某煤業集團412盤區95萬噸/年設計（本科畢業設計）說明書

　　前 言

　　畢業設計是采礦工程專業最後一個教學環節，其目的是使本專業學生運用大學階段所學的知識聯係礦井生產實際進行礦井開采設計，並就本專業範圍的某一課題進行較深入的研究。以培養和提高學生分析和解決實際問題的能力，是學生走上工作崗位前進行的一次綜合性能力訓練，也是對一個采礦工程技術人員的基本訓練。

　　本次設計的內容是同家梁礦12-1#、14-3#號煤層初步設計。是在同家梁礦井田概況和地質特征的基礎上，結合搜集到的其它相關原始資料、運用所學知識、參考《采礦學》、《煤炭工業礦井設計規範》、《采礦工程設計手冊》等參考資料，在輔導老師深入淺出的精心指導下獨立完成。在設計的過程中我受益非淺。此次畢業設計是根據國家煤炭建設的有關方針、政策，結合設計礦井的實際情況，遵照采礦專業畢業設計大綱的要求，在收集、整理、查閱大量資料的前提下，運用自己所學的專業知識獨立完成設計的。

　　通過本次設計，我看到了許多以往自己欠缺的地方，提高了綜合能力，知識水平有了很大的提高，由於本人的初次設計，錯誤難免，懇請各位老師指正。

　　本次設計的指導老師為常勇老師，同時還得到了於顯生、王斌等老師的悉心指導，他們在許多方麵給予了寶貴意見，為了幫助我們順利、正確地完成畢業設計，經常加班加點，犧牲了大量的工作時間和業餘時間，在此表示衷心的感謝和深深的敬意!

　　由於本人水平有限，設計中難免存在錯誤和不足，懇請各位老師指正。

　　學生：柴廣

　　2011年3月10號摘 要

　　本次設計是開采同家梁礦412盤區的12#、14#煤層，它位開同家梁井田的西南地區，因在井田的最末端，形狀像三角形，又稱後三角。煤層厚度分別為1.2-2.6m和0.8-4.76m,平均1.7m和2.7m，層間距平均最大為16.4m，最小6.4m，平均為9m。據盤區外圍資料調查該盤區為低瓦盤區，瓦斯湧出量平均為2.04m3/t，煤層有爆炸危險性。煤的自然傾向等級為易自燃。根據盤區湧水量預測，該盤區正常湧水量為0.8m3/min，最大湧水量為0.2 m3/min。

　　大同礦區位於晉北，地跨大同、左雲、右玉、山陰等五個縣市。同家梁礦位於大同煤田東北端，距大同市17.5Km，距口泉站5.3Km。本礦屬於低瓦斯高CO2礦井，通風方式為混合式，主扇工作方式為抽出式，采用立井單水平開拓，共開掘有三個進風井(副立井、八號斜井及碾子溝立井)，總入風量12293M3/min，和二個回風井(西二風井和西三風井)，礦井總排風量13147M3/min, 總有效風量10542M3/min, 有效風量率為80.2%。主、副及一號斜井及兩個風井的斷麵分別為33.2m2、18.8 m2、19.63 m2和19.63m2。

　　礦井為立井單水平開拓方式，生產水平為1013水平。井田采用前進式開采方式，采用“盤區前進，區內後退”開拓方式，回采工藝采用一次采全高綜合機械化采煤法，采用“四六”製作業製度。采空區采用全部跨落法管理頂板。盤區由東向西開采，井田東部盤區開采已基本結束, 西部盤區正在開采。該井田共劃分為十二個盤區,即:301、303、305、307、309、310、404、406、408、410、412、414盤區，目前正在開采的是410盤區，準備設計的是412盤區，還有一個414盤區未開拓，其餘的已開采完畢，目前礦井生產區隊置有：二個綜放隊和四個機掘隊。

　　關鍵詞：礦井;采煤方法;盤區;安全

　　設計人：柴 廣、張小潞、吳鵬、張文權、王雲

　　第一章 盤區地質概況

　　一、盤區概況

　　1013水平412盤區位於同家梁礦井田西部地區，410盤區的西北角，盤區對應地麵為張家溝左側的山坡、山梁及平地。地麵標高為1358.3——1413.0米，其西北相鄰燕子山礦，西南相鄰四老溝礦，東南相鄰410盤區，東北為大西溝南井區，其形狀近似三角形狀，麵積為1075200㎡，走向長1680m，傾向長1150m，在此區域11#層已采結束，12#層及14#層未采。根據我礦采掘現狀及煤層賦存狀況，對該盤區進行設計布置，開采12#層及14#層兩層煤。

　　表1 11#、12#、14#煤層距地表深度：

　　層號 最大 最小

　　11# 313.1 265.4

　　12# 337.7 281.4

　　14# 346.0 308.3

　　表2 盤區位置及井上下關係表：

　　水平名稱 同礦1013水平 盤區名稱 14#層412盤區

　　地麵標高 1358.3——1413.0

　　1359.1 盤區標高 1041.4～1065.3

　　1053.4

　　地麵的相對位置 　　地麵位於達子溝東北部的山溝及高山、平地上。

　　回采對地麵設施的影響 　　對應地麵無設施。

　　井下位置及與四鄰關係 　　井下位於410盤區西部，南部為已采完的81019和81021工作麵，西部和北西部分別與四老溝礦和城區達子溝礦毗鄰，其餘未開拓。

　　走向長度M 1680 傾斜長度M 1150 可采麵積M2

　　表3 煤層情況表

　　煤層厚度M 2.10～4.05

　　3.08 煤層結構 0.70(0.06)1.71

　　2.92(0.27)0.55 煤層傾角(°) 　　2～3°

　　2.5° 煤層硬度

　　開采煤層 14#層 煤種 2#弱粘結煤 穩定程度 穩定

　　煤層情況描述 　　該盤區煤層為14-2#與14-3#合並煤層,其最小煤層厚度為2.10M，最大煤層厚度為4.05M,平均煤層厚度為3.08M。 煤層可采指數1，變異係數為12%，容重為1.34T/M3.

　　二、盤區煤層及其頂底板特征

　　11#層412盤區為11-1#與11-2#分叉全並區，11-1#煤層厚度為0.3-0.6米為不可采層，11-2#層煤層厚度為1.7-3.39米，平均厚度2.6米，煤層中含一至兩層夾石，夾石厚度為0.05-0.4米。

　　該盤區12#層為12-1#與12-2#分叉合並區，主采層為12-1#層，煤層厚度為1.2-2.6米，平均厚度為1.7米，局部含兩層夾石，夾石厚度為0.05-0.42米;12-2#層煤層厚度為0.5米左右，為不可采層。

　　該盤區14#層為14-2#與14-3#分叉合並區，主采層為14-3#層，煤層厚度為0.8-4.76米，平均厚度為2.7米，煤層中含在一至兩層夾石，夾石厚度0.05-0.27米;14-2#層不可采。

　　該盤區11#、12#、14#層，偽頂為深灰色粉砂岩，局部為細砂岩或無偽頂，厚度為0-0.35米，層理、節理發育，結構鬆散，易塌落。

　　直接頂為灰色粉細砂岩互層，局部為中砂岩，以細砂岩為主，厚度為1.5-4.5米，層理、節理發育，結構致密，膠結堅硬，成分以石英為主，層麵含植物碎屑化石及炭線。

　　老頂：11#層為灰色粉細砂岩互層，厚度大於10米;12#層為中砂岩與細砂岩;14#層為細、中砂岩，厚狀層理，膠結致密，含黃鐵礦結核。

　　各層層間距情況見下表：

　　表4

　　層號 最大 最小 平均

　　11#-12# 20.8 12.7 19.4

　　12#-14# 16.4 6.4 9.0

　　——11#、12#、14#煤層層間距表

　　盤區煤係地層綜合柱狀圖(見附圖1):

　　三、盤區地質構造

　　12#層以礦界、1.3m煤厚線，盤區界線為設計開采範圍，處於盤區的東北翼，麵積為856800㎡;14#層以礦界、1.3m煤厚線，410盤區已采空，工作麵邊界線為設計開采範圍，在410盤區與412盤區之間有一條斷層(H=4.5～6.5m)，將該斷層作為兩盤區的開采界線，麵積為850200㎡。

