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采掘作业规程样本及编制指南汇通用版编


第一篇





第一条 为了规范煤矿作业规程的编制和实施,加强煤矿采掘工程的技术基础
工作,促进安全生产,特编《煤矿作业规程编制指南》(以下简称《指南》。

第二条 本《指南》适用于从事煤炭生产和煤矿建设活动的单位。 第三条 编制煤矿作业规程的原则是:
(一) 必须严格遵守《

中华人民共和国安全生产法》、《中华人民共和国煤炭 法》、《中华人民共和国矿山安全法》、《煤矿安全监察条例》、《煤矿安全规 程》等国家有关安全生产的法律、法规、标准、规章、规程和相关技术规范。 (二) 坚持“安全第一、预防为主”的方针,积极推广、采用新技术、新工艺、 新设备、新材料和先进的管理手段,提高经济效益。 (三) 单项工程、单位工程开之前,必须严格按照“一工程,一规程”的原则编 制作业规程,不得沿用、套用作业规程,严禁无规程组织施工。

第四条 必须建立健全煤矿作业规程编制和实施的责任制度。煤矿生产和建设
企业由总工程师或技术负责人组织,做好煤矿作业规程的编制、审批、贯彻、管 理等各个环节的工作。

第五条 煤矿作业规程的编制应由施工单位的工程技术人员负责。要做到:内
容齐全,语言简明、准确、规范;图表满足施工需要,采用规范图例,内容和标 注齐全,比例恰当、图面清晰,按章节顺序编号;采用计算机编制。

第六条 编制煤矿作业规程,必须具备下列方件、资料:
(一) 已批准的有关设计(采区、综采工作面、基建工程等设计)文件、资料。 (二) 由地质测量部门提供的经过批准的地质说明书及施工现场地质条件变化 的勘查资料。 (三) 同一煤层或邻近工作面的矿压观测,瓦斯等级和煤尘的爆炸性、煤的自 燃倾向性鉴定,水害等资料。 (四) 由通风部门提供的通风资料。 (五) 由机电部门提供的供电系统图和机电设备资料。 (六) 《煤矿安全规程》、《煤矿安全技术操作规程》等。 (七) 有关安全生产的管理制度,如岗位责任制、工作面交接班制度、“一通 三防”管理制度、爆破管理制度、巷道维修制度、机电设备维修保养制度、通风 安全仪表使用维修制度等。

第七条 煤矿作业规程编制之前,施工单位的负责人应组织本单位的生产、安
全、管理人员、技术人员和有经验的工人代表,对开工地点及邻近煤层进行现场

勘察。检查现场的施工条件,预测施工中可能遇到的各种情况,讨论制定有针对 性的安全措施,明确施工的程序和任务,为煤矿作业规程的编制做好准备工作。

第八条 煤矿作业编制内容应结合现场的实际情况,具有针对性。对工程质量
的要求不得低于《煤矿安全质量标准及考核评级办法》中的规定。作业规程编制 格式应参照 《煤矿作业规程编制指南》中的样本。

第九条 工程技术人员完成煤矿作业规程编制之后,应征求施工单位负责人的
意见,获得同意并签字后,方可上报审批。

第十条 煤矿作业规程的审批,由矿总工程师或技术负责人负责组织进行,并
应由生产技术、安全、通风、地测、计划、机电、运输、煤质、劳资、供应等相 关部门进行集体会审; 各部门都要提出审查意见并签字,最后由总工程师或技术 负责人审批。 经批准的作业规程文本要按企业或地区行业管理区划分进行统一编 号,并在生产技术、安全等部门备案。

第十一第 煤矿作业规程的贯彻学习,必须在工作面开工之前完成;由施工单
位负责人组织能加施工的人员学习,应由编制本规程的技术人员负责贯彻。参加 学习的人员, 经考试合格方可上岗。考试合格人员的考试成绩应登记在本规程的 学习考试记录表上,并签名。

第十二条 煤矿作业规程应由主管负责人(大中型矿井为主管生产的负责人,
小型矿井为矿长)签字并组织执行,施工单位负责人负责实施。所有现场工作人 员都必须按照作业规程进行作业和操作。

第十三条 对煤矿作业规程的实施应进行全过程、全方位的管理,重点抓好下
列工作。 (一) 工程技术人员负责施工现场规程的指导、落实、修改和补充工作。 (二) 应定期复查作业规程执行情况。 (三) 从开工之日起,至少每月应重新学习一次煤矿作业规程。 (四) 工作面的地质、 施工条件发生变化时, 必须及时修改补充安全技术措施, 并履行审批和贯彻程序。 (五) 在软岩、冲击地压、煤(岩)与瓦斯(二氧化碳)突出、自然发火、水 害和“三下”开采等条件下施工时,必须按规定编制专项设计或安全技术措施,并 履行审批和贯彻程序。 (六) 施工结束后,应写出作业规程的执行总结,送交生产技术部门,连同煤 矿作业规程及修改补充措施一起存档。 存档的作业规程文本、 电子文档不得修改, 一般应保存 3 年以上。

第十四条 煤矿企业应把煤矿作业规程的编制和贯彻执行作为安全检查的重
要内容,组织生产技术、安全、通风等部门对煤矿作业规程及其执行情况,进行 定期和不定期的监督检查。发现生产现场不按规程要求施工,应责令及时整改; 如有规程不满足现场需要的情况,应责令其及时补充、修改。

第十五条 本《指南》没有涉及到的采煤、掘进方法,参照本《指南》中的相
关范例进行编写。

第十六条 煤矿应每年至少组织一次煤矿作业规程检查、评比、奖励活动, 不
断总结经验,提高规程的编审质量。

第十七条 煤矿必须自觉接受煤炭管理部门和煤矿安全监察机构对煤矿作业
规程的编制及实施进行的监督监察,对于检查出的问题和隐患,必须认真、及时 地进行整改。

第十八条 对于违反煤矿作业规程所造成的各类事故,要按照“四不放过”的原
则,严格进行追究处理,以便吸取教训,进一步抓好安全生产。

第二篇

掘进工作面作业规程 编制概要

第一部分
不得沿用、套用作业规程进行施工。

第一条 每一个工作面,在开工前,按照程序、时间和要求,编制作业规程;

第二条 规程编写人员在编写前应做到以下几点。
(一) 明确施工任务和计划采用的主要工艺。 (二) 熟悉现场情况,进行相关的分析研究。 (三) 熟悉有关部门提供的技术资料。

第三条 作业规程一般应具备下列图纸。
(一) (二) (三) (四) (五) (六) 巷道布置平面图、剖面图。 地层综合柱状图。 地质平面图、剖面图。 巷道开口大样图。 巷道支护断面图。 临时支护平面图、剖面图。

(七) 掘进机截割顺序图。 (八) 设备布置示意图,供电系统示意图。 (九) 炮眼布置正视图、侧视图、俯视图,装药结构示意图等。 (十) 通风系统示意图。 (十一) 运输系统、排水系统、防尘系统示意图。 (十二) 抽放瓦斯系统、安全监测仪器仪表布置示意图。 (十三) 避灾路线示意图。

第四条 巷道布置应因地制宜,以安全、经济为原则。 第五条 掘进作业规程按章节附图表,并按顺序编号。 第六条 《煤矿安全规程》、《煤矿技术操作规程》、上级文件中已有明确规
定的, 且又属于在作业规程中必须执行的条文,只需在作业规程中写上该条文的 条、款号,在学习作业规程时一并贯彻其条文内容;未明确规定的,而在作业规 程中需要规定的内容,必须在作业规程或施工措施中明确规定。

第七条 专项安全技术措施编制要求。

(一) 专项安全技术措施,由施工单位的工程技术人员根据施工现场生产条件 发生变化的实际情况进行编写。 (二) 编写的专项安全技术措施要有预见性、针对性、可行性。编制前,编写 人员必须先到现场勘察工作面的实际情况,掌握现场施工条件;要使安全技术专 项措施符合工程设计文件的规定。 (三) 出现下列情况之一者,应编写专项安全技术措施。 1、 施工过程中突然遇到地质构造,过较大的断层、褶曲构造、老空、瓦斯异 常、透水等; 2、 遇冲击地压、煤与瓦斯突出、冒顶区,应力集中区; 3、 施工过路中遇松软的煤、岩层或流沙性地层; 4、 在火区附近、注浆采区下分层威胁施工安全; 5、 施工现场地质条件、施工方法、支护方式发生变化,与作业规程不符; 6、 作业规程有关规定不具体或未包括的内容; 7、 其他可能受到危害或威胁的施工现场。 (四) 安全技术专项措施编制的内容: 1、 施工方法、工艺、工序安排等; 2、 支护方式和支护材料; 3、 生产系统与原规程不同的,在措施中说明; 4、 工程的规格尺寸等,要有附图; 5、 其他与措施有关的内容。

第八条 巷道贯穿专项安全技术措施。
(一) 必须符合《煤矿安全规程》第一百零八条的规定。 (二) 工序安排,在掘进巷道贯通前,综合机械化掘进巷道在相距 50m 前、 其他巷道在相距 20m 前,只准从一个掘进工作面向前贯通,另一个工作面必须 停止作业等。 (三) 工作面加强顶板支护的支护方式。 (四) 贯通前长探短掘,明确探眼的位置、角度、深度、数量、附三视图。 (五) 制定爆破制度,设定警戒位置,对有关设施采取保护措施。 (六) 水、火瓦斯及有害气体的检查和处理办法。 (七) 贯通前通风,贯通后调风的方法,附贯通前后通风示意图。 (八) 有水患的巷道贯通,制定探水、放水、排水的办法。

第九条 预防瓦斯突出专项安全技术措施。
(一) (二) (三) (四) (五) 煤与瓦斯突出的预兆。 防突出措施的选定。 注水措施技术参数。 预测指标和临界值的选定。 预测方法。

(六) 操作要求。 (七) 安全防护措施及防止灾害扩大的措施。

第十条 出现下列情况之一时必须重新编写作业规程。
(一) (二) (三) (四) 地质条件和围岩有较大变化。 改变了原巷道规格和支护形式。 改变了原施工工艺和主要工序安排。 原作业规程与现场情况不符,失去可操作性。

第二部分

规程编制

第一章 概况
第一节 概述
第十一条 巷道名称、位置与煤(岩)层、相邻巷道的关系,巷道的用途、设计长度、工程
量、坡度、服务年限、开(竣)工时间等。

第十二条 施工中的特殊技术要求、需要重点说明的问题。 第十三条 按比例绘制巷道布置平面图。

第二节 编写依据
第十四条 经过审批的设计及其批准时间等。 第十五条 地质部门提供的地质说明书, 提交批准时间和编制内容必须符合 《矿井地质规程》
规定。

第十六条 说明有关矿压观测资料。 第十七条 其他技术规定。

第二章 地面相对位置及地质情况
第一节 地面相对位置及地质情况
第十八条 巷道相应的地面位置、标高,区域内的水体和建、构筑物对工程的影响等。 第十九条 巷道与相邻煤(岩)层、邻近巷道的层间关系,附近已有的采掘情况对工程的影
响。

第二十条 分析老空区的水、火、瓦斯等对工程的影响。

第二节 煤(岩)层赋存特征
第二十一条 叙述煤(岩)层产状、厚度、结构、坚固性系数(f),预计巷道揭露的各煤
层间距,顶、底板岩性及特性分析。

第二十二条 预测巷道瓦斯涌出量、瓦斯突出倾向、煤层自然发火倾向、煤尘爆炸指数、

地温等。

第二十三条 其他煤(岩)层技术特征分析。 第二十四条 按比例绘制地层综合柱状图。 第二十五条 常用的围岩分类参考表见附件 1。锚喷围岩分级见附件 2。

第三节 地质构造
第二十六条 描述巷道煤(岩)层产状要素(走向、倾向、倾角),断层,褶曲,裂隙,
火成岩侵入的岩墙、岩床,陷落柱,导水性及其控制程度等参数。

第二十七条 受冲击地压威胁的煤(岩)层或应力集中区掘进,对施工的影响,应有技术
分析。

第二十八条 在突出煤层顶底板掘进岩巷时,必须使用经定期验证的地质资料。 第二十九条 按比例绘制地质平面图、剖面图。按比例绘制瓦斯地质图。 第三十条 普氏岩石分类,见附件 3。

第四节 水文地质
第三十一条 分析巷道区域的主要水源,有影响的含水层厚度、涌水形式、涌水量、补给
关系、影响程度等。

第三十二条 分析巷道区域的图纸资料,分析相邻老巷、老空积水、钻孔终孔位置、封孔
质量、构造导水等对施工安全的影响程度。

第三十三条 分析第四纪砂砾层水、承压水等的水量、水压及其与工程的距离和关系,进
行隔水层安全厚度计算。

第三十四条 积水区域附近掘进巷道,应在掘进工程平面图上标出其“三线”(积水线、探
水线和警戒线)。

第三十五条 隔水层安全厚度计算参考公式, 见附件 4; 导水断裂带发育高度计算参考公式,
见附件 5。

第三章 巷道布置及支护说明
第一节 巷道布置

第三十六条 描述巷道布置:层位、水平标高、断面、工程量、坡度、中腰线、开口的位
置、方位角等。

第三十七条 巷道净断面的设计,必须按支护最大允许变形后的断面计算。 第三十八条 突出矿井巷道布置原则:充分利用保护层,避开地质破碎带,避开应力集中
区,掌握施工动态和围岩变化情况等。

第三十九条 巷道开口施工:开口方法和步骤,开口前的准备工作,开口附近的支护加固,
一次成巷、支护方式等。

第四十条 巷道施工顺序:巷道为分段定向施工时,逐段说明巷道中线方向、坡度、各段长
度、与煤层的相对位置等。

第四十一条 特殊地点的施工:如车场、硐室、溜煤眼、交叉点、绞车房等,该巷道与其
顶部或底部老巷道的岩层厚度,要将其空间位置、坡度和特殊要求描述清楚。特殊工程应按 设计要求绘制大样图,标出开口的位置、转变点、起坡点,平、竖曲线等计算数据。

第四十二条 按比例绘制巷道剖面图,按比例绘制开口大样图。 第四十三条 巷道断面形状及其适用条件参考表,见附件 6。

第二节 矿压观测
第四十四条 观测对象:矿压显现明显、跨度大的巷道,松软的煤、岩层或流沙性岩层中
的巷道,破碎带的巷道,“三软”(顶板软、煤层软、底板软)及煤(岩)与瓦斯突出煤层的 巷道,不支护巷道,各类支护巷道等。

第四十五条 观测内容:顶底板活动规律分析;不支护巷道表面位移量观测,支护巷道顶
板离层量、底板及两帮变形相对移近量监测,支护质量动态监测,锚杆锚索锚固力检测等。

第四十六条 观测方法:主要包括矿压观测仪器、仪表的选型、安设位置,矿压观测方式、
观测时段等。根据掘进巷道顶板压力显现状况,安设顶板离层仪、锚杆压力指示仪等,对锚 杆受力及围岩位移进行适时观测。

第四十七条 数据处理:监测数据与支护设计不符时,应重新计算,改进设计。

第三节 支护设计
第四十八条 根据巷道围岩性质,矿压观测资料,施工现场实际情况,选择科学的支护设
计,确定巷道支护形式,选择支护参数等。

第四十九条 巷道支护设计,可采用以下办法。
(一) 解析法:根据巷道围岩的物理学性质、坚固程度、地压作用方向及大小,巷道的不 同用途、条件,合理选择支护方式与参数。 (二) 工程类比法:参照煤炭系统总结的经验,根据本煤矿或邻矿同煤(岩)层矿压观测 资料、支护方式与参数和经验公式进行设计。 (三) 围岩松动圈分类法:根据巷道围岩松动圈分类及锚喷支护建议进行支护设计。

第五十条 巷道临时支护的方式:明确临时支护的方式,确定工作面与临时支护、与永久支
护间的最小和最大距离。

第五十一条 坚硬稳定的煤、岩层中巷道不设支护的条件和要求:
(一) (二) (三) (四) (五) 巷道开凿后,岩体不发生明显的变形和位移。 巷道在整体均匀的岩层中,无冲击地压危险。 煤和半煤层巷道中,煤层无自然发火危险。 岩体位移测定自然稳定,或有相邻矿井同类地质条件不设支护的巷道为依据。 制定不设支护的安全措施。

第五十二条 复合顶板、软岩巷道或特殊地点需锚索时,可根据现场实际确定锚索长度及
布置方式。

第五十三条 位于软岩中的巷道和受动压影响的巷道,采用柔性或可缩性支护形式,有底
鼓的应明确防治办法。

第五十四条 按比例绘制巷道支护平面图、断面图。按比例绘制临时支护平面图、剖面图。 第五十五条 巷道支护分类,见附件 7。主要支护型式参考表,见附件 8。支护设计参考,
见附件 9。锚喷支护参数参考表,见附件 10。坑木和钢材对照参考值表,见附件:11。

第四节 支护工艺
第五十六条 各类支护工艺及要求。
(一) 锚杆及联合支护。 1. 锚杆(锚网、锚索)的材质、规格、间排距、安装(包括药卷的种类、数量及使用要求)、 锚固力等要求; 2. 锚杆的孔位、孔深和孔径应于锚杆类型、长度、直径相匹配等要求; 3. 锚网的铺设与锚杆或其他锚固装置连接牢固等要求; 4. 软岩使用锚杆或支护时,必须全长锚固等要求; 5. 喷射材料(水泥标号,速凝剂型号,砂子、石子的颗粒等),根据混凝土强度要求,计 算出配比,混合料的搅拌、速凝剂用量、喷射工艺等; 6. 喷射混凝土的风压、水压、温度等;

7. 对粉尘浓度及喷射混凝土回弹率的规定等; 8. 巷道涌水的处理方式; 9. 备用材料、数量、规格及存放地点; 10. 明确支护质量与要求。 (二) 支架支护。 1. 钢混支架:钢件和钢筋混凝土加工件的品种、制作形状、规格尺寸、强度、配件、背板、 充填材料的规格、质量等要求; 2. 金属支架:支架必须构件齐全,撑(拉)杆、垫板、背板的规格,支架的顶部、两帮背 紧、背牢、充满填实,安设方式等要分别要求,可缩性支架可缩量应与围岩的变形量相适应; 3. 备用支架的数量、规格、存放地点; 4. 明确支护质量与要求。 (三) 砌碹支护。 1. 预制混凝土块、料石等规格,砌体厚度、基础槽深度、砂浆配比、强度设计、砌体壁后 充填质量、砌体灰缝质量等; 2. 碹胎的架设应与巷道中心线垂直,结构尺寸、碹胎的间距、倾斜巷道迎山角度、支设方 法、固定方式、脚手架设置等; 3. 砌筑碹体操作工艺、砌体顺序、一次砌体长度、砌体壁后充填材料选择、高冒区的处理 方式等; 4. 备用砌拱材料的品种、数量、规格、存放地点; 5. 明确支护质量与要求。

第五十七条 各支护工序的安排及要求。

第四章 施工工艺
第一节 施工方法
第五十八条 确定巷道施工方法。 第五十九条 巷道开口施工方法:从支设巷道开口临时棚开始,到支上固定棚止,施工顺
序作必要的描述。

