攀煤某煤矿作业规程.doc

第一章 概 况 第一节 编制依据 1、2004版煤矿安全规程。 2、2006版（集团）公司煤矿工人技术操作规程。2006版川煤（集团）公司安全质量标准化标准及考核评级办法 3、900水平南三采区开采设计2S3 –98--01图。 4、（集团）公司某煤矿2008年生产接替计划安排。 5、25116工作面回采地质说明书。 6、、（集团）公司“一 通三防”管理制度汇编。 7、四川省煤炭产业集团有限责任公司煤矿用防爆电气设备防爆性能及执行说明。 第二节 工作面位置及井上下关系 工作面位置及井上下关系表 表1-1-1 水平名称 某水平 采区名称 S3采区 地面标高 00～000 井下标高 地面相 对位置 该工作面位于某勘探线以南75m，某勘探线以北475m，地面距工作面最大垂深436.4m，最小垂深282.6m。 回采对地面设施的影响 该工作面对应地表为荒山缓坡，有一条河沟，无民房等其它建筑，回采对地表设施无影响。 井下位置与四邻关系 该工作面西北为某工作面（现已回采完毕，东南为25118工作面（未掘送）；西南为2504和2507石门；东北为开切上山。 走向长度（m） 557m 倾斜长度（m） 64m 面积（m2） 35648 第三节 工作面参数及煤层情况工作面参数 煤层情况表 表1-2-2 煤层厚度（m） 0.8--4.00 3.00 结构式 0.25（0.2）0.45（0.25）0.90（0.28）0.67 容重（t/m3） 1.35 煤层硬度 1～2 煤种 焦煤 倾角（） 67 稳定程度 较稳定 煤层情况描述 该工作面的煤层结构简单，煤层厚度为0.91～2.03m，平均为1. 51m，煤层中夹矸1～2层，一般为一层夹矸，其岩性为泥岩，夹矸厚度平均为0.32m，煤层能利用厚度为0.9～1.51m，平均为1.19m，煤层顶部含一层0.15m伪顶（局部）。 第四节 煤层顶底板 煤层顶底板情况表 表1-3-3 顶底板名称 岩石名称 厚度（m） 岩性特征 老顶 粗砂岩 16.6 灰白色，厚层状 直接顶 粉砂岩 9.1 灰色，中厚层状 伪顶 泥岩 0.15 灰黑色，薄层状 直接底 粉砂岩 6.12 灰色，中厚层状 老底 粉砂岩 5.40 灰白色，薄层状 附图1－1－1工作面综合柱状图 第五节 地质构造 地质构造情况表 表1-4-4 编号 构造 名称 性质 走向 （） 倾向 （） 倾角 （） 落差 （m） 对回采工作面的影响 1 单斜构造 无影响 附图1-2-2工作面运输巷、回风巷、开切眼布置示意图 第六节 水文地质 一、分析采煤工作面区域的主要水源，有影响的含水层厚度、涌水形式、补给关系、影响程度等。 1、该工作面在掘送过程中，有淋滴水现象，对回采有一定影响。 2、该工作面老顶为粗砂岩属含水系，有淋、滴水现象，对回采有一定影响。 二、分析巷道区域，分析相邻老巷、老空积水、钻孔终孔位置、封孔质量、构造导水等的影响程度。 该工作面的风道为沿空留巷，且工作面已回采完毕，上方为某工作面采空区，在回采过程中应加强对该工作面的支护，老顶为含水岩系，直接顶较薄，所以，回采过程中，一定要随时观察顶板淋滴水情况，对出现异常时，应及时采取相应防范措施，严禁回采风道以上的阶段保护煤柱，以防某工作面采空区积水涌入工作面，做到安全生产，观察风道煤帮，顶板涌水情况，制定好放探、排水措施，以防采空区积水涌入该工作面。 三、其它水源的分析 该工作面无其他水源。 四、涌水量 1、正常涌水量 0.03m3/min； 2、最大涌水量0.1m3/min 第七节 瓦斯情况 一、工作面及周边瓦斯地质情况介绍； 25116工作面周边已开采某、25113、，两个工作面中瓦斯和二氧化碳相对、绝对涌出量如下最大瓦斯相对涌出量0.72 m3/t左右，最大瓦斯绝对涌出量0.12 m3/min左右，最大二氧化碳相对涌出量0.9 m3/t左右，最大二氧化碳绝对涌出量0.15 m3/min左右。 