目录 

一、实习目的------------------------------------------------------2

二、实习要求------------------------------------------------------2

三、实习时间------------------------------------------------------2

四、实习地点、单位和部门---------------------------------------3

五、实习内容-----------------------------------------------3

5.1、公司简介-----------------------------------------------------3

5.2、实习过程-----------------------------------------------------5

    

六、实习总结------------------------------------------------------9

实习报告 

    转眼间到了大四，马上就要毕业了，可是我们所接触的实践实习和现场的生产实习还远远不够，今年开学第一周我们就跟着李老师去了神东公司进行了现场的实习，我们所做的是毕业设计题目是液压支架，所以这次的重点就是看液压支架的结构，工作原理等一系列的问题，使我们能超出课本之外的理性认识之外更能有一个感性的认识。

一、实习目的

　　1、通过毕业实习，将理论高度上升到实践高度，更好的实现将大学期间所学的理论和实践的结合，更进一步加深对理论知识的理解，了解和掌握实际生产中的生产流程、工艺原理和技术要求，为今后学习和实际工作打下良好基础。

　　2、培养自己善于观察、勤于思考的良好的学习习惯以及严谨的科学态度和实际动手能力，使理论与实践得到很好的结合。

　　3、通过本次实习使我能够亲身感受到由一个学生转变到一个职业人的过程，进一步了解社会，增强对社会主义现代化建设的责任感、使命感，为离开学校、走向社会、适应社会、融入社会作好充分准备。

4、本次实习对我完成毕业设计和实习报告起到很重要的作用。

二、实习要求 

     1. 实习期间，要服从实习单位的领导，严格遵守单位各项规章制度和要求，应提前到岗，并作好各项准备工作。 

     2. 不得迟到、早退，不得擅自离岗，更不得无故缺勤，有事应提前向实习指导老师请假。 

     3. 实习中要尊敬师傅，勤学好问，不怕苦，不怕累，言行举止要文明。

     4. 实习期间要注意安全，防止意外发生。 

     5. 认真做好实习记录，实习结束时要完成实习报告，并请实习单位签署实习鉴定意见、签名盖章。 

三、实习时间

　　20##年2月27日 -- 20##年2月28日

四、实习地点、单位和部门

　　单位：神东设备维修中心

　　地址：陕西省榆林市神木县大柳塔镇

　　部门：维修部

五、实习内容

1、单位简介

神华神东煤炭集团有限责任公司是神华集团公司的核心煤炭生产企业，于20##年5月20日在神东矿区四公司的基础上整合成立。公司地跨陕、晋、蒙三省区, 主要负责神东矿区以及山西省保德煤矿及其配套项目的开发建设，公司拥有17个矿井,其中有10个矿井被中国煤炭工业协会命名为全国特级安全高效矿井。矿区整体产能达到2亿吨, 20##年生产原煤1.78亿吨, 占全国煤炭产量6%, 占神华煤炭总产量的60%。截止20##年底, 公司共有员工1.77万人, 总资产704亿元，神东煤炭集团将深入学习实践科学发展观，进一步解放思想，加快自主创新，丰富“四化”模式，创建“本质安全型、质量效益型、科技创新型、资源节约型、和谐发展型”企业，为推动“科学发展，再造神华，五年实现经济总量翻番”，促进国民经济又好又快发展作出贡献，创百年神东，做世界煤炭企业的领跑者。

     大柳塔煤矿是神东煤炭集团所属的年产两千万吨的特大型现代化高产高效矿井，是神东煤炭集团最早建成的井工矿，位于陕西省神木县境内，由大柳塔井和活鸡兔井组成，两井拥有井田面积189.9平方公里，煤炭地质储量23.2亿吨，可采储量15.3亿吨。大井主采1-2、2-2、5-2 煤层，活井主采1-2上、1-2、2-2、5-1煤层。煤质具有低灰、低硫、低磷和中高发热量的特点，属高挥发分的长焰煤和不粘结煤，是优质动力煤、化工和冶金用煤。

    大柳塔井始建于1987年10月，1996年正式投产，原设计生产能力一期360万吨/年，二期600万吨/年，20##年重新核定生产能力1040万吨/年。活鸡兔井于1994年10月开工建设，20##年投产，原设计生产能力500万吨/年，20##年重新核定生产能力1130万吨/年。

    全矿现有人员 945人，组织机构为“六办两中心十九队一厂”。从20##年以来全矿生产原煤持续保持在2000万吨以上，每年为神华集团创造利润近40亿元，累计产量近2.6亿吨，是神华集团产出量最大、贡献最多的矿井，建矿以来未发生3人以上人身伤亡事故，已连续安全生产2300多天，连续7年实现百万吨死亡率为0。

    大柳塔煤矿是神华集团第一个按照“高起点、高技术、高质量、高效率、高效益”方针建成的特大型现代化高产高效煤矿，先后多次创造了国内外行业新纪录和世界第一。20##年大柳塔井生产原煤1086万吨，成为全国第一个一井一面年产千万吨的矿井。20##年大柳塔煤矿生产原煤2076万吨，建成了“双井双千万吨”矿井，产量、工效步入世界领先水平，成为世界上最大的井工煤矿，矿井安全、生产、技术、经营等各项指标创中国煤炭行业最高水平。矿井采用平硐—斜井综合开拓布置方式，连续采煤机掘进，工作面沿大巷两侧条带式布置，全套引进国际先进水平的装备，并率先进行了自动化改造，在国内首家实现了主要运输系统皮带化、辅助运输无轨胶轮化、井巷支护锚喷化、生产系统远程自动化控制和安全监测监控系统自动化。

    大柳塔煤矿连续14年被评为煤炭工业特级安全（高产）高效矿井，多次被评为“安全生产先进集体”，荣获过全国“双十佳煤矿”、全国煤炭系统“文明煤矿”、“中央企业学习型组织标杆”、全国精神文明建设工作先进单位和陕西省“环境友好企业”等荣誉称号。

    大柳塔矿经过多年来的实践和研究探索，取得了许多技术革新成就，主要有以下七项：神东矿区千万吨高产高效矿井模式、综采辅巷多通道快速搬家技术、辅助运输无轨胶轮化技术、矿井综合自动化技术、矿井水综合利用技术、综采工作面强制放顶超深孔爆破技术、皮带快速更换技术。20##年，以大柳塔煤矿核心技术为内容的科研项目《神东现代化矿区建设和生产技术》获得国家科技进步一等奖。

    大柳塔煤矿，是神东千万吨矿井的践行者、先行者，开创了中国煤炭工业的新纪元，在生产建设中体现出的“生产规模化，技术现代化，队伍专业化，管理信息化”优势，催生出神东矿区雄伟壮丽的千万吨矿井群，被誉为神东千万吨矿井群的“孵化器”，为神东逐步形成建设现代化煤炭基地的模式起到了重要作用。党和国家领导人江泽民、李鹏、朱镕基、乔石、钱正英、陈俊生、李铁映等都曾先后亲临视察指导。

如今，在神华“科学发展，再造神华，五年经济总量再翻番，建设具有国际竞争力的世界一流煤炭综合能源企业”和神东“建设四化五型大神东” 的战略部署下，大柳塔煤矿根据神华集团“建设数字化矿山”的要求，以科学发展观为指导，深入贯彻落实两级公司各项工作部署，树立“管理手段再创新、设备运行再优化、人员培训再加强、隐患治理再全面”的管理理念，进一步转变发展方式，通过科技进步、技术革新、管理创新等途径，争取在数字化、自动化、绿色开采等方面取得突破，形成动态提升的世界一流技术体系、标准体系、管理体系，建成“安全、绿色、智能”的国际一流示范矿井。

 

 2.实习过程

    此次实习时间从20##年2月27日开始，根据单位对我的情况进行了如下的安排： 

第一阶段：20##年2月27日一大早我们就出发了，坐着开往大柳塔的汽车，在我们组的负责人的领导下开始了实习之旅。汽车大约行驶了四个小时，到达了神东，我们安排好住宿，下午企业给我们安排了入职培训，主要进行听课、听讲座、到现场了解机械设备的运转原理和常见的一些故障问题，通过几天的学习和了解我对公司的实力和自己的能力有了一个大概的定位。为自己的职业发展路线和踏入社会做了良好的铺垫。 我们按照公司的安排，对新员工入职培训，也是对实习前的一个重要课程，总共分为了六讲，为了确保培训期间正常的纪律，规定了培训纪律，尽可能调动我们学习的积极性。并且让我们上台讲解我们对于某些事的见解，锻炼了我们的胆量，也练习我们的口才。培训的内容都有独到之处，这一切的一切对我们入职做了充分的准备。 

（1）、积极的心态。跟对人，做对事，个人就会成功；选对人，做对事，团队就能成功。我们是即将毕业的学生，也许对工厂的环境不大适应，这时我们应积极融入环境——适度自我约束——积极主动做事——努力钻研产品知识——认真细致的职业精神。 

（2）、 企业制度。俗话说“无规矩不成方圆”，远东建立了一套完善的考勤制度，目的是保证公司员工有规矩的上班，爱护公司财物，携手共建身边的环境。 

（3）、职业生涯规划。一个人有追求、目标，才有奔跑的方向。“明日复明日”，因此每个人应该有自己的职业生涯规划，时时鞭笞自己。

第二阶段：20##年2月28日，我们去实习的人分成四组，分别由老师和厂内技术人员带领。

我们一组由刘老师带队，我们先去了维修中心一部，进到里面之后发现这里是修大采高液压支架的，车间内放了很多从框中运来需要大修的大采高液压支架，这是我们第一次亲眼看见如此大的液压支架，在参观过程中我们想厂内技术人员询问了一下有关内容，了解了一定的维修过程。

          

     之后我们参观了维修二部，这是一个装配车间，装配各种机器。随后我们又参观了维修三部和维修四部，这些车间都是维修采煤机、掘进机、梭车等等。

分别有美国久益采煤机、德国艾柯夫采煤机。此次实习真的让我们受益匪浅啊！

  掘进机

梭车

              

                                梭车

                            掘锚机

 

锚杆机

六、实习总结 

    通过实习,了解了目前机械维修行业的基本情况,只是由于机械行业特有的技术操作熟练性和其具有的较大风险性,很遗憾地,不能多做一些具体实践的操作,但是观察了一些机器的拆卸和维修过程,同时也看见了很多以前只能从课本上看到的国外的先进的采煤机、掘进机、掘锚机，还有国内比较好的大采高液压支架，使许多自己从书本上学的知识鲜活了起来,明白了本专业在一些技术制造上的具体应用。这次实习，使我受益匪浅，我认识到我们应该将课本与实际实习结合起来，通过两个课堂提高自己的能力，使自己更好的掌握所学知识。在实习中我对机械设计制造及其自动化全过程有了一个完整的感性认识，学到了生产技术与管理、加工设备及车间布置等方面的知识，验证、巩固、深化和扩充了所学的课程的理论知识。而我对生产实习的目的也有了更进一步的理解，我会认真的把实习的知识运用到我今后的学习当中，从中获取有帮助的知识，更好完成后续课程，并且把知识和学到的理论经验运用到我今后的工作中，它是我在学习生涯的一笔宝贵的财富！感谢指导老师和工厂师傅和技术人员给我们提供的这次机会，我会在今后加以实用，争取再创新，在社会的技术领域做出贡献。

    实践是真理的检验标准，通过几天的毕业实习，我了解到很多工作常识，而且让我对专业知识得到了现实中的检验，让学校抽象的课程在现实的实物中得到呈现。提高了我对专业理论知识的认识，也明白了抽油机的工作原理，设备安装工艺的要求和必备的技术，还了解了图纸设计和资料归档的一些工作流程。这几天的实习使我知道了许多，有辛酸，也有快乐，这是我大学生活中一笔宝贵的财富，对我以后的人生路将有很大的影响，在以后的人生旅途中，它会时不时的鞭策我，提醒我如何沉着冷静，脚踏实地的做好每一件事!更让我明白了团结就是力量这个硬道理。 

    这次实习也让我明白无论做哪家公司的员工都要有高度的责任感强；比如你在检验时，你所测量的工件是否合格，全掌握自己的责任。做事要具有高度的责任心。而责任心来自两方面，强制责任心，自主责任心。强制责任心就是通过规范的内部控制制度实现，严格要求，互相监督，赏罚分明。自主责任心来自于检验人员的职业道德和价值观，认真对待每一个数据，高度负责对待每一件事。 