第六十条 特殊条件下的施工方法如:
1、 石门揭开煤层时的施工方法:放震动炮、打超前钻排放瓦斯等; 2、 硐室的施工方法:硐室位于Ⅰ类、Ⅱ类围岩中宜采用全断面施工方法,位于Ⅲ类、Ⅳ类 围岩中宜采用分层施工法; 3、 交岔点的施工方法:交叉点位于Ⅰ类、Ⅱ类围岩中宜采用全断面施工法,位于Ⅲ类、Ⅳ 类围岩中宜采用分部施工法,位于Ⅴ类围岩中宜采用导硐施工法; 4、 倾斜巷道的施工方法:支架应有迎山角、支架防倒采用上、下撑拉杆,增设防滑、防跑

车装置,掘进、扒装机械固定等。

第二节 凿岩方式
第六十一条 确定凿煤(岩)方式。 第六十二条 机掘作业方式,截割顺序等。 第六十三条 炮掘施工工序安排,工艺流程等。 第六十四条 描述全岩巷、半煤岩巷、煤巷掘进施工,不同的钻爆、扒装、运输方式等。 第六十五条 不同施工方式的机具、钻具、供电、照明、湿式凿岩(煤)、通风、设备布
置方式等。

第六十六条 在有煤与瓦斯突出倾向的巷道掘进,采取先抽后掘的施工方式等。 第六十七条 对掘、斜交、正交巷道时,必须有准确的实测图;当两个巷道接近时、斜巷
与上部巷道贯通时的施工方式等。

第六十八条 绘制设备布置示意图。绘制掘进机截割顺序图。

第三节 爆破作业
第六十九条 爆破条件:巷道断面、顶板,通风方式、瓦斯含量,掏槽方式,周边眼与设
计轮廓线关系,循环进度,炸药的种类,雷管的型号,炮眼利用率,炸药、雷管消耗量等。

第七十条 掘进采用锚喷支护钻爆法施工时,必须采用光面爆破。爆破参数,宜符合下列规
定: 1、 2、 3、 4、 炮眼的深度为 1.8~3.5m; 周边炮眼的间距为 350~600mm; 周边炮眼的密集系数为 0.5~1.0; 周边炮眼的药卷直径为 20~25mm。

第七十一条 爆破说明表:炮眼的名称、眼距、角度、深度、数量,使用炸药、雷管的品
种,装药结构、装药量,封泥长度、连线方式、起爆方式、爆破顺序等数据。

第七十二条 炮眼布置图:标明巷道岩石的厚度,断面形状、尺寸,炮眼的位置、个数、
深度、方向、角度,炮眼编号等参数。

第七十三条 在有瓦斯或有煤尘爆炸危险的掘进工作面,爆破应全断面一次起爆;不能全
断面一次起爆的,必须注明采取的安全措施。具体说明光面爆破作业采取的措施等。

第七十四条 绘制炮眼布置正面图、平面图、剖面图。绘制装药结构示意图。

第四节 装载与运输
第七十五条 确定装载与运输方式。 第七十六条 装载、运输机械及其配套设备的名称、型号、安装位置、固定方式,安全设
施的安设方式、运输距离等。

第七十七条 煤、矸、材料、设备等的运输方式。 第七十八条 人员进、出工作面与物料运输安全隔离方式及要求。 第七十九条 耙装机固定、防滑、防出槽、机身照明方式,耙装机与掘进工作面的最大和
最小的允许距离等。

第八十条 小绞车及回头轮的安装、固定方式等。 第八十一条 装载与运输各工序安排,与其他工序协调等。 第八十二条 绘制运输系统示意图。

第五节 管线及轨道敷设
第八十三条 风筒、风管、水管、缆线等吊挂方式与工作面保持间距等。 第八十四条 敷设轨道的型号,中心线距、轨距、轨枕等参数,临时轨道、永久轨道、道
岔、调车场质量要求等。

第六节 设备及工具配备
第八十五条 列表说明所需设备、工具的名称、型号、规格、单位、数量等。

第五章 生产系统
第一节 通风
第八十六条 选择通风方式、通风设备、设施。
1 采用压入式、抽出式通风方式; 2 采用混合式通风方式; 3 高瓦斯区域、瓦斯抽放对通风的特殊要求 4 局部通风机、压风机、配套通风设施及防尘、隔爆、监测设施的安装位置等;

5 风筒选择、敷设方式

第八十七条 说明瓦斯喷出区域、高瓦斯矿井、煤(岩)与瓦斯(二氧化碳)突出矿井,
装设三专(专用变压器、专用开关、专用线路)、两闭(风电、瓦斯电闭锁)设施,装备“双 风机、双电源”,自动切换、自动分风的功能。低瓦斯矿井局部通风机采用装有选择性漏电保 护装置的供电线路供电,或与采煤工作面分开供电;采用风电、瓦斯电闭锁的方式等。

第八十八条 掘进工作面风量计算。掘进工作面实际需要风量,应按各煤矿企业制定的“一
通三防”规定或根据瓦斯、二氧化碳涌出量,炸药用量,同时工作的最多人数,局部通风机的 实际吸风量等因素分别计算,并选取其中最大值。 (一) 按瓦斯(二氧化碳)涌出量计算:Q=100(67)qk,式中 Q-------掘进工作面实际需 要风量,m3/min;100(67)----单位瓦斯涌出量配风量,以回风流瓦斯浓度不超过 1%或二 氧化碳浓度不超过 1.5%的换算值;q----掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量,m3/min;k----掘进 工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,应根据实际观测的结果确定(掘进面最大绝对瓦 斯涌出量与平均绝对瓦斯涌出量之比)。通常,机械工作面 k=1.5~2.0;炮掘工作面 k=1.8~ 2.0。 低瓦斯高二氧化碳矿井还必须按二氧化碳涌出量计算, 可参照按瓦斯涌出量的计算方法。 (二) 按炸药使用量计算:Q=25A,式中 Q----掘进工作面实际需要风量,m3/min;25----每千克炸药爆炸不低于 25m3 的分配量; A----掘进工作面一次爆破所用的最大炸药用量, kg。 (三) 按工作人员数量计算: Q=4n, 式中 Q----掘进工作面实际需要风量, m3/min; 4---每人每分钟应供给的最低风量,m3/min;n----掘进工作面同时工作的最多人数。 (四) 按局部通风机的实际吸风量计算:Q=Q局 IKf,式中 Q------掘进工作面实际需要 风量,m3/min;Q局---掘进工作面局部通风机的额定风量,m3/min;I----掘进工作面同时 运转的局部通风机台数,台;Kf------为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数,一般 1.2~ 1.3,进风巷中无瓦斯涌出时取 1.2,有瓦斯涌出时取 1.3。Q 大于或等于掘进工作面实际需要 风量与风筒实际漏风量之和,需实测而定。

第八十九条 根据上述计算的工作面需要风量要求,进行局部通风机、风筒规格选型。
(一) 局部通风机风量的确定:Qf=Qj/60Φc ,式中 Qf-----局部通风机风量,m3/s ;Qj--掘进工作面需要风量,m3/min;Φc—风筒的有效风量率,%。风筒有效风量率可采用下列公 式计算: 1. 有效风量率(Φe)。这是指风筒送往掘进工作面的风量与局部通风机吸风量之比的百分 数。Φe= Qa/Qf×100%,式中 Φe----有效风量率,%;Qa----风筒送往掘进工作面的实际风量, m3/min;Qf----局部通风机(吸)风量,m3/min。 2. 漏风率(L1)。这是指风筒的漏风量与局部通风机吸风量之比的百分数。 L1= Q1/Qf× 100%,式中 L1-----漏风率,%;Q1-----整列风筒的总漏风量,m3/min;Qf-----局部通 风机(吸)风量,m3/min。 (二) 局部通风机风压的确定。局部通风机压入式通风时的工作全压为:hft=RQ2+hv, Q=√QfQa ,hv=1/D4Qa 2,式中 hft----局部通风机工作全压,Pa;R-----风筒风阻,N· ; s2/ Q-----风筒平均风量,m3/min;Qf----局部通风机(吸)风量,m3/min;Qa----风筒出口风量,

m3/minhv----风筒出口动压;D4----风筒出口直径,m。 (三) 局部通风机选型。压入式通风时需计算局部通风机全压工作风阻 Rft: Rft= hft/q2a, 式中 Rft----局部通风机全压工作风阻,N· m8; -----局部通风机工作全面,Pa;Qa-----风 s2/ 筒出口风量, m3/min。 抽出式通风时, 则计算局部通风机静压工作风阻 Rfs: Rfs =(hft-hfv)/Qf2 hfv=1/2p(Qf/S0)2, 式中 Rfs—局部通风机静压工作风阻,N· s2/m8 ;hft —局部通风机工作 全压, hft —局部通风机动压, Pa; Pa; p—空气密度, kg/m3; Qf—局部通风机吸风量, m3/min; S0 —局部通风机出风口断面积,㎡。

第九十条 掘进工作面风量验算。
(一) 按最低风速验算。 1. 岩巷掘进工作面的最低风量Q岩(单位:m3/min): Q 岩 ≥9S岩 ,式中 9——按岩巷掘 进工作面最低风速的换算系数;S岩 ——岩巷掘进工作面的断面积,㎡。 2. 煤巷掘进工作面的最低风量Q煤(单位:m3/min): Q煤≥15S煤 ,式中 15——按煤巷 掘进工作面最低风速的换算系统; S煤—煤巷掘进工作面的断面积, ㎡。 ≥15 , 式中 15—— 按煤巷掘进工作面最低风速的换算系统; S—掘进工作面的断面积,㎡。 (二) 按最高风速演算。岩巷、煤巷或半煤岩巷掘进工作面的最高风量 Q(单位:m3/min): Q≤240S, 式中 240——按掘进工作面最高风速 4m/s 的换算系统; s——掘进工作面的断面积, ㎡。 (三) 按掘进工作面温度和炸药量验算,见表 1。 (四) 按有害气体的浓度验算。回风流中瓦斯或二氧化碳浓度不得超过 1%;其他有害气 体浓度应符合《煤矿安全规程》中的有关规定。 P 瓦/Q 掘≤1%,式中 Q 掘----掘进工作面需 要风量,m3/min;P 瓦---瓦斯绝对涌出量,m3/min;

第九十一条 掘进工作面风量经验算必须同时满足以上 4 个条件,如果有其中任何一项不
符合条件要求,需重新对局部通风机选型。

第九十二条 安装局部通风机的地点,全风压风量要大于局部通风机吸风量,还应保证局
部通风机吸入口至掘进工作面回风口之间的最低风速, 全岩巷道不得低于 0.15m/s, 煤巷和半 煤岩巷不得低于 0.25m/s 的要求等。

第九十三条 绘制通风系统示意图。 第九十四条 常备用局部通风机吸风量参考表,见附件 12。柔性风筒有效风量及漏风率参
考表,见附件 13。胶皮风筒摩擦阻力系数表,见附件 14。局部通风机风筒配套选用参考表, 见附件 15。掘进工作面需要风量参考表,见附件 16。

第二节 压风
第九十五条 确定掘进工作面风源,压风方式。

第九十六条 称动压风设备的名称、型号、规格、管路长度、管径、风压、安装位置、敷
设路线等。 (一) a 空氯压缩机的选择,应符合下列要求:总耗风量应按下式计算:Q=abrnKq ,式中 Q------总耗风量,m3/min; a-----管路漏风系数; b-----风动机械磨损消耗峋量增加的系数, 宜为 1.10-1.15; r------高原修正系数,海拔每增加 100m,系数增加 1%;n------同型号风动 机具使用系数,台;K-----凿岩机、风镐同时使用系数,见附件 18;q------风动工具耗风量, m3/min; (二) 当各个施工阶段的风量供应变化较在时,备用风量应为设计风量的 20%-30%。 (注: 选自《矿山井巷工程施工及验收规范》GBJ213-1990)

第九十七条 绘制压风系统示意图。 第九十八条 管路漏风系数参考表,见附件 17。凿岩机、风镐同时使用系数能考表,见附
件 18。

第三节 瓦斯防治
第九十九条 掘进工作面临时抽放瓦斯泵站安设的地点,瓦斯抽放管理安设方式、敷设长
度、管路中混合瓦斯浓度,设置警戒、超限报警、通风方式、风量要求、抽出瓦斯引排地点, 抽放瓦斯操作工序等。

第一百条 突出威胁区内掘进作业对煤层突出危险程度的预测办法。 第一百零一条 突出危险区内掘进作业必须采取的综合防治措施。 第一百零二条 超限报警设备、报警系统安设方式、超限报警时处理程序等。 第一百零三条 入井人员必须按规定携带甲烷检测报警仪、自救器等。 第一百零四条 绘制抽放瓦斯系统示意图。

第四节 综合防尘
第一百零五条 说明防尘供水水源、水量、水压及管路系统,安设除尘风机、水幕、防爆
水袋、降尘设施个数及位置;掘进机内、外喷雾装置 ,湿式钻眼、水炮泥、爆破喷雾、冲洗 巷帮、装煤(岩)洒水、净化风流、个体防护等综合防法措施。

第一百零六条 绘制防尘系统示意图。

第五节 防灭火

第一百零七条 相邻要区、相邻煤层、邻近巷道火区情况。 第一百零八条 大倾角的煤层,火区下部区段掘进巷道的条件。 第一百零九条 在容易自燃和自燃煤层中掘进巷道时,对砌碹或锚喷后的巷道空隙和冒落
处必须用不燃性材料充填密实,沿空掘进巷道临近火区、老空前必须探明情况,采取预防性 充填等措施。

第一百一十条 说明巷道施工时,消防供水管道系统、防灭火器材的存放方式和地点等。

第六节 安全监控
第一百一十一条 相邻采区、相邻煤层、邻近巷道瓦斯涌出变化等情况。 第一百一十二条 掘进工作面瓦斯浓度控制规定,安设瓦斯监控系统。 第一百一十三条 绘制安全监测仪器仪表布置示意图。

第七节 供电
第一百一十四条 供电设计。
(一) 选择电压等级、供电方式、防爆设备的选型,计算电力负荷等。 (二) 进行电气保护整定计算。

第一百一十五条 绘制供电系统示意图。

第八节 排水
第一百一十六条 预测掘进工作面最大涌水量。 第一百一十七条 确定排疏放水方式、选择排水设备型号、管路规格、临时水仓的地点和
容积、排水路线等内容。

第一百一十八条 绘制排列水系统示意图。

第九节 运输
第一百一十九条 选择运输方式、设备型号、运输路线等。 第一百二十条 绘制运输系统示意图。

第十节 照明、通信和信号

第一百二十一条 机掘工作面,运输兼作人行道的巷道,绞车、压风、变配电硐室的照明
设施、位置等。

第一百二十二条 掘进工作面与调度室、绞车房、车场、变配电硐室等的通信设施、电话
位置。

第一百二十三条 掘进工作面、提升、运输、转载信号装置的种类和用途。 第一百二十四条 绘制照明、通信、信号系统示意图。

第六章 劳动组织及主要技术指标
第一节 劳动组织
第一百二十五条 说明掘进作业方式、 劳动组织、 劳动力配备、 出勤率 (附劳动组织图表) 。

第二节 循环作业
第一百二十六条 根据掘进工艺流程、循环作业方式(日、班循环个数)、循环进尽,编
制正规循环作业图表。采用正规循环作业,提高工时利用率。

第三节 主要技术指标
第一百二十七条 编制主要技术经济指标表

第七章 安全技术措施
第一节 一通三防
第一百二十八条 局部通风机安全管理技术措施。 第一百二十九条 综合防尘安全管理技术措施 第一百三十条 防灭火安全管理技术措施 第一百三十一条 高温巷道施工降温安全技术措施。 第一百三十二条 高瓦斯矿井、突出矿井、低瓦斯矿井高瓦斯区和瓦斯异常区的局部通风
机通风实行“三专两闭锁”,装备“双风机、双电源”,以实现“自动切换、自动分风”功能的安 全管理技术措施。

第一百三十三条 无煤柱开采、沿空送巷、沿空留巷防上漏风的安全技术措施。 第一百三十四条 排放瓦斯突出煤层中掘进巷道,采用预抽瓦斯的安全管理技术措施。 第一百三十五条 排放瓦斯必须制定专项安全技术措施。 第一百三十六条 其他“一通三防”安全技术措施。

第二节 顶板
第一百三十七条 在松软煤(岩)层、流沙性地层、地质破碎带、复合顶板掘进巷道的安
全技术措施。

第一百三十八条 三岔门、四岔门、巷道贯通采取加强支护的安全技术措施。 第一百三十九条 使用前探支护、防倒支架,严禁空顶作业的安全技术措施。 第一百四十条 顶板压力观测、定期分析审查的安全技术措施。 第一百四十一条 其他顶板控制安全技术措施。

第三节 爆破
第一百四十二条 使用爆破器材的安全技术措施。 第一百四十三条 按照规定爆破的安全技术措施。 第一百四十四条 特殊情况下爆破的安全技术措施。 第一百四十五条 两条平行掘进工作面,间距在 20m 以内时,贯通、遇断层、老巷、破碎
顶板等特殊情况下爆破的安全技术措施。

第一百四十六条 掘进巷道卧底、刷帮、挑顶浅眼爆破的安全技术措施。 第一百四十七条 处理拒爆、残爆的安全技术措施。 第一百四十八条 其他爆破安全技术措施。

第四节 防治水
第一百四十九条 掘进巷道受水威胁、撤出人员的安全技术措施。 第一百五十条 说明当掘进工作面遇有下列情况之一时,必须有疑必探、先探后掘的安全

技术措施。 (一) (二) (三) (四) (五) 接近水量大的含水层。 接近导水裂隙、断层。 接近被淹井巷、老空。 接近矿井隔离煤柱。 掘进过程中发现有透水预兆。

第一百五十一条 探放老空积水时,加强防突水及对有害气体的检查和防护的安全技术措
施。

第一百五十二条 其他防治水安全技术措施。

第五节 机电
第一百五十三条 掘进机、装岩机、喷浆机等移动设备的安装、固定、使且维修、移动、
撤除等的安全技术措施。

第一百五十四条 掘进机、耙装机、喷浆机作业运行范围内,严禁进行其他工作和行人的
安全技术措施。

第一百五十五条 其他防治水安全技术措施。 第一百五十六条 动力、照明、信号、通讯缆线的敷设、吊挂、管理等安全技术措施。 第一百五十七条 其他机电安全技术措施。

第六节 运输
第一百五十八条 运输、转载设备管理的安全技术措施。 第一百五十九条 下山施工防止跑车伤人的安全技术措施。 第一百六十条 上山掘进施工 25o 以上的斜巷时,溜煤(矸)道与人行道分开的安全技术
措施。

