目录

第一章 矿井概况及地质特征....................................................................... 1

第二章 采区地质概况.................................................................................. 8

第三章  采区储量与生产能力..................................................................... 9

第四章  采区方案设计.............................................................................. 12

第五章 采煤工艺........................................................................................ 21

第六章 采区生产系统................................................................................ 28

第七章 采区施工设计................................................................................ 33

第八章 安全技术措施................................................................................ 39

第九章  结束语.......................................................................................... 42

第一章 矿井概况及地质特征

一、企业基本情况

    河南永锦能源有限公司吕沟煤矿原名为禹州中锋吕沟煤矿，该矿区位于禹州市方岗乡杨南村。 万吨/年 万吨/年 河南永锦能源有限公司吕沟煤矿原名为禹州中锋吕沟煤矿，该矿区位于禹州市方岗乡杨南村。吕沟矿井的设计生产能力为 30 万吨 年，核定能力 45 万吨 年，井田面积 煤层，均属主焦煤，为低瓦斯矿井。 万吨， 万吨。 10.4604km2，主要可采煤层为五 2、六 4 煤层，均属主焦煤，为低瓦斯矿井。矿井探明储量 2460.5 万吨，截至 20## 年底资源储量还余 1280.7 万吨。该矿始建于 1961 年 10 月， 亿元（至今） 矿井开拓方式采用片盘斜井开拓， ，矿井开拓方式采用片盘斜井开拓 设主斜井、 个井筒， 项目总投资 0.59 亿元（至今） 矿井开拓方式采用片盘斜井开拓，总占地面积 22.088hm2，设主斜井、副斜井及东西两个斜井回风井共 4 个井筒，采煤方式采用单体液压支柱 ， 配合绞接梁支护、可弯曲刮板输送机运输、全部垮落法管理顶板的炮采采煤工艺。 配合绞接梁支护、可弯曲刮板输送机运输、全部垮落法管理顶板的炮采采煤工艺。

二、周边环境概括

①地理位置及周边关系

    吕沟煤矿位于河南省禹州市方岗乡杨南村三峰山北麓， 吕沟煤矿位于河南省禹州市方岗乡杨南村三峰山北麓，地理坐标东径 113°21′52"，北纬 34°07′17"，隶属于河南永锦能源有限公司，属股份制企业。该井田为构造剥蚀类 ， ，隶属于河南永锦能源有限公司，属股份制企业。 型的低山丘陵区，地势西高东低，山坡冲沟发育带与山脉走向垂直，且呈“ ”型及“ ” 标高为+390m 至+169m。向北 6km 与许洛公路相接、向北 1km 与新禹神公路 与许洛公路相接、 型的低山丘陵区，地势西高东低，山坡冲沟发育带与山脉走向垂直，且呈“V”型及“U”型，标高为 。 相连、 柏拍油路与国家二级公路相连、 窄轨铁路与禹（ 窄轨铁路接轨，交通十分方便。 相连、向南 5km 柏拍油路与国家二级公路相连、矿区内有 762mm 窄轨铁路与禹（州）神（后）窄轨铁路接轨，交通十分方便。

三、地形、地势、河流

    该区地面相应位置为平顶山山脊及南坡、北坡。平顶山山脊为分水岭，地面重要建筑物有：油库、下牛村； 该区地面相应位置为平顶山山脊及南坡、北坡。平顶山山脊为分水岭，地面重要建筑物有：油库、下牛村；地面海拔标高 200~500 m。 重要建筑物有 。 井田内无常年河流，发育有季节性冲沟，只有季节性冲沟，雨后有水，晴后断流。 井田内无常年河流，发育有季节性冲沟，只有季节性冲沟，雨后有水，晴后断流。

四、气象地震

    本区属于大陆性半干旱气候，根据平顶山历年气象资料，年平均降雨量为 794 mm，最大降雨量 1323 mm，雨季 7~9 月。年平均蒸发量 2269 mm，年最大蒸发量 2825 mm。年平均气温 15℃，最高气温为 42.3℃，最低气温 ℃。常年风向多为北风和北东，以北西的风速最大，最大风速达 24m/s。最大积雪厚 16cm。最大冻土深度 22cm。最低气温-15℃ 常年风向多为北风和北东，以北西的风速最大。

五、煤田发展简史

平煤二矿是平顶山矿区开发的第一对矿井，属于有限煤田，1957 年 10 月投产，原设计立井单水平分区式开拓，开采浅部己组煤，立井使用 1t 单层单车罐笼提升，-30m 水平运输大巷使用架线电机车牵引 1t 矿车运输，年生产能力 0.6Mt/a。1998 年对矿井主提升运输系统进行改造，新施工一条皮带斜井与己二皮带下山、地面煤楼分别塔接作为二矿出煤系统，2000 年 5 月投入使用，实现了井下原煤皮带运连续化，经过近七年的运行表明，达到了增产增效的目的，原煤产量大幅度提高，矿井井型也由原来的小井迈入平煤集团公司大型矿井的行列。

平煤集团二矿现开采西翼己庚二采区，经过几十年的开采，矿井剩余储量有限，采面布置高度集中，戊、己、庚组煤压茬关系复杂，采面布置困难，造成采掘接替紧张，20##年集团公司调整了矿井西翼边界，将深部开采边界定为标高，设计定为二水平己庚一采区，有效地缓解了采掘接替紧张的状况；但随着矿井产量的增加（ 年集团公司调整了矿井西翼边界，将深部开采边界定为-450m 标高，设计定为二水平己庚一采区，有效地缓解了采掘接替紧张的状况；但随着矿井产量的增加（保证矿井 1.2 Mt/a 持续稳定） 仍不能满足矿井今后发展的需要，2004 年平煤集团公司领导召集有关单位分别在二矿、一矿、天力公司进行了三次论证，又及时地决定将天力公司无寨矿 持续稳定西半部的储量划入二矿，以平煤[2004]36 号文予以确定，划归二矿部分定为二水平己庚三采区。

1.2 地质构造

本采区为单斜构造， 己组煤层走向 120o，煤层平均倾角 11o。断层以西北~东南及北东 南西向斜交正断层为主。由深部周边未开发，钻孔未控制有断层存在。 本采区经调查尚未发现有岩溶陷落柱，岩浆侵入体，古河床冲刷等现象。1.3 含煤地层及煤质

1.3.1 煤层及顶底板岩性

（1）. 煤层

本采区含煤层自下而上有石炭系太原组、二迭系山西组， 本采区含煤层自下而上有石炭系太原组、二迭系山西组，主要可采煤层己 17、己 16、己 15。

太原组：本组为一套海陆交相互的石灰岩及砂泥岩沉积，可分为三段：

下部灰岩段、厚约 23m、由浅灰色、深灰色生物碎屑、泥晶灰岩及砂质岩和煤组成，含可采煤层庚 20 煤，含石灰岩三层，其中 L6、L7 灰岩厚度共计 8~18m，为本区底部主 、由浅灰色、深灰色生物碎屑、泥晶灰岩及砂质岩和煤组成，要含水层， 煤顶板， 要含水层，L5 灰岩为庚 20 煤顶板，厚 4~5m，比较稳定。

中部砂泥岩段、厚 16.2 m，由灰色及深灰色砂质泥岩，中细粒纱岩及不稳定的 L4 石灰岩组成，砂岩富含白云母片。

上部灰岩段，厚 14.5 m，由深灰色石灰岩、泥质灰岩及不稳定的薄煤层组成，含 L1、L2、L3 三层石灰岩，其中 L2、L3 石灰岩厚约 8 m，L1 泥质灰岩厚约 3.8 m，且厚度不 ，由深灰色石灰岩、泥质灰岩及不稳定的薄煤层组成， 稳定，有时变相为泥岩。

山西组己组煤段：主要为一套深灰色及灰色泥岩，砂质泥岩，粉砂岩，细中粒专石石英砂岩组成，含煤四层， 厚度较薄，不可采。 煤层、 煤层、 山西组己组煤段：主要为一套深灰色及灰色泥岩，砂质泥岩，粉砂岩，细中粒专石石英砂岩组成，含煤四层，其中己 14 厚度较薄，不可采。己 15 煤层、己 16 煤层、己 17 煤层为主要可采煤层， 煤层底板由深灰色粉砂岩，中粒砂岩，中粒砂岩及砂质泥岩互层组成； 煤层顶板为深灰色泥岩和灰质泥岩组成，松软破碎； 煤层为主要可采煤层，己 17 煤层底板由深灰色粉砂岩，中粒砂岩，中粒砂岩及砂质泥岩互层组成；己 16 煤层顶板为深灰色泥岩和灰质泥岩组成，松软破碎；己 15 煤层以上 一般为细中粒砂岩，是煤层的直接顶板， 的中粒砂岩段。 一般为细中粒砂岩，是煤层的直接顶板，厚约 6.2 m，上部为含己 14 煤层及 25 m 的中粒砂岩段。

己 15 煤层：全区可利用钻孔 12 个，其中达到可采厚度钻孔 9 个，达不到可采厚度钻孔 3 个，钻孔分布不均匀，大部分分布在浅部，深部钻孔较少，根据钻孔资料及浅部 开采资料分析，最薄 ， 开采资料分析，煤层最厚 3.6m。 最薄 2.2，平均 3m，煤厚度变化规律是南部稍厚，向北逐渐变薄。

己 16 煤层：全区可利用钻孔 12 个，其中达到可采厚度 8 个，达不到可采厚度 4 个，钻孔分布不均匀，大部分分布在浅部，深部钻孔较少，根据钻孔资料和浅部开采资料 分析， 分析，煤层最厚 0.7 m，最薄 0 m，平均 0.5 m，煤层西部稍厚，东部变薄，东北部有大片不可采区。

己 17 煤层：全区可利用钻孔 12 个，其中达到可采厚度 11 个，达不到可采厚度 1 个，钻孔分布不均匀，浅部较密，深部较疏，根据钻孔资料分析，煤层属薄煤层，最厚 1.35 m，最薄 0 m，平均 1 m，深部捎厚，约 1.13 m，中部有一大片变薄带，浅部稍厚，约 1.1

（2） 顶底板岩性

顶板：直接顶板为深灰色粉砂岩和细砂岩，局部砂质泥岩， 顶板：直接顶板为深灰色粉砂岩和细砂岩，局部砂质泥岩，厚约 6 m，普氏硬度系数 6~13，抗压强度 622.6~1268.6kg/cm2,老顶为中粒长石、石英砂岩及砂质泥岩薄层，比较坚硬。

底板：为灰色泥岩，遇水易膨胀、底鼓、 底板：为灰色泥岩，遇水易膨胀、底鼓、厚约 1~2 m，其下部为泥岩、砂质泥岩互层，比较松软，局部可见到粉砂岩薄层及火燧石包裹体。 

己 16 煤层

顶板：伪顶 0.2~0.6 m 厚的黑色灰质泥岩及劣质煤，松软破碎，直接顶为深灰色泥岩、砂质泥岩，岩性松软破碎，厚 0.8~6 m。

底板：灰色泥岩及砂质泥岩，厚 0.6~1.3 m，裂隙发育，其下为己 17 煤层。

己 17 煤层

顶板：灰色泥岩及砂质泥岩，厚 0.6~1.3 m。一般无伪顶。

地板：深灰色泥岩及粉砂岩，老底为中细粒砂岩、石灰岩及砂质泥岩互层。 

1.3.2 煤质

己 15 煤层：主要为半亮型煤，煤呈黑色，玻璃光泽，性脆易碎呈碎粒状及粉末状；其他化验指标：

A：35.36~29.52%。   V：32.42~34.23%。

Q：27.72~23.92MJ/kg  S: 0.48~0.77%

粘结性 4~5，煤种牌号 1/3 焦煤。 

己 16 煤层：主要为半亮型煤，煤为黑色，亮煤为主，玻璃光泽，质脆松软，易呈粉末状。其他化验指标：

S：0.66~2.96%    A：12.81~16.12%    Q：29.07~30.99MJ/ kg

煤种牌号为肥煤。

1.3.3瓦斯、煤尘、自燃、地温：

1、瓦斯

根据河南省煤炭工业局“豫煤安[2006]251 号”关于 20## 年度国有重点煤矿瓦斯等级鉴定结果的文件的批复，天力公司吴寨矿、二矿为低瓦斯矿井。己二采区在之间，相对瓦斯涌出量为 3.45 m3/t,绝对瓦斯涌出量为 7.99 m3/min，区内瓦斯由浅部向深部瓦斯含量有增大的趋势。己庚三采区煤层开采标高在-130~470 m 之间，矿井在生产过程中应及时对该区域的己 庚组煤层的瓦斯等级进行再鉴定，以便在生产中采取相应的安全防范措施，确保安全生产。 

2、煤尘

根据河南省煤炭工业局 豫煤安[2006]251 号” 关于 20## 年度国有重点煤矿瓦斯等级鉴定结果的文件的批复， 本区己组煤层爆炸性指数测量结果 38~39%， 20 煤层为 30%， ， 庚 ，开采的煤层均为有煤尘爆炸性危险性。 