通过这次实习，也让我感受到了自己素养不足，知识的匮乏和面对困难的勇气，却也磨砺了我的意志，使我有了耐心，学会了一个人静静的思考。我相信再大的困难我都有信心去面对!培养自己的长远眼光，勤于思考，善于总结。把自己不明白的没学会的知识好好向同事学习，来弥补自己的不足。我相信只要今后我继续努力下去，我就一定会做好的。我会继续不断努力的学习专业理论知识，不断学习提高自身专业素质，更好的胜任岗位要求。

第二篇：煤矿开采专业实习报告[1]

实习报告

实习性质：   毕业实习        

学生姓名：   X   X  X      

专业班级：   X  X  X       

指导教师：   X  X  X       

实习时间：   2011.03~2011.05  

实习地点：三脚沟煤矿

XXX学院

目  录

前言……………………………………………………………………………1

第一章  矿井概况……………………………………………………………..2

    一、交通及地理位置……………………………………………………..2

二、地形与气候条件……………………………………………………..2

三、煤系地层及可采煤层情况…………………………………………..3

四、井田范围及勘探程度………………………………………………..3

五、地质构造……………………………………………………………..5

六、水文地质及瓦斯地质………………………………………………..8

七、矿井剩余储量、服务年限及生产能力……………………………..9

八、矿井开拓……………………………………………………………..9

九、矿井提升运输系统…………………………………………………...10

十、矿井排水系统………………………………………………………...10

十一、矿井供电系统……………………………………………………..10

十二、矿井通风系统……………………………………………………..10

十三、压风系统…………………………………………………………..11

第二章  -220m南采区集中运输大巷施工…………………………………..12

第一节  工作面概述………………………………………………………….12

    一、工作面位置………………………………………………………….12

二、围岩性质……………………………………………………………..12

三、地质构造……………………………………………………………..12

四、水文地质……………………………………………………………..12

第二节  巷道布置及用途…………………………………………………….13

    一、巷道布置……………………………………………………………..13

二、巷道用途……………………………………………………………..13

三、巷道断面及形状……………………………………………………..13

第三节  巷道施工…………………………………………………………….13

    一、施工方法及工艺流程………………………………………………..13

    二、爆破方法……………………………………………………………..13

三、支护及要求…………………………………………………………..16

第四节  劳动组织、循环方式及主要技术经济指标……………………….17

一、劳动组织形式………………………………………………..............17

二、正规循环方式………………………………………………………..17

三、主要技术经济指标…………………………………………………..17

四、每循环技术经济指标………………………………………………..17

第五节  生产系统…………………………………………………………….19

    一、通风系统…………………………………………………………….19

二、运输系统…………………………………………………………….19

三、压风系统…………………………………………………………….19

四、防尘系统…………………………………………………………….20

五、排水系统…………………………………………………………….20

六、供电系统…………………………………………………………….20

第六节  运输安全管理……………………………………………………….20

    一、运输方式…………………………………………………………….20

二、运输安全管理……………………………………………………….20

第七节  机电安全管理……………………………………………………….21

    一、电器安全管理……………………………………………………….22

二、电缆安全管理……………………………………………………….22

三、主要施工设备……………………………………………………….23

第八节  通风安全管理……………………………………………………….23

    一、风量及局部通风机的确定………………………………………….23

二、通风设施…………………………………………………………….24

三、通风安全管理……………………………………………………….25

第九节  工程质量及文明生产……………………………………………….26

    一、工程质量管理……………………………………………………….26

二、工程质量要求……………………………………………………….26

三、文明生产要求……………………………………………………….27

四、掘进质量评级办法………………………………………………….28

第十节  技术安全措施……………………………………………………….28

    一、防冒顶措施………………………………………………………….28

二、防瓦斯及硫化氢等气体积聚措施………………………………….29

三、放炮安全措施……………………………………………………….29

四、防止爆燃措施……………………………………………………….31

五、综合防尘措施……………………………………………………….31

六、防治水措施…………………………………………………………..31

七、爬渣机安全使用措施………………………………………………..32

八、人力推车措施………………………………………………………..32

九、岗位责任及组织措施………………………………………………..33

十、避灾路线……………………………………………………………..33

第三章 -200m南采区K₉煤层采煤方法…..………………………………....34

第一节  概况……………………………………………………………….....34

    一、工作面位置及相邻关系…………………………………………….34

二、煤层………………………………………………………………….34

三、煤层顶底板特征…………………………………………………….35

四、地质构造…………………………………………………………….35

五、水文地质…………………………………………………………….35

六、影响回采的其它因素……………………………………………….36

七、储量及服务年限…………………………………………………….36

第二节  采煤方法及落煤工艺……………………………………………….37

    一、巷道布置……………………………………………………………..37

二、落煤工艺……………………………………………………………..37

第三节  顶板控制……………………………………….................................39

    一、支护设计……………………………………………………………...39

二、工作面顶板控制……………………………………………………..40

三、“三眼两巷”的顶板控制……………………………………………40

四、矿压观测……………………………………………………………..41

第四节  生产系统…………………………………………………………….42

    一、运输………………………………………………………………….42

二、通风…………………………………………………………………...42

三、排水…………………………………………………………………...47

四、供电………………………………………………………………….47

五、压风………………………………………………………………….50

第五节  劳动组织和主要技术经济指标…………………………………….50

一、劳动组织…………………………………………………………….50

二、主要经济技术指标………………………………………………….51

三、主要技术经济指标表……………………………………………….53

第六节  煤质管理…………………………………………………………….53

第七节        安全技术措施………………………………………………………53

   一、一般规定……………………………………………………………….53

二、顶板管理…………………………………………………………….54

三、防治水………………………………………………………………..55

四、运输………………………………………………………………….55

五、机电安全措施……………………………………………………….56

六、带式输送机管理规定……………………………………………….56

七、特殊处理措施……………………………………………………….58

八、其他………………………………………………………………….59

第八节   灾害应急措施及避灾路线………………………………………..60

一、灾害预防……………………………………………………………..60

二、避灾线路……………………………………………………………...61

附表目录

附表一：-220m南采区集中运输大巷施工正规循环作业图表

附表二：-115m北二采区K2煤层回采工作面正规循环作业图表

附图目录

附图1-1：煤系地层综合柱状图

附图1-2：矿井开拓系统图

附图2-1：-220m南采区集中运输大巷布置图

附图2-2：-220m南采区集中运输大巷断面图

附图2-3：-220m南采区集中运输大巷炮眼布置图

附图2-4：-220m南采区集中运输大巷通风系统及避灾路线图

附图2-5：-220m南采区集中运输大巷运输系统图

附图2-6：-220m南采区集中运输大巷供电系统图

附图3-1:-200mSC_1-3煤层顶底板岩性综合柱状图

附图3-2:-200mS C_1-3K9煤层储量计算立面图

附图3-3:规循环作业图

附图3-4:工作面支护图

附图3-5:运输巷断面及管缆布置图

附图3-6:风巷断面图

附图3-7:连络巷布置图

附图3-8:工作面联络石门断面图

附图3-9:工作面机电设备布置、布置、压风、排水、运输示意图

附图3-10:巷道布置示意图

附图3-11:S7901～7903工作面位置、通风、监控、防尘避灾路线示意图

附图3-12:S7901-7903供电系统示意图

附图3-13:S7901～7903工作面避灾路线示意图

前  言

毕业实习是毕业前进行的一次综合性的全面深入的教学实践。通过实习，我们可以全面了解矿井开拓系统，学习研究采区巷道布置、准备、采掘工艺、区队生产管理知识。同时，还可以了解矿井地质、井巷工程、通风安全、煤矿机械、提升运输、供电及地面生产系统、工业广场布置以及企业经济组织和计划等方面的情况，达到重点深入，全面熟悉和建立矿井生产系统及过程总体概念，熟悉采、掘、机、通、运及安全工程技术人员的职责和素质要求，为今后走向矿山、扎根矿山、服务矿山、奉献矿山打下良好的基础。因此，毕业实习，具有非常重要的现实意义。

经过近三年的理论学习，为了与煤矿现场生产实际相结合，我们到磨心坡煤矿进行了毕业实习。在实习过程中，较为详细地收集了磨心坡的交通、位置、地形、气候条件，井田煤系地层情况，煤层地质情况及可采煤层特征。熟悉了矿井的瓦斯含量及瓦斯等级，实际生产能力，生产情况，服务年限，工作制度等情况。全面深入了解了矿井开拓系统、采区巷道的布置及采煤工艺、巷道的掘进技术和发展方向、通风安全、煤矿机械、提升运输、供风供水供电、企业营销、管理等方面的情况。重点掌握了磨心坡煤矿的生产系统、生产过程的安全技术知识和企业开展的安全质量标准化工作，明确了矿井采煤、掘进、机电、通风、运输、地测、调度、安全等专业的工程技术管理及人员的岗位职责和安全管理责任。

   通过毕业实习，联系生产实际，我们提高了分析和解决实际问题的能力并为毕业设计收集到了所需要的资料。掌握了一定的专业学科的新技术、新材料、新工艺、“一通三防”技术，为今后更好的工作奠定了良好的基础。

第一章  矿井概况

一、交通及地理位置

     磨心坡煤矿位于重庆天府矿业有限责任公司南端，重庆市以北

42Km处，行政区划属重庆市北碚区东阳街道管辖，矿井南邻嘉陵江，

北接刘家沟煤业有限责任公司，东依天府镇，西靠东阳街道。矿区走向长7Km，平均宽0.6Km.勘探面积4.62Km².储量计算面积5.1 Km²

    地理坐标109^°29′00″，北纬29^°53′00″。

矿区交通发达，襄渝铁路，仪北公路由南向北贯通矿区，矿井生产原煤经磨心坡洗煤厂洗选后，一是经皮带走廊上襄渝铁路运达各用户，二是经天府矿业公司自建铁路运至嘉陵江边装船，顺嘉凌江长江供应沿江两岸用户。

    二、地形与气候条件

区内地形总体上北东高，南西低，为中低山斜坡地貌。沟谷发育，沟谷形态以“V”型为主，为单斜山地形，纵向方向东高西低，沟底纵坡坡度较大，一般为20 ～30度。区内横向沟谷、小溪较发育，切割较深，利于岩溶地貌的形成及发育。

矿区气候属亚热带气候，夏季炎热多雨，冬季寒冷干燥，年平均最高气温36.6℃，极端最高气温42℃ ，平均最低气温5.7℃，极端最低气温-2℃ 。年降雨量平均达1000mm以上，月累计最大降雨量436.3mm，月累计最大蒸发量236.7mm。最大风速2.0m/s，风向西南西。雾日集中在10月至次年的2月，年最多雾日达173天。

三、煤系地层及可采煤层情况

矿区煤系地层为二叠系上统龙潭组，为海陆交互相含煤建造。古地理环境为滨海湖泊沼泽化平原，岩性主要为石灰岩、硅质石灰岩、泥岩、粘土岩、砂岩、炭质泥岩和煤层。假整合于茅口灰岩之上。地层总厚约142m，含煤10层，煤层编号依次为K₁、K₂、K₃、K₄、K₅、K₆、K₇、K₈、K₉、K₁₀。K₁、K₃煤层为沉积不稳定极薄煤层，不可采；K₇煤层含硫量高，无经济开采价值。可采和局部煤层有 K₂、K₄、K₅、K₆、K₈、K₉共六层煤，其中K₂煤层为中厚煤层，全区可采；K₄、K₅、K₈煤层为沉积不稳定局部可采薄煤层，K₆、K₉煤层为沉积稳定全区稳定可采薄煤层。可采和局部煤层平均厚度依次为：4.35m、 0.60m、0.45m、0.74m、0.70m、0.60m。K₂煤层底板至茅口灰岩顶界间距6~12m，平均8m；K₂底板至K₁煤层顶板间距1.17~6.11m，平均3.93m；K₃底板至K₂煤层顶板间距18.22~27.06m，平均24.14m；K₄底板至K₃煤层顶板间距0.32~2.56m，平均1.73m；K₅底板至K₄煤层顶板间距22.31~34.48m，平均29.55m；K₆底板至K₅煤层顶板间距3.47~7.79m，平均5.15m；K₇底板至K₆煤层顶板间距2.8~5.35m，平均2.95m；K₈底板至K₇煤层顶板间距2.76~7.08m，平均5.97m；K₉底板至K₈煤层顶板间距3.63~7.50m，平均4.79m；K₁₀底板至K₉煤层顶板间距1.37~2.41m，平均2.11m。可采煤层总厚度约7.44米，可采含煤系数5.2%。可采煤层煤质牌号为焦煤。（附图1-1：煤系地层综合柱状图）