二、参考矿井和相邻采掘工作面瓦斯、二氧化碳涌出情况，预计工作面瓦斯、二氧化碳等相对、绝对涌出量。 预计25116工作面瓦斯相对涌出量0.66 m3/t左右，瓦斯绝对涌出量0.11 m3/min左右，二氧化碳相对涌出量0.9 m3/t左右，二氧化碳绝对涌出量0.15 m3/min左右。 三、瓦斯、二氧化碳等对本工作面的影响程度预计。 由于该工作面瓦斯、二氧化碳相对、绝对涌出量较低，预计瓦斯、二氧化碳对本工作面的影响程度相对较小。 第八节 影响回采的其它因素 影响回采的其它地质因素情况表 表1-5-5 其它因素 对回采工作面的影响 CH4 、CO2 根据某工作面开采时瓦斯涌出情况，11煤层CH4、CO2对该工作面安全开采影响较小。 煤层爆炸指数 煤尘具有爆炸性，爆炸指数为19.18℅ 煤层自燃倾向性 不易自燃。 地温危害 通过测定,该工作面地温在28℃～30℃之间,故不存在地温危害. 冲击地压危害 无冲击地压 第九节 储量及服务年限 一、工作面储量 工作面地质储量53773T。工作面可采储量52160T。 二、服务年限11.3个月 第二章 采煤方法 第一节 巷道布置 一、采区设计、采区巷道布置情况 该采区为急倾斜煤层群开采，采用区段石门集中大联合布置，区段石门穿可采煤层，总排上山和材料上山贯穿整个采区，并与各区段石门联系，上段总排上山用1100m水平南四总排出回风地表。 二、工作面运输巷 工作面溜道主要为工作面行人、进风和运输使用，其主要技术参数长564m，坡度3‰，断面3.61（锚网3.89）m2，其支护方式有两种，一种为铁棚支护，另一种为锚网支护，铁棚支护断面为上净宽下净宽中高1.6m2.2 m1.9m，棚距为1.2m，锚网支护断面为上净宽下净宽中高1. 6m2.5 m1.9m。 三、工作面回风巷道 工作面风道主要为工作面行人、回风和运输使用，其主要技术参数长550m，坡度3‰，断面3.61m2，其支护方式为铁棚支护，铁棚支护断面为上净宽下净宽中高1. 6m2.2 m1.8m，棚距为1.2m。 四、开切眼 开切上山沿工作面俯伪斜布置，主要为工作面初编架做准备，其主要技术参数长87m，坡度35，断面2.1m2，其施工断面为上宽下宽中高1. 4m1.4 m1.5m，采用三排戴帽点柱支护，柱距排距排距1.0m0.6m0.8m，上帮侧支柱紧贴上帮，上帮刹花帮，点柱用料规格￠≥ 18cm半园木或￠≥ 14cm园木，顶帽规格长宽厚0.4 m0.15 m0.05 m。 五、联络巷 该工作面无联络巷。 六、溜煤眼 溜煤眼沿工作面仰伪斜布置，贯通工作面，主要为工作面溜煤使用，溜煤眼使用结束后改为行人眼，其主要技术参数长15m，坡度38，断面2.1m2，其施工断面为上宽下宽中高1. 4m1.4 m1.5m，采用两排支柱支护，柱距排距1.0m1.0m，上帮侧支柱紧贴上帮，上帮刹花帮，支柱采用单体液压支柱，顶帽用料规格￠≥ 16cm半园木，长1.2m。 七、硐室及其它巷道 工作面无其它硐室巷道。 附图2-1-3工作面及巷道布置图（11000或12000） 第二节 采煤方法及采煤工艺 一、采煤方法 根据25116工作面煤层的赋存情况和某工作面的回采经验、结合某煤矿现有的采煤技术现状，确定该工作面的采煤方法为伪倾斜柔性掩护支架采煤法，工作面伪倾斜角为35。 该工作面煤层平均厚度为1.51m，最小厚度为0.91m，结合掩护支架采高不变的特点，尽可能减少破岩量，选用11工字钢制成1.0m四边形掩护支架，确定采高为1.27m。 二、采煤工艺安全检查→打眼→装药→改柱→放炮→出货放架调架→收工检查。 一）落煤方式 工作面采用爆破落煤。 二）装煤方式 工作面采用铺设溜板自溜到溜道运输机内。 三）运输方式 采用刮板运输机运输煤炭到溜煤竖井内。 四）爆破作业 1、爆破条件炮眼角度、掏槽方式，循环进度，炸药的种类，雷管的型号及段数，炮眼利用率，炸药、雷管消耗量等。 1）掏槽形式工作面无掏槽。 2）炮眼利用率92。 