3、煤的自燃性

根据地质报告资料：本区煤层为肥煤和 1/3 的焦煤，己 16 煤层着火温度原样为 355℃~368℃，还原样 370℃，差值△t=6℃，属三类不易自燃发火煤层。业局“豫煤安[2006]251 号”关于 20## 年度国有重点煤矿瓦斯等级鉴定结果的文件的批复，本区庚组煤层属于有自燃倾向性发火煤层，自燃发火期为 6~9 个月。

4、地温

本采区地温 32~42.6℃，该地区地温梯度 2.8℃/100m 推测，属地温异常区。

1.3.4 水文地质：

（一） 采区水文地质特征

1、 本采区内开采己、庚组煤层的直接充水含水层特征：

己组煤层顶板砂岩裂隙承压含水层，以中、粗粒砂岩为主，钙质胶结。裂隙发育，补给条件差，以静储量为主，根据一、四、六矿外勘探报告及吴寨矿地质报告。该含水层 K=0.0576m/d,q=0.0183L/s*m。

己组煤层底版灰岩岩溶裂隙承压含水层（L2） 以灰岩为主，岩溶裂隙发育，补给水源主要来自基岩风化带和南部灰岩裸漏区接受大气降水补给，浅部含水丰富，-130 m ， 水平以下含水条件较差，含水层厚度 8~10 m

庚 20 煤层顶、 底板灰岩岩溶裂隙含水层 L5~L7以薄层状灰岩组成， 顶板 L5 灰岩厚 4~5m，底板灰岩 L6， 灰岩厚度共计 8~10m，本含水层下为铝土质泥岩， 8~12m， 厚 ， 与寒武系灰岩相隔，寒武系灰岩为庚组煤层开采的间接充水含水层。

2、 采区充水因素分析

本采区与二矿西部三水平己庚一采区水文地质条件和充水条件基本一致，属水文地质条件简单，采区主要充水因素有以下几个方面：

   （1）己组煤层顶板砂岩裂隙含水层，补给条件差，以消耗静储量为主，充水方式以初采，初期老顶初次垮落，以淋水方式进入采面，涌水量一般在 10 m3/h 左右。

   （2）庚 20 顶板 L5 灰岩含水层，在回采期间，遇小构造或裂隙溶洞时，常有淋水和滴水，水量 2~3 m3/h。庚 20 煤底板 L6，L7 灰岩含水层与下伏的寒武系灰岩岩溶裂隙。 含水层之间隔水层较薄，受断层构造及采动影响， 煤层底板灰岩含水层与寒武系灰岩含水层之间产生了水力联系。受区域地质构造控制和二矿长期疏水降压的影响， 含水层之间隔水层较薄，受断层构造及采动影响，庚 20 煤层底板灰岩含水层与寒武系灰岩含水层之间产生了水力联系。灰系，寒武系灰岩的补给条件简单，仅在丰水期有明显的渗漏越流补给现象，平时以消耗含水层静储量为主。-130 m 水平以下庚组采区在遇构造时，底板有不同程度的涌水 显的渗漏越流补给现象或突水现象，之间，并有下部突水，上部突水点水量明显减少和干枯的现象。    

   （3）采空区老空水主要来源于采面顶板淋水和采面结束的防灭火注水及生产用水，对下阶段采掘工作面有一定的影响。

（二）采区正常涌水量计算：

本采区是由吴寨矿矿井范围划转来的，采区正常涌水量和最大涌水量采用吴寨矿矿井地质报告计算数据，计算公式如下： 

1.己组煤顶板涌水量：

Q=K?L

式中：K：渗透系数。 L：采区走向巷道长度。

H：己组煤采区上限-200～－400 水头高度 200m. 

M:含水层厚度，采用大占，香碳砂岩总厚度 21.76 米。

S：最大水位降深为 200 米。

R=10S =10 ?200  =2000 ?0.24=480m

Q= =41.15 m3/h

2.庚组煤采用相关因素比拟法计算

计算公式：Q0=Q1

Q0：二水平己庚三采区庚组煤预计正常涌水量。

Q1：二水平庚二采区实际涌水量，采用 218m3/h.

S1：二水平庚二采区上限 至下限-300，高度 170 米。 

S0：二水平己庚三采区庚组煤上限-100至下限-470 米，高度 370 米。

F1：二水平庚二采区面积，采用 2624750m2

F0：二水平己庚三采区庚组煤面积，采用 2527630m2 

代入公式：Q0=218? =456.91m3/h

3.采用值：

根据以上计算结果， 根据以上计算结果，己组煤正常涌水量 41.15m3/h，庚组煤正常涌水量为 456.91m3/h，两者相加采区正常涌水量 498.06m3/h，采区最大涌水量按正常值的 2.0 倍计算为996.12m3/h。

2005 年 7 月 25 日二矿东翼探巷东 900 米处发生突水，经分析计算前三小时突水量达到 以后水量逐渐变小， 4 经分析计算前三小时突水量达到 3200m3/h左右，到 8 月初水量稳定在 600～700 m3/h，11 月 20 日下降到 500～550 m3/h。考虑到寒武灰岩承压的不确定性，含水层在二矿井田内具有明显的袭夺性的特征， 作为采区排水系统和设备选型的依据。 三采区正常涌水量 498 m3/h，最大涌水量按照 996m3/h 作为采区排水系统和设备选型的依据。

1.3.5 地质勘探程度及存在问题

（一） 采区地质说明书编制情况

《己庚三采区地质说明书》由二矿地测科于 20## 年编制并上报，平煤办以[2006]37号“关于己庚三采区地质说明书批复”该报告昨为矿井设计和生产的依据。

（二） 对勘探类型和勘探网度的评价 

根据地质报告，本井田地质构造复杂程度属Ⅱ类，采区共有钻孔 14 个，布孔密度、勘探基本网符合探明各级储量所用的勘探线距。

（三） 地质构造对开采影响的分析

断层以走向逆断层及斜交正断层为主，逆断层走向变化较大，不易控制，正断层以北西向及南东向两组断层为主。由深部周边未开发，钻孔未控制有断层存在。

（四） 煤层对比的可靠性和稳定性分析及对开采的影响

己 15 属较稳定的煤层，己 16-17 煤层结构较为复杂。采区中部和采区东边深部各有一块不可采区，对开采会有一定的影响。 

（五） 地质储量的复核、验算；高级储量的范围、储量是否满足设计的要求

截止到 20## 年末，己庚三采区工业储量 858.8 万 t，其中己组煤 739.2 万 t；庚 20 煤 119.6 万 t。设计可采储量 618.3 万 t。储量计算参数合理，块段划分及储量级别确定基 储量计算参数合理， 本合理，计算方法正确，结果可靠，能够满足设计的要求。

（六） 水文地质、瓦斯等级、煤质分析等资料的精确程度及其归开采的影响。

水文地质、瓦斯等级、煤质分析等资料的精确程度较高，为开采提供了可靠的依据。  （七） 存在问题及应补充勘探工作的建议

1、瓦斯：该区钻孔较少，且没有瓦斯资料，其瓦斯含量数据仅参考相临矿井及采区瓦斯数据，有待在开发过程中测定瓦斯压力、透气性系数等有关参数， 采取相应措施，保证安全生产。

2、水文地质：由于底板隔水层仅 20 m 左右，目前地下水位标高在 、水文地质： 左右，目前地下水位标高在-240 m 左右，到深部边界还存在着 3.1MPa 左右的水压，2005 年 7 月 25 日东翼探巷突水时在突水点处 左右， 左右的水压， 时考虑地下水疏水降压问题， 水压在 1.5Mpa，所以该区必然还会突水，建议开发时间时考虑地下水疏水降压问题，防止发生灾害性突水造成重大损失。

3、建议采用多种物探手段进一步查明采区内的构造发育情况，以便提前做好过断层的防治水工作。

4、在生产中建立该区域二灰水文地质观测孔或测压孔。 

1.3.6 安全煤柱及各种煤柱的留设

根据《煤炭工业矿井设计规范》和《煤矿安全规程》的要求，工业广场留设保护煤柱，按《地面建筑物及主要井巷保护暂行规程》留设。地面重要建筑物主要有油库，下牛村及一矿铁路。

（1）工业广场煤柱

己庚三采区只考虑己一风井工广煤柱的留设，根据地面设施的保护级别，确定其维护带宽度 20 m，然后按岩层移动角，通过作图的方法确定其煤柱尺寸及位置。本采区岩层 ，然后按岩层移动角，通过作图的方法确定其煤柱尺寸及位置。 移动角的采用值如下： 

?=45°

δ=γ=70°

β=62° γ、β、δ是《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》中规定分别为上山、下山和走向方向的岩层移动脚。

根据上述参数，确定己一风井工广煤柱为：0.565Mt

（2）边界煤柱

采区边界煤柱按 20 m 计算为：0.0314 Mt

（3）下山煤柱

己庚三采区下山煤柱与一矿戊七采区下山保护煤柱共用，其皮带、轨道（回风）下山东侧保护煤柱线即为划定的己庚三采区西边界。

（4）村庄煤柱

采区内村庄有下牛村等，位于庚三上山采区，目前暂不考虑开采，故也未计算村庄煤柱。

第二章 采区地质概况

一、采区位置范围

该采区位于矿井东翼，采区北部与一矿为临.标高到 ，南部接二矿原一水平采空区边界，西部到一矿工业广场煤柱和一矿下山煤柱，东部与天力公司吴寨矿为临。该区地面相应位置为平顶山山脊及南坡 北坡。平顶山山脊为分水岭，地面重要建筑物有；油库，下牛村，地面海拔标高 200~500 米。发育有季节性冲沟，无常年流水。 

二、地质构造

本采区为单斜构造，己组煤层走向 东南及北东~南西向斜交正断层为主 本采区为单斜构造，己组煤层走向 120°，倾角 8~15°，平均倾角 11°，属缓倾角煤层。断层以西北 东南及北东 南西向斜交正断层为主。

三、煤层及顶底板性质

采区内煤层有己 15 煤层、己 16 和己 17 煤层，其中己 15 煤层厚度平均约 3m，煤层内有少量夹矸，基本无影响；己 16 和己 17 煤层厚度为 0.6m 并含有夹矸，为不可采煤层。故设计只采己 15 层煤。

己 15 煤层：主要为半亮型煤，煤呈黑色，玻璃光泽，性脆易碎呈碎粒状及粉末状；其他化验指标：

A：35.36~29.52%。     V：32.42~34.23%

Q：27.72~23.92MJ/kg    S: 0.48~0.77%

粘结性 4~5，煤种牌号 1/3 焦煤。

顶板：无伪顶，直接顶板为深灰色厚层状石灰岩，致密坚硬，普氏硬度系数 10～15，岩石不宜破碎，完整性好，能够维持较大的面积和较长的时间不垮落，厚度 5—7 米，东部稍厚，西部稍薄，下层面起伏不平。老顶为石灰岩与沙泥岩及薄煤互层。

底板：直接底板为砂质泥岩及细砂岩，厚 1.7～4 米，其下为深灰色石灰岩，厚 8～12 米。

四、采区的瓦斯、煤尘、 采区的瓦斯、煤尘、自燃情况

二矿己三采区在-50～-300 之间，瓦斯相对涌出量为 3.45 m3/t?，瓦斯绝对涌出量为 7.99 m3 /min，区内变化趋势为浅部向深部有增大的趋势，煤层厚度越大，二矿现在是按低瓦斯采区管理的。根据豫煤安2005]66 号河南省煤炭工业局关于20##年度国有重点煤矿瓦斯等级鉴定结果的批复，一矿、二矿、吴寨矿为低瓦斯矿井。

根据豫煤安[2005]66 号河南省煤炭工业局关于 20## 年度国有重 根据豫煤安 点煤矿瓦斯等级鉴定结果的批复， 二矿煤尘爆炸指数为 32.32～38.26%、开采煤层定为有煤尘爆炸性危险，故生产中应采取有效的。

二矿煤层自燃发火期 4-6 个月，自燃发火等级为不易自燃。

五 其他因素

本采区经调查尚未发现岩溶陷落柱，岩浆侵入体，古河床冲刷等现象。根据该地区地温梯度 2.8℃/100m 推测。依据二矿矿井地质报告本采区地温 32～42.6℃，属地温异常区。己组煤层顶板砂岩裂隙承压含水层，以中、粗粒砂岩为主，钙质胶结。裂隙发育，补给条件差，以静储量为主，己组煤层底板灰岩岩溶裂隙承压含水层（L 2） 以灰岩为主，岩溶裂隙发育，补给水源主要来自基岩风化带和南部灰岩裸露区接受大气降水补给，浅部含水丰富。

第三章  采区储量与生产能力

3. 1 采区储量

采区可采煤层走向长为 2200m，平均倾斜长度 800m，煤层平均倾角 11°，平均厚度 3.0m，容重为 1.40t/m3,设计采高 3.0m，工业储量 739.2 万吨。 依据采区内地质构造对回采工作的影响确定采区煤柱的留设（见表 3-1）和护巷煤柱的留设，根据《煤炭工业矿井设计规范》和《煤矿安全规程》的要求，工业广场留设保护 煤柱，按《地面建筑物及主要井巷保护暂行规程》留设。

采区煤层巷道护巷煤柱尺寸

    巷道类别          及中厚煤层巷道一侧/m 厚煤层巷道一侧/m   备注

    水平大巷          20~30 25~50 煤层倾角较大时，煤柱尺寸可小些

    主要回风巷        20 左右 20~30

    采区上（下）山    20 左右 30~40

    区段平巷          8~20 15~20

    Υ——煤层容重，t/m3；

    Q 工——工业储量，万 t.