　　該盤區內有兩組正斷層，走向長為NE向，傾向分別為南東、西北向，落差為0.3-0.4米和1.4-4.0米，斷層破碎帶較發育，影響煤層的開采速度。

　　四、煤質、瓦斯、煤塵

　　煤質情況：全區範圍內所有鑽也無煤質化驗資料，故在此隻有參考同家梁礦煤質工業分析成果(見下表)

　　表5

　　層號 M% A% V% S% Q

　　11# 7.5 15.7 32.41 0,8 8087

　　12# 1.25 12.0 29.77 0,8 8079

　　14# 2.1 8.29 32.92 0.85 8225

　　上表為礦煤質工業分析結果

　　瓦斯情況：該盤區西部部分地段被城區達子溝煤礦破壞，采空區內瓦斯含量較高。盤區內瓦斯含量一般為3.5M3/t左右，在斷層附近可能增大。盤區煤塵爆炸指數為31.17-35.76%之間。

　　表6 其它地質情況

　　瓦斯 絕對湧出量:0.12M3/min 相對湧出量:0.18M3/T

　　瓦斯等級:低瓦斯

　　二氧化碳 絕對湧出量: 0.15M3/min

　　煤塵爆炸指數 31.17～35.76%

　　煤的自燃傾向性 煤層自燃發火期為3～6個月。

　　地溫危害 常溫，對回采無影響。

　　地壓危害 常壓

　　五、盤區水文地質特征

　　該盤區對應中部2#層為大鬥溝南井采空區，通過地麵打孔，控測采空區積水量為35.6萬M3,麵積為23.8萬M2，西部的11#層部分被城區達子溝煤礦破壞，預計采空區低凹處有積水。

　　相鄰盤區實見地質、水文地質情況：該盤區東部的410盤區在11#層21017巷與21021巷揭露出一條H=4.5-6.5米的正斷層，斷層較破碎;在51007、21009巷通過巷探揭露出一條H=5.0米的正斷層，故以該組斷層劃分410盤區與412盤區界線。根據城區達子溝煤礦和2#層大鬥溝南井區資料，推斷將有兩條正斷層穿越該盤區中部，一條為H=1.4-2.4米，另一條為H=4.0米。將會影響該盤區工作麵正常布置。該盤區北西部為南郊區小南頭鄉碾子溝煤礦正在開拓。在2004年6月，該盤區打了一個地麵孔，探測結果大鬥溝南井區2#層積水麵積為23.8萬M2，水量為35.6萬M3。

　　該盤區對應上部為12#層未采區和11#層達子溝礦破壞區，對應11#層已施工6個放水孔，均無水，另外，針對2#層施工了3個地麵探放水孔，均無水，但為以防萬一，工作麵應安裝大功率水泵和相應的排水係統。

　　11#層-14#層間距為30—38米。

　　工作麵最大湧水量0.11M3/min，正常湧水量0.07M3/min。第二章 盤區儲量與產能力

　　第一節 盤區儲量

　　1、麵積計算：因煤層賦存不規則，幫采用求積儀計算。

　　2、各煤層厚度采用算術平均法計算。

　　3、該盤區11#層為11-1#與11-2#煤層分叉區;12#層為12-1#與12-2#分叉區，故計算儲量11#層在11-2#層內計算，12#層在12-1#內計算。14#層為14-2#與14-3#分叉合並區，以14-3#層為主采層，故計算儲量在14-3#煤層內計算。

　　4、與410盤區以斷層為界煤柱為20米，礦界煤柱為20米。

　　5、各煤層容重按我礦一九八二年測定值計算。

　　6、盤區內可采儲量按國家規定的回采率薄、中厚、厚煤層分別按85%、80%、75%計算。

　　7、儲量情況見下表

　　表7：

　　層號 容重(T/M) 麵積(M2) 工業儲量(萬噸) 可采儲量(萬噸)

　　12-1# 1.35 856800 219.7 173.8

　　14-3# 1.34 850200 298.8 224.1

　　表8：

　　層 別 工 業 可 采 回 采

　　12# 219.7 175.8 38.8

　　14# 298.8 224.1 57.1

　　合計 518.5 399.9 95.9

　　盤區設計回采率：23.9%

　　第二節 采區生產能力及服務年限

　　一、工作製度

　　依照煤礦設計規範，年工作日數按350天計算，“四、六”製作業方式，每天三班生產、一班檢修。

　　二、盤區生產能力

　　本區按綜采麵設計，分煤層布置，安排一個隊生產，先采下層，後采上層按生產銜接計劃執行，保持一個待采的備用工作麵，工作麵長125～150m，采高2.3～2.6m，日推進5.5m，日產2500噸，年產86萬噸。

　　核定盤區生產能力：A=KA1=1.1×86=95萬噸

　　K：掘進出煤係數

　　確定盤區設計生產能力為95萬噸/年

　　三、盤區服務年限

　　其中：T——盤區服務年限

　　Z——盤區可采儲量

　　C——盤區設計回采率

　　A——核定盤區生產能力

　　第三章 盤區巷道布置

　　一、采煤工作麵長度及區段長度

　　表9 回采工作麵參數

　　層別 工作麵 巷道長(m) 麵長(m) 推進長(m) 采高(m) 可采儲量(萬噸) 開采期(天)

　　12# 81202 1551 125 420 2.4 16.4 66

　　81204 1368 125 600 2.3 22.4 106

　　14# 81201 2042 150 772 2.8 39.1 159

　　81203 1055 150 400 2.6 17.9 71

　　合計 6026 95.8

　　412-2回風巷、412輔助皮帶巷巷間煤柱寬度為30M;

　　412輔助皮帶巷、412-1軌道巷巷道間煤柱寬為15M。

　　二、盤區形式

　　準備巷布置3條，由14#層410盤區的81013麵對應位置平行順槽巷沿14-3煤層向開掘，進入本盤區，在本盤區內分煤層布置各煤層的盤區準備巷，兩層煤開采用暗斜井，溜煤眼的方式連接，形成聯合布置的生產係統，兩翼開采，西南翼采14#層，東北翼采12#層，在14#層布置有兩個工作麵，即81201和81203麵。在12#層布置有兩個工作麵，即81202和81204麵。

　　三、盤區巷道的數目及位置

　　該盤區準備巷布置3條，即412巷、412-1巷、412-2巷，分別用作皮帶運輸巷、軌道運輸巷、專用回風巷，12#層與14#層聯合布置，形成兩翼開采的布局。

　　盤區內布置有14#層412-2回風巷、412輔助皮帶巷、412-1軌道巷共三條盤區巷道，三條巷道平行布置，其中412-2回風巷、412輔助皮帶巷、412-1軌道巷三條巷道間煤柱，煤柱寬分別為30M、15M。

　　盤區準備巷道間煤柱淨留16～30m，區段煤柱淨留20m，斷層煤柱淨留10m，礦界煤柱淨留20m，距已采空邊界線淨留20m煤柱，停采線煤柱距回繞口淨留15m，在14#層盤區中布置變電所及水倉泵房。

　　四、區段平巷的布置

　　1、巷道布置原則

　　(1)要考慮盡量減少工程量的原則進行布置巷道;

　　(2)巷道盡量少掘岩巷，多掘煤及半煤岩巷道;

　　(3)巷道本著運輸方便的原則進行布置;

　　(4)考慮開拓期間生產係統的方便。

　　五、盤區主要巷道斷麵的確定

　　表10 盤區巷道工程量(m)

　　層別 開拓巷 準備巷 回采巷 總計

　　12# 1100 2920 12344

　　14# 3373 1400 3100

　　變電所 75

　　水倉泵房 270

　　溜煤眼 9.6

　　暗斜井 62

　　回風眼 9.6

　　回風斜井 25

　　合計 3398 2944 6020

　　六、盤區萬噸掘進率：

　　其中：M——盤區準備巷道和回采巷道的總長

　　Q——盤區核定生產能力

　　七、生產係統

　　(一)、12#層的生產係統：

　　1、運煤：工作麵→12#層412巷→溜煤眼→14#層412巷→14#層311巷→14#層集中溜煤眼→1013強皮→礦井運煤係統。

　　2、運料：1013大巷→14#層311—1巷→14#層412—1巷→412材料暗斜井→12#層412—1巷→工作麵。

　　3、排水：工作麵→14#層412集中水倉泵房→1013大巷水溝。

　　4、供水：靜壓水由1013大巷→14#層311—1巷→12#層412—1巷→工作麵。

　　5、供電：由14#層412盤區變電所向各采掘麵供電。

　　6、供壓風：采用移動壓風機向用壓風作業點供用。

　　7、供液：由14#層311盤區的加壓泵站向本區供液。

　　8、通風：進風由14#層410盤區進風巷→14#層412—1巷→12#層412—1巷→工作麵。回風由工作麵→12#層412—2巷→回風眼→14#層412—2巷→14#層410—2巷→總回風巷→西三風井。

