采煤作业规程.doc

老 屋 基 煤 矿 采煤作业规程 工作面名称1513回采工作面 矿 长 技术负责 生产矿长 安全矿长 机电矿长 施工队长 二0一0年 月 日 会审人员签字表 1513采煤工作面作业规程 会审地点 会审时间 年 月 日 矿 长 技术负责 生产副矿长 安全副矿长 机电副矿长 工 程 师 瓦 检 员 安 全 员 贯彻学习签字表 学习时间 学习地点 参加学习人员 目 录 第一章概 况1 第一节 工作面概况1 第二节 地质概况1 第二章 采煤方法、巷道布置及顶板管理6 第三章 爆 破12 第四章 通风系统17 第五章 运输系统21 第六章 供电系统21 第七章 防尘系统23 第八章 安全监控系统24 第九章 避灾路线24 第十章 劳动组织及循环图表26 第十一章 主要经济技术指标27 第十二章 主要管理制度29 第一节 工作面交接班制度29 第二节 敲帮稳定制度31 第三节 工程质量验收制度31 第四节 巷道维修制度31 第五节 瓦斯煤尘管理制度32 第六节 放炮和瓦斯检查制度34 第七节 机电设备维修保养制度36 第八节 工作面巡回检查制度36 第十二章 主要安全技术措施37 第一节 工作面临时支护措施37 第二节 初次来压和周期来压时的特殊支护措施38 第三节 支柱回柱、充填安全技术措施39 第四节 初次放顶、正常放顶和收尾放顶及过断层、破碎带的安全技术措施39 第五节 防止冒顶的措施40 第六节 防治水措施41 第七节 综合防尘措施41 第八节 防止放炮崩落倒支架的措施42 第九节 瞎跑处理措施42 第十节 防止煤炭自燃发火的措施43 第十一节 工作面上隅角瓦斯管理措施43 第十二节 放炮安全措施44 42 第一章概 况 第一节 工作面概况 1513采煤工作面位于中下部水平、矿井南翼，东邻1512采煤工作面（已采空），南翼为矿区边界，西翼临1516接替工作面，北到矿井回风上山，对应地面标高为1917m，距地表垂深为135m。工作面由南向北推进，距回风上山25m止，工作面平均走向长为600m，均倾斜长95m，煤层平均厚度1.7m，煤层平均倾角7，煤层硬度f2～3，容重1.5t/m3。工作面回采煤量8.9万吨。预计开采期为12个月。 M51煤层煤种属低中灰低硫中高热值无烟煤，原煤灰份为17.84左右，硫份0.79，水份3.12左右。对应地面受工作面采动影响范围内无房屋。 第二节 地质概况 1、工程地质概况 在区域大地构造上，老屋基煤矿位于锅厂穹隆东翼，锅厂穹隆为一等轴穹背斜，向南与大方背斜相连，井田内的地层为单斜构造，未见次级褶皱。地层倾向90左右，倾角2～10，平均7。井田东南约300m处小水沟一带地层微隆起，形成一规模较小的宽缓背斜。 井田东部500～700m处发育两条断层，分别为F1及F2，为近南北向区域正断层的次生断层，为正断层，倾角70左右，倾向270左右，其中F1断层的断距为5～75m，位于井田东部，南端在BB′剖面的B′端附近尖灭，北端延伸出井田，F2断层位于井田以外的东面，性质与F1断层相同。 由此可见，本井田西部及中段构造简单，井田东部构造较复杂。 2、瓦斯煤尘及自燃发火情况 （1）、瓦斯根据本矿2008年的瓦斯等级鉴定结果，本矿属高瓦斯矿井。 （2）、煤层自燃和爆炸性根据贵州省煤田地质局实验室2004年3月18日提供的大方县凤山乡老屋基煤矿煤炭自燃倾向性等级及煤尘爆炸性鉴定报告，M51号煤层属于三类自燃煤层，即不易自燃煤层，煤尘无爆炸危险性。 3、含煤系地层赋予特征 本矿开采的含煤岩系为二叠系上统龙潭组，该组为一套海陆交互相，多旋回沉积组成，根据邻区钻孔揭露情况，地层厚度为147.68m，根据其岩性组合及含煤建造特征由下至上分为上、中、下三个含煤段，分述如下 （1）、上段（P2I3） 深灰色碎屑岩细砂岩，夹泥质粉砂岩、粘土岩、煤层及煤线，顶部夹薄层状泥质灰岩，呈水平层理及缓波层理，砂岩中胶结物以碳酸盐类及菱铁矿为主，该段含煤层2～4层，其中18号煤层局部可采，该段厚度45～48m。 （2）、中段（P2I2） 为泥质粉岩、粉砂质泥岩夹粘土岩、细砂岩、粉砂岩、炭质泥岩及煤层，呈水平层理及缓波状层理，砂岩中胶结物较上段有所增加，含煤或煤线9～12层，其中M51号煤层稳定可采，该段厚度50～66m。 （3）、下段（P2I1） 为泥质粉砂岩，夹细砂岩、粉砂岩及少量粘土岩、炭质泥岩。底部为含黄铁矿粘土岩或硫铁矿层，呈水平层理、缓波状层理，其中砂岩胶结物以菱铁矿为主，形成菱铁质砂岩，该段含煤或煤线11～17层，其中73号煤层稳定可采，该段地层厚度47～48m。 二叠系上统长兴组（P2C）灰岩，灰、深灰色中厚层至厚层状细晶灰岩，夹燧石团块及燧石条带，局部地段顶部形成硅质灰岩层，含腕足类动物化石，厚15～30m。 4、顶底板特征 顶板无伪顶，直接顶为1～1.8米的泥岩，砂质泥岩、泥质粉砂岩和粉砂岩，抗压强度和抗剪强度均较低、易破碎、移定性较差，因此在回采过程中要加强支护，防止大面积冒顶，老顶为2米左右的砂质泥岩，底板为粘土岩，吸水后易膨胀。 51号煤层的顶底板岩性如图。围岩及其岩性如图1所示。 5、水文地质 本井田位于白河上游支流东侧分水岭斜坡地带，切割较强，地形起伏较大，冲沟及岩溶发育。根据区域水文地质资料，该区内最低侵蚀基准面标高为1336m，含煤地层出露最低标高1540m，位于最低侵蚀基准面之上。 井田内含煤岩系之上地层为三叠系下统夜郎组、二叠系上统长兴组地层，含煤地层之下为二叠系下统茅口组地层，其水文地质特征及矿井采、掘作业的影响如下 （1）、夜郎组 第二段（T1y2）；为中厚层状灰岩、泥质灰岩夹薄层泥岩，厚度大，为岩溶裂隙含水层，含水性中等，该段中下部泥质含量渐增，含水性渐弱，其下伏第一段为相对隔水层，该段对本矿井煤层开、掘影响较小。 第一段（T1y1）为泥岩，粉砂质泥岩，钙质泥岩，厚度不大，为一相对隔水层。 （2）、长兴组（P2c） 岩性为灰色中厚状细晶灰岩，含燧团块及燧石条带，是岩溶裂隙含水层，含水性中等，但厚度较小，地表水补给不充分，含水性不大，加之下伏煤系地层为一相对隔水层，对本矿井煤层开、掘影响不大。 （3）、龙潭组（P2I） 岩性为浅炭至深灰色薄至中厚层状粉砂岩、细砂岩、泥质粉砂岩、泥岩、粘土岩、煤及煤线含水性弱，为良好的隔水层，对本矿矿井煤层采、掘影响很小。 （4）、茅口组（P2m） 浅灰色厚层～巨厚层状粗～细晶灰岩，夹燧石条带或石结核，岩溶发育，含水性强，为岩溶裂隙含水层，由于茅口组灰岩为煤系地层的下伏地层，加之地层倾角不大，地下水位较低，故该层对本矿矿井采、掘影响不大。 综上所述，本井田内地形起伏较大，且煤系地层均位于斜坡地段，地表水自然排泄，含煤岩系之上虽有夜朗组第二段、第一段和长兴组含水层存在，但其间有夜朗组第一段及其之上的隔水层相隔，故含水层对本矿矿井煤层的采、掘影响较小。为了保证矿井安全生产，在本矿井开采过程中，不宜破坏煤层顶板，以免上方含水层中的水涌入矿井，造成矿井涌水。此外，位于矿区东部的F1断层断距较大，开采时应留一定的保护煤柱，以防断层水涌入矿井。因此，在本煤层采掘过程中，除了不宜破坏其顶、底板之外，还要防止断层水。另外，在矿区含煤系地层地表较平坦地带，常有地表积水，开采时应引起注意，防止地表水沿导水通道进入矿井。在本井田的煤系地层中还有较多的已废弃老硐，且多为平硐，虽深度不大，但有一定的积水，对煤层开采有一定的影响，在矿井采掘过程中应加强探放水，防止老窑水涌入矿井。 据开拓主付井筒情况分析，该回采工作面范围内地质简单，含煤岩系之上虽有夜朗组第二段和长兴组含水层存在，但其间有夜朗第一段及其之上的隔水层相隔，故对回采影响不大。 关于周边老窑问题，矿井于2008年4月27日专题进行了调查走访，查本井田范围内无老窑，但为了确保安全生产，在回采过程中必须坚持探放水原则有疑必探、若发现有透水预兆，必须先探放水，再回采。 第二章 采煤方法、巷道布置及顶板管理 一、采煤方法的选择及依据 1、煤层赋存条件该工作面煤层平均煤厚1.7m，煤层平均倾角7。煤层多为泥岩、砂质泥岩、泥质粉砂岩、粉砂岩，抗压强度和抗剪强度较低，易破碎，稳定性较差。煤层底板多为底板为粘土岩，吸水后易膨胀变形，形成底鼓和侧压力增大的现象。 2、地质构造情况该工作面有小型构造，导致煤层赋存发生一定变化，对回采及顶板管理有一定影响。 