    Q 工=S?M?Υ=2200×800×3× 1.40

                =739.2 万 t

    可采储量 ：

    Q 采= Q 工?（1-P）                               （3-2）

    式中    Q 采————可采储量，万 t；

            Q 工——工业储量，万 t；

            P——永久煤柱储量损失，取 5％；

    Q 采= Q 工?（1-P）=739.2×（1-5％） （

                      =702.24 万 t

3. 2 采区生产能力

    确定采区生产能力的方法：

        A=nA0Bk1                                       （3-3）

    式中 A ——采区生产能力，万 t/a；

    n——同时生产的采煤工作面个数；

B——采区掘进出煤系数，取 1.1；

A0——采煤工作面产量，万 t/a；

k1——工作面之间出煤影响系数，采区内单工作面生产时 k 取 1，n=2 时取 0.95，n=3 时取 0.9。

确定采区生产能力主要是确定一个采煤工作面的产量和同时生产的工作面个数。

一个采煤工作面的产量：

    A0=Lv0mΥC0                                     （3-4）

式中 L——采煤工作面长度，m；

v0——工作面年推进度，m；

m——煤层厚度或采高，

Υ——煤的体积密度，t/m3；

C0——采煤工作面采出率.

表 3—2 煤炭采出率表

煤层    采出率     工作面采出率/％ 采区采出率/％

薄煤层 97    85

中厚煤层     95     80

厚煤层 93    75

水力采煤     70

工作而年推进度：

      v0=300???n?I?Φ                                     （3-5）

式中 300——矿井年工作日，

n ——日循环数，个；

I ——循环进度，m；

Φ——正规循环系数，取 0.8—1.

根据工作面作业规程，回采工作面日循环数为 8，每个循环进度为 0.6m，正规循环系数取 0.8.

v0=300???n?I?Φ=300×8×0.6×0.8 （

  =1152m

《设计规范》规定：综采工作面年推进度一般为 900—1200m。

A0=Lv0mΥC0= 150×1152×3×1.40×95％

         =68.95 万 t∕a

A=nA0Bk1=1×68.45×1.1×1

        =75 万 t∕a

3. 3 采区服务年限

生产能力较大的采区，开始生产时一般有 0.5—1.0 年的产量递增期，结束生产前一般有 1.0—2.0 年以上的产量递减期 采区生产能力与服务年限的关系见表 3—3。

表 3—3    采区生产能力与服务年限的关系

采区生产能力（年万吨/年） 10—20 30—50 60—90

采区服务年限（年） ＞2—3 ＞4—5 ＞6

采区服务年限的计算公式：

        T=CQ／A                                   （3-6）

式中 A——采区生产能力，万 t/a；

     Q——采区可采储量，万 t；

     C——采区采出率.

     T=CQ／A=80％×702.24/75

             =9 年

设计符合规定。

第四章  采区方案设计

4. 1 采煤方法的选择

本采区煤层的平均倾角为 11°，属缓倾斜、中厚煤层，开采一层煤，适宜采用单一走向长壁采煤法；选择全部垮落法处理采空区。

4. 2 采区巷道布置

    采区设计方案选择

采用综合机械化采煤的采区，要求有一定的走向长度， 本采区平均走向长度为 2200m，布置为双翼采区，可满足综合机械化采煤对采煤工作面长度的要求，双翼采区布置形式。

采区上山：

该矿井属低瓦斯矿井，瓦斯涌出量较小，故无需布置专门的回风上山。根据采区煤层赋存稳定、采区地质构造简单的条件，采区上山可以提出三种布置方案。第一方案：采区上山单层布置。在距煤层 15m 的底板岩层中布置两条上山。上山位于采区走向中央，通过石门与煤层联系，每一个区段设置两个溜煤眼分别与两条上山连接， 上山单层布置 两条上山间距 20m。

第二方案：采区上山单层布置。在煤层中布置两条上山，间距 20m，上山位于采区走向中央。

第三方案：采区上山单层布置。其中一条上山布置在采区中央的煤层中，另一条上山布置在煤层底板岩层中，距煤层 15m。煤层上山为输送机上山，岩层上山为轨道上山。

区段平巷布置：

采区内煤层为中厚煤层，可一次采全高，根据采区的煤层条件，决定采用沿空留巷。由于该采区煤层瓦斯含量小，煤层埋藏稳定，涌水量不大，综采工作面因运输平巷设置量小转载机、带式输送机、泵站以及变电站等电气设备，维护大断面平巷有困难时，可掘两条断面较小的平行巷道，1 条设置带式输送机，1 条设置电气设备，形成双巷布置。实际上下侧双巷布置是把邻近工作面的回风平巷提前掘出，为本工作面服务，或放置设备，或排水运料，或兼而有之。它与单巷布置相比并没有多掘巷道，只是延长了回风平 巷的维护时间。故采用双巷布置，要采取措施加强巷道密闭或充填，以减少漏风，预防煤层自燃发火。

联络巷道：

在联络巷道的布置上，第一方案中，在煤层的区段运输平巷中设溜煤眼与采区上山联系。第二方案中输送机上山布置在煤层中，故不需设置溜煤眼，而轨道上山在岩层中， 巷中设溜煤眼与采区上山联系 需设置溜煤眼、石门等。各方案的轨道上山均用石门与煤层区段轨道平巷相联系。

方案比较:

根据已提出的方案及方案比较原则，三个方案相同的部分可不参与比较，仅就采区上山及联络巷进行比较。方案的技术比较见表 4—1。由比较可以看出，第三方案实际为第一、二两个方案结合的结果，较第一、二方案并无明显的特点，故该方案不参与经济比较。 方案的经济比较见表 4—2. 

表 4—1   采区方案技术比较表

       方案

项目              第一方案

双岩上山方案      第二方案

双煤上山方案      第三方案

一煤一岩上山

1、掘进工程量     工程量大。因两上山均布置在岩层中，故要多掘进石门和溜煤眼 工程最小             

2、工程难度       困难，一是岩巷施工，二是巷道联接复杂 较容易 困难

3、通风距离       长 短 较长

4、管理环节       管理环节多。一是溜煤眼多；二是漏风地点多 少  多（同一方案）

5、巷道维护       维护工程量少，维护费用低  煤层上山，u形金属支架受采动影响大，维护工程量大，费用高 可以回收  第一条煤层上山，维护工程量大，费用较高

6、支架回收       无法回收  可以回收，70%可以复用 煤层上山支架可以回收复用

7、工程期         岩石上山掘进速度慢，约需 12 个月才能投产  约 8 个月就可以投产同第一方案

表 4—2    采取方案经济比较表

方案

项目  第一方案 

双岩上山方案  第二方案

双煤上山方案

1、    上山

长度/m

掘进单价，元/m

费用/元

2、    联络巷

石门

长度，m

单价，元/m 

单条上山费用

总费用（7）

1000×2

     395

790000

上山到煤层，15m

395

5925

71100

1000×2

276

552000

0

溜煤眼（ 溜煤眼（Φ=2m）

体积，m3

单价，元/m

每区段费用，元

总费用（6）

46

12

 552

3312 3   0

3、   维护巷道

长度，m

单价，元/m?a

维护时间，a

费用，元

1000×2+15×2

3.62

9

66137

1000×2

41.2

9

741600

费用总计，元 930549 1293600

通过经济技术比较可以看出，第二方案工程量小，施工容易，投产期短，况且本煤层媒质坚硬，综合考虑选择第二方案。

采煤工作面回采顺序选择后退式，即由采区边界向采区上山方向推进。

区段运输平巷和回风平巷以 0.5%—1.0%的坡度掘进，区段回风平巷中铺设轨道，采用矿车运输材料和设备。

煤层巷道掘进

煤层巷道掘进，可选用 ELMA 型掘进机，采用锚喷网支护，半煤岩巷道掘进，可选用 EL-90 型掘进机。岩巷掘进应普及光面爆破技术，锚喷或喷浆支护。 确定巷道断面时应该注意以下几点： 确定巷道断面时应该注意以下几点：

（1）巷道高度的规定 

a. 主要运输巷道和主要回风巷道的净高，自轨面起不得低于 2m。

b. 架线电机车与运输巷道的净高，自轨面起，在行人的巷道内，车场内以及人行道同运输巷道交叉点的地方，架空线悬挂高度为 2m。

c. 采区内的上下和平巷的净高，不得低于 2m，薄及煤层内不得低于 1.8m。

（2）巷道宽度的规定

a. 综合机械化采煤的矿井新掘运输巷的一侧，从巷道道渣面起 1.6m 的高度内，必须留有宽 1m 以上的人行道，管道应吊挂在 1.8m 以上的巷道上部；巷道另一侧的宽度，不 综合机械化采煤的矿井新掘运输巷的一侧， 的高度内， 以上的人行道， 以上的巷道上部；巷道另一侧的宽度， 煤设备的最突出部分， 得小于 0.5m；巷道内安设输送机时，输送机距支护或碹墙的距离， ；巷道内移动变电站或平车上综合机械化采煤设备的最突出部分 高度内， 于 0.3m，同输送机的距离应满足设备检查、检修的需要，并不得小于 0.7m。

b. 新建矿井，生产矿井新掘运输巷一侧， 行道， 以上的巷道上部； 行道，管道应吊挂在 1.8m 以上的巷道上部；另一侧的宽度不得小于 0.3m；巷道内安设输送机时，输送机距支护或碹墙的距离，不得小于 0.5m。 巷道一侧，从巷道道渣面起 1.6m 的高度内，必须留有宽 1m 以上的人行道。

c. 人车停车地点，在 人车停车地点

d. 双轨运输巷中（包括弯道） 两条铁路中心线之间的距离，两列对开列车最突出部分之间的距离，不得小于 0.2m；在采区装载点，两列列车车体的最突出部分之间的距离，不得小于 0.7m；在矿车摘挂钩地点，两列车车体的最突出部 ；在矿车摘挂钩地点， 分之间的距离， 分之间的距离，不得小于 1m。

（3）巷道断面的确定

     根据采区地质特征及采区煤层顶底板类型，本采区巷道断面确定为拱形。

   （4）掘进速度

巷道掘进速度与掘进队管理水平，技术水平，巷道断面大小，煤岩性质，支护方式及材料有密切的关系。

岩巷掘进应用光面爆破技术，选用锚喷支护方式。 煤层巷道掘进选用国产 ELMA—90 型掘进机，采用锚喷支护。巷道掘进速度参见表 4—3.

 表 4—3    巷道掘进速度指标

巷道名称       （A）掘进速度指标，m/月   （B）掘进速度指标，m/月

岩巷   100    岩巷    <=150

半煤岩巷      200     半煤岩巷    250-300

煤巷   300    煤巷    400-500

A-为普通方式掘进      B-为掘进机掘进

 采区上部车场：

 根据对采区围岩情况及采取运输量的综合考虑，采区上部车场宜采用单向甩车场，上部甩车场使用安全，方便可靠，效率高，劳动量少，可减少工程量。但需加强对绞车房 的通风管理。

采区中部车场：

薄及中厚煤层采区，轨道上山布置在岩层中，宜采用双向甩入式中部车场。

采区下部车场：

采区下部车场： 由于采区上山坡度小于 12°，上山提前下扎，并在大巷底板处逐步变平，周围围岩条件好，宜采用大巷装车底板绕道式下部车场。

采区下部车场

采区上部车场

4. 3 采区硐室布置

一 . 采区煤仓：

    根据采区的地质情况及采区的生产能力，采区煤仓应选择垂直式圆形断面煤仓，该形式煤仓仓体受力性能好，不容易发生堵塞现象，便于维护，施工速度快。采区下部车场装车站和运输大巷的通过能力。

    按《煤炭设计规范》规定，采区煤仓容量一般为采区上山输送机半小时左右的运量，但实际使用中，采区煤仓容量一般选用 50t—300t。煤仓容量与采区生产能力的关系参考表 4—4. 

