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1、攀枝花恒鼎煤业有限公司绿环煤矿采煤作业规程工作面名称：39#采煤工作面编制人：审核：安全负责人：矿长：2019年8月15日修订会审意见1、工作面煤层赋存稳定，适宜工作面支架移架、落架时，工作面支架角度应为4050。,保障柔掩支架第一支臂紧贴煤层顶板，第二支臂在空间位置平行煤帮的支护效果最适宜。2、工作面煤层变薄，支架移架、落架困难，需要调整支架安设角度以保障支架能顺利落架，在此特殊情况下，支架角度不受4050。限制，可根据现场实际条件做相应调整，煤层赋存稳定后，及时调整支架角度。3、为了防止采空区周期来压，大面积顶板来压对工作面支护产生冲击破坏，以及防止采空区有害气体大量涌出，采煤工作面架后必
2、须留有一定的垫层（煤层底煤和采空区垮落肝石堆积）以缓冲减小冲击，结合矿井同煤层前期开采的经验，要求采面架后垫层厚度不小于3m,加强现场监管，防止架后放煤过当，导致架后垫层厚度不足。4、柔掩采煤工作面控架支柱打设角度为4060。，柱径IOomm的单体液压支柱，初撑力不低于90KN:控架支柱在工作面的支护间距不超过2m（溜煤眼口至工作面上部变坡点段）；控架支柱在工作面下端口的支护间距不超过1.5m（工作面行人眼口与溜煤眼口段）；控架支柱在工作面上端口的支护间距不超过LOm（工作面上部超前支架段）；工作面倒角段必须同时打控架支柱和底蹦子，防止尾架窜肝和甩架；工作面遇顶板破碎，压力大的区域，应缩小支护
3、间距不超过1.5m,加强支护效果。5、工作面钢丝绳规格为626.5mm,根据柔掩支架受力分布不同，共使用7根钢丝绳编架，其中：第一、三、四支臂各使用2根钢丝绳，第二支臂使用1根钢丝绳。6、每班跟班人员应检查作业区域及新编支架段的垫木板、螺栓、绳卡等扣件，发现松动，及时拧紧，保障工作面支架连接紧密，各附件稳固。7、工作面靠近采空区侧最里面的一条行人眼斜长为5m时，该行人眼即报废，开始回撤尾架，为防止报废行人眼漏风，必须在报废的行人眼眼口处打设密集木支柱封闭，并用采空区煤肝石充填实，并在39#运输巷内设置临时密闭对39#运输巷尾巷进行封闭，尾巷长度不超过5米，确保尾巷和废旧行人眼严密不漏风。8、3
4、9#采煤工作面运输巷采用双排单体支护影响运输巷机车运输安全时,可采用加密运输巷金属棚支护（缩小金属棚支护间距为0.5m）的方式做运输巷超前支护，加密支护段长度不小于20m,加强对运输巷的检查维修。安全科:机运科：生产副矿长:调度室：机电副矿长:会审人员签字;技术科：通风科:安全副矿长：总工:目录第一章概况-3-第一节编制依据-3一第二节工作面位置及井上下关系-3一第三节工作面参数及煤层情况工作面参数-3*第四节煤层顶底板-4*第五节地质构造。5第六节水文地质-5*第七节瓦斯情况-5-第八节影响回采的其它因素-6*第九节储量及服务年限-6-第二章采煤方法-7-第一节采煤方法及采煤工艺-7*第二节
5、设备配置-8*第三节巷道布置-8一第三章顶板控制-10-第一节顶板支护设计-IO-第二节工作面顶板控制-13-第四章爆破作业-20-第一节炮眼布置三视图-20-第二节爆破安全规定-21-第一节通风系统-24-第二节安全监控系统-29-第三节人员定位系统-31-第四节通讯连络系统-31-第五节压风自救系统-32-第六节供水施救系统-32-第七节紧急避险系统-33-第八节运输系统-34-第九节排水系统-35-第十节供电系统-35-第六章劳动组织及主要技术经济指标-37-第一节劳动组织-37-第二节循环作业-38-第三节主要技术经济指标-39-第七章安全技术措施-40-第一节技术规定-4()-第二节