　　(二)、14#層的生產係統

　　1、運煤：工作麵→14#層412巷→14#層311巷→14#層集中溜煤眼→1013強皮→礦井運煤係統。

　　2、運料：1013大巷→14#層311—1巷→14#層412—1巷→工作麵。

　　3、排水：工作麵→14#層412集中水倉泵房→1013大巷水溝。

　　4、供水：靜壓水由1013大巷→14#層311—1巷→14#層412—1巷→工作麵。

　　5、供電：由14#層412盤區變電所向各采掘麵供電。

　　6、供壓風：采用移動壓風機向用壓風作業點供用。

　　7、供液：由14#層311盤區的加壓泵站向本區供液。

　　8、通風：進風由14#層410盤區進風巷→14#層412—1巷→工作麵。回風由工作麵→14#層412—2巷→14#層410—2巷→總回風巷→西山風井。

　　(三)、盤區運煤方式采用皮帶運輸方式。在412巷內鋪設兩部SSJ1000/200型快速皮帶運輸機，全長1730m;盤區運料方式采用調度絞車接力拉運，軌道為24kg/m，軌距為600mm，穩設若幹部JD-25型絞車。在材料暗斜井的運輸則穩設提升絞車或雙速回柱絞車，盤區運送人員采用膠輪車方式運至工作麵，排水管路鋪設一趟4寸水管，吊掛於412-1巷內，其他管路用2寸管鋪設在盤區3條準備巷，通風方式為全負壓供風，工掘巷道施工采用局部供風，采掘通風要各自有獨立的通風係統。

　　第四章 采煤工藝

　　一、現生產盤區采煤方法

　　現生產盤區為14#層410盤區，工作麵長度120～180m，推進長度為562～1172m。采用近水平長壁後退式全部垮落法綜合機械化開采。

　　二、本盤區采煤方法：

　　1、采煤方法：

　　根據地質條件和煤層賦存及盤區係統與采掘接替情況，盤區內工作麵均采用近水平長壁後退式全部垮落法綜合機械化開采。

　　2、回采工作麵布置及主要係統：

　　工作麵布置：為便於集中管理，減少井巷工程量，工作麵采用雙巷布置，一條為機軌合一的進風、皮帶順槽，另一條為回風、軌道順槽。

　　主要參數：根據盤區走向及傾斜長度，結合綜采設備情況和同類工作麵情況，確定14#層412盤區工作麵長度為125～150m，順槽長度為420～720m。

　　3、首采麵確定依據：

　　根據地質條件和煤層賦存情況，本盤區采用區內後退式回采，選擇盤區末端的14#層81201麵為首采麵。

　　三、回采工藝

　　1、回采工作麵實行“四、六”製作業，三班生產一班檢修準備，生產班開機率75%。

　　2、工作麵采用MGTY-300-700-1.1D 型電牽引采煤機割、裝煤，SGZ-830/630型刮板輸送機運送煤炭，根據本工作麵的技術裝備, 截割方式為工作麵采用尾部斜切進刀的單向采煤工藝，即往返一次進一刀的作業方式, 每刀循環進度0.60M。 具體采煤工藝過程為: 采煤機尾部斜切進刀→采煤機向頭部割煤→追機移架→采煤機返向裝浮煤→推移運輸機→采煤機尾部斜切進刀的單向采煤工藝。工作麵見頂見底(當煤層厚度大於采高時見頂留底)開采。

　　3、工作麵采用ZZS6000/17/37型支撐掩護式液壓支架進行支護，工作麵端頭采用同型號液壓支架三架(頭2架，尾1架)和6根DZ單體支柱配合π型梁管理頂板，超前支護采用雙排單體支護，上、下巷超前20m進行加強維護，距安全出口20m支設雙排戴帽單體柱, 柱距1.1m, 柱帽為1.2m長的鋼梁。機巷在轉載機兩側支設,下巷上幫側支柱距煤幫0.5m,並留有大於0.7m寬的人行道,下幫側支柱距煤幫0.5m.排距為3.0m,並不影響轉載機前移;回風巷在軌道兩側支設,排距為3.0m,支柱距煤幫0.5m,梁端距煤幫0.2m,距單體柱為0.3m,並且頂梁與煤幫垂直。

　　四、采高選擇

　　根據本盤區鑽孔資料分析，14#煤層賦存比較穩定，煤層厚度2.10～4.05m，平均3.08m，采高可選擇在1.7～3.7m。

　　表11 主要機電設備配置一覽表：

　　序號 設備名稱 型號 功率

　　(KW) 能力

　　(T/h) 備注

　　1 　　采煤機 MGTY-300-700-1.1D 300×2+20+80 1台

　　2 　　支撐掩護式支架 　　ZZS6000/17/37 　102架(窄)

　　3 　　支撐掩護式支架 　　ZZS6000/17/37 　116架(寬)

　　4 　　橋式轉載機 　　SZB-830/200型 200 　　27M

　　5 　　破碎機 　　PCM-160型 160

　　6 　　乳化液泵站 MRB-200/31.5型 125 2台

　　7 　　乳化液箱 　　R×315/25 1台

　　8 順槽皮帶運輸機 　　SPG-1000/200 200 885M

　　9 盤區輔助皮帶運輸機 　　DSP/100/200 200 2部

　　10 　　工作麵運輸機 　　SGZ-830/630 315×2 1部

　　11 　　皮帶頭移動變電站 　　KBSGZY-500KVA 1台

　　12 　　工作麵移動變電站 　　KBSGZY-800KVA 1台

　　13 　　工作麵移動變電站 　　KBSGZY-1000KVA 2台

　　14 　　水泵 　　BQS25/30/5.5 5.5 2台

　　15 　　臥式水泵 　　40A-8XZ 45 2台(備用)

　　16 　　兩順槽絞車 JD-11.4(25、18.3)KV 54..9 3台

　　本盤區可采範圍內，根據地質條件，適宜布置綜采工作麵，兩翼開采，分層布置，12#層與14#層各采一翼，12#層采高平均為2.4米，14#層采高平均為2、6米,都是長壁冒落法開采，每個工作麵都是安由開切眼巷始采向盤區準備巷方向，推進至停采線結束，即區內後退式開采。對薄煤層區回采采高最小值控製在1.3M煤厚值，巷道掘進高度不得超過回采的最大采高值，要沿頂留底施工，不準留頂煤。綜采設備的選型要根據實際情況具體確定，在編製綜采工作麵開采設計中作出規定。

　　五、頂板管理

　　(一)、正常工作時期頂板支護方式

　　裏部窄工作麵選用102架、外部寬工作麵選用116架ZZS6000/17/37型支撐掩護式液壓支架控製工作麵頂板。頂板管理方法為即時支護式, 即先拉架後推移運輸機,工作麵最大控頂距5.24M, 最小控頂距4.69M。

　　(二)、回柱放頂與其它工序平行作業的安全距離

　　1、追機移架，移架距采煤機後滾筒的距離保持3.0-5.0M。

　　2、如果古塘頂板冒落高度達不到1.5倍采高、局部懸板麵積超過2×10 M2上下落三角懸板麵積超過5×10 M2時,必須進行人工強製放頂。強製放頂時必須停止工作麵的其它一切工作。

　　3、機組割通頭尾煤後，停機回撤切頂線位置的關門柱和移設鋼梁，再把頭尾支架移過。

　　(三)、特殊時期的頂板管理

　　1、來壓及停采前的頂板管理

　　(1).初次來壓及周期來壓時,工作麵必須加強支護。工作麵支架超前移過,升緊

　　升牢, 初撐力達額定初撐力30MPa的80%以上，也即24MPa以上。

　　(2).來壓及停采前,必須將工作麵支架進行徹底的檢修,消滅跑、冒、滴、漏及串液現象,所有支架(柱)要達到額定初撐力,頂梁接頂嚴密,無浮煤、浮矸堆積。

　　(3).及時追機移架，將工作麵縮小到最小控頂距，並采取超前移架管理頂板。頂板破碎時要及時在支架頂梁上刹木梁探至煤壁支設，機道頂板下沉時，在支架上架設木梁並且在機道木梁的下麵支設臨時點柱抬住梁端。支回臨時點柱要距采煤機不小於5M，且必須停機進行。