    表 4—4  煤仓容量与采区生产能力

    采区生产能力 万 t/a     30 以下 30—45 45—60 60 以上

    采区煤仓容量，t 30—100 100—150  150—200  250—300

    按装车站的装车间隔时间来计算采区煤仓容量：

Q=AG?t0?kb            （4—1）

式中 AG——采区高峰生产能力，t/h，一般为平均产量的 1.5—2.0 倍；

          t0——装车间隔时间，一般可按 15—30 分钟计算；

     kb——运输不均衡系数，机采取 1.15—1.20，炮采取 1.5。

      Q=AGt0kb

       =178×2×0.5×1.2

       =214t

按循环产量计算煤仓容量：

Q=L?l?h?Υ Υ

式中 L——工作面长度，m；

l——循环进度，m；

h——采高，m；

Υ——煤的容重，t/m3。

Q=L?l?h?Υ

  =150×0.6×3×1.40

  =375.3t

综合考虑，煤仓容量选择 300t。

煤仓的结构及支护：

煤仓上口：由于煤仓断面较大，为了保证煤仓上口安全，选用混凝土收口。为了防止大块煤、矸石、废木料等进入煤仓造成堵塞，故在煤仓上口安设铁箅子。铁箅子采用 8—12kg/m 的 — 旧钢轨或 10—20 号工字钢做成，煤仓上口网孔上大块煤炭的破碎和杂物的清理工作，在煤仓上部巷道内进行。 煤仓上口网孔上大块煤炭的破碎和杂物的清理工作，在煤仓上部巷道内进行。煤仓上口标高高出巷道底板标高约 200mm—300mm，以防止巷道涌水流入仓内。

 仓体：

由于煤仓周围围岩较坚固且比较稳定，故只需喷射 100mm 厚的混凝土做防护层。

下部漏斗：

煤仓设计断面为 700mm×700mm，收口漏斗选择截圆锥形，以便安装溜口和闸门。为了防止堵塞，下口漏斗应尽量消除死角， 安息角大 5°—10°左右，以 50°—— 60°为宜。

表 4—5 不同煤的自然安息角

煤的种类       自然安息角    煤的种类    自然安息角

无烟原煤       27°           中煤        38°

无烟细末煤     35°           干泥煤      40°

破碎大块烟煤   35°           湿泥煤      45°

烟煤细末       38°           小块矸石    45°

烟煤原煤       40°           大块矸石    40°

煤尘 0.5-0mm   45°

为了安装溜口和闸门，在漏斗下方留一边长为 0.7m 的方形孔口，在孔口预安装固定溜口的螺栓。由于漏斗断面较小，四周受压大，宜磨损，故应在收口四壁铺设钢轨或工字 钢，并在间隔中充填耐磨混凝土；也可以设置石英砂混凝土防护层，铁屑混凝土防护层，钢筋混凝土或钢丝网喷射混凝土防护层等。

溜口及闸门装置：

煤仓的溜口做成四角锥形，在溜口处安设上关式气动闸门。溜口选择采用与矿车行进方向一致的顺向溜口。 煤

二 .绞车房

采区绞车房的位置应选择在坚硬、稳定的岩层或煤层中，应避开较大的地质构造、较大的含水层以及有煤和瓦斯突出的煤层，同时应考虑不受正常开采岩层移动的影响， 绞车房与相邻巷道间应留有不小于 10m 的岩（煤）柱。并且滚筒直径为 2m 及以上的绞车房，电气设备应与操作室割开。

绞车房应有两个出口，一是钢丝绳通道，根据绞车最大件的运输要求，一是钢丝绳通道，根据绞车最大件的运输要求，宽度一般为 2.0～2.5m.二是通风巷道，宽度一般为 1.2～1.5m.

绞车房的宽度应根据安装和检修起吊设备高度的要求确定，一般为 3～4.5m。

高度 H 可用以下式计算：

                  H=h1+h2+h3+h4+h5

式中 h1—部件起吊高度，m

h2—部件高度，m

h3—起吊葫芦长度，m

h4—工字梁高度，m

h5—工字梁至顶高度，m。一般取 200～500m。

该采区采用 JTB1.6×1.2 绞车型号，净宽 8000m，离左侧人行巷 700m，右侧人型巷 1020m。自地面起墙高 1150m，拱高 4000m，净高 5150m，前面人行道宽 1200，后面，人行道宽 1000，净长 7800。

绞车房断面一般设计成半圆拱形，用全混凝土砌碹或混凝土拱料石墙砌拱。有条件采用锚喷支护。

三 .变电所

采区变电所应在围岩稳定、地压小、通风良好、无淋水地点及用电负荷中心。

井下机电硐室必须设在进风风流中。 而无瓦斯涌出时， 井下机电硐室必须设在进风风流中。如果硐室深度不超过 6m、入口宽度不小于 1.5m,而无瓦斯涌出时，可采用扩散通风。当硐室长度超过 6m，必须在硐室的两端个设一 、 而无瓦斯涌出时 可采用扩散通风。当变电所设在两条上山之间时，其中一个出口应与轨道上山相连。

采区变电所的形式有一字形，L 型和 II 型等。

采区变电所的尺寸是根据变电所内设备布置，设备外形尺寸，设备维修和行人安全间隙来确定的，宽度一般为 3.6m，长度一般为 8～24m。硐室内的设备排列，一般将高压和低压设备分别布置在硐室两侧，其间过道宽度大于 0.8m

硐室高度是根据人，设备及吊挂电灯的高度要求确定。一般为 2.3～2.5m

通道高度一般为 2.3～2.5m

采区变电所硐室一般为半圆拱形，用混凝土砌筑。有时采用梯形断面，用钢筋混凝土支护。

四、中央水泵房

水泵房硐室是井下主要硐室之一，能否正常安全运行关系重大，故水泵房硐室位置的选择应考虑以下因素：

（1）管线敷设最短，不仅节约管线电缆，而且管道阻力和电压降最小。

（2）一旦井下发生水患，人员，设备便于撤出，或便于下放排水设备，增加排水能力，迅速排除事故，恢复生产。

（3）要求具有良好的通风条件

根据以上要求，硐室位置应选在井底车场与副井连接处附近空车线一侧，以便于设备运输，与中央变电所硐室组成联合硐室。 对中央水泵房硐室施工方面以及安全方面的要求如下：

（1）必须采用不燃性材料支护，如砌料石或混凝土碹，在坚固的岩层中也可是用锚喷支护，但不得有淋水。

（2）出口通道处需设置向外开启的能防水防火的密闭门。从硐室出口密闭门起 5 米内的巷道，应砌碹或采用其它不燃性材料支护。

（3）泵房硐室的地平应高出通道与车场连接处地板 0.5 米，设有流水坡，以防硐室积水。

（4）水泵工作的总能力应满足 20 小时内排出矿井 24 小时的正常涌水量。

五、井底水仓

井底水仓是按照矿井正常涌水量计算的， 《煤矿安全规程》规定，当矿井正常涌水量在 1000m3/h 以下，主要水仓有效容积能容纳 8 小时的正常涌水量。同时主要水仓的有效容积不得小于四小时的矿井正常涌水量。矿井主要水仓必须含有内水仓和外水仓，当一个水仓清理时，另一个水仓能正常使用，特殊情况应设多条水仓。 的矿井正常涌水量 据上述可知，本矿设计正常涌水量 m3/h，其容量：

V=Q?8m3

             V——水仓容积,m3；

             Q——矿井正常涌水量，m3/h；

V= Q?8=2 8=16m3

本矿井水仓断面为半圆拱形，用混凝土砌碹，考虑到支架间隙亦可储水，水仓净断面应乘以 1.2 的系数。为使淤泥易于沉淀和清理，水仓向配水仓方向设立反坡，其坡度 点既清理斜巷底部附近应设积水窝， 常为 1‰～2‰，在水仓最低点既清理斜巷底部附近应设积水窝，在清理水仓时能将积水排出，以方便清理工作。

六、等候室

在副井井筒附近应设置等候室，作为工人候跟休息的场所。等候室多和工具房相邻，以便于工人领取工具。

七、其他硐室

其他硐室主要有：调度室、医疗室、架线机车库及修理间、蓄电池电机车库及充电硐室、防火门硐室、防水门硐室、井下火药库、消防材料库、人车站

第五章 采煤工艺

5.1 落煤、进刀方式、割煤方式

综采工作面采用双滚筒采煤机沿工作面全长双向截割煤体。 综采工作面采用双滚筒采煤机沿工作面全长双向截割煤体。

工作面两端采用先进刀后移机头的斜切进刀方式。

割煤方式采用滚筒相背旋转，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤。截深为 0.6m，采高 3.0m。采煤机截落的煤炭在螺旋滚筒和前输送机铲煤板的配合下，装入输送机后带走。采煤机在割煤过程中，要随时注意观察顶、底板，煤层、煤质，以及构造变化；注意运输机载荷情况。根据这些变化选择适合的牵引速度，在顶板破碎易片帮冒顶的区域， 采煤机在割煤过程中，要随时注意观察顶、底板，煤层、煤质，以及构造变化；注意运输机载荷情况。要适当提高采煤机的牵引速度，快速通过。同时，支架工在采煤机割过煤后，可以先将支架伸缩梁伸出，移架时采用带压移架；若冒顶片帮严重时，要采用做超前板的方法 进行处理。

5.2 支护、 支护、顶板管理及采空区处理

1、支护方式：

工作面采用 ZF5500—18/28 中间架，配 ZTF5600—21/30 过渡支架支护顶板，本工作面安装 82 架 ZF5500—18/28 中间架，另安装 6 台 ZTF5600—21/30 过渡支架，架间间距为 1.5 米，支护方式为本架操作及时支护。

支架强度计算：

 P1=8MR=8×3.0×1.40=33.36T/㎡ × × ㎡

式中 P1 为需要支护强度

 M 为平均采高 3.0 米

R 为煤容重 1.40m3/t

 P=P1/K=33.36÷0.8=41.7T/㎡=0.40Mpa ÷ ㎡

式中：

P 为工作面需要支护强度

K 为载荷不均衡系数 0.81T/㎡=9.8×10-3Mpa ㎡ ×

支护强度验算：

根据工作面矿压观测资料，在周期来压时， ㎡，而支架中间架和排头架的支护强度分别为 根据工作面矿压观测资料，在周期来压时，顶板压力最大为 0.80Mpa，每架面积为 6.247 ㎡，而支架中间架和排头架的支护强度分别为 0.85Mpa 和 0.83Mpa，大于经验值 ， ， 0.80Mpa 和计算值 0.40Mpa 故可满足支护要求。 故可满足支护要求。

 2、上、下巷端头支护及超前替棚支护工作

上、下巷替棚：

    回采后，由于上、下巷采用供形支架支护，因此要从上、下安全出口向外替棚， 保证替棚距离超前机头 距离超前机头， 替棚采用圆木（ 回采后，由于上、下巷采用供形支架支护，因此要从上、下安全出口向外替棚，棚距 0.6 米，保证替棚距离超前机头，前机尾 5-8 米，替棚采用圆木（Ф18×3500）配单 × ） 体柱一梁两柱支护， 体柱一梁两柱支护，支护扎角为 75?，两帮腿要求成一直线，并用防倒绳把柱腿拴在棚梁上，圆木梁上方要铺设彩条布，根据实际情况的需要，可在圆木上方沿走向备设圆 ，两帮腿要求成一直线，并用防倒绳把柱腿拴在棚梁上，圆木梁上方要铺设彩条布，根据实际情况的需要， 木，保证接顶结实。老塘及时垒煤袋强，要打稳打牢。 保证接顶结实。老塘及时垒煤袋强，要打稳打牢。

上、下巷断头支护

长工字钢梁配单体液压支柱一梁三柱支护，长工字钢梁成对使用，分别在前后溜机尾部架设两对四根抬棚，交替迈步前移。

上端头采用 3.5 米长的长工字钢梁配单体液压支柱一梁三柱支护，长工字钢梁成对使用，分别在前后溜机尾部架设两对四根抬棚，交替迈步前移，工作面机尾架与端头辅 增加一对长工字钢梁抬棚。 助抬棚间距不得超过 0.6 米，每超过 0.6 米，增加一对长工字钢梁抬棚。 米长的滑移抬棚配辅助抬棚，成对使用，分别在前后溜机头处两帮架设三对辅助抬棚，迈步前移， 后溜机头处上帮架设两根滑移抬棚。

下端头采用 5 米长的滑移抬棚配辅助抬棚，成对使用，分别在前后溜机头处两帮架设三对辅助抬棚，迈步前移，前、后溜机头处上帮架设两根滑移抬棚，下帮架设三根滑 移抬棚， 增加一对辅助抬棚。 移抬棚，工作面机头排头架与端头辅助抬棚间距不得超过 0.6 米，每超过 0.6 米，增加一对辅助抬棚。

上、下端头抬棚棚梁柱腿要架设齐全，柱腿打直升紧，初撑力不低于 90KN，及时更换有漏、穿液柱子失效的柱腿，并用防倒绳打柱腿拴在棚梁上。 下端头抬棚棚梁柱腿要架设齐全，柱腿打直升紧，及时更换有漏、穿液柱子失效的柱腿，并用防倒绳打柱腿拴在棚梁上。