6、安全管理制度-42-第三节一通二防管理-44-第四节超前溜煤眼施工安全技术措施-47-第五节超前溜煤眼贯通安全措施-48-第六节掩护支架的安装-49-第七节工作面调架-50-第八节掩护支架拆架-53*第九节防坠落措施-54-第十节溜煤眼管理-55-第十一节两巷维修-56-第十二节两巷铁棚回收-57-第十三节爆破安全-58-第十四节防治水-61-第十五节其他-62-第八章职业危害防治-66-第九章安全风险辨识成果应用-67-第一节安全风险专项辨识评估时间-67-第二节安全风险专项辨识评估人员构成-67-第三节安全风险辨识评估项目-68-第四节安全风险辨识评估范围-68-第五节安全风险辨识评估方法
7、-68-第六节安全风险辨识评估内容-69*第一章概况第一节编制依据1、2016版煤矿安全规程；2、矿井采掘接续规划。第二节工作面位置及井上下关系工作面位置及井上下关系表表1-1水平名称+1510m区段采区名称一采区地面标高+1830.3m+1794.6tn井下标高+1560.2m+151L5m地面相对位置工作面至地面最大垂深318.8m,最小垂深234.4m。回采对地面设施的影响该工作面对应地表为荒山，回采对地表设施无影响。井下位置与四邻关系该工作面四周均未开采。走向长度（m）46.8倾斜长度（In）87面积（m2）4072煤炭容重（tm3）1.35煤厚2.0可采储量（t）10993备注：表内
8、数据截止日期为2019年9月25日。第三节工作面参数及煤层情况工作面参数煤层情况表表1-2煤层厚度（m）-5工W2.0结构式容重（t/n?）L35煤层硬度12煤种瘦煤倾角（）52稳定程度稳定煤层情况描述该工作面的中39#煤层的结构简单，煤层厚度为L8m-2.9m,平均为2.Om。第四节煤层顶底板煤层顶底板情况表表1-3煤层顶底板情况顶板名称岩石名称厚度Cm)岩性特征老顶含砾粗粒砂岩27.5灰色，厚层状直接顶粉砂岩5*1深灰色，薄层状伪顶泥质粉砂岩0.6灰色，薄层状直接底泥质粉砂岩0.6灰色，薄层状老底粉砂岩7.2深灰色，厚层状附图：煤层综合柱状图层号柱状图真厚W真厚累计岩性描述f1O2323灰
9、白色厚层状含砾中、粗砂岩互层624.527.5灰黑色中厚层状细砂岩53,o.132.6灰黑色薄层状泥质粉砂岩54J;/.6餐0.633.235.25.8灰黑色薄层状粉砂质泥岩39#煤层灰黑色薄层状泥质粉砂岩41.547.243灰白色厚层状粉砂岩6811.054灰白色中粒砂岩6第五节地质构造地质构造情况表表1-4编号构造名称性质走向()倾向Ce)倾角()落差(m)对回采工作面的影响1S22向斜33260有一定影响2F8断层45690.3-0.4有一定影响第六节水文地质一、分析采煤工作面区域的主要水源，有影响的含水层厚度、涌水形式、补给关系、影响程度等。该工作面顶板裂隙水很少，工作面运输巷尾巷内雨
10、季采空区渗水有所增大，工作面顶板裂隙水对回采有一定影响。二、分析巷道区域，分析相邻老巷、老空积水、钻孔终孔位置、封孔质量、构造导水等的影响程度。该工作面的回风巷上方煤炭均未开采，水文地质条件清楚，工作面开采期间不受水患威胁。由于该工作面老顶属含水岩系，所以在回采过程中尤其是雨季期间。一定要随时观察顶板情况，做好防排水工作，做到安全生产。三、其它水源的分析：该工作面无其它水源。四、涌水量：1、正常涌水量:正常涌水量:O.Im3/h；2、最大涌水量：工作面运输巷尾巷最大涌水量：0.3113/h第七节瓦斯情况一、工作面及周边瓦斯地质情况介绍+1510m-+1560m西翼39采煤工作面上方未开采，对工
11、作面回采影响较小。二、参考矿井和相邻采掘工作面瓦斯、二氧化碳涌出情况，预计工作面瓦斯、二氧化碳等相对、绝对涌出量。1510m区段西翼39采煤工作面瓦斯相对涌出量1.51m3t左右，瓦斯绝对涌出量0.0444m3min左右，二氧化碳相对涌出量0.58m3/t左右，二氧化碳绝对涌出量0.1m3/min左右。三、瓦斯、二氧化碳等对本工作面的影响程度预计。由于该工作面瓦斯、二氧化碳相对、绝对涌出量较低，预计瓦斯、二氧化碳对本工作面的影响程度相对较小。第八节影响回采的其它因素影响回采的其它地质因素情况表表5其它因素对问采工作面的影响CH1、COi根据+15Iom+156Om39#南采煤工作面开采时瓦斯情
