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1、第五节 通信照明25第五章 劳动组织和主要技术经济指标.26第一节 劳动组织.26第二节 作业循环.27第三节 主要技术经济指标.28第六章 煤质管理.29第七章 安全技术措施.29第一节 一般规定.19第二节 顶板.30第三节 防治水.34第四节 爆破.34第五节 “一通三防”与安全监控.38第六节 运输.42第七节 机电.45第八节 其它.49第八章 灾害应急措施及避灾路线.51作业规程学习和考试记录.54作业规程补充学习和考试记录.55作业规程复查记录55一， 存在主要问题二， 处理意见第一章 概 况城口县阳光煤矿为异地接替新建矿井，属私营企业，业务管理隶属于城口县煤炭工业管理局，设计规

2、模6万吨/年，始建于2004年。城口县排山煤业公司阳光煤矿位于城口县城南东158方向，直距18.5km，行政区划属城口县桃园乡金寨村所辖。矿区位置地理坐标东经10847391084940、北纬314632314529。第一节 工作面位置及井上下关系1101采煤工作面在+1450m1500m标高之间的K2煤层中，其上部顺槽靠+1500总回风平巷，+1500顺槽再上部为煤层薄化区，下部为未采区。工作面位置及井上下关系见表1表1 工作面位置及井上下关系水平名称1450水平采区名称一采区地面标高1650 m 1785m井下标高1450m1500m地面相对位置该地面投影位置：在大山下，全是荒山，对应区域

3、无人居住回采对地面设施的影响工作面对应地面为荒坡草地，无建筑物和水体，无住户。井下位置及与四邻关系工作面西面为四采区探巷，东面是1102准备工作面走向长度/m385倾斜长度/m100面积/m238500第二节 煤 层本工作面设计开采煤层为K2层煤，通过地质资料与本矿探巷分析煤层赋层情况见表2表2 煤层情况表煤层厚度/m0.210.9煤层结构简 单煤层倾角/（）39开采煤层K2煤 种无烟煤稳定程度不稳定煤层情况描述K2煤层呈似层状，为单一煤层，结构简单。煤厚0.210.9m，平均厚0.50m，煤层厚度不太稳定，局部薄化，薄化带含黄铁褐色粘土充填。K2煤层呈亮黑色，煤矿类型属亮煤半亮煤型，具块状构

4、造。具线理状细条带结构，层状构造。第三节 煤 层 顶 底 板工作面煤层顶底板情况见表3表3 工作面煤层顶底板情况表顶、底板名称岩石名称厚度/m特 征基本顶灰 岩没有明显界限顶板为粉砂岩、砂岩，岩石力学性能较稳固，不易坍塌。基本顶、直接顶没有明显的界限。直接顶伪 顶粉砂质页岩0.10.4直接底铝土岩0.30.8底板为灰色、褐红色透镜状含黄铁矿铝土岩。基本底附图：地层综合柱状示意图 第四节 地 质 构 造一、 断层构造及其对回采的影响 1101运输巷掘进过程中，未见断层构造。二、褶曲情况及其对回采的影响 根据地质资料与1101运输巷掘进推测，没有明显的褶曲存在三、其它因素对回采的影响（陷落柱、火成

5、岩等）根据实际揭露资料分析，本工作面内无岩浆岩侵入体、冲刷带、陷落柱等。第五节 水 文 地 质 一、 含水层（顶部和底部）分析矿区主要含水层为二叠系中统栖霞组（P2q）、茅口组（P2m）、三叠系下统大冶组（T1d）、嘉陵江组（T1j），属岩溶裂隙含水层，为矿山直接充水地层。矿山相对隔水层为二叠系上统大隆组（P3d）、吴家坪组（P3w）、二叠系下统梁山组（P1l）、志留系中统沙帽组（S3s）、志留系下统罗惹坪组（S1lr） 其岩性主要为页岩、煤层、粉砂岩及铝土岩等，其含水性弱，为矿区相对隔水层。矿区断裂不发育，煤层赋存于相对隔水层中。矿区含水层的岩溶裂隙发育，地下水排泄畅通。本矿井为上山开采，矿