3、瓦斯及水文地质条件该工作面上部为M51煤层，顶板垮落后M51煤层瓦斯及水可能串入回采工作面，因此回采时必须加强瓦斯及水文观测。 4、工作面煤炭运输采用刮板输送机，其运输能力完全能满足生产需要。 根据以上情况，采用走向长壁式采煤法进行巷道布置及回采。 二、回采工艺 1、工艺流程 安全检查→打眼放炮→安全检查→掏老塘煤→支柱掏煤（煤壁侧）→回柱放顶→清煤移溜。 2、采高和循环进度 1）采高工作面跟顶回采，正常回采期内，采高在1.7米左右。若煤层变厚，采高必须控制在2.0米以内，若煤层变薄，则跟顶破底回采，使采高不低于1.2米，特殊情况措施另补。 2）循环进度1.0米。 3、落煤 1.落煤方式放炮落煤。 2.炮眼布置方式及爆破方法。 （1）.炮眼布置方式双排眼布置； （2）.爆破方法串联爆破，毫秒微差，正向爆破； 三、巷道布置 1.回风巷层位M51煤层，支护形式锚杆支柱（部分地方架厢支护），净断面积4.5 m2。 2.运输巷层位M51煤层，支护形式锚杆支护（部分地方架厢支护），净断面积4.5 m2。 3.开切眼层位M51煤层，支护形式单体液压支柱，排距1.0m，柱距0.8m，净断面积3.2 m2。 1513采煤工作面布置图 四、支护形式及顶板管理方法 1、采场支护采用DZ型外注式单体液压支柱配HDJB-1000型金属铰接顶梁支护顶板，液压支柱必须经试压合格后方可投入工作面使用，严禁使用失效的单体支柱和损坏的铰接顶梁。 采场支护采用DZ型液压支柱和HDJB-1000型金属铰接顶梁配合，组成一梁一柱正悬挂直线柱的布置方式，金属铰接顶梁沿煤层走向架设，上部用排材扛背接顶。一根铰接顶梁必须保证有4～6根排材，并且相互搭接，打支柱时必须用注液枪升柱。液压站设在运输上山设备硐室内，泵站压力不得低于15MPa，并确保泵站电气设备不失爆。 工作面采用“三四排”控顶，放顶步距为1m，最小控顶距为3.2m。最大控顶距4.2m，柱距0.8m。当工作面遇地质变化等特殊情况时，为保证行人运料的安全，可根据现场情况而改变，但必须经技术负责人和矿长同意。 2）在工作面上下端头5m范围内，可适当增密排距或柱距以增强切顶能力。 3）工作面两巷超前支护不得小于20m，支护方式为沿工作面走向采用液压支柱配铰接顶梁以前10m双排后10m单排的方式进行支护，并随着1513工作面的推进，超前支护也随着前移，在架设抬棚时，回风巷一般在下帮架设一排，机运巷在上帮架设一排。若遇采动压力较大时，两巷均采用双排抬棚。工作面的上、下安全出口巷道高度不得低于1.6m，必须随时维护，并清除堆积障碍物，以保证安全通道和系统畅通。 4）乳化液的浓度必须严格控制在1～3。 5）采煤工作面必须打好特殊支护，支架架设牢固，并用铁丝将支柱与铰接顶梁相连，防止倒柱伤人。 4、支护的密度的计算 顶板压力估算根据地质资料提供的51煤层直接顶为粘土夹细砂岩，按48倍平均取6倍顶板岩石的重量进行计算得 P6rh62.51.522.5t/㎡ 注P顶板压力 h采高 r 岩石容量 支护密度计算GP/F22.5/201.125根/㎡ 注G、支护密度 F、支柱的工作阻力 柱、排距的计算根据推进度和顶梁的长度，为了便于行人、运料等工作的开展，将排距定为1.0m。因此，按排距1.0m计算柱距 1、按初次放顶最大控顶距计算 每排的支柱数量S3G/b3a905.21.125/4.20.8157根 柱距a0.8m 2、按正常放顶最大控顶距计算（初次放顶最小控顶距） 每排的支柱数量S2G/b2a904.21.125/3.20.8166根 柱距a0.8m 3、按正常放顶时的最小控顶距计算 每排的支柱数量S1G/b1a903.80.75/30.6142.5根 柱距a0.6m （注S1正常放顶时最小控顶面积，S2正常放顶时最大控顶面积，S3初次放顶最大控顶面积，b1 、b2 、b3 同面积相对应的支护排数） 5、回柱放顶 回单体液压支柱时，用卸载手把慢慢的使支柱卸载取出支柱并支设在规定位置。工作面要按规定及时回柱、严禁擅自增大或缩小控顶距，若因特殊情况需调整控顶距时，必须报生产技术部编制专门的补充措施，经技术负责人和矿长同意审批后方可实施。