12、况，C%、COi对该工作面要开采影响较小。煤层爆炸指数煤尘无爆炸性煤层自燃倾向性不易自燃性地温危害231C左右冲击地压危害无冲击地压第九节储量及服务年限一、工作面可采储量：10.993KT二、服务年限：3.7个月第二章采煤方法第一节采煤方法及采煤工艺一、采煤方法根据39#煤层的赋存条件（急倾斜中厚煤层,煤层赋存相对稳定）,结合我矿开采39#煤层比较成熟的开采经验和技术装备情况，经公司及矿研究决定：+1560m+151Om区段西翼39#煤层采煤工作面（以下简称39#层采煤工作面）采煤方法选择俯伪斜柔性掩护支架采煤法,工作面伪倾角为352。对急倾斜中厚煤层，柔掩采煤法相比其它采煤方法具有产量高、生
13、产系统简单、回采工艺少、安全可控、材料耗用少、劳动效率高、回采率高、掘进率低等优点。二、采煤工艺安全检查f改柱-*瓦斯检查f打眼f瓦斯检查f装药f连线f瓦斯检查f爆破f瓦斯检查f安全检查f改柱f擢煤f调整工作面支架（采煤工艺流程含“一炮三检和“敲帮问顶等安全检查工作）。三、落煤方式采用煤矿许用乳化炸药和毫秒延期电雷管爆破落煤。四、装运方式工作面爆破落煤后，爆落煤炭沿工作面溜煤板（或搪瓷溜槽）自滑到工作面溜煤眼，通过溜煤眼放煤口在39#层运输巷装矿车，由2.5吨蓄电池机车运到+15Ionl运输石门，经轨道下山提升到+1560m主要运输大巷，在+156OnI主要运输大巷再由5吨蓄电池机车运到主平碉
14、地面煤仓卸载。第二节设备配置工作面设备配置表表1-6设备名称规格及型号数量电机功率用途防尘煤电钻ME-L21L2KW可湿式打眼综保保护装置ZBZ-41控制煤电钻、绞车、声光信号装置回柱绞车JHV1回收回风巷金属棚及拉柔掩架子手动葫芦5T2工作面拆架真空馈电开关KBZ-2001电源总开关真空磁力启动器QBZ-1202乳化泵真空可逆启动器QBZ-80N1控制回柱绞车真空磁力启动器QBZ-801局部通风机开关局部通风机YBT-5.525.5KW超前溜煤眼掘进乳化泵BRW-80/20237KW供工作面高压乳化液乳化液箱XR-80/6.31监测监控装置KJ90NA1套含一套风瓦电闭锁装置人员定位装置KJ
15、251A1套通讯装置矿用隔爆电话1套通讯连络语音广播1套压风自救装置ZYJ（八）2套附图2：工作面设备布置示意图。该工作面为炮采工作面，设备布置示意图。第三节巷道布置一、采区设计、采区巷道布置情况该采区为急倾斜煤层群分层开采，采区区段石门集中连合布置,贯穿整个采区，区段石门揭穿所有可采煤层，工作面平巷沿煤层走向布置，并与区段石门相连。二、工作面运输巷39#层采煤工作面运输巷沿39#煤层走向布置，支护形式为11工字钢架梯形棚，断面规格为（上净宽+下净宽）X净高/2=（1.8+2.6）2/2,净断面4.4m2,支护间距1.0m,使用板皮背帮接顶，圆木做撑杆、拉杆连锁。三、工作面回风巷工作面回风巷沿
16、39#煤层走向布置，支护形式为11工字钢架梯形棚，断面规格为（上净宽+下净宽）X净高/2=（1.6+2.4）X2/2,净断面4.0m）支护间距1.0m,使用板皮背帮接顶，圆木做撑杆、拉杆连锁。四、溜煤眼沿39#煤层顶板施工，坡度35。，支护形式为11#工字钢架梯形棚,超前溜煤眼断面规格为（上宽+下宽）X中高/2=（1+1.6）X1.6/2,净断面2.08m2,支护间距LOnb煤层松软或顶板破碎时，支护间距缩小为0.6m以内。顶板使用板皮背帮接顶，圆木做撑杆、拉杆连锁。五、回采方向39#层采煤工作面自切眼上山由S22向斜西翼向东翼后退式回采,收作位置为距离回风石门20m处停采。六、碉室及其它巷道
17、工作面无其它洞室巷道。附图3：工作面及巷道布置图（示意图）第三章顶板控制第一节顶板支护设计一、采煤工作面的支护设计1、工作面支护形式的选择一、工作面支护设计参考本矿煤层矿压观测资料，选择本工作面矿压参数。1、工作面合理的支护强度：Pt=9.8IhXXk=9.81X1.6X2.5X6=235.44KNm2式中Pt-工作面合理的支护强度，KN/m2；h采高，1.6m;-顶板岩石重力密度，2.5t/m3；k一工作面支柱应支护的上覆岩层厚度与采高之比，一般为4-8,该处取6。经计算得Pt=235.44KNm22、单体液压支柱实际支撑能力计算Rt=RgXKzXkbXKhXkaXR=0.990.950.9