6、井的涌水顺平硐自流出地面。二、 其它水源的分析矿区范围内地表水系不发育，地表无常年性水体，沟谷形态以“V”型为主，地表水自然排泄条件较好，无须人工疏导。大气降水是补给地下水的主要来源，其动态变化受季节降水的影响较大。地表大部分为基岩裸露，第四系孔隙水微弱。地下水主要类型为基岩裂隙水和岩溶水。大气降水通过含水层补给地下水后，径流先以垂直渗入为主，然后转入侧向运动，总的径流方向由北东向南西，最终以泉水形式排泄入桃园河。当地居民多集中居住桃园河沟两侧。三、 涌水量根据本矿井对涌水量的调查、观测，矿井正常涌水量为10m3/h，矿井最大涌水量为20 m3/h。第六节 影响回采的其它因素一、 影响回采的其

7、它地质情况见表4表4 影响回采的其它地质情况表CH4低瓦斯矿井，2011年CH4绝对涌出量为0.74 m3/min。CO2低CO2矿井，2011年CO2绝对涌出量为0.37 m3/min。煤尘爆炸指数煤尘具有爆炸性。煤的自燃倾向性煤层自燃倾向性为二类，自燃。地温危害无冲击地压危害二、 冲击地压和应力集中区 1101采面为第一采区首采工作面，预计局部的应力集中对正常的开采影响不大。第七节 储量及服务年限一、 储量1. 工作面工业储量 工作面工业储量为 26950 t2. 工作面可采储量 工作面可采储量为 26141.5 t二、 工作面服务年限 工作面服务年限 =（可采推进长度/设计月推进长度）/

8、12 =385/90/12 = 0.36年第二章 采 煤 方 法第一节 巷 道 布 置一、采区设计、采区巷道布置概况K2煤层一采区采用两翼布置，在采区东中部布置采区轨道上山，回风上山，两条上山均沿煤层布置二、工作面运输巷 在矿井主平硐以西+1450m水平k2煤层中布置1101采面运输巷，巷道成梯型断面，上净宽2.0m，下净宽2.4m，高2.0m，9#工字钢支护，棚距为0.8m。三、 工作面回风巷在矿井+1500m回风平硐以西+1500m水平k2煤层中布置1101采面回风巷，巷道成梯型断面，上净宽2.0m，下净宽2.4m，高2.0m，9#工字钢支护，棚距为0.8m。工作面及巷道布置平面示意图。第

9、二节 采 煤 工 艺一、 采煤工艺采煤方式示意图【炮眼布置图（正、平、剖视图）】二、 工作面正规循环生产能力 W = LShc =90*1.0*0.5*1.4*97% =61.11 t式中：w正规循环生产能力，t; L工作面长度，m； S正规循环推进长度，m； h采高，m； 煤的视密度，t/m3 c工作面采出率，%第三节 设 备 配 置工作面设备（采煤、支护、运输设备名称、型号主要技术参数和数量）表5 工作面设备配置一览表序号设备名称及用途设备型号设计台数使用备用备注一回采设备1煤电钻ZMS1.2321.2kw单体液压支柱DW10-25/100G51046050乳化液泵站XPB250/5.53

10、0kw4DW20-30/100G806020工作面加强支护5风镐6矿车403578工作面设备布置示意图。第三章 顶 板 控 制第一节 支 护 设 计一、单体支柱工作面的支护设计1.合理支护强度的计算第一步确定顶板下沉量：SL=MR=0.010.905.20.047m=47mm下沉系数，由于无邻近工作面借鉴，取0.01。M煤层最大厚度，mm；R最大控顶距，mm；第二步确定规格：采用DW10-30/100G型单体液压支柱：Hmax=Mmaxb+e =900100800mmHmin=MminSLba6004710010443mmSL为顶板在最大控顶距处的平均最大下沉量；Mmax为工作面最大采高；Mm