   上、下巷超前支护 米范围内， 米工字钢梁配单体支柱，一梁三柱支护，在巷道上、 米间分别架设一排， 上巷超前替棚 5-8 米范围内，使用 3 米工字钢梁配单体支柱，一梁三柱支护，在巷道上、下帮距梁口 0.2-0.5 米间分别架设一排，该范围内要求巷道不低于 1.8 米，有 0.7 米宽的人行道。 米外，原巷道不动，支护强度达到要求。 米宽的人行道。上巷超前替棚 5-8 米外，原巷道不动，支护强度达到要求。 米范围内， 米工字钢梁配单体支柱，一梁三柱支护，在巷道上、 米间分别；架设一排， 下巷超前替棚 5-8 米范围内，使用 3 米工字钢梁配单体支柱，一梁三柱支护，在巷道上、下帮距梁口 0.2-0.5 米间分别；架设一排，该范围内要求巷高不低于 1.8 米，有 0.7 米宽的人行道。 原巷道不动，支护强度达到要求。 米宽的人行道。下巷超前替棚 5-8 米，原巷道不动，支护强度达到要求。

顶板管理方法：

采用自然跨落法管理顶板。

 3、采空区处理：

其方法是， 随着采煤工作面不断向前推进，顶板悬露面积越来越大，为了工作面的安全和正常生产，就需要使用全部跨落法处理采空区。当工作面从开切眼推进一定的距 正常生产 离后，主动撤除采煤工作空间以外的支架，是直接顶自然跨落。这样，由于顶板跨落后破碎岩石体积膨胀而充填采空区，从而减轻工作面压力和防止对工作面产生不良影响。 离后，主动撤除采煤工作空间以外的支架，是直接顶自然跨落。其主要工序是配合工作面推工作。

5.3 综采工艺

 1、移架方式：

为本架操作，先降后移带压檫顶移架支护顶板，移架滞后割煤机 3～5 架进行追机作业，顶板破碎处可跟机组进行超前支护，移架步距为 0.6 米。 ～ 架进行追机作业，顶板破碎处可跟机组进行超前支护，

2、移溜方式：

 移前溜：

 子平直， 推前溜在机组后 10—14 架进行，推溜后，保证溜子平直，移机头机尾必须停溜子进行。 — 架进行，推溜后，保证溜子平直 移机头机尾必须停溜子进行。

 移后溜：

 拉后溜必须单向进行，严禁从两头向中间移。 拉后溜必须单向进行，严禁从两头向中间移。

3、机电设备的管理和措施：

（1）所有入井设备都必须取得防爆合格证，方可入井。能够正常运行。

（2）工作面必须保证“双风机、双电源、自动切换” 局扇必须安装“三专两闭锁”设施，机电副队长要每天检查，保证备用局扇时常完好，随时 能够正常运行。

（3）严禁带电作业，严禁带电移动设备，检修电气设备时，瓦检员必须检查附近瓦斯，瓦斯浓度不超限时，方可开盖检修，否则，严禁检修电气设备，同时要遵守《煤矿安全规程》第 445 条的规定。 一个电缆钩。悬挂整齐，不准使用铁丝捆绑，

（4）工作面电缆线、信号线严格按《巷道断面标准图册》进行标准吊挂，每 1m 一个电缆钩。悬挂整齐，不准使用铁丝捆绑，电缆悬挂高度不低于 1.8m，信号线悬挂于电缆线上方 0.1 m 处。电缆、信号线不允许与风筒管路挂在同一侧，必须在侧一时，电缆应在上方保持 0.3m 以上的距离。同时，遵守《煤矿安全规程》第 469 条之规定。

（5）工作面电气设备的运行和检修，必须符合防爆性能的各项技术要求，防爆性能受到破坏的电气设备，应立即处理或更换，不得继续使用。的完好状态， 漏现象发生。

（6）工作面所有设备实行包机制，责任到人，挂牌留名，确保设备的完好状态，做到设备清洁，附件齐全，合理润滑，定期保养，杜绝跑、冒、滴、漏现象发生。（7）包机人员要认真执行设备维护、保养制度和计划检修制度，做好设备的日常保养和计划检修工作，确保设备处于完好状态。

（8）小班维护工每班要对所有设备认真巡回检查，看有无异常变化，发现问题，寻找原因，及时处理，并向跟班队干汇报。

（9）机电副队长对工作面机电检修、维护工作负全面责任，要经常检查设备的运行状态，负责组织好设备的安装、维修、维护工作，消灭失爆，消灭不完好设备。

（10）供电系统及设备严格执行“三无、四有、三全、三坚持”等各项规定。

（11）信号综保、煤电钻综保必须安设合格的接地极和辅助接地极，距离大于 5m，信号系统都必须采用信号综保，禁止甩掉保护。

（12）工作面实行独立供电。

（13）电缆线、信号线的铺设必须遵守《煤矿安全规程》第 468 条、第 469 条的规定。

（14）在安装或检修、维护设备时，必须遵守《停送电管理制度》《三大保护管理制度》《负荷变动电源调整管理制度》 严禁明火操作，严禁违章作业。

（15）机电部门必须进行远距离漏电试验。 合格证后方可上岗操作各种设备。

（16）各类司机要经过培训，持有合格证后方可上岗操作各种设备。

 4、转载机：

（1）拉移转载机前要检查鸡头处巷道两帮及顶板情况，注意电动接线嘴和电缆距煤壁的距离，若有擦帮、碰壁现象，必须提前处理，禁止硬移。

（2）移转载机前，若皮带尾大架子斜歪，机头前巷低窄而阻碍机头移动时，必须进行处理，严禁硬过，还必须清理推移装置及转载机周围浮煤、杂物。

（3）移转载机过程中，要注意转载机与皮带尾的塔接情况，机头必须爬在机尾的承载段上，同时注意观察转载机尾，防止拉过后溜子机头。

（4）拉移转载机时，应使两侧的千斤顶拉力平衡避免偏重，移动时转载机两侧禁止行人停留或作业，防止击伤人员。

（5）拉移完毕，工作人员要控制按钮的开启，防止误动作发生事故。

 5.4 生产技术管理

（1） 循环方式：

 1.工作方式：执行“三八制”既两采一准的形式

2.循环方式：割煤——移架——推溜——处理采空区

 3.循环进尺及循环产量：

 循环进尺按：0.6m

循环产量 375 吨

4.工序安排：见《正规作业循环图表》

正规作业循环图表

（2） 劳动组织：

 拉架工、移溜工分段作业，端头工、司机、电工及检修工定岗包机专职作业，

 1、采煤机： 、采煤机： 分钟，

 （1）在开机前应做好准备工作，如检查各部件是否齐全，各部位油位是否符合要求，各螺丝、螺栓是否紧固。操作受柄、按钮是否灵活可靠，并空载试运行 3-5 分钟，如发现问题及时处理，严禁带病运转。

（2）坚持“开机先开水，无水不割煤，停机停水”制度，保证机组正常运转和不增加毛煤水份。

（3）运行中司机要经常观察压力表，注意各连接螺丝紧固情况，细听电机各部声音，发现异常，立即停机处理。米范围内，严禁有其他人作业。

（4）割煤机割煤时，距前、后滚筒 5 米范围内，严禁有其他人作业。

（5）工作面发生片帮冒顶时，不许开机，待处理好后，方可割煤。

（6）停机时，先停牵引，后停电机，确保机组空载启动。

（7）坚持内外喷雾装置的正常使用。

（8）打开机盖检修设备时，要搭面蓬，防止煤块或杂物掉入机体内。 严禁两种不同牌号伪油混合使用

（9）加油或换油时要专桶专用，专人负责，液压油必须滤油（经滤油机） 严禁两种不同牌号伪油混合使用。

（10）检修机组前，必须先敲帮问顶，处理好一切不安隐患，才能进入煤墙侧检修。

（11）采煤机在机头或机尾安全出口处停机，采煤机必须摘掉离全器，将隔离开关手把打到零位。

（12）要及时更换丢失、失效截齿，停机检查或更换截齿时，必须切断电源，摘掉离合器，将隔离开关手把摆零位，开机前认真检查滚筒前后有无人员。

（13）开机前必须向上、下工作人员发出信号，待人员撤离后，方可开机。

（14）采煤机上方有大渣块，大煤块时，及时闭锁溜子开关，停机处理，防止卡断链条，挤坏机组或砸伤人。保持完好。

（15）采煤机必须对刮扳机有专用闭锁装置，必须保持完好。

2、支架

（1）及时更换不完好的安全阀、单向阀及串漏液的立柱千斤顶等液压元件，保证支架有足够的初撑力和工作阻力。

（2）移架前，要清理支架内和邻架间的浮煤，拉架后，打支架升柱手把，待初撑力达到以后再复位。

（3）移架时，要注意液压管道及照明线路和电缆不被挤、压拉坏。

（4）支架移动后要成一直线，误差不超过±50mm移架时 之间，顶板破碎时，拉移支架，实行跟前滚筒拉架；

（5）实行追机移架，移架距离距采煤机后滚筒不超过 10m（即 7 架） 移架时，支架立柱下降 150—200mm 之间，顶板破碎时，拉移支架，实行跟前滚筒拉架；带压拉架。

（6）支架操作为本架操作，支架工要站在前后立柱之间，防止架间掉渣伤人。 之内，并使顶梁顶板平行接触，

（7）拉架过程中，要随时注意调整架间距， ± 。

（8）支架工操作本架时，邻架人员要离开，拉架人员注意水平千斤顶受力情况，不得强拉硬移，防止是梢子切断伤人。

 3、运输机

（1）严格掌握运输机的“平直”遵循顺序推溜原则，不得任意分段，不准由两头向中间推移。 处理，

（2））溜子推不动时，要及时查找原因进行处理 不准硬推，以免损坏零部件或推错接口。

 （3）移机头机尾时，要清净机头，机尾和过滤槽与煤墙侧的浮煤，严防挤压电缆和管路。清浮煤时要严格执行“敲帮问顶”制度，并设专人监视顶板，严防顶板落渣伤人。

（4）机头、机尾移动后，既不超前，也不能落后，应与工作面成一直线，移机头、机尾后，必须停割煤机。

（5）溜子停止运转时，不得移溜。 米左右， 米左右，防止溜子拉回头煤。

（6）溜子机头移动后， 拉后溜距放煤点 —

（7）移溜子时，追机移溜， 拉后溜距放 。 秒钟后，才准正常开机，司机要做好开机前准备工作，司机的位置正对机头。开机时，精力要集中，开机停机及时，防止误动作，

（8）开溜时要点动两次， 要仔细观察溜子运转情况和链条的松紧程度，发现问题及时停机处理，任何人不得在溜子、转载机及下巷皮带上行走或停留。 要仔细观察溜子运转情况和链条的松紧程度，发现问题及时停机处理，任何人不得在溜子、转载机及下巷皮带上行走或停留。

（9）刮板机检修时，必须切断电源。

（10）工作面机尾安装一个水闸门开关，以控制前后部溜子电机冷却水供应，并且实行开机先开水，停机关水制度，机尾水闸门开关有机尾端头工负责管理和操作。

（11）工作面刮板输送机必须安设能闭锁前 后溜按钮。

（12）前后溜子故障处理前打开天窗槽子使用与维修。

 4、皮带运输机

 皮带输送机管理制度： 

（1）皮带运输机司机要精力集中，停开及时，信号统一，注意与后方联系。

（2）皮带维护工要应注意皮带运转情况，发现皮带跑偏及其它问题，及时处理，做好皮带的掐接锚扣工作。

（3）皮带输送机机头、机尾处巷道要保持设计高度，必须清理上、下帮及皮带架间浮煤杂物，保证输送机通过所须空间。 绳头固定不得行人或停留，

（4）拉移皮带尾大架子时首先应清理架前浮煤杂物，用绞车拉移时应慢速移动，阻力过大时，不准硬拉，绳道上下帮及绳头固定不得行人或停留 动作伤人。 动作伤人。

（5）垃移后大大架子承载段应与皮带机身保持平直，并与转载机塔接良好，保证皮带正常运转。

（6）正确使用皮带张紧绞车，使胶带有足够的张紧力。

（7）移转载机收缩皮带机尾，必须专人指挥，协同作业。

 小皮带：

（1）小皮带司机在操作时，要集中精力，停开及时，信号统一，注意与后方联系。

（2）小皮带司机要定期给皮带运转系统加注黄油，确保皮带运转系统正常运转。

（3）小皮带的托棍要经常检查，发现损坏的托棍要及时换掉，做好皮带的掐接锚口工作。

（4）小皮带上、 帮及皮带架见浮煤杂物必须及时清理保证运输通过所须空间。

 摩擦机：

（1）摩擦机司机操作时，要精力集中，停开及时，信号统一，注意与皮带司机联系。

（2）摩擦机司机要注意运转情况，发现问题及时处理，做好摩擦启动系统的检修注油工作。

（3）摩擦机机头、机尾处巷道要保持设计高度，必须清理上、下帮及皮带间浮煤杂物，保证摩擦机正常运转。

（4）摩擦皮带的托辊要经常检查，发现损坏的托辊，及时更换，保证摩擦机正常运转。

 5．电气设备

 无鸡爪子、无羊尾巴、无明线头：

有过电流和漏油保护装置、有螺钉和弹簧垫、

（1）所有电气设备必须防暴，必须做到“三无” 四有” 两齐” 三全” 三坚持”  有密封圈和挡板、有接地装置；电缆悬挂整齐、设备硐室整齐；防护装置齐全、绝缘用具全，图纸资料全；坚持使用检漏继电器、坚持使用煤电钻、照明和信号综合保护；电缆悬挂整齐、设备硐室整齐；防护装置齐全、绝缘用具全，图纸资料全；坚持使用检漏继电器、坚持使用煤电钻、照明和信号综合保护， 坚持使用瓦斯电和风电闭锁。 坚持使用瓦斯电和风电闭锁。