3）循环进度0.7m。 4）装药结构正向。 5）联线方式串联。 6）起爆方式一组装药一次起爆。 7）炸药、雷管消耗量7291Kg/万吨，18125个/万吨 8）炸药的种类，雷管的型号及段数火药种类为矿用乳化炸药，雷管种类为毫秒延期电雷管，1-5段。 2、爆破说明表见表2-1-6 3、在有瓦斯或煤尘爆炸危险的采煤工作面，必须注明采取的安全措施。 该工作面对瓦斯管理按集团公司瓦斯管理的规章制度执行。 煤尘具有爆炸危险性，按以下措施执行； 1）风道、溜道内消尘管每隔50m设一个甩头。工作面内设高压胶管，每隔20m设一个甩头，乳化泵设于2504石门。 2）风道、溜道距煤壁小于30m范围内各设一组净化水幕，风道、溜道距煤璧20m处各设一根消尘软管。 3）溜道下货口、溜子机头各转载点设喷雾装置。 4）水仓位置某水平南三采区上部水池向工作面供水。 5）爆破前后，必须对爆破地点进行洒水消尘，出货过程中发现煤尘较大时，要立即进行洒水消尘，防止煤尘飞扬。 6）工作面正常出煤过程中，溜道下货口、溜子机头各转载点设喷雾装置必须正常开启，下班时，及时清扫干净煤尘和浮货。 7）定期安排专人对风溜道进行清扫干净煤尘和浮货，并进行洒水消尘。 8）爆破中，必须按规定使用水炮泥，并封实填满。 4、放炮警戒 爆破作业时,严格执行”一炮三检制”和”三人联锁爆破制度”，警戒人由班组长亲自布置和撤回，警戒及爆破距离直头大于100m,拐90弯大于75m。 8 附图2-2-4采煤机进刀示意图 该工作面为炮采工作面，无采煤机进刀示意图。 附图2-3-5炮眼布置图（正、平、剖示图） 1、炮眼布置示意图（平、剖面图）; 2连线方式及装药结构说明 （1）连线方式大串联。 （2）装药结构正向装药。 3火药、雷管消耗量 三、工作面正规循环生产能力和服务年限 WLShrc840.71.271.359596 t 式中W工作面正规循环生产产量，t; L工作面平均长度，84m； S工作面循环进尺，0.7m； h工作面设计采高，1.27m； r煤的容重，1.35t/m3; c工作面回采率，95。 RWind96230804609 t 式中R月产量；t W工作面正规循环生产产量，t; i每天循环个数，2个； n每月天数，30天； d正规循环率；80 二、工作面服务年限（以月为单位）的计算。 工作面的服务年限工作面可采储量/月产量52160/460911.3月。 T第三节 设备配置 工作面设备配置 设备名称 规格及型号 数量（台） 电机功率 用途 风道、工作面使用设备 煤 电 钻 ME1.2 2 1.2KW 工作面打眼 回 柱 绞车 JH-8 1 5.5KW 风道回收铁棚 手动起重机 3T 2 工作面拆架 开 关 ZZ80127 1 控制煤电钻 乳 化 泵 RB88-20 2 37KW 单体支柱注液 溜道使用设备 局部通风机 YBT--51 2 5.5KW 溜煤眼掘进使用 开 关 KBZ8380N 10 控制溜子 开 关 ZZ80127 1 控制局扇、煤电钻 煤 电 钻 ME1.2 1 1.2KW 工作面及掘进溜煤眼打眼 刮板运输机 SGW40T 10 40KW 运输煤炭 潜 水 泵 QK10-34-2.2 1 2.2KW 抽水 附图2-4-6机采工作面设备布置示意图。 该工作面为炮采工作面，无机采工作面设备布置示意图。 第三章 顶 板 控 制 第一节 顶板支护设计 一、采煤工作面的支护设计 工作面采用11工字钢制成1.0m四边形掩护支架，该支架使工作面与采空区隔开，维护作业空间，掩护支架采用6根￠26.5mm钢丝绳连接，长度20m，上、下肢为双钢丝绳，间距0.17m，架间采用垫木板隔开，用DZ系列单体液压支柱控调架，风道控架支架点柱间距1.0m，工作面间离1.5m，尾架拆架点至支架落平点往上2.0m，控架支柱间距1.0m。 