18、1.0X1.0X250=211.6KN式中Rt-单体液压支柱实际支撑能力，KN:kg一支柱工作系数，0.99；KZ-支柱增阻系数，0.95；kb一支柱不均匀数，0.9kh，米高系数，1.0;ka倾角系数，1.0;R一支柱额定工作阻力，250kNo经计算得Rt=211.6KN3.工作面合理的支护密度N设=PtRt=235.44/211.6=1.11根/m2式中Pt工作面合理的支护强度，KNm2Rt-单体液压支柱额定工作阻力，KN:4、工作面实际支护密度：按设计单体间距2m（每米1根），横向宽度0.6m,支护面积0.6计算：n,=1（1X0.6）吃=l0.6=1.67（根/m2）因为nn即L67l
19、.11（根/m2）所以其支护密度合符要求由于工作面溜煤眼口至行人眼段巷道交叉较多，压力较为集中,所以该段支柱间距为1.5m一根。工作面采用1.6m四边形柔性掩护支架配合单体液压支柱控制采场，柔性掩护支架之间用26.5mm钢丝绳和垫木板连接，单体液压支柱的规格为:DZ-1.2、DZ-L8、DZ-2.2、DZ-2.5系列单体液压支柱，工作面控架支柱主要采用DZ-1.8、DZ-2.2型，DZ-2.5型单体主要用于工作面运输巷、回风巷超前支护，DZ-L2型主要用于支撑点柱等特殊地点。垫木板规格（mm）长X宽X厚=420X180X50长X宽乂厚=510X180X50长X宽X厚=IOoOXI80X50长义
20、宽X厚=290X180X502、支架的结构工作面使用的柔性掩护支架由公司机电运输部加工制作，制作材料采用IIH矿用工字钢（选用1根长度为2485mm的11工字钢，先在指定位置打孔,用于安装夹板和螺栓固定钢丝绳;再在工字钢420mm、1015mm2115mm处分别开一宽度为80mm、90mm、80mm,深度为90mm的斜口；利用压力设备将开口处压合，再用加工好的筋板焊接压合缝隙两侧；最后用加工好的底板焊接支架两端），支架结构为四边形（从架头至架脚由4段构成,每2段间的夹角依次为135、130、135,从架头至架脚四段的长度分别为420mm,515mm、1000mm,290mm）,支架从架头至架脚
21、的最大净宽为1600mm+IOmm03、采高的确定该区段内39#煤层平均厚度为2.Om,工作面选用1.6m四边形柔性掩护支架，工作面一次采高为1.6m（沿煤层顶板开采，靠近底板超出采高部分煤炭资源自行垮落后堆积在柔掩支架后方，经放架后煤放出*4、1.6m柔性掩护支架设计加工示意图一、工作面顶板管理1、根据柔性掩护支架的特点，支架间距为0.16m（即：工作面斜长Im需安装6架柔掩支架），支架用7根26.5mn的钢丝绳连接（因柔掩支架架头、架脚受力更大，故架头、架脚使用双钢丝连接,支架中部1段使用单钢丝绳连接），支架间采用垫木板间隔，柔掩支架为金属钢性支架，利用钢丝绳和垫木板连接成整体，受采空区垮
22、落肝石及柔掩支架自身重力作用，受2个方向作用力（切工作面煤壁法线方向和沿工作面煤壁方向作用力），切工作面煤壁法线方向的作用力将柔掩支架往工作面煤壁方向推移，利用工作面控架支柱调整柔掩支架，保持工作面作业空间在安全可控范围内；沿工作面煤壁方向作用力将柔掩支架往工作面下部拉牵，通过控制工作面推进步距和控架支柱调整，使柔掩支架平稳下移，保持工作面柔掩支架整体稳定。2、工作面行人眼口至溜煤眼口段控架支柱每间隔不超过1.5m打一根；溜煤口至工作面上部落平点段每间隔不超过2m打一根；工作面回风巷超前支架每间隔不超过Im打一根控架支柱；工作面倒角（工作面行人眼口至采空区一侧尾架）长度不超2.0m,必须打控架