11、in为工作面最小采高；b为顶梁厚度；a为支柱的卸载高度，取10mm。首采工作面选用DW10-30/100G型单体液压支柱，支撑高度6851000mm，工作行程315mm，初撑力118157KN，工作阻力为300kN/根。第三步支护密度验算：支护的强度：P=（48） t/m2 P=82.5= 18t/m2M为平均采高，0.90m；为顶板岩石容重，取2.5t/m3。按8倍采高取值。首采工作面长100m，工作面运输、回风巷宽共计5m，因此采场最大面积S=905.2=416m2，考虑在切顶排支设戗柱，每两排支设一根，所设支柱数n=（80/0.8）5=500根，则支护密度为500/416=1.2根/m2

12、，DW10-30/100G型单体液压支柱每柱的额定承载能力为300kN，考虑相关因素的影响，使支撑能力减小，承载能力考虑0.8的系数，则每根支柱的承载能力为3000.8= 240KN/根=24t/根。支柱实际提供的支护强度为1.224=28.8t/m2，而支护所需要的支护强度为18t/m2，因此，所设计工作面的支护密度能满足支护采场顶板的要求。根据以上计算，工作面配备DW10-30/100G型单体液压支柱，支撑高度6851000mm，工作行程315mm，初撑力118157kN，工作阻力为300kN/根，最大控顶距5.2m、最小控顶4.2m，放顶步距1.0m，满足支护采场顶板的要求。二、临时超前

13、支护根据煤矿安全规程第五十条规定：采煤工作面所有安全出口与巷道连接处20m范围内，必须加强支护。因此，采煤工作面上、下出口（机巷）20m范围内，设临时超前支护，其中距采煤工作面前10m采用双排支柱支护，后10m采用单排支柱支护，柱距为1m，采用顺巷棚支护。三、 乳化液泵站（一） 泵站选型、数量泵站选用XPB250/5.5型，数量为2台，其中一台工作，另一台带电备用。（二） 泵站设置位置泵站安装在1101运输巷到回风上山的联络巷内。（三） 泵站使用规定1 卸载阀整定值为20.5MPa,严禁随意调整安全阀的整定值；2 乳化液浓度保持在35%之间；3 要加强泵站设备、管路的维修与保养，保持液压系统完

14、好，杜绝跑、冒、滴、窜液现象。a） 工作面顶板控制一、 正常工作时期顶板支护方式 顶板为粉砂岩、石灰岩，底板为铝土岩、粉砂岩。工作面采用单体液压支柱和金属铰接顶梁联合支护顶板，选用支柱为DW10-30/100G外注式单体液压支柱，支撑高度6851000m，初撑力118157kN，工作阻力为300kN/根；选用HDJA100型金属铰接顶梁。工作面采用“四、五”排控顶，排距1.0m，柱距0.8m，最大控顶距5.2m、最小控顶4.2m，放顶步距1.0m。二、 正常工作时期的特殊支护形式在放顶线采用单体支柱密集支护、戗柱切顶。在煤壁线采用单体支柱打成贴帮柱进行支护，贴帮柱柱距1.6m。在上、下安全出口

15、20 m范围内采用单体支柱打成托梁加强支护。计算、估计和观测周期来压步距，在初次来压和周期来压期间必须在放顶线打双排丛柱，必须加打木垛，（木垛每6m打一个，呈“井”字形）切顶。并在来压时撤退人员。三、 回柱放顶与其他工序平行作业的安全距离回柱放顶的方法是人工操作，人员站在顶板完好、支护到位的安全位置操作，用卸压长柄对支柱进行卸压。对不能用用人工直接拿出的液压柱，采用液压柱与拔柱器配合使用的方法。1. 回柱前，维护好附近支护，找掉顶板活矸石，清理好退路，保证后路畅通。2. 由里向外，由下向上，先柱后梁。3. 注意事项：（1） 放顶时要有专人观察顶板情况，先检查后工作；（2） 回单体时慢试慢回，严

16、禁猛回；（3） 放顶时严禁动附近支架；（4） 对埋得深的单体不能硬拉，要采用卧底法进行处理。四、 特殊时期的顶板控制（一） 来压及停采前的顶板控制1. 初采来压时，下巷在放顶线处采用木垛和单体联合支护，支护长度为30m，木垛要用木楔背牢，随回采前移木垛止基本顶初次垮落为止。巷道上下帮及巷中采用单体支护。支护方法随巷道支护，一梁一柱严禁出现单梁单柱。上巷采用单体铰接梁支护，支护长度为20m。2. 停采前的具体措施要专门制定，并报批执行。（二） 过断层及顶板破碎时的顶板控制1. 工作面过断层时要加强支护，柱距缩小到0.6m，并有足够的备用柱；2. 坚持一步三调，相邻支架保持不挤不咬不倒，保持良好的