回柱时必须先打好反撑后进行，其所打的反撑必须超前回柱点20m以上，严禁在空顶区内提前撤柱。回柱顺序应由下向上，由采空区向煤壁的方向分段进行，回柱工应由经验丰富、责任心强、技术熟练的工人担任。每段由一个回柱小组负责，回柱点间距不得小于30m，回柱点与采煤点间距不得小于40m。回柱前应打好护身柱，回柱工必须站在靠回柱点上方支架完好的地方回柱。回柱放顶前，必须对放顶安全工作进行全面检查，清理好退路，并必须指定有经验的人员观察顶板。回出的支柱、铰接顶梁、排材等要整齐地堆放在靠老塘一侧的两排支柱之间，并将支柱、铰接顶梁立起来，以免被矸石、浮煤埋没，支柱、铰接顶梁严禁乱丢乱放 6、降低支护材料消耗的技术措施 1）损坏、变形的支柱、铰接顶梁必须及时运出地面修复备用。 2）可继续使用的排材、坑木必须及时回收。无法复用时应及时运出，不得堆在工作面或扔入采空区。 3）回柱时，若有支柱被压入底板，可用铁锹、镐将煤矸清理干净，并顺回收方向从柱腿挖沟取出。 4）被矸石、浮煤埋没的支柱、铰接顶梁应及时取出并立放于规定位置。 5）工作面每循环使用的支护材料必须备齐，并备有不小于10的备用支柱（支护高度不同的同型支柱）和1m3以上的坑木堆放于工作面回风巷以便工作面周期来压或遇顶板破碎时使用。 第三章 爆 破 一、工作面爆破说明书 爆 破 说 明 书 序号 项目 单位 数量 1 煤质硬度 f 2～3 2 炮眼布置方式 双排对眼 3 循环炮眼数 个 192 4 炮眼长度 米 1.2 5 连线方式 串联 6 发爆器（MFB100） 件 1 7 一次放炮个数 个 40 8 水泡泥 个/眼 1 9 炮泥充填长度 米 大于0.6 10 顶眼装药量 公斤/眼 0.25 11 底眼装药量 公斤/眼 0.375 12 循环炸药消耗量 公斤 60 13 循环雷管消耗量 发 192 1513采煤工作面采用MZ-12型电煤钻打眼，采用3级煤矿乳化炸药，瞬发电雷管爆破落煤。 1、炮眼布置图 2、炸药、雷管消耗计算 1513工作面倾向长为95m，炮眼布置为双排对眼，炮眼间距1m，底眼装药量为0.375公斤/眼，顶眼装药量为0.25公斤/眼，则1513工作面每循环所需炸药、雷管如下 1）N雷（95/11）2192（发） 2）Q炸192/20.3750.2560（公斤） 3、炮眼布置技术要求 炮眼布置为双排对眼，顶板稳定时，顶眼倾角5～10，眼底距顶板0.1～0.5m。顶板不稳定时，顶眼可平行于顶板；顶眼俯角为10～15。为防止丢失底煤和便于支护，底眼的眼底应接近底板。炮眼与煤壁夹角为60～70，炮眼长度1.2m，炮眼间距1.0m。 4、装药及放炮技术要求 1）装配起爆药卷时，必须在顶板完好、支架完整、避开电气设备和导电体的爆破工作地点附近进行。严禁坐在爆破工作地点附近进行。严禁坐在爆破材料箱上装配起爆药卷。装配起爆药卷数量，以当时当地需要的数量为限。 2）装配起爆药卷必须防止电雷管受震动、冲击，防止折断脚线和损坏脚线绝缘层。 3）电雷管必须由药卷的顶部装入，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。 4）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。 5）装药前，放炮员应用掏勺将炮眼内的煤粉清理干净。装药时，应用炮棍将药卷轻轻推入眼底，用力要均匀，不得强力冲击，但要使药卷间密实接触。 6）引药必须最后装入炮眼，装引药时其聚能穴应朝向眼底，要一手推引药，一手松直脚线，但不得损伤脚线。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、电气设备及采煤机械设备等导电体相接触。 7）填炮泥时应一手拉脚线，一手填炮泥，慢慢用力轻捣压实。眼孔填够炮泥后，要将脚线扭结，并盘放在眼口，不得拖在炮眼外。 8）炮眼封泥应采用水泡泥。填装水泡泥时，应先紧靠药卷填上0.03～0.04m的炮泥，然后装水泡泥，外端再填以炮泥。