二、支护设备、材料选型及有关数量（包括备用数量） 坑木规格及循环用量 坑木规格 木棚，φ≥14cm圆木，L1.4m 刹杆，规格1.20.20.05 m3 垫木板，（套） 备棚 φ16cm，L2.0m 抬棚， φ≥20cm,L 4.0/1.8m 合 计 每根材积 0.02 m3 0.007m3 0.009m3 0.04m3 0.18m3 循环用 量 根 3 30 5 6 1架 m3 0.06 0.21 0.045 0.24 0.36 回收量 根 2 20 3 4 1架 m3 0.04 0.14 0.027 0.16 0.18 复用量 根 2 20 3 4 1根 m3 0.04 0.14 0.027 0.16 0.06 消耗量 m3 0.02 0.017 0.018 0.08 0.06 0.195 三、支护设备配套设备造型及有关要求 工作面使用配套设备 1、控架接架支柱DZ-2.2m、DZ-2.0m、DZ-1.4m、DZ-1.2m单体液压支柱，要求支柱不漏液。 2、钢丝绳φ26.5mm钢丝绳（20m），要求不断丝、封头完好。 3、金属支架11工字钢制成四边行1.0m掩护支架，要求支架焊口完好，不出现裂缝。 4、隔板采用材质较硬的杂木，要求规格一至。 第二节 工作面顶板控制 一、正常工作时期顶板支护方式 （1）支架间距为0.17m ，支架间用6根φ26.5 m m的钢丝绳连接，上肢和下肢为双钢丝绳，架间采用垫木板安设。 （2）支架落平点往上2m及下部落平段，控架支柱间距1.0m，工作面内控架支柱间距1.5m，风道内控架支柱每隔1.0m打一棵，行人入风眼、溜煤眼上口，采用打设一梁三柱为接架支柱。 二、正常工作时期顶板特殊支护方式 顶板破碎及顶板周期来压，工作面控架支柱间距1.5m修改为1.2m。 三、回柱放顶（分段回柱时分段处的回柱放顶要求） 全部垮落法管理采空区，不需进行放顶工作。 四、平行作业的安全距离及有关要求 1、工作面内打眼与装火药平行作业时，间距不小于5.0米，中间使用隔板间隔开。 2、工作面编架与出货时，与改支柱平行作业。 3、爆破作业时，所有工序必须都停止作业，所有人员都必须撤出警戒线以外。 4、出货与调架工作地点下方，严禁有其它工序平行作业。 五、特殊时期的顶板控制 （一）工作面初采及初次来压的顶板控制 该工作面初采采及初次来压时，控架支柱间距缩小为1.2m。 （二）过断层及顶板破碎时的顶板控制 1） 缩小一次爆破长度； 2）控架支柱的间距缩小为1.2m。 （三）应力集中区的顶板控制 应力集中区风道上出口超前支架落平段控架支柱1.0m/根，随时保持支护齐全有效。 （四）工作面末采的顶板控制 1、工作面煤壁距采毕线40m为收尾，在采毕线施工一条与工作面平行收尾上山，收尾过程中逐渐调整工作面坡度，使工作面的坡度与收尾上山坡度一致。 2、当工作面煤壁距收尾上山余5m的纯煤柱时，工作面停止采煤作业，开始施工横川。 3、工作面支架回收顺序从下往上逐架进行回收。 第三节 运输巷、回风巷及端头顶板支护 一、 工作面运输巷、回风巷的顶板控制 一）工作面运输巷、回风巷超前支护 1、风道超前支护从架头开始，前10m为双排支护，10m～20m为单排支护；溜道超前支护从行人、入风眼往外前20m为单排支护。 2、风道超前支护必须采用单体液压支柱配合HDJA1200绞接顶梁进行打设， 超前支护采用直线抬棚打设方式，顶梁与走向平行，单体支柱打设在铁棚梁下距亲口0.3米处，顶梁必须进行绞接。 3、溜道锚网支护的超前支护采用单体支柱配合木帽支护，支护规格柱距1.0m 。 二）工作面运输巷、回风巷加强支护 运输巷、回风巷支护失效时，采用备亲口木棚、打设戴帽点柱支护进行支护，上帮发生片帮时采用打贴帮点柱控制上帮。 二、工作面上下端安全出口的支护、管理 （一）支护形式工作面上安全出口支架端头后方按规定打齐关门密柱，防止老塘窜矸，支架内控架支柱和支护铁棚短木柱齐全，每架不少于一棵，短木柱一端支在棚梁上，另一端支设在超前支架上，支架内点柱齐全。工作面下安全出口保证行人眼和溜煤眼支护质量，使支护齐全可靠。 （二）质量要求 工程质量按质量标准化进行考核。 （三）与其它工序间的衔接关系 爆破作业时，工作面其他所有人员停止作业，撤出到警戒线以外的安全地点待避。 三、支护材料的使用数量和存放管理 1、风道备用1.0m四边形掩护支架130架以及配套材料。 2、风道备用10根DZ-2.2m单体液压支柱，10根DZ-2.0m单体液压支柱，30根DZ-1.4m单体液压支柱，10根DZ-1.2m单体液压支柱。 3支架、材料、设备挂牌管理，标明数量。 附图3-1-7工作面、运输巷、回风巷及端头支护示意图（平、剖面图）。 第四节 矿 压 观 测 一、矿压观测内容 该工作面采用俯伪斜四边型柔性掩护支架长壁后退式采煤方法，对风道超前支护的初撑力、工作阻力进行观测。 二、矿压观测方法 观测方法；对超前支护每隔2～3m，双排交叉布置，观测单体支柱初撑力、补撑力、工作阻力。 第四章 生 产 系 统 第一节 运 输 一、运输设备及运输方式 （一）运煤设备及装载方式 工作面煤通过溜煤板自滑到溜煤眼内，溜煤眼直接放入溜道刮板运输机内，溜道设SGW40T刮板运输机运至溜煤斜井。 （二）辅助运输设备及运输方式 地面坑木场通过机车把坑木等材料运输到1100水平南三采区2501石门，经900水平南三材料上山吊运到2504石门，使用自制车，用人力运送到风道内指定地点码放。 二、移刮板运输机（工作面和运输巷等）、转载机、破碎机、皮带运输机的方式 随着工作面推进，及时回缩机尾，当下货地点到下一台溜子后，及时拆卸上一台溜子。 三、选矸点设置及矸石的运输 该工作面选矸点设置2507石门宽敞处，每班安排人员进行捡矸，经过煤质人员验收后，使用1T矿车装车后，使用架线机车经某水平南翼运输大巷，副一斜井吊运至主平硐，使用8t蓄电机车运至地面排矸石场。 四、运煤路线 运煤工作面→溜煤眼→25116溜道→2507石门→溜煤斜井→900m南翼运输大巷→江边卸载站→主斜井→地面煤仓。 五、辅助运输路线 坑木场→ 主平洞→1100m水平运输大巷→2501石门→某水平南三材料上山 →2504石门 →25116风道 附图4-1-8运输系统示意图。 第二节 “一通三防”与安全监控 （第二节 “一通三防”与安全监控 一、通风系统 （一）、通风方式25116工作面采用“U”型通风方式 （二）、通风设施在25116风道联络上山往外设置两道红砖门。风门之间安设有风门联锁装置，能保持正常关闭。 （三）、工作面需要风量计算 1、按瓦斯涌出量计算 QCH4＝100qk/0.8100*0.12/0.815 m3/min 式中QCH4--采煤工作面实际需要风量 m3/min q取瓦斯绝对涌出量最大值，0.12m3/min（根据集团公司规定,我矿瓦斯按0.8临界指标进行管理）; k采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,参照某工作面瓦斯涌出情况,这里取1.5. 2、二氧化碳涌出量计算 QCO2＝100qk100*0.1515 m3/min 式中QCO2-采煤工作面实际需要风量 m3/min q取瓦斯绝对涌出量最大值，0.12m3/min（根据集团公司规定,我矿二氧化碳按1.0临界指标进行管理）; k采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,参照某工作面瓦斯涌出情况,这里取1.5. 3、按工作面每班工作最多人数计算 Q采4N4*43172 m3/min 式中Q采采煤工作面实际需风量，m3/min; N工作面最多人数，43人。 4、按炸药量计算 Q采25A25*8.8220 m3/min 式中Q采采煤工作面实际需风量，m3/min; 25稀释炮烟时每爆破1Kg炸药的供风量，m3/min; A一次性启爆的炸药量，8.8kg。 5、按工作面温度计算 Q采＝60V采S采60*1.1*1.6105.6 m3/min 式中Q采采煤工作面实际需风量，m3/min; V采采煤工作面风速。