17、支护状态。（三） 应力集中区的顶板控制工作面内原有的老巷属于应力集中区，通过该区域时采取以下措施：1. 过老巷前，需提前在老巷口支设两道单体铰接梁，单体应迎山有劲，初撑力达到90KN；2. 回撤单体梁距老巷口不得超过2m；3. 过老巷前应预先将老巷内的杂物清理干净；4. 工作面揭露老巷后，老巷口处及上下各3架支柱要密集支护5. 工作面与老巷口之间禁止人员进出和停留，有特殊情况需经过或回撤单体支柱时，必须有专人看护。五、 其他控制要求：1、工作面支柱必须进行打底窝，深度不得小于150mm，柱必须撑到硬底上。 2、工作面支柱必须采用钢丝绳进行上下成组连接，单棵控制，防止支柱失效而滑落、坠落。 3、

18、在回柱时，必须泄压在撤除控制绳（控制防滑、防坠的钢丝绳），严防回柱过程中支柱滑落或坠落。b） 运输巷、回风巷及端头的顶板控制一、 工作面运输巷、回风巷的顶板控制（一） 运输巷、回风巷的超前支护1. 上、下巷超前支护为20m，两帮各支设一道跑马梁；2. 超前支护的单体支柱要打成一条直线，单体支柱迎山有劲，升紧打牢，所有单体支柱必须铰接，两巷无空载、失效支柱，支柱初撑力不低于90KN，上巷压力大时用一两二柱；3. 跑马梁加园木时，首先将圆木撑起，再挂梁打单体柱；4. 超前支柱的铰接梁要平直，不得出现连续不铰接顶梁。（二） 运输巷、回风巷的加强支护工作面在断层或顶板破碎带压力大时，加，补支柱和梁子进

19、行支护。二、 工作面安全出口的管理（一） 支护形式上端头支护形式：如上端头支护完好且压力不大时，由两道跑马梁支护；如上端头顶板破碎且压力大时，在两道跑马梁间，跑马梁与支架间按0.5m间距增设跑马梁，且将靠近上帮的一道跑马梁必须为一梁二柱。下端头支护形式：无支架支护区域按0.7m梁距增收跑马梁，一梁一柱；如下端头顶板破碎或压力较大时，在两道跑马梁间，跑马梁与支架间按0.5m间距增设跑马梁，且将靠近支架的一道跑马梁该为一梁二柱。（二） 质量要求1. 上下安全出口的高度不得低于1.8m，宽度不小于0.8m，否则，需要卧巷扩巷，且有专人维护。2. 从煤壁外3m到老空侧放顶线，插老双销且防飞销，铰接梁铰

20、接率达100%。3. 单体与梁的完好标准按有关规定执行。三、 支护材料的使用数量和存放管理（表6）表6 支护材料的使用数量和存放管理种 类规 格使用量（颗）复用率/%备 注铰接梁HDJA-100036099单 体DW10-30/100G工作面用加强支护用DZ22-30/10096超前支护用扁 销90半园木1.01.5m200木 墩大小不一300 附图：工作面、运输巷、回风巷及端头支护示意图第四节 矿 压 观 测一、 矿压观测内容工作面顶板动态检测，以及工作面上下巷顶板变化情况。二、 矿压观测方法 现是浅部开采，矿压显现不明显，采用人工观测顶板压力，今后在矿井进入深部开采时考虑使用压力表观测。第

21、四章 生 产 系 统第一节 运 输 一、运输设备及运输方式 （一）运煤设备及运、转载方式 工作面煤炭自溜到采区下部，运输顺槽通过矿车轨道运输运至溜煤眼，通过溜煤眼自溜至K2大巷进行装车。 辅助运输设备采用机车运输（+1350运输大巷）。 （二）辅助运输设备及运输方式 二、运煤路线1101采面1101运输巷溜煤眼运输大巷主平硐地面本工作面运输示意图第二节 “一通三防”与安全监控 一、通风系统 （一）风量计算 1.按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算： Q = 100qk = 100*0.74*2 =148 m3/min 2.按工作面温度计算： Q = 60s = 60* 1*3.78 = 226.8 m