　　(4).加強放頂工作，古塘懸板超控時，立即停產放頂。

　　2、頂板破碎時的頂板管理

　　(1)、加強對支架的維護保養，確保支架初撐力達額定初撐力30MPa的80%

　　以上，也即24MPa以上。

　　(2)、頂板破碎時，必須提前維護，必要時進行打錨索，架抬棚、造假頂。

　　(3)、工作麵頂板破碎時，必須超前移架管理頂板，並在頂板破碎處刹4M，6M梁通過。

　　3、空巷應力集中區的頂板管理

　　工作麵可采範圍內有1條與工作麵回風巷道斜交的50M長的獨頭空巷，該區域為壓力集中區, 瓦斯排放後及時在巷道支設兩排戴1.2M鋼梁的單體柱或戴1.2M木柱帽的木柱,柱距均為1.2M排距2.0M， 對巷道頂板進行維護。

　　4、初次及循環放頂頂板管理

　　采空區頂板處理采用全部垮落法。根據經驗及本工作麵的頂板岩性特征,為了徹底消滅頂板來壓時對工作麵支架造成的危害，工作麵頂板采用岩石電鑽打深度為6.0M炮眼, 進行人工強製放頂。

　　(1).初次放頂:

　　直接頂初次垮落步距計算:

　　式中: Lmax──直接頂初次垮落步距,M;

　　H──直接頂冒落高度, M;

　　δ──岩層抗拉強度,粉砂岩取371.428T/M2;

　　q ───單位麵積岩層載荷, T/M2;

　　C───直接頂分層影響係數, 取0.55

　　直接頂冒落高度:

　　H=M/(K-1)=3.30÷(1.53-1)=6.226M

　　式中: M───工作麵采高, 3.30M;

　　K───采空區矸石碎脹係數, 取1.53;

　　單位麵積岩石載荷:

　　q=H×d

　　式中: d───岩層平均容重取2.59T/M3

　　則: q=6.226×2.59=16.13(T/M2)

　　故:

　　頂板初次垮落步距為23.24M。則初次放頂在工作麵從切眼向外推進20M開始打放頂孔，使用ZZ—2.0型岩石電鑽在支架動力柱前打眼,沿工作麵傾向布置炮眼,從4#支架開始至92#架每隔4個支架打一孔, 共23個孔。眼深6.0M，眼距7.5M,仰角55°，最小抵抗線4.9M,炮土充填長度2.0M，裝藥量8 Kg/孔, 使用三級乳化粉狀炸藥 , 專用紙套黃土炮泥或水炮泥封堵,封泥長度為2.0M, 然後在導爆索上綁上電雷管一塊推入炮眼, 再封堵0.5M炮泥。

　　當炮眼進入古塘離切頂線0.5M時拉炮, 拉炮時，必須進行二次封孔，每次拉炮隻能拉一個眼, 直到古塘頂板全部塌落。工作麵初次放頂時,必須成立由生產礦長為組長的初次放頂領導組, 成員由技術科長、地質科長、安監站長、調度主任、通風區長、隊長、技術主管擔任，組織、指揮、協調放頂工作，直到初次放頂達到規定要求。

　　(2).循環放頂:

　　采空區頂板在工作麵推進過程中,一般隨采隨垮落, 如果局部懸板麵積超過 2×10 M2和上下落三角懸板麵積超過5×10 M2時, 必須進行強製循環放頂。一般情況下,每天檢修班檢修時,由放頂隊用岩石電鑽,在動力柱前開孔。打眼時,調架後在動力柱前開孔. 炮眼角度70°,炮眼深度6.0M, 最小抵抗線5.6M，眼距4.5M, 裝藥量8.0KG/孔,使用三級乳化粉狀炸藥,專用紙套黃土、炮泥封口，封泥長度為2.0M，然後在導爆索上幫上電雷管一塊推入炮眼,再封堵0.5M炮泥,並用木楔封口。當炮眼進入古塘離切頂線0.5M時拉炮,每次拉炮隻能聯放一個眼,拉炮順序從尾向頭依次逐個進行,直到古塘懸板全部塌落。特殊情況另行製度循環放頂專項技術措施.

　　為了防止工作麵老頂來壓; 對工作麵的破壞，在上下順槽靠工作麵煤壁側用大鑽打深孔爆破放頂，順槽打深孔角度、深度、眼距、裝藥量等具體參數由放頂隊、技術科設計，地質隊施工，放頂眼推進到切頂線後0.3～0.5M時拉炮放頂。

　　附圖2： 放頂方式示意圖

　　六、回采工作麵的生產技術管理

　　(一)、作業形式

　　本工作麵作業方式為一班檢修三班生產的"四六"作業製, 采煤機割煤為中心, 組織移架、推溜, 支護的追機作業方式。充分利用工作麵空間和時間,合理按排各工序， 盡量做到平行作業，既分專業工種， 各工種間又要相互協作相互配合,提高工時利用率。

　　(二)、勞動組織

　　本工作麵勞動組織形式為:專業工種追機作業。根據工作麵作業形式及工序安排,製定工作麵表工種定額定員勞動組織表。

　　表12 勞動組織圖表

　　序號 班次工種 一班 二班 三班 四班 合計

　　1 班長 1 1 1 1 4

　　2 機組司機 3 3 3 3 12

　　3 支架工 3 2 2 2 9

　　4 檢修工 4 3 3 3 13

　　5 電工、排水工 4 1 1 1 7

　　6 泵站工 1 1 1 1 4

　　7 維修、維護工 5 3 3 3 14

　　8 組長 1 1 1 1 4

　　9 皮帶工 4 3 3 3 13

　　10 送飯工 1 1 1 1 4

　　11 頂板觀察工 1 1 1 1 4

　　12 下料工 　 4　 　 4

　　13 幹部 1 1 1 1 4

　　14 合計 29 21 25 21 96

　　(三)主要經濟技術指標

　　表13 主要經濟技術指標表

　　序號 　　　　項 目 單位 指 標

　　1 裏部窄工作麵可采走向長度 M 　　　116

　　外部寬工作麵可采走向長度 M 　　　727

　　2 裏部窄工作麵傾向長度 M 　　　150

　　外部寬工作麵傾向長度 M 　　　170

　　3 采高 M 　　　3.30(從切眼至切眼往外480M)、其餘3.00

　　4 煤層生產能力 T/M3 　　　1.34

　　5 循環進度 M 　　　0.60

　　6 裏部窄工作麵循環產量 T 　　　386

　　外部寬工作麵循環產量 T 　　　437.5(采高3.30M)、397.7(采高3.00M)

　　7 可采工業儲量(可采儲量) T 　　　581893.93 (564437.11)

　　8 月循環數(29天) 個/月 261(窄)、261(寬)

　　9 月進度 M 156.6(窄)、156.6(寬)

　　10 日產量 T 3474(窄)、3937.5(寬，采高3.30M)、

　　3579.3(寬，采高3.00M)

　　11 月產量 T 100746(窄)、114187.5(寬，采高3.30M)、

　　103799.7(寬，采高3.00M)

　　12 可采期 天 　　　156

　　13 出勤人數 人 96

　　14 回采工效 T/工 36.19(窄)、41.02(寬)、37.28(寬，采高3.00M)

　　16 坑木定額 M3/萬T 　　　20

　　17 截齒消耗 個/KT 　　　10

　　18 濃縮液消耗 Kg/KT 　　　100

　　19 油脂消耗 Kg/KT 　　　50

　　20 支柱丟失率 % 　　　0

　　21 金屬頂梁丟失率 % 　　　0

　　22 火藥定額 Kg/萬T

　　23 雷管定額 發/萬T

　　24 煤質牌號 　2#弱粘結煤

　　25 含矸率 % 　　　1.5

　　26 灰分 % 　　　12.8

　　第五章 盤區巷道掘進

　　為保證回采工作麵的正常接替，本盤區配備一個綜掘隊，一個普掘隊。

　　一、巷道斷麵尺寸和支護形式

　　1、巷道斷麵尺寸(表14)

　　2、支護形式：

　　盤區巷支護形式：

　　盤區巷全岩段為錨噴，煤巷為錨杆索支護加護幫網。支護材料為：錨杆為φ=18mm、L=1.7m的螺紋鋼錨杆，錨索為φ=15.24mm、L=4m的鋼絞線，護幫網為菱形金屬網，規格為長×寬=3.7×1.7m，護幫錨杆為φ=18mm、L=1.2m的普通圓鋼錨杆。錨杆排間距見斷麵圖。