第一百六十一条 利用倾斜巷道、煤仓、溜煤眼等运输的安全技术措施。 第一百六十二条 掘进巷道、提升、运输、转载系统的声光信号装置与启动装置闭锁的安
全技术措施。

第一百六十三条 其他运输安全技术措施。

第七节 其他

第一百六十四条 提高工程质量的安全技术措施。 第一百六十五条 实现安全、文明生产方面的安全技术措施。

第八章 灾害应急措施及避灾路线
第一百六十六条 发生火灾、瓦斯爆炸、煤尘爆炸、煤(岩)与瓦斯(二氧化碳)突出、
透水、冒顶、提升等事故的应急措施。

第一百六十七条 制定发生灾害时快速有效的传报技术和方法、撤出人员的区域和避灾路
线、实施自救的条件、防上灾害扩大的措施、统计井下人数及其他应急措施等。

第一百六十八条 绘制避灾路线示意图。

第三部分
附件 1
围岩分类 岩层描述 类别 名称

附件

围 岩 分 类 参 考 表

巷道开掘后围岩稳定状态 (3~5m 跨度)

岩种举例

强稳 Ⅰ 定岩 层

坚硬、完整、整体性强、不 易风化,Rb>60MPa 层状岩层,胶结较好,无软 弱夹层 比较坚硬,Rb=40~60MPa 围岩稳定,长期不支护无碎 块掉落现象

玄武岩、石英岩、石英质 砂岩、奥陶纪石灰岩、茅 口石灰岩



稳定 岩层

层状岩层,胶结较好 坚硬块状岩层,裂隙面闭合 无泥质充填物 中硬岩层,Rb=20~40MPa

围岩基本稳定,较长时间不 支护会出现小块掉落

胶结好的砂岩、砾岩、石 灰岩

中等 Ⅲ 稳定 岩层

层状岩层以坚硬层为主,夹 有少量软岩层 软坚硬的块状岩层, Rb=40~60MPa

能维持一个月以上稳定,会 产生局部岩块掉落

砂岩、砂质泥岩、粉砂岩、 石灰岩等

弱稳 Ⅳ 定岩 层

较软岩层,Rb<20Mpa 中硬层状岩层 中硬块状岩层, Rb=20~40MPa 围岩的稳定时间仅有几天 泥岩、胶结不好的砂岩、 硬煤

不稳 Ⅴ 定岩 层

高风化、潮解的松软岩层 各类破碎岩层

围岩很容易产生冒顶片帮

泥岩、软质灰岩,破碎砂 岩等

注:引自《矿山井巷工程施工及验收规范》GBJ213—1990。 1.岩层描述将岩层分为完整、层状、块状、破碎 4 种; (1)完整岩层:层理和节理裂隙间距大于 1.5m; (2)层状岩层:层与层间距小于 1.5m; (3)块状岩层:节理裂隙间距小于 1.5m,大于 0.3m; (4)破碎岩层:节理裂隙间距小于 0.3m。 2.当地下水影响围岩的稳定时,应考虑降级。 3.Rb 为岩石的饱和抗压强度。

附件 2

锚 喷 围 岩 分 级
岩石强度指标 岩体声波指标 岩 体 强 度 应 力 比 毛洞稳 定情况

主要工程地质特征

围 岩 级 别 岩体结 构 构造影响程度,结构 面发育情况和组合状 态 单轴饱和 抗压强度/ MPa 岩体纵波 速度/ (km.s-1) 岩体完 整性指 标

点荷载强 度/ MPa

构造影响轻微,偶有 整体状 及层间 Ⅰ 结合良 好的厚 层状结 构 小断层。结构面不发 育,仅有两到三组, 平均间距大于 0.8m, 以原生和构造节理为 主,多数闭合,无泥 质充填,不贯通。层 间结合良好,一般不 出现不稳定块体 同Ⅰ级 围岩特 征 构造影响较重,有少 量断层。结构面较发 块状结 Ⅱ 构和层 间结合 较好的 中厚层 或厚层 状结构 育,一般为 3 组,平 均间距 0.4~0.8m,以 原生和构造节理为 主,多数闭合,偶有 泥质充填,贯通性较 差,有少量软弱结构 面。层间结合较好, 偶有层间错动和层面 张开现象 同Ⅰ级 Ⅲ 围岩特 征 同Ⅰ级围岩特征 20~30 0.85~1.25 3.0~4.5 >0.75 >2 毛 洞 跨 度 5~10m 时,围岩 >60 >2.5 3.7~5.2 >0.5 同Ⅰ级围岩特征 30~60 1.25~2.5 3.7~5.2 >0.75 毛 洞 跨 度 5~10m 时,围岩 能 较 长 时间(数 月 至 数 年)维持 稳定,仅 出 现 局 部 小 块 掉落 >60 >2.5 >5 >0.75 毛 洞 跨 度 5~10m 时,长期 稳定,无 碎 块 掉 落

同Ⅱ级 围岩块 状结构 和层间 结合较 好的中 厚层或 厚层结 构 构造影响较重。结构 面发育,一般为 3 组, 层间结 合良好 的薄层 和软硬 岩互层 结构 平均间距 0.2~0.4m, 以构造节理为主,节 理面多数闭合,少有 泥质充填。岩层为薄 层或以硬岩为主的软 硬岩互层,层间结合 良好,少见软弱夹层、 层间错动和层面张开 现象 构造影响较重。结构 面发育,一般为 3 组 碎裂镶 嵌结构 以上,平均间距 0.2~0.4m, 以构造节理 为主,节理面多数闭 合,少数有泥质充填, 块体间牢固咬合 >60 >2.5 3.0~4.5 0.3~0.5 >2 >60(软 岩,>20) >2.5 >2 同Ⅱ级围岩块状结构 和层间结合较好的中 厚层或厚层状结构特 征 30~60 1.25~2.5 3.0~4.5 0.5~0.75 >2

能 维 持 一 个 月 以 上 的 稳定,主 要 出 现 局 部 掉 块、塌落

3.0~4.5

0.3~0.5

毛洞跨 同Ⅱ级 围岩块 状结构 和层间 Ⅳ 结合较 好的中 厚层或 厚层状 结构 同Ⅱ级围岩块状结构 和层间结合较好的中 厚层或厚层状结构特 征 10~30 0.42~1.25 2.0~3.5 0.5~0.75 >1 度 5m 时,围岩 能维持 数日到 一个月 的稳定, 主要失 稳形式 为冒落 或片帮 续表 围 岩 主要工程地质特征 岩 体 构造影响程度,结构面 岩石强度指标 岩体声波指标 岩 体 毛 洞 稳 定情况

级 别

结构

发育情况和组合状态

单轴饱和 抗压强度 /MPa

点荷载 强 度 / MPa >1.25

岩体纵波 速 度 / (km.s-1) >2.0

岩 体 完 整 性 指 标 >0.15

强 度 应 力 比 >1 毛 洞 跨 度 5m 时,围岩 能 维 持 数 日 到 一 个 月 的稳定, 主 要 失 稳 形 式 为 冒 落 或片帮



散 块 状 结 构

构造影响严重,一般为 风化卸荷带。结构面发 育,一般为 3 组,平均 间距 0.4~0.8m,以构造 节理、卸荷、风化裂隙 为主,贯通性好,多数 张开,夹泥,夹泥厚度 一般大于结构面的起 伏高度,咬合力弱,构 成较多的不稳定块体

>30

层 间 结 合 不 良 的 薄 层、中 厚 层 和 软 硬 岩 互 层 结构 碎 裂 状 结 构

构造影响严重,结构面 平均间距 0.2~0.4m,以 构造、风化节理为主, 大 部 分 微 张 (0.5~1.0mm),部分 张开(>1.0mm),有泥 质(>1.0mm),有泥质 充填,形成许多碎块体

>30(



>1.25

2.0~3.5

0.2~0.4

>1

发育, 一般为 3 组以上, 岩,>10)

构造影响严重,多数为 断层影响带或强风化 带。结构面发育,一般 为 3 组以上,平均间距 0.2~0.4m,大部分微张 (0.5~1.0mm),部分 张开(>1.0mm),有泥 质充填,形成许多碎块 体

>30

>1.25

2.0~3.5

0.2~0.4

>1



散 体 状 结 构

构造影响很严重,多数 为破碎带、全强风化 带、破碎带交汇部位。 构造及风化节理密集, 节理面及其组合杂乱, 形成大量碎块体,块体 间多数为泥质充填,甚 至呈石夹土状或土夹 石状





<2.0





毛 洞 跨 度 5m 时,围岩 稳 定 时 间很短, 约 数 小 时 至 数 日

注:引自《锚杆喷射混凝土支护技术规范》GB 50086—2001。 1.围岩按定性分级与定量指标分级有差别时,一般应以低者为准; 2.本表声波指标以孔测法测试值为准。如果用其他方法测试时,可通过对比试验,进行换算; 3.层状岩体按单层厚度可划分为:

厚层:大于 0.5m; 中厚层:0.1~0.5m; 薄层:小于 0.1m。 4.一般条件下,确定围岩级别时,应以岩石单轴湿饱和抗压强度为准;当洞跨小于 5m、服务年限小于 10 年的工程,确定围岩级别时,可采用点荷载强度指标代替岩块单轴饱和抗压强度指标,可不做岩体声波 指标测试; 5.测定岩石强度,做单轴抗压强度测定后,可不作点荷载强度测定。

附件 3
级 别 坚硬程度 岩石特征

普氏岩石分类
普 氏 系 数f 单 向 抗 压 强 度 R/MPa 200 87 08 15 150 86 11 10 100 84 18 2.2 2.2 2.2 内 摩 擦 角 松散系数 K



极硬岩石

极硬、极致密和人性最大的石英岩和玄武岩, 及其他特坚硬的岩石

20



很硬岩石

很硬的花岗岩、石英斑岩硅质页岩,比上述石 英岩略弱的石英岩,最硬的砂岩和石灰岩



硬岩石

花岗岩(紧密的)、花岗质岩石,很硬的砂岩 和石灰岩,石英质矿脉,很硬的砾岩,很硬的 铁矿石

硬岩石 Ⅲ Ⅳ 相当硬的 岩石 相当硬的 Ⅳ Ⅴ 岩石 中硬岩石

石灰岩(坚硬的),不硬的花岗岩,硬的砂岩, 8 硬大理岩,黄铁矿,白云岩 普通砂岩,铁矿石 6

80 82 18 60 80 32

2.0

2.0

砂质页岩,片状砂岩

5

50 78 41

2.0

硬质粘土质片岩,不坚硬的砂岩和石灰岩,软 的砾岩

4

40 75 58

2.0

中硬岩石 Ⅴ Ⅵ 相当软的 岩石

各种不坚硬的页岩、致密的泥灰岩

3.0

30 71 34

1.8

软片岩、软质灰岩,白垩、岩盐、石膏、冻结 土、无烟煤,普通泥灰岩,破碎的砂岩、胶结 的卵石和砂砾岩,掺石土

2.0

20 63 26

1.6~1.7

相当软的 Ⅵ Ⅶ 岩石 软岩石

碎石土,破碎的页岩,结块的卵石和碎石,坚 硬的煤,硬化粘土 致密的粘土、中硬的煤,硬的冲积土,粘土质 土壤

1.5 56 19 1.0 45 00

1.4~1.5

1.3~1.4



软岩石

轻砂质粘土,黄土、砾石,软煤(f=0.6~1)

0.8 38 40

1.25~1.35



土质岩石

腐殖土、泥煤,轻砂质粘土,湿砂

0.6 35 00

1.2~1.3



松软岩石

砂、岩屑、小砾石、堆积土,松散土,开采出 的煤

0.5 30 58 0.3 16 42

1.1~1.2



流沙性岩 石

流砂,沼泽土,含水黄土,其他含水土壤 (f=0.1~0.3)

1.05

注:引自《采矿工程设计手册》煤炭工业出版社,2003.5。

附件 4 隔水层安全厚度计算参考公式
隔水层安全厚度计算公式为

t= 式中 t——底板安全隔水层厚度,m; l——掘进工作面底板最大宽度,m; r——隔水层岩石的容重,kN/m?; K ——隔水层岩石的抗张强度,MPa;

P——隔水层底板承受的水头压力。Mpa。

附件 5 导水断裂带发育高度计算参考公式
对于缓倾斜煤层,倾斜煤层导水断裂带发育攻读计算参考公式如下。 当覆岩为坚硬型时

H = 当覆岩为坚中硬型时

+8.9 或 h =

±11.2

H = 当覆岩为软弱型时

±5.6 或 H=

±5.1

H = 当覆岩为极软弱型时

±4.0 或 M=

±3.5

M= 式中

±3.0 或 M=

±4.0

H M

——导水断裂带高度; ——煤层累计采度;

n——开采分层数。 对于急倾斜煤层,导水断裂带发育高度计算参考公式如下。 当覆岩为坚硬型

H = 当覆岩为中硬、软弱时为

±8.4

H = ±8.4 h——回采阶段垂高,m; M——煤层法线厚度。 除应用上述公式计算外,还应当用有限元法和试验法相互加以验证。除非采用疏干法将上覆含水层 疏干,严格规定不允许采动导水断裂带顶点波及到上覆含水层中。 式中

附件 6
形 状 椭 圆 形 当巷道四周压力 很大,且分布不 均时,根据顶压 和侧压的大小, 采用竖直或水平 布置 形 状 矩 形 断面利用率较 高, 多用于顶压、 侧压都较小,维 护时间不长的回 采巷道 梯 形 顶板暴露面积较 矩形小,可见效 顶压,能承受稍 大的侧压,多用 于采区巷道 说明 形状 说明 形状

巷道断面形状极其适用条件参考表
说明 形状 说明

三 心 圆 拱 形

与半圆拱形相比,拱形承 压能力差,但断面利用率 较高,适用于围岩坚硬的 开拓巷道、上(下)山和 硐室

马 蹄 形

用于围岩松软、 有膨胀性、 顶、侧压力很大,且有一 定底压的巷道

说明

形状

说明

半 圆 拱形

目前开拓、准备巷道和硐 室普遍采用的断面形状。 多在顶压大、侧压小、无 底鼓的条件下使用

不 规 则形

在薄煤层中,为了不破坏 顶板,使顶板保持其一定 的稳定性,断面形状视煤 层赋存条件而定

圆 弧 拱形

由于光爆锚喷支护的推 广,拱部成形好,施工方 便,多用于准备巷道。当 跨度较大时,较半圆拱形 断面利用率高

圆形

围岩松软、有膨胀性、四 周压力均很大,用其他形 状不能抵抗周围压力时采 用

注:引自《采矿工程设计手册》,煤炭工业出版社,2003.5。

附件 7 巷道支护分类
巷道支护分类见下图。

巷道支护分类图 (引自《采矿工程设计手册》,煤炭工业出版社,2003.5)

附件 8 主要支护型式参考表
支架型式 适 用 条 件 及 优 缺 点 适用条件:每矿井下的各种巷道,以及交岔点、马头门、井底车场和硐室的支护 优点: 金 属 支 架 1.适应性强,承载能力大 2.可加工性好,用矿工钢与 U 型可加工成各种形式的支架 3.支架构件在达到屈服强度以后塑性工作范围大,安全性好 4.易修复,可多次复用,经济效果好 缺点:初期一次投资大,用钢量多 续表 支架型式 适 用 条 件 及 优 缺 点 适用条件:压力大、不受回采影响的开拓巷道和准备巷道 优点: 钢筋混 凝土支 架 1.承载能力大 2.结构简单。有两种形式,即梯形钢筋混凝土支架和拱形钢筋混凝土支架。其结构都由一 个顶梁、两根柱腿组成 3.预应力钢筋混凝土支架,承载能力高、构件重量小 缺点:与其他支架相比重量较大

适用条件:不受采动影响和某些受采动影响的巷道,以及同其他支护形式相结合支护的各种 巷道 优点: 1.锚杆支护是一种积极的支护形式,它能提高巷道围岩自身稳定性和承载能力,并与围岩 锚杆及 组合锚 杆支护 构成共同承载的整体,有效地支护巷道围岩 2.重量轻,省材料,易安装,成本低 3.锚杆支护本身所占的巷道断面比其他棚式支护少得多。棚式支架支护时的掘进超控量约 占设计断面的 15%~20%,而锚杆支护可提高掘进速度 4.与相应的机械配套,锚杆支护可提高掘进速度 5.易解决紧跟掘进工作面支护问题 缺点:支护参数不易准确确定 联合支护的形式: 1.锚杆+喷射混凝土 联合支 护 2.锚杆+金属网+喷射混凝土 3.锚杆+钢带(梁) 4.锚杆+金属网+钢带 5.锚杆+喷射混凝土+金属支架+喷射混凝土 特点:根据具体条件确定合适的支护技术,可以取得较好的技术经济效果 适用条件:每矿井下的不受回采影响、服务期长的巷道 砌碹支 护 优点:本身是连续整体,对围岩能起封闭并防止风化作用。较坚固、耐久、防火、阻水、通 风阻力小 缺点:主要承受顶压、对顶压不均匀或不对称,以及侧压较大的情况,受力较差,易出现裂 缝 注:引自《采矿工程设计手册》,煤炭工业出版社,2003.5。

附件 9 支护设计参考
一、锚杆支护设计 依据现有的锚杆支护理论,产生了多种锚杆支护设计方法。这里主要介绍利用巷道检测及计算机模拟技 术或现有理论公式计算,进行锚杆支护设计。 锚杆支护设计中应遵守以下步骤: 1.地质力学评估:包括对巷道围岩(顶底板及煤层)力学性质测定、地应力(3 个主应力的大小和方向) 测试和现场调查。 2.初始设计:利用计算机数值模拟方法或现有理论公式计算,在巷道施工前进行。 3.现场监测:利用计算机数值模拟方法或现有理论公式计算。 4.信息反馈和修改、完善设计:根据现场监测的数据及曲线与初始设计进行对比,若相同则证明初始设计 正确;否则应修正初始设计,调整支护结构参数,使设计更加合理。、 锚杆支护设计所需原始资料,见表 1。 巷道顶板锚杆支护形式与主要支护参数选择,见表 2。 节理、层理发育程度分级,见表 3。 表 1 锚杆支护设计所需原始资料 序号 1 原始资料 一般取 1.5 倍巷道宽度范围内顶板岩层层数与厚度 (m) 各层节理裂隙间距 D(m) 2 指沿结构面法线方向上的平均间 距,在巷道内(或类似条件巷道内) 测取 说明 由地质柱状图或钻孔资料确定

指分层厚度的平均值 3 岩层的分层厚度 D (m) 在井下直接测取,或在实验室内利 4 岩层的单向抗压强度 (MPa) 用岩样测定 指被巷道切割的煤层厚度 5 煤层厚度 h (m) 由地质报告给出,或井下直接量取 6 煤层倾角 a( ) 井下测取,或实验室内测定 7 8 9 10 11 12 13 煤层单向抗压强度 巷道埋伸 H(m) 主应力方向与大小 地质构造情况描述 水文情况描述 煤柱宽度 X(m) 锚杆在顶板岩层中锚固力 p (kN) 煤柱的实际宽度 (MPa) 地表到巷道的垂直距离 一般应在井下实测

