XX煤礦采煤工作麵設計說明書
1 12022工作麵概況
1.1 12采區所處井田位置、采區邊界及鄰區情況
12采區位於井田南部，其邊界範圍為，北以+200m二1煤層底板等高線為界，南至二1煤層露頭，西以38111600緯線為界，東至井田邊界。采區走向長1400m，傾斜寬410m，煤層傾角平均24.5°，傾斜麵積630796m2。
該采區各係統於2010年6月份全部形成，具備安全生產條件，采區工作麵接替順序為：12062→12032→12042→12012→12022
1.2 12022工作麵位置及參數
12022工作麵為複采工作麵，位於12采區上部東翼，上(南)至礦井邊界保護煤柱，下(北)為已經回采結束的12042工作麵，西為12采區皮帶巷保護煤柱(30m)，東至礦區邊界。12022工作麵設計走向長500m，傾斜80m，麵積為40000m2，煤層平均厚度1.5m。工作麵上履地貌、地物標高+423～+512m，井下標高+277～+339m。
12022工作麵上部為複耕農田，沒有建築、公路及其它重要的設施，但工作麵距離地表較近，在回采後地表可能會出現裂縫或局部塌陷，在工作麵回采過程中要經常檢查，發現裂縫或塌陷區及時使用黃土進行夯實充填，防止地麵雨水倒灌進礦井。
1.3 煤層賦存特征
二1煤層位於下二疊統山西組下部，全區發育，結構簡單，層位穩定。煤層距其上的大占砂岩平均6.00m。
二1煤層頂板為砂質泥岩和泥岩，底板為砂岩。煤層厚度0～2.0m，平均1.5m，煤層走向270～273°，傾向0～3°，平均傾角25°，表現為單斜構造。
1.3.1煤質特征：
1)、物理性質二1煤為灰黑至黑色，條痕色為灰至棕黑色，呈粉沫狀，半亮至全亮型，金剛、似金屬光澤，具貝殼狀、參差狀斷口，性脆易碎。視密度1.38t/m3。二1煤層以粉煤為主，宏觀煤岩組份不清。顯微煤岩類型以亮煤、絲炭為主。有機顯微煤岩組份含量92.5%，以鏡質組為主，有少量半鏡質組和惰質組。鏡質組多為基質鏡質體、均質鏡質體，多呈條帶狀結構，為煤中其它組份的膠結體，木煤、木質鏡質體少見;半鏡質組中可見到糜棱狀構造，惰質組含量不多，主要為半絲基質體和絲質體，常破碎為弧狀和星狀，偶見絲質渾圓體和微粒體。無機組份含量7.5%，以粘土礦物為主，呈團塊狀單獨產出或粒狀鑲嵌在基質鏡質體中，次為碳酸鹽礦物，呈脈狀或團粒狀分布，硫化物主要為黃鐵礦，多呈脈狀充填於裂隙中。
1.3.2 瓦斯及煤塵等
1)、瓦斯：根據礦井瓦斯地質圖，該工作麵位於無突出危險區。經過開采後大量的瓦斯已經釋放，本工作麵按一般工作麵進行管理。
根據12042工作麵瓦斯湧出量推算，12022工作麵瓦斯湧出量最大為0.25 m3/min，最小為0.1m3/min，平均為0.15m3/min。
2)、煤層的自燃發火：根據煤炭科學研究總院重慶分院2007年6月29日對本礦所做的煤炭自燃傾向等級鑒定，鑒定結論：本礦井二1煤層屬於三類，不易自燃煤層。礦井在正常的生產過程中未發生過煤層自然發火現象，在生產曆史上無高溫自燃現象，據白坪井田區域資料，二1煤層自燃發火期為8～12個月，在以後的礦井生產中要對煤層的自燃加以預防。
3)、煤塵：煤炭科學研究總院重慶分院2007年6月29日對本礦所做的煤塵爆炸性鑒定報告，爆炸性試驗火焰長度10mm，抑製煤塵爆炸最低岩粉量10.94%，煤塵爆炸指數為17.03%。鑒定結論：有煤塵爆炸性。
1.4 煤層的頂底板情況
1)、二1煤層偽頂：炭質泥岩，僅局部可見，不發育，一般厚0.1-0.8m，隨采隨落，不易維護。
2)、二1煤層直接頂：砂質泥岩和泥岩，有局部為細粒砂岩，平均厚6.00m，岩石級別為4～5級，普氏硬度係數2～3， 岩石內磨擦角32°38´，垂直抗壓強度為40.9MPa，隨工作麵推進而自動垮落。
3)、二1煤層老頂：是灰白色、含雲母特多的細至中粒長石石英砂岩，層麵含大量白雲母片及炭質麵，俗稱大占砂岩。平均厚度13.24m左右，普氏硬度係數8～11，內磨擦角82°53´～84°48´，容重2.73噸/m3，垂直抗壓強度為82.5MPa，由於其厚度大，回采後一般不直接垮落，往往滯後一段時間垮落
4)、二1煤層偽底：炭質泥岩和砂質泥岩，厚度0.5-2.0m，質軟。
5)、二1煤層直接底板：砂岩，平均厚3.0m，層理比較明顯，開采時經常遇到基底不平現象。
6)、二1煤層老底：為石炭係太原組的L7-8灰岩，平均總厚為9.40m，質堅性脆。
1.5 工作麵儲量
12022工作麵設計走向長度500m，傾斜長度80m，麵積為40000m2，煤層平均厚度1.5m。
工業儲量：40000×1.5×1.38=8.28萬t;
可采儲量：37600×1.5×1.38=7.78萬t。
工作麵可采期：工作麵生產能力為0.8萬t/月，服務時間為9個月。
1.6 地質構造
該工作麵為單斜構造，沒有大的斷層及褶曲等其它構造，對工作麵回采沒有影響。
1.7 水文地質特征
1)、主要含水層
(1)上寒武統和中奧陶統灰岩岩溶裂隙承壓含水組
主要岩性為白雲質灰岩，溶洞發育，揭露最大厚度111.14m;該含水組單位湧水量0.00962～1.863L/s.m，滲透係數0.1567～5.85m/d，水位標高+229.25～+428.62m。
(2)太原組下段灰岩岩溶裂隙承壓含水層
該含水層為二1煤層間接充水含水層。為L1～L4石灰岩，石灰岩平均厚13.63m，該組單位湧水量0.0021～0.00491L/s.m，滲透係數0.0362～0.222m/d，水位標高+407.31m。
(3)太原組上段灰岩岩溶裂隙承壓含水層
該層為二1煤底板直接充水含水層。由L7灰岩及以上太原組組成，以L7灰岩為主，一般9.40m;該組單位湧水量0.353～0.664L/s.m，滲透係數2.93～9.44m/d，水位標高+268.989～+299.86m。
(4)二1煤頂板砂岩孔隙裂隙承壓含水層
係指二1煤以上60m範圍內的中、粗粒砂岩含水層，厚度2.45～58.23m，一般20m，其中以大占砂岩和香炭砂岩為主，岩芯破碎，含弱孔隙裂隙承壓水，鑽孔抽水單位湧水量0.0062～0.018L/s.m，滲透係數0.014～0.2974m/d，水位標高+320.86～+371.81m。反映其逕流條件不好，富水性弱的特點。該層為二1煤直接頂板含水層，正常情況，不會對開采二1煤造成威脅。
該采麵位於礦井上部，頂、底板無大的水害威脅。
2)、老窯、老空水
該采麵巷道在老空區掘進，經11采區揭露，采空區頂板並未鏽結，湧水流向深部，采空區內不會有大麵積積水，但局部可能有少量積水，存在老空水的威脅。嚴格按照探放水設計進行探放水。
3)、斷裂構造影響
本工作麵區域內無斷裂構造。
4)、水文地質條件及湧水量
由白坪井田水文地質資料得知，馬池礦位於白坪井田西部，二1煤頂板砂岩含水層富水性弱，水文地質條件簡單;二1煤底板太原組上段灰岩含水層為灰岩裂隙水，水文地質條件簡單，本井田處在水文地質條件簡單地段。
以鄰近12042采煤工作麵開采時湧水量為依據，推算12022工作麵湧水量：
12042工作麵正常湧水量為5m3/h，最大湧水量為8m3/h;12042工作麵位於12022工作麵下部，根據正常情況推算，下部12042工作麵的湧水量要大於上部12022工作麵的湧水量，考慮綜合因素，12022工作麵正常湧水量為5m3/h，最大湧水量為8m3/h。
1.8 其他因素
礦井區域內地溫梯度約為0.22°～2.62°C/100m，平均1.23°C/100m，該工作麵地溫、地壓均無異常。
2 巷道布置方式及支護形式的選擇、工作麵頂板支護設計
2.1 工作麵巷道布置
工作麵上、下付巷通過車場與副斜井連接，車場長度均為30m。由於12022下付巷前300m巷道為沿空掘進，等12042工作麵回采結束後進行掘進;先施工掘進12022上付巷與切眼。12022上、下付巷均采用工字鋼對棚支護，切眼采用單體柱配π型鋼梁支護。切眼位於12022上付巷505m位置，向下掘進與12042下付巷貫通形成工作麵。工作麵停采線位於12采區皮帶巷東30m處。
工作麵上、下付巷回風巷與車場中間各設置兩道正反向風門，12022上付巷回風繞巷與12012上付巷連接處設置兩道正反向風門。運輸巷、回風巷、聯巷均采用工字鋼對棚支護，淨斷麵均為6.1㎡。運輸巷主要擔負工作麵煤、矸運輸、進風和行人;回風巷擔負工作麵運料、回風和行人;聯巷擔負工作麵行人、運料等任務。(具體見工作麵設計圖)。
2.1.1 12022上付巷
12022上付巷開口坐標：x=3800111，y=38412417，頂板標高+338.8m。設計巷道沿煤層底板掘進，走向方位角930，平均坡度-20 42′。采用11﹟礦工鋼支護，規格為2.6×2.4m，掘進斷麵7.2 m2，淨斷麵6.1m2。該巷道擔負12022工作麵回采期間的運輸材料、回風、行人等任務。
2.1.2 12022下付巷
12022下付巷開口坐標：x=3800185，y=38412430，頂板標高+304.6m。12022下付巷外段300 m順著原來12042上付巷沿空掘巷，該巷道裏段195m掘進方位角93°，平均坡度-3°。采用11﹟礦工鋼支護2.6×2.4m，擴修斷麵7.2 m2，淨麵6.1m2。該巷道擔負12022工作麵回采期間的運煤、進風、行人等任務。
2.1.3 12022工作麵切眼