四、井田范围及勘探程度

（一）井田范围

矿井于1988年首次办理采矿许可证，有效期为70年。20##年2月由重庆市矿管办换发了采矿许可证，有效期为10年。企业改制更名后，由重庆市国土资源和房屋管理局于20##年10月重新核发了采矿许可证，证号为：5000000520393，有效期为6个月（20##年10月～20##年04月）。矿区范围由34个拐点圈定，走向长约7.0km，面积2.6553 km²，开采深度+600 ~ -200m。矿区范围拐点坐标见表1-1。

表1-1        磨心坡煤矿矿区拐点坐标一览表

（二）开探程度

磨心坡煤矿矿区范围位于新华夏系川东弧形褶皱带，华蓥山复式背斜南端，天府背斜之西翼。磨心坡井田原为天府煤田南井田，天府煤田地处丘陵山区，已有200多年开采历史，浅部露头多被不正规开采。直至1933年卢作孚等人创建“天府煤矿股份有限公司”，矿区开发才初具规模。1953~1956年我队（原煤炭部西南煤田地质开探局136队）对原天府煤矿+350m以下进行了精查勘探，1956年提交了《天府煤田南北井田西翼精查地质报告》，煤炭部1958年7月10日以（58）煤生技字14号文件批准，作为磨心坡煤矿建矿依据。1983年5月又以四川省地勘公司137队进行了深部补勘的钻探工作，1985年3月提出补勘资料，1985年8月矿务局提交了《天府矿务局磨心坡煤矿-220m水平延深补充勘探地质报告》，重煤公司以重煤生字（86）第359号文件批准此报告作为矿开拓延深设计依据，提交资源量2503.7万吨。

五、地质构造

磨心坡煤矿矿区范围位于新华夏系川东弧形褶皱带，华蓥山复式背斜南端，天府背斜之西翼。天府背斜呈中常褶皱形态，两翼急倾斜，东翼略陡于西翼，由北向南背斜轴面微向西偏，构造走向：北段为N22°E，向南过Ⅹ号勘探线后便缓缓向西偏移，至南段偏至S34°W，略呈向南方向凸的弧形。地层倾角为：东翼浅部45~60°，局部直立、倒转，向深部逐渐增大至62~75°；西翼浅部37~55°，向深部逐渐增大至60~72°。背斜枢纽由北向南逐渐倾覆，至V号勘探线倾覆角增大至22°。

断层发育是矿区构造的一大特点。东翼及背斜轴部有密集的大型走逆断层，受断层切割，煤岩层延续性遭受严重破坏，开采价值不大。西翼断层稍少，但断层性质变化大，分区密布，将矿井自然分割成三个可采区。北采区和中采区，斜交断层发育，集中分布在Ⅺ号（峰厂）和Ⅻ号（鹰耳岩）勘探线附近；南采区大型走向逆断层发育，集中分布在Ⅵ勘探线以南，断层互相切割，规模巨大，切割纵深，破坏性极强，Ⅵ~Ⅴ号勘探线之间为矿井构造复杂区。矿井地质构造类型为Ⅲ-Ⅱa-Ⅰa-Ⅳfg。

（一）矿区褶皱

矿区范围内大的次级褶皱不发育，根据石门及钻孔资料，在FO3断层附近煤岩层往往被断裂牵引形成紧密的小向斜或小向斜连小背斜，断层上盘常比断层上盘明显，褶曲带的宽度达20~80米，这种现象的产生是由于煤系岩层岩性较弱，在构造应力的作用下，易产生塑性变形所致。

（二）矿区断裂

1、背斜东翼及轴部的西倾走向逆断层

主要分布于背斜东翼，少数分布于轴部，主要有F₁、F₂、F₃、F₄、F₅等断层，断层倾角在46~82°，规模均甚大，伪总断距多在50m以上，大者达120~340m，它们密集排列，南北延伸，纵贯全区，在平面上一些地段可见到断层线互相交切的形态，在剖面上，则可见F₁断裂为主干断裂，其余断层均为其分支，呈倒“入”字构造形式。

F₁：位于轴部，自刘家沟煤业公司向南延伸至矿区范围，至Ⅴ勘探线附近减弱，矿区范围内延伸长6200m，地表表现为P₁m、P₂l地层缺失，断层产状301°∠71~82°，伪总断距Ⅳ线以北60~150m，以南10~30m，对Ⅳ线以南轴部煤层有轻微破坏作用。

F₂：位于近轴部的东翼部位，纵贯全区，地表表现为P₂C、T₁f¹地层缺失，断层产状303~312°∠63~75°，伪总断距Ⅷ线以北160~300m，向南减弱，多为10~30m（仅Ⅳ线处异常增大），对Ⅴ线以南地段煤层有较大破坏作用。

F₃：位于东翼，纵贯全区，地表表现为T₁f¹复于T₁f²或T₁f²复于T₁f³之上，造成地层缺失，断层产状303~311°∠74~81°，伪总断距120~280m，在Ⅴ~Ⅳ线间断层切入轴部，于此同时，断距减弱30m左右，对该段轴部附近的煤层有破坏作用，对西翼煤层无破坏作用。

F₄、F₅断层：位于东翼，远离背斜轴部，纵贯全区，地表表现为T₁f²复于T₁f³或T₁f³复于T₁f⁴之上，造成地层缺失，断层产状303~312°∠70~75°，伪总断距100m。

2、背斜西翼的西倾走向逆断层

此类断层为高角度西倾断层，大多隐伏，少有地表出露，系由生产井巷揭露，断层排列甚密，主要发育在Ⅶ线以南，Ⅶ线以北极为稀疏，自Ⅶ线向南逐渐增多。对煤层有明显破坏作用的断层，自北向南，由西向东有F₂₁、F₂₂、F₀₁、F₀₂、F₀₃、F₀₄等断层，断层走向延伸数百米至一千米，个别可达2200m（F₀₂），伪总断距一般在15m至45m，属大至中型断层，对开采影响较大。

F₂₁、F₂₂断层组：断层产状295~300°∠70~80°，水平断距分别为35m、20m，对矿井-10m水平以下北采区的煤层有明显破坏作用的断层，造成煤层不连续，对开采影响较大。

F₀₁、F₀₂、F₀₃、F₀₄等断层，断层产状305~315°∠70~85°，水平断距多为20m，F₀₃达45m。对矿井-115m水平以上南采区煤层有明显破坏作用的断层，造成煤层不连续，对开采影响较大。-115m水平以下断层对南采区的煤层破坏延伸在矿区范围外，对开采几乎无影响。

3、斜交平推断层

矿区内有SSE-NNW和NEE-SWW两组斜交平推断层，背斜即轴部均可见，为数不多，规模不大。矿区范围内主要有F₂₆（峰厂斜交断层带）、f₀₁（鹰耳岩斜交断层带）。

F₂₆（峰厂斜交断层带）：位于Ⅺ线以南，由7条以上小断层组成断裂和挤压破碎带，走向延伸长度约420m，断层产状325~343°∠72~78°，每条断层的水平断距均大于1m，+230m水平以上对煤层破坏较明显，以下对煤层破坏减弱，断距多在1m，对煤层开采有一定的影响。

f₀₁（鹰耳岩斜交断层带）：位于Ⅻ线以北，由4~5条平行的小断层组成断裂和挤压破碎带，破碎带宽约90m，走向延伸长度约700m，断层产状325~343°∠72~78°，断层的水平断距多在3~8m，对各水平煤层破坏较明显，对开采有影响大。矿区地质构造较复杂。

六、水文地质及瓦斯地质

（一）水文地质

矿区内含水层主要为三叠系下统嘉陵江组石灰岩（T₁j）、飞仙关组第四段石灰岩（T₁f⁴）、二叠系上统长兴组石灰岩（P₂C）等为喀斯特强含水层，飞仙关组第二段石灰岩（T₁f²）、二叠系下统龙潭组第二段石灰岩（P₂l²）、第四段石灰岩（P₂l⁴）等均为弱含水层。

二叠系下统茅口组石灰岩（P₁m），仅在断层作用下，地表零星出露，为煤系地层底板含水层。

各含水层在空间分布上对矿井开拓，开采有直接或间接的水力联系。岩溶裂隙含水层在接受大气降水补给后，沿岩溶、裂隙迳流，经采空区渗入坑道。矿井在开采过程中，十分重视上部老窑水探防工作，开采过程中从未发生水灾事故。

矿井水文地质条件中等。

（二）瓦斯地质

磨矿为煤与瓦斯突出矿井，相对瓦斯涌出量为74.67m³/吨，绝对瓦斯涌出量为40.39 m³/吨。K₂煤层属强突出煤层，用开采保护层来解决K₂煤层的开采问题。石门揭穿突出煤层采用“四位一体”的综合防突措施，矿井有完善的瓦斯抽放系统，长期坚持瓦斯抽放。

七、矿井剩余储量、服务年限及生产能力

矿井原始地质储量4178.6万吨。截止20##年底，-200m水平以上矿井累计动用储量2475.9万吨，损失量501.3万吨，累计注销量7.2万吨，矿井剩余保有储量1609.2万吨，可采储量为1135.3万吨。储量减少86.3万吨，累计探明储量3874.4万吨。

矿井原始设计能力45万吨/年，近些年实际生产能力40万吨左右，20##年核定生产能力50万吨，按储量备用系数1.5，剩余服务年限约15年。

八、矿井开拓

矿井开拓方式为平硐十竖井＋暗斜井综合开拓方式。矿井现生产水平为-115m水平、-220m水平，延深水平为-440m水平。采区分南、中、北三个大采区，其中南北采区分别为南一、南二采区和北一、北二采区。平硐口标高为＋222.5m，全长2170m，是矿井运输、行人、通风及排水的主要通道。竖井位于＋520m标高的芦梯沟，井底止于-10m水平，井筒全长522m，断面积23.8m²，主要承担矿井通风和辅助提升任务。暗斜井分别为主提升箕斗井和30°人行斜井。箕斗井主要用于煤层提升，为二级提升，其中-115水平至-l0m水平为第一级提升，全长350m,斜井坡度为35°，断面为11.57m²，箕斗容量为3t；-10m至+230m水平为第二级提升，斜坡度为60°，全长为185米，断面为9.1m²，箕斗容量为2.5t。30°人行斜井用于行人和辅助提升，坡度为30度，断面为15.04m²，全长690米。（附图1-2：矿井开拓系统图）

九、矿井提升运输系统

矿井提升环节多，运输战线长。集中运输巷采用机车运输，斜井采用绞车提升运输。矿井主要提升机运设备有：-1O~+230m的2m绞车、-115~-lOm的2m绞车、混合提升为竖井的3m绞车、人行斜井副提升为2.5m绞车、-115~-l0m专用进风井的1.2m绞车、-115m水平的1t电动煤翻笼，平硐运输为3台Z K-10的架线电机车和1台CXTS-8蓄电池机车、-10m水平为2台XKB-/ 140-KBK番电池机车、-115m水平为4台CX下S-8和2台XKD-6/J40机车。

十、矿井排水系统

矿井排水未多级排水，-115~-10m水平为第一级排水，-10~+230m为第二级排水，-10m水平为中转水平。抽排线路为-115m→-10m→+230m→平硐（自流）→地面。

十一、矿井供电系统

矿井采用双回路供电，由局中心变电所送至卢梯沟变电所，然后经竖井分别送至+230水平、+110水平、-10水平中央变电所，然后经中央变电所再送至各采区变电所，再变压到660伏送至各配电点。

十二、矿井通风系统

矿井在井田中部分别布置了1个进风斜井、1个进风竖井、1个进风平硐、2个回风斜井，通风方法为抽出式通风，通风方式为混合式。其中3个进风井为：+230m主平硐、+480m南翼竖井、+500m北翼进风斜井进风；2个回风井为：+490m南翼回风斜井、+490m北翼回风斜井回风。

十三、压风系统

矿井在地面芦梯沟竖井安装了两台压风机，压风线路为：芦梯沟压风机→竖井→-10m 水平（各掘进工作面）→（-115m~-10m）管线斜井→-115m水平（各采掘工作面）→（-220m~115m）水平串车斜井→-220m水平掘进工作面。