　　表14：巷道斷麵尺寸及參數

　　序

　　號 井 巷 名 稱 煤岩

　　性質 斷麵

　　形狀 支護

　　形式 巷道規格(m) 備注

　　淨高 淨寬 淨斷麵 毛斷麵

　　1 412-2煤巷 煤 矩形 錨杆索 2.40 3.70 9.6 11.8

　　2 412煤巷 煤 矩形 錨杆索 2.45 3.90 10.29 10.92

　　3 412-1煤巷 煤 矩形 錨杆索 2.65 4.30 11.93 12.6

　　4 皮帶順槽 煤 矩形 錨杆索 2.25 4.00 8.3 9.6

　　5 軌道順槽 煤 矩形 錨杆索 2.25 3.50 7.9 8.4

　　6 軌道順槽車場 煤 矩形 錨杆索 2.25 4.50 10.125 10.8

　　7 切眼巷 煤 矩形 錨杆索 2.05 5.50 11.275 12.1

　　說明：

　　盤區巷全岩為錨噴，煤巷噴頂、幫掛網;

　　具體巷道規格和支護形式見相應圖件。

　　工作麵順槽支護形式：

　　12#層順槽巷道采用錨杆索支護，錨杆為φ=18mm、L=1.7m的螺紋鋼錨杆，錨索為φ=15.24mm、L=4m的鋼絞線，錨索及錨杆排間距見斷麵圖。

　　皮帶順槽錨杆布置四排，排間距為1000×1000(mm)，錨索為兩排，排間距為1500×3000mm。

　　軌道順槽錨杆布置三排，排間距為1000×1000(mm)，錨索正中一排間距為3000mm。

　　切巷錨杆布置六排，排間距為1000×1000(mm)，錨索為四排，排間距為1300×3000mm。支柱為一排，距工作麵煤壁2.3m，柱距3.0m。

　　當巷道過地質構造帶，頂板破碎、應力集中區域時，采用鋪頂網、掛幫網並架設鋼梁的支護方式加大支護強度。

　　巷道臨時支護采用自製前探梁緊跟工作麵支護。

　　錨杆錨固力：不低於3t

　　錨索預應力：不低於30Mpa

　　砼標號： 不低於C15

　　噴層厚： 100mm

　　3、其它：

　　(1)、 14#層412 軌道巷及皮帶巷沿煤層頂板或沿腰線掘進。

　　(2)、巷道掘進過程中，必須釘臨時軌道，以保證支護材料、設備運輸。

　　(3)、工作麵順槽在掘進過程中，靠上覆煤柱側的一幫必須掛護幫網。

　　(4)、巷道掘進至小窯邊界時，必須采用長探短掘的方式進行掘進，每探20m，掘進10m。

　　二、掘進工作麵個數及機械配備

　　1、盤區投產後設計配備一個綜采隊組，一個機掘隊組，一個普掘隊組;投產前為一個機掘隊組，一個普掘隊組，掘進各工作麵回風繞道和開機窩時，可臨時抽調普掘隊組。

　　投產時，采掘隊組比例為1：2

　　2、主要設備配備及技術特征：

　　掘進機： EBJ-160SH型

　　規　格： 長×寬×高=9.45×3.2×1.60(m3)

　　切割範圍： 高×寬=4.5×5.6 (m2)

　　總功率： 314KW

　　供電電壓： 1140V

　　皮帶輸送機：DSP-800兩部

　　參數： 輸送長度600m

　　輸送帶寬度800m

　　輸送帶速度2m/s

　　輸送量400t/h

　　耙岩機LP-30B型，30KW

　　三、掘進工作麵生產能力

　　根據機械配備程度和所掘巷道斷麵大小，掘進圍岩特征、支護形式，並參考相同隊組生產能力選取如下指標：

　　半煤巷機掘隊　　　　　300米/月

　　半煤岩巷普掘隊　 180米/月(主要掘進順槽機窩、回風繞道、聯巷、盤區軌道巷)

　　全岩巷90米/月。

　　四、井巷工程量

　　本盤區從開始至81201工作麵投產時，新增井巷工程量統計如下：

　　總 計： 5379m

　　開拓巷道： 520m

　　準備巷道： 2917m

　　回采巷道： 1942m

　　岩 巷： 305m

　　五、巷道開拓掘進率

　　1、巷道掘進率

　　AK=移交生產時的井巷工程量/設計生產能力=5379/60=89.65米/萬噸

　　2、盤區生產掘進進尺/生產能力

　　AK=盤區年掘進進尺/生產能力=4800/60=80米/萬噸

　　井巷工程量彙總見附表《井巷工程量彙總表》：

　　表15 井巷工程量彙總表

　　序號 工 程 名 稱 支護方式 斷 麵 積(m2) 長度(m) 備 注

　　1 412巷 錨 杆 10.92 1687 煤

　　2 412-1巷 錨杆索 12.6 1680 煤

　　412-2巷 錨杆索 11.8 1919 煤

　　3 21201巷 錨杆索 11.2 946 煤

　　4 51201巷 錨杆索 11.2 946 煤

　　5 21203巷 錨杆索 10.4 614 煤

　　6 51203巷 錨杆索 10.4 614 煤

　　7 21202巷 錨 噴 9.6 470 煤

　　8 51202巷 錨杆索 9.6 470 煤

　　9 21204巷 錨杆索 9.2 713 煤

　　10 51204巷 錨杆索 9.2 713 煤

　　合計 　　10772

　　第六章 盤區供電

　　一、412盤區變電所概況

　　412盤區變電所位於該盤區皮帶巷和回風巷之間，該峒室設計長度為50米，斷麵為4.5×5 m2，該盤區共有四塊工作麵，考慮到盤區巷走向長度較短，故在負荷中心設計一個變電峒室。

　　二、412盤區變電所供電說明

　　該變電峒室仍采用輻射式供電方式，雙回路供電電源分列運行，供電範圍為：1個綜采，2個機掘，1個普掘，1個開拓隊，盤區皮帶大巷運輸，盤區水泵，盤區局扇。

　　三、負荷統計：

　　表16

　　隊組 負荷名稱 　　　規格型號 額定功率

　　(KW) 額定電壓

　　(KV) 台數 計算負荷

　　(KW)

　　綜

　　采

　　隊 采煤機 MGTY-300-700-1.1D 300×2+20+80 1.14 1 700

　　工作麵輸送機 SGZ-830/630 315×2 1.14 1 630

　　橋式轉載機 SZB-830/200 200 1.14 1 200

　　破碎機 PCM-160 160 1.14 1 160

　　乳化液泵站 MRB-200/31.5 125 1.14 2 250

　　露化水加壓泵 MRB-125/90 90 0.66 1 90

　　皮帶輸送機 SPG-1000/200 200 　　　1.14 2 400

　　兩順槽絞車 JD-11.4(25、18.3)KV 54..9 　　　0.66 3 54.9

　　機

　　掘

　　隊 機組 EBJ-160SH 314 　　　1.14 2 628

　　皮帶 DSP-800 2×40 　　　0.66 2 160

　　鐵溜子 40T 40 　　　0.66 2 80

　　掘開

　　進拓

　　隊隊 耙煤機 LP-30B型 30 　　　0.66 2 60

　　鐵溜子 40T 40 　　　0.66 2 80

　　皮帶 DSP-800 2×40 　　　0.66 2 160

　　盤區絞車 絞車 SQ-1200 75 　　　0.66 1 75

　　盤區皮帶 皮帶 SQJ—1200 2×200 　　　1.14 1 400

　　盤區水倉 水泵 　　　 132 　　　0.66 2 264

　　盤區局扇 風機 　　　 28 　　　0.66 5 140

　　∑PN1=3368KW ∑PN2=1023.9KW ∑PN3=140KW

　　∑PN1—1140V用電設備的總額定容量KW

　　∑PN2—660V用電設備的總額定容量KW

　　∑PN3—盤區局扇用電設備的總額定容量KW

　　四、入井電纜的選擇

　　根據高壓電纜長時允許通過的電流來計算

　　根據:

　　式中：K—需用係數 K=Kt.Kf

　　Kt—同時係數 ∑Peg—同時工作設備的總額定容量

　　Kf—負荷係數 ∑Pg—用電設備組的總額定容量

　　Ue—額定電壓V ∑Pmax—同時工作設備最大出現的額定容量

　　COSφa.c—加權平均功率因數

　　根據PT盤補償後不小於(0.9-0.95)這裏COSφa.c取0.95，=0.92 Kf這裏取0.8

　　K=Kt.Kf=0.92×0.8=0.74 這裏取0.7

　　≈243A

　　根據計算結果,可選2趟YJV29-6KV-3×150型高壓鎧裝塑套電纜,經查表,該電纜允許持續電流為IO=370A>243A 滿足要求,長度為2200米.