23、支柱和底蹦子控架，防止尾架甩架。3、工作面控架支柱应打成斜撑支柱，单体液压支柱与水平线的夹角为40。60。（即：单体液压支柱的下端靠近柔掩支架的架脚，单体液压支柱的上端打在柔掩支架架头钢丝绳夹板与第一段转弯接缝处之间，单体上端的爪子不能升在钢丝绳上，避免破坏钢丝绳的强度和完整性），打控架支柱前，应擂浮煤、掏柱窝，使单体液压支柱打在实体煤帮上，保障初撑力达90KN。4、特殊情况下，工作面柔掩支架仰架时（柔掩支架架脚往煤层顶板方向靠拢，作业空间安全宽度缩小，支架架头与煤帮之间的顶板暴露面积增大，脚架与采空区之间的空隙增大，容易引发顶板冒落和架脚窜肝的危险），可以打底撑柱（又叫底蹦子，即：单体液压支
24、柱平卧在工作面煤壁上，单体液压支柱下端打在39#煤层顶板上，打之前应在煤层顶板相应位置掏柱窝，单体液压支柱上端打在柔掩支架架脚，利用液压支柱的支撑力，将柔掩支架架脚往煤层底板方向支撑,在采空区肝石重力作用下,使柔掩支架架头往39#煤层顶板方向靠拢,处理仰架）；工作面柔掩支架趴架时（柔掩支架架头沿煤层顶板往煤帮靠拢，缩小工作面作业空间狭窄，使作业人员操作困难，若在作业过程中受采空区压力作用，支架突然下坠，容易引发挤压事故），针对趴架的支架，可以打支撑点柱（即：单体液压支柱下端打在工作面实体煤壁上，液压支柱上端打在柔掩支架架头处，整根单体液压支柱为竖直方向打设，防止柔掩支架架头继续下移，保障工作面
25、安全作业空间）。斜接控架支柱底攫柱5、处理工作面柔掩支架仰架、趴架等特殊地段时，可以增加底撑柱和支撑点柱控制柔掩支架，确保工作面作业空间安全，但是，工作面正常的控架支柱（斜撑柱）不能因打了底撑柱和支撑点柱而减省,仍按规定间隔不超过2m打一根斜撑控架支柱。支援点柱二、工作面眼口处支护工作面凡遇贯通口（行人眼及溜煤眼与采煤工作面贯通口），必须采用单体液压支柱配合直径不小于12Cnl的圆木打接架柱（即：在工作面眼口处，沿柔掩支架架脚伪倾斜方向35。土2。,用圆木紧贴39#煤层顶板，再打2根单体液压支柱固定圆木，单体液压支柱端头支撑圆木，单体液压支柱底端打在煤层底板柔掩支架架脚下方，保证一梁二柱），使
26、眼口段柔掩支架顺接架柱平稳下移，且防止架脚窜肝，防止顶板暴露面积过大，若眼口段柔掩支架架头与39#煤层顶板之间间隙超过02m,还必须用圆木或木板皮校顶，防止眼口处架头窜肝，距离眼口上、下帮不超过Inl处必须打一根控架支柱。三、超前支护运输巷超前支护：运输巷行人眼口往外20m段，原则上应从眼口处往外IonI打设双排单体支护，IOm至20m段为单排单体支护（超前支护采用DZ-2.5型单体液压支柱配合1.Om型金属较接顶梁支护，单体液压支柱柱距LOm）,若运输巷采用机车运输，打设双排超前支柱影响机车运输安全时，可采用每2架金属棚之间加1架金属棚，缩小金属棚支护间距的方式加强运输巷支护，金属棚间距不超
27、过0.5m,加强支护段长度不小于20mo回风巷超前支护：从柔掩支架超前支架末端往外Iom打设双排单体支护，1Om至20m段为单排单体支护（超前支护采用DZ-2.5型单体液压支柱配合LOm型金属较接顶梁支护,单体液压支柱柱距1.0m）o双排超前支护四、工作面架后垫层规定为防止直接顶大面积垮冒来压时，破坏工作面支护，引发推垮型、压垮型顶板事故。直接顶初次来压后，要保障柔掩支架架后垫层厚度不少于3m。五、采高与煤厚安全规定39#层采煤工作面煤层平均厚度为2.0m,39#煤层赋存稳定，局部段煤层发生变化，当煤层厚度发生大的变化，应及时调整支架，以保障支架能平稳安全移架、落架。柔掩工作面作业空间由柔掩支
28、架、39#煤层顶板及39#煤层构成，正常状态下，柔掩支架架头紧贴煤层顶板，柔掩支架架脚落在工作面煤帮上，柔掩支架架脚至煤层顶板之间的水平宽度约1.5m(l.41.6m)。当煤层变薄且不低于1.5m时，可通过调整柔掩支架架型使支架顺利落架(打控架支柱时，控架支柱的下端比正常状态下与架脚间的距离加大，通过控架支柱产生的支撑力，使支架架脚往煤层顶板方向靠拢，缩小架脚与煤层顶板间的宽度，以适应煤层变薄能安全落架)；当煤层变薄且低于1.5m时，不能完全依靠调整柔掩支架架型过变薄带，必须采用硬破顶板的方式过变薄带，破除顶板后，严格执行“敲帮问顶”制度，找净伞檐活石；当煤层厚度大于2.0m时，因39#煤层为