第二章 -220m南采区集中运输大巷施工

第一节  概 述

一、工作面位置

-220m水平集中运输大巷布置于-220m水平南采区，距地表垂深为714.0m。岩层走向N30°~35°E，倾向北西，倾角62°。

二、围岩性质

-220m水平集中运输巷布置于二叠系茅口组第四段（P₁m⁴）石灰岩地层中，该段岩石节理裂隙不发育，浅灰色、厚层状石灰岩，结构致密、质地坚硬。

三、地质构造

预计施工段无大的地质构造,但局部地段节理、裂隙发育，常以方解石石脉或方解石团块产出，局部呈块状结构或片状结构，破碎段易片帮、冒落。

四、水文地质

茅口灰岩为矿区煤系地层底部含水层，但根据矿井-10 m～-220m串车斜井掘进过程中所体现的情况，该施工地段含水性相对较弱，仅在节理、裂隙发育地段有滴水或侵水现象，未出现流水或大的涌水现象。

根据矿区范围内地表出露的该段地层地质资料可知，该段地层含水性极不均匀，水量微弱，水压较高，预计涌水量0.05~0.01m³/h。

第二节  巷道布置及用途

一、巷道布置

巷道布置于茅口灰岩上部（第四段），井底车场段茅口大巷天板至K2煤层底板平距为30m，方位N31°Eº,巷道由北向南至煤翻笼位置其坡度为0‰，煤翻笼以南212m巷道坡度为0‰，再向南巷道坡度为+3‰,南高北低。

（附图2-1：-220m水平集中运输大巷布置图）

二、巷道用途

该巷道为-220m水平南采区集中运输大巷、采区进风巷道。

三、巷道断面及形状

巷道断面为三心拱，设计断面为巷净宽×墙高×拱高=3300×1800×1100掘进断面积8.8m²，净断面积8.2m²。水沟布置于巷道西邦，其规格为：净宽×净高=800×700，并用混凝土浇灌，水沟坡度与巷道坡度一致。

（附图2-2：-220m水平集中运输大巷断面图）

第三节  巷道施工

一、施工方法及工艺流程

采用风锤打眼，普通钻眼爆破法破岩，扒碴机出矸的方法施工。其工艺流程是打眼、出矸（平行作业）→装药 →联线→放炮通风。

 施工方法：施工采用钻眼爆破法施工，多台气腿式凿岩机打眼，一台激光指向仪定向。组织多工序平行作业线，以提高施工进度，保证工程质量和作业安全。

二、爆破方法

严格按光面爆破法进行爆破，光面层厚度0.5m，合理布置周边眼，达到较为理想的爆破效果。

（附图2-3：-220m水平集中运输大巷炮眼布置图）

（一）爆破参数

炮眼数目：

N=q*S*M*/(a*P)=2.02*8.8*0.85*0.17/0.6/0.15=28.5

式中  N——炮眼总数，个

          q——单位炸药消耗量，kg/m³，取2.02kg/m³

          S——掘进断面积m ²，为8.8m²

          M——每个药卷的长度m，为0.17m

          ——炮眼利用率，=L₀/L

          a——炮眼装药系数，一般取0.5-0.7

          P每个药卷的重量0.15kg

（二）炮眼布置

1、掏槽眼

采用楔形掏槽，三对槽眼对称巷中线并偏下布置。取槽眼排距为0.5m，成对炮眼眼底距离为0.2m，槽眼深1.5m，槽眼与工作面水平夹角为71º，得成对槽眼眼口间距为1.4m。

2、周边眼：

周边眼布置11个，眼距为550~650mm，底眼布置7个，眼距为750~800mm。

  3、辅助眼

根据已确定并按比例画好的槽眼，周边眼之间的距离，均匀地布置辅助眼，以求扩大掏槽，获得均匀岩块，达到最好爆破效果，共设辅助眼6个，辅助眼间距600~650mm。

4、各炮眼装药量的分配

掏槽眼：a取0.65，则

每眼装药卷数=1.5*0.65/0.17=5.7卷

槽眼装药量=6×5.7×0.15=5.13kg

辅助眼：a取0.55，则

每眼装药卷数=1.3*0.55/0.17=4.2卷

辅助装药量=6×4.2×0.15=3.78kg

周边眼：根据经验，1.3m深的顶眼、帮眼采用单段空气柱装药结构，每眼装3个药卷即可获得良好的效果。底眼和水沟每眼装药4卷炸药，得

装药量=11×3×0.15+5×4×0.15+1×4×0.15=8.55kg

总装药量=5.13+3.78+8.55=17.46kg

（三）爆破作业图表

表2-1                 爆破条件表

表2-2      施工炮眼布置及每循环炸药消耗基础表

表2-3            预期爆破效果表

（四）爆破方式及爆破要求

1、装药方式：正向装药

2、炸药：使用2号岩石炸药。

3、放炮器：使用KB-100型放炮器。

4、爆破方式：大串联，全断面一次起爆。

5、起爆顺序：Ⅰ——Ⅱ——Ⅲ——段毫秒电雷管。

三、支护及要求

因大巷布置于茅口灰岩第四段，岩石较硬且较为完整，根据以往经验，原则不支护为裸巷，在局部构造地段，再根据现场实际情况考虑支护形式。

第四节  劳动组织、循环方式及主要技术经济指标

一、劳动组织形式

由掘进队组织施工，实行“三、八作业制”循环方式。

二、正规循环

（一）钻眼时间的确定：T=L/MV

L——炮眼总长度30.9m ；

M——钻机台数 4台；

V——钻速 0.1m/min

——钻进效率取值0.8

T=30.9/4/0.1/0.8=96min

（二）装岩时间的确定T=SLK/P

S：工作面断面面积：8.8 m²

L：炮眼深度1.3m

：炮眼利用率85%

K：岩石碎胀系数，取1.5

P：装岩机实际生产率50%

T=8.8*1.3*0.85*1.5/0.5=30min

考虑到调车及其它影响实际装岩时间需要60分钟。

（附表一：正规循环作业图表）

    三、主要技术经济指标

见表2-4。

四、每循环人员配备

打眼工：4人

扒碴司机：1人

领药工、照明工、订道工、推车工计3人

总计共8人。

表2-4           主要技术经济指标表

第五节  生产系统

一、通风系统

（一）新鲜风

-115m水平茅口大巷安局部通风机→（115m~ -220m）水平串车斜井→ -220m水平茅口大巷→掘进工作面   

（二）乏风

-220m水平掘进工作面 → -220m水平中茅口大巷→（-115m~ -220m水平）串车斜井→ -115m水平井底车场→ -115m水平南段边界回风斜井→ -10m水平南段边界回风斜井→+110m水平南段边界回风斜井→+230m水平抬高茅口巷→专用回风斜井→芦梯沟地面。

（附图2-4：-220m南采区集中运输巷通风系统及避灾路线图）

 二、运输系统

 （一）排矸系统

工作面→ -220m串车斜井→ -115m茅口大巷→（-115m~-10m）水平专用回风斜井上车场→ -10m水平→ 竖井→ +230m主平硐运出至地面矸石山。

（二）运输材料系统

地面材料仓库→+230m主平硐→竖井→-10m 水平→（-115m~-10m）水平专用回风斜井上车场→-115m水平井底车场→（-220m~115m）水平串车斜井→-220m水平掘进工作面。

（附图2-5：-220m南采区集中运输巷运输系统图）

三、压风系统

芦梯沟压风机→竖井→-10m 水平→（-115m~-10m）管线斜井→-115m水平井底车场→（-220m~115m）水平串车斜井→-220m水平掘进工作面。

四、供水及防尘系统

竖井→-10m 水平→（-115m~-10m）管线斜井→-115m茅口大巷→（-220m~115m）水平串车斜井→-220m水平掘进工作面。

五、排水系统

-220m水平掘进工作面 → -220m水平临时水仓→（-220m~115m）水平串车斜井管道→ -115m茅口大巷水沟→ -115m水平水仓→ -10m水平水仓→ +230m主平硐水沟排出地面。

六、供电系统

芦梯沟变电所→ -10m中央变电所→ -115m中央变电所→-220m水平各工作用电设备。

（附图2-6：-220m南采区集中运输巷供电系统图）

第六节  运输安全管理

一、运输方式

采用扒装机出碴 ，用扒装机装车后，人推到临时车场，再用矿用防爆蓄电池机车运至-220m~-115m串车斜井，用绞车提升至-115 m水平，运至-115m~-10m专用回风斜井，用绞车提升至-10m水平，经矿用防爆蓄电池机车运至竖井提升至+230m水平，经+230m主平硐运出地面。

二、运输安全管理

（一）-220m茅口大巷运输使用矿用防爆特殊型蓄电池电机车

（二）机车司机必须按信号指令行车，在开车前必须发出开车信号。机车运行中，严禁将头或身体探出车外。司机离开座位时，必须切断电动机车电源，将控制手把取下，扳紧车闸，但不得关闭车灯。

（三）必须定期检修机车和矿车，并经常检查，发现隐患，及时处理。机车的闸、灯、警铃（喇叭）、连接装置和撒砂装置，任何一项不正常或防爆部分失去防爆性能时，都不得使用该机车。

（四）机车都必须前有照明，后有红灯；正常运行时，机车必须在列车前端。巷道内应装设路标和警标，前面有车辆或视线有障碍时，都必须减底速度，并发出警号。

（五）必须有用矿灯发送紧急停车信号的规定。非危险情况，任何人不得使用紧急停车信号。

（六）2台机车或2列车在同一轨道同一方向行驶时，必须保持不少于100m的安全距离。

（七）一台机车配一名司机和一名跟车员。

（八）机车运行过程中严禁扒车、跳车。

第七节 机电安全管理

一、电器安全管理：

（一）低压馈电线上，必须装设检漏保护装置或有选择性的漏电保护装置，保证自动切断漏电的馈电线路。

（二）检修或搬迁前，必须切断电源，检查瓦斯，只有当其巷道风流中瓦斯浓度低于1.0%时，才能用与电源电压相适应的验电笔检验；检验无电后，方可进行导体对地放电。所有开关的闭锁装置必须能可靠地防止擅自送电，防止擅自开盖操作，开关把手在切断电源时必须闭锁，并悬挂“有人工作，不准送电“字样的警示牌，只有执行这项工作的人员才有权取下此牌送电。

（三）非专职人员或非值班电气人员不得擅自操作电气设备；操作高压电气设备主回路时，操作人员必须戴绝缘手套，并穿电工绝缘靴或站在绝缘台上；手持式电气设备的操作手柄和工作中必须接触的部分必须有良好绝缘。

（四）容易碰到的、裸露的带电体及机械外露的转动和传动部分必须加装护罩或遮拦等防护设施。

（五）工作面电动机的控制设备，应具备短路、过负荷、单相断线、漏电保护装置。

（六）工作面电气设备必须配备“三专两闭锁”装置。

二、电缆安全管理

（一）电缆敷设地点的水平差应与规定的电缆允许敷设水平差相适应；电缆应带有供报护接地用的足够截面的导体；

（二）严禁采用铝包电缆；

（三）必须选用取得煤矿矿用产品安全标志的阻燃电缆；

（四）电缆主线芯的截面应满足供电线路负荷的要求。

（五）电缆必须悬挂；水平巷道或倾斜井巷中悬挂的电缆应有适应的弛度，并能在意外受力时自由坠落。其悬挂高度应保证电缆在矿车掉道时不受撞击，在电缆坠落时不落在轨道或输送机上；电缆悬挂点间距，不得超过3m 。