設計工作麵切眼從12022上付巷505m處向下沿煤層頂板掘進，方位角00，坡度-260 ，切眼長度為80m。
2.2 頂板管理
根據煤層賦存條件及頂底板岩層情況，頂板管理方式采用全部跨落法。
支架選用DZ22-30/100單體液壓支柱，本支柱可適用於炮采工作麵。其主要技術參數為：支護高度1700～2200㎜，額定工作阻力250kN，額定工作壓力29.5Mpa，初撐力115～157kN。頂梁選用FBD2400/300C型鋼梁。並配有XRB2B-150/200型乳化液泵站為采麵的單體液壓支柱供液。工作麵采用二梁五柱支護形式，棚間距為0.6m，該支護形式能夠滿足安全生產需要(經下麵驗算得出結果)。
2.2.1 頂板支護設計
直接頂為泥岩和砂質泥岩，厚度為6.0m。老頂為細-中粒大占砂岩，厚度13.24m。根據12042複采工作麵頂板觀測，直接頂初次垮落步距為10m，老頂初次來壓步距為15m，周期來壓步距為6m，屬二類中等較穩定頂板。局部頂板為原頂板垮落後膠結再生頂板。
采場控製設計：
該工作麵頂板控製設計從“支、護、穩”三方麵考慮設計。
(1)“支”：就是要求支架在其工作過程中能夠支撐住頂板所施加的壓力。在直接頂初次垮落、老頂初次來壓及周期來壓期間支柱所受壓力比平時大的多。因此，支護強度設計從這三個時期計算取最大值。
A、直接頂初次垮落期間
直接頂初次跨落期間要把直接頂安全地切在采空區，在此期間支架至少應承擔起直接頂初次垮落步距一半的重量，合理的支護強度為：
P1=MALAYA/2L小 =(6×10×2.5)/(2×2.4)=31.25t/m2
式中：P1——支架支護強度 t/m2
MA ----直接頂厚度 6m
YA ----直接頂平均容重 2.5t/m3
LA ----直接頂初次垮落步距 10m
L小 ----最小控頂距 2.4m
B、老頂初次來壓期間
要求支柱在不被壓死的情況下，P2能承擔起老頂重量的1/4及全部直接頂的作用力。
A= MeYeL/L小
=6×2.5×3.4/2.4= 21.25t/m2
式中：A ----直接頂作用力 t/m2
MA ----直接頂厚度 6m
Ye ----直接頂容重 2.5t/m2
L---- 最大控頂距 3.4m
L小 ---最小控頂距 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 ----支架支護強度 t/m2
A ----直接頂作用力 21.25t/m2
MB ----老頂厚度 13.24m
YB ----老頂容重 2.5t/m3
kt ----岩重分配係數 kt=2.5
L小 ---最小控頂距 2.4m
CB ----老頂初次來壓步距 15m
C、周期來壓期間
在此期間，要求支架承擔起直接頂，並能承擔部分老頂的作用力，以減緩老頂的來壓速度，合理的支護強度為：
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 ----支架支護強度 t/m2
A ----直接頂作用力 21.25t/m2
Mc ----老頂厚度 13.24m
YC----老頂容重 2.5t/m3
CC ----老頂周期來壓步距 6m
D、按經驗公式計算
按照經驗，支護強度為采高岩重的6～8倍。
P4=8M=6×2.5×2=30t/m2
式中：M-----采高2m 岩容重 2.5 噸
取以上最大值，合理的支護強度應為：P=P1=31.25t/m2
E、支護密度
按該工作麵棚距為0.6m，每棚站柱5根，則，支護密度為：
N實=5/(L棚×L柱) =5/(0.6×3.4) =2.45(根/m2)
式中：N實 ----實際支護密度 根/m2
L棚 ----實際棚距 0.6m
L柱 ----最大控頂距 3.4m
N設=Pmax/F0=31.25/24=1.30根/m2
式中：N設 ---支護強度必須的支護密度
Pmax ----計算取的最大支護強度
F0 ---支柱工作阻力，取額定工作阻力的80%為24t/根
經計算：N實=2.45根/m2>N設=1.30根/m2，故取支柱棚距為0.6m，每棚站柱5根，符合要求。
(2)“護”：包括護幫頂和護底
a、護幫頂：
護頂：根據工藝要求，頂板舍邦實行全封閉管理，保證不漏頂，不漏幫，根據理論計算和所提供的材料選擇600±50mm棚距(中-中)，對棚架設。使用荊芭質量必須可靠，做到強度高，密度大，椽子直徑不少於50mm，打頂時做到荊芭搭接合理(150至200mm)，椽子擺放均勻，每棚6根，不得出現漏頂現象。
b、護底
為保證采麵支柱支撐力，支柱要深入碴麵以下150mm，且要蹬到硬底上，底板鬆軟地段要站木鞋板、鐵鞋板或符號要求的塑料鞋板。(木鞋規格為:400mm×160mm×60mm)
(3)“穩”的準則
要求支架具有抵抗來自層麵方向推力的能力，為防止複合頂板推垮冒頂02manbetx.com 的發生，須提高支柱的初撐力，控製複合頂板的初期離層，增大軟硬岩層間的摩擦力。
P初 =hr(cosα+sinα/f)/G實
式中：P初 ----支柱初撐力 KN/根
h-----複合岩層厚度 根據跨落高度取2.5m
r-----複合岩層密度 2.0t/m³
α-----煤層傾角 26°
G實------支護密度 2.45根/米2
f------軟硬岩層之間摩擦係數 取0.9
則：P初=2.5×2.0×〔(cos26°+sin26°)/0.9〕/2.45
=2.83t/m2
=27.76kN
故：對照鄭煤集團規定，中排單體柱初撐力保證在55KN以上，煤牆及老塘側單體柱初撐力保證在30KN以上足以防止推垮型冒頂02manbetx.com 的發生。
2.2.2 采場支護設計
a、采場支護：采用DW22-30/100型單體柱配2.4m長π型鋼梁支護，每對棚5根柱，對棚距(中—中)0.6m，最大控頂距3.4m，最小控頂距2.4m，放頂步距1.0m，見圖附後。
b、工作麵下安全出口支護：工作麵下安全出口長3.0m，行人寬度不小於0.8m，高度不低於1.8m，布置6對12根3.8mπ型鋼梁支護，一梁三柱成對使用，交替邁步前移，每對棚距不超過0.6m。工作麵機頭與下付巷搭接處架設一對抬口棚，抬口棚必須保證抬住下付巷棚梁，用木楔背好。
c、工作麵上安全出口支護：工作麵上安全出口長3.0m，行人寬度不小於0.8m，高度不低於1.8m，布置6對12根3.8mπ型鋼梁支護，一梁三柱成對使用，交替邁步前移，每對棚距不超過0.6m。工作麵機尾與上付巷搭接處架設一對抬口棚，抬口棚必須保證抬住上付巷棚梁，用木楔背好。
d、上、下付巷超前支護：工作麵上、下付巷的上、下幫自工作麵煤牆不少於20m的超前支護。分別在上、下付巷的上、下幫自煤牆向外打設不少於10m的雙抬棚;以外10～20m打單抬棚支護，支在靠采麵的一側。抬棚用1.2m鉸接頂梁配合單體液壓柱支護，支柱要頂住梁的中間，梁離巷邦300mm為宜按線架設，與工字鋼梁不鉸接處用楔子背牢，不得間斷。
e、尾巷回收：上、下付巷尾巷與工作麵放頂線放齊，下付巷尾巷最多可滯後放頂線1m，保證柱、梁、坑木、工字鋼100%回收。
2.2.3 初次來壓、周期來壓和頂板管理
a、該工作麵根據相鄰工作麵頂板情況，預測初次來壓步距一般為15m，周期來壓步距為6m，在此期間頂板開始大麵積垮落，壓力急驟增大，所以必須加強頂板管理。
b、做好初次來壓期間頂板預測工作，每班技術員對當班頂板冒落情況如實向區隊彙報，填好記錄。
c、嚴格初采期間工程管理，工作麵在放炮或放頂之前要進行二次注液，保證柱子初撐力達到要求，支柱液壓閥漏液或卸載時，要及時處理。
d、頂板有來壓預兆或冒落預兆時，不準移副梁待壓力穩定後，方可進行移副梁放頂。並有班組長觀山，發現頂板異常，壓力增大有掉碴等預兆時，立即撤人。
e、初次來壓前，工作麵放頂時，工作麵溜子要停止運行或間斷運行，溜子停開有準確信號。
f、在工作麵初次來壓前，如果采空區的直接頂冒落高度小於1.5m或舍邦被埋少於支柱高度的三分之二以下時，舍幫要打抬棚，一梁三柱，背牢升緊，必要時，加密集支柱切頂和在舍幫每隔5m打設木垛加強支護，工作麵嚴禁出現空載支柱。
該采麵推至離12采區皮帶下山30m處為停采線，進行回收，回收時，製定專項安全技術措施，回采結束後，45天內，必須對采空區進行封閉注漿。
3 12022工作麵生產係統
3.1 運輸係統
3.1.1 運煤路線
12022工作麵(溜子)→12022下付巷(溜子、皮帶)→12采區皮帶下山(皮帶)→四巷溜煤囤→主一部皮帶→主井→平地(皮帶)煤場
3.1.2 運料路線
設備、平地料場→斜井井口裝車→斜井軌道→軌道下山→12022上付巷車場→12022上付巷→工作麵。
3.1.3 工作麵運輸設備選型
12022下付巷長度495m，傾角β=-3°，對該工作麵設備進行選型設計。工作麵下巷裏段100m溜子運輸。
(一)、膠帶機選型
1、設計依據
設計生產能力 30萬t/a
輸送長度 L = 400m
上山傾角 β = 3°
工作製度330d/a，16h/d
運輸任務 擔負回采工作麵運煤
煤的散集容重 γ=0.98t ∕m3
煤在膠帶上的堆積角 ρ = 30°
煤的最大塊度 αmax=150mm(大部分接近麵煤)
設計生產率 A=100t/h
初選用DTL65/20/30型膠帶輸送機,其參數：帶速1.63m/s，膠帶寬度650mm，電機功率2*30KW，電壓660V。