（2）所有电气操作人员，必须熟悉设备性能和维修技术，保证设备完好，安全运转。

（3）移动变电站的高压开关，禁止带负荷拉闸，拉闸前应首先切断低压开关。

（4）各磁力起动器及馈电开关的保护装置必须齐全，按要求整定，灵敏可靠，严禁甩掉电气设备保护装置进行生产。抽出式风机必须装设瓦斯闭电锁装置， 关电流。 关电流。

（5）严禁带电检修电气设备，检修线路时，开关要闭锁和接地保护，并挂“有人工作，严禁送电”警示牌，谁停谁送，不准其他人擅自送电。 吊挂一处。

（6）电缆吊挂严禁用铁丝吊挂，电缆吊挂整齐，

（7）工作面照明、通讯、信号必须整齐、畅通、准确可靠。

（8）机电设备要有标志牌，分机包台，包台到人，设专人日常检查维修。

（9）严禁停电后，约定送电，坚持停送电制度。

（10）坚持验、放电制度。 用干变代替。

（11）工作面照明及煤电钻必须使用综合保护，严禁用干变代替

6、泵站 、

（1）保证泵站清洁卫生，加浮化液后及时盖严箱盖，过滤器定期清洗，损坏部件及时更换修复。

（2）泵站压力≥30Mpa，乳化液浓度达到 3—5%。

（3）司机要注意泵站运转中的声音和温度是否正常，若有异常情况，立即停机处理。

第六章 采区生产系统

6.1 采区运输

6.1.1、运输设备

 A、运输路线刮板运输机选型

选型原则：

a. 刮板运输机的运输能力应大于采煤机的最大生产能力，一般取 1.2 倍；

b. 牵引方式要跟采煤机相配套。

根据以上原则， 型可弯曲中双链刮板运输机作为工作面刮板运输机

B. 转载机选型

选型原则：

 a 转载机的运输能力应大于工作面运输机的能力（一般为 1.2 倍） 它的溜槽宽度或链速一般应大于工作面运输机； 转载机的运输能力应大于工作面运输机的能力

b． 转载机的机型，即机头传动装置及电动机和溜槽类型及刮板链类型，应尽量与工作面运输机一致，以便于日常维修及配件管理 转载机的机型，转载机尾部与工作面运输机的连接处要配套。

c．带式运输机的带宽和带速及其传动功率的选择，必须大于转载机的运输能力，一般为 1.2 倍； 带式运输机许可铺设长度要与综采面的推进长度相适应，尽量减少铺设运输机的台数；同时兼顾巷道顶板、底板的条件。

选型原则：

破碎机结构应与所选转载机结构尺寸相适应；破碎机类型与破煤能力应满足工作面生产可能出现的大块煤、岩等状况的需要。

运煤系统： 采区工作面→区段运输平巷→运输上山→溜煤眼→运输大巷→井底车场→主井→地面

运料、排矸系统：工作面所需材料由副井下放→井底车场→运输大巷→轨道上山 在运输过程中要注意以下方面 →采区上部车场→回风平巷→工作面

1、施工中，采用耙煤机装煤，耙煤机的两侧必须打上护身点杆和护身网，耙煤机上方安设照明装置。

2、耙煤机正常作业时，耙煤机前方严禁有人进行其他作业，耙煤机钢丝绳不得有死结，停止作业时，要把操作手把去掉，并切断电源。

3、耙煤机施工时，前滑轮不得挂在顶板锚杆上。

4、装煤与打眼平行作业时，尾轮必须吊挂在离工作面 10 米以外的地方，并且在装煤时，施工人员不得随意跨越钢丝绳。

5、耙煤机每隔 24 米移一次，移机后，耙煤机离工作面 3-4 米。

6、耙煤机司机必须持证上岗。 、耙煤机司机必须持证上岗。

7、刮板输送机机头上戗杆要打牢固，不得打在减速机上，并且不少于 2 根。

8、刮板输送机设立信号：一停、二开、乱钟紧急停机，施工时，细听信号，信号不清，不准操作运行。

9、刮板输送机运转期间，人员不得靠近运转部件工作，防止伤人。

10、停机时，溜槽内不得有煤矸，必须拉净后再停机。

11、刮板输送机司机必须经过安全培训，并且持证上岗。

12、皮带开机前，检查皮带个部件是否完好，皮带接头是否牢固，是否跑偏，张紧度是否正常，托轮运转是否正常。

13、启动皮带时，要点动一下，然后再开。

14、停机时，必须把皮带上的杂物拉净后，才可停止皮带运转，开关手把达到零位并闭锁。

15、运送物料时，物料必须摆放在皮带的正中间，防止物料在运行中掉落皮带，物料在距机尾 10 米处必须停止。

16、皮带安装综合保护装置，保护皮带的正常运转。

17、皮带司机必须持证上岗。 、皮带司机必须持证上岗。

6.2 采区通风 通风路线：

 通风路线：

新鲜风流： 地面→副井→井底车场→运输大巷→轨道上山→区段运输平巷→工作面

污浊风流： 工作面→区段回风平巷→总回风大巷→风井→地面

 施工中使用局部通风机压入式通风

 一、掘进工作面风量计算

 1、按人员计算

 Q=4×N=4×25=100m3/min

2、按瓦斯涌出量计算

 Q=100gch4×kch4=100×2.3×1.6=368m3/min

式中 gch4------工作面瓦斯绝对涌出量 2.3m3/min 工作面瓦斯绝对涌出量

式中 kch4-1.6 工作面瓦斯涌出量不均系数

二、掘进工作面风量计算

 1、按最低风速验算：

 Q=VSP=15×12.45×1.88=351.9

V-----巷道允许的最底风速，煤巷取 15m/min S-----巷道断面积

P-----局部通风机风量比。取 1.88。 局部通风机风量比。

2、按最高风速验算：

 Q=240S=240×12.45=2988m3/min

 通过以上计算，拟选用 2×22KW 对旋式风机，吸风量为 250-550m3/min，能够满足专用回风巷的供风需求，为保证工作面正常通风，选用双风机、双电源。 × ，能够满足专用回风巷的供风需求，为保证工作面正常通风，选用双风机、双电源。 三 局部通风机安装地点和要求

 1、局部通风机安装地点

 局部通风机要求安装新强力皮带巷内，平巷口向上 20 米。

2、局部通风机的安装要求

局部通风系统安装措施

1、风机必须吊挂在顶板上或放在风机托架上，距离顶板不小于 300mm。

2、风机开关必须上架，风筒距工作面窝头不得大于 5 米，保证工作面足够新鲜风流。

3、局部通风机必须挂牌管理，专人负责，实现“三专” 专用线路、专用开关、专用变压器） 两闭锁” 风电闭锁、瓦斯电闭锁）

4、风筒在巷道顶板上，风筒要求逢环必挂，要平直不出现拐死弯现象。

5、风筒接口要严实不漏风，工作面风筒不落地。

6、必须保证风机连续运转，不准无故停风、停电。

6.3 采区供电

1 电力负荷及供电

主斜井上下共计有功负荷 860.3KW，计算功率负荷为 682.9KVARA，经两套补偿电容器补偿后，计算无功率为 3949KVAR，为了给井上下设备供电，在主斜井井口建一座 ， 6KV 变电所，其电源引自燃煤气站总变电站 6KV 母线，敷设两回电缆线路。 变电所， 母线，敷设两回电缆线路。

台高压开关柜，以双回路向主斜井胶带输送机、井底变电所。另装设两台、 型低损耗变压器， 型低压配电柜供生产系统、 井口变电所内装设 12 台高压开关柜，以双回路向主斜井胶带输送机、井底变电所。另装设两台、S9-500/6 型低损耗变压器，7 台 GGD 型低压配电柜供生产系统、检修绞 车、水源泵和照明用电

2 井下供电

型电力电缆向井下供电 井底变电所装设 5 台 KYGG-1Z 高压真空开关柜单母线分段结线、 力电缆向井下供电。 高压真空开关柜单母线分段结线、进线 另装两台 KS7-200/6 型矿用变压器和 5 台 GZKY-1 型矿用一般型低压真空配电柜，向井底翻车机、推车机、水窝水泵等设备供电。工作面照明设施，根据《煤矿安全规程》的有关规定，在工作面支架每间隔 4 架按一盏防暴照明灯，共安装 22 盏照明灯。

 3 供电线路

地面中央变电所→带区变电所→工作面移动变电所→用电负荷

 6.4 压风系统

可满足生产， 二矿 4 号井压风机房，现装设有 5L-40/8 型空气压缩机两台，正常生产时开一台即可满足生产，另一台备用。

1、生产用风情况

风钻、喷浆机等，综掘只用喷浆，仅两个头，其它开掘区队五个多为修护等杂活。按每个队一台风钻计算，最多使用的风动工具有2 个喷浆机和 5 个风钻。

风动工具的耗气量： 风动工具的耗气量：风钻 2.3 m3/min，喷浆机 7～8 m3/min。 2、5L-40/8 型空气压缩机原始技术参数：

型空气压缩机原始技术参数：

型号： 型号：5L-40/8 型

 排气量：40m3/min；

排气压力：8kg/cm2；

 活塞行程：240mm；

 轴功率≤ 轴功率≤220Kw；

3. 电动机型号：TDK118/24-14；

 功率： 功率：250Kw；

 转速： 转速：600r/min；

 电压： 电压：6000v，以上数据为原始数据。

4. 20## 年压风机技术测试供风能力

机排气量 工作机：

1#机排气量 39.6 m3/min；

5、供风能力：

按风量最大情况，即 3 台喷浆机 5 台风钻同时工作，总耗气量为：35.5 m3/min 即实际最大的用风量小于每台工作压风机的供风能力，满足供风要求。

6.5 防尘注浆系统

型除尘器 除尘效率为 90%,烟筒又高达 40m,烟尘可达排放标准

— 烟筒又高达 烟尘可达排放标准 贮煤场为凉煤棚 可有效控制煤堆分蚀扬尘 贮煤场为凉煤棚,可有效控制煤堆分蚀扬尘

6.6 采区排水系统

矿井水文地质类型属简单型，井田内地质构造简单，地表广泛分布第四系黏土黄土覆盖，基岩仅零星出露。井田内 5 层含水层，都属弱含水层，各含水层之间有稳定的隔 水层，没有明显的水力联系。矿井主要充水源为侏罗系流砾水，该层由于上部隔水层较厚，补给条件差，储水空间不发育，含水性较弱，据勘探抽水资料， 水层，没有明显的水力联系。矿井主要充水源为侏罗系流砾水，该层由于上部隔水层较厚，补给条件差，储水空间不发育，含水性较弱，据勘探抽水资料，单位涌水量小于 0.1L/S.M。

直接充水水源主要为采空区积水，其次为侏罗系中上统砾岩水，据历年矿井涌水量统计， 年至今， 直接充水水源主要为采空区积水，其次为侏罗系中上统砾岩水，据历年矿井涌水量统计，矿井最大涌水量 750.2 m3/h，(1985 年 10 月)，1988 年至今，矿井最大涌水量 345左右，为确保矿井生产安全，避免和预防水害的发生， 对矿井生产的影响程度，分别在一水平、二水平中央泵房及 21 区建有水仓，安装水泵及排水管路，见(表 4-4)。由上表可以看出：水仓容量远远大于全矿井 8 小时的最大和 。由上表可以看出： 正常涌水量，符合防治水规范要求，而且排水管路、电机配套设备与水泵相适应，为防治水害的发生奠定了良好的基础。 正常涌水量，符合防治水规范要求，而且排水管路、电机配套设备与水泵相适应，为防治水害的发生奠定了良好的基础。