（六）电缆不应悬挂在风管或水管上，不得遭受淋水。电缆上严禁悬挂任何物件。电缆与压风管、供水管在巷道同一侧敷设时，必须敷设在管子上方，并保持0.3m 以上的距离。

三、主要施工设备

详见下表。

表2-5              主要施工设备表

第八节 通风安全管理

一、风量及局部通风机的确定：

（一）风量计算

1、工作面同时工作最多人数确定需要风量

Q=4N，m³/min

式中：N为工作面同时工作最多人数。N=15人,

则Q=15×4m³/min=60m³/min

2、掘进工作面最少需风量的确定

Q=60V S m³/min

式中 Q：掘进工作面最少需风量m³/min

V：掘进工作面最低允许风速m/s、取0.15m/s。

S：掘进毛断面积17.8m2（取毛断面积最大进行计算）

则：Q=60×0.15×17.8=160.2m³/min

3、根据天府矿务局矿井风量计算细则计算风量为：

Q≥60VS=60×0.15×17.8≥160.2m³/min

4、掘进工作面供风量的确定

根据掘进工作面最低允许风速确定的风量，即掘进工作面最少需风量为160.2 m³/min，按效风量按75%计算

则：供风量Q_供=160.2 ÷0.75=213.6m³/min。

5、按风速进行验算

掘进工作面的风量Q应为：

9S≤Q≤240S

式中 Q：掘进工作面实际需风量m³/min

S：掘进毛断面积17.8m2（取毛断面积最大进行计算）

           9×17.8≤213.6≤240×17.8，m³/min

验算符合《煤矿安全规程》要求。

（二）局部通风机的确定

1、局部通风机的型号及通风量

JBT-52（11KW）局部通风机，Q_通=145~225m³/min

JBT-62（28KW）局部通风机，Q_通=250~390m³/min

2、根据计算结果和局部通风机的型号及通风量，选用一台JBT-62（28KW）的局部通风机进行压入式通风可以满足施工通风要求。

二、通风设施

该掘进工作面通风系统简单，管理容易，无须特殊设施。

三、  通风安全管理

（一）局部通风机的安装由通风区决定。

（二）必须采用抗静电、阻燃风筒。

（三）局部通风机不得无故停风，如遇停电而停风，碛头必立即停止作业，撤出人员至新鲜风流中。恢复通风前，必须检查瓦斯，只有在局部通风机及其开关附近10m以内风流中的瓦斯浓度不超过0.5%时，方可开启局部通风机。

（四）风筒出口距碛头距离不得大于5m，风筒无破口，风筒吊挂应环环必挂，缺环必补，吊挂平直拉紧吊稳，连接规范，弯道处应尽量使用可缩性弯头。同时必须加强日常检查和维护工作，减少风筒漏风，保证碛头正常需风量。

（五）工作面风流中瓦斯浓度达到1.0%时，必须停止电钻打眼；爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.0%时，严禁爆破。

（六）工作面风流中，电动机或其开关安设地点附近20m以内风流的瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止工作，切断电源，撤除人员，进行处理。

（七）工作面及其巷道内，体积大于0.5m³的空间内积聚瓦斯浓度达到2.0%时，附近20m内必须停止工作，撤除人员，切断电源，进行处理。

（八）对因瓦斯浓度超过规定被切断的电源的电气设备，必须在瓦斯浓度降低到1.0%以下时，方可通电开动。

（九）局部通风机必须配备“三专两闭锁”装置。

第十节  技术安全措施

一、防治冒顶措施

（一）严格执行“敲帮问顶制度”，进班后首先由班长或安全员组织人员由外向碛头检查围岩稳定情况，当发现有危岩及活石时，应用长撬棍撬下来。如果危岩块大，应先打上临时支柱，然后进行处理，防止活石突然掉下来造成冒顶或砸伤人员。安全未处理好，不准进行其它工作。

（二）当碛头穿过断层破碎带时，必须根据现场情况加强临时支护，并根据情况决定是否进行永久支护，只有在保证支护完好情况下，方可继续施工。

（三）执行全断面一次光面爆破，严格控制装药量，使放炮对围岩的破坏控制到最小程度。

二、防治瓦斯及H₂S等有毒有害气体积聚措施

（一）不得随意停启局部通风机，保持的正常通风。

（二）风筒出口距碛头距离不得大于5m，保证碛头的有效风量达110m³∕min以上，防止碛头瓦斯H₂S等有毒有害气体积聚。

（三）凡是岩溶，裂隙等地带高冒处有有毒有害气体积聚，必须停止作业，并采取措施处理后方可作业。

（四）瓦检工每班不得少于3次检查工作面瓦斯情况，严禁空班漏检和假检。

三、放炮技术安全措施

（一）装药必须按爆破说明书进行。

（二）放炮工、运药工、装药人员必须熟悉爆破材料的性能及《煤矿安全规程》有关规定，爆破材料必须妥善保管不得丢失。

（三）装药前和爆破前有下列情况之一的严禁装药、爆破。

1、爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.0%。

2、在爆破地点20m以内，矿车，未清楚的煤、矸或其他物体堵塞巷道断面1/3以上。

3、炮眼内发现异状、温度骤高骤低、有显著瓦斯涌出。掘进工作面风量不足。

4、放炮母线同电缆、信号线分开挂在两侧。

5、装配引药必须在避开电气设备和导电体的地点进行。雷管在使用前要进行导通测定。

6、放炮前要彻底检查放炮母线是否完好，有无明接头，是否扭紧短路悬挂，并要把工具、设备撤离到距碛头30m以外的安全地点。

7、联线时，必须将雷管脚线的胶皮刮净并扭牢、悬空、不得同任何物体接触，碛头段严禁使用脚线替代母线。

8、警戒及拉炮点：在距离工作面200 m处设立警戒线，拉炮点设在警戒线外。

9、爆破前，班组长必须清点所有人数，确认无误后，才能下达放炮命令。爆破工接到起爆命令后，必须发出爆破警号，至少再等5s，方可起爆。

10、放炮15分钟后，待炮烟吹散，放炮员、瓦检员、班组长方可进入碛头检查瓦斯、顶板和瞎炮等情况，发现问题及时处理。

11、通电后拒爆时，爆破工必须先取下把手或钥匙，并将爆破母线从电源上摘下，扭接成短路，再等一定时间（至少等5min），才可沿线路检查找出拒爆的原因。

12、处理拒爆时，必须遵守下列规定：

1）          由于连线不良造成的拒爆，可重新连线起爆。

2）          在距拒爆眼0.3m以外另打与拒爆炮眼，重新装药起爆。

3）          严禁用镐刨或从炮眼中取出原放置的起爆药卷或从起爆药卷中拉出电雷管。不论有无残余炸药严禁将炮眼残底继续加深；严禁有打眼的方法往外掏药；严禁用压风吹拒爆（残暴）炮眼。

4）处理拒爆的炮眼爆炸后，爆破工必须详细检查炸落的煤、矸，收集未爆的电雷管。

5）在拒爆处理完毕以前，严禁在该地点进行与处理拒爆无关的工作。

13、严格执行“一炮三检制”和“三人联锁放炮制”。

四、防止爆燃措施

（一）炮眼内必须装填水炮泥，水炮泥外剩余部分的炮眼，应用黄泥填满封实，封泥长度不得小于0.5m 。

（二）严禁使用变质炸药，装药前必须用压风清除炮眼内的岩粉。

（三）碛头遇裂隙瓦斯涌出或高冒处瓦斯积聚，必须在处理好后，瓦斯不超限才可装药放炮。

（四）加强电器设备以及放炮线的检查，防止失爆，严防一切明火发生。

五、综合防尘措施

（一）必须坚持湿式打眼，严禁干打眼，坚持使用水炮泥和喷雾装置。

（二）放炮前、后必须对碛头附近20m范围内的周围进行冲洗降尘。

（三）必须佩戴好防尘口罩，搞好个体发防护

六、防治水措施

（一）在打眼过程中，如发现炮眼内有出水异状或溶洞等情况时，必须立即停止作业，迅速撤离，并向调度室汇报，待查明原因，采取措施后再施工。

（二）必须坚持“有疑必探，先探后掘”的原则。采取探3m进1m的安全措施时，探眼布置3个，分别为3#探眼布置在腰线上1m的中线上，探眼倾角0°；1#、2#探眼布置在腰线位置，中线两边各1m，探眼倾角25°，探眼方位与走向一致。

七、扒碴机安全使用措施

（一）扒装机作业时必须照明

（二）扒装机绞车的刹车装置必须完整、可靠。

（三）扒碴机必须装有封闭式金属挡绳和防扒斗出槽的护拦；在拐弯装岩时，必须事业可靠的双向辅助导向轮，清理好机道，并有专人指挥和信号联系。  

（四）扒装作业开始前，甲烷断电仪的传感器，必须悬挂在扒斗作业段的上方。

（五）在装岩前必须将机身和尾轮固定牢靠，严禁在扒斗运行范围内进行其他工作和行人。

（六）扒装机作业时，其与掘进工作面的最大35m 距离，最小允许距离25m 。

（七）装岩完毕后将扒斗开关把手打在“0”位，然后把操作把手取下保存好，清扫机体各部位散落岩石并挂好电缆。

八、人力推车安全措施

（一）一次只准推1辆车。严禁在矿车两侧推车。同向推车的间距不得小于10m。

（二）推车时必须时刻注意前方。在开始推车、停车、掉道，发现前方有人或障碍物，接近道岔、弯道、口、风门时，推车人都必须及时发出警号。

（三）在有坡度的地段严禁放飞车。

九、岗位责任及组织措施

（一）各相关职能部门领导及分管人员必须在所在的职责范围内严把安全、质量关，加强生产、技术管理。

（二）掘进队领导加强现场管理，严格检查工程质量、工程规格及进度，组织作业规程和技安措施学习，督促作业规程、技安措施执行，及时追查处理安全隐患。

（三）掘进队严格执行交接班制度，值班工长应根据上班遗留的问题和现场情况，向本班人员讲清安全注意事项，并进行合理的工作布置；下班前，工长对工作面进行全面检查和验收，发现问题及时处理，本班未能处理完的问题和注意事项，必须向下一班交待清楚。

（四）各工种必须严守本职岗位，保质保量完成任务。

（五）各特殊工种人员，必须持证上岗，按《规程》有关规定操作。

（六）施工过程中，机电区派电、钳工现场值班。

十、避灾路线

施工中，后方的安全退路随时保持畅通无阻，当碛头发生异常变化时所有人员必须按以下线路撤退：-220m水平工作面→ -220 m水平串车斜井→ -115m茅口大巷→ -115m~-10m专用进风斜井→ -10m水平→竖井 → +230m主平硐出地面。

（附图2-7：-220m南采区集中运输巷通风系统及避灾路线图）

第三章  -200m南采区K₉煤层采煤方法

第一节   概   况

一、工作面位置及井上下关系

1.1工作面位置

S7901-7903工作面所在-200m南采区,煤层为K₉煤层（小独连），地面标高为+500m～+615m,工作面标高-200m～-115m。地面位置位于Ⅷ号勘探线与Ⅶ号勘探线之间（芦梯沟至麻柳湾一带），地貌为山麓槽谷地形，矿井瓦斯等级为煤与瓦斯突出矿井。

1.2开采范围

S7901-7903工作面倾斜长度100m,走向长度760 m,煤层倾角70°,面积为72200m²,煤层厚0.65m,可采指数1.00，变异系数5.6%,容重1.673kg/m³ ,地质储量78514吨,可采储量76159吨。

1.3井下位置及四邻采掘情况及回采对地面设施的影响

井下位置：位于-200m水平南采区C₁～C₃石门之间。

四邻情况：本水平茅口运输巷、采区回风上山已形成，茅口大巷已开拓至C₄以南，以下水平尚未开拓延深。采区C₀、C₁、C₂ 、C₃石门已掘出，K₉运输大巷掘进已过C₃石门，本水平生产系统日渐完善。该煤层为我矿首采层，-115m水平以上本煤层已开采结束，本水平相邻煤层未采。

二、煤层

2.1煤层赋存情况

通过地质资料分析和工作面掘进揭露巷道证实，采区范围内K9煤层沉积稳定，厚度较稳定，局部有增厚或薄化现象，全区可采。煤岩类型为半光亮型煤，致密、块状结构，硬度中等，煤种为焦煤。

结构：煤层结构简单,普遍在煤层底部存在一层均厚0.22 mm的伪底。

2.2煤质情况

表1 ：煤质特征表

 

三、煤层顶底板特征

表2 ：煤层顶底板情况表

 

附图：-200mSC_1-3煤层顶底板岩性综合柱状图

 

四、地质构造

   采区地质构造简单，无大中型断层切割破坏，但小跳坎和节理裂隙发育，根据上水平K9煤层采掘活动及本水平石门揭露资料推断预计，在-115m～-200mK₉煤层回采工作面中部及以下有一条走向逆断层Fa，产状N36°E∠78°W，h=2.45-2.75m，对回采有一定影响;在过断层破碎带时，采煤队要加强工作面支护,同时生产部编制过断层破碎带的安全技术措施。

五、水文地质

5.1涌水量

最大涌水量: 1.56m³/min, 正常涌水量: 1.07m³/min。

5.2含水层（顶板和底板）分析

采区范围内，无大的流水或涌水现象，但在裂隙或构造发育带，有浸水、滴水或小流水出现，特别是工作面尾子碛头，雨季时，上水平采空区积水对回采有一定威胁，受其影响，工作面易发生顶底板推垮事故。因此，必须加强工作面支护管理，回风巷必须留设足够的防水煤柱，并采取有疑必探等防治水措施.