通过测定，该工作面实际温度为21℃，根据（集团）公司配风实施细则规定，故该工作面对应适宜风速取1.1m/s; S采采煤工作面平均断面积，1.6m2。 6、按风速验算 （1）按工作面最低风速验算最小风量 Q ≥15S采≥15*1.624 m3/min 式中Q采采煤工作面实际需风量，m3/min; S采采煤工作面平均断面积，1.6m2。 （2）按工作面最高风速验算最大风量 Q ≤240S采≤240*1.6384 m3/min 式中Q采采煤工作面实际需风量，m3/min; S采采煤工作面平均断面积，1.6m2。 7.溜煤眼的局部通风机选型及风量确定 （1）风机选型选用YBT-51型局部通风机，风筒选用Φ500mm抗阻燃型风筒。 Q25A252.864m3/min 式中Q掘掘送溜煤眼实际需风量，m3/min; 25稀释炮烟时每爆破1Kg炸药的供风量，m3/min; A一次性启爆的炸药量，2.8kg。 （2）风量确定根据风量计算结果确定为Q需64m3/min， YBT-51型局部通风机出口风量实测为Q实80m3/min，溜煤眼全长为15m，故直接使用能满足安全生产需要。 （3）上述风量计算结果是施工溜煤眼最大风量，其风量小于工作面风量，可以不考虑掘送溜煤眼过程中风量。 8、确定工作面实际需要风量 根据上述风量计算，取其中最大值，故本工作面取定风量为220 m3/min 二）通风路线 新风 某水平南三材料上山 → 2507石门 →25116溜道 →行人、入风眼→ 工作面。 泛风工作面 → 25116风道 →联络上山→ 25116降低风道 →2505石门 →下段总排上山→1100m水平南四配风大巷→1100m水平南四总排上山→地表。 二、瓦斯防治 （一）、瓦斯抽采 因工作面绝对瓦斯涌出量小于5m3/min，故工作面不进行瓦斯抽放。 （二）、瓦斯超限地点及处理方法 1、上隅角瓦斯超限处理方法 当工作面上隅角瓦斯浓度达到0.8时，采取在架头安设挡风帘，引导风流稀释上隅角瓦斯的措施。 2、其它地点瓦斯超限处理方法 1） 工作面回风巷风流中浓度超过0.8或二氧化碳浓度超过1.0时，必须立即停止工作，切断电源，并由当班班组长或跟班队长组织人员撤出至新鲜风流中，采取加大工作面供风量的措施，将回风流中瓦斯降至0.8以下。 2） 工作面风流中瓦斯浓度达到0.8，二氧化碳浓度达到1.0时，必须停止作业，切断电源，撤出人员，进行处理。 3） 爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到0.8时，严禁爆破。 4） 工作面电动机及其开关地点附近 20m以内风流中瓦斯浓度达到0.8时，必须停止作业，切断电源，撤出人员，进行处理。 5） 瓦斯超限后需要进行瓦斯排放的，必须严格执行（集团）公司瓦斯排放制度，由救护队按措施进行排放，严禁违章排放瓦斯。三、综合防尘系统 （一）防尘管路系统 1100m水平南三上部水仓 →2501石门（四寸水管） →某水平南三材料上山（四寸水管） →2504石门、2507石门（一寸水管） →工作面风、溜道（一寸水管）。 （二）综合防尘措施 1、风道、溜道消尘管每隔50m设一个消尘甩头。工作面内设高压胶管，每隔20m设一个甩头，乳化泵设于2504石门。 2、风道、溜道距煤壁小于30m范围内各设一组净化水幕，风道、溜道距煤壁20m处各设一根消尘软管。 3、在溜道溜煤眼下货口、溜子机头运煤转载点各设一组喷雾装置。 （三）喷雾和洒水防尘点的设置及有关要求 1、工作面风道、溜道的喷雾必须按规定设置，当位置达不要求时，要及时移设。 2、净化水幕必须全面覆盖巷道，且有足够的水压。 （四）隔绝瓦斯、煤尘爆炸方式 在25116风道、溜道各设一组隔爆水袋，隔绝瓦斯、煤尘爆炸，水袋安设位置距工作面煤壁距离为 50～150m,袋区长度不小20米，必须保证水袋水量充足（按200Kg/m2计算）。 