14 15

锚杆在煤层中锚固力 p (kN) 巷道几何形状与尺寸

表 2 巷道顶板锚杆支护与主要支护参数选择 巷道类别 巷道围岩状况 基本支护形式 整体砂岩、 石灰岩类岩层: 不支护 其他岩层:单体锚杆 Ⅰ 非常稳定 端锚: 杆体直径 16~18mm 锚杆长度 1.6~1.8m 排间距 0.8~1.2m 设计锚固力 大于 50kN 顶板较完整:单体锚杆 顶板较破碎:锚杆+网 Ⅱ 稳定 端锚: 杆体直径 16~18mm 锚杆长度 1.6~2.0m 排间距 0.8~1.0m 设计锚固力 大于 50kN Ⅲ 中等稳定 顶板较完整:锚杆+W 钢带或桁架 顶板较破碎:锚杆+W 钢带+网,或 增加锚索加固桁架+网,或增加锚 索 端锚或加长锚: 杆体直径 16~18mm 锚杆长度 1.6~2.2m 排间距 0.6~1.0m 设计锚固力 端锚>50kN; 加长锚固>90kN 主要支护参数



不稳定

锚杆+W 钢带+网,或增加锚索 桁架+网,或增加锚索

加长锚固或全长锚固: 杆体直径 18~22mm 锚杆长度 1.8~2.4m 排间距 0.6~1.0m 设计锚固力 加长锚固>90kN;全长锚 固>110kN



极不稳定

顶板较完整: 锚杆+金属可缩支架, 全长锚固: 或增加锚索 顶板较破碎: 锚杆+网+金属可缩支 架,或增加锚索 底臌严重:环形或可缩支架+锚杆 杆体直径 18~24mm 锚杆长度 2.0~2.6m 排间距 0.6~1.0m 设计锚固力 >110kN

注:1.煤巷围岩稳定性分类可参考原煤炭部(1988 年 163 号文)决定试行的《我国缓倾斜、倾斜煤层回 采巷道围岩稳定性分类方案》方法及其他分类规定。 2.对于复合顶板,破碎围岩,易风化、潮解、水膨胀围岩,可考虑在基本支护形式基础上增加锚索加 固围岩或注浆加固、封闭围岩等措施。 3.锚杆各构件强度应与相应设计锚固力相匹配。 4.“顶板较完整”指表 3 中节理分级的“不发育或稍发育”、“较发育”“顶板较破碎”指“发育”、 “很发育”。 5.顶板必须采用金属杆体锚杆。全长锚固或加长锚固锚杆应选用左旋螺纹钢杆体。 6.锚杆孔径与锚杆杆体锚固段直径之差,应控制在 4~10mm 范围内。 7.巷帮锚杆的支护形式与参数应根据巷道用途、巷道断面、煤层厚度与强度、节理裂隙发育程度、埋 藏深度、护巷煤柱尺寸、锚杆是否经受剪切等因素确定。同时按“巷道地压理论计算公式”计算测 压力及自然平衡拱跨度延伸到巷道两侧煤体内的距离,以考虑帮锚杆的布置密度及长度,使其既能 承受自然平衡拱上部岩柱重量,又可防止煤壁片帮。 8.顶板靠巷道两帮的锚杆,应向巷道倾斜 15 ~30 角(与铅垂线夹角)。

表 3 围岩节理(裂隙)发育程度等级划分 等级 裂隙系数 节理(裂隙)特征 附注

不发育或稍发 育

>0.75

节理(裂隙)1~2 组,规则,多为原生型或构造 型,多数间距为 1m 以上,多闭合延伸不长

对基础工程无影响, 在不 含水且无其他特殊不良 因素时, 对围岩稳定性影 响不大

较发育

0.45~0.75

节理(裂隙)2~3 组,呈 X 形,较规则,以构造 型为主,多数间距大雨 0.4m,多闭合,部分张 开(宽度大于 2mm,下同),少有充填

对基础工程影响不大, 对 其他可能产生相当影响

发育

0.45~0.75

节理(裂隙)3 组以上,不规则,呈 X 形或米字 大部分张开,部分为粘性土充填,少量剪切节理 面上可见擦痕

对工程建筑可能产生较

形, 以构造型或风化形为主, 多数间距小于 0.4m, 大影响

等级

裂隙系数

节理(裂隙)特征

附注

很发育

<0.45

节理(裂隙)3 组以上,杂乱,以构造形或风化 形为主,多数间距小于 0.2m,多张开和为黏性 土充填,剪切节理面上多见明显擦痕

对工程建筑产生严重影 响

注:引自《采矿工程设计手册》,煤炭工业出版社,2003.5。

裂隙系数 式中 R ——岩体的抗压强度;

=



=

R ——岩体中岩石试件的抗压强度; U——岩体的纵波波速,m/s; V——岩石试件的纵波波速,m/s。 二、锚喷支护设计 (一)锚喷支护设计方法 锚喷支护设计应按《锚杆喷射混凝土支护技术规范》(GB50086——2001)进行。 锚喷支护设计主要用工程类比法。只有在复杂地质条件下,对于重点工程和大跨度巷道、硐室等以及 缺乏恰当类比对象时,才进行监控法设计和解析法验证。 1.工程类比法: 根据《锚杆喷射混凝土支护技术规范》中国锚喷支护使用的围岩分类法表将围岩共分 5 类。 中国煤炭系统总结多年实践经验,指定了巷道和硐室锚喷支护参数表(附件 10),可用于锚喷支护设 计。 2.围岩松动圈分类法: 巷道围岩松动圈分类法及锚喷支护建议见表 4。

表4 围岩类别 围岩稳定性

巷道围岩松动圈分类及锚喷支护建议 锚喷支护类型 锚喷参数计算 法 备注

松动圈范围/cm



稳定

0~40

喷混凝土

——

围岩整体性好, 不易风化可不 支护



较稳定

40~100

锚杆及局部喷 射混凝土

锚杆悬吊理论

必要时可用钢 性支架



中等稳定

100~150

锚杆及局部喷 射混凝土

锚杆悬吊理论

钢性支架



较不稳定

150~200

锚杆、 喷层及局 部挂金属网

锚杆组合拱理 论 锚杆组合拱理 论

可缩性支架



不稳定

200~300

锚杆、 喷层及局 部挂金属网

可缩性支架

使用围岩松动圈分类法时,首先应选择有代表性的巷道围岩,以超声波松动圈测定仪测出松动圈范围, 然后进行分类。在施工工程中,对于软岩巷道,即松动圈大于 150cm 的情况,应进行巷道表面变形量测, 用于监测围岩变形状和支护效果,必要时修改支护参数,以及确定二次支护知间等。 3.解析法: (1)锚喷参数单体整体计算方法,见表 5.1、表 5.2; (2)锚杆参数整体计算方法见表 6; (3)求锚杆不同有效长度的修正系数值的曲线见图 4; 1 根锚杆所分配顶板面积修正系数值的曲线见图 求 5。 (二)锚喷参数计算方法 1.采用《采矿工程设计手册》选用的松散理论计算方法计算巷道矿压。 浅部巷道矿压计算公式见表 7.1~7.4;深部巷道矿压计算公式见表 7.5、表 7.6 及图 6、图 7。 2.斜巷矿压采用《建井工程手册》选用计算方法。 计算原则:斜巷矿压是介于立井矿压和平巷矿压之间的一种过滤状态,计算时为了安全和简便,当巷道 倾角 a<45°时,通常按平巷计算;当 45 ≤a≤80 时,计算倾角按 45°计算;当 a>80 时,按立井地压公 式计算。 当斜巷倾角 a<45°时和 45°≤a≤80°时 P=2ab r cos aˊ T=2ab r cos aˊ 式中 p——每米巷道顶压值,N/m; T——巷道顶部每延米切向分力,N/m; b ——压力拱高度,m; 当 当 ≥3 (两帮稳定时), ≤2 (两帮不稳定时),

——巷道跨度之半,m; ——巷道高度,m; ——巷道倾角; ——巷道计算角度,( ); ——顶板及两帮围岩内摩擦角; ——顶板围岩普氏系数。 注:当斜巷倾角大于底板岩石的似内摩擦角或安息角时,底板岩石有下滑趋势,故底板也必须支护。 3.用《采矿工程设计手册》选用的锚喷参数计算方法,进行锚杆参数设计。 (1)锚喷参数单体、整体计算方法,见表 5.1、表 5.2。 (2)锚杆参数整体计算方法,见表 6。 (3)求锚杆不同有效长度修正系数值的曲线,见图 1;求 1 根锚杆所分配顶板面积修正系数值的曲线见图 2。 三、规定及要求 (一)锚杆支护材料 1.进行锚杆支护的所有材料必须符合有关标准要求。 2.树脂锚固剂执行中华人民共和国煤炭行业标准 MT146.1—2002。 3.树脂锚杆的金属杆体及其附件,执行中华人民共和国煤炭行业标准 MT146.2—2002。 4.W 型钢带应由 2.5~3mmQ235 钢板制成,其性能参数应符合矿用 W 钢带的有关技术要求。 5.网:优先选用具有一定刚度的钢板网或钢筋网(这种网适用于大变形、高地应力巷道;也可选用符合 设计要求的其他材料和形式的网,如菱形金属网、塑料网等。 (二)锚杆支护施工 1.采用锚杆支护的单位,应根据地质部门提供的地质资料,制定相应的施工技术管理办法、作业规程及 安全技术措施,经矿总工程师批准后执行。 2.首次进行锚杆施工的单位,要对施工人员进行锚杆支护原理、锚杆性能、机具及施工等技术培训,经 考试合格后方可上岗。 3.地质部门要对采用锚杆支护的巷道加强地质预测预报工作,地质条件变化时,施工单位和生产管理部 门,及时采取相应技术措施。

4.巷道锚杆、锚索应紧跟迎头施工,打一个眼,锚固一根锚杆,防止顶板离层破坏,维持顶板的稳定性。 (三)锚杆支护质量及巷道日常监测 1.要定期对巷道锚杆支护的锚固质量进行检查。 2.检测锚杆锚固质量应做拉拔试验。巷道每掘进 30~50m 或每施工 300 根抽样一组(3 根)进行检查,拉 拔加载至锚杆设计锚固力。 3.锚杆锚固质量合格条件:受检测的 3 根锚杆锚固力都应符合要求。如本组锚杆出现不合格的,再抽查 一组(3 根),如仍有不合格的,应组织有关人员研究锚杆质量不合格原因,并采取处理措施。 4.锚杆螺母与桁架拉杆螺母扭矩应符合要求,每小班逐根进行螺母扭矩的检验;对桁架拉杆螺母还应每 月检查 1 次。 5.所有采用锚杆支护的煤巷都应进行日常监测,监测的主要内容是顶板离层与顶底、两帮相对移近量以 及锚杆锚索锚固力 6.在掘进与回采影响期间应每天监测 1 次;其他时间每周监测 1 次。 7.当出现围岩移近速度急剧增加时,召集有关人员调查原因,并采取相应措施。 8.出现锚杆、锚索锚固力急剧增大时,要立即查明原因,并采取相应措施。

表 5.1 锚喷参数单位计算方法 原 项 目 则 与 假 设 计算图示与公式 说明 适用条件

锚 杆 长 度 l

按 单 体 锚 杆 悬 吊 所 用 计 算 l =喷厚 + (2~5) l =木托 板 厚 + 铁垫板 厚 + 螺 母 厚 + (2~3) l —伸入基本顶长度, 可按经验取 l ≥30cm,或按锚固粘结力(∏ l )等于杆体屈服(软钢)或 l =木托 板 厚 + (3~5) l —外露长度, cm, 取决于锚杆类 型与构造要求: 砂浆锚 杆 钢锚杆 竹、 木锚 杆

1. 层状岩 体、平顶 巷道的顶 板锚杆 2. 距顶板 周边往上 1~1.5m 处最好有 一层厚度 大于 2m

dr

拉断承载力 估算:

而得的公式

l = d—锚杆直径,cm; —杆体材料的设计抗拉强度, Mpa —锚杆与砂浆的黏结强度,圆钢 ≈2.5Mpa,螺纹钢 ≈5.0Mpa,所 得 l ,尚需对砂浆与孔壁岩石见粘 结强度进行校核

附件 10 锚喷支护参数参考表
围 岩 分 类 服务年限 10 年以上 服务年限 10 年以下 锚喷支护参数

净跨<3m 类别 喷混凝土 名称 (砂浆) 厚度 锚深 间距 锚杆

净跨 3-5m 喷混凝 土(砂 浆) 锚深 厚度 锚深 锚杆

净跨<3m 喷混 凝土 (砂 浆) 厚度 锚深 间距 锚杆

净跨 3-5m 喷混 凝土 (砂 浆) 厚度 锚深 间距 锚杆

Ⅰ 稳 定 岩 层 Ⅱ 稳 50-70 定 性 较 好 岩 层 Ⅲ 中 70-100 等 稳 定 50-70 1400岩 层 Ⅳ 稳 70-100 1400定 性 较 差 岩 层 1600 600800 1600 8001000

10-20

10

50

22

1020

1400

1000

100-120

50

50-70

70-100 1600- 8001800 1000

10-20

1400

800-1000

10-20

1600

800-1000

120- 1600150 1800

600800

20-30

1600

8001000

2030

1600

8001000

Ⅴ 不 100-200 1600- 600-800 150-200 1800稳 定 岩 层 1800 加 加网 网 2000 加网

600 加网

2030

1600 加网

600800 加网

20-30

1800 加网

600800 加网

注:引自《建井工程手册》,煤炭工业出版社,1986。

附件 11 坑木和钢材对照参考值表
根据使用支架的经验,如使用钢材时,其算关系式为

W1= 式中 W1-------钢材断面模数

------木材断面模数 [ [ 木顶梁直径/cm ]-----钢材许用应力 ]------木村许用应用力 相对应的钢材型号 矿用工字钢 16 18 20 22 24 26 28 9 9 9 11 11 12 12 钢轨 15 15 18 24 24 33 33 槽钢 10 10 12 14 16 16 18 18U 18U 24U 24U 25U U 型钢 钢轨栏内数字 代表其每米的 质量(kg/m) 备注

附件 12
型号或名称 JBT JBT JBT 对旋风机 对旋风机 对旋风机 对旋风机 对旋风机 对旋风机 对旋风机

常用局部通风机吸风量参考表
风机功率/kW 5.5 11 28 2*5.5 2*7.5 2*11 2*15 2*18.5 2*22 2*30 吸风量/(m?.min-1) 90-120 150-200 200-300 160-240 180-300 200-400 60-440 250-500 250-550 260-630

附件 13 柔性风筒有效风及漏风率参考表
风筒长 /m 96 93 90 88 86 84 80 77 74 72 70 50 100 150 200 250 300 400 500 600 700 800 接头 情况 插 头、 /% 4 /% 7 10 12 14 16 20 23 26 28 30 节长 20m 安装 良好

附件 14
风筒直径 /㎜ 摩擦阻力 系数/ 0.0053 0.0049 300 400 500

胶皮风筒摩擦阻力系数表
600 700 800 900 1000

0.0045

0.0041

0.0038

0.0032

0.0030

0.0029

(N.S ?.m-4)

附件 15 局部通风机与风筒配套选用参考表
掘进工作面 风量/(m ?.min-1) 60-70 <200 385 通风长度/m 风筒直径/㎜ 选用局部通风机 型号:新 (旧) BKJ60NO4 (JBT-41) 60-70 200-300 385 2BKJ60NO4 (JBT-42) 120 <300 460-485 BKJ60NO5 (JBT-51) 60-70 300-500 460-485 BKJ60NO5 (JBT-51) 120 300-500 460-485 2BKJ60NO5 (JBT-52) 120 300-500 600 BKJ60NO5 (JBT-51) 60-70 500-1000 460-485 2BKJ60NO5 (JBT-52) 60-70 500-1000 600 BKJ60NO5 (JBT-51) 120 500-1000 >1000 600 2BKJ60NO5 (JBT-52) 60-70 600 2BKJ60NO5 (JBT-52) 120 >1000 600 2BKJ60NO5 (JBT-52) 250 1500 800 2BKJ60NO5 (JBT-62) 500 2000 1000 2BKJ60NO (JBT-62) 28 2 28 1 11 2 11 1 11 1 5.5 1 11 1 5.5 1 11 1 5.5 1 5.5 2*2 1 功率/kW 2 台数 备注

附件 16
炸药量 /kg 温度/℃ 需要风 <6 40 16-22 50 23-26 60 <5

掘进工作面需要风量参考表
5-20 <16 50 <16 60 >20

16-22 60

23-26 80

16-22 80

23-26 100



附件 17 管路漏风系数参考表
管路长度/m 系数 <1000 1.10 1000-2000 1.15 >2000 1.20

注:引《矿山井巷工程施工及验收规范》GB213-1990。

附件 18 凿岩机、风镐同时使用系数考表
凿岩机、风镐/台 系数 ≤10 1-0.82 11-30 0.84-0.75 31-60 0.74-0.65 >61 以上 0.64

附件 19 常用工程图例
(引自《采矿工程设计手册》煤炭工业出版社,2003.5) 一、 边界线符号(表 1) 表 1 边界线符号 顺序 1 2 3 4 5 名称 勘探边界线 井田境界线 煤柱边界线 采区边界线 矿区边界线 符号 —1— —+— —0— —-— —11— 说明

二、 储量计算图(表 2) 表 2 储量计量图 顺 序 名称 符号 说明

1

煤层露 头线及 煤层氧 化带和 煤层风 化带

a、 煤层露头线 b、 煤层风取消带 c、 煤层氧化带

2

煤层等 高线

a、 探明 b、 推断

3

平衡表 内储量 块段

上部:块段号和级别 中左:煤层真厚度 中右:煤层平均倾角 下部:块段水平面积

4

平衡外 储量块 段

上部:块段号和级别 中左:煤层真厚度 中右:煤层平均倾角 下部:块段水平面积

5

储量等 级,A 级线

两储量块段相邻时,只用高一级块段的 一线表示。

6

储量等 级,B 级线

两储量块段相邻时,只用高一级块段的 一线表示。

1 +1

两储量块段相邻时,只用高一级块段的 一线表示。

8

储量等 级,D 级线

两储量块段相邻时,只用高一级块段的 一线表示。

9

煤层高 灰分区

向左成 45°倾斜的平行直线,三条一组

10

煤层不 可采区

适用于储量图

11

煤层尖 灭边界

----------

12

煤层高 硫分区

向左成 45°倾斜的平行线,中间画“S”

13

采空区

按实际情况绘制, 在范围内侧涂 5-10 ㎜, 黑色影线

14

煤层可 采边界 线

15

煤层合 并边界 线

16

年度计 划进度 (按工 作面) =回采方向 回采产量/(100?t) 开采年度-工作面编号-工作面衔接号

17

年度计 划进度 (按采 区) =回采方向 回采区域可采储量(100?t)-开采单元 年采掘煤量 开采单元编号-开采起止年份

18

指北针

根据图纸的大小自行确定但是但箭头宽 与开采单元年采掘煤量

19

村庄

按实物缩制

21

河流

按实物绘制,凡留有煤柱的沟、谷等均 采用此符号表示

一、 井筒(表 3) 标 3 演井筒符号 顺 序 1:20 1:500 1 圆形立井 1:1000 1:2000 1:5000 1:10000 名称 比例 说明

2

矩形立井

3

斜井

4

平硐

5

生产小窑

6

报废小窑

7

溜煤眼

二、 巷道(表 4) 表 4 巷道符号 顺 序 1 煤层支架巷 名称 1:50-1 :500 比例 1:10000-1:10000 投影及倾斜巷道用虚线表示 说明