式中：m—電動機功率備用係數，取1.15;
η1—機械傳動效率，一般取0.9;
a—多機不平衡係數，雙機時取0.9;
b—電壓降係數，井下采區取0.9。
5、膠帶輸送機選擇
根據以上計算，運輸巷采用功率2*30KW防爆電機驅動的原有DTL65/20/30型膠帶輸送機,其參數：設計運輸生產率200t/h，帶速1.63m/s，膠帶寬度650mm，電機功率2*30KW，電壓660V。
膠帶機鋪設完成後，應檢測運輸設備及其鋪設質量，使之符合相關01manbetx 、規範及行業規定的要求。
6、運輸能力驗算
A=B(KVγC)2/(1000×1.25)
=0.65×(458×1.6×0.98×0.9)2/(1000×1.25)
=217t/h
年運輸能力計算為：
330×10×110=33萬t/a
式中：330 —年設計330天工作;
10 — 每天10h淨運輸工作時間;
110 — 每小時平均運輸能力，取217t/h的一半。
富裕係數33/5=6.6﹥1.2，滿足運輸要求。
(二)、順槽刮板機輸送選型
1、設計依據
設計年生產能力 30萬t/a
輸送長度 L=120m
傾角向上 β=3°
運輸任務 擔負采區運煤
設計運輸生產率 A=50t/h
2、選擇刮板機輸送類型
根據A=50t/h，順槽選用SGB420/40T型刮板輸送機。其有關技術特征：
出廠長度：L=120米
運輸能力：M=80t/h
刮板鏈速：v=0.86米/秒
刮板質量：q0=16.95公斤/米
電機功率：N=40KW
破斷拉力：SP=320000N
3、運行阻力、牽引力和功率計算
重段運行阻力
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
空段運行阻力
Wk= q0×g×L(wocosβ+sinβ)×g
=16.95×120(0.4cos4°+sin4°) ×9.8
=8442.14N
考慮曲線段阻力及彎曲段的附加阻力則總牽引力
Wo=1.21×( Wk +Wxh)
=1.21×(8442.14+19471.38)
=33775.4N
電動機軸上的總功率計算
N=WOv/1000*0.8(傳動裝置效率) =33775.4×0.86/800
=36.31KW
考慮20%的備用功率取電動機功率備用係數1.2
N=1.2×36.31=43.57KW
電機功率不夠，因此采用SGB420/80T型刮板輸送機，雙電機驅動。
4、鏈子強度驗算
K=2*0.85×Sp/Smax=2×0.85×320000/33775.4
=16.11>4.2 鏈子強度足夠。
順槽選用一部SGB420/80T型刮板輸送機。
(三)、切巷刮板機輸送選型
1、設計依據
設計年生產能力 30t/a
輸送長度 L =80m
傾角向上 β = 26°
運輸任務 擔負采區運煤
設計運輸生產率 A=50t/h
考慮切巷刮板輸送機運行條件均優於順槽刮板輸送機運行條件，故切巷刮板輸送機選型計算從略，直接選用一部SGB420/40T型刮板輸送機。
3.2 通風係統
礦井通風方式為中央並列式，通風方法為負壓抽出式，即主立井、副斜井進風，回風立井回風，在地麵風井安裝兩台FBCDZ-NO.19型對旋軸流式通風機。一台工作，一台備用，配套電機110KW×2，電壓380V。礦井總進風量為4077m3/min，總回風量為4158m3/min，負壓1320Pa，能夠滿足安全生產需要。
設計工作麵采用U型通風方式，風流路線為：副斜井→12022進風繞巷→12022下付巷→工作麵→12022上付巷→回風繞巷→八井回風下山→風井→地麵。
3.2.1 掘進工作麵需要風量
掘進工作麵需風量按瓦斯湧出量，爆破需風量和同時作業最多人數分別計算，然後取其中最大值。
(1)按瓦斯湧出量計算
Q煤掘=100×q掘絕×KCH4=100×0.25×1.8=45m3/min
式中：KCH4-瓦斯湧出不均衡通風係數，取1.8;
q掘絕-絕對瓦斯湧出量，取0.25 m3/min;
(2)按人數計算掘進工作麵實際需風量
Q掘=4N=4×20=80m3/min
式中：N-掘進工作麵同時工作的最多人數，取20人
(3)按掘進工作麵炸藥消耗量計算需風量
Q掘=25A=25×6=150m3/min
式中：A-一次爆破炸藥取最大用量6kg
經計算，煤巷掘進工作麵需風量取最大值，即按爆破需風量計算值150m3/min。
風速驗算：
V=Q掘÷S掘=150÷6.1÷60=0.410m/s
0.25 m/s
(4)風機、風筒選型
根據以上計算選用FBDYN0562-2×11KW型局扇，其工作風量為200～400m3/min，全風壓為350～4000Pa,可以滿足要求。
選用直徑為600mm的膠質雙抗風筒，雙反壓邊接頭，每10m為一節。要求風筒吊掛平直，無接頭漏風，無破口，風筒長為500m，百米漏風率不大於3%。
3.2.2 采煤工作麵需要風量
采煤工作麵需要風量按瓦斯湧出量、爆破後的有害氣體產生量以及工作麵氣溫、風速和人數等規定分別進行計算，然後取其中最大值。
(1)按回采工作麵回風流中瓦斯湧出量計算
Q采=100q采絕×KCH4 =100×0.495×2.0=99m3/min
式中：Q采―回采工作麵需要風量，m3/min;
q采絕―回采工作麵回風巷風流中瓦斯的平均絕對湧出量，取最大值0.495m3/min;
KCH4―采麵瓦斯湧出不均衡通風係數，炮采1.4～2.0，取2.0;
(2)按工作麵溫度計算
Q采=60V采S采K采 =60×1.0×5.8×1.0=348m3/min
式中：V采—采煤工作麵的風速，按采煤工作麵溫度選取，0.8-1.0m/s;
S采—采煤工作麵有效通風斷麵，取最大和最小控頂距時有效斷麵的平均值，5.8m²;
K采—采煤工作麵長度風量係數，按采煤工作麵長度選取，1.0;
(3)按回采工作麵炸藥消耗量計算需風量
Q采=25A = 25×1.8=45m3/min
式中：A一次爆破炸藥取最大用量1.8kg
(4)按回采工作麵同時作業人數計算需風量
Q采=4N =4×70=280m3/min
式中：N—采煤工作麵作業最多人數為49人，考慮交接班及管理人員等情況，取70人/班;
經計算，采煤工作麵需風量最大值為348m3/min(5.8m3/s)。按照有關規定要求，工作麵風量取400m3/min(6.7m3/s)。風速驗算：
V=Q采÷S采=6.7÷4.8=1.38m/s
0.25 m/s
經驗算，工作麵配風量為400m3/min(6.7m3/s)符合01manbetx 要求。
3.3 采麵供電
井下中央變電所高低壓配電設備均選用礦用防爆型設備，井下其它電氣設備均選用礦用隔爆型。
井下變壓器選用KBSGZY-500/10/0.69、KBSGZY-100/10/0.69、KBSGZY-400/10/0.69型礦用變壓器，660V低壓配電開關選用BKD1-400Z/660Z型和BKD1-400Z/600F真空饋電開關。
3.3.1 電纜截麵的選擇
根據礦井實際，向該工作麵供電的中央變電所距回采工作麵運輸巷皮帶機頭550m，變壓器型號為KBSG-500KVA。對於低壓線路，一般按長時允許電流初選，按允許電壓損失及機械強度校驗。
1、按長時允許電流選擇電纜截麵
礦用橡套電纜載流量：其具體情況如表3-1所示。
3-1 礦用橡套電纜載流量情況
要求導線的長時允許電流小於線路的負荷電流。即：
KIac≥Ica
式中：Iac---空氣溫度為25度時，電纜允許載流量;
K---環境溫度修正係數，取1;
Ica---用電設備持續工作電流
(1)對於順槽選用的膠帶機額定功率為2*30KW，其額定電流為Ie=P/√3Ucos¢
其中P=2*30KW
U=660V
cos¢=0.85
則Ie=47500/1.732×660×0.85=48.92A
支線路的負荷電流Ica1=48.92A
(2)對於順槽選用的雜質泵額定功率為15KW，其額定電流為Ie=P/√3Ucos¢
其中P=15KW
U=660V
cos¢=0.85
則Ie=15000/1.7326×60×0.85=15.43A
支線路的負荷電流Ica2=15.43A
(3)對於順槽選用的單台刮板機額定功率為2×40KW，其額定電流為Ie=P/√3Ucos¢
其中P=80KW
U=660V
cos¢=0.85
則Ie=80000/1.732×660×0.85=82.33A
支線路的負荷電流Ica3=82.33A
(4)對於切巷選用的單台刮板機額定功率為40KW，其額定電流為Ie=P/√3Ucos¢
其中P=40KW
U=660V
cos¢=0.85
則Ie=40000/1.732×660×0.85=41.17A
支線路的負荷電流Ica4=41.17A
幹線路的額定負荷電流IcaZ1= Ica1 +Ica2+ Ica3+ Ica4
=48.92+15.43+82.33+41.77
=188.45A
根據線路的負荷電流並考慮負荷增加等情況，總電源線路選用截麵70mm2電纜;皮帶機、雜質泵、單台刮板機之間選用截麵70mm2電纜;刮板機電源分支線路的電纜選用截麵25mm2電纜;皮帶機、雜質泵電源分支線路的電纜均選用截麵16mm2電纜。
3.3.2 按電纜網路的電壓損失校驗電纜截麵
為保證用電設備的正常運行，電纜網路實際電壓損失不應超過網路所允許的電壓損失，即端電壓不得小於額定電壓的95%。為此應 選用足夠大的電纜截麵，以使電壓不得超過允許值。終端電壓損失算：