25116工作面隔爆水袋由通风区安设，由采煤三队负责日常管理维护，发现水量不足的水袋由采煤三队负责加水，损坏的水袋由通风区负责及时更换。 四、防止煤层自然发火技术措施 ㈠、火灾事故预防措施 1外因火灾的防治 1）、严禁带烟火入井，严禁拆开、敲打矿灯，严禁使用电灯、电炉取暖。 2）、必须选用取得煤矿矿用产品安全标志的电缆，盘圈式盘8字形的电缆不得带电。 3）、煤电钻必须使用设有检漏、漏电闭锁短路、过负荷、断相、远距离起动和停止煤电钻功能的综保装置。 4）、加强各种电器设备、仪器、仪表，矿灯的防爆检查，加强各种电气保护设备的维修和检查，杜绝电器失爆。 5）、井下爆破器材和井下爆破作业必须使用煤矿许用炸药和煤矿许用电雷管，并严格按煤矿安全规程执行，严禁使用变质的炸药，以防拒爆燃烧。 6）、井下供水管路兼作消防管路。 7）、井下严禁使用带静电的管路和零部件，严禁穿化纤衣服入井。 2、防止煤炭自燃发火 1）、巷道范围内煤层温度升高，或有煤油味时，要及时洒水降温，严防发生火灾，施工过程中如发现有自燃发火预兆时，作业人员应立即向矿调度及通风区调度汇报，以便及时采取措施进行处理。 2）、加强通风管理，合理设置通风构筑物。 3）、每天指派专人及时将巷道内的浮煤清理干净。 4）、当工作面一氧化碳、二氧化碳、瓦斯、氧气浓度及空气温度、水温等出现异常时，当班瓦检员及时向通风区调度汇报，通风区立即派救护队员在现场监控，工作面必须停止一切作业，撤出人员，切断电源，进行处理。 3、防止灾害事故扩大 1）、所有入井人员必须随身携带自救器。 2）、当工作面发生火灾时，作业人员应视火灾性质、通风和瓦斯情况，采取一切可能的方法直接灭火，灭火人员必须佩戴好自救器，并迅速向矿调度室汇报。 3）、矿值班调度和在现场的区（科）、队、班组长应按照矿井灾害预防和处理计划的规定，将所有可能受火灾威胁区中的人员撤离，并组织人员灭火。电气设备着火时，应首先切断电源，用砂子灭火。 4）、火势过猛不能扑灭时，立即通知受灾害威胁地点的所有作业人员，迎着新鲜风流按救灾计划规定撤离。 五、瓦斯监测 （一）各种监控点的设置及传感器安装要求 1、瓦斯传感器安装位置 1）、在25116风道距煤壁小于10m设一台T1瓦斯传感器； 2）、在25116上隅角设一台T0瓦斯传感器； 3）、在25116风道回风流中距联络上山10-15米处设一台T2瓦斯传感器 4）、施工超前溜煤眼时，距掌头小于5m处设一台T1瓦斯传感器。 5）、施工超前溜煤眼时，在25116溜道溜煤眼前3m～5m设一台T3瓦斯传感器。 2、安装要求 1）、瓦斯传感器、信号电缆、控制电缆由通风区负责安装及铺设，任何人不得随意挪动和拆除监测装置。 2）信号电缆、控制电缆必须吊挂整齐，与动力电缆、电话电缆平行吊挂相距0.1米. 3）、瓦斯传感器必须垂直悬挂，距顶板不得大于0.3米,距侧壁不得小于0.2米. 4）、瓦斯传感器必须安设在坚固支护处，防止掉块及其它机械损伤。 （二）瓦斯传感器报警、断电浓度设置及断电范围 1、25116工作面施工超前溜煤眼时，在25116超前溜煤眼距掌头小于3米处安设一台瓦斯传感器T1，报警浓度为；CH4≥0.8，断电浓度为CH4≥0.8，复电浓度为CH4＜0.8，断电范围为超前溜煤眼工作面及回风流内全部非本质安全型电器设备。 2、25116工作面施工超前溜煤眼时，在25116溜道距工作面溜煤眼前35米处安设一台瓦斯传感器T3，报警浓度为；CH4≥0.5，断电浓度为CH4≥0.5，复电浓度为CH4＜0.5，断电范围为传感器安设处回风流中所有非本质安全型电器设备。 3、在25116风道回风侧距工作面煤壁小于10米处，安设一台瓦斯传感器T1，报警浓度为；CH4≥0.8，断电浓度为CH4≥0.8，复电浓度为CH4＜0.8，断电范围为采煤工作面及回风流内全部非本质安全型电器设备。 4、在25116上隅角安设一台瓦斯传感器T0，报警浓度为；CH4≥0.8，断电浓度为CH4≥1.0，复电浓度为CH4＜1.0，断电范围为采煤工作面及回风流内全部非本质安全型电器设备。 