2

煤层少砌碹巷 道

投影及倾斜巷道用虚线表示

3

煤层锚喷巷道

投影及倾斜巷道用虚线表示

4

岩层支架巷道

投影及倾斜巷道用虚线表示

5

岩层砌碹巷道

投影及倾斜巷道用虚线表示

6

岩层锚喷巷道

投影及倾斜巷道用虚线表示

7

利用的已施工 巷道

投影及倾斜巷道用虚线表示

8

不利用的已施 工巷道

投影及倾斜巷道用虚线表示

三、 采、掘、动机械设备 1. 采煤工作面支护机械图形符号(表 5.1) 表 5.1 采煤工作面支护机械图形符号 编号 图形符号 名称 说明

1

液压支架

一般符号

2

支撑式支架

3

掩护式支架

4

支撑一掩护式支架

5

大倾角支架

6

放顶煤支架

一般符号

7

滑移顶梁支架

8

铰接顶梁

9

铺网支架

10

端头支架

11

单体支柱

12

切顶支柱

13

升柱器

一般符号

2. 采掘机械图形符号(表 5.2) 表 5.2 采掘机械图形符号 编号 1 图形符号 名称 双滚筒采煤机 说明

2

单滚筒采煤机

3

刨煤机

4

连续采煤机(掘采机)

5

全断面掘进机

6

部分断面掘进机

7

钻井机

8

反井钻机

9

铲斗半载机

10

耙斗装载机

11

侧卸式半载机

12

扒爪装载机

13

抓岩机

14

风镐

15

岩石电钻

16

煤电钻

17

锚杆电钻

18

注水电钻

19

探水电钻

20

凿岩机

21

水枪

22

喷浆机

23

混凝土搅拉拌机

24

混凝土喷射机

25 26

锚杆安装机 锚杆钻机

27

机械手

28

凿岩台车(钻车)

29

钻装机

3. 井下运输机械图形符号(表 5.3) 表 5.3 井下运输机械图形符号 编号 1 2 3 4 5 图形符号 名称 刮板输送机 刮板输送机 钢溜槽 搪瓷溜槽 吊挂式带式输送机 说明 单点卸料 多点卸料

6 7 8 9 10 11 12

落地带式输送机 可伸缩带式输送机 带式转载机 刮板转载机 矿用绞车 回柱绞车 调度绞车 一般符号 (侧面)一般符号 一般符号

13

架空乘人绞车

14

无级绳绞车

15

绳牵引单轨绞车

16

绳牵引卡轨车绞车

17

架线式电机车

18

蓄电池式电机车

19 20 21 22 23

矿用内燃机车 齿轨机车 卡轨车 輑道梭车 胶轮梭车 一般符号 一般符号

24

平巷人车

25

斜井人车

26

平板车

27

材料车

28

单轨吊车

一般符号

29

单轨吊车道岔

一般符号

30 四、 采掘循环图表(表 6)

齿轨车道岔

一般符号

表 6 采掘循环图表 序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 名称 打煤眼 打岩眼 放炮 支柱 运料 回柱放顶 移输送机 装煤、运煤 打密集支柱 准备及检修 移支柱 移支架 移风管 支木垛 回收木垛 刨煤机刨煤 开缺口 采煤机割煤 符号 说明

19 20 21

采煤机下放 风镐采煤 铺金属网及底梁

五、 压气、通风及排水机械图形符号(表 7) 表 7 压气、通风及排水机械图形符号 序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 八.安全设施(表 8) 表 8 安全设施符号 序号 名称 1:500 1 进风 比例 1:1000-1:5000 说明 图形符号 压风机 移动式风包 固定式风包 高心式通风机 轴流式通风机 局部通风机 湿式除尘风机 水泵 注水泵 泥浆泵 煤水泵 污水泵 乳化液泵站 喷雾泵站 一般符号 一般符号 圆内填写功率特征 名称 说明

2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17

回风 风门 调节风门 风帘 风桥 密闭 岩粉棚 水幕 水槽 水袋 防水闸门 防水墙 栅栏门 防火门 密闭门 栅栏防火两用门 不表示 A 型用于通风系统图

六、 其他(表 9) 表 9 其他符号 序号 1 2 3 4 煤的重车方向 岩石的重车方向 空车方向 材料设备车方向 名称 符号 说明

5 6 7 8 9 10

工程量计算段号 单开道岔 对称道岔 渡线道岔 ⅹⅹ道岔及手动板道器 ⅹⅹ道岔及电动板道器 操作方式划分;-道岔类 型;1、3、5-道岔编号。

11 12 13 14

ⅹⅹ道岔及弹簧板道器 推车机 翻车机 阻车器

15 16

转车器 30kg/m 钢轨 用于轨道运输系统图粗 线为移交生产,细线为 达到设计产量。

17

22 kg/m 钢轨

用于轨道运输系统图粗 线为移交生产,细线为 达到设计产量

18

15 kg/m 钢轨

用于轨道运输系统图粗 线为移交生产,细线为 达到设计产量

19 20 21 22 23 24

水沟纵断面坡度线 轨道纵断面坡度线 坡度 巷道与轨道坡度段号 金属网假顶 塑料网假顶

25 26 27

竹笆假顶 荆笆假顶 冒顶区 当面积大时,只涂范围 内侧 10-20 ㎜

28

回采工作面推进方向

29

矿井接替进度

A:矿井名称或编号 B:矿井可采储量 C:矿井服务年限 D:矿井设计生产能力 E:矿井开采起止年限 F:接替矿井名称

30

采区接替进度

A:采区编号 B:采区可采储量 C:采区服务年限 D:采区生产能力 E:采区开采起止年限 F:接替采区名称

七、 常用地质图例(表 10.1-表 10.6) 表 10.1 地层产状及接触关系 编号 名称 符号 说明

1

地层产状

横线表示地层走向,垂线表示地层 的倾向,垂线的顶端注明实测倾角 箭头方向表示岩层顶面

2 3 4 5 6 7

直立地层产状 水平地产状 倒转地层产状 片理走向及倾向 (1) 节理走向及倾向 (2) 实测整合地层界线 用于地形地质图、水平地质切面图、 地质剖面图 顶板 煤层

8 9

推测整保地层界线 实测假整合地层界线

用于地形地质图、水平地质切面图 (1) 用于地形地质图、水平地 质莙面图 (2) 用于地质剖面图

10 11 12

推测假整合地层界线 实测不整合地层界线 推 测不整合地层界线

(1)

用于地质地形图、水平地 质切面图

(2)

用于地质剖面图

表 10.2 褶皱 编号 1 名称 实测向斜轴 符号 说明 箭头表示岩层的倾斜方向。实 测褶皱每 100 ㎜为一组,组与 组同距 10 ㎜,推断褶皱每隔 5 节(1 节 20 ㎜)绘一组,组与 组间距 10 ㎜ 2 3 4 推测向斜轴 实测背斜轴 推测背斜轴

5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18

复式背斜 复式向斜 线状背斜 梳状背斜 箱状背斜 实测倾没向斜轴 推测倾没向斜轴 实测倾没背斜轴 推测倾没背斜轴 实测倒转背斜轴 推测倒转背斜轴 实测倒转向斜轴 推测倒转向斜轴 穹窿

中间线粗 1 ㎜,两端尖灭

轴线箭头表示向斜的倾没方向 轴线箭头表示向斜的倾没方向 轴线箭头表示向斜的倾没方向

表 10.3 断裂 编号 1 名称 实测 符号 说明 箭头表示断层面倾斜方向,短线指示地层下降 的一侧。实测断层每隔 100 ㎜为一组,组与组 间距 10 ㎜,推断断层每 5 节(1 节 20 ㎜)绘一 组,组与组间,距 10 ㎜ 2 推测正断层 箭头表示断层面倾斜方向,短线指示地层下降 的一侧。实测断层每隔 100 ㎜为一组,组与组 间距 10 ㎜,推断断层每 5 节(1 节 20 ㎜)绘一 组,组与组间,距 10 ㎜ 3 实测逆断层 箭头表示断层面倾斜方向,短线指示地层下降 的一侧。实测断层每隔 100 ㎜为一组,组与组 间距 10 ㎜,推断断层每 5 节(1 节 20 ㎜)绘一 组,组与组间,距 10 ㎜

4

推测逆断层

箭头表示断层面倾斜方向,短线指示地层下降 的一侧。实测断层每隔 100 ㎜为一组,组与组 间距 10 ㎜,推断断层每 5 节(1 节 20 ㎜)绘一 组,组与组间,距 10 ㎜

5

实测逆断层

箭头表示断层面倾斜方向,短线指示地层下降 的一侧。实测断层每隔 100 ㎜为一组,组与组 间距 10 ㎜,推断断层每 5 节(1 节 20 ㎜)绘一 组,组与组间,距 10 ㎜

6

推测逆断层

箭头表示断层面倾斜方向,短线指示地层下降 的一侧。实测断层每隔 100 ㎜为一组,组与组 间距 10 ㎜,推断断层每 5 节(1 节 20 ㎜)绘一 组,组与组间,距 10 ㎜

7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20

实测逆断层 推测逆断层 实测逆断层 推测逆断层 性质不明断层 环忕陷落 线性构造 隐伏断裂 断层编号及注记 断层上、下盘 断层裂隙带 断层破碎带 断层 井巷实测断层

箭头表示两盘位移的方向 箭头表示两盘位移的方向 ∩符号表示旋转断层,箭头表示倾斜方向 ∩符号表示旋转断层,箭头表示倾斜方向 表示断层性质还未控清 双短线表示岩层陷落方向 用于图像解释

注记断层名称、倾角、落差(m) A 为上盘,b 为下盘 中间表示裂隙地带 中间表示破碎地带 用于剖面:(1)实。(2)推断。 (1)下断层;(2)逆断层。用于采掘工程平 面图。在矿井水平地质切面图上,走向粗 0.5 ㎜

21

滑动构造

22 23

推测滑动构造 层间滑动构造 表 10.4 其他构造 用于剖面图

编号 1

名称 实测陷落柱



说明 范围按实测填绘,蓝图可不着色,在剖面图上按 实测范围表示充填物

2

推断陷落柱

范围按实测填绘,蓝图可不着色,在剖面图上按 实测范围表示充填物

3 4 5

底鼓 古河床冲刷 岩浆岩侵入体及天然焦界 线

沉积基底不平,煤层缺失区变用此符号 按实际范围填绘岩石符号 侵入范围用红实线圈画,如沿断层侵入可断层符 号,内画侵入岩石符号。短线指向变质带一侧, 凡煤层全厚度时,均可画天然焦界线符号。 表 10.5 水文地质 说明

编号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11

名称 渗透系数(m/d) 涌水量(L/(S,M)) 单位涌水量(L/s) 水位降深(M) 矿化度(g/L) 水温 岩层裂隙率 富水性极强的岩石 富水性强的岩层 富水性中等的岩层 富水性弱的岩层

符号

q>10L/(s.m) q=1-10 L/(s.m) q=0.1-1 L/(s.m) q=0.01-0.1 L/(s.m)

12 13

富水性极弱的岩层 实际上不含水的岩层

q<0.01L/(s.m)

表 10.6 编号

钻探工程 1:2000 说明

比例 尺

1:500 和 1:1000 地面

井下

名称
符号 1 设计钻孔 钻孔上方为孔号, 左上方为孔口高 程, 左下为设计孔 深 2 见煤钻孔 在地形图上左边 只注孔口高程: 在 煤层底板等高线 图,储量计算图, 采掘工程图上, 左 上为孔口高程, 左 下为底板高程, 右 边为煤层可采厚 度、 钻孔质量级别 (采掘工程图可 不注)

3

未见煤钻

左边为孔口高程。 水浃切面图采用 此符号, 但不注记 高程。 孔位指直孔 或斜孔穿过本水 平的位置

4

见煤斜孔

黑圆点为钻孔见 煤点的投影位置, 在地形地质图上 钻空涂黑; 井下钻 空的虚线表示孔 口至孔底的投影 长度

5

未见煤斜孔

用于底板等高线 及储量计算图, 左 边为孔口高程, 小 圆圈或黑点为本 煤层的投影响位 置

6 7 8 9

报废孔 测井基准孔 地震测井孔 一孔多用钻孔 用于测井专用图 用于测井用图 用于地质与其他 兼用孔, 如瓦斯采 样孔, 在孔号右边 加注“瓦”

10

专用工程孔

孔号右边加注 “电”“风” 、 “排” “灭” 等字, 分别 表示输电、通风、 排水、 灭火等钻孔

11 12 13

“三带” 观测孔 设计钻孔 钻孔 用于剖面图 用于剖面图

14 15

投影钻孔 剖面钻孔注记

用于剖面图 上方分子为孔, 分 母为孔口高程, 左 为煤层底板高程, 左边为煤层及夹 石厚度(真厚), 下方为终孔深度

第三篇 采煤工作面作业规程 第一部分
业规程。

编制概要

第一条 每一个采煤工作面,必须在开采前,按照一定程序、时间和要求,编制工作面作

第二条 规程编写人员在编写前应做到以下几点。
(一) 明确施工任务和计划采用的主要工艺; (二) 熟悉现场情况,进行相关的分析研究; (三) 熟悉有关部门提供的技术资料;

第三条 作业规程一般应用具备下列图纸。
(一) (二) (三) (四) (五) (六) 工作面地层综合柱状图; 工作面运输巷、回风巷、开切眼素描图; 工作面及巷道布置平面图; 采煤方式示意图(采煤机进刀示意图或炮眼布置图等); 工作面设备布置示意图; 工作面开切眼、运输巷、回风巷及端头支护示意图(平面、部面图);

(七) 通风系统示意图、运输系统示意图、防尘系统示意图、注浆系统示意图、注氮系统 示意图、安全监测监控系统(设备)布置示意图、避灾路线示意图; (八) 工作面供电系统示意图; (九) 工面正规循环作业图表;

第四条 采煤工作面作业规程按章节附图表,并按顺序编号。 第五条 《煤矿安全规程》、《煤矿技术操作规程》、上级文件中已有明确规定的,且又
属于在作业规程中必须执行的条文,只需在作业规程中写上该条文的条、款号,在学习作业 规程时一并贯彻其条文内容;未明确规定的,而在作业规程中需要规定的内容,必须在作业 规程或施工措施中明确规定。

第六条 采用对拉、顺位等方式布置采煤工作面时,应视作同一个采煤工作面编制作业规
程,必须明确规定相关内容。

第七条 特殊开采,“三下”开采,以及开采有冲击地压的煤层,必须编制专门开采设计和
安全技术措施。

第八条 采煤工作面在以下情况下需编制专项安全技术措施。
(一) 采煤工作面遇顶底板松软、过断层、过老空、过煤柱、过冒顶区,以及托伪顶开采;

(二) 采煤工作面初次放顶及收尾; (三) (四) (五) (六) 采煤工作面进行安装、撤面; 采用水砂充填法清理因跑沙堵塞的倾斜巷道前; 试验新技术、新工艺、新设备、新材料; 《煤矿安全规程》等规定中要求的其他需要编制的专项安全技术措施;

第九条 采煤工作面在以下情况下需对原作业规程进行修改和补充。
(一) (二) (三) (四) 现场地质条件与提供的地质说明书不符; 现场需要采用与作业规程规定不同的工艺; 采煤工作面以及运输巷、回风巷加强支护的支护方式、支护强度需要进行变更; 发现作业规程有遗漏;

(五) 《煤矿安全规程》等规定的其他需要修改、补充的内容。

第十条 编制专项安全技术措施,要参照采煤工作面作业规程的编制、审批、贯彻程序进
行。

第十一条 编制的专项安全技术措施要按照先后顺序进行编号,作为采煤工作面作业规程
的附件。

第十二条 出现下列情况之一时必须重新编写作业规程。
(一) 地质条件和围岩有较大变化; (二) 改变了原采煤工艺和主要工序安排; (三) 原作业规程与现场不符,失去可操作性;

第二部分 规程编制 第一章 概 况
第一节 工作面位置及井上下关系
第十三条 工作面的位置:描述采煤工作面所处的水平、采区、标高(最高、最低)、几何
尺寸(走向长度、倾向长度、面积),以及在采区中的具体位置、相邻关系。

第十四条 地面相对位置:描述工面周边(含终采线)在地面的相对位置、地面标高(最高、
最低)。

第十五条 回采对地面的影响: 描述工作面的回采对地面设施可能造成的影响, 包括地面塌
陷区范围、塌陷程度预计,以及对地面建筑物和其他设施的影响程度。

第十六条 描述工作面相邻的采动情况以及影响范围。

第二节 煤层
第十七条 煤层厚度:描述工作面范围内煤层最大、最小、平均厚度及其变化情况。 第十八条 煤层产状:描述工作面范围内煤层走向、倾向、倾角及其变化情况。 第十九条 描述煤层稳定性、结构(夹矸)、层理、节理、硬度(f)等情况,以及对回采
的影响。

第二十条 对煤种、煤质进行描述。

第三节 煤层顶底板
第二十一条 煤层顶板(伪顶、直接顶、基本顶):描述煤层顶板岩石性质、层理、节理、
厚度、顶板分类等情况及其变化情况。缓倾斜煤层采煤工作面顶底板分类(MT554-1996)见 附件 1、附件 2。

第二十二条 煤层底板(直接底、基本底):描述煤层底板岩石性质、层理、节理、厚度、
底板分类、底板比压等情况及其变化情况。

第二十三条 绘制工作面地层综合柱状图,能够反映出直接底、基本底以及不低于 8 倍采
高的煤层顶板的岩性、厚度、间距等。

第四节 地质构造

第二十四条 断层:描述对工作面回采有影响的断层产状、在工作面中的具体位置及其对
回采的影响程度。

第二十五条 褶曲:描述对工作面回采有影响的褶曲产状、在工作面中的具体位置及其对
回采的影响程度。

第二十六条 其他因素:描述陷落柱、火成岩等其他因素对回采的影响。 第二十七条 按比例绘制工作面运输巷、回风巷、开切眼素描图。

第五节 水文地质
第二十八条 含水层的分析:描述对回采有影响的含水层厚度、涌水量、涌水型式、补给
关系,以及对回采的影响情况。

第二十九条 其他水源的分析:描述老空水、地表水、注浆水、钻孔和构造导水等情况,
及其对回采的影响程度。

第三十条 为防止溃沙、溃泥、透水等事故,开采急倾斜厚煤层、特厚煤层时,还应对开采
后的上部垮落层的情况进行预计、描述。

第三十一条 工作面涌水量:描述采煤工作面正常涌水量、最大涌水量。

第六节 影响回采的其他因素
第三十二条 参考矿井和相邻采掘工作面的瓦斯、二氧化碳涌出情况,确定工作面的瓦斯、
二氧化碳等级以及相对、绝对涌出量。

第三十四条 根据有资质的鉴定机构提供的鉴定数据,确定工作面的煤尘爆炸指数。 第三十四条 根据有资质的鉴定机构提供的鉴定数据,确定工作面煤层的自燃倾向性;参
考相邻采煤工作面煤的自燃情况,确定自然发火期。