29、急倾斜煤层，沿煤层顶板开采，随着工作面走向推进，剩余底煤会自行垮冒落在柔掩支架架后形成垫层，可通过放架后煤的方式将超出采高的底煤放出，提高回采率,但工作面必须调整好柔掩支架形态,保障架头紧贴煤层顶板，架脚落在工作面实体煤帮上方，若架头与煤层顶板间的空隙超过02m,有窜肝危险时，应用圆木或板皮较顶，若架脚未落到实体煤帮上，架脚悬空有漏肝危险时，也应用圆木或板皮封闭。六、柔掩支架回收及材料管理1、柔掩支架回收方法及顺序说明(1)柔掩支架回收方法：采用5吨人力手动葫芦回收。(2)柔掩支架回收顺序：尾架段(倒角1.5m2m)柔掩支架回收顺序由里往外逐架进行回收；工作面斜巷内支架由下往上逐架进行回收。(
30、3)、具体回收安全技术措施附后。2、坑木规格及循环用量坑木规格板子，规格：L2X0.15X0.05in3垫木板，一套4块半圆木，=18cm1.=2.Om合计备注每根材积53)0.0120.030.045循环用量根306002m30,36180.09回收里根101200m30.123,60复用量根101200m30,123.60消耗量m30.2414.40.0914.7万吨耗用量3、对支护材料储存地点、数量、措施的规定及降低坑木消耗的措施。(1)工作面所用的坑木储存在39#层回风巷内距架头30m以外的宽敞处，按规格分类码放整齐，并挂牌管理且不得占巷道有效断面的1/3以上，不得影响通风行人。(2)
31、严格按规定下料，严禁长料短用。(3)工作面支架走到煤壁，以减少接顶时坑木的使用量。(4)回收回风巷金属棚时，安全条件下回收背帮背顶材料。附图3：工作面巷道布置图附图4：工作面断面支护示意图第四章爆破作业第一节炮眼布置三视图一、炮眼布置三视图(示意图)附图5：炮眼布置三视图二、爆破说明书1、打眼深度：2.0m(其中封泥长度为0.5m)；2、开帮进度:1.5m；3、炮眼利用率:90%；4、爆炸物品种类：毫秒延期电雷管、煤矿许用三级炸药；5、装药方式：正向装药；6、连续方式：串连连线爆破。三、炸药、雷管消耗定额炮眼名称炮眼编号孔数段位眼深(m)封泥长度(m)眼距(m炮眼角度单孔炸药消耗(kg)雷管消
32、耗爆破顺序水产竖直中心1112.0Otl350.611顶眼2、3252.01.010350.62II底眼4、5252.01.010370.62Il合计3.05第二节爆破安全规定1、工作面每次爆破，严格执行一炮三检和“三人连锁爆破制度，现场班组长、放炮员、瓦检员认真履行职责，监督执行爆破安全制度，发现未按要求装药、连线，瓦斯异常超限，未严格设置放炮警戒，工作面安全隐患未处理等情况，严禁放炮。2、放炮员必须由持证上岗的专职放炮员进行，起爆器钥匙由放炮员随身携带，只能在起爆通电前，才能将钥匙插入起爆器,放完炮，立即将钥匙和起爆器分离，严禁随处丢放，并将放炮母线扭结成短路,放炮线随放随收。3、警戒设置
33、的具体位置为：（1）、39#采煤工作面爆破前由班长亲自安排专人到39#采煤工作面回风平巷内设置警戒（距离爆破地点超过100米），然后班长组织工作面其余人员撤离至39#运输巷放炮点。（2、）工作面人员撤离至放炮地点后由班长电话联系3811回风巷警戒人员，确认警戒设置情况（确认是否有人员进入工作面爆破范围内）警戒人员回答已设置好警戒无人进入爆破范围可以放炮，班长在得到警戒人员答复后通知放炮员警戒己设置好可以放炮，放炮员在接到班长通知后方可连线起爆。（3）、放炮员在起爆完后，待工作面炮烟吹散后由安全员、爆破工、瓦检员和班长检查爆破地点的通风、瓦斯、顶板、支护、拒爆、残暴等情况，在确认无拒爆、残暴等情