3.3.3 低壓開關的選擇及整定
1、低壓開關選擇
井下動力線網中低壓饋電開關選用礦用隔爆型真空饋電開關，啟動器選用真空磁力起動器，所用開關的額定電壓應不小於所在電網的額定電壓，額定電流應不小於其所控製線路的最大長時工作電流。對於控製單台或兩台電動機的開關，其最大長時工作電流可取電動機的額定電流。
按照計算，支線路最大負荷電流Ica=82.33，幹線路的負荷電流Ica=188.45A，所以由變電所向采麵供電的低壓總饋電開關可選用額定電流為200A KJZ型真空開關;向皮帶機、刮板運輸機和液壓鑽機供電的啟動開關選用額定電流為80A的QBZ型真空啟動器。
2、低壓開關整定
(1)由變電所向掘進工作麵供電的低壓總饋電開關的整定
過負荷整定：
IZ≥1.1×Icaz=1.1×188.45=207A
取0.9倍的額定電流，即0.9*200=180A
短路整定：
IZd≥5×Icaz=5×188.45=944.25A
取5倍，即5×200=1000A
整定校驗：
K=Imin(2)/IZd=3145/1000=3.14>1.5,整定合格。
式中IZ-----過負荷整定電流，A;
Imin(2)--被保護線路末端最小兩相短路電流，A;查表換算得出3145A;
IZd-----短路整定電流，A。
(2)下付巷低壓總饋電開關的整定
過負荷整定：
IZ≥1.1×Icaz=1.1×188.45=207A
取0.9倍的額定電流，即0.9*200=180A
短路整定：
IZd≥5×Icaz=5×188.45=944.25A
取5倍，即5×200=1000A
整定校驗：
K=Imin(2)/IZd=3145/800=3.14>1.5,整定合格。
式中IZ-----過負荷整定電流，A;
Imin(2)--被保護線路末端最小兩相短路電流，A;查表換算得出3145 A;
IZd-----短路整定電流，A。
(3)皮帶機啟動器開關整定
過負荷整定：
IZ≥Ica1=48.92A
整定JDB-80保護器5.5×9低檔位，即49.5A
(4)順槽刮板輸送機啟動器開關整定
過負荷整定：
IZ≥Ica2=41.17A
整定JDB-80保護器5.5×8檔位，即44A
(5)雜質泵啟動器開關整定
過負荷整定：
IZ≥Ica2=15.43A
整定JDB-80保護器5.5×3檔位，即16.5A
(6)切巷刮板輸送機啟動器開關整定
過負荷整定：
IZ≥Ica2=41.17A
整定JDB-80保護器5.5×8檔位，即44A
3.4 防、排水係統
經計算預計工作麵正常湧水量Q正=5m3/h，最大湧水量Q大=8m3/h。
根據12022工作麵的正常湧水量和最大湧水量選用D25-A型水泵，水泵的排水能力為25m3/h，電機功率為15KW。在工作麵下付巷安裝兩台D25-A型水泵，正常排水時一台水泵排水，一台水泵備用。工作麵湧水直接流入采麵臨時水倉再排入中央泵房(4台D85-30×9水泵)，由主排水泵經主井井筒排至地麵。
3.5 供水及防塵灑水係統
水池有三個，一是主井兩座400m3水池，水源為礦井水;二是由白坪鄉石門水廠供應生產用水，付井一座200m3水池。兩水源供水均可靠，滿足12022工作麵生產及生活需要。
井下消防管道與井下灑水管道采用同一供水管網，其用水由生產水池供給，給水管從主、副井井筒進入12022工作麵上、下付巷。
采用ZJ-Y44H減壓閥進行減壓，消防灑水管道采用無縫鋼管，支管D76×4.5mm和D50×4mm。
設計中12022工作麵的巷道中均敷設灑水管。在所有敷設管道的巷道內，每隔50m設DN25支管和DN25截止閥做衝洗巷道用，煤巷掘進工作麵每隔50m設置一個灑水閥門。並配備一定數量的膠皮管。
3.6 工作麵供水、照明係統
12042上、下車場內安設防爆照明設備，工作麵采用工人佩戴的礦燈照明。
礦井安裝DDK-6型綜合調度通訊係統，內部電話容量128門。井下使用KTH型礦用本安型自動按鍵電話機，12042工作麵上、下付巷超前支護內及皮帶運輸轉載點等處安裝專號電話，可直接與調度室和井上、下各科室、區隊直接聯係。能夠滿足安全生產的需要。七水平車場安裝一部直撥電話(62733601)可以滿足對外聯絡的需要;通信電纜在入井處裝設熔斷器和避雷裝置，以防雷電波及井下。
3.7 壓風係統
1、壓風設備
地麵安裝兩台FHOG-D250F型單螺杆空氣壓縮機，額定風量42m³/min，一用一備。
2、壓風自救係統
沿副斜井鋪設直徑為159mm(厚度為5mm)的無縫鋼管主管路，支管為直徑75mm(厚度為3.5mm)的無縫鋼管。風壓、風量滿足工作麵及礦井安全生產需要。
12022上、下付巷壓風管路：地麵空壓機房→副斜井→12022上、下付巷。
3、管路要求
(1)、管路規格：壓風自救支管路為直徑φ75×3.5mm無縫鋼管。
(2)、管路敷設牢固平直，接頭嚴密不漏風，氣源接口處要有總閥門，便於壓風自救的維護。
(3)、必須在管路上設置水分離器(小風包)，保證供風清潔，防止自救袋噴頭堵塞。
4、自救袋安裝
(1)、12022上、下付巷每隔50m設置一個三通閥門，並安裝一組壓風自救袋，每組安裝的數量不得少於5～8個，每個壓風自救袋需風量0.1m3/min。
(2)、壓風自救袋要安裝在地點寬敞、支護良好、沒有雜物堆積的人行道側，人行道寬要保持在0.8m以上。
(3)、自救袋的安裝高度按距底板1.2～1.3m，便於現場人員自救應用。
5、係統調試
壓風自救管路接好後，在自救袋安裝前要進行通氣試驗，在管路低窪處安裝防水閥門，並將管路的雜質及鏽蝕粉末吹出，並測量供風量。自救袋裝好後，由安裝人員逐個檢查，保證使用性能。
6、使用管理
(1)、使用單位指定專人每天對管路、自救袋進行檢查，及時處理管路和自救袋存在的漏氣、堵塞等問題，保證壓風自救係統處於完好狀態。
(2)、壓風自救係統的氣源總閥門必須處於常開狀態，無特殊情況嚴禁關閉。
(3)、使用單位要加強職工培訓，現場每個施工人員必須熟練掌握壓風自救裝置的使用方法。
(4)、通風安全科要認真監督檢查壓風自救係統的安裝和日常管理工作。
3.8 工作麵安全監測監控係統
本工作麵為複采煤，為低瓦斯工作麵，煤層屬不易自燃煤層，煤塵有爆炸危險性。為了提高煤礦安全生產保障能力，準確了解工作麵環境狀況，防止安全02manbetx.com 的發生，利用礦井KJ95N型煤礦安全生產監測監控係統。
該係統由地麵中心站、井上、下分站、電源箱及礦用傳感器和礦用安全生產監測軟件組成。係統配備主機兩台，一備一用。另外配備打印機和UPS備用電源2台。監控係統的電源采用雙電源，引自地麵變電所低壓開關櫃，以保證係統供電的可靠性。
工作麵傳感器電纜選用MHYBVR型號礦用聚乙烯絕緣、鍍鋅鋼絲編織鎧裝聚氯乙烯護套信號軟電纜。所選用的監測設備為本質安全型產品。
監測係統利用2號分站，對12022局部扇風機的開停、采、掘工作麵瓦斯、上下付巷風門的開關工作狀態進行采集處理，並對瓦斯超限進行報警、斷電控製。設計工作麵下付巷安裝1台瓦斯傳感器，上付巷安裝3台瓦斯傳感器。傳感器懸掛地點分別是： T1瓦斯傳感器懸掛在下付巷距工作麵下安全出口5～15m範圍內，T2傳感器懸掛在工作麵上隅角，T3傳感器懸掛在距工作麵5～10m範圍內，T4傳感器懸掛在工作麵上付巷距回風聯巷口向後5～15m範圍內。均距巷道頂部不大於300mm、距幫不小於200mm處。斷電範圍：該工作麵範圍內和回風巷道中的一切非本質安全型電器設備電源。
T1瓦斯報警濃度：CH4≥0.5%
T1瓦斯斷電濃度：CH4≥0.5%
T1複電濃度：CH4<0.5%
T1、T2、T3瓦斯報警濃度：CH4≥0.8%
T1、T2、T3瓦斯斷電濃度：CH4≥0.8%
T1、T2、T3複電濃度：CH4<0.8%
監控分站的電源取自井下中央變電所。
12022工作麵上付巷測風站設置風速傳感器(V)一台，甲烷傳感器(T4 )處同時設置一氧化碳傳感器(CO)，上、下付巷風門處設置風門開停傳感器。
3.9 防滅火係統
3.9.1 防滅火管路係統：利用灑水降塵管路
地麵→副斜井→12042回采工作麵上、下付巷。
1、井下各種電器設備要消滅失爆現象，杜絕各種火源，防止火災發生。
2、設備加強檢修，減少自身摩擦，當溫度超限時停止運行。
3、工作麵下隅角老塘垮落不充分時，必須用編織煤袋圍實或采用風布將漏風處擋嚴。
4、任何人發現井下火災時，應視火災性質、災區通風和瓦斯情況，立即采取一切可能的方法直接滅火，控製火勢，並迅速報告調度室。調度室在接到井下火災報告後，應立即按滅火預防和處理計劃通知有關人員組織搶救災區人員和實施滅火工作。
5、值班調度和在現場的區、隊、班組長應依照災害預防和處理計劃的規定，將所有可能受火災威脅地區中的人員撤離，並組織人員滅火。
6、電氣設備著火時，應首先切斷其電源;在切斷電源前，隻準使用不導電的滅火器材進行滅火。
7、搶救人員和滅火過程中，必須指定專人檢查瓦斯、一氧化碳、煤塵、其它有害氣體和風向、風量的變化，還必須製定防止瓦斯、煤塵爆炸和人員中毒的安全措施。
4 工作麵生產能力
該工作麵切巷長度為80m，每循環推進1m，煤層平均厚度為1.5m，煤容重為1.38t/m³，工作麵回采率為95%。
工作麵循環產量為：80×1×1.5×1.38×95%=114噸
工作麵日產量為：114×3=342噸(每天三個循環)