 

六、影响回采的其它因素

6.1影响回采的其它情况表

表3：影响回采的其它情况表

 

七、储量及服务年限

7.1储量

工业储量：78514t；

可采储量：76159t，回采率97%。

7.2采煤工作面服务年限

工作面服务年限=走向长÷推进度=760m÷35m/月÷12月=1.8年

附图:-200mSC_1-3K9煤层储量计算立面图。

第二节  采煤方法及落煤工艺

本工作面为急斜薄煤层，据我矿目前开产技术条件和传统经验，采用倒台阶采煤法。

一、巷道布置

1.1采区设计、采区巷道布置概括

S7901-7903工作面采用走向长壁布置，运输巷通过抬高石门与茅口集中运输大巷联络，运输巷再通过进风眼与工作面联系，K₈HL提前施工与-115m南双数石门相连。

1.2运输巷（兼作进风巷）

S7901-7903工作面的进风及运输巷沿煤层顶板布置，运输巷采用异形断面锚网支护，净宽3.5m，净高2.4m，净断面积7.74m²，主要用于该工作面的进风和运料。

运输巷内布置Dg50mm水管、Dg50mm的压风管路各一趟。

1.3回风巷

S7901-7903工作面回风巷沿K8煤层顶板布置，采用每隔10m施工K8-K9联络巷与工作面联接；C2-3采用梯形断面锚网支护，下净宽3.2m，上净宽2.0m，净高2.2m，净断面积5.72m²；C3-4采用木支护，下净宽2.8m，上净宽1.4m，净高1.8m，净断面积3.78m²，C4-6采用金支，下净宽3.1m，上净宽1.62m，净高1.8m，净断面积4.25m²；联络巷为木支梯形巷道，下净宽2.6m，上净宽1.2m，净高1.8m，巷道净断面积为3.42m²。

回风巷内布置有Dg50mm水管一趟，Dg50mm的压风管一趟。

附图: 运输巷断面及管缆示意图

附图: 回风巷断面图（木支、金支、锚支）

附图: 联络石门断面图

二、落煤工艺

2.1落煤工艺

①落煤方式：风镐落煤，每个台阶配备1把风镐，由1名工人随采随支进行作业。

②采高：采高为K₉全厚0.65m及伪底0.22m，即采高为0.87m。

③运煤方式：工作面煤炭沿溜煤笆折自溜至煤槽，人工放煤，大巷用皮带运输机运煤，运送至采区煤仓再在集中运输巷人工放煤，矿车运输到水平煤仓。

④支护形式：木支护，顶板垫木板，底板采用柱窝方式，遇破碎处必须垫木板，保证3°～5°迎山角；柱距1.0m，排距0.9 m，每个台阶设护身板，阶檐处抬棚柱距0.3～0.4m，其上方用竹笆排柴扛牢背紧（即保护台板）以防煤块翻落伤人，工人操作地点设好安全脚手板，抬棚柱下方1.2～1.5m处施工走向密集，以利于作业安全。

⑤溜煤笆折：必须在离煤壁（川口1.8m～4.5m）适当位置按45°～65°坡度打溜煤笆折。溜煤笆折间搭接长度不得低于0.2m。

⑥风眼支护：风眼采用木点柱支护，倾斜间距0.5m（中对中），走向间距不小于1.0m（中对中），回风眼遇顶底板破碎且有水时，采用盘料支护。

⑦顶板管理方式：采用自然垮落法。

2.2落煤工艺说明及要求

工作面布置10个台阶（施工队可根据现场实际情况调整台阶数量），每个倒台阶倾斜长7～9m，错距2.7～4.5m。第1台阶（下向上数）为储煤台阶，其倾斜长为6～8m，错距2.7～4.5m；横道，高2m，长12～15m。上、下部留5m护巷煤柱，子风眼间距中对中6～8m，工作面必须保证整体推进。

2.2.1采煤的技术要求：

①工作面每个台阶必须配备2根保险绳，护身板、安全脚手板、溜煤板、反搪板齐全。

②煤层变薄时及时调整支护参数，防止出现煤路堵塞。

③底板要采平，不能留有伪顶底，顶煤采净，同时顶底板破碎时必须垫木板，迎山角3-5°，迎山有力。

④保证工作面风管完好无缺。

2.2.2支护及要求：

①最小控顶距: 2×0.9=1.8m,即川口距溜煤板不得小于1.8m,最大控顶距2.7+1.8m即4.5m。

②由于工作面顶底板压力大,需进行局部密集支护。每个台阶施工走向密集支护,再在台阶2m～3m处施工走向密集,此外在地质构造,破碎,有水等影响的地带也应根据实际情况采用密集支护。

③支柱和煤壁必须保持各成一条直线。

④工作面出现断柱和折柱时，必须及时进行掺换。

附图:工作面支护示意图

附图：工作面设备、布置、压风、排水、运输示意图

第三节　 顶板控制

一、支护设计

3.1顶板管理方式

K₉煤层直接顶为泥岩，直接底为砂岩，顶板裂隙发育，极易冒落，根据我矿经验，采空区顶板管理采用自然垮落法，控顶范围内顶板采用木支护，为增强支护效果，顶板支护必须“戴帽”，底板采用柱窝（深度0.03m）。

3.2支护参数

3.2.1支柱长度确定

工作面及时支护，因此木支柱长度应为：

L=M-B×2

 =0.87-0.03×2

 =0.81m  

式中：L——木支柱长度，m

M——平均煤厚加伪底，m

B——自制草鞋板厚度，m（柱窝深度）

3.2.2木支柱断面设计

按经验公式，木支柱直径应为：

D=（1.1～1.25）√ L

 =（1.1～1.25）√0.81

 =10.14～11.52cm

式中：D—木支柱直径，cm

截面积：S=π(D/2)²=80.75～104.22cm²

基本支柱采用直径为12 cm的圆木支柱或断面为8×10cm²的矩形木支柱。

3.2.3支护规格(间距)设计

据有关理论，按(4—8)倍采高岩柱重量估算顶板压力P1，即

P1=（4～8）MRcosø

  =(4～8)×0.87×24×cos70°

  =27.90～55.81KN/m²

式中：P1——顶板压力，KN/m²

M——采高，0.87m

R——直接顶容重，KN/m²

θ——顶板倾角，度。

据重大对我矿-10mSK₉煤层矿压研究取得的数据，P1为27.90KN/m²，考虑开采水平（-200m）加深，地压增加，开采深度对顶板压力大小的影响并不突出。

综上所述P1将超过27.90KN/m²，估计值为56KN/m²。

支护密度n=

式中：n——支护密度，根/m2

K——安全系数，取2.5

P2——支柱极限强度，KN/根，据我矿实测P2=119.3

KN/根。能提供的最大支护力为132.4KN/m2.

n==1.2根/m²

根据现场操作实际情况，取

排距为0.9m,则柱距X:

 =0.947,取0.95m

则= =1.170,取1.1根/m²

支护规格为: 排距×柱距(走向×倾斜)=0.9×1.0m.

 3.2.4验算实际阻力P3和安全系数K

P3=P1/n=56/1.1=41根

K=P2/P3=119.3/56=2.9>2.5所以支护满足要求.

二、工作面顶板控制

按照倒台阶采煤,榴煤板(溜煤笆折)为切顶线,与煤壁间的空间为顶板管理控顶空间,以川口处考虑最大、最小控顶距。

密集支护:由于工作面顶底板压力大,需进行局部密集支护,要求每个台阶施工走向密集支护,在台阶2m～3m处再施工走向密集支护,此外在地质构造,破碎,有水等影响的地带也应根据实际情况采用密集支护。

 

三、 “三眼两巷”的顶板控制

3.1下部出口(人行风眼)支护

用风镐从下往上冲风眼,风眼开穿横道与工作面连通,风眼净宽不小于1.0m,施工及时支护,顶底板垫牢草鞋板,两帮用排柴扛牢,柱距不大于0.4-0.6m.钉上扶手，风眼下口安设好铁过桥。

3.2上部出口(回风眼)支护

回风眼高3m～5m，回风眼净断面=净采高×1.2 m（风眼走向长）=0.972m^2,采用木支柱支护，顶、底板垫木垫板，两帮用排柴扛牢，柱距0.4-0.6m。遇水大或顶、底板破碎时, 采用盘料支护，盘料间距0.3m钉上扶手。

3.3两巷超前支护

运输巷超前人行眼20m，采用双梁双柱加强支护，回风巷超前煤壁20m采用打木抬梁支护，前10m打双排，后10m打单排，20m范围外巷道高度不得低于1.6m。

采煤队定期对上、下两巷进行维修,发生断梁折柱,巷道底鼓变形时,必须及时更换清挖,保证巷道净断面积符合要求；巷道有水的地段,地质构造带,破碎带适当加大支护密度。

 

四、矿压观测

4.1周期来压措施

4.1.1周期来压的表现形式

工作面压力明显增大，支柱大量折断，顶板下沉量明显增大，可能引起煤壁片帮，顶板发生台阶下沉等现象，工作面可以听到因顶板断裂发出闷雷声。

4.1.2周期来压的防治

①施工队加强与职能部门的合作，及时观测有关周期来压的预兆、间隔时间，步距以及周期来压范围，整理分析记录的资料，探索出周期来压的规律。确定来压间隔时间，来压步距。

②根据周期来压步距间隔时间，回采一定时间或一段距离后必须及时采取措施防治周期来压。

③周期来压时必须切实搞好工程质量、严格敲帮问顶制度，发现隐患及时处理。加强地质预报，做好开工确认和顶板动态监测。

④调整工作面各台阶错距，尽量缩小错距。

⑤及时翻移煤路，使煤路距各台阶下川口的距离为1.8m，以尽量缩短采场空间。

⑥加强工作面的支护管理，抬棚寸紧贴煤壁，其间距为0.3～0.4m其上用排柴笆折扛紧背严。支柱间距缩小至0.6～0.7m，对于压力明显增大的台阶，采取打密集支护的方式进行加固、切顶，或采用绞木垛的方式进行加固，必要时进行关渣充填。

⑦加强“三眼两巷”的维护工作，进、回风眼支护间距沿倾斜缩小至0.5m（中对中）。进、回风巷应及时进行剔、换料工作，确保有效断面符合规程要求。且随时保持上下安全出口的畅通。

 

第四节  生产系统

 

一、运  输

1.1运煤线路

采煤工作面（自溜）→-200mSK9ML（皮带）→运输石门（皮带）→-采区煤仓→各水平提升系统→+230m放煤斗→+230m平硐→地面煤仓

1.2运料线路

1.料园→+230m平硐→人行斜井→-115mSPmML→-115mSCC→-115mSK₈HL→K₈与K₉联络石门→工作面K₉回风眼←-200mSK9ML

2.料园→+230m平硐→+230m→-115m人行斜井→-115m辅助斜井→-200m井底车场→-200mSPmML→-200mSCC→-200mSK₉ML→K₉进风眼→工作面