34、况后，由班长电话联系39#回风巷的警戒人员告知已爆破完可以撤销警戒，警戒人员在撤销警戒后与班长等人员汇合。4、炸药、雷管应放置在39#层回风巷距离上安全出口超过100m,顶板完好无淋水、远离电气机械设备、支护完整的安全地点，炸药、雷管分箱上锁存放，每次爆破应根据用量领取，未使用完的炸药、雷管及时放回箱内储存，当班未使用完的炸药、雷管按规定退库，并做好相应记录台账。5、从成束的电雷管中抽取单个电雷管时，不得手拉脚线硬拽管体，也不得手拉管体硬拽脚线，应将成束的电雷管顺好，拉住前端脚线将电雷管抽出。抽出单个电雷管后，必须将其脚线扭结成短路。6、装配起爆药卷时，必须遵守下列规定：(1)必须在顶板完好、
35、支架完整、避开电气设备和导电体的爆破工作地点附近进行。严禁坐在爆炸材料箱上装配起爆药卷，装配起爆药卷数量，以工作面需要的数量为限。(2)电雷管必须由药卷的顶部装入，严禁用电雷管代替竹、木棍扎眼，电雷管必须全部插入药卷内，严禁将电雷管斜插在药卷的中部或捆在药卷上。(3)电雷管插入药卷后，必须用脚线将药卷缠住，并将电雷管脚线扭结成短路。7、装药前，首先必须清除炮眼内的煤粉或岩粉，再用木质或竹质炮棍将药卷轻轻推入，不得冲撞或捣实，炮眼内的各药卷必须彼此密接。8、根据煤矿安全规程第359条规定：炮眼深度超过Im时，封泥长度不得小于0.5mo39#采煤工作面作业规程规定打眼深度为2.Omo所以装药时封泥
36、长度不得小于0.5m。9、爆破后，待工作面的炮烟吹散，爆破工、瓦斯检查工和班组长必须首先巡视爆破地点，检查通风、瓦斯、煤尘、顶板、支架、拒爆、残爆等情况，如有危险情况，必须采取有效措施进行处理。10、处理拒爆、残爆时，必须在班组长指导下进行，并应在当班处理完毕。如果当班未能处理完毕，当班爆破工必须在现场向下一班爆破工交接清楚，处理拒爆时，必须遵守下列规定：(1)通电以后拒爆时，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，扭结成短路，再等15min,才可沿线路检查,找出拒爆的原因。(2)由于连线不良造成的拒爆，可重新连线起爆。(3)在距拒爆炮眼0.3m以外另打与拒爆炮眼平行的新炮眼，重
37、新装药起爆。(4)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；严禁用打眼的方法往外掏药；严禁用压风吹拒爆(残爆)炮眼。(5)处理拒爆的炮眼爆炸后，爆破工必须详细检查炸落的煤、肝，收集未爆的电雷管。(6)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。11、处理卡在溜煤眼中的煤、肝，人工疏导无效的情况下，确无爆破以外的办法，可爆破处理，但必须遵守下列规定：(1)必须采用取得煤矿矿用产品安全标志的煤矿许用二级乳化炸药。（2）每次爆破只准使用1个煤矿许用电雷管，最大装药量不得超过300go（3）爆破前必须检查溜煤眼内堵塞部位的上
38、部和下部空间的瓦斯，只能在瓦斯和二氧化碳浓度均不超过1%时，方可爆破。（4）爆破前必须洒水。（5）每次爆破，警戒设置位置仍按本款第3条规定执行。第五章生产系统第一节通风系统一、工作面通风方式及通风系统（一）通风方式工作面采用U型通风方式。（二）通风系统新鲜风：主平碉一+156Onl区段运输石门-*（行人下山）轨道下山f+1510m区段运输石门f39#层运输巷f39#层采煤工作面。泛风：39#层采煤工作面一39#层回风巷一+1560m区段西翼回风石门-*总回风上山f+1640m回风石门-地表。（三）通风设施工作面回风巷中设置有正反风门，风门之间安设有连锁及语音报警装置。二、采煤工作面需风量计算1
39、.采煤工作面需风量计算按瓦斯涌出量计算Q=100qk=100XO.0444X2=8.9m7min式中：q取瓦斯绝对涌出量平均值，0.0444m7min;k采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，参照工作面瓦斯涌出情况,取2。按二氧化碳涌出量计算Q=67qk=67X0.052X2=6.97m7min式中：q取二氧化碳绝对涌出量平均值，0.052n3/min;k一一采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数,参照工作面二氧化碳涌出情况,取2o按气象条件计算q=60VSkhkl=601.0X1.6X1.0X1.0=96m7min式中：V一一采煤工作面风速。通过测定，该工作面实际温度为20,故该工作面