1、主要技术特征：

水泵型号： 200D43×6； × ；

 水泵总台数： 水泵总台数：4 台；

 毎台排水量： 毎台排水量：288m3/h；

电机功率：315Kw；

 排水高度：128.5 米；

 排水管趟数：2 趟；

排水管直径： 排水管直径：250mm，以上数据为原始数据。

2、矿井正常涌水量（Qn）:250m3/h；

平均日产吨煤涌水量（An） ：1.38m3/t；

矿井最大涌水量（Qm）：460 m3/h；

平均日产吨煤最大涌水量（Am） ：2.54 m3/h，以上数据由地测科提供。

选用的工作水泵小时总排水能力（ ） ：540 m3/h；

工作水泵加备用水泵小时总排水能力（ ） ：860 m3/h，以上数据由机运科提供。

矿井正常排水能力：273.91（万 t/a）

排水系统： 副井→井底车场→轨道大巷→轨道斜巷→工作面

第七章 采区施工设计

7.1 采区下部车场

采区下部车场包括采区装车站和轨道上山下部车场两部分。其相对位置根据采区巷道布置及调车方式确定。当轨道上山作主提升或运输大巷用胶带输送机运煤时，都不设 采区装车站。因此，这两种情况只有轨道上山下部车场。 采区装车站。因此，这两种情况只有轨道上山下部车场。 采区下部车场的基本形式，根据装车点的不同分为大巷装车式、石门装车式、绕道装车式及轨道上山作主提升的下部车场。

1、采区绕道形式：

 绕道形式 大巷装车式中的轨道上山跨越运输大巷的绕道形式有：立式绕道形式、卧式绕道形式、斜式绕道形式。 大巷装车式中的轨道上山跨越运输大巷的绕道形式有：立式绕道形式、卧式绕道形式、斜式绕道形式。 大巷装车式中的轨道上山不跨越运输大巷绕道形式有：立式绕道形式、卧式绕道形式、斜式绕道形式。 大巷装车式中的轨道上山不跨越运输大巷绕道形式有：立式绕道形式、卧式绕道形式、斜式绕道形式。 石门装车式的绕道形式有：环行绕道形式，卧式绕道形式。 石门装车式的绕道形式有：环行绕道形式，卧式绕道形式。 绕道装车式的绕道形式有：顶板绕道形式，底板绕道形式。底板绕道形式有单向绕道形式、三角岔单向绕道形式、环行绕道形式。顶板绕道形式有单向绕道形式。 绕道装车式的绕道形式有：顶板绕道形式，底板绕道形式。底板绕道形式有单向绕道形式、三角岔单向绕道形式、环行绕道形式。顶板绕道形式有单向绕道形式。

 2、采区装车站设计

线路设计：

采区装车站的线路布置主要取决于装车站所在位置（大巷、石门、绕道）装车站的调车方式、底卸式矿车运输的井底车场形式以及有无矸石仓、煤仓个数等因数。调度绞车或推车机）

（1）大巷采用固定式矿车列车运输时，装车站空， 中型矿井采用调度绞车装、调车作业的装车站应集中操作， 的壁笼中，

（2）大、中型矿井采用调度绞车装、调车作业的装车站应集中操作，调度绞车宜设在煤仓中心线出车侧 2～3m 的壁笼中，壁笼尺寸可根据设备外形尺寸和便于人员操作确定。当巷道一侧能安设绞车时，可不设壁笼。

（3）当采用底卸式矿车列车运输时，装车站的布置形式应与井底车场的布置形式相协调 即井底车场的矿车卸煤线路是环形式，则采区装车站也应设环行绕道。 用折返式，则采区装车站也应用采用折返式的。其空、 用折返式，则采区装车站也应用采用折返式的。其空、重车线有效长度各为 1 列车长加 5m。

坡度的确定：

 装车站的坡度的确定应符合下列规定：

（1）采用调度绞车或电机车调车时，

（2）采用自动滑行的装车站，矿车自动滑行的方向朝向井底车场。

（3）空车线自滑坡度终点应设置制动装置。 长度的确定： 长度的确定： 系指从空车存车线端至重车存车先端（ 采区装车站的长度 LD 系指从空车存车线端至重车存车先端（包括两端线路联接道岔长度 LK 或 LX）之间线路长度的总和。 采区装车站的调车方式有四种：调度绞车调车、电机车调车、推车机调车和自动滑行调车。一般常用调度绞车调车和电机车调车。 采区装车站的调车方式有四种：调度绞车调车、电机车调车、推车机调车和自动滑行调车。一般常用调度绞车调车和电机车调车。 当固定式矿车运输时，常用调度绞车牵引整列车实现不摘钩连续装调车。当底卸式矿车运输时，由于装车站存车线不留底车，因此常用电机车牵引整列车进行不摘钩连续装调车。 当底卸式矿车运输时，由于装车站存车线不留底车，因此常用电机车牵引整列车进行不摘钩连续装调车。

7.2 采区中部车场

采区中部车场基本形式有：甩车场、吊桥式车场和甩车道吊桥式车场三类。

当上（下）山倾角小于和等于 20?时，应采用甩车场；

当上（下）倾角大于 20?时，也可采用吊桥式车场或甩车道吊桥式车场。当上中部车场线路布置

（1）甩车场的线路布置可分为单道起坡和双道起坡两种，一般情况下，宜可采用双道起坡。

（2）双道起坡甩车场的道岔布置，可采用甩车道岔和分车道岔直接相连接。分车道岔可采用向外、向内分岔的布置方式，围岩条件好、提升量大时， 式。

（3）甩车场平、竖曲线位置有以下三种布置方式，

 1）先转弯后变平，即先在斜面上进行平行线路连接，再接竖曲线变平， 倍的直线段，起坡点在联接点曲线之后。

2）先变平后转弯 即在分车道岔后直接布置竖曲线变平，然后再在平面上进行线路联接，起坡点在联接点曲线之前。

 3）边转弯边变平， 竖曲线部分重合布置。 甩车场存车线路长度 中间轨道巷牵引方式 小型电机车 主提升 辅助提升 1.5 列车 1.0 列车、0.9Mt/a 以上采区为 1.5 列车

小绞车 3～4 钩中巷串车 2～3 钩中巷串车

无级绳 3～4 钩上山串车 2～3 钩上山串车

人推车 3～4 钩上山串车 2～3 钩上山串车

7.3 采区上部车场

采区上部车场基本形式有平车场、甩车场和转盘车场三类。 部平车场又分为顺向平车场和逆向平车场。 采区上部车场基本形式有平车场、甩车场和转盘车场三类。上部平车场又分为顺向平车场和逆向平车场。

 上部车场线路布置

（1）采区上部车场的线路布置可采取单道变坡方式。当采区生产能力大，采区上山作主提升；下山采区的上部车场和接力车场的第二车场运输最大，车辆来往频繁时， 采取双道变坡的线路布置方式。 采取双道变坡的线路布置方式。

（2）采区上部车场曲线半径和道岔应按下表规定选择。 名称 非综采采区 综采采区 曲线半径 （m）竖曲线 道岔 平曲线 9～15 ～ 6～12 ～ 12～20 ～ 根据提升量的大小选用 根据提升量的大小选用 4 号和 5 号

（3）采区上部车场曲线半径和道岔可参照中部车场选择。

（4）存车线有效长度应符合下列规定：

 1）上山采区上部车场进、出车采用小型电机车牵引时为 1 列车长；其他牵引方式为 2～3 钩串车长

2）下山采区上部车场为 1 列车长加 5m

3）年生产能力在 0.9Mt 以及的综采采区上部车场为 1.5 列车长。 列车长。 上部平车场线路坡度

（1）单道变坡和不设高低道的双道变坡轨道坡度应以 3‰～5‰向绞车房方向下坡。

（2）上山采区上部车场水沟坡度以 3‰～4‰向上山方向下坡

（3）下山采区上部车场以 3‰～4‰向运输大巷方向下坡，

向运输大巷方向下坡 设高低道的双道变坡轨道坡度

（1） 高道坡度为 9‰～11‰

（2） 低道坡度为 7‰

（3） 高、低最大高差不宜大于 0.6m

7.4 采区硐室

1、煤仓：

 煤仓的形式有垂直式，倾斜式，混合式，水平式。

煤仓的高度以 20m 为宜，位置在轨道下山，和运输下山底部。采用圆形断面形式，主要优点是受力性能好，断面利用率高，施工方便，便于维护，不易堵仓。

采区煤仓容量：

 Q=（Ag-An)TgKb

式中 Q—采区煤仓容量，t

 Ag— 采区高峰生产能力，t/h。高峰期间的小时产量为平均产量的 1.5～2.0 倍

An—装车站通过能力，t/h。为平均产量的 1.0～1.3 倍

Tg—采区高峰生产持续时间，h.机采取 1.0～1.5h，炮采取 1.5～2.0h，

Kb—不均匀系数，机采取 1.15～1.20h，炮采取 1.50。

煤仓的结构包括煤仓的上部收口、仓身、下口漏斗及溜口闸门基础、溜口和闸门装置等。

（1）煤仓上口。由于煤仓断面较大，为了保证煤仓上口安全，需要用混凝土收口。为了防止大块煤、矸石、废木料等进入煤仓造成堵塞，应在煤仓上口按设铁算子。

（2）仓身。煤仓全身，一般均应砌碹 。也可采用锚喷支护。

（3）下口漏斗及溜口和闸门基础。煤仓仓身下部为收口漏斗，收口漏斗为截圆锥形，以便安装溜口和闸门。为了防止堵塞，下口漏斗应尽量消除死角。 取 600，倾斜煤仓收口漏斗底板倾角与煤仓倾角相同。 ，倾斜煤仓收口漏斗底板倾角与煤仓倾角相同。

（4）漏斗及闸门装置。煤仓为溜口，一般均做成四角锥形。在溜口处安设可以启闭的闸门。

2、绞车房

采区绞车房的位置应选择在坚硬、稳定的岩层或煤层中，应避开较大的地质构造、较大的含水层以及有煤和瓦斯突出的煤层，同时应考虑不受正常开采岩层移动的影响， 的岩设备应与操作室割开。 绞车房与相邻巷道间应留有不小于及以上的绞车房，电气10m 的岩（煤）柱。并且滚筒直径为 2m 及以上的绞车房，电气设备应与操作室割开。

绞车房应有两个出口，

一是钢丝绳通道，根据绞车最大件的运输要求，宽度一般为 2.0～2.5m.二是通风巷道，宽度一般为 1.2～1.5m.

绞车房的宽度应根据安装和检修起吊设备高度的要求确定， 绞车房的宽度应根据安装和检修起吊设备高度的要求确定，一般为 3～4.5m,

高度 H 可用以下式计算：

 H=h1+h2+h3+h4+h5

 式中 h1—部件起吊高度，m

 h2—部件高度，m

 h3—起吊葫芦长度，m

 h4—工字梁高度，m

 h5—工字梁至顶高度，m。一般取 200～500m。

绞车型号， 该采区采用 JTB1.6×1.2 绞车型号，净宽 8000m，离左侧人行巷 700m，右侧人型巷 1020m。自地面起墙高 1150m，拱高 4000m，净高 5150m，前面人行道宽 1200，后面 ×人行道宽 1000，净长 7800。

 绞车房断面一般设计成半圆拱形，用全混凝土砌碹或混凝土拱料石墙砌拱。有条件采用锚喷支护。

 3、变电所

采区变电所应在围岩稳定、地压小、通风良好、无淋水地点及用电负荷中心。

井下机电硐室必须设在进风风流中。如果硐室深度不超过 6m、入口宽度不小于 1.5m,而无瓦斯涌出时，可采用扩散通风。当硐室长度超过 6m，必须在硐室的两端个设一 进风风流中个出口，当变电所设在两条上山之间时，其中一个出口应与轨道上山相连。

采区变电所的形式有一字形，L 型和 II 型等。

采区变电所的尺寸是根据变电所内设备布置，设备外形尺寸，设备维修和行人安全间隙来确定的，宽度一般为 3.6m，长度一般为 8～24m。

硐室内的设备排列，一般将高压和低压设备分别布置在硐室两侧，其间过道宽度大于 0.8m

硐室高度是根据人，设备及吊挂电灯的高度要求确定。 硐室高度是根据人，设备及吊挂电灯的高度要求确定。一般为 2.5～3.5m 要求确定

通道高度一般为 2.3～2.5m

采区变电所硐室一般为半圆拱形，用混凝土砌筑。有时采用梯形断面，用钢筋混凝土支护。

4、中央水泵房

故水泵房硐室位置的选择应考虑以下因素：

水泵房硐室是井下主要硐室之一，能否正常安全运行关系重大，故水泵房硐室位置的选择应考虑以下因素：

（1）管线敷设最短，不仅节约管线电缆，而且管道阻力和电压降最小。

（2）一旦井下发生水患，人员，设备便于撤出，或便于下放排水设备，增加排水能力，迅速排除事故，恢复生产。

（3）根据以上要求，硐室位置应选在井底车场与副井连接处附近空车线一侧，以便于设备运输，与中央变电所硐室组成联合硐室。 根据以上要求，硐室位置应选在井底车场与副井连接处附近空车线一侧，以便于设备运输，与中央变电所硐室组成联合硐室。 连接处附近空车线一侧 对中央水泵房硐室施工方面以及安全方面的要求如下：