　　五、高壓開關的選擇

　　根據IN≥Ica可得

　　IN——設備的額定電流,A Ica——通過設備的最大長時工作電流,A

　　(1)、高壓總開關的選擇：

　　根據IN≥243A,可選3台BGP9L-6AK-400A高壓開關,其中2台分別作為生產、風機高壓總開關，另外1台作為聯絡高壓開關。

　　(2)、高壓分路開關的選擇

　　a 綜采工作麵高壓總開關的選擇

　　根據∑Peg=700+630+200+160+125+400=2215KW

　　∑Pg=700+630+200+160+250+400+90+54.9=2484.9KW

　　根據=0.89 Kf取0.8 K=Kt·Kt=0.89×0.8=0.71 cosφa.c=0.95

　　可選2台BGP9L-6AK-300高壓開關,其中1台作為綜采工作麵高壓電源總開關.另1台作為備用開關.

　　b 綜采兩順槽高壓開關的選擇

　　根據∑Peg=90+25=115KW ∑Pg=90+54.9=144.9KW

　　這裏取 Kf取0.8

　　K=Kt·Kt=0.799×0.8=0.63 cosφa.c=0.95

　　可選1台BGP9L-6AK-50A高壓開關.

　　c 機掘工作麵高壓開關的選擇

　　根據∑Peg=80KW ∑Pg=80+40=120KW

　　由於機組單台啟動故 K1=1 cosφa.c=0.95

　　Kf取0.8 K=0.67×0.8=0.54

　　考慮到其它負荷增加，可選2台BGP9L-6AK-100A高壓開關.

　　d 掘進、開拓工作麵高壓開關的選擇.

　　根據∑Peg=80+160=240KW ∑Pg=60+80+160=300KW

　　根據 Kf取0.8 K=0.8×0.8=0.64 cosφa.c=0.95

　　可選1台BGP9L-6AK-50A高壓開關.

　　e 盤區運輸,盤區水泵高壓開關的選擇

　　根據∑Peg=75+132=207KW ∑Pg=75+264=339KW

　　根據： Kf取0.8 K=0.61×0.8=0.5 cosφa.c=0.95

　　考慮水泵負荷的增加,故選1台BGP9L-6AK-100A高壓開關.

　　f 盤區皮帶高壓開關的選擇

　　∑PN=400KW

　　根據：Kf=1 cosφa.c=0.95

　　考慮皮帶負荷增容的需要,可選1台BGP9L-6AK-100A高壓開關.

　　g 風機高壓開關的選擇

　　∑PN=140KW

　　根據：K=1 cosφa.c=0.95

　　可選1台BGP9L-6AK-50A高壓開關.

　　六、所內變壓器的選擇

　　根據變壓器二次側實際負荷總容量來計算

　　式中：ST—變壓器的計算容量KVA ∑PN—負荷的額定功率和KW

　　1、綜采兩順槽巷幹變的選擇

　　根據：K=0.63 cosφa.c=0.95

　　為滿足皮帶負荷增容的需要,可選1台KBSG-315KVA/6KV/660V幹變.

　　2、掘進,開拓工作麵幹變的選擇

　　根據：K=0.64 cosφa.c=0.95 ST==202KVA

　　考慮到掘進過程中其它負荷增加的需要,選1台KBSG-315KVA/6KV/660V幹變.

　　3、盤區水泵,盤區絞車幹變的選擇

　　根據：K=0.5 cosφa.c=0.95

　　為了滿足排水負荷增容的需要,可選1台KBSG-500KVA/6KV/660V幹變.

　　4、風機幹變的選擇

　　根據：K=1 cosφa.c=0.95

　　可選1台KBSG-315KVA/6KV/660V幹變.

　　七、低壓開關的選擇

　　同理，根據IN≥Ica

　　1、綜采兩順槽低壓總開關及分路開關的選擇

　　可選1台BKD1-400Z作為低壓總開關,另外選2台BKD9-400F作為兩順槽分路開關.

　　2、開拓,掘進隊低壓總開關及分路開關的選擇

　　(1)、

　　(2)、

　　可選1台BKD9-400Z作為低壓總開關.另外選4台BKD9-400F作為分路開關.

　　(3)、盤區運輸,盤區水泵低壓總開關及分路開關的選擇

　　a、

　　b、

　　c、

　　可選1台BKD9-400Z作為低壓總開關,另外選3台BKD9-400F作為分路開關.(4)、風機低壓總開關及分路開關的選擇

　　根據:K=1 cosφa.c=0.95

　　a、

　　b、

　　可選1台DW80-350開關作為風機低壓總開關.另外可選6台DW80-200A作為分路開關

　　八、該峒室所需電氣設備見下表

　　表17

　　設備名稱 　　　規格型號 單 位 　　　數量

　　高壓開關 　　　BGP9L-6AK-400A 台 　　　3

　　BGP9L-6AK-200A 台 　　　2

　　BGP9L-6AK-100A 台 　　　4

　　BGP9L-6AK-50A 台 　　　3

　　幹變 　　　KBSG-500KVA/6KV/660V 台 　　　1

　　KBSG-315KVA/6KV/660V 台 　　　3

　　高壓電纜 　　　YJV29-6KV-3×150 米 　　　2200

　　低壓開關 　　　BKD9-400Z 台 　　　3

　　BKD9-400F 台 　　　9

　　DW80-200A 台 　　　6

　　照明綜保 　　　BXZ1-2.5KVA 台 　　　1

　　檢漏繼電器 　　　JY82-B 台 　　　1

　　九、其它

　　有關供電設計具體技術細節由機電科負責設計安裝。第七章 安全技術措施

　　一般規定

　　1、為了確保安全生產,本工作麵所有作業人員必須樹立“安全第一,質量為本”的思想,必須嚴格執行煤礦三大規程和安全生產崗位責任製,認真貫徹執行上級有關安全生產的法律、法規以及規章製度,嚴格遵守勞動紀律,積極參加安全學習和安全活動。

　　2、上崗幹部及班組長要嚴把現場工程質量關,做到工作麵支護數量,質量符合規程要求,各班要堅持工程質量驗收。

　　3、認真執行跟班幹部、班組長、安監員在開工前三十分鍾的“四位一體”安全檢查製度，特別是開工前對工作麵的頂板、煤壁、支架、機電設備等進行全麵檢查，發現問題及時進行處理，安全隱患處理後方可進行生產，堅決做到不安全不生產，隱患不處理不生產。

　　4、嚴格執行“三彙報”製度，要彙報清、交接清下班存在的安全隱患和問題，各工種作業人員要嚴格執行交接班製度。

　　5、各工種工具必須攜帶齊全，作業人員進入工作地點要在班中經常性地敲幫問頂，發現片幫、零皮、傘沿等必須立即采取措施處理，防止頂板零皮及片幫煤傷人。作業人員嚴禁在無支護或不合格支護下作業、停留或休息。

　　6、工作麵人員要在支架前後柱之間的人行道空間行走, 任何人不得在機道上行走。 檢修設備時,要嚴格執行“敲幫問頂”製度,發現聾頂、片幫等不安全隱患要及時處理。

　　7、工作人員進入工作麵行走路線：311車場→14#層 311-1盤區軌道巷→14#層412-1盤區軌道巷→盤區輔助皮帶巷過橋→14#層412盤區21201巷(或51201巷)→過橋跨越轉載機→運輸機頭弧形擋煤板下側→工作麵。出工作麵則反之。嚴禁跨越工作麵運輸機和不通過過橋跨越皮帶運輸機及轉載機。若因工作麵運輸機上竄下竄人員不能按行走路線通過需垮越工作麵運輸機時，必須閉鎖工作麵運輸機和轉載機後方可通過。