二、通风

2.1通风系统

①新鲜风流（地面）→-200mSPmML→-200mS采区石门→-200mSK₉ML→K₉上风眼→工作面

②工作面污风→K₉尾子风眼→-115mSK₈HL→-115mS采区石门→-115mS抬高茅口巷→经各水平边界回风斜井→芦厂回风井排出地面。

2.2风量计算

根据《天府矿业公司矿井风量计算实施细则》应用急倾斜薄煤层回采工作面配风，按瓦斯涌出量计算：

①瓦斯涌出量计算

Q＝100×q_采×K_通

Q＝100×1.59×1.6

＝255m³/min

式中：采煤工作面瓦斯涌出不均衡系数，一般取1.5-2.0

q采—瓦斯绝对涌出量：1.59m³/min

K_通—取1.6

通过以上计算，取最大值Q=255 m³/min作参照。

②按工作面温度计算 

 Q_采=60×V_采×S_采         m³/min

      =60×1.15×2.84

    =196 m³/min

式中：V_采—采煤工作面风速。m/s

S_采—采煤工作面的平均断面积，可按最大和最小控顶断面积的平均值计算：（1.8+4.5）/20.9=2.84m²

③按工作面最多人数计算

Q_采=4N=4×15=60 m³/min，综上所述，取最大风量值Q＞225m³/min

④工作面风量验算

1)按最低风速验算

Q_采≥15×S_采

Q_采≥15×S_采

≥15×2.84m²

 ≥43m³/min

式中： S_采—工作面平均断面积，S_采取2.84m²

⑤按最高风速验算

Q采≤240×S_采

≤240×2.84m²

≤682m³/min

通过验算，可以看出43≤255≤682。因此该工作面风量取255m³/min符合规定，但实际工作中由通风区现场测试，再合理配风。

2.3通风管理

①本工作面内的通风设施认真落实区域责任制，由采煤队负责管理，一切通风设施要严加爱护，并保持完好；不得乱动。

②风门打开后立即关闭，防止风流短路，严禁任何人将两道风门同时打开；严禁把矿车卡在门框中，造成风流短路。风门必须联锁。

③必须经常检修、维修所有通风设施，确保风流正常，风量稳定。

④各巷道保持足够的断面，并且保持畅通无阻。

⑤密闭、栅栏前5m，风门前后5m范围内不得存放煤矸、杂物，更不得准随意扒开密闭墙。

⑥推车经过风门时必须安设专人站在安全地点打开风门，严禁撞击风门。

2.4瓦斯防治及管理

2.4.1瓦斯防治

①瓦斯检查员必须严格执行瓦斯检查制度，每班施工前瓦斯检查员必须对工作面进行全面瓦斯检查，检查结果填写在瓦斯检查记录牌板记录手册上，并严格填写开工确认牌板。

②瓦斯检查员严守岗位，严禁假检、误检、空班漏检，保证每班不少于3次瓦斯检查。

③未经检查瓦斯的地点，不准作业，严禁无风、微风或瓦斯超限的作业。

④冲风眼时，回风侧2 m范围内必须挂上便携式瓦斯检测报警仪，仪器报警必须停工撤人，并向调度室汇报，待处理妥善后方允许施工。

⑤工作面各台阶错距严格控制在1.8～4.5m以内，以防各台阶隅角瓦斯积聚，可用压风进行降低瓦斯浓度，工作面体积大于0.5m³的空间积聚瓦斯浓度达2%，附近20m内必须停工撤人，积聚瓦斯未经处理不得施工。

2.4.2瓦斯管理

①工作面瓦斯浓度（或CO₂浓度）达到1.5%，必须停止施工，撤出人员，进行处理。回风巷风流中瓦斯浓度超过1%，或CO₂浓度超过1.5%,尾排瓦斯浓度达到2.5%工作面停工，作业人员撤至新鲜风流中，由相关部门进行处理，作业时遇发现瓦斯异常，应立即撤出人员，查明原因进行处理，并汇报矿调度室，处理后瓦斯在规定浓度以下，经检查无危险，方可恢复工作。

②工作面上隅角必须安设甲烷传感器，其具体位置为：垂直悬挂，距顶板（顶梁）不得大于300mm，距巷道侧壁不得小于200mm。

③通风区负责安全监控系统的安装、调试、维修、撤除等工作，确保安全监控系统正常运转。

④施工单位负责所管辖范围内的安全监控系统的使用保护工作，瓦斯传感器随工作面推进及时外移，作业中必须保护好传感器，严禁向瓦斯传感器洒水。

⑤甲烷传感器的控制区域为工作面及回风巷全部非本质安全型电器设备。

2.5工作面防尘

2.5.1供水水源

①该工作面防尘水源来自-10m压风机站循环水。

②供水方式为:静压供水。

2.5.2防尘管路系统

①运输巷

-10m压风机站→-10m至-200m吊挂斜井→-200mPmML→－200mSC₁→－200m抬高PmML→－200mSK₉ML。

②回风巷

压风机循环水→-10m→-115m吊挂斜井→-115mPmML→-115mSC₀→K₈HL。

运输巷供水管路选用Dg50mm管路,每隔50m设一个消防水桩,在水管进入巷道处安装闸门，给防尘水幕及各转载点供水。

回风巷供水管路选用Dg50mm管路,在水管进入巷道处安装闸门，给防尘水幕和喷雾供水，防尘喷雾必须覆盖全断面。

2.5.3防尘措施

①因所采煤层极薄，空间小，煤尘、粉尘浓度大，而K₉顶底板均为泥岩，遇水极易发生推底事故，所以不能够实施煤层注水防尘。

②工人作业时必须戴防尘口罩，穿好劳保服，搞好自身个体防尘。另外，进行合理配风，严格控制风速，减少煤尘飞扬。

③坚持洒水降尘。回风石门出口、大巷放煤口和石门出煤口必须安设防尘洒水设施，上、下两巷的浮煤、煤尘定期清理，不得堆积;煤槽内应留有一定的存煤，不得放空，放煤眼不得兼做进风眼。

2.6其它管理措施

①通风区在-115mSK₉回风联络巷以北0.5m处设栅栏，揭示警标牌，严禁人员进入。

②必须确保工作面风流控制可靠，且必须确保尾排巷道内风速不低于0.5m/s。

③各相关单位必须认真组织员工学习本规程，人人签字，做好记录备查。

④负责该区域的瓦斯检查员，必须班班检查尾排系统情况并向矿调和通调作详细汇报，发现隐患及时汇报、处理。

⑤通风区每周对通风系统警标、安全监控的可靠性、等进行检查，发现隐患及时处理。各职能部门必须履行好职责，加强对该区域的隐患排查工作。

⑥救护队加强对该区域的检查，定期对-115mSCK₂套棚进行取样与分析，确保K₂套棚不发火。

2.7通风与安全监控

2.7.1通风要求

①工作面上下安全出口、两巷及川口必须保证畅通，工作面风速不得超过4m/s，巷内物料堆放整齐，并不得超过巷道断面的1/3。

②冲风眼采用风动局部通风机通风，风眼内无风或微风、瓦斯超限严禁作业，未冲穿的凤眼必须设置栅栏，揭示警标。

③保证工作面通风断面，不得人为减小通风断面，

④回风巷高度不得低于1.6m，进风巷高度不得低于1.8m。

2.7.2瓦斯监测系统

-115mSCK₈HL甲烷传感器（KG9001B）T₀、T₁、T₂→回风石门→-115mSPmML监控分站（KFD-3）→地面监控室；K₉ML甲烷传感器T₃、T₄→进风石门→-200mSPmML监控分站→地面监控室。

①监测设备及安设

回风：C₂T₂安设于距K8槽口以南10m～15m处；T₁设于K₈HL距回风眼10m以内，T₀设于联络巷距回风眼2m处，C₄T₂安设于距K8槽口以北10m～15m处； T₃安设于距工作面最南一个上风眼不大于10mK₉ML处。

②断电瓦斯浓度：

T3≥0.5%；T4≥0.5% ；T2≥2.5%；

断电范围：T₃、T₄K₉ML全部非本质安全型电器设备；

复电瓦斯浓度：T₀＜1.0%；T₁＜1.0%；T₂＜1.0%

监测电缆为专用电缆，通风区加强线路检查和保护，监测传感器及断电功能每10d进行调效、测试。

 

三、排  水

3.1排水系统

①-115mSK₈HL→-115mS回风石门水沟→-115mSPmML水沟→-115m水仓

②-200mSK₉ML→风动（电动）水泵→-200mS进风石门水沟→-200mSPmML水沟→-200m井底临时水仓

 

四、供  电

4.1供电线路

①供电系统电源来自-115m中央变配电所。

-115m中央变电所→-200m南C₂采区变电所→-200m南采区石门→-200mSK₉ML皮带

  附图:S7901-7903供电系统示意图                           

4.2管理措施

①加强对电器设备及线路的保护，严禁敲打挤压开关及电缆，开关和绞车附近不得堆放材料及杂物

②防爆开关安设平稳，严禁倾斜放置，电缆悬挂整齐，有关部门对设备定期检查，严禁出现漏电、短路和失爆。

③电器设备必须安设在无水地带并保持干燥。

4.3供电负荷解算

4.3.1干线电缆选择：

-200mSK9共有双驱动皮带机一台P1=44KW，单驱动皮带机一台P2=22KW。所以-220mSK9总负荷为Pmax=P1+P2 =44+22=66KW。

Pmax=UIca

查表得=0.7

＝

　＝82.5A

KsoIp≧Ica

Kso取工作温度25℃时，Kso=1

所以Ip≧82.5

查电缆技术资料25 mm²的矿用橡套电缆的长时允许电流为＞。所以，确定干线电缆选用U-1000-325+1×6mm²型矿用橡套电缆。

4.3.2分支电缆选择：

1、双驱动皮带机：

P1=44KW,

查表得=0.7

＝

　＝55A

KsoIp≧Ica

Kso取工作温度25℃时，Kso=1

所以Ip≧55A

查电缆技术资料16 mm²的矿用橡套电缆的长时允许电流为＞。所以，确定提升绞车电缆选用U-1000-316+1×8mm²型矿用橡套电缆。

2、单驱动皮带机：

P2=22KW,

查表得=0.7

＝

　＝27.5A

KsoIp≧Ica

Kso取工作温度25℃时，Kso=1

所以Ip≧27.5A

查电缆技术资料16 mm²的矿用橡套电缆的长时允许电流为＞。所以，确定提升绞车电缆选用U-1000-316+1×8mm2型矿用橡套电缆。

4.3.3真空磁力起动器的选择

皮带机电机起动开关：Ica=27.5A, 所以选择QBZ-80N型开关作为起动开关。

五、压  风

5.1压风线路

-115mSPmML（压风管）→回风石门→-115mSK₈HL

 

风镐←各台阶支管←采面压风主管

-200mSPmML(压风管) →进风石门→-200mS K₉ML→人行眼

5.2压风管理措施

①压风管接头必须严密合缝，破口漏风处及时补修，无风镐的支管要押好。

②主管及时前移，贴煤壁押好，工作面风管不得缠绕。

③上、下两巷压风开关保护好，出现故障及时通知有关部门进行维修或替换。

④用风点风压不低于0.4MPa

第五节 劳动组织和主要技术经济指标

 

一、劳动组织

1.1作业方式

S7901-7903采用“三采一准”作业进行劳动组织，夯活班负责其它辅助工作。

1.2劳动组织

采煤与夯活工种相结合。

1.3循环劳动出勤图表

表5：工作面劳动组织及出勤图表

附：正规循环图表

 

二、主要经济技术指标

2.1坑木、支柱管理

①坑木管理

设专人管理，工作面所用物料要分类码放整齐，材质符合要求，计划用料，禁止使用腐朽坑木。

②备用料数量及存放地点

各台阶木支柱备用量不少于50根。

2.2循环产量Q及正规循环图表工作面生产能力的确定说明

①循环产量=工作面采长×循环进尺×采厚×容重×工作面回采率

=90×0.9×0.65×1.673×0.97

=85.44t

②日计划产量=循环产量×日循环个数×循环率

=85.44×3×0.8

=205t 

③月计划产量=日计划产量×30

=205×30

=6150t

④计划出勤工效=日计划产量÷日出勤工数

=205÷49

=4.18t/工

⑤万吨坑耗=每循环坑耗÷循环产量×10000

=6.367÷205×10000

=310.5m³/万t

 

表6：工作面材料消耗表(采面推进每米坑耗)

说明：工作面顶底板破碎或构造带等特殊支护耗料未在计算中，采煤队在结算时按现场实耗进行考核。

三、主要技术经济指标表

表7：主要技术经济指标表

 

 

第六节   煤质管理

提高煤质的措施

①运输巷放煤时，放煤工必须将混在煤中的块矸捡出，实行分装分运。

②正常情况下，工作面只采煤层厚度，若厚度变薄不能满足通风、行人、下煤等，需要采落的岩石或顶底板垮落的岩石，不应与煤混合运输。

③工作面过断层，在加强支护的前提下尽量将矸石充填采空区，职能部门严格执行质量检查验收制度，施工队定期分班进行煤质评比。 

第七节 安全技术措施

 

一、一般规定

1.1一般规定

①牢固树立“安全第一”的思想，严格按《煤矿安全规程》、《作业规程》、《采煤工操作规程》作业，严格工程质量，很反“三违”，搞好安全生产。

②开工前，班长必须对工作面安全状况进行全面检查，发现问题及时处理，确认无危险后，方准人员进入工作面。作业人员进入工作地点后先检查安全，进行敲帮问顶，检查四板是否齐全，顶板有无冒顶征兆，底板是否会推，煤路是否畅通，支护牢固与否，压风管有无破口，风镐有无问题等确认安全可靠后才能作业，发现安全隐患，必须先组织人员妥善处理后才能正常作业。