40、对应适宜风速取：l.Oin/s；S一一采煤工作面平均断面积，L6mkh一一采煤工作面采高调整系数，1.0；kl一一采煤工作面长度调整系数，1.0；60一一单位换算产生的系数。按炸药量计算Q=1OA=103=30m7min式中：A次性起爆最大炸药量，取3kg；10每IKg二、三级煤矿许用炸药需风量，m7min0按采煤工作面每班工作最多人数验算Q=4N=410=40mimin式中：4每人需风量，m7min；N工作面同时工作最多人数，10人（含安瓦检员及检查人员)。按风速验算a按工作面最低风速验算最小风量Q600.25S600.251.624m7min式中：0.25采煤工作面最低风速，m/s；S采煤
41、工作面平均断面积，1.6n)2；60一一单位换算产生的系数。b按工作面最高风速验算最大风量Q60X4S240Xl.6384m7min式中：4采煤工作面允许的最高风速，m/s；S采煤工作面平均断面积，161160一一单位换算产生的系数。初步确定采煤工作面需风量根据计算，确定采煤工作面需风量为：100m7min。2、超前溜煤眼掘进需风量计算按瓦斯涌出量计算Q=100qk=1000.0444X1.2=5.33m7min式中：q取瓦斯绝对涌出量平均值，00444hf7min;k一一掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，参照工作面瓦斯涌出情况,取L2。按二氧化碳涌出量计算Q=67qk=670.0521
42、.1=3.83m7min式中：q取二氧化碳绝对涌出量平均值，0052f/min;k掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数,参照工作面二氧化碳涌出情况,取1.1。按炸药量计算Q=IOA=IOX2.4=24m7min式中：A次性起爆最大炸药量，取2.4kg；10每IKg二、三级煤矿许用炸药需风量，m7min0按局部通风机实际吸风量计算Q-Q+600.15S=120+600.156.4=178m7min式中：Q吸-局部通风机的实际吸风量，m3/min;经现场实测,局部通风机吸入风量为12Ommin0.15无瓦斯涌出岩巷的允许最低风速，m/s；S一一局部通风机安设处至回风口间的巷道最大断面积，6.
43、4m2；60单位换算产生的系数。按掘进每班最多人数验算Q-4N=47=28mVmin式中：4每人需风量，m7min；N一工作面同时工作最多人数，7人（含安瓦检员及检查人员-按风速验算a按工作面最低风速验算最小风量Q600.25S600.252.6740.05m7min式中：0.25一一有瓦斯涌出岩巷、半煤岩巷和煤巷的允许最低风速，m/s；S超前溜煤眼断面积，2.67m60单位换算产生的系数。b按工作面最高风速验算最大风量Q604S2402.67640.8m7min式中：4掘进工作面允许的最高风速，m/s；S超前溜煤眼断面积，2.67m?；60一一单位换算产生的系数。确定掘进工作面需风量根据计算，确定掘进溜煤眼工作面需风量为50f/min,局部风机安设处风量为178f7Inin。3、确定工作面风量综上所述，当39#层采煤工作面无超前溜煤眼掘进时取定风量100mVmin,当39#层采煤工作面掘进超前溜煤眼时取定风量178m7mino根据39#层采煤工作面实际爆破通风情况，该工作面爆破后，需排放炮烟时间为5min,要求爆破后至少等待5min后方可进入工作面安全检查。4、局部通风机选型风机选用YBT42-2/5.5型局部通风机，风筒选用中=40OnmI的抗静电、阻燃的