　　8、為了防止炸幫、片幫煤和預防發生衝擊地壓傷人，每班必須對巷道片幫進行處理。在工作麵正常生產時，機組司機用遙控器或大於1.2M的木質專用長柄工具在支架前人行道空間操作機組。支架工、頭尾檢修工和看電纜工必須在支架前人行道空間內操作、作業。工作麵鏟煤工在鏟煤時，隨時注意觀察煤幫，防止炸幫傷人。所有進入工作麵的工作人員，為了防止炸幫煤傷人，任何人不得在機道上行走。

　　9、頂板壓力大時，上下順槽必須緊貼兩煤壁各支護一排木點柱，柱距1.2M，木點柱必須上接頂嚴密，下見硬底，且支緊打牢。

　　10、 必須站在有支護的安全地點支回柱，不準進入古塘或在無支護下作業;支回柱時，嚴禁割煤生產。

　　11、兩條順槽原支護鋼帶必須推進到工作麵煤壁位置，停機回撤。木柱、叢柱，超前支護單體柱至工作麵煤壁位置時方可停止生產回撤，嚴禁提前回撤。如頂板壓力大，破碎或有來壓跡象時提前用木柱替出單體柱，木柱則用回柱車或采煤機回撤。端頭支設單體柱進入古塘切頂線位置用1.2M長的專用長柄工具回撤，

　　用回柱車或采煤機回撤木柱時，必須拉掉滾筒離合器，並試驗，以防傷人。

　　12、工作麵所有巷道交叉點的巷口必須各打兩木叢柱，每叢4根。如果壓力大或頂板離層破碎時則各打一木垛。

　　13、工作麵及端頭支設的單體柱初撐力≥90KN，超前支護支設的單體柱初撐力≥50KN，自卸或損壞的及時更換,以防傷人。 端頭支護單體柱數量、初撐力達不到規定要求時，嚴禁施工生產，必須把端頭支護補支到規定要求時方可恢複施工生產。超前支護的單體柱長度小於30M、初撐力達不到規定要求時，必須停止生產，補足超前支護達到規定要求後方可恢複生產。

　　14、端頭頂板壓力大時，端頭支設一木垛或兩叢6根的木叢柱，進入切頂線位置機械回撤。

　　15、在皮帶巷、回風巷必須有足夠的備用坑木。6M園木梁、4M園木、3M園木、4M半木和3M半木各50根，2.5M長棚環20個, φ30×4000MM鋼針20根。

　　16、使用回柱車拉設備時，回柱車要先打好四壓兩戧杠，設備必須切斷電源。設備下坡時，設備車必須打好滑子，防止跑野車事故發生。嚴禁帶電拉移電氣設備和搬遷電氣設備。

　　17、 人行道寬度必須達0.7M以上, 特別是皮帶巷和停放設備段人行道不足0.7M時, 必須提前開幫。

　　18、工作麵支護的單體柱及鋼梁必須用專用卡子和硬聯接裝置聯接，防止柱倒、柱損壞時柱、鋼梁傷人。

　　19、加強工作麵放頂，保證放頂效果好，局部懸板麵積超過2×10 M2和上下落三角懸板麵積超過5×10 M2時,必須進行人工強製放頂。初次放頂、循環放頂嚴格按技術科設計施工，打眼、裝藥工作由放頂隊施工，聯放炮工作由綜一隊負責。拉放頂眼必須進行二次封孔，並檢查瓦斯濃度。瓦斯濃度超限時，禁止拉放頂眼。

　　20、回風巷、皮帶巷固定絞車要打好地錨，移動絞車要打好四壓兩戧杠。運料、拉設備使用絞車必須有聲光信號，且靈敏可靠，一聲停，二聲開車，三聲鬆繩。上下坡時必須帶保險繩，嚴禁放野車。斜井運輸嚴格執行行人不行車製度，重車每次隻準掛兩輛，並帶保險繩，信號明確，並嚴格執行斜井行車製度。

　　21、機組司機要嚴格控製采高,必須割平頂底板,不準任意留頂煤, 割煤時牽引速度要適當。截齒保持齊全完好,掉牙、壞牙要及時補齊, 尤其是端盤角度牙必須經常檢查, 牙座缺少個數不超過5%。

　　22、運輸機要移設平穩,推移運輸機必須在運輸機運轉中進行，不準推成急彎死彎。擋煤板、鏟煤板要經常檢查緊固，刮板、螺絲齊全緊固，鏈條鬆緊適宜，變形損壞的部件及時更換。

　　23、 嚴格執行《煤礦安全規程》(2010年版)第50條、51條、53條～57條、67條的規定。

　　24、嚴禁人員在運輸機、轉載機、皮帶機上行走和停留。嚴禁人員不通過過橋跨越運輸機、轉載機和皮帶機。

　　25、工作麵運輸機與轉載機必須搭接合理，采用硬聯接方式使兩者成為一個整體，保證轉載機擋煤板齊全。如確因特殊原因不能硬聯接造成轉載機擋煤板不齊全的，必須安設有效的防護裝置進行封閉，防止人員墜入。

　　26、工作麵配備齊全通訊係統和刮板運輸機急停控製係統，確保在工作麵可與兩個端頭及泵站操作台正常聯絡，並可隨時停止工作麵刮板運輸機。

　　27、工作麵機頭必須設置一個操作方便的轉載機急停按鈕，並靈敏可靠，工作麵尾部、中部、頭部和轉載機頭部必須各設置一台通訊擴音設備，並完好可靠。

　　28、轉載機行人垮越處必須安設行人方便的人行過橋;皮帶機運輸機必須設置安全可靠的行人過橋。嚴禁人員不通過過橋跨越轉載機和皮帶機。破碎機入口處(除運輸機頭部卸煤點位置外)必須加蓋板或金屬網進行封閉;運輸機頭部卸煤點位置到破碎機入口區域必須在轉載機擋煤板兩側安裝牢固的防墜錨鏈,以便人員不慎墜落時自拉自救。

　　29、工作麵運輸機、轉載機、皮帶機司機嚴禁坐在減速機、電機上操作，開機時要精力集中，時刻觀察周圍情況，發現情況及時停機，開機時不得兼幹其它工作。

　　30、檢修和處理機組、運輸機事故時，必須切斷電源，拉掉機組隔離開關，閉鎖好運輸機。必須在作業點靠煤壁5M範圍內支一排護幫單體柱，柱距1.0M,並用半木背好幫,以防炸幫傷人。並在作業點所有支架頂梁下各支一單體柱，以防支架誤動作傷人。

　　31、在機道檢修設備和處理事故時，必須停止生產後，觀察頂板煤壁穩定後無隱患方可作業。

　　32、嚴禁帶電搬遷移動和檢修電氣設備，嚴禁甩掉各種保護進行生產。

　　33、檢修運輸機和轉載機必須先處理片幫、零皮、傘簷等隱患後方可作業。檢修運輸機必須閉鎖運輸機和轉載機, 並切斷電源。檢修運輸機、轉載機時，必須閉鎖轉載機和運輸機，切斷電源，並留人看守，沒有檢修人員的明確指示，任何人不得私自送電，以防運輸機、轉載機傷人。

　　34、檢修采煤機或更換截齒時, 必須先拉掉隔離開關和滾筒離合器手把並閉鎖溜子。啟動采煤機前必須先巡視采煤機四周， 確認附近無人、無危險後方可送電啟動。采煤機必須安裝能停止工作麵運輸機運行的閉鎖裝置。控製按鈕要靈敏可靠，每班都要進行試驗，滾筒正常運轉時， 周圍不許站人。

　　35、皮帶運輸機要有防跑偏、打滑、煤位、油溫、煙霧等綜合保護。消防設施齊全。各部運輸機的開停，必須有信號聯係，保持靈敏可靠，轉載機尾軸的防護罩必須齊全可靠， 並要裝設防護欄。轉載機尾有靈敏的閉鎖轉載機的閉鎖鍵。行人垮越的各部運輸機必須設置過橋，嚴禁乘坐皮帶和溜子。皮帶電機必須用螺栓或打地錨固定好，以防皮帶運行中電機翻轉傷人。

　　36、 給皮帶打卡子必須將皮帶接頭拉到地麵進行， 嚴禁站在皮帶架子上打卡子。拉皮帶打卡子時， 接口必須遠離皮帶主被動滾子15M以外，嚴禁在主被滾子附近接皮帶。拉皮帶時，人員要站在地麵，不得站在皮帶架子上方。皮帶打卡子或檢修後需緊皮帶時，人員必須躲到遠離皮帶機的安全地點，再進行啟動緊帶小絞車進行緊帶(頭部皮帶緊帶時，人員還必須遠離皮帶機尾部緊帶小絞車的鋼絲繩，躲到安全地點)。