第三十五条 参考矿井和相邻采掘工作面的地温等情况,分析地温对回采的影响 第三十六条 冲击地压和应力集中区:描述本采区、相邻工作面的冲击地压、应力集中区
情况及其对回采的影响。

第三十七条 叙述地质部门对工作面回采的具体建议。

第七节 储量及服务年限

第三十八条 计算工作面的工业储量,根据规定的采出率计算可采储量。 第三十九条 应采用下列公式之一进行工作面服务年限(以月为单位)的计算。
(一) 工作面的服务年限=可采推进长度/设计月推进。 (二) 工作面的服务年限 =可采储量/设计月产量。

第二章 采煤方法
第一节 巷道布置
第四十条 选择采煤方法,描述选择依据。 第四十一条 描述采区巷道布置概况、服务巷道位置和设施情况。 第四十二条 描述工作面运输巷、回风巷、开切眼的断面、支护方式、位置、用途。 第四十三条 描述其他巷道(联络巷、溜煤眼、硐室)的断面、支护方式、位置、用途. 第四十四条 开采急倾斜煤层时,需要对区段平巷、溜煤眼、行人眼、运料眼以及联络平
巷等巷道的断面、支护方式、位置、用途进行描述。

第四十五条 采用水力采煤时,应对多水力运输石门、回风石门、回采垛的尽寸、块段巷
道(采煤头、溜煤道)以及煤水硐室的布置进行描述。

第四十六条 高瓦斯、煤与瓦斯突出条件下下采遥排放瓦斯专用巷道、抽放瓦斯专用巷道
的,需要对排放瓦斯尾巷、抽放瓦斯专用巷道进行描述。

第四十七条 按比例绘制工面及巷道布置平面图,能够反映出井上下对照情况,构造情况,
工作在周边的巷道、工程情况。

第二节 采煤工艺
第四十八条 简述采煤工艺。 第四十九条 描述采高、循环进度等。 第五十条 描述落煤、装煤、 运煤、顶板控制方式。 第五十一条 采用放顶煤工艺的,应对采放比、放煤步距、放煤方式、端头顶煤回收方式、
初次放顶(煤)及收尾时的放顶煤工艺等内容进行描述。

第五十二条 采用分层开采工艺的,应确定分层厚度等内容。

第五十三条 采用上下面同时回采(对拉、顺拉)工艺的,应明确上下面的位置关系和错
距。

第五十四条 采用柔性掩护支架开采急倾斜煤层时,需要明确:
(一) (二) (三) (四) (五) (六) (七) (八) (九) (十) 支架的角度结构、组成、宽度,支架垫层数和厚度,点柱等; 工作面安全出口及两巷管理要求; 扩巷方法、扩巷支护要求; 支架的安装和管理要求(点柱的支设角度、排列方式和密度); 回棚(柱)放顶规定; 支架下放方式、要求; 落煤方式和架内爆破规定; 架外放煤方式; 支架的拆除方式; 收作。

第五十五条 采用倒台阶方式开采急倾斜煤层时,需要对各台阶长度、相互之间的错距等
作出明确规定。

第五十六条 采用水采工艺的,应做到以下几点
(一) 明确落煤方式(开式、半闭式或闭式); (二) 根据煤层顶板稳定程度选择落垛方式及煤垛参数; (三) 根据煤体的硬度选择合理的水压; (四) 明确水枪的安设位置、安设要求、水压要求等内容以及水枪的撤出方式、路线等。

第五十七条 使用采煤机割煤,应叙述采煤机的进刀方式、进刀段长度、进刀浓度,割煤
方式、牵引方式、牵引速度,并绘制进刀方式示意图。如果采用人工爆破开切口的,还应参 考第五十八条的规定对有关事项进行描述。

第五十八条 采用爆破落煤的,应做到以下几点。
(一) 进行炮眼布置设计。描述炮眼具体的布置要求,绘制炮眼布置三视图(正、平、剖 面图); (二) 填写爆破说明书。应包括工作面的采高、打眼范围,每循环炮眼的名称、编号、个 数、位置、浓度、角度、使用炸药、雷管的品种,装药量、装药方式、封泥长度、水炮泥个 数、连线方法、起爆顺序、炮眼总长度、循环用药、雷管量等内容。

第五十九条 描述采煤工作面施工工艺流程,简要说明从准备、采、支、运、回到整理的
流程。

第六十条 用下列公式进行工作面正规循环生产能力的计算。W= LShRc。W 工作面正规循

环生产能力、L 工作面平均长度、S 工作面循环进尺、 h 工作面设计采高、r 煤的视密度、c 工作面采出率。

第六十一条 描述工作面采煤、支护、运输设备名称、型号、主要技术参数和数量。 第六十二条 采用机采工艺的,应绘制工作面设备布置示意图。

第三章 顶板控制
第一节 支护设计
第六十三条 进行工作面的支护设计。支护设计应包括工作面、端头和运输巷、回风巷支
护设备的选型、支柱密度的选择、基本支架柱排距确定、柱鞋的规格尺寸等内容。

第六十四条 工作面的支护设计,一般采用以下方法。
(一) 采用顶底板控制设计专家系统时,应根据系统要求,合理选取有关参数。 (二) 采用类比法时,应根据本煤矿或邻矿同煤层矿压观测资料和经验公式进行设计。 1. 参考本煤矿或邻矿同煤层矿压观测资料,选择本工作面矿压参数,可参考表 1. 2. 合理的支护强度,可以采用下列方法计算(一般可以采用前两种方法,取其中最大值即 为工作面合理的支护强度 Pt). ⅰ 采用经验公式计算: Pt=9.81hrk 式中 Pt-------工作面合理的支护强度, Kn/㎡ h-------采高, m;r-------顶板岩石容量,Kn/m3k----工作面支柱应该支护的上覆岩层厚度与采高之比,一般为 4---8,应根据具体情况合理选取。开采煤层较薄、顶板条件好、周期来压不明显时,应选用 低度倍数;反之则采用高倍数。 ⅱ 选用现场矿压实测工作面初次来压时的最大平均支护强度 Pt. ⅲ 采用工作面不同推进阶段(顶板来压、正常推进)按“支护原则”和“防滑的原则”要求计 算支护强度,取其中最大值。 3. 支柱实际支撑能力可以采用下列公式进行计算:Rt=KgKzKbKhKaR,式中 R------支柱额 定工作阻力,KN;k------支柱阻力影响系数,可以从支柱阻力影响系数表中(表 2)查得。 4. 工作面合理的支柱密度,可以采用下列公式进行计算:n=Pt/Rtn------支柱密度,根/㎡; Rt-----支柱实际支撑能力 Kn/根 5. 根据合理的支柱密度,确定排距、柱距。 6. 合理控顶距的选择:在满足安全生产的前提下,可以根据工作面的际条件选择控顶距。 坚硬顶板控顶距可适当增大, 松软、 缓慢下沉顶板控顶距可适当缩小, 一般应采用“见四回一” 的管理方式。 7. 柱鞋直径的计算柱鞋一般选用圆形铁鞋。根据支柱对底板的压强应小于底板容许比压的 原则,采用下列公式计算铁鞋的直径。¢≥200式中 ¢铁鞋的直径㎜;Q 底板比压,可以 从矿压参数参考表中查得,Mpa

第六十五条 根据上述有关参数,结合采高等因素,选取合适的支柱并确定选用的顶梁的

型号。

第六十六条 选用金属摩擦支柱进行支护时,应明确升柱器的型号、数量。 第六十七条 综采工作面的支护设计,需要根据工作面合理的支护强度(Pt),选取液压支
架,并参考表 3 的内容进行适应性比较。

第六十八条 乳化液泵站商讨应包括以下内容。
(一) 泵站及管路选型。 (二) 泵站设置位置需在相关图纸上明确标明。 (三) 泵站使用规定:泵站压力调整要求、乳化液配制方式、乳化液浓度、检查方式等。

第二节 工作面顶板控制
第六十九条 确定工作面回采时顶板控制方式。描述控制方法、控顶距离、放顶要求、支
柱支设要求、伞檐规定、铺网要求、护顶方式及要求等。

第七十条 确定工作面正常回采时特殊支护形式。描述密集支柱、抬棚、戗柱(棚)、丛柱、
有垛、贴帮支柱的支设及临时支护、挡矸等要求。

第七十一条 确定各工序之间平行作业的顺序和安全距离,回柱放顶的方法,放顶区内支
柱(架)、特殊支护等的回撤方式。

第七十二条 描述顶底板变化、地质构造、应力集中区等特殊地段以及其他因素时的顶板
控制方法和要求。

第七十三条 采用水砂充填或矸石充填控制顶板时,需要要明确充填的工艺要求、材料来
源、材质要求、工序衔接等内容。

第七十四条 采用放顶煤工艺或采煤工作面倾角较大时,需要描述增加支架(柱)稳定性、
防止倒架(柱)的方式。

第七十五条 采用水采工艺时,需要描述护枪方式和撤退路线的维护;倾角超过 15° 时还要
描述采空区挡矸点柱的支设方式。

第七十六条 采用人工顶板分层开采工艺时,需要描述造假顶方式、要求、材料以及在回
采中防止顶板冒漏的方法等内容。

第七十七条 采用强制放顶工艺的,应进行人工强制放顶设计。 第七十八条 采用放顶煤工艺需对顶煤进行弱化的,应描述顶煤弱化的措施。

第七十九条 如果工作面有伪顶、复合顶板时,应确定其控制方式。

第三节 运输巷、回风巷端头顶板控制
第八十条 描述工作面运输巷、回风巷超出前支护的方式、距离。 第八十一条 描述端头支护方式、支护质量要求, 以及与其他工序之间的衔接关系。 第八十二条 描述安全出口的高度等。 第八十三条 确定各类支护材料的正常使用数量、规格,确定各类备用支护材料的数量、
规格、存放地点、管理方法。

第八十四条 绘制工作面开切眼、运输巷、回风巷及端头支护示意图(平面、剖面图),
反映出工作面、超前、端头支护和工作面运输巷、回风巷正常支护等情况。

第八十五条 确定矿压观测内容。应包括日常支柱(架)支护选题动态监测、巷道变形离
层观测、顶板活动规律分析等内容。

第八十六条 描述矿压观测方法,说明工作面和巷道中矿压观测仪器、仪表的选型和安设
位置,观测时段。

第四章 生产系统
第一节 运输
第八十七条 确定运输、半载、转载方式,选择运输设备。 第八十八条 描述运输设备的安装位置、固定方式、推移方式。 第八十九条 描述运煤路线和辅助运输路线。 第九十条 绘制运输系统示意图。

第二节 “一通三防”与安全监控
第九十一条 描述工作面范围内通风设施的安设位置和质量要求。 第九十二条 进行工作面实际需要风量的计算。工作面实际需要风量,应按各煤矿企业制
定的“通防实施细则”计算或根据瓦斯(二氧化碳)涌出量、工作面的温度、同时工作的最多 人数、风速等因系分别进行计算后,取其中最大值进行风速验算,满足要求时,该最大值即 是工作面实际需要风量。

(一) 一般情况下采用下列公式:Q=100(67)qk,式中 Q-------工作面实际需要风量, m3/min;100(67)-----单位瓦斯涌出量配风量,按回风流瓦斯浓度不超过 1%取 100 计算或按二 氧化碳浓度不超出过 1.5%取 67 计算; q----工作面瓦斯 (二氧化碳) 绝对涌出量, m3/min;k---工作面瓦斯(二氧化碳)涌出不均匀的备用风量系数,它是积压个工作面瓦斯,(二氧化碳) 绝对涌出量的最大值与其平均值之比, 须在各个工作面正常生产条件下,至少进行 5 昼夜的观 测,得出 5 个比值,取其量大值。通常机采工作面 k= 1.2-1.6,炮采工作 k=1.4-2.0,水平工 作面 k>2.高瓦斯采煤工作面实际需要风量的计算, 应根据瓦斯抽放后的实际情况计算, 具体 为: Q=100qk(1-K 抽放率),式中 K 抽放率-----采煤工作面的瓦斯抽放率,%; (二) 按工作面温度计算: Q=60vS,Q=60Vsk(放顶煤工作面),式中 v----工作面平均风 速,可选取空气温度与风速对应表中(表 4)的相关数值,m/s;S----工作面的平均断面面积, 可按最大和最小值控顶断面积的平均值计算,㎡;K----综放工作面支架断面及工作面长短的 风量调整系数,可从表 5 中选取。 (三) 按工作面每班工作最多人数计算: Q=4n,式中 n------- 工作面同时工作的最多人 数,人。 (四) 按炸药用量计算: Q=25A,式中 A------采煤工作面一次爆破的最大炸药用量,kg. (五) 按风速验算 1. 按最低风速验算,工作面的最小风量 Q>15S,S 采煤工作面平均有效断面面积,㎡; 2. 按最高风速验算,工作面的最大风量 Q<240S,S-----采煤工作面平均有效断面面积,㎡;

第九十三条 如果工作面布置独立通风有困难,需采用符号《煤矿安全规程》规定的串联
通风时,应按其中一个工作面需要的最大风量计算。

第九十四条 确定通风路线,描述风流从采区进风巷经工作面到采区回风巷的路线。 第九十五条 如果工作面温度超限,必须进行专门降温制冷设计。 第九十六条 采用水力采煤时,其采煤点的供风可以参考掘进工作面作业规程有关风量计
算方法和局部通风机选择、安装方法进行设计。

第九十七条 防治瓦斯应包括瓦斯检查和瓦斯监测。
(一) 明确瓦斯检查的有关规定,描述与工作面有直接关系的瓦斯检查地点的设置、每班 检查次数、检查汇报签字规定,以及瓦斯超限处理、撤人和恢复生产的规定等内容。 (二) 明确瓦斯监测的有关规定,描述与工作面有直接关系的瓦斯监测设施(设备)的设 置地点、断电瓦斯浓度、复电瓦斯浓度、断电范围,以及瓦斯报警撤人和恢复生产的规定等 内容。

第九十八条 采用瓦斯抽放(排放)系统时,还应说明瓦斯抽放(排放)路线。 第九十九条 确定综合防尘系统,描述防尘供水管路系统,防尘方式,隔绝瓦斯、煤尘爆
炸方式等内容。

(一) 明确防尘供水系统,应包括防尘供水管理系统设置、供水参数、防尘设施设置等内 容。 (二) 明确防尘方式,应包括工作面综合降尘的各类方式(煤层注水、采煤机内外喷雾, 架间喷雾,转载点喷雾,湿式打眼,装煤洒水,个体防护,工作面运输巷、回风巷净化水幕 和冲刷工作面运输巷、回风巷等方式)。 (三) 明确隔绝瓦斯、煤尘爆炸方式,包括隔爆设施的设置、水量、管理等要求。

第一百条 明确防治煤层自然发火所选用的消防管路系统及措施。
(一) 描述回采期间选用的综合防灭火方式(注浆、注氮、阻化剂、凝胶、均压等),并 确定相关的工艺和参数。 (二) 确定监测系统,描述束管监测系统安设、传感器的设置地点、监测要求、自然发火、 标志气体、预报制度,以及气体超限撤人等内容。 (三) 明确特殊时期的防灭火要求,包括工作面临近结束、停止正常生产,以及其他意外 情况下的防灭火规定。

第一百零一条 绘制通防系统相关图纸。通风系统图、瓦斯抽放(排放)系统图、防尘系
统图、注浆系统图、注氮系统图、消防管路系统图、安全监测监控系统(设备)布置图等图 纸,可以合并绘制或分单项绘制。

第三节 排水
第一百零二条 根据而作面的最大涌水量,选择排水设备和排水系统。 第一百零三条 明确排水路线。 第一百零四条 绘制排水系统示意图。

第四节 供电
第一百零五条 进行供电系统设计,包括以下内容。
(一) 选择供电方式、电压等级、电气设备,计算工电力负荷。 (二) 进行电缆选型计算和电气保护整定计算。

第五节 通信照明
第一百零六条 绘制供电系统示意图。应明确供、用电设备情况,电缆种类、长度、断面
和“三大保护”等情况。

第一百零七条 描述工作面与车场、变电所、调度室等要害场所(部门)直接联系的通信
设施、电话位置等。

第五章 劳动组织及主要技术经济指标
第一节 劳动组织
第一百零八条 描述工作面、转载等主要场所的照明设置情况。绘制通信、照明系统示意
图。

第一百零九条 描述作业方式。应根据工艺流程和劳动组织,合理安排各工序,尽量做到
平行作业、提高工时利用率。

第一百一十条 描述劳动组织方式,说明劳动力配备情况,编制劳动组织表

第二节 作业循环
第一百一十一条 绘制工作面正规循环作业图表。

第三节 主要技术经济指标
第一百一十二条 填制主要技术经济指标表,应明确相关的安全、生产、经济等指标。可
以参考表 6 的方式、内容编制。

第六章 煤质管理
第一百一十三条 描述煤质指标。 第一百一十四条 叙述提高煤质的措施。

第七章 安全技术措施
第一节 一般规定
第一百一十五条 有针对性地叙述与本工作面相关的安全制度及需要特别强调的措施。 第一百一十六条 叙述交接班进行安全检查的内容和有关规定。

第二节 顶板
第一百一十七条 描述所用支护材料的质量要求。 第一百一十八条 描述工作面、运输巷、回风巷支柱(架)初撑力的要求。

第一百一十九条 描述工作面应采取的防倒柱措施。 第一百二十条 描述运输巷、回风巷加强支护的方式、要求。 第一百二十一条 明确工作面注液枪的设置、使用要求。 第一百二十二条 描述运输巷、回风巷支架的回撤方法和要求。 第一百二十三条 明确工作面注液枪的设置、使用要求。 第一百二十四条 描述运输巷、回风巷支架的回撤方法和要求。 第一百二十五条 描述回柱放顶的安全措施。 第一百二十六条 描述其他顶板控制(如采空区放顶)安全技术措施。

第三节 防治水
第一百二十七条 描述工作面防治水工作的重点区域域和需要进一步加强地质勘查工作的
区域。

第一百二十八条 描述排水路线、管路发生堵塞、故障情况下的停上作业、撤出所有受水
威胁地点人员、报告矿调度室的应急措施。

第一百二十九条 描述工作面或其他地点有异常情况,应停止作业及采取的措施等 第一百三十条 描述其他防治水安全技术措施。

第四节 爆破
第一百三十一条 描述爆破作业负责人的职责、分工以及相互监督的方式。 第一百三十二条 描述爆破器材领退、使用等安全措施。 第一百三十三条 明确严格按照炮眼布置设计要求打眼,并说明打眼前进行安全检查的内
容。

