超采一排，四对八梁成组交替迈步使用，梁长2.6m，一梁四空，高度不少于采高的90%。⑷、密集支柱：放顶前沿切顶线且超前放顶地点15米打好密集支柱，柱距0.3m，每隔5m留0.6m宽的安全出口。⑸、戗柱：工作面初次来压、周期来压或顶板大面积（﹥2×5m2）未垮落时，必须用戗柱加强支护，戗柱每4个一组，呈楼台形架设，沿工作面切顶线每隔5米设一组。⑹、抬棚：工作面压力大时，为提高支架的整体性，在原支架下垂直架设单体配边木梁抬棚，梁长1.8米，一梁三柱，柱距0.6米，排距0.8m。⑺、工作面机巷与风巷必须按要求进行超前抬楼，10米单边楼，10米双边楼，单体配铰梁架设。D：单体液压支柱的架设与管理1）、单体下井前必须先试压，严禁失效支柱下井使用。2）、液压泵的工作压力必须大于18Mpa，乳化液浓度为2%—3%。3）、支柱前须在底板上挖30mm—50mm柱窝，硬底时必须挖麻面。煤厚大于2.1米时，支柱必须穿鞋，单体初撑力不少于90KN。4）、沿工作面倾斜方向每隔15米左右配一把注液压枪。注液枪插入阀体前必须先将三用阀冲洗干净。38 5）单体支柱必须编号管理，严禁倒放、平放支柱，工作面所有支柱必须用麻绳联锁。6）、工作面应配备10%的备用单体作应急之用。5、上、下安全出口的维护：1）、工作面机巷，风巷的超前支护必须按要求架设，其中靠工作面侧抬20m，对侧抬10m。2）、如工作面顶板大面积未垮落，压力较大时，上，下安全出口处必须增设木垛支护。3）工作面机、风巷不得有断梁折柱，空帮空顶现象，巷道高度不低于1.6米。4）、工作面所有材料存放于回风巷距煤壁30—50米处，码放整齐，堆积高度不超过巷道净高的三分之一，并留有不少于0.7米宽的行人道。6、工作面回柱放顶及机、风巷的支柱回收1）：工作面单体配铰接梁支护的回柱放顶：①、使用吊葫芦近距离卸载放顶，放顶人员每组为3人，即1人观察顶板，1人操作吊葫芦，1人操作卸载手柄。②、放顶前打好密集支柱，密集柱必须超前放顶地点15米以上，挂好挡矸帘，挡矸帘高度不小于采高的90%。③、放顶前，当班班长（队干）应对整个工作面的安全情况进行全面检查，发现问题及时处理，否则不准放顶作业。④38 、回柱放顶应遵循先下后上，先里后外，先特殊支架、后普通支架，先回柱后回梁的原则，回柱时，由当班班长（队干）指定有经验的老工人负责观察顶板动态和支护情况，发现隐患应及时撤出放顶人员到安全地点，再采取措施，处理好隐患后方可作业。⑤、支柱卸载时，卸载人员和拔柱人员必须站在被回支柱的斜上方有支架掩护的安全地点，如工作面发现死柱时严禁使用回柱绞车硬拉或用其它工具敲打，必须先清理浮煤（矸），支好临时支柱，采取挑顶或卧底的办法将单体支柱回出。⑥、回出来的支柱必须支护在切顶线处顶梁下方，不准出现空载支柱，必须保持行人，运输畅通，杜绝支柱、绞梁被浮煤埋没。⑦、工作面回柱放顶与采煤作业必须错开20米及其20米以上距离，严禁在同一地点采煤与放顶平行作业。⑧、严禁人员进入空顶区提取支柱和顶梁，单体支柱严禁使用回柱绞车生拉硬拖回柱，遇到难回支柱时，可采用木柱替换的办法，先支后回进行作业。2）：机巷与风巷的支架回收①、机、风巷的支架要求及时回撤，机巷落后切顶线不超过一块溜槽板长度，风巷与切顶线相齐。②、机、风巷的支架回收一律使用回柱绞车回柱，回柱绞车必须安装在离回柱点15米以外、顶板完好的安全地点，绞车必须打好顶柱（顶柱必须用园木大于□14cm），顶柱必须迎山有力牢固可靠。③、回柱前必须对绞车、信号铃、钢丝绳及勾头进行全面检查，发现问题及时处理。38 ④、支架回收每组由挂勾工、信号工、绞车司机、顶板观察工等四人组成，回柱时必须派有经验的老工人专门观察顶板及后退路线的安全情况，挂好钩后所有人员必须撤到回柱绞车后方支架牢固、顶板完好、不可能发生崩绳、甩勾、断绳抽人的地方，方可进行开车回柱。⑤、支架回收时严禁拉大网，每回完一勾后必须待顶板压力稳定、无掉潭来压、无煤尘飞扬、视线清晰时方可进行下一勾。⑥、回出来的支架必须及时外运，以保证巷道畅通。⑦、风巷的风、水管、轨道必须超前煤壁20m回收，以免埋失。（二）各种图表炮采工作面循环作业图38 工作面层面布置图38 回采工艺图38 劳动组织图表序号工种出勤人数工种作业时间日计班次12368101214161820222421队长62222打眼放炮工8443装煤工2412124支柱工12665开溜工105538 6打顶眼工12667移溜工4228打密集打木工8449回柱工101010放顶炮工22共计9641183738 第五章采区主要技术经济指标采区设计主要技术经济指标表顺序名称单位指标备注1采区设计生产能力（1）年产量万t3（2）日产量t90.92采区服务年限a3.4563采区设计工作制度（1）年工作天数天330（2）日工作天数班34煤质（1）牌号无烟煤（2）灰分%18.74（3）挥发分%7.27（4）硫分%0.82（5）水分%3.69（6）发热量MJ/kg27.945采区可采储量t1347846煤层情况（1）可采煤层数层2（2）可采煤层平均厚度m1.6（3）煤层倾角度25（4）煤的容量T/m31.447采区范围（1）走向长度m200（2）倾斜宽m120（3）采区面积M2240008采区开拓方式斜井9采区水平标高m+70m/+130m10采区巷道类型及长度（1）采区运输巷m190斜井38 （1）采区机巷m200平巷（2）采区回风巷m200平巷（3）采区切眼上山《两条》m共240上山11采区个数个112回采工作面个数及长度（炮采）个/m1/20013回采工作面年进度m185/12014采煤方法走向长壁15顶板管理方法全部垮落法16采煤机械化装备（1）工作面支架型式液压支架（2）工作面运输机械自溜（3）中巷运煤机械人力（4）暗主斜井运煤机械JTKB1.2×1-31.517掘进工作面个数个218采区巷道总长度m100019井下大巷运输（1）运输方式人力推车（2）矿车类型及数量型号/辆MF0.75-620采区斜井提升设备及容器JTKB1.2×1-31.521通风（1）瓦斯（或二氧化碳）等级煤与瓦斯突出（2）通风方式压入式（3）扇风机型号及数量型号/台FBCZ-6no14A/2台22矸石处理方式排矸场排弃23吨煤电耗KWh21.0824采区职工在籍人数人6025劳动生产率（1）回采工效率T/工2.42（2）全员效率T/工1.326吨煤投资元/吨227.4927单体数量根70028绞梁数量根36029炸药消耗Kg/万吨173030雷管消耗发/万吨772031坑木消耗M3/万吨1538'