　　37、升、降、拉架時，必須觀察所動作支架周圍是否有人，確認無人無危險後方可操作。支架不得存在跑、冒、串、自卸等現象，有則必須及時處理。

　　38、遇底板不平、支架下栽，支架不好移設時，則必須采用鎬刨或打眼放炮方式起底，清理完煤矸後，作業人員站在相鄰支架內拿長柄工具將底板用有一定坡度的坑木墊好，再鄰架操作移設支架逐漸通過。

　　39、檢修機電設備和處理機電設備事故時，必須把作業區域的頂板和煤壁維護好，以防頂板矸石和煤壁炸幫片幫煤

　　40、底板出現地包，支架不好移設時，則必須用岩石電鑽或風鑽進行打眼放炮處理，保證底板平整，清理完煤矸後，不平處，作業人員站在相鄰支架內拿長柄工具將底板用有一定坡度的坑木墊好，然後鄰架操作移設支架，逐漸通過。

　　41、留底煤開采，架前有浮煤，支架不好移設時，則必須把浮煤清理幹淨，再鄰架移設支架。

　　42、打大塊煤、矸時，支回超前支柱和端頭支柱時，清理機頭浮煤雜物時，運送物料時，檢修工作麵機頭零部件加油時，必須停止工作麵運輸機和轉載機，並閉鎖好。

　　43、支架液管連接必須使用專用“U”型肖子，嚴禁用鉛絲代替。更換支架零部件或檢修支架時，必須停止泵站，沒有支架檢修人員的命令不得開動泵站，以防傷人。嚴格執行誰命令停止泵站誰命令開動泵站的製度。

　　44、兩巷及安全出口必須暢通無阻，巷道淨高不低於1.8M，行人側的寬度不小於0.70M。

　　45、所有工種崗位人員必須嚴格執行崗位操作規程規定(新版)。綜合機械化采煤，必須遵守《煤礦安全規程》(2010年版)第67條規定。

　　46、 采用鑽眼法處理大塊矸石及煤塊時，體積必須大於700×700×1000MM3;如果小於700×700×1000MM3時，必須用錘人工破碎， 嚴禁放明炮、糊炮。人工破碎大塊矸石和煤塊時，則必須兩人以上作業， 並閉鎖運輸機和轉載機後方可作業，必須有一人觀察頂板煤幫變化情況，發現隱患及時撤出人員。嚴禁人員站在運輸機、轉載機上以及跌煤點內打大塊。

　　47、 嚴格執行火工品管理製度，在回風巷距切眼200M外放置專用炸藥箱和雷管箱，雷管、炸藥分箱上鎖保管，嚴禁炸藥雷管混放一箱。一次裝藥用不完的炸藥必須放回炸藥箱，當班用不完的雷管必須送回火藥庫，嚴禁亂扔亂放。火工品存放必須放在頂板完整，遠離電氣設備無淋水的安全地點。

　　48、井下放炮嚴格執行“一炮三檢”和“三人聯鎖”放炮製度，放炮母線大於50M(雙股)，放炮前由班組長派專人在能通往放炮地點的所有出入口設好警戒，在回風巷的警戒人員必須設在風門外，把工作麵人員撤到安全地點。裝藥、配藥聯放炮由專職放炮員擔任，放炮時必須把放炮點周圍的設備電纜掩蓋好。放炮時要以口哨為令，一聲撤人，二聲放炮，三聲解除警戒，並先喊後吹。發出放炮警號後，至少再等5S，方可放炮，放炮10分鍾後，也即待炮煙吹散後，放炮員、班組長及安監員方可進行進入工作麵檢查，運料巷在放炮25分鍾後，也即待炮煙吹散後，放炮員、班組長及安監員方可進行進入運料巷檢查，確認安全後由班組長親自撤回警戒人後，其它人員方可進入工作麵工作。嚴格執行《煤礦安全規程》(2010年版)第314～343條規定，背炸藥、雷管的人員嚴禁乘坐人車。

　　49、所有人員必須嚴格執行煤礦三大規程，任何人不得違章作業和違章指揮。出入井人員必須嚴格遵守礦有關乘車和乘罐規定，嚴禁乘坐皮帶和爬、蹬、跳車。

　　50、人員在盤區巷道行走時，必須嚴格執行“行人不行車，行車不行人”的規定，確保行人安全。

　　51、安監員和班組長以上幹部入井要隨身攜帶便攜儀，入井人員要攜帶自救器入井，嚴禁攜帶煙草及點火物品，嚴禁穿化纖衣服，嚴禁飲灑。

　　第二節 頂 板

　　一、支護質量要求

　　(一)、 頂板管理:

　　1、工作麵控頂範圍內, 頂底板移近量按采高≤100MM/M。

　　2、 工作麵頂板不出現台階下沉, 工作麵支架前梁接頂嚴密, 無浮矸浮煤。

　　3、機道梁端至煤壁頂板冒落高度不大於300MM。

　　4、所有支護材料必須有合格證。

　　(二)、 工作麵支護:

　　1、支架初撐力達規定值的80%以上，也即24MPa以上，泵站壓力≥30MPa。

　　2、支架成一直線,其偏差不超過±50MM,中心距按規程要求,偏差不超過±100MM。

　　3、支架頂梁與頂板平行支設, 其最大仰俯角<7度。

　　4、相鄰支架間不能有明顯錯位(不超過頂梁側護板高的2/3)。支架不擠、不咬,架間空隙不超規定(<200MM)。

　　5、支架垂直頂底板,歪斜±≤5度。

　　6、要及時移架,端麵距不大於340MM.

　　7、支架與運輸機垂直,偏差不大於±5度.

　　8、支架完好,無漏液,不串液,不失效.

　　9、支架內無浮煤、浮矸堆積,活柱缸體上端平合和閥體無煤塵。

　　(三)、 安全出口與端頭支架:

　　1、要加強工作麵上下端頭和安全出口支護,φ100MM單體支柱初撐力≥90KN。

　　2、上下順槽自工作麵煤壁線50M範圍內支柱完整無缺,高度不低於1.8M，並留有0.70M寬的人行道。

　　3、超前支護φ100MM單體柱初撐力≥50KN。

　　4、在用支柱完好,不漏液,不自動卸載,無外觀缺損。

　　5、所有支柱上接頂嚴密，下見硬底，支緊升牢，並用鋼絲繩或硬聯裝置將分別單體柱鋼梁連接好。

　　(四)、 回柱放頂:

　　1、控頂距符合作業規程要求,回風、運輸順槽與工作麵放頂線放齊(機頭機尾處可根據作業規程放寬一排)。

　　2、采空區冒落高度普遍不小於1.5倍的采高 、局部懸板麵積超過2×10 M2

　　和上下落三角懸板麵積超過5×10 M2時,必須進行人工強製放頂。

　　3、工作麵無空載支護。

　　(五)嚴格執行《煤礦安全規程》(2010年版)第50、51、53、54、55、56、57、58條規定。

　　二、防炸幫安全技術措施

　　1、上下順槽人員行走時嚴禁貼幫，以防炸幫傷人，巷壁片幫深度大於0.3M時,要及時打貼幫木點柱,柱距1.0M。

　　2、每班開工前必須進行“四位一體”安全檢查，對上下順槽頂板、煤壁進行“敲幫問頂”檢查，有片幫、零皮、傘簷要立即用長柄工具將其撬下，每日檢修班必須將順槽的片邦煤清理幹淨，以保持上下順槽暢通無阻，行人安全`。

　　3、檢修機組、運輸機、支架等必須在機道作業時，必須在檢修地點前後5M範圍內貼煤壁支一排臨時單體點柱，柱距1.0M, φ100MM單體支柱初撐力≥90KN，並用半木背幫或掛金屬網，支柱要上接頂嚴密，下見硬底。檢修結束後，人員站在人行道上用長柄工具遠方回出臨時點柱。

　　4、為了防止炸幫、片幫煤傷人，每班必須對巷道片幫進行處理。

　　5、在工作麵正常生產時，機組司機用遙控器或大於1.2M的木質專用長柄工具在支架前人行道空間操作機組。

　　6、支架工、頭尾檢修工和看電纜工必須在支架前人行道空間內操作、作業。工作麵鏟煤工在鏟煤時，隨時注意觀察煤幫，防止炸幫傷人。

　　7、所