第一百三十四条 明确要使用符合规定的封泥,并坚持使用水炮泥的规定。 第一百三十五条 描述工作面设备、支柱等防止炮崩的措施。 第一百三十六条 描述爆破必须执行“一炮三检”制度、具体检查方法,以及严禁裸露爆破
(放糊炮、明炮)和短母线爆破的具体规定。

第一百三十七条 描述什么情况下不准爆破的具体规定。 第一百三十八条 描述其他爆破管理安全技术措施。

第五节 一通三防与安全监控
第一百三十九条 描述工作面通风路线发生进、回风不畅情况下的应急措施。 第一百四十条 描述工面采用的各项结合防尘措施及要求。 第一百四十一条 描述工作面采用的各项综合防灭火措施及要求。说明发生高温点、发现
指标气体等发火征兆时的处理方法和安全技术措施。

第一百四十二条 描述在注氮、注浆、洒阻化剂等防火操作时的安全措施。 第一百四十三条 描述在工作面区域内的安全监控仪器、仪表使用、悬挂、移动的要求。 第一百四十四条 描述其他“一通三防”、安全监控及外因火灾防治安全技术措施。

第六节 运输
第一百四十五条 描述工作面、运输巷、回风巷中的运输设备依次启动、停止的措施和联
络方式。

第一百四十六条 描述工作面、运输巷、回风巷中的运输、转载设备在紧急情况下停机的
措施。

第一百四十七条 描述使用带式输送机、刮板输送机等运输设备时的安全措施。 第一百四十八条 描述要专人操作运输、转载、破碎设备,并禁止人员随意跨越的措施。 第一百四十九条 描述发生大块煤炭(矸石)卡住运输、转载、破碎设备以及溜煤眼上口
的处理方式和安全措施。

第一百五十条 描述辅助运输中应采取的安全措施。
第一百五十一条 描述其他运输管理安全技术措施。

第七节 机 电
第一百五十二条 描述工作面采煤机、运输机、转载机、破碎机、带式输送机、液压支架
等机电设备的安装固定、使用、移动、维修时的安全技术措施。

第一百五十三条 明确机电设备的使用和操作实行专职制、设备维护实行岗位责任制、现
场交接班制、停止送电等制度。

第一百五十四条 描述乳化液泵站、管理等管理措施。 第一百五十五条 描述移动变电站和乳化液泵站的移动、固定方式和安全措施。 第一百五十六条 描述油脂管理的要求。 第一百五十七条 描述机电设备检修时的安全措施。 第一百五十八条 描述其他机电管理安全技术措施。

第八节 其他
第一百五十九条 描述工作面工业卫生、文明生产方面的内容要求。 第一百六十条 描述其他安全技术措施。

第八章 灾害应急措施及避灾路线。
第一百六十一条 制定发生顶板事故,瓦斯、煤尘爆炸,火灾,水灾等的应急措施。 第一百六十二条 确定发生灾害时的自救方式、组织抢救方法和安全撤离线。 第一百六十三条 绘制工作面避灾路线示意图。

附件1

缓倾斜煤层采煤工作面顶板分类
(引自MT――554-1996) 表1 术语及代号 代号 单位符号

一、 术语及代号(表1)
编号 1 2 术语名称 直接顶厚度 直接顶平均分层厚 度 定义或说明

h

M M 直接顶下位岩石, 其厚度相 当于煤层厚度的部分中, 按 岩性和强度形成的各组岩 层的分层厚度平均值。 GB/T16414 (直接 顶初次垮落距按冒落长度 超过工作面总长度的 50% 时工作面煤壁至切眼煤帮 之间的距离计算。 按给定公式计算得到的直 接顶初次垮落距。

i

h

o



直接顶初次垮落距

Lr

M

4 5

计算直接顶初次垮 落距 综合弱化常量

Lrc

M

c

2

m.Mpa / MPa

反映煤层顶板结构, 分层厚 度和裂隙分布对顶板稳定 性综合影响的常量。 位于直接顶之上或直接位 于煤层之上难垮落的岩层。

6 7 8

基本顶 基本顶初次来压步 距 修正基本顶初次来 压步距 m
f

L

基本顶初次来压时, 自开切 眼到煤壁的距离。 当基本顶初次来压步距超 过工作面长度?时,需要将 进行修。修正衙的

L fe

m

L fe 称

为修正基本顶初次来压步 距。 9 10 基本顶周期来压步 距 直接顶充填系数

L

m
p

基本顶相邻两次来压之间 的距离 直接顶厚度



h 与煤层采高
i

h
11 煤层采高

m 的比值。

h

m

m

二、 直接顶分类
(一) 类别名称 采煤工作面直接顶类别按其在开采过程中表现的稳定程度进行划分。 共分为4类。 其中, 1类又为2个亚类。类别代号及名称见表2。 表2 直接顶类别代号及名称 1类 2类 3类 4类 1a 不稳定 (二) 类别 基本 指标 岩性 和结 构特 征 综 合 弱 化 常 量 主 要 力 学 参 数 参 考 区 间 单 向 抗 压 强 度 分 层 厚 度 等 效 抗 弯 能 力 1b 中等稳定 稳定 非常稳定

分类指标和参考要素(表3) 表3 直接顶分类指标及参考要素 1类 2类 3类 1b 1a

4类 28<

?

r

≤4

4<

?

r

≤8

8<

?

r

≤18

18<

?

r

≤28

?

r

≤50

泥岩、泥页 岩、节理裂隙 较发育或松 软

泥岩,碳质泥 岩节理裂隙较 发育

致密泥岩、粉 砂岩、砂质泥 岩节理裂隙不 发育

砂岩、 石灰岩节 理裂隙很少

致密砂岩、石 灰岩节理裂隙 极少

c=
z

0.163=+-0.06 4

c =0.273+-0.0 c =0.30+0.12 c
z z

zc

=0.43+-0.1 57

c

zc

=0.48+-0.1 1

9

R =27.94
c
75

-10.

R

c =36+-25.7

R

c

=46.3+-20

R

c

=65.3+-33. 7

R

c

=89.4=-32 .6

5

h=
c

h =0.285+-0. h =0.51+-0.3 h =0.675+-0.3 h =0.72+-0.3
c c c c

0.26+-0.125

13

55

4

4

h R <7. h R <2.9 h R <7.8 h R <33
o
c

o

c

o

c

o

c

h R <4
o
c

52

-11.4

-29.1

-104

5.5-13 9.4

注:参考指标中,

c 、 R 、 h 均为该类顶板各煤层相应参数的平均值加减速均方差。
z
c

o

(三) 2类直接顶的划分 对于2类直接顶,要根据需要分两个亚类,见表4。 (四)直接顶类别的确定方法 1.已采多个工作面的煤层: 根据本煤层实测的起码接顶初次垮落距,按式(1)求出其平 均值?
r

表4 代号 2a 2b

2 类直接顶的划分 基本指标的划分

8< 12<

?
t

t

≤12

,查表3确定该煤层直接顶所属类别。

?
(1) 式中

r



?l
i ?1

n

?

≤18

ri

ri ——同一煤层已开采工作面的实测直接顶垮落距; N —-同一煤层已开采工作面数,一般应不少于3。 2.同一煤层已采工作面推算未采工作面:

l

如已知煤层某工作面直接顶初次垮落距

l

ri

可按式(2)计算其综合弱化常量,并进而

按式(3)推进算该煤层其他工作面初次垮落距 按表3,确定其接顶类别。

l

rei

,取不少于3个工作面的平均值,然后

0.1186l zc

c= R h l =8.94 c R h
z
cl ol

(2) (3)

rei

z

cl

oi

式中

R -------已采工作面的单向抗压强度; h --------已采工作面的直接顶分层厚度; R ---------某未采工作面的单向抗压强度; h ------某未采工作面的直接顶分层厚度。
cl

oi

ci

oi

3.当基本指标处在两类界线附近时,可根据岩性,结构特征,其他力学要素所处区间判定 所属类别。 4.未采煤层: 如果煤层尚未开采,可根据地质条件相近的相邻煤层的综合弱化常量( z )钻孔岩心 的取样试验,确定直接顶下位岩层的单向抗压强度及直接顶平均分层厚度,按式(3)计算 直接顶初次垮落距,同表 3 确定直接顶类别。 三、基本顶分级 (一)级别顶分级 根据基本顶压力显现强烈程度,将基本顶进行分级,其分为四级。其中,Ⅳ级又分两个 亚级。级别名称和代码见表 5. (二)分级指标 基本顶的分级指标是基本顶初次来压当量 ( 直接顶充填系数(N)和煤层采高(

c

p

e

) 其值由基本顶初次来压步距 , (

L

f

) ,

h

m )按式(4)确定。基本顶的分级指标见表

6.

p

e

= 241.31(

L

f

)——15.5N+52.6

h

m

(4)

式中

p

e

——基本顶初次来压当量,kN/㎡。

表5 级别名称及代号 代号 名称 Ⅰ级 不明显 Ⅱ级 Ⅲ级 Ⅳ级 Ⅳa 非常强烈 Ⅳ级 基本顶级别 Ⅰ级 Ⅱ级 Ⅲ级 Ⅳa Ⅳb Ⅳb

明显 强烈 表 6 基本顶分级指标

分级指标

p

e

≤895

895< e ≤ 975

p

975< e ≤ 1075

p

1075< ≤1145

p

e

p

e

>1145

(三)各级基本顶相应的典型地质技术条件的组合(表7) 表7 各级基本顶相应的典型地质技术条件组合表 基本顶级别 分级界限/(Kn. Ⅰ级 Ⅱ级 Ⅲ级 Ⅳ级 Ⅳa Ⅳb

m

?2

) N间 区

p
1-2 < 37 < 30 < 24 < 19

e

≤895

895<

p

e



975<

p

e



1075<

p

e



p

e

975 3-4 1-2 3-4 1-2

1075 3-4 1-2

1145 3-4

> 1145 1-2

h
典 型 条 件

m

37-41

41-47

47-54

54-72

72-82

82-105

105-120

>120

=1

L

h
f

m

30-34

34-38

38-43

43-58

58-66

66-85

85-96

>96

/m

=2

h

m

24-27

24-27

27-31

35-46

46-53

53-68

68-78

>78

=3

h

m

19-22

22-27

27-31

31-41

41-47

47-55

55-62

>62

=4

(四)基本顶级别确定方法 1.计算初次来压步距: 当初次来压步距不超过工作面长度的?时,取其实测值作为式(4)的 f 。如果初次来 步压步距超过工作面长度?时,实测的初次来压步距需按照式(5)-式(6)进行修正。将修 正后的基本顶初次来压步距 Lfc 取代式(4)中的

L

L

f



四周未采的工作面:

L

fc =

Lf (1 ? k ) /(1 ? ?k )

(5)

一边采空或有走向断层的工作面:

L
两侧已采的工作面:

fc =

Lf 2(2 ? k ) /(4 ? 3?k ) Lf 2(1 ? k ) / ? (1 ? ?k ) ?

(6)

L L L
L

fc =

(7)

式中 k= f / w ( w 为工作面长度) ; ?——基本顶岩石的波桑系数(一般可取:砂质页岩,?=0.35;砂岩,?=0.2-0.3;砾岩, ?=0.2) 。 2.用周期来压步距推算初次来压步距: 如已知基本顶周期来压步距( 3.直接顶充填系数计算:

L L

p) ,可用式(8)推算初次来压步距(

L

f

) : (8)

f

=2.45

L
m

p

N=
(1) 直接顶厚度确定原则:

h /h
i

(9)

h 取实数直接顶厚度; 当直接顶厚度大于 6 倍采高时,取 h =6 h 。 (2) 煤层采高( h )确定原则;
当直接顶厚度小于 6 倍采高时,
i i m
m

一次采全高的工作面,以煤层厚度作为煤层采高; 分层开采的工作面,以分层次采高作为煤层采高。 4.计算初次来压当量平均值

p

e

及级别划分:

由已采工作面的 f ,N, m ,按式(4)计算初次来压当量平均值 6 对该煤层基本面级别进行判定。

L

h

p

e

,然后对照表

附件 2 缓倾斜煤层采煤工作面底板分类
(引自 MT553---1996) 工作面底板按其允许底板载荷强度由小到大分为五个类别,即 I 类(极软类) ,Ⅱ类(松 软类) ,Ⅲ类(较软类) ,Ⅳ类(中硬类) ,和Ⅴ类(坚硬类) ,其中Ⅲ类底板又分为Ⅲa 类(较 软 a 类)和Ⅲb 类(较软 b 类) 。 工作面底板分类的基本指标是允许底板载荷强度。 辅助指标是允许底板刚度。 参考指标 是允许底板单向抗压强度。各类底板的指标界限及参考岩性见表 8。 表 8 各类底板的指标界限及参考岩性 底板类别 基本指标 允许底板 载荷强底 辅助指标 参考指标 允许底板 单向抗压 强度

允许底板刚底

参考岩性

名称

代号

p
极软 Ⅰ

p/M

p

s
a

p

/(Mpa/mm-1)

R R

p /MPa

p

p

ǐ?3.0

s
0.3<

p

≤0.3

p ≤8.5

充填砂、 泥岩、软 煤 泥页岩、 煤 中硬煤、 薄层状页 岩 硬煤、致 密页岩 致密页 岩、砂质 页岩 厚层砂质 页岩、粉 砂岩、砂 岩

极软



0.3<

p

p

s s

p

≤6.0 Ⅲa 极软 Ⅲ Ⅲb

≤0.7

8.5<

R

p

≤13.2 13.2< R ≤19.6 19.6<
p

p 0.6<
≤6.0 10<

p

0.7<

p

≤1.2

p

p



1.2< s

p

≤2.0

R R

p

16.0 中硬 Ⅳ

≤29.1 29.1<
p

p 16< p

p



2.0<

s

p

≤4.1

32.0

≤54.6

坚硬



p

>32.0

s

p

>4.1

R

p >54.6

附件 3 中国煤炭分类总表
(GB 5751---1986) 分类指标 类别 代号 数码 Y (mm)

v

daf(%)

G

R, I

b(%)

H

daf

(%)

Pm (%)

Q

gr, maf

(MF/ kg)

无烟 煤 贫煤 贫瘦 煤 瘦煤

WY PM PS SM

01 02 03 11 12 13 14 15 24 25 16 26 36 35 46 34 43 44 45 23 33 22 32 21 31 41 42 51 52

≤3.5 >3.5-6.5 >6.5-10 >10-20 >10-20 >10-20 >10-20 >10-20 >20-28 >20-28 >10-20 >20-28 >28-37 >28-37 >37 >28-37 >37 >37 >37 >20-28 >28-37 >20-28 >28-37 >20-28 >28-37 >37 >37 >37 >37 0-5 5-20 20-50 50-65 >65 50-65 >65 >85 >85 >85 >65 >85 50-65 35-50 50-65 >65 30-50 30-50 5-30 5-30 0-5 0-5 0-5 5-35 >50 ≤30 >30-50 <24 ≤25 (≤150) ≤25 >25 >25 >25 ≤25 >25 (>150) (>150) (>220) (≤220) (>220)

焦煤

JM

肥煤 1/3 焦煤 气肥 煤

FM 1/3 JM QF

气煤

QM

≤25

(≤220)

?中粘 煤 弱粘 煤 不粘 煤 长焰 煤 褐煤

?Z N RN BN CY HM

注:1.当

G

R, I

>85时,再用 Y 值(或 b 值)来区分肥煤、气煤与其他煤类。当 Y>25mm
daf

时,如

v

>37%,则划分为气肥煤;如Y≤25mm,则根据其

v

daf

的大小而划分

为相应的其他煤类。当用 b 值来划分肥煤、气肥煤与其他煤类的界限时,如 28%,暂定 b>150%的为肥煤,如 气肥煤( 者为准。 2.如用

v

daf

<

v

daf

>28%,则暂定 b>220%的为肥煤或

v

daf

>37%时) 。当按 b 值划分的类别与Y值划分的类别有矛盾时,以后

v

daf



H

daf

划分出的小类有矛盾时,则以

H

daf
daf

划分的小类为准。在已确定 来分类,在煤田地质勘探工

了无烟煤小类的生产厂矿的日常检测中,可以只按

v

作中, 对新区确定小类和生产矿、 厂需要重新核定小类时, 应同时测定 值,按规定确定出小类。 3.对

v

daf



H

daf

G Q -50%,再测
daf

v

>37%,

ri

≤5的煤,再以 ,如

p

m

来确定其为长焰煤或褐煤。如

p

m

>30%

gr, maf

Q

gr, maf

>24MJ/kg,则应划分为长焰煤(地质勘探

煤样, 对 daf >37%, 焦渣特征为1-2号的煤, 在不压饼的条件下测定, 再用 来区分烟媒和褐煤) 。 4.

v

p

m

分类用煤样,除 d ≤10%的采原煤外,凡 d >10%的各种煤样,应采用ZNC L2 重液选后的浮煤(对易泥化的低煤化度褐煤,可采用灰分尽可能低的原煤样) , 详见GB――1983煤样的制备方法。

A

A

第四篇

范例

一、极薄煤层螺旋钻机采煤 (山东新汶矿业集团潘西矿) 潘西矿简介 潘西矿位于山东省莱芜市境内,莱芜煤田长尾岭勘探区西部。地理坐标:东经 117 ? 44′35″-48′51″,北纬 36?7′40″-12′58″,井口标高+233.50m。矿井开采范围: 西部边界为 F2-1O 断层,与相港、南冶井田相邻;东部边界为 F6 断层,与潘东井田相 邻。浅部至各煤层露头,深部到-800m 水平,平均走向长 4.6 千米,倾向长 3 千米,面 积约 13.8 平方千米。 潘西矿于 1958 年建井,设计能力为 0.3Mt。1994 年矿井进行改扩建,2002 年生产原 煤 108Mt,2003 处产煤 1.18Mt. 该矿坚持稳步发展煤炭主业,积极推进进?科技兴矿?战略,优华完善矿井通、压、 排、提等各系统,推广应用综掘、综采等生产工艺,率先引进了螺旋钻采煤机,机械化 程度达到 95%以上。同时,加大了科技创新力度,?千米立井排列水研究与应用?获得 山东省科学技术步二等奖,全国煤炭行业十大科技成果称号。企业先后被评为全国科技 进步双?十佳煤矿? 、全省?十佳煤矿?等荣誉称号。 第一章 概况 第一节 工作面位臵及井上下关系 1701 钻采工作面为-350 米水平七层一采区东翼第一工作面, 其上部为涝坡煤矿边界煤 柱,其下部为未采区。具体位臵及井上下关系见表 1。 表一:工作面位臵及井上下关系表 水平名称 地面标高 地面的相 对位臵 回采对地面 设施的影响 井下位臵及 与四邻关系 走向长度 m 工作面西部为七层一采运输上山及一采轨道上山,东部至七层煤变薄带,北 部为 1702 工作面准备区,南部为涝坡煤矿边界煤柱。 1043 倾斜长度 m 40-120/80 面积 m
2