工作麵月產量為：342×26=8890噸(每月生產天數按26天計算)
5 采煤工藝及設備選型
5.1 采煤方法
根據本工作麵煤層賦存條件及地質構造情況，結合我礦現有技術條件，采用走向長壁後退式采煤方法，全部垮落法管理頂板。如果工作麵煤層穩定采用手鎬落煤，需要破底或有夾矸時爆破落煤。
5.2 工藝流程
工藝過程：注水→打眼→裝藥→放炮→檢查處理→移主梁→攉煤→刷幫站柱→移副梁→摘柱→推移刮板輸送機→站中排柱(移一節站一節)→試運行
1、該工作麵為複采工作麵，根據上下付巷、切巷掘進情況及12042工作麵回采情況03manbetx ，工作麵煤體濕潤，回采過程中很少產生煤塵。如果局部煤體幹燥，工作麵采用煤壁淺孔動壓注水方式來降低煤塵，具體要求如下：
(1)、注水方法
打注水孔：采用ZQSJ-65/2.3手持式風鑽，φ42×1000mm的鑽杆。
‚注水孔設計：
上、下巷20m範圍內每隔3m布置1個注水孔，呈單排布置，深度15m;在工作麵中部40m範圍內，每隔5m布置1個注水孔;注水孔呈單排布置，深度10m，控製煤壁上半部煤層。開孔位置為巷頂以下0.5m,鑽孔方位垂直煤牆，傾角為50。每打一循環注水鑽孔，工作麵可推進5m，留5m以上注水鑽孔超前距;如果煤層厚度低於1.3m，工作麵不再注水。
③注水孔封堵：注水孔封堵采用FKSY20/38×1200mm水力膨脹式封孔器封孔，封孔深度不小於1.5m，封孔器與高壓管連接銷子口向下，防止封孔器因銷子脫落遺留在注水孔內。
④煤層注水：用快速接頭使封口器與高壓膠管連接，注水壓力控製在2.5Mpa～5Mpa以內。
⑤注水時間以煤牆掛汗、梁頭滴水、相鄰注水孔出水為宜。
(2)、注意事項：
打眼工必須嚴格按照01manbetx 01manbetx 執行。
‚打眼前必須先檢查工作地點的幫頂是否完好。
ƒ注水時嚴禁人員正對注水孔。
④、第一個注水眼與兩巷保持5m間距，在對其注水時，必須嚴格觀察上、下付巷替棚支架有無變化。否則，必須加固支架後再進行注水。
⑤、工作麵爆破前，將炮眼附近注水孔用煤粉等封孔。嚴禁將注水孔作為炮眼裝藥爆破。
12022工作麵注水孔剖麵圖
12022工作麵注水孔布置圖
2、打眼、裝藥
工作麵生產前，跟班隊長及班長負責處理采麵不安全隱患，然後工作人員進行首次回柱。即：將每眼場每棚主梁老塘柱回出，並支設在副梁的中間，與主梁的中間柱站齊，同時，檢查工作地點附近20m範圍內瓦斯濃度，在瓦斯濃度不超限的情況下，嚴格按要求開始工作麵打眼、裝藥等各項工作。
3、爆破
1)、爆破器材的選用：
選用MFB-100型起爆器，最大起爆能力100發，另選用導通歐姆表來檢驗爆破線路的導通情況。選用安全等級為礦用三級水膠乳化炸藥。選用煤礦許用毫秒電雷管，橋絲為鎳鉻絲,鐵絲腳線,電阻一般為5-6Ω。
2)、炮眼布置和裝藥量
⑴、工作麵采高1.8m，采用“雙排三花眼”布置炮眼，頂眼間距2.4m，距頂板0.4m，眼深1m;底眼間距2.4m，距底0.3m，眼深1.2m。詳見炮眼布置圖。
(2)、聯線方式：聯炮必須采用串聯，不得並聯或混聯，起爆順序自下而上底頂眼依次起爆。(其聯線方式見下圖)
2 4 6 8
1 3 5 7
(3)、起爆長度及裝藥量：起爆長度一般為6m(10棚8眼)。均采用正向裝藥(見正向裝藥結構示意圖)，頂眼一般藥量150g，底眼一般藥量300g。
說明：每眼裝藥量由班組長和放炮員根據工作麵頂、底板情況，煤質軟硬及地質構造情況適當增減。如果煤質硬或打底，要根據具體情況製定專項安全技術措施。
正向裝藥示意圖
1 2 3 4 5
1、雷管腳線 2、炮泥 3、雷管 4、藥卷 5、聚能穴
爆破參數及材料消耗表按每10m計算消耗量
爆破參數及材料消耗表
4、檢查處理
放炮後，檢查支護情況，發現支柱歪旋等問題，要及時處理，待問題處理完畢，方可進行其他工作。
5、裝運煤
爆破自裝一部分煤，其餘采用人工裝煤。
煤的運輸：工作麵使用一部SGW-420/40x(150t/h)型可彎曲刮板運輸機，下付巷采用一部SGW-420/40x刮板運輸機和一部SD-650型膠帶輸送機，經過皮帶下山膠帶輸送機至主井煤倉再經箕鬥提升至地麵。
6、移主梁、護頂、攉煤
放炮後，要及時攉煤、刷幫、挑頂，挑頂掏梁窩長度達到1m時，兩人配合開始移主梁護頂。移主梁前，要將主梁的防倒鏈換到副梁上，卡緊卡牢，提前準備好注液槍。移主梁時，采煤工落主梁煤牆支柱至合適位置(200㎜左右)，同時由攉煤工落主梁中排柱至適當位置(200㎜左右)，落支柱時，兩人要相互配合好，扶穩支柱和頂梁，然後采煤工兩手托起頂梁，攉煤工肩抬頂梁，兩人一起迅速將頂梁向煤壁移動，主梁移到位置後，及時荊笆、椽子進行護頂，頂護好後，迅速升緊煤牆、中排巷支柱，並重新拴好防倒鏈。然後攉煤。此時工作麵形成最大控頂距3.4m。
7、移副梁﹙放頂﹚
當工作麵全部采通或分段采通後，即可把錯後的副梁前移，移副梁前，須先把副梁老塘柱回出，站到主梁煤牆側，副梁前移後，原來副梁的煤牆柱仍站到副梁煤牆側。放頂應由下向上逐棚進行。作業前先檢查安全情況，要求支架不歪不旋，放頂退路暢通，在安全的情況下方可作業。副梁前移與主梁並成對棚後，煤壁片幫或有片幫危險時，必須及時用椽子、荊笆進行蔽幫。此時，采麵刮板運輸機在老塘側，工作麵形成最小控頂距2.4m。
8、移刮板運輸機
(1)采麵副梁移到位後，工作麵浮煤、雜物清除幹淨，然後開始移刮板運輸機。
(2)移刮板運輸機必須從機頭或從機尾進行，嚴禁從中間往兩頭移或從兩頭往中間移，邊移刮板運輸機邊摘中排柱，不準提前摘中排柱，移溜摘柱距離不大於30棚，移刮板運輸機後，要及時將柱站好，並穿齊穿正柱鞋。移刮板運輸機要做到平、直、穩、正、牢，與煤壁保持0.2m間距。工作麵移刮板運輸機打彎處不準低於15m，這15m中排支柱隨彎移刮板運輸機站柱，支柱在煤牆側距溜子小於0.1m，三用閥手把一致且支柱迎山有力。移刮板運輸機後及時打上機頭、機尾壓(戧)柱，蓋好機尾蓋板。
(3)工作麵移機頭、機尾時，采麵刮板運輸機必須停機，機頭(機尾)移過後在安全條件下開機。
9、采空區處理
采用全部垮落法處理采空區，要求冒落高度普遍大於1.5倍的采高，當采空區冒落不充分(麵積超過2×5m2)時，采用在舍幫加木垛或打叉子棚加固支護，並在舍幫加密集柱進行切頂。如果采取措施後，頂板仍然不垮落，必須進行強製放頂，並製定專項安全技術措施。
5.3 工作麵設備布置
工作麵回采時采用爆破落煤，人工裝煤，采用40T刮板輸送機運煤。
回采工作麵順槽運輸設備，選用一台可彎曲刮板機和一台膠帶輸送機，配合使用運送煤炭。此設備使用方便，管理簡單，安全可靠。
5.4 循環作業方式
工作麵自下向上，按照回采工藝流程進行循環作業。
6 勞動組織及人員配備、正規循環作業及工作麵
主要經濟技術指標
6.1 勞動組織
根據工作麵需要進行人員組織，勞動組織采用專業工種分段作業形式。除裝藥、放炮、機電維修、材料運送由專人負責外，其它工序是由若幹小組，分段完成破、采、裝、支、運等任務，各工序分工既有分工、又有合作。
附表 工人出勤表
序號工 種出 勤 人 數
八點班四點班零點班小計
1. 1正副隊長2226
2. 2技術員1113
3. 3安全員1113
4. 4泵站司機1113
5. 5刮板輸送機司機2226
6. 6電工修理工2226
7. 7攉煤工88824
8. 8放炮工3339
9. 9掘工16161648
10支柱工1113
11清皮帶巷工1113
12運料工3339
13上下付巷打茬3339
14皮帶司機1113
15工作麵維修2226
16煤壁注水 2226
17合 計494949147
6.2 正規循環作業
本工作麵采用“三、八”工作製度，邊采邊放的作業方式，循環進度為1.0m，日循環個數3個。(正規循環圖表見附圖)
6.3 主要經濟技術指標
主要經濟技術指標表
序號項目單 位數量備 注
1工作麵平均走向長度m500
2工作麵平均傾斜長度m80
3煤層平均厚度m1.5
4煤溶重km/m31.38
5煤層傾角度26
6工作麵正常湧水量M3/h5
7工作麵最大湧水量M3/h8
8工作麵最大控頂距M3.4
9工作麵最小控頂距m2.4
10放頂步距m1
11工作麵工業儲量萬t8.28
12工作麵可采儲量萬t7.78
13設計回采率%95
14循環產量t114
15循環進度M1
16日循環個數個3
17日產量t342
18噸煤炸藥消耗kg/t0.065
19噸煤雷管消耗個/t0.216
20噸煤椽子消耗根/t2.59
21噸煤荊芭消耗個/t0.518
22采煤工效t/人2.3
23全員工效t/人1.8
24可采期月9
25工作麵設計生產能力萬t/a9.6
7 工程質量管理及煤質管理
(1)隊成立工程驗收小組，製定完善的工程管理製度，現場工作中必須嚴抓細管，杜絕出現不合格工程。
(2)工程驗收員嚴格堅持現場交接班製度，不得提前升井。工作麵放炮後，必須及時到位，搞好現場管理。
(3)工作麵必須認真搞好多次注液工作，工程驗收員必須隨身攜帶壓力表，搞好支柱支護強度動態監測工作。
(4)每班必須對工作麵工程質量、安全情況有記錄，認真填寫采麵工程質量驗收表。
(5)建立嚴格的日查、旬檢製度。采麵工程質量驗收單及日查旬查反映的問題必須限期整改，並報主管領導。
7.2 機電設備管理措施
1)、加強電器設備的管理，保證井下電器設備的完好率達到100%，消滅電器失爆，實行分片包幹，責任到人，並懸掛設備管理牌。