③严格交接制度，跟班队长必须认真做好进班前派工，作业前检查和班后收检工作，向调度室交班时，必须把本班安全生产情况交代清楚，提出下一班注意的问题，必须与工人同进、出班。

二、顶板管理

2.1顶板管理

①工作面各台阶支柱成排、成行。排距、柱距偏差≯±100mm,支柱打正、打牢、打齐，迎山有力，迎山角3°-5°。采面内不出现>2m²、顶（底）板冒落。

②工作面台阶长度误差不超过规定±0.5m，木支柱靠煤壁间隙≯100mm，断柱掉柱及时掺换。

③木支柱的材积、材质符合规定、无连续两根以上折柱。

④煤壁采直。

⑤施工人员进入工作面回采前，首先检查作业面支护情况，发现断柱、折柱不合格木柱及时掺换。只有在支护完好、合格，经瓦斯检查后方可作业。

⑥严格现场管理，控制好各个台阶的推进度，严禁两个台阶采成“重齐”。 ⑦采煤时随采随支，严禁空顶作业，支柱打稳打牢，迎山有劲，严禁在浮煤活矸上架设支柱；顶底板煤必须采干净。

 

三、防治水

3.1防治水措施

①采煤队加强两巷水沟清理，随时保持两巷水沟畅通无阻。

②地测科每月向采煤队提供区域水文地质资料和涌水情况资料。

③采煤队随时加强顶板水和采空区水的观察，发现有挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气、水叫、顶板淋水加大、顶板来压、底鼓或产生裂隙出现渗水、水色发浑、有臭味等突水预兆时，必须停止作业，撤出所有受水威胁地点的人员，并及时向矿调度室汇报，采取针对性的措施进行处理。

④两巷必须保持石门水沟畅通，将水引入石门水沟排出。

⑤工作面有淋水时，风巷留4～6m的隔水煤柱，工作面支护困难，易发生底推时，工作面必须采取顶底板铺竹笆垫长垫板进行一梁二柱式的支护。

⑥回风眼流出的水，必须通过隔水煤柱流入采空区，不得直接流入工作面。

 

四、运输

运输管理（平巷牵引矿车）

①绞车司机必须持证上岗。

②安设绞车处必须干燥无淋水。

③固定绞车必须浇注混泥土机座，必须牢固可靠。

④绞车司机开车前必须检查绞车及周围安全情况，钢绳、机座、闸护板等是否牢固可靠，发现问题及时处理或汇报。绞车司机与放煤工密切配合，确认信号正确后方可开车。

⑤茅口大巷有机车通过时，绞车停止运行、停止放煤。

 

五、机电安全措施

①巷道内所有电铃、电缆、开关必须上架并排列有序，电缆悬挂符合要求。

②漏电保护每周试验一次，各类闭锁必须每班检查，发现问题及时处理或汇报。

③电器设备完好，杜绝鸡爪子、羊尾巴、明接头、电缆破口和电器失爆。

④严禁带电检修、搬迁电器设备、电缆。

⑤机电设备检修时，必须切断电源闭锁开关，并挂停电牌。

⑥检修好后需送电时，送电人员确认无人在电器线路上工作时方可送电。

⑦严格执行“停送电”制度。专人负责送电严格执行“谁停电，谁送电”，严禁预约送电。

 

六、带式输送机管理规定

6.1输送机管理

①检修输送机时，必须闭锁输送机的控制开关，开关处挂“有人工作，严禁送电！”的警示牌。

②任何情况下，严禁人员站在主被动滚筒上蹬踩皮带。停电时开关手把打到零位，并机械闭锁。

③胶带输送机头、机尾必须支设压柱，胶带运行中，严禁清理机头、机尾的浮煤（矸），禁止使用不合格的易熔塞，防爆片。

④输送机司机发现意外情况，必须立即停机处理，待处理好后，方可继续开机；司机必须经过专业培训，考试合格并取得合格证后，方可持证上岗。

 ⑤带式输送机机头（尾）处设置不少于2个灭火器及沙地内存沙量不少于0.5m³；带式输送机机头、机尾必须安装声光信号，保证清晰可靠。

⑥带式输送机机头、机尾及胶带底部的浮煤必须及时清理干净，严禁运行中清理机头、机尾回矸。

 ⑦严格执行操作规程，坚守工作岗位，精力集中，开机时不许正对机头，司机必须站在人行侧，开机要做到点动启动；跨越输送带之处必须设置过桥。

 ⑧无信号或信号不明严禁开机；胶带司机必须对胶带运行中的情况进行巡视检查，发现隐患及时停机处理或汇报。

  ⑨输送带下严禁堆放任何材料。

6.2胶带输送机司机操作规程

①胶带输送机司机必须由经过专业培训考试合格，取得上岗合格证的人担任，并持证上岗。

②熟悉本岗位的机械设备性能，供电系统，信号联络方式及一般故障的处理方法。

③认真执行岗位责任制和交班制度。

④.开机前准备工作：

1.启动：首先检查电动机、减速器、滚筒、保护装置、信号等，并确认完好。

2.清理机头和沿线异物，做好洒水防尘。

⑤开始时首先合上总馈开关，将KQ箱上的VW置于转动位置，按下启动按钮，预警电铃响，主机启动，指示灯亮表示运转正常，同时预警电铃结束，启动过程结束。

⑥停机：听清停机信号后，按下２FA按钮，则主机立即停机。

⑦皮带运转过程中，要时刻注意观察控制箱内运转状态的信号指示情况、皮带运转情况、仓内煤位、及信号联络、机械运转声音是否正常。

⑧正常停机要将胶带上的煤卸空后，方可停机，否则会造成重载开机，对设备造成危害。

⑨工作结束后，打扫好环境卫生、整理好工具、填写好工作日记及交接班记录，再行交班。

⑩胶带输送机司机安全注意事项：

1.保管好防火工具及防火器材。

2.设备运转时不准靠近运转部位，不准脱岗和睡觉。

3.收工时切断电源。

七、特殊处理措施

7.1构造垮塌处理措施

①遇断距较小的断层，采用挑顶或卧底方式硬过，遇断距较大，不能硬过的，采用开横冲风眼或打么硐方式处理。   

②断层区域和工作面顶底板破碎带，必须加强支护，搞好工程质量，适当缩小支护距离，必要时绞木垛加固支护。

7.2冲风眼、开横

①冲风眼必须两人一起作业,一人在上冲,一人在下放煤、送料和照看安全，冲风眼开横不得同时作业。

②施工时及时支护，严禁空顶作业，风眼两帮用排柴背牢接顶，一次未冲穿的风眼，下班前用支柱将顶部扛紧，以防垮塌，风眼下方1.0m处扯渣仓；必须在眼口设置栅栏揭示警标，防止人员误入；大巷冲（洗）风眼时必须用料扛半边，当班未冲穿的风眼，下一班经瓦检员检查瓦斯不超限后，才能进入作业，无风或微风不得进入。

③遇顶板破碎、水，不易支护时；必须提前用打路方式将10T横道与K8HL联络石门贯通，避免形成前进式开采。

 

八、其他

8.1质量标准化及文明生产

①采煤队管理制度健全完善。领导现场跟班，严格按规程、措施作业。对安全隐患整改及时、彻底。

②巷道和工作面内不得有杂物，材料堆码必须整齐，实行挂牌管理，要求不得影响运输和通风；断梁、折柱及时替换，破碎处背好笆折和排柴，垮空处用老料绞架接顶。

③石门及两巷内管线吊挂符合作业规程及措施要求；石门及巷道无杂物、无淤泥、无积水、淤泥、积水长度不超过5m、深度不超过0.1m，浮煤、浮矸不超过轨道上平面，水沟畅通。

④通风、防尘设施完善，使用正常，无煤尘飞扬和煤尘堆积现象。工作面风量、风速以及瓦斯符合规定。

⑤采区内的管线必须按要求铺设，风筒必须离地悬挂整齐。

⑥大巷人行眼内支护齐全，风眼防坠设施、保险绳齐全。

8.2配备医疗保健箱规定

工作面必须配备碘酒、纱布、胶布、棉签等医用品。

 

第八节 灾害应急措施及避灾路线

 

一、灾害预防

工作面在回采期间，要严格执行本规程中对顶板、运输、“一通三防”、防治水等部分的要求，发现不安全隐患要及时处理。当工作面发生事故时，现场人员必须及时向调度汇报，并将事故发生的时间、地点、状况、可能受害范围说明清楚，同时采取一切有效的措施，将灾害控制在最小范围内，按照避灾路线撤人，并执行以下程度。

1.1 事故发生后的处理程序

①必须立即组织营救灾害人员，组织撤离或采取有效的措施保护危害区域内的其他人员，行动必须迅速、准确、有序、有效的实施现场急救，并指导和组织人员采取各种措施进行自身防护和自救互救。

②迅速控制事态，并对事故造成的危害进行检测、监测，测定事故的危害区域、危害性质及危害程度，及时控制危险源。

③消除危害后果，做好现场恢复。针对事故造成的现实危害和可能的危害，迅速采取切实可行的措施，将事故现场恢复到相对稳定状态。

1.2应急救援的方针及原则

①统一指挥的原则：所有现场的救护人员必须听从现场指挥负责人的安排。

②保护人员安全优先的原则：在保证救援人员安全的前提下，实施救援。在实施救援过程中做到以人为本、统筹兼顾，主次分明、重点突出。

③防止和控制事故蔓延优先的原则：必须采取一切可能的手段首先控制事故，然后防止事故继续蔓延，最终消灭事故。

④自救互救的原则：事故发生后，在救援人员没有达到前及救灾过程中，事故地点及附近的职工应迅速组织自救互救，利用现场一切器材和条件，及时采取措施。

⑤“三先三后”原则：对于窒息的伤员，必须先复苏后搬运；对于骨折的伤员，必须先固定后搬运；对于出血的伤员，必须先止血后搬运。

 

二、避灾线路

2.1 发生火灾、瓦斯煤尘爆炸时的避灾原则及路线

⑴发生火灾、瓦斯、煤尘爆炸事故时受灾人员的避灾原则及路线

①工作面发生火灾后，初期火源较小，现场作业人员应立即采取一切可能的方法直接灭火，利用洒水管、灭火器等灭火材料灭火，另外及时报告调度室。

②当火势过猛不能扑灭时，立即通知工作面、回风巷以及受火灾威胁的作业人员，迎着新鲜风流方向，有序撤离危险区域，同时注意风流的变化。

③当发生火灾、瓦斯煤尘爆炸时，位于事故地点的进风侧人员，逆风流撤退；位于回风侧的人员可佩带自救器或用湿毛巾捂住口、鼻，快速绕到进风巷道中，再逆风流撤退。

避灾路线：工作面→-200mSK₉子风眼→-200mSK₉ML→-200mSC2→-200mSPmML→-200m至-10m人车吊挂斜井→-10mPmML→竖井→+230m平硐→地面。

或工作面→-115mSK₈子风眼→-115mSK₈HL→-115mSC4→-115mSPmML→-115m至-10m人车吊挂斜井→-10mPmML→竖井→+230m平硐→地面。

工作面发生冒顶推底事故时，人员必须撤到冒子角安全地点暂避,并对避地点进行加固,等到冒落、推底稳定后，再由上述两路线中安全路线撤离危险区。

2.2 发生水灾时的避灾原则及路线

当发生水灾事故时，应先撤退到水平较高的巷道中，再进行撤退。

工作面发生穿水事故时，人员撤离路线如下：

工作面→-115mSK₈HL→-115mSPmML→-115m～10m吊挂斜井→-10 mPmML→竖井→+230m平硐→地面。

附图：-200mSC_1-3煤层顶底板岩性综合柱状图

附图:-200mS C_1-3K9煤层储量计算立面图

附图:正规循环作业图

附图:工作面支护图

附图: 运输巷断面及管缆布置图

附图: 回风巷断面图

附图: 联络巷布置图

附图:工作面联络石门断面图

附图：工作面机电设备布置、布置、压风、排水、运输示意图

附图：巷道布置示意图

附图:S7901～7903工作面位置、通风、监控、防尘避灾路线示意图

附图:S7901-7903供电系统示意图

附图:S7901～7903工作面避灾路线示意图