不得用力过猛和压得太紧，以防捣破水泡泥，不得使用漏水的水泡泥。 9）封泥应采用不燃性的粘土，禁止使用块状或可燃性材料。爆破作业必须采用正向起爆，炮眼封泥应用1～2各水泡泥，水泡泥外剩余的部分应用粘土炮泥封实，炮眼深度和炮眼的封泥长度应符合 ①炮眼深度小于0.6m时不得装药爆破，在特殊条件下（如挖底、刷帮）确需浅眼爆破时，必须制定安全措施，炮眼深度可不小于0.6m，但必须封满炮泥。 ②炮眼深度为0.6～1m时，封泥长度不得小于炮眼深度的1/2. ③炮眼深度超过1m时，封泥长度不得小于0.5m。同时在距1513采煤工作面50m范围内必须安设有供装填水泡泥用的水针。 101513工作面采用一次装药，分次放炮的方式进行，每次装药起爆长度不得超过30m。 11）联线方式为大串联，最后剩下的两条脚线和母线未连接前必须扭结成短路。 12）爆破前，爆破母线必须扭结成短路。爆破母线和线接线、电雷管脚线和连接线、脚线与脚线之间的接头必须相互扭紧并悬挂，不得与轨道、金属网、金属管道、钢丝绳、刮板输送机等导电体相接触。爆破母线和连接线、电雷管脚线和连接线、脚线与脚线之间的接头必须用绝缘胶布进行严密包扎，严禁有失爆现象。 13）爆破母线应随用随挂。爆破母线连接脚线、检查线路和导电工作，只准放炮员一人进行操作。爆破母线与脚线连接后，放炮员再沿线路检查母线。放炮员应最后离开爆破地点。 14）严格执行“一炮三检制”、“三人连锁放炮制”。 15）爆破地点20m以内风流中瓦斯浓度达到1.0时，严禁装药、放炮。 16）爆破地点有片帮冒顶危险或基本支护与特种支护不齐全，支护有损坏未处理时严禁装药、爆破。 17）1513采煤工作面放炮地点设在距采面下出口以北50m处的1513运输巷新鲜风流中，并在此设立警戒，同时班组长必须派人撤出1513采煤工作面内的所有人员至放炮地点躲炮。班组长另派专人从1513回风巷搜索至回风联络巷交叉口站岗警戒，悬挂“正在放炮，严禁入内”的警示牌。班组长在确认所有警戒人员到位后方可发出放炮指令。 第四章 通风系统 一、通风系统 采用全负压通风 （1）新风→主斜井→1610材料巷→皮带上山→1513运输巷→1513回采工作面。 （2）乏风→1513回风巷回风斜巷→回风上山→主回风上山→风井→地面。 二、风量计算 ①按瓦斯（二氧化碳）相对涌出量计算 首先根据公式 Q瓦绝Q瓦相LS荒R/2460 式中Q瓦相-为相对瓦斯涌出量，45. 56m3/t S荒-正常采煤时日循环的最大断面积，取4.2m2 L-日循环进度，取2.4m R-煤的容重，1.45t/m3 经计算Q瓦绝（45.564.22.41.45）/2460 0.46m3/min Qcq2绝（4.454.22.41.45）/2460 0.045m3/min ②按绝对瓦斯（二氧化碳）涌出量计算风量 Q采100Q瓦采K采 1001.971.2236 m3/min 式中Q采-采煤工作面实际需要的风量，m3/min Q瓦采-采煤工作面的瓦斯绝对瓦斯涌出量，m3/min K采-采煤工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取1.2。 Q采67Qco2绝K采 670.871.2 70m3/min 注矿井采面绝对瓦斯涌出量按贵州鑫诚科技有限公司于2009年9月所作大方县凤山乡老屋基煤矿瓦斯等级鉴定报告书之测点4数据采面绝对瓦斯涌出量为1.97 m3/min。其余均按全矿井瓦斯（二氧化碳）涌出量数据为依据（计算结果比实际结果为大）。 ②按工作面最多人数计算 Q采4N m3/min 式中N回采工作面同时工作的最多人数按30人计算 Q采430120m3/min 3按风速验算 煤矿安全规程规定,回采工作面最低风速为0.25 m3/s,最高风速为4 m3/s,风量为 Q采小600.254.263 m3/min, Q采大604.03.2768 m3/min, 63≤Q采≤768 根据上述计算得知，按局部通风机需风量最大，故采煤工作面风量取236m3/min。 三、通风“三防”要求 1、工作面必须达到规程规定的风量，并定期检测。 2、加强通风设施的管理，爱护风门，过风门后要及时关闭。 