2)、掘進期間，局部通風機供電應具備“雙三專”供電，雙專供電線路上除局部通風機外，不得“T”接其他任何負荷。三台及以上開關集中地點，必須安設可靠的局部接地極。
3)、掘進施工，不得使用防爆型煤電鑽，應使用風煤鑽。
4)、電纜嚴禁與瓦斯抽放管同側敷設。
5)電器設備管理堅持作到“三無、四有、兩齊、三全、三堅持”和“五不漏”即“不漏油、不漏電、不漏風、不漏氣、不漏水”。
6)、加強機電設備掛牌管理，嚴禁電器設備帶病運轉，杜絕電器設備失爆。在用設備電纜必須懸掛整齊，嚴禁扭結，若與水管、風筒懸掛在一幫時，與其必須保持0.3m的距離，嚴禁拖地、水浸、煤埋、擠壓、碰撞等現象。堅持使用檢漏繼電器和煤電鑽綜合保護裝置。
7)、各種保護裝置不全的電器設備立即更換或升井維修。
8)、移動電器設備時，嚴禁帶電作業，重要電器設備處要設警標，柵欄或說明牌。
9)、嚴格執行停、送電製度，因檢修等原因需要停電時，必須懸掛“有人工作，嚴禁送電”的警牌，檢修結束後，有停電人員親自送電，嚴禁預約送電。
10)、非防爆電器設備及失爆設備嚴禁入井。
7.3 兩巷維修和文明生產管理
1、巷道維修工要經常對上下順槽進行檢查,發現支架變形要及時擴修,保證巷道符合要求。
2、要求兩巷支架完整,金屬支架撐木齊全,有效可靠。無斷梁折柱，空幫空頂現象。班班檢查兩巷安全暢通情況，發現問題立即處理。
3、工作麵上、下兩巷淨高不低於1.8m，人行道寬度不少於0.7m，巷道無積水(長5m,深0.1m)，無浮煤雜物，材料設備碼放整齊，並有標誌牌
7.4 煤質指標及煤質保證措施
煤質指標表
W
%A
%V
%Q
卡/克FC
%S
%Y工業牌號
0.9713.8912.6372901.0330.360貧煤
1、隊成立以隊長為組長，各跟班隊長和工程驗收員為成員的煤質管理小組，班長是搞好煤質工作的第一責任者。
2、放煤工必須持證上崗，放頂前準備好荊笆、椽子，保證舍幫見矸立即擋門。
3、加強頂板管理和舍幫管理，防止冒頂、竄矸，降低煤的含矸量。
4、如果遇到矸石帶或打頂、打底，要及時提落巷道，盡可能少采矸石。
5、每班配備1名專職揀矸員，加強采麵煤質管理，堅持“三揀、四不上”的原則，及時揀出煤炭中的矸石及雜物。
6、刮板運輸機司機要協助揀矸人員發現矸石雜物及時停機進行處理。
1.13通風設施、防止漏風和降低風阻的措施
1.13.1 防止漏風的主要措施
12022上、下付巷掘進期間安設風門，每組風門均為兩道相互聯鎖的正向風門和兩道反向風門組成。所有通風設施要堅固可靠，並要加強管理和維修，保證能正常使用。
設計工作麵掘進期間掘進麵使用2×11KW雙風機供風(一用一備)、φ600mm雙抗風筒供風，風機進行吊掛或墊高，距底板高度不小於0.3m。風筒逢環必掛，缺環必補，吊掛平直，風筒接口采用雙反壓邊，風筒無破口，並安裝有風電閉鎖、瓦斯電閉鎖、分風器、實現自動倒台，風機掛牌管理，設專人負責維護。
掘進及生產期間要定期清理巷道，嚴禁堆放雜物。受礦山壓力影響，通風斷麵縮小的巷道，要及時擴修，保證有效通風斷麵，降低通風阻力。
8 工作麵災害防治
12022工作麵設計中，始終貫徹“安全第一，預防為主”的方針，為安全施工及安全生產創造良好條件。設計配備了完善可靠的安全裝備和安全設施，采取了多方麵的安全措施，現分述如下：
8.1 防止頂板冒頂
1、工程管理人員及時調整采麵棚距，嚴禁出現旋棚，嚴禁出現0.7m以上大棚距和0.4m以下小棚距，保證棚距均勻，保證工作人員退路暢通。打頂要嚴密，每棚椽子不少於8根，荊笆搭接長度不小於100mm。
2、加強采麵單體柱管理，及時更換失效柱，確保支柱的完好性，嚴禁出現空載支柱。
3、嚴格控製采高，煤牆高度不得超過2.0m，老塘高度不得超過2.0m，移後站中排巷柱時，必須打柱窩，支柱站齊方木(規格0.8×0.2×0.2m)，確保老塘高度不超限。
4、加強采麵支柱初撐力管理，跟班隊長、班長現場督促職工搞好多次注液工作，確保支柱初撐力達到要求，初撐力達不到要求不準放炮。
5、嚴格控製煤牆炮眼裝藥量，煤質鬆軟時，嚴禁放大炮和高炮，嚴防工作麵煤牆片幫、脫耳，確保梁頭抓幫、支架穩定。
6、機頭大托子及下尾巷抬口棚，要及時邁步前移，前移後抬棚必須接頂，不接頂處必須用木楔背實背緊。
7、料場備足夠的備用支護材料：坑木不少於20根，釺椽不少於100根，荊笆不少於300塊，椽子不少於300根，單體液壓支柱及π型梁不少於工作麵使用量的10%以備急用。料場距工作麵不超過200m。
8.2 防治瓦斯措施
1、瓦檢員必須堅持瓦斯檢查和彙報工作，交清接明各個地點的瓦斯濃度及不安全因素。
2、當采麵風流中瓦斯濃度達到0.8%，二氧化碳濃度達到1.5%，必須嚴格遵守《煤礦安全01manbetx 》規定，立即停電撤人，堅決杜絕出現有害氣體超限情況下繼續作業的現象。
3、采煤工作麵及其他巷道內體積大於0.5m3的空間內積聚的瓦斯濃度達到2.0%時，附近20m範圍內必須停止工作，撤出人員，切斷電源及時進行處理。
4、工作麵上隅角必須懸掛瓦斯便攜儀，隨時監測瓦斯濃度，上隅角、下尾巷內不得坐人或躲人，對此處瓦檢工要加強檢查，有害氣體超限時立即采取有效措施進行處理，保證安全生產。
5、跟班隊長、班組長、放炮員要時刻關注瓦斯湧出情況,當工作麵瓦斯濃度達到0.5%時，嚴禁裝藥、爆破，嚴格執行“一炮三檢”和“三人聯鎖”製度。
6、工作麵上付巷設置三個甲烷傳感器，甲烷傳感器設置位置：T2設置在工作麵上隅角距切巷0.5m處，T3設置在上付巷距工作麵上安全出口≤10m範圍內，T4設置在距回風繞巷口10～15m的位置， (詳見甲烷傳感器布置圖)，並和瓦斯監測係統聯網，瓦斯超限時自動斷電，斷電範圍包括工作麵及進、回風流中所有非本安型電氣設備。
7、跟班隊長、班組長、流動電鉗工必須隨身攜帶瓦斯便攜儀,檢查工作地點的瓦斯濃度。
8.3 防塵措施
該工作麵為複采工作麵，煤體濕潤，生產過程中產塵量很小，但必須采取防塵、降塵措施：
1、淺孔注水措施(詳見前麵注水設計)
2、工作麵兩巷要敷設靜壓水管，每隔50m設一個三通閥門，防塵工每天要進行灑水降塵。
3、為了加強個體防護，采麵工作人員應佩戴防塵口罩，各轉載機頭灑水降塵設施齊全並堅持使用。
4、采麵上、下兩巷距切巷20～50m內設置防塵水幕，要能夠覆蓋全斷麵，水源要充足。距工作麵60～200m範圍內，按規定設置隔爆水棚。
8.4 防火措施
防止內因火災：
1、通風安全科要定期對工作麵回風流上隅角瓦斯、一氧化碳等有害氣體含量及溫度進行檢查,搞好自燃發火預測預報,並認真做好記錄,發現問題及時處理.
2、回采中，若發現煤壁有溫度升高現象時，應停止作業撤至進風流中並及時向調度室或通風安全科彙報，由通風安全科安排專職人員檢查該處二氧化碳、一氧化碳等氣體含量，並組織人員探測內部溫度狀況，采取針對性措施後，方可進行作業。
3、工作麵舍幫要經常灑水，防止矸石撞擊產生火花，並能有效的防止自燃發火產生。
4、回采期間,工作麵兩巷支護要回收幹淨。及時派人衝刷巷道，清掃煤塵，消滅煤塵堆積。提高工作麵煤炭回收率,減少采空區丟煤。
5、工作麵下隅角老塘垮落不充分時，必須用編織煤袋圍實或采用風布將漏風處擋嚴。
6、工作麵回采結束後,回收工作麵時通風隊要派人撒阻化劑,回收結束後通風安全科必須在45天內對工作麵進行密閉。
防止外因火災：
1、井下嚴禁使用明火。
2、井下使用的汽油、煤油和變壓器有必須裝入蓋嚴的鐵桶內，由專人押運送至使用地點，剩餘的汽油、煤油和變壓器油必須運回地麵，嚴禁在井下存放。
3、井下使用的潤滑油、棉紗、布頭和紙等，必須存放在蓋嚴的鐵桶內。用過的棉紗、布頭和紙，也必須放在蓋嚴的鐵桶內，並由專人定期運送到地麵處理，不得亂扔亂放。
4、井下清洗風動工具時，必須在專用硐室內進行，並必須使用不燃性和無毒性洗滌劑。
5、放炮員堅持“十不裝藥，十不放炮”原則，堅持使用黃泥封孔，杜絕放炮引燃瓦斯造成02manbetx.com 。
6、皮帶司機和修理工，要認真負責，嚴防皮帶跑偏而引起摩擦著火。
7、皮帶機頭、機尾前後10m範圍內必須用非延燃性材料進行支護。
8、皮帶機頭必須配備完好的滅火器和滅火砂箱。
9、井下所有電氣設備、電纜的選擇、安裝、使用、檢修都必須遵守《煤礦安全規程》規定;電線、電纜的連接也要符合規定;在井下檢修電氣設備時，嚴禁帶電作業。
8.5 防治水措施
1、由於該工作麵為複采工作麵，因此在回采期間要加強探放水工作，否則不得進行回采。
2、沿工作麵每5m布置一個探水孔，探水孔深度不得低於10m，並且必須留有5m的回采超前距。
3、探水孔方向與煤壁垂直，坡度水平。
4、工作麵下巷水溝必須保持暢通，臨時水倉必須保證兩台泵能夠正常運轉，一台備用。
5、下巷水倉內的淤煤要及時清挖，保證水倉有足夠的容量。
6、當工作麵出現淋水增大等透水預兆時，要停止工作麵的回采，增加探放水孔數(由地測科根據現場情況進行設計)，鑽探後確認無危險方可開始回采。
7、采麵料場必須備有水槽60m(規格200×300mm)，6寸水管60m，4寸管路60m(含節頭)，編織袋1000個，以備急用。
8、加強職工培訓，提高職工防治水意識，若發現有透水征兆或透水時，現場采取有效措施並準確判斷水情及時報告調度室，水情嚴重時全員沿避災路線撤出災區。
8.6 避災路線
1、火災及爆炸事故發生時：工作麵→12022下付巷→車場→副斜井→地麵;