5、在25116风道距联络上山1015米处设一台瓦斯传感T2，报警浓度为；CH4≥0.8，断电浓度为CH4≥0.8，复电浓度为CH4＜0.8，断电范围为采煤工作面及回风巷内全部非本质安全型电器设备。 附图4-2-9通风系统图； 附图4-3-10抽采系统图；该工作面不进行抽采。 附图4-4-11防尘系统图； 附图4-5-12注浆系统图； 该工作面不进行注浆，无注浆系统图。 附图4-6-13注氮系统图； 该工作面不进行注氮，无注氮系统图。 附图4-7-14消防管路系统图； 附图4-8-15安全监控系统布置示意图。 第三节 排 水 一、采煤工作面最大涌水量； 采煤工作面最大涌水量为 0.1m3/min 二、确定排、疏放水方式、选择排水设备型号、管路规格、临时水仓的地点和容积、排水路线等内容 1、该工作面风道有完整的自然排水系统，确定排水方式为自然排水方式。 2、溜道在距尾巷30米处设置水仓，容积为3T，水泵设备型QK10-34-2.2，管路规格2寸水管，排水路线通过2507石门、联络巷到900水平南三材料上山，自然排水到 900水平南翼运输大巷，最后到主水仓。 附图4-9-16排水系统示意图。 第五章 劳动组织及主要技术经济指标 第一节 劳动组织 说明采煤作业方式、劳动组织、劳动力配备、出勤率（附劳动组织图表）。 结合某矿现有的“三、八”作业方式，为边采煤边准备作业方式，现场交接班，出勤率81。 表5-1-9 序号 工种 班次 在册人数 出勤人数 备注 Ⅰ Ⅱ Ⅲ 合计 1 队干部 14 3 3 3 9 另有25134工作面跟班和地面值班 2 班 长 6 2 2 2 6 3 爆破工 9 2 2 2 6 爆破作业必须由爆破工操作 4 打眼工 6 2 2 2 6 5 攉煤工 9 2 2 2 6 6 溜子工 15 5 5 5 15 7 电钳工 5 1 3 1 5 8 维修工 8 0 7 0 7 9 保健工 3 1 1 1 3 10 改柱工 6 2 2 2 6 11 消尘工 3 1 1 1 3 12 泵站司机 4 1 1 1 3 13 装车工 9 2 2 2 6 14 编拆、送道工 15 4 4 4 12 8 合计 112 28 37 28 93 第二节 循环作业 附图5-1-19正规循环作业图 第三节 主要技术经济指标 主要技术经济指标表 表5-2-10 序 号 项 目 单 位 指 标 备 注 1 工作面走向长度 m 557 平均长度 2 工作面倾斜长度 m 84 平均伪倾斜长度 3 煤层厚度 m 1.51 平均厚度 4 煤炭容重 t/m3 1.35 5 工作面煤炭储量 万t 5.216 可采煤炭储量 6 采高 m 1.27 使用1.0米掩护支架，实际采高1.27米 7 煤层生产能力 t/m2 1.71 8 循环进度 m 0.7 9 循环产量 t 96 10 月进度 m 42 11 日产量 t 202 12 月产量 t 4609 13 循环率 80 14 工作面可采期 月 11.3 15 在册人数 人 115 16 出勤人数 人 93 17 出勤率 80 18 回采工效 t/工 2.17 19 坑木消耗 m3/万t 19.3 20 支柱数量及丢失率 根（） 0.1 21 顶梁数量及丢失率 根（） 0.1 22 柱鞋数量及丢失率 个（） 无 23 炸药消耗 kg/万t 7291 24 雷管消耗 发/万吨 18125 25 煤层牌号 / / 26 含矸率 11 27 灰分 40.2 第六章 煤 质 管 理 一、煤质指标及要求 工作面所有人员均要有煤质意识，严格按生产工艺进行生产，破顶板时，矸石必须分装、分运。 二、提高煤质的措施 1、工作面采煤过程中，若采空区的涌水量较大时，煤质水分较大时，溜道喷雾装置停止喷雾。 2、工作面打眼工在打眼过程中，严格按爆破说明书进行打眼，严禁挑顶、底板，防止爆