3、严格瓦斯检测，管理好瓦斯牌板，瓦斯浓度超限时不准作业，严禁空班漏检。 4、使用好喷雾洒水设施，各装载点、转载点洒水灭尘，班班清扫煤尘。 5、生产前工作们的风量、风速要进行测量，满足后方可生产。 通风系统示意图如下 第五章 运输系统 一、运煤系统 回采工作面的放炮落煤，利用人工配合工作面刮板输送机，经1513运输巷刮板输送机、胶带输送机、皮带上山主皮带机流入井底煤仓，利用井底煤仓下端的装车闸门将原煤放入井底车场的矿车内，经主斜井提升到地面卸煤。 运煤系统采面（采面刮板输送机）→运输巷（刮板机）→皮带机（运输巷）→皮带上山（皮带机）→井底车场→主斜井（绞车）→地面 二、运料系统 回采工作面所需材料，在地面装入矿车或材料车，经主斜井提升下放到＋1610水平材料巷，再经轨道上山绞车提到运输上山与回风上山间的联络巷，再经回风上山小绞车提升到1513回风巷，由人工配合调度小绞车送到1513工作面。 运料系统地面（人工装入矿车）→主斜井（绞车）→1610材料巷（绞车）→联络巷人工→回风上山（绞车）→1513回风巷口（人工）→采面 第六章 供电系统 一、工作面电源 矿井采用双回路供电，工作面由井下中央变电所两台KBSG-315/10/0.6型干式变压供电，其中一备一用。 二、供电线路 地面10kv电源入井后经动力变压器降压至690v后，通过两回动力线路沿进风斜巷进入皮带上山，在1513工作面运输巷和回风巷分别通过QBZ-120型开关进入工作面运输及回风巷，为运输及回风巷提供动力电源。 二、工作面电压等级及负荷 1、工作面电压等级为 660V、0.127kV。 3、矿井电力供电系统见下图 序号 负荷名称 电压 （kv） 设备数量 设备容量（kW） COSφ 需用系数 有功 无功 视在 全部 工作 全部 工作 工作面负荷统计 1 刮板输送机 0.66 2 2 110 110 0.85 0.8 88 54.54 103.53 2 皮带输送机 0.66 1 1 44 44 0.85 0.8 35.2 21.82 41.41 3 煤电钻ZMS2-1.2 0.127 10 6 12 7.2 0.85 0.8 5.76 3.57 6.78 4 探水钻TXU-75A 0.66 1 1 7.5 7.5 0.85 0.5 3.75 2.32 4.41 5 潜水泵 0.66 1 1 2.2 2.2 0.85 0.5 1.1 0.68 1.29 6 乳化泵 0.66 2 1 74 37 0.85 0.8 18.5 11.47 21.76 7 小计 249.7 207.9 179.19 第七章 防尘系统 一、防尘供水系统 工作面防尘供水系统地面静压水池→风井→井底车场→1610水平运输巷→运输上山→回采工作面各用水点。 二、防尘灭尘措施 1、每隔50米设备一个三通阀门，供运巷、回风巷洒水灭尘。 2、工作面溜子机头，顺槽溜子机头，皮带机头处安设洒水装置，开机洒水灭尘，停机后关闭阀门，以防长流水导致巷道积水。 3、回风巷安设隔爆水棚，距离保持在离工作面60至200米，且水量符合要求。 4、定期清理运巷、回风巷的原煤及杂物，保证风量流畅通。 5、放炮前后和定期冲刷巷帮，洒水灭尘。 第八章 安全监控系统 在1513回采期间，采用KJ90NA型煤矿安全监测系统对采煤工作面风流及回风流中的甲烷（CH4）浓度进行24小时连续监测，通过通信电缆将数据传送到地面主控机进行处理并监控。1513采煤工作面安设三个甲烷传感器，具体位置为1513运输巷进风口30m位置，距顶不大于300㎜，用于监测采煤工作面进风的甲烷浓度，靠近回风口10～15m的范围内，距顶不大于300㎜，安装一个甲烷传感器用于监测1513采煤工作面回风流的甲烷浓度，同时在工作面上隅角设置便携式甲烷检测报警仪。安全监测系统的工作参数设置为 1、 报警浓度≥0.8CH4 2、 断电浓度≥1.0CH4 3、 复电浓度＜0.8CH4 断电范围1513工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备的电源。 