22、3/min 3.按工作面每班最多工作人数计算： Q = 4n =4*24 = 96 m3/min 4.按炸药用量计算： Q = 25A = 25*43.2/2 = 540 m3/min 工作面分成两段爆破， 5.按风速进行验算： 按最低风速验算，工作面的最小风量： Q 15S = 63 m3/min 按最高风速验算，工作面的最大风量 Q 240S = 768 m3/min 6.确定工作面实际需要风量： 工作面实际需要风量为 540 m3/min （二）通风路线主平硐运输大巷人行上山1101运输巷1101采面1101回风巷总回风巷回风平硐出井。 二、瓦斯防治 （一）瓦斯检查（设点、次数） 工作面

23、瓦斯检查共设三个点，即上隅角测点、回风流测点（1101回风巷距采面煤壁10m）、尾巷风流测点（回风巷距回风口10m） （二）瓦斯监测 工作面投产前，按设计安设瓦斯监测设施 工作面T1：设置在工作面回风巷距采面煤壁10m处； 报警浓度 1.0% 断电浓度 1.5% 复电浓度 1.0% 上隅角T0： 设置在采煤工作面上隅角，最上，最外的支柱处 回风巷T2: 设在回风巷内，距回风口10m处 断电浓度 1.0% T0、T1、T2的断电范围为采煤工作面及其运输巷的全部机电设备，要求瓦斯电闭锁装置动作灵敏、准确，并按规定进行标校，保证断电工作可靠。 瓦斯报警或瓦斯断电后，必须立即停止工作，切断电源，撤出人

24、员，进行处理，待瓦斯浓度降到安全范围后，经瓦斯检查员确认，方可送电，恢复生产。 三、综合防尘系统 （一）防尘管路系统（二）防尘措施 本工作面采用各转载点喷雾、两巷设净化水幕、定期清洗两巷及工作面。职工佩戴防尘口罩的综合降尘的方式。每班对工作面浮煤进行进行打扫、清理。 （三）隔绝瓦斯、煤尘爆炸措施 本工作面采用安设隔爆水袋的隔爆方式来隔绝瓦斯煤尘爆炸，工作面两巷距工作面60至200m范围内分别安设一组隔爆水袋，每组水袋设20排，排距为2m，每排2个水袋，水量必须超过水袋上的透明窗，并悬挂隔爆设施牌板进行管理。 四、防治煤层自燃发火技术措施 （一）监测系统 充分利用矿井瓦斯监测监控系统监测一氧化碳

25、的变化情况，在可能发生自燃的地点安设一氧化碳传感器，实时监测巷道内气体变化，以掌握各种可能的数据。一氧化碳监测牌检查内容包括：一氧化碳、二氧化碳、氧气、瓦斯、硫化氢、二氧化氮、二氧化硫等各种有害气体和温度。检查人员必须携带瓦斯检定器、一氧化碳、二氧化碳、氧气、硫化氢、二氧化硫检定管，一氧化碳便携仪和瓦斯、氧气便携报警仪（或具备相应检测参数的仪器）。防灭火预测预报人员要两人结伴同行，做好自主保安。每周必须将检查结果及时向技术负责人汇报。 （二）综合防灭火措施 1.工作面要加快推进进度，尽可能不留浮煤、顶底煤； 2.如发生毒气，煤雾高温点，一氧化碳等异常现象及时报告指挥中心，指挥中心及时通知通风科，迅速查明原因，采取紧急措施进行处理，同时要向矿长，技术负责人汇报； 3.工作面上下巷必须安设供水防尘灭火管（可与防尘供水管共用）上巷每100m安设阀门一个，下巷每50m安设阀门一个。禁止任意拆除改作它用。 （三）防灭火要求 采煤工作面及上下巷发生火灾时，首先维持正常风流状态，直接灭火；同时打开上风侧水幕，降低火焰温度，必要时增加工