 对中央水泵房硐室施工方面以及安全方面的要求如下：

（1）必须采用不燃性材料支护，如砌料石或混凝土碹，在坚固的岩层中也可是用锚喷支护，但不得有淋水。 米内的巷道，应砌碹或采用其它不燃性材料支护。

（2）出口通道处需设置向外开启的能防水防火的密闭门。 设有流水坡，以防硐室积水。

（3）小时的正常涌水量。

（4）水泵工作的总能力应满足 20 小时内排出矿井 24 小时的正常涌水量。

5、《煤矿安全规程煤矿安全规程》规定，当矿井正常涌水量在 1000m3/h 以下，主要水仓有效容积能容纳 8 小时的正常涌水量。同时主要水仓的有另一个水仓能正常使用，特殊情况应设多条水仓。 据上述可知， 据上述可知，本矿设计正常涌水量 m3/h，

其容量：

V=Q?8m3 V——水仓容积,m3；

 Q——矿井正常涌水量，m3/h；

 V= Q?8=90 8=720 m3 本矿井水仓断面为半圆拱形，用混凝土砌碹，考虑到支架间隙亦可储水， 的系数。为使淤泥易于沉淀和清理，水仓向配水仓方向设立反坡， 本矿井水仓断面为半圆拱形，用混凝土砌碹，考虑到支架间隙亦可储水，水仓净断面应乘以 1.2 的系数。为使淤泥易于沉淀和清理，水仓向配水仓方向设立反坡，其坡度 常为 1‰～2‰，在水仓最低点既清理斜巷底部附近应设积水窝，在清理水仓时能将积水排出，以方便清理工作。 ‰ ‰ 在水仓最低点既清理斜巷底部附近应设积水窝，在清理水仓时能将积水排出，以方便清理工作。

6、等候室

在副井井筒附近应设置等候室，作为工人候跟休息的场所。等候室多和工具房相邻，以便于工人领取工具。

等候室多和工具房相邻，以便于工人领取工具。 其他硐室 其他硐室主要有：调度室、医疗室、架线机车库及修理间、蓄电池电机车库及充电硐室、防火门硐室、防水门硐室、井下火药库、消防材料室等。

第八章 安全技术措施

8.1、分工艺安全技术措施

（一） 采煤机割煤 、

1、采煤机割煤时必须执行《煤矿安全规程》(2004 年版 )第 69 条中有关规定。

2、根据采高要求，将工作面顶底割平，煤壁割直，伞檐长度不能超过 1m。

3、采煤机停机时，采煤机操作位置必须至少保留一名司机，以防止采煤机误动作时能及时停机和停运输机。

4、每班配 3 名采煤机司机，割煤时司机要集中精力，经常注意顶底板、煤层煤质变化，运输机的负荷情况。

5、采面遇构造需抬刀时，抬高的幅度要适当，防止猛抬，猛落而造成推移运输机困难和支架仰俯角过大。

6、割煤时，两滚筒上、下 5m 内不准有人，人员确需通过时，必须停止采煤机，人员过后再开机割煤，采煤机割至上、下端口时要设专人把口，防止外部人员突然闯入，发生意外。

7、顶板破碎或出现片帮冒顶地段时，采煤机必须停电闭锁，等顶板处理好后再开机割煤。

8、煤壁爆破后未及时支护或有残爆未及时处理，不得割煤。

9、采煤机更换部件及其附近 10m 内有人工作时，必须停电闭锁，并闭锁运输机。

10、采煤机司机跟机操作时，要做好自主保安，防止煤墙片帮，掉矸和滚筒割煤时甩出的煤块伤人。

11、不准用采煤机拉、运、顶其它设备和物料。

12、采面过断层遇岩石时，要按过断层措施进行松动爆破，严禁采煤机直接割岩石硬过。

13、采煤机司机要坚持“八不割”的操作原则。即：无水不割；顶板破碎采面移架跟不上不割，溜槽内的大块矸石，物料未处理不割；风量不足不割；瓦斯浓度超限不割， 瓦斯涌出异常不割，停溜子不割，并要保持采面顶、底割平。 瓦斯涌出异常不割，停溜子不割，并要保持采面顶、底割平。

 14、采面出现异常情况时，采煤机司机要及时停电闭锁采煤机及运输机。

15、采煤机司机要认真交接班，并填写记录。

16、采煤机必须设置便携式甲烷检测报警仪。

17、采煤机内外喷雾达不到规定水压时，必须增设喷雾泵。

18、采煤机牵引速度≤2m/min。

19、采煤机前滚筒距顶板要保持 150mm 的距离，严防碰坏支架。

（二） 推移运输机 、

1、推移运输机人员必须持证上岗。

2、推移运输机前，必须认真检查推移千斤顶的连接装置及供液管路，确认无故障后，方可进行操作。

3、推移运输机必须从采面一头向另一头顺序推移，禁止从两头向中间推。

4、推移运输机必须与采煤机保持距离 12～15m，弯曲段不少于 15m。并拉线按线将运输机推直。

5、除推机头，机尾外，禁止在运输机停止时推移运输机，防止运输机底槽拥煤，造成憋死溜子或断底链。

6、运输机推不动时，不能硬推，必须查明原因，处理后再推，防止损坏设备。

7、推运输机时，要注意顺直运输机，低凹段必须吊平。

8、推运输机时，煤墙侧严禁站人，严禁人员通行。

9、机头、机尾必须推够进度，不得超前或滞后，运输机头与顺槽运输机搭接要合理，底链不拉回头煤。

10、移动刮板运输机的液压装置，必须完整可靠，移动刮板运输机时，必须有防止冒顶，顶伤人员和损坏设备的安全措施，必须打牢刮板运输机的机头，机尾老柱。

（三） 推机头机尾 、

 1、采煤机割透机头（尾）后，要及时移架维护顶板，当采煤机离开机头机尾 15m 以外，停电闭锁后，作业人员方可进入煤壁侧工作，坚持进行敲帮问顶，专人观顶，严禁 、采煤机割透机头以外，停电闭锁后，作业人员方可进入煤壁侧工作 坚持进行敲帮问顶，专人观顶， 侧工作， 要及时移架维护顶板， 空顶作业。人员进入煤墙作业前，运输机必须停电闭锁。 空顶作业。人员进入煤墙作业前，运输机必须停电闭锁。

2、推机头（尾）将机头（尾）前方的柱子改掉，每次改柱的宽度不大于 600mm，并将机头（尾）前方的浮煤清净，落平底板，以便顺利推移运输机机头（尾）改柱前检查 、推机头并将机头（ 待改支柱上方的π型梁及顶板，必须达到梁柱完好。 待改支柱上方的π型梁及顶板，必须达到梁柱完好。

3、推运输机机头，机尾时，要专人指挥，专人操作。用绞车拉时，要有可靠的声光信号，规定好停开信号。绞车至钩头之间不准有人。其它人员躲入安全地点，严禁人员通 、推运输机机头，机尾时，要专人指挥，专人操作。用绞车拉时，要有可靠的声光信号，规定好停开信号。绞车至钩头之间不准有人。

（四） 上下顺槽替棚支护 、

1、在替棚前应准备好工具，备足物料，至少有三人配合作业，并指定一名安全负责人，设专人观顶。

2、当人员进入替棚段作业时，应先检查巷道支护情况，空顶、空帮处要刹紧背严。压力大、顶板破碎处要在原棚间架上木棚（ × — 型单体柱） 维护顶板，做到先加固后回棚。 维护顶板，做到先加固后回棚。

3、替棚时要坚持先架后回的原则。先在原棚间架上三梁四柱铰接梁支护， 处打上单体柱升紧，中间补打一根加强柱，然后再由里向外逐棚回工字钢。 棚时必须三人以上协调操作。 棚时必须三人以上协调操作。

4、回工字钢棚时，要先在所回梁两端下用单体柱打好点柱。然后人工清挖两帮腿窝，将腿根掏空回掉。在挖掏腿根时，应有人扶棚腿，防止棚腿歪倒伤人， 掏空回掉 掉棚梁，去梁时人员要站在有支护、顶板完整可靠的一侧，使用长柄卸柱工具回柱去梁，并有单体柱及顶梁定向下落措施。去梁时，应先将棚梁下方的杂物清理干净，防止 落梁弹跳以及落梁砸飞其它物品伤及人员。 落梁弹跳以及落梁砸飞其它物品伤及人员。

5、替棚后， 加补联锁双抬棚，双抬棚梁上必须垫木板，单体必须打成直线，偏差≤± ≤±100mm，且严禁将单体打在梁头上。

6、回梁时要保护好两巷的电缆，高压管及电气设备在下顺槽回梁和架圆木梁时，必须停止下顺槽刮板运输机 并将其开关停电闭锁，设专人看管， 机，发生意外。 发生意外。

7、下顺槽替棚必须停止刮板运输机，如在刮板运输机运行中进行其它工作，必须事先通知司机，并设专监护，防止意外。

8、抬运工字钢时，两人要同肩、动作协调一致，规定好相同的号子、起放要稳、机巷抬运单体柱、工字钢等料须跨越刮板运输机时，必须停止刮板运输机。

9、替棚后棚子要正，两腿下扎符合规定，帮顶背好，清净浮煤杂物，确保巷道畅通。

10、替棚回腿、回梁、架木梁和打单体柱腿时，禁止人员通行。

11、回下的工字钢必须在指定的地点分类码放整齐。 地点分类码放整齐 、巷道维修

（五） 巷道维修

 1、加强对两巷的维修管理工作，当发现巷道内有缺梁少柱，滚梁折柱或棚子严重歪扭变形时，应及时补齐梁柱，架抬棚、打点柱，保证巷道通风、行人畅通、安全。

2、发现巷道内有空顶空帮时应及时刹顶背帮，防止空顶、空帮、掉矸、掉顶。

3、在维修换棚时应至少对其前后三架棚子打点柱加固，并妥善保护电缆、水管以及电气设备。若维修地点需移动电气设备及电缆管线时，必须按规定停电、送电， 工具或防护用品，由专业人员进行操作。 工具或防护用品，由专业人员进行操作。

4、在斜坡和拐弯处维修巷道时，必须在上坡口位置设置防跑车装置和禁止人员通行的明显标志。 止人员通行的明显标志

5、维修所使用的木梁、木腿要砍口，柱腿硬打硬上，迎山有力，柱根应接实底，禁止打在浮煤上，所使用的单体柱应达到初撑力的规定值，并有防倒柱的设施。 要垫柱鞋。 要垫柱鞋。

6、机巷维修时，要事先将运输机停电闭锁。

7、两巷维修架棚腿时，应将棚腿打在电缆、管线的里面，不得将管线夹在棚腿与煤壁或外棚腿与里棚腿之间，防止造成以后维护管线困难和憋帮挤坏管线。

8、行人通过巷道维修处，必须与作业人员联系，并征得其同意后，方可通过。

9、巷道发生局部掉顶时，要立即进行处理，处理时现场必须有安全负责人。

10、处理冒顶事故时应先清理好退路，设专人观顶，然后人员站在冒顶处边缘加固的棚子下用长钎子进行敲帮问顶，找掉松动岩石，对冒顶区内的棚子进行临时加固， 背帮，控制住顶、 背帮，控制住顶、帮，确认没有问题后，人员才能由外向里，由边缘向中央清理掉冒落的矸石，并逐棚进行加固刹顶。严禁直接进入冒顶区空顶作业。 确认没有问题后，人员才能由外向里，由边缘向中央清理掉冒落的矸石，并逐棚进行加固刹顶。严禁直接进入冒顶区空顶作业。

11、范围内的棚子进行加固，备齐所需的工具物料。

12、在处理冒顶过程中，若发现顶板来压时，应立即撤出人员，待顶板稳定后再进行处理工作。

13、上下顺槽距工作面 20m 以内巷高不低于 1.8m 。

14、回采过程中要及时整修上下顺槽，保证其断面扩修后的巷道要达到： 。

15、施工单位安排专人维护上下顺槽，清理浮煤杂物，保证通风断面。

（六） 开上下缺口 、

1、采煤工作面必须超前开上下缺口，并始终保持至少超前 2 排，但沿推进方向不能大于 2m。

2、开缺口至少二人协调作业，并有专人负责安全。

第九章  结束语

通过这次的实习,我将领导安排的工作按时保质保量完成，对于同志们提出的工作建议，可以虚心听取，在时间紧迫的情况下，加班加点完成任务。能够将学校所学的专业知识，灵活的应用到具体的工作中去。同时严格遵守煤矿规章制度，严格遵守煤矿劳动纪律，并能与同事们和睦相处，此次实习达到了良好的预定效果，理论结合实际，掌握了一定的工作技能和实际工作经验，为我今后的工作和生活打下了良好的基础，我个人认为这次实是成功的、高效的。