第九章 避灾路线 发生水灾时避灾路线事故地点→1513回风巷→回风上山→回风石门→风井→安全出口→地面。 发生火灾、瓦斯、煤尘时避灾路线事故地点→1513运输巷→运输上山→1610水平车场→主斜井→地面。 避灾路线见下图 第十章 劳动组织及循环图表 一、工作面循环安排 （一）循环方式及进度 1、循环方式 工作面采用“边采边准”的工作方式。早、中、夜班采煤，实行分段采煤，分段回柱，一日一循环的作业形式。 2、循环进度 工作面一日一循环，循环进度为1.0m。 二、工作面循环作业图 三、劳动组织及出勤表 1、劳动组织 劳动组织采用班组的形式，各工种均在班长统一指挥下，既分工又合作，共同完成生产任务。 2、劳动组织表 班 次 人 数 工 种 一班 二班 三班 合计 队长 1 1 1 3 班组长 1 1 1 3 安全员 1 1 1 3 瓦检员 1 1 1 3 打眼放炮工 5 5 5 15 清煤支架工 14 14 14 42 工作溜司机 1 1 1 3 顺槽刮板司机 1 1 1 3 维修机 1 1 1 3 乳化泵站司机 1 1 1 3 质量验收员 1 1 1 2 总计人数 28 28 28 84 第十一章 主要经济技术指标 1、主要技术经济指标表 工作面一日一循环，循环进尺为1m，月正规循环率为93，平均日产煤量390吨，其主要技术经济指标见主要技术经济指标表（见下图） 序号 项目 单位 指标 备注 1 每个循环进度 m 1 2 每个循环顶眼 个 96 每个循环底眼 96 3 每循环顶眼装药量 ㎏ 960.25 24 合计60kg 每循环底眼装药量 Kg 960.375 36 4 每眼封泥长度 m 0.6 5 两个循环封泥长度 m 115.2 6 每班出勤人数 工/班 28 7 每个循环出煤量 t/循环 156.75 8 回采率 95 9 工效 T/工 5.6 10 月产量 T 11756 25天 2、提高回采率的措施 1）1513采煤工作面平均厚度1.7m，一次采全高。 2）回采时不得随意丢失顶、底煤，伞檐长度超过1m时，其最大突出部分，视煤厚度在150～200mm之间，伞檐长度在1m以下时，其突出部分应在200～250mm之间。 3）当煤厚大于2.8m时，可留底煤开采而严禁留顶煤；当煤厚小于1m而倾斜长度不长时，可采用硬过的方法推进。 4）放炮员、打眼工必须密切配合，保证爆破时不丢失顶煤和底煤，不将煤块大量涌溅至采空区。 5）尽量少开辅助性巷道，减少煤柱损失。 6）攉煤工攉煤时要攉净见底，浮煤应清扫干净，爆破时抛入采空区的煤炭应用长把工具进行清理。 7）刮板司机、装煤工必须及时清理运输、装载时产生的浮煤。 8）放炮前应将溜煤槽移近煤壁，在溜槽靠采空区侧安好挡板，防止煤炭抛向采空区。 3、提高煤炭质量的措施 1）攉煤前必须先拣出矸石，丢入采空区。无法丢入采空区的矸石，必须实行煤矸分装分运。 2）刮板司机必须严格把关，遇到矸石应立即拣出，尤其是块径大的矸石，必须拣出溜子外，装煤工在装煤过程中遇到矸石必须拣出。 3）打眼放炮时应掌握好炮眼角度、方向及装药量，从而提高煤炭的块煤率，尽量不破损或少破损顶底板，减少矸石产生量。 4）工作面应加强顶板管理，提高支护质量。若遇顶板破碎时，应用排花、芭片背顶接实，防止局部冒顶造成大量矸石混入煤炭。 5）经常疏通回风巷及机运巷的水沟，防止积水混入煤炭中，减少煤炭的含水量。 第十二章 主要管理制度 第一节 工作面交接班制度 当班生产结束后，下一班开工前，跟班矿长、班组长、瓦检员、放炮员、支护工等各工种人员必须将当班生产情况、工作中所采取的措施、设备运行状况、安全状况向接班人员在现场进行交接。使其做到情况明、任务明，便于开展工作。 1）跟班矿长、班组长交接班内容当班原煤生产情况、顶板支护、回柱放顶情况、顶底板岩性及稳定与否、机电设备运行状况、敲帮问顶情况、工作面及上隅角瓦斯浓度、风量变化、放炮长度、爆破情况、瞎跑及残炮处理情况、煤炭装运情况。 2）瓦检员交接班内容当班顶板支护、回柱放顶情况、顶底板岩性及稳定与否、工作面及上隅角瓦斯浓度、风量变化、通风设施完好与否、通风设备运行状况、瞎跑及残炮处理情况、隔爆水袋使用情况、瓦斯监控系统运行情况。