處於12022上付巷外段的人員：12022上付巷→車場→副斜井→地麵;
2、水災撤退路線：工作麵→12022上付巷→車場→副斜井→地麵
處於12022下付巷外段的人員：12022下付巷→車場→副斜井→地麵
8.7 救災措施
當工作麵發生上述災害時，施工人員要保證頭腦清醒，由在場負責人組織人員按避災路線迅速撤離危險災區，並立即就近向調度室彙報災害地點、範圍大小、災情大小，並立即切斷電源。同時，在保證現場人員安全的情況下，盡可能利用現有的設備和工具消除災害，如不能消除災害，應由班組長或有經驗的老工人帶領下按避災路線撤離災區。並及時設法通知事故將要波及區域的人員撤離至安全地點。
9 工作麵安全技術措施
9.1 現場管理製度
(1)工作麵所有人員必須認真堅持現場交接班製度，交設備、交質量、交安全。
(2)跟班隊長和班長必須交清本班的安全生產情況及存在的問題，對問題的處理提出建議和意見。
(3) 機電人員認真填寫設備運行各項記錄。
(4)支架管理工每班做好失效支架更換工作，對當班支架認真清點，嚴防丟失，認真填寫當班支架管理記錄，和下班支架管理工現場交接支架情況。
(5)工程管理人員必須嚴格按隊工程質量管理製度對當班作業人員工程質量逐棚進行考核，消滅不合格工程，認真填寫工程質量交接記錄，現場和接班工程管理人員交清接明工程質量情況。
9.2 工作麵頂板管理安全技術措施
1、采煤工作麵所有人員必須認真學習《煤礦01manbetx 》、《01manbetx 》和工作麵《作業規程》。
2、開工前，認真檢查工作麵工程質量，處理各種不安全隱患，為回采做好各項準備工作。要對所有支柱實行單槍多次注液，工程質量驗收員應隨身攜帶壓力表，對工作麵支柱初撐力進行測試，確保初撐力達到要求，支柱穩定。
3、加強采麵支柱的初撐力管理，跟班隊長、班長親臨現場，督促職工搞好放頂前二次注液工作，確保中排柱單體柱初撐力達到55KN以上，中排柱注液後，及時對舍幫、煤牆柱均衡補液，嚴禁有空載支柱。
4、工程管理人員及時調整采麵棚距，嚴禁出現旋棚。保證頂梁不歪不旋成對使用。打頂要嚴密，每棚椽子不少於8根，荊笆搭接長度不小於100mm。嚴禁出現0.7m以上大棚距和0.4m以下小棚距，保證棚距均勻，保證工作人員退路暢通。
5、嚴格控製煤牆炮眼裝藥量，嚴禁放大炮，嚴防工作麵煤牆片幫、脫耳及空頂現象，確保梁頭抓幫。放炮後,及時移梁護頂,頂板要用荊笆、椽子打緊背牢,減少空頂時間。支架頂部煤體破碎時,嚴禁放高炮,應先掏梁窩移梁護好頂再放底炮,刷幫站上煤牆柱,並打嚴煤幫。若頂煤特別破碎時,應停止放炮,采用手鎬落煤。
6、煤牆較活時或片幫超過0.3m，必須進行超前移梁護頂，即在放炮前提前拔梁，頂幫打嚴打實，然後再放底炮，進行正常回采。
7、工作麵梁拔通後進行放頂時，嚴格按照自下而上的順序進行，老塘側必須用荊笆、椽子打嚴。
8、機道梁端冒落高度不大於200mm，否則，必須用坑木背實，工作麵控頂範圍內，頂底板移近量，按采高不大於100mm/m，嚴禁頂板出現台階，采麵采高最大不超過2.0m，最小不低於1.6m。
9、嚴格執行敲幫問頂製度，敲幫問頂時，應從有支架的地點開始，由外向裏，先頂部後兩幫依次進行。放炮後，應及時剔掉頂幫活煤。嚴禁空頂作業，每一名職工都必須認真檢查自己的工作場所，發現問題及時解決。
10、加強單體柱管理，采麵消滅失效柱，嚴禁出現空載柱，保證支柱的完好性。
11、驗收員要堅持班班拉線，逐棚驗收，消滅不合格工程。
12、運輸巷刮板運輸機機尾不準拖後放頂線過長，溜子不準超過兩節，必須及時掐溜子。放頂回撤時，人員必須站在安全區域。
13、采麵移刮板運輸機時，跟班隊長、修理工、跑場人員都應親臨現場，嚴禁掛場人員私自移，工作麵刮板運輸機司機集中精力，發現情況必須及時停機，弄清處理後，方可開機，保證移溜安全。
14、采麵同一作業場內放頂與采煤不準平行作業。
15、機頭4mπ型鋼梁下尾巷抬口棚，都應及時邁步前移，前移後，抬口棚都應接頂，不接頂處，必須用木楔背實背緊，單體柱升緊升牢，初撐力必須達到50KN以上。
16、單體柱初撐力：中排柱≥55KN，煤壁及老塘側單體柱≥30 KN。每對棚必須站齊5根柱，嚴禁缺柱，支柱打成直線(迎山有力，迎山角按煤層傾角的1/6～1/8打設)。嚴禁出現連續3根以上迎山角不合格現象，支柱應站實底上，壓力較大的區域必須穿柱鞋，保證支架的穩定性。
17、工作麵所有支柱必須設置有足夠強度的防倒鏈，防倒鏈每根支柱各一根，在切巷和上下付巷坡度超過10°地段,要根據現場情況加打抬棚,防止支柱倒柱傷人。
18、料場備足夠的備用支護材料：坑木不少於20根，釺椽不少於100根，荊笆不少於300塊，椽子不少於300根，單體液壓支柱及π型梁不少於工作麵使用量的10%以備急用。料場距工作麵不超過200m。
19、在推進過程中可能會遇到破碎帶，過破碎帶時要加強頂板管理，柱下穿大木鞋，單體液壓支柱要進行二次補液。
20、如工作麵壓力大,可根據情況套棚,或打上正、反抬棚(抬棚采用坑木配合單體柱,坑木直徑不小於160mm)。
9.3 單體柱、π型鋼梁及液壓係統安全管理措施
1、單體柱必須進行編號管理，工作麵不準出現閑柱、多柱、少柱及失效柱現象，存在時及時處理。
2、工作麵兩巷備用單體柱，備用π型鋼梁碼放整齊放在20m以外，寬敞地點，單體柱嚴禁倒立。
3、回柱時不得隨意敲擊油缸、活柱和三用閥,以防損壞密封和鍍鉻層,回出的支柱要全部卸載,不得出現空載支柱。
4、壞柱要及時運到上付巷的固定地點碼放整齊,並掛上標誌牌,當損壞柱達到30根時及時升井。
5、π型鋼梁必須成對使用，嚴禁出現獨梁，每對棚的兩根 π型鋼梁之間的距離不得超過50mm。
6、拔移π型鋼梁時，必須按規定順序，先主梁後副梁，嚴禁亂拔。
7、梁拔夠數，梁頭成一直線，拔梁位置誤差不超過100mm，舍幫梁頭不準撇梁頭過長(正常0.1m)，嚴禁超過200mm。
8、拔梁前舍幫必須擋好門，擋門高度不低於1.4m。
9、工作麵出現變形π型鋼梁及斷π型鋼梁時，必須及時更換，嚴禁使用損壞π型鋼梁。
10、對支架注液前要先用注液槍衝洗閥嘴,然後將注液槍插入三用閥中用縮緊套連接好,操縱手把向支柱供液,支柱升緊後,鬆開手把,再重複一次,保證支柱初撐力符合要求。
11、對支柱注液結束後,要把注液槍掛在支柱手把上,嚴禁亂仍亂放。
12、發現注液槍漏液、手把不靈活或手把握緊後,壓力小、升注緩慢,要立即更換注液槍;發現液壓管路漏液,要立即處理。
13、不得用注液槍敲打其他物件,以免損壞注液槍。
9.4 工作麵兩巷超前支護要求、兩巷超前替棚安全技術措施
(一)、工作麵兩巷超前支護要求
1、距工作麵10m以內上、下兩巷必須打雙台棚支護，分別支在巷道的兩幫，10～20m打單台棚支護，支在靠采麵一側。
2、用鉸接頂梁支護時必須保證一梁一柱;用長梁支護時必須保證一梁三柱，對接支護，必須使用防倒鏈。
3、超前支護段單體柱初撐力不低於50KN。底板鬆軟時，必須穿柱鞋，替棚空頂時，必須采取措施將頂背實。超前支架與原巷道頂梁接實，不實處用木楔背實。
4、上、下兩巷超前支護段高度不低於1.8m，支架完整無缺，有0.7m寬的人行道。
(二)、兩巷超前替棚安全技術措施
1、兩巷替棚工作必須指派經驗豐富的老工人操作，替棚必須2人以上同時作業，並有專人“觀山”，嚴禁1人單獨操作。
2、替棚前,應超前對巷道進行短鑽孔動壓柱水,促使巷道頂、幫煤體鏽結。
3、替棚時要逐棚替換,必須堅持“先套後回”的原則，一次隻準動1棚，嚴禁同時動多棚。
4、所架設支架棚距為原棚距,保證頂平幫直,支架牢固有力。並用荊笆、椽子打好幫頂，嚴禁空頂空幫。
5、每班替棚必須仔細檢查前後支架及頂板，有露頂等不安全因素時，必須先處理不安全因素，然後再替棚。替棚時頂板較活處要用釺椽超前護頂,然後在套棚,幫煤較活時要及時站柱閉幫,嚴防幫頂煤體冒落。
6、下順槽替棚,嚴禁將物料放在運輸設備上。
7、上下順槽替棚處,替棚工和當班電工要對電纜進行妥善維護,嚴防擠壓和拉壞電纜。
8、替棚後要及時架設兩道抬棚,抬棚采用π型鋼梁配單體柱支設。頂不平時用木鞋或背楔背緊,保證接頂。支柱下站木鞋,防止支柱鑽底。
9、替棚後浮煤雜物及時清淨，巷道淨高不小於1.8m。替換掉的礦工字鋼要搬運出工作地點100m以外的指定位置碼放整齊，嚴防影響運輸、行人及通風，保證兩巷退路暢通。
10、如工作麵上、下兩巷回采底煤較厚時，要采取背杆落巷措施，提高資源回收率。
11、要經常對替棚後的支柱進行檢查、二次注液,發現卸載、漏液及時更換。
9.5 工作麵兩尾巷回收安全技術措施
1、下順槽溜子及時掐掉，尾巷及時回收，不許拖後放頂線過長，其錯後長度不得超過2m, 溜子槽原則上一節一掐，最長不超過2節。放頂回撤時，人員必須站在安全區域。
2、回收尾巷時，靠近工作麵側(即上幫)木梁上要打好順山棚柱、閉好幫，嚴防片幫、冒頂埋壓溜子機尾，影響設備檢修。
3、對上、下順槽尾巷不實的空間，要用編織袋裝煤填實堵嚴，嚴防兩尾巷瓦斯局部聚積。
4、在兩尾巷回收時，跟班隊長必須現場指揮作業，指派有技術的老工人擔任回收工作。並安排專人“觀山”，確保回收安全。
9.6 爆破安全技術措施
1、采麵采用“雙排三花眼”布置炮眼，頂底眼裝藥量、一次起爆長度，要嚴格按規定執行，在煤層鬆軟地段，可由跟班隊長、班長、放炮員視煤牆情況調整頂底眼位置,適當減少裝藥量降低一次起爆長度。