当班存在的隐患及督促整改情况。 3）放炮员交接班内容当班爆破情况、瞎跑及残炮处理情况、瓦斯浓度及其变化情况、顶板支护情况、爆破中存在的问题及处理情况。 4）打眼工交接班内容当班顶底板情况、煤层赋存情况、工作面支护情况、煤电钻运行状况。 5）刮板司机交接班内容当班原煤运输情况、刮板机运行情况、易耗零配件及工具存放地点与数量、设备保养情况、浮煤清理情况、出现的故障及处理情况。 6）支护工交接班内容当班基本支护及特殊支护情况，顶底岩性及稳定情况、工作面压力情况、超前支护情况。 7）回柱工交接班内容当班回柱范围及放顶情况、支柱及铰接顶梁回收情况、有无冒顶及所采取的措施。 8）其余工作人员均应在现场向下一班接班人员交待本班任务完成情况、工作中出现的问题及所采取的措施、设备运行及保养情况、作业场所安全状况等内容。 第二节 敲帮稳定制度 1、开工前，班组长及跟班矿长必须对1513采煤工作面顶板及煤壁进行全面检查，发现有浮石活矸（煤）必须及时进行清刁、处理。确认无危险后，方准人员进入工作面。 2）打钻工作在作业前及作业过程中必须对作业地点顶板及煤壁进行敲帮问顶。 3）在作业过程中，发现有浮矸、活石、煤壁松动时，采煤班组现场必须加强清刁，特别是放炮后，必须及时处理伞檐及进行煤壁清刁，若存在有片帮危险倾向但不易清刁时，应用排材、芭片配合支柱进行严密的扛背或进行爆破处理。 4）其余各工种人员在开工前和作业过程中必须加强敲帮问顶工作，若发现有冒顶片帮危险时必须停止作业，及时处理。 第三节 工程质量验收制度 跟班矿长及班组长在作业过程中必须加强工程质量监督及检查，严格按煤矿安全规程、作业规程及国家相关规范规定进行施工、验收，发现有工程质量问题时必须及时进行处理。 每班完工后，跟班矿长和班组长必须进行工程质量验收，内容包括当班推进度、煤壁清刁情况、基本支护及特殊支护情况、浮煤清掏、超前支护及两巷维护，敲帮问顶情况、机电设备维修保养等。 第四节 巷道维修制度 采煤班组必须加强两巷维护以保证通风、行人、运料的正常进行。 1、巷道出现断梁折柱、支柱变形等现象时必须及时进行维修。 2、同一巷道两组人员相向进行巷道维修时，两组之间的距离不得小于10～15m。 3、维修时，必须随时注意顶板，防止顶板落石伤人。必须打好临时支护，维修地点遇大冒顶时，必须立即进行处理和抢修。 4、维修时每组至少2人操作，不准一人单独作业。 5、巷道内的各种材料和杂物收工前必须清理干净，按指定地点存放或运走，不得乱丢乱放，影响通风、行人、运输及安全。 6、禁止使用损坏变形、腐朽的支护材料。 7、维修地点的水管、电缆、液压管路、防尘及通风设施、电气设备等必须妥善保护，用木板或溜槽掩盖严密。 第五节 瓦斯煤尘管理制度 1、采煤工作面风流中瓦斯浓度达到1.0，必须停止用电钻打眼；爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.0时，严禁爆破。 2）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1.5时，必须停止工作，切断电源、撤出人员、进行处理。 3）工作面及进回风巷道内体积大于0.5m3的空间内积聚的瓦斯浓度达到1.0时，附近20m内必须停止工作，撤出人员、切断电源、进行处理。 4）对因瓦斯浓度超过规定被切断电源的电气设备，必须在瓦斯浓度降到1.0以下时，方可通电运行。 5）瓦检员必须严格执行瓦斯巡回检查制度和请示报告制度，并认真填写瓦斯检查班报。 6）瓦检员必须加强工作面及两巷的瓦斯浓度检查，特别是工作面上隅角，工作面必须备有足够的风障材料，已备上隅角瓦斯超限时急用。 7）必须在距1513工作面下出口10米的机运巷安设甲烷传感器，报警浓度设为≥0.5，断电浓度设定≥0.5，复电浓度设为＜0.5，断电范围为工作面及其进、回风巷内全部非本质安全型电气设备。 ①在距1513工作面上出口10米的回风巷安设瓦斯传感器，报警浓度设为≥1.0，断电浓度设定≥1.5，复电浓度设为＜1.0，断电范围为工作面及其进、回风巷内全部非本