2、爆破人員必須由經過專門培訓，熟悉爆炸性能和《煤礦01manbetx 》規定考試合格的人員擔任，並持證上崗，嚴格執行“一炮三檢製”及“三人連鎖放炮製”。
3、使用手動式風鑽打眼，串聯一次起爆;不準一次裝藥，分次放炮。
4、打眼前，必須檢查頂底板及支架的完好情況，發現問題及時處理。當工作麵風流中瓦斯濃度達到0.5%時，必須停止用風鑽打眼，放炮地點附近20m範圍內風流中瓦斯濃度達到0.8%時，嚴禁放炮。電動機或其開關安設地點附近20m以內風流中的瓦斯濃度達到0.8%時,必須停止工作,切斷電源,撤出人員,進行處理。
5、打眼前，根據煤岩性進行布置鑽眼，按爆破圖表規定的爆破參數進行，當地質條件變化時，組長可與放炮員，結合實際情況確定眼位、藥量等爆破參數，打眼裝藥不得同時進行。
6、打鑽時，必須由當班班長、技術員在現場指揮，負責觀看頂底板、煤壁、鑽孔及瓦斯變化情況，發現問題及時處理。
7、嚴格執行“一炮三檢製”放炮員必須認真填寫放炮卡。
8、電雷管必須有爆破工親自運送，炸藥應由爆破工或在爆破工監護下由其它人員運送。
9、使用三號煤礦水膠乳化炸藥和毫秒電雷管。使用毫秒延期雷管時最後一段的延期時間不得超過130ms，不得隔段使用。炸藥、雷管應分別裝在木質的容器內並加鎖，嚴禁將爆破材料裝在衣袋內。領到爆破材料後，應直接送到工作地點，嚴禁中途逗留，嚴禁將爆破材料存放在井口房、井底車場或其它巷道。
10、在交接班人員上下井的時間內，嚴禁攜帶爆破材料人員沿副斜井上下。
11、炸藥、雷管箱必須放在頂板完好、支架完整、避開機械、電氣設備的地點，爆破時必須把炸藥箱放在警戒線以外的安全地點。
12、從成束的電雷管中抽取單個電雷管時，不得手拉腳線硬拽管體，也不得手拉管體硬拽腳線，應將成束的電雷管順好，拉住前端腳線將電雷管抽出。
13、裝配引藥時，必須在頂板完好、支架完整、避開機械電氣設備和導電體的工作地點附近進行，嚴禁坐在爆破材料箱上裝配引藥。裝配引藥數量按照當地實際情況和爆破說明書規定的數量適當增減。
14、裝配引藥時，必須由藥卷頂部裝入，嚴禁用電雷管代替竹、木棍紮眼。電雷管必須全部插入藥卷內，嚴禁將電雷管斜插在藥卷的中部或捆在藥卷上。電雷管插入藥卷後，必須用腳線將藥卷纏住，並將電雷管腳線扭結成短路。
15、裝藥前，首先必須清除炮眼內的煤粉或岩粉，再用木質或竹質炮棍將藥卷輕輕推入，不得衝撞或搗實。炮眼內的各藥卷必須彼此密接，有水的炮眼，應使用抗水型炸藥。
16、放炮前後在放炮地點附近30m內必須灑水降塵。
17、裝藥後，必須把電雷管腳線懸空，嚴禁電雷管腳線、爆破母線與運輸設備、電氣設備以及采掘機械等導電體相接觸。
18、炮眼封泥應用水炮泥，水炮泥剩餘的炮眼部分應用粘土 炮泥或用不燃性的、可塑性鬆散材料製成的炮泥封實。嚴禁用煤粉、塊狀材料或其他可燃材料作炮眼封泥。
19、無封泥、封泥不足或不實的炮眼嚴禁爆破，嚴禁裸露爆破。
20、采掘工作麵控頂距離不符合作業規程的規定，或者支架有損壞，傘簷超過規定者嚴禁放炮。
21、在爆破地點20m以內，未清除的煤、矸或其他物體堵塞巷道斷麵1/3以上者嚴禁放炮。
22、炮眼內發現異狀、溫度驟高驟低、有顯著瓦斯湧出、
煤岩鬆散、透老空等情況時嚴禁放炮，並立即彙報調度室。
23、工作麵風量不足時嚴禁放炮。
24、爆破前，必須對機械、支架、管路和電纜等進行保護或將其移出工作麵。
25、爆破前，班組長必須親自布置專人在警戒線和可能進入爆破地點的所有通路上擔任警戒工作。警戒人員必須在安全地點警戒。警戒線處應設置警戒牌、欄杆或拉繩。
26、爆破母線和連接線、電雷管腳線和連接線、腳線和腳線之間的接頭必須相互扭緊並懸掛，不得與軌道、金屬管、鋼絲繩、刮板輸送機等導電體相接觸。
27、放爆器的把手、鑰匙，必須由爆破工隨身攜帶，嚴禁轉交他人。不到爆破通電時，不得將把手或鑰匙拔出，摘掉母線並扭結成短路。
28、爆破前，腳線與母線的連接工作可由經過專門訓練的班組長協助爆破工進行。爆破母線連接腳線、檢查線路和通電工作，隻準爆破工一人操作。
29、爆破前，班組長必須點清人數，確認無誤後，方準下達起爆命令。
30、爆破工接到起爆命令後，必須先發出爆破警號，至少再等5s，方可起爆。
31、在遇到頂底岩鬆軟，不能采取放炮作業時隻能使用手鎬作業，並采用前探梁支護。
32、放炮撤人距離規定：放炮時，工作麵回風流中作業人員必須撤到上副巷風門外新鮮風流中，下副巷撤到距切眼外100m外，上下警戒點派專人把守。裝藥的炮眼要在當班爆破完畢。特殊情況下，當班留有尚未爆破的裝藥的炮眼時，當班爆破工必須在現場向下一班爆破工交接清楚。
33、爆破後，待工作麵的炮煙被吹散，爆破工、瓦斯檢查工和班組長必須首先巡視爆破地點，檢查通風、瓦斯、煤塵、頂板、支架、拒爆、殘暴等情況。如有危險情況，必須立即處理。
34、通電以後拒爆時，爆破工必須先取下把手或鑰匙，並將爆破母線從電源上摘下，扭結成短路，至少等5min後，才可沿線路檢查，找出拒爆的原因。
35、處理拒爆、殘爆時，必須在班組長指導下進行，並應在當班處理完畢。如果當班未能處理完畢，當班爆破工必須在現場向下班爆破工交接清楚。
36、處理拒爆時，必須遵守下列規定：
(1)由於連線不良造成的拒爆，可重新連線起爆。
(2)在距拒爆炮眼0.3m以外另打與拒爆炮眼平行的新炮眼,重新裝藥起爆。
(3)嚴禁用鎬刨或風管吹等方法從炮眼中取出原放置的起爆藥卷或從起爆藥卷中拽出電雷管。不論有無殘餘炸藥，嚴禁將炮眼殘底繼續加深;嚴禁用打眼的方法往外掏藥;嚴禁用壓風吹拒爆(殘炮)炮眼。
(4)處理拒爆的炮眼爆炸後，爆破工必須詳細檢查炸落的煤、矸，收集未爆的電雷管。
(5)在拒爆處理完畢以前，嚴禁在該地點進行與處理拒爆無關的工作。
37、放炮後必須及時移(主)梁護頂、站柱，並用竹笆、椽子進行打頂蔽幫。
38、工作麵煤質發生變化時，需增加腰眼和底眼改變原炮眼布置方式或增減藥量時，必須補充安全措施。
39、始終堅持炸藥、雷管領退製度，必須把當班沒用完的炸藥、雷管退回到發放硐室內。
9.7 通風管理措施
1、保證兩巷清潔衛生，清除浮煤雜物，保障足夠的通風斷麵。
2、通風安全科要做好風量調整工作,加強對進、回風的測定,保證風量滿足要求,同時,根據工作麵日常瓦斯變化情況及時調整風量。
3、瓦斯檢查員及安檢員要始終堅持原則，有權製止一切違章現象，遇到重大問題(瓦斯超限情況等)，除現場采取有效措施外，應及時向調度室、通風安全科等有關部門彙報。
4、通風設施完好，符合《煤礦01manbetx 》要求，風門必須聯鎖,人員通過風門時，必須隨手關門，嚴禁兩道風門同時打開。嚴禁有破壞通風設施的現象
5、在回采過程中,若發現工作麵風量減小或停風,要立即停止作業迅速將人員撤到有風地點,並報告調度室。
9.8 機電設備管理安全技術措施
1、特殊工種必須持證上崗，嚴禁無證操作，嚴格遵守崗位責任製和01manbetx 。並嚴格執行交接班製度, 接班後必須對設備進行全麵檢查，發現問題及時處理。
2、電工對自己崗位範圍內的電氣設備要做到會使用，會保養,會排除故障。
3、嚴禁帶電移動、檢修電器設備。對機電設備檢修時，必須先用便攜儀檢查設備附近瓦斯情況，在瓦斯濃度小於0.5%時，方可打開設備檢修,並在停電設備上懸掛寫有“有人操作, 不準送電 ”的停電牌,並有專人監視。
4、所有電器設備要上架上板,供電電纜應按規定懸掛整齊,嚴禁堆放、纏繞、擠壓和砸埋。
5、跟班機電工每班要對所管轄的電器設備進行巡回檢查。確保電器設備完好,杜絕失爆。
6、工作麵刮板運輸機要保證不缺刮板,與下順槽刮板運輸機搭接合理，高度不低於0.3m。底鏈不拉回頭煤，刮板運輸機要做到平、直、穩、正、牢，保證正常運轉。每部刮板運輸機機頭處都至少設計一個掏槽眼，機頭、機尾、點柱分別用兩根直徑不小於150mm的新圓木打設牢固，刮板運輸機停時不放炮，不攉煤，嚴防壓死刮板運輸機。
7、皮帶運輸機堅持使用各種保護裝置，吊掛良好，不跑偏，撐架、托輥齊全完好，皮帶巷浮煤清淨，各轉載點前後5m保持暢通，保證設備正常運轉。
8、嚴禁皮帶及刮板運輸機溜運物料，嚴禁人員乘坐皮帶和刮板運輸機。
9、液壓泵站壓力必須達到18MPa以上，乳化液濃度不低於2%～3%。液壓係統完好，有漏液情況應立即更換密封圈或液壓管，有現場配比和檢查手段。泵站司機上崗必須攜帶濃度計，經常檢查乳化液濃度，確保達到規定數值。
10、嚴禁使用國家明令禁止或淘汰設備。
9.9 運輸管理措施
1、工作麵及下付巷裏段采用SGB-420/40x型可彎曲刮板運輸送機運煤，下付巷外段運輸采用SD-650型皮帶輸送機運煤。
2、設備司機都應持證上崗，必須熟記01manbetx 和崗位責任製及交接班製度。
3、運輸司機應做到“四勤”，即勤檢查、勤修理、勤注油、勤清理，保證設備完好運行。
4、運輸機司機操作時，必須按照操作規程執行，嚴禁非專職人員開動設備。
5、機修工經常檢查運輸設備的運行情況，堅持現場交接班製度，交完好設備。
6、采麵及下付巷溜子必須派專人掏回煤坑。
7、皮帶運輸機頭必須安裝靈敏、可靠、有效的隨機保護，保證安全運輸,“五小”電器必須上板。
9.10 其它方麵
1、作業人員必須佩戴安全帽，隨身攜帶自救器和礦燈，嚴禁攜帶煙草和點火物品，嚴禁穿化纖衣服，入井前嚴禁喝酒，休息好，精力旺盛，井下嚴禁睡覺。
2、當采麵遇到地質條件變化，以及其它本規程沒有涉及的情況時，應立即製定臨時措施或修改補充《回采作業規程》。