-350 米水平 +228.4 米

采区名称 井下标高

七屋一采区 -161.5,-149.0

该面地面投影位臵:南至涝坡村以北 1300 米,北官庄以南 750 米,西到地蛇 沟以东 600 米,东至南蛇沟以东 1700 米处 工作面对应地面物为田野,无建筑物及水体

83440 ㎡

第二节

煤层

本工作面设计开采煤层为 7 层煤,通过地质资料分析煤层赋存情况见表 2。 表二:煤层情况表 煤层厚度 m 开采煤层 0.42-0.81/0.65 7 硬 度 煤层情 况描述 该区煤层赋存稳定,煤层总厚度 0.42-0.81 米,平均 0.65 米,煤层结构 简单,7 层煤属半亮型煤,黑色,条痕褐色,暗煤为主树脂光泽,光泽暗淡, 节理发育,坚硬块状,断口平坦。本煤层工业牌号为肥煤,可采指数为 1,变 异系数为 25.28%属较稳定型煤层 第三节 工作面煤层顶底板情况见表 3。 表三:煤层顶底板情况表 顶、底板名称 基本顶 岩石名称 粉砂层 厚度 8.2 特征 为粉砂岩,厚 8.2 米,灰色-浅灰色,节理发 育,块状结构,f=5 直接顶 细砂岩或 粉砂岩 直接底 基本底 细砂岩 岩 4.5 9 7.4 为浅灰色细砂岩或粉砂岩,层理节理发育,性 脆、易碎、易冒落。 直接底板为细砂岩,粘土胶结,厚 4.5 米,f=2 为砂质面岩,局部夹细砂岩,厚 9.0 米浅灰色 -灰色,泥质胶结,f=5 附图一:1701 工作面地层综合柱状图。 (略) 第四节 一、断层情况以及对回采的影响 1701 运输巷掘进过程中, 揭露 7 条断层, 正断层 F2, H=0.5 米, 52?角, 正断层 F2, H=0.4 米,56 度角,正断层 F3,H=0.7 米 56 度角,正断层 F4,H=1.2 米,74 度角,正断层 F5, H=0.7 米 74 度角,正断层 F6,H=0.8 米,78 度角,正断层 F7,H=0.2 米,56 度角。不排列 除钻采过程中的工作面遇落差较小断层的可能性。 从钻采出来的煤岩矸含量及岩性分析, 并 调整钻杆位臵和方向, 确定是否揭露断层或其他地质构造。 揭露落成差 0.5 米以上断层时退 出钻杆,移机进行下药个钻孔的钻采。已揭露的构造情况见表 4。 地质构造 煤层顶底板 1.5 煤层结构 煤 种 简单 肥煤 煤层倾角(度) 稳定程度

12 ? 24 18
较稳定

表四:断层情况表 断层名称 断层 性质 F1 F2 F3 F4 F5 F6 F7 正 正 正 正 正 正 正 走向 /? 46 47 56 106 88 151 38 倾向 /? 136 317 326 196 178 61 308 倾角 /? 52 56 56 74 74 78 56 落差 /m 0.5 0.4 0.7 1.2 0.7 0.8 0.2 影响不大 影响不大 影响不大 影响较大 影响不大 影响较大 影响不大 对回采的影响

二、其他因素对回采的影响(陷落柱、火成岩等) 根据工作面实际揭露资料分析,本工作面内无岩浆侵入体、冲刷带、陷落柱等。 附图二: -150 米水平 1701 工作面运输巷素描图(略)。 第五节 水文地质 一、含水层(顶部和底部)分析 该区水文地质条件简单,直接充水含水层为煤层基本顶中细砂岩,厚 15.6 米。富水弱。 根据而一采运输上山及 1701 工作成的实际揭露的水文情况预计,该含水层不对开采造成水 害威胁。 二、其它水源的分析 1701 运输巷掘进过程中所揭露的断层不含水,不导水,因此 1701 面钻采地这程中不受 断层水害威胁。本面钻采过程中水降尘衙积存的水,水量较小,对钻采无影响。 三、涌水量 预计正常涌水量为 1m?/h 左右,最大涌水量为 1.5m?/h。 第六节 影响回采的其它因素

一、影响回采的其它地质情况(表 5) 表五:影响回采的其它地质情况表 瓦斯 CO2 煤尘爆炸指数 煤的自燃倾向性 低瓦斯矿井,瓦斯绝对涌出量为 5.94m?/min,采面参考值为 3m?/min 低 CO2 矿井,CO2 绝对涌出量 17.1 m?/min,采面参考值为 17.1 m?/min 煤尘具有爆炸性,指数为 36.37% 无自然发火史

地温危害 冲击地压危害

无 无

二、冲击地压和应力集中区 1701 工作面为七层一采区第一个钻采工作面,预计局部的应力集中对正常钻采影响不 大。 第七节 一、储量 1.工业储量:9.87*100?t. 2.可采储量: 本钻采工作面采出率参考值为80%,可采储量为 7.89*100?t. 二、工作面服务年限 预计钻采工作面的服务年限=可采推进长度/月设计推进长度 储量及服务年限

第二章

采煤方法

第一节 巷道布臵

一、采区设计、采区巷道布臵概况 七层煤一采区采用单翼布臵, 在采区西部布臵采区轨道上山及采区运输机上山, 两 条上山均沿七层煤掘进。 采区上山上部连接-150 米中央石门,作为采区部回风巷。 二、工作面运输巷 在上部车场以下40米处掘进1701运输巷。在运输巷中布臵螺旋钻采煤工作 面,巷道净宽4400㎜,净高3800㎜,断面1435 ㎡;采用锚网支护,的用的 锚杆为全螺纹钢等强锚杆。锚杆规格为:杆径18㎜,杆体长度2200㎜。锚杆间、 排距为800㎜*800㎜, 采用两支MSK28/50型树脂锚固剂加长锚固。 170 1钻采工作面一切采煤活动将在该巷道完成。 三、采区煤仓 采区运输上山上部设七层煤一采区煤仓,煤仓为立式煤仓,直径6米,净高7.6 米。 容量为190t。煤仓采用锚网喷支护,喷浆厚度200㎜,所用锚杆为全螺纹钢等强锚杆。 锚杆规格为:杆径18㎜,杆体长度2200㎜。锚杆间、排距间600㎜*600㎜,采

用两支MSK28/50型树脂锚固剂加长锚固。煤仓下部接-150米中央石门,采用石 门装车方式。 附图三:1701工作面位臵及巷道布臵图

20570400 20570500 4002700 20570700 20570800 20570900 4002600
-16 8.7 10 11 168. 4

4002800

20570600

1701运输巷平面布臵图 (比例 1:1000)
∠5 5°

-167.5 9
12 -168.3

5


.6m
45 °



-149.2

H=0.6m ∠39°
∠5
3 -159 .0
5 -16 1.0

H=0 .3

H=0

A1 -149.1

.5m

附图一:1701 工作面煤层综合柱状图
~1m

-154.57 口 -149.0

七 15 七 层 层 一 一 采 采 轨 运 道 输 上 上 -15 山 -149.2山 Y2 8.7 2 1

3

H=1.2m ∠57° ∠61°
H=0


-149.76
-1 6 49 .2

检8 228.4 0.85 -74.5 -143.65

H=0.7m
F -162 .6

仓 A2
9 -149.1
10 -149. 0

-149.0 8

H=
-160 .5

1m

-139.0
11 12 -148.9
13 -14 8.7

1701 回风 巷

1701 运输 巷 7

∠49°

暗 主 井
煤柱线

暗 付 井

一 号 皮 带 井

中 央 石 门

保 护 煤 柱
开采 上 限

227.4 -20.4

62-41 沉缺

涝坡煤矿
20570400 4002500 20570500 20570600

涝坡煤矿
402400 20570700 20570800

4002600

20570300

第二节 采煤工艺 一、采煤工艺 1701钻采工作面采用前进式独头钻采采煤法。 采用乌克兰新型BSHK-2DM型 螺旋钻机钻采, 它是三轴螺旋钻式薄煤层采煤机。 该机先在巷道下帮沿煤层倾向向进行钻采, 钻采完后再退回调头在巷道上帮沿煤层向上进行钻采。 二.落煤方法 螺旋钻采煤机布臵在运输巷中,沿煤层倾钻采,钻头割煤,螺旋钻杆掏煤,煤直接落在 运输巷的刮板输送机上运出。该机一次采宽 1.905 米,三轴联动钻杆 1.54 米一节,钻机钻 采一节钻杆深度或遇断层时,退出钻杆,螺旋钻机整体前移,预留 0.5 米煤柱后开始下一循 环钻采。 附图四:螺旋钻机采煤示意图。

1-单轨吊

6-节式钻杆

螺旋钻机正常钻进:

2-机体

附图4 螺旋钻机在平巷中工作

3-固定油缸

螺旋钻机在平巷中工作

螺旋钻机在平巷中工作

800

625

1 1 2 6 2 5
800
625

4-调斜油缸
3 4 1--单轨吊 3--固定油缸 2--螺旋钻采煤机 4--调斜油缸 5--刮板运输机 6--节式钻杆

6

3 4 5

1--单轨吊 3--固定油缸

2--螺旋钻采煤机 4--调斜油缸 5--刮板运输机 6--节式钻杆

5-刮板输送机

设计钻采长度, 上山方各40-80米, 下山方向40米, 钻孔高度为1m/min 的速度钻煤,

直至达到设计深度。 三、螺旋钻采工作面正规循环生产能力 工作面每班钻进 30 米,每天钻进深度为 90 米,钻孔高度为 0.65 米,钻孔宽度为 2 米, 钻煤时采出率为 0.95 米。则 W=L*S*h*r*c=(90*2*0.65*1.31*0.95)t=147t 式中 W-------日产量,t/d; L-------日钻进深度,m/d; S------钻孔宽度,m; h-------钻孔高度,m; r--------煤层视密度,m; c--------采出率; 月产量=147(t/d)*30d =4410t 第三节 一、 螺旋钻机 设备配臵

螺旋钻机选用乌克兰新型BSHK-2DM型采煤机,其主要技术参数如下。 钻高 钻宽 钻深 钻进速度的 二、 运输设备 0.65m 1.905m 上山方向 40-80 米,下山方向 40 米 0-1.0m/min

1. 刮板输送机 1 部 型号 电机功率 运输能力 中间槽尺寸 链接 2.带式输送机 2 部 两部型号均为 SD-80,其技术参数为: 电机功率 运输能力 带宽 带速 2. 运送和安装钻具的设备。 单轨吊 1 部,电机型号为 CoCBEPLACiPIgM。 40*2kW 350t/h 800 ㎜ 1.63m/s SGV-40T 40Kw 150t/h 1500 ㎜*630 ㎜*180 ㎜ 0.92m/s

附图 5 1701 钻采工作面设备布臵示意图。

1701工作面设备布置图

-150中变

1

1701运输巷

2
1701临变

北石门 变电所 150前二

4 1701运输上山

5

注:

1---螺旋钻煤机 2---1701移变 3---40T溜子 4.5---SD-80皮带机

附图五:机采工作面设备布臵示意图。

三、

顶板管理

第一节支护设计

1701 钻采工作面钻孔要用不支护方式。

第二节

工作面顶板控制

2002 年 10 月,由山东科技大学对七层煤围岩进行了强度测试。其单向抗压强度风表 6。 表 6 围岩单向抗压强度 类别 含水状态 抗压强度/Mpa

上 七层煤 顶板 底板 天然 天然 天然 10.1 68.4 57.6

中 12.4 61.6 53.7

下 11.6 65.6 60.3

平均 11.4 65.2 57.2

算术平均 11.4 65.25 57.26

根据围岩分类程序运行计算结果,七层煤围岩为Ⅱ类稳定围岩,结合实际,直接顶节理 裂隙了育,在回采时应加强支护。 1701 钻采面为条带式开采,采宽 1.905 米,煤柱宽 0.5m 顶板来压及下沉量显现我不明 显。 一、正常工作时期顶板支护方式 工作面钻孔采完毕后, 在钻孔口以里 0.3 米处, 支设 3 棵 ? H=180 ㎜*650 ㎜的优质木点柱, 上方戴规格为长*宽*厚=400 ㎜*200 ㎜*40 ㎜的木柱帽(柱帽沿倾斜使用)并用木栅加紧打 牢,软底处加穿规格为 1500 ㎜*250 ㎜*40 ㎜的大木鞋。木点柱严禁支在浮煤、浮矸上。 四、 正常工作时期的特殊支护形式

随着螺旋钻采煤机不断前移采煤,要随时观测运输巷的围岩变形情况。当巷道压力变在, 变形严重时,及时打锚索加强支护,锚索间排为 3 米,长度为 6 米,安设在巷道拱顶,防止 冒顶或影响钻采工作。 第三节 一、运输巷支护方式 采用锚网作永久支护。拱部采用 8 根 ? 18-2200 ㎜的全螺纹钢等强锚杆,锚盘压实网,顶 板锚杆的间排列距为 800 ㎜*800 ㎜。 两帮锚杆采用 4 根 ? 18-2200 ㎜的全螺纹钢等强锚杆配 铁托盘压网,间、排距为 800 ㎜*800 ㎜,每根锚杆均采用 2 支 MSK28/50 型树脂锚固剂进行 锚固;金属网采用 10 号以上镀锌铁比编结的菱形金属网,规格为长*宽=7 米*0.9 米,其网 孔规格为 50 ㎜*50 ㎜, 网片之间采用专用串簧连网。 永久支护到迎头的离不得超过 0.8 米, 超过时必须及进打安锚杆。 二、钻孔口支护方式 在钻孔口以上或以下 0.3 米处支设3棵 ? H=180 ㎜*650 ㎜的优质木点柱支护顶板。 三、材料的存放地点 螺旋钻具、 名杆摆放在钻采孔以外10米左右。 其他材料应存放在距螺旋外采煤机5 0-100米之间。所有材料应分类摆放整齐,实行挂牌管理,标明材料名称、型号、数量 等内容, 并由专人负责。 材料存放地点必须保证有 0.8 米以上宽度人行道和必需的运输通道。 第四节 一、矿压观测内容 矿压观测 运输巷顶板控制

1701钻采工作面的矿压观测研究内容主要有: 巷道围岩变形观测、 巷道围岩表面位 移观测。 根据观测结果对运输巷及钻采孔顶板活动规律、 来压特征, 巷道围岩变表影响范围和分 布特点,顶板、煤层稳定怀等进行定期分析,并进一步了解煤、岩体力学参数等基础数据。 二、观测方法 运输巷道围岩变形观测,是利用移动观测站观测。观测站在运输巷随钻采地点移动,间 隔6米安设4台顶板动态观测仪、 监测运输巷顶底板的相对移近量, 用来推断顶板的运动过 程和状态。 动态观测仪的编号依次为1号2号3号4号, 当1号动态仪距钻采地点超出6米 时,再安设一台,以次类推。当1号距离钻采地点超过24米时,需要将其回撤,并重新支 设在原4号动态仪的前面, 同时调整各动态仪的编号。 在钻采地点前方设臵5号6号动态仪, 间距为6米, 当5号动态仪距离钻采地点不足6米时需要将其回撤, 并重新支设在原5号动 态仪的面,同时调整天各动态仪的编号。各动态仪的间距,动态仪至钻采地点的距离,在观 测时必须做好记录。用测尺测量巷道受采动影响过程中的两帮移近量,每天观测一次。 围岩变形观测,一般1-2H观测一次。当巷道围岩变形明显时,可视变化情况每10 -30min 观测一次,观测时必须记录观测间。 三、支护质量监测 每旬同质量标准化办公室不定期对运输巷支护质量动态检查2次, 对存在的问, 由施工 单位立即整改。监测内容要包括煤壁片帮情况、运输巷顶板冒落变情况等。 四、观测时间要求 1.运输巷、观测至钻孔走向采宽达100米止。 2.支护质量监测:整个生产期间。

第四章 生产系统 第一节 运输 一、运输设备及运输方式 工作面需要用的材料、设备等物资,采用1t 矿车、平盘车、花车等,通过CDXT- 2.5G型电瓶车牵引运到七层一采运输上山上车场,采用25kW 绞车送至七层一采动输上 山下车场,人工拖运到工作面。 二、运煤路线 1701钻采工作面――1701运输巷――采运输上山――七层――采煤 仓―――150米北石门―――150米中央石门―――350米暗副斜井上车场――折 返井――1号输送带井――地面。 三、辅助运输路线 地面――2号主斜井―――150米通过线―――150米中央石门―――150米

北石门――七层――采动输上山――1701运输巷――1701钻采工作面。 附图七:运输系统示意图(略)。

第二节 一、通风系统 (一)风量计算 1.按瓦斯(二氧化碳)涌出量计算:

一通三防与安全监控

Q

1

=100×q×k= (100*0.19*2)m3/min= 38m3/min。

2. 按工作面每班工作最多人数计算:

Q人 =4n= 4 m /min*12=48m /min。
3 3

3.按最低风速验算:

Q>=15×S= (15*12)m3/min= 180m3/min。
式中 S---工作面巷道断面面积,㎡。 4.根据《百狮-2 型螺旋钻采煤机组使用说明书》,?3.1 操作的规定?表 5 中列出钻机工 作时通风量为 4.5 m /min。 5.风量验算: (1)按 CH4 涌出量:
3

C

CH 4

=q/Q*100%=(0.19/180)*100%=0.11%<1%
3

式中 q----瓦斯涌出量,0.19 m /min。 (2)按工作面回风流 CO2 浓度要求验算:

C

co2 =(qco2/Q)100%=0.43/180*100%=0.24%<1%

6.根据计算、验算结果确定风量: 根据以上计算,取风量 Q=180 m /min 为设计风量,符合供风规定。 (二)通风路线 1701 工作面采用 2*15kW 局部通风机供风,局部通风机风量为 260-420 m /min,满足供 风量,最大供风长度为 1280 米。 新鲜风流:由地面—1 号输送带井—1701 工作面局部通风机—施工地点。 乏风流: 1701 工作面—1701 运输巷—前二回风巷---150 前二回风道—中央回风井—地 面。 附图 8 :1701 工作面通风系统示意图。
3 3

二、防治瓦斯 (一)瓦斯检查(设点、次数) 1.运输巷的风速,风量符合山东新汶矿业集团公司通风细则标准,避免不合理的 串联通风。 2.严格执行《煤矿安全规程》第一百三十六条、第一百三十八条-一第一百四十一 条、第一百四十九条的规定。运输巷空气成分和温度应符合《煤矿安全规程》第一百条 和第一百零二条规定。 3.必须有专职瓦斯检查员按规定检查瓦斯和二氧化碳,严格执行瓦斯检查管理规 定,及时填写瓦斯检查记录取;加强瓦斯牌板的管理,每班至少检查 2 次,班与班、次 与次间隔时间为 3-4h。 4.瓦斯传感器由安全监测人员每隔 7d 使用标准气样和空气样调校一次,每隔 7d 对瓦斯断电功能进行测试。 每天必须由专人检查瓦斯传感器显示器是否正常, 并使用便 携式瓦斯报警仪与瓦斯传感器进行对照, 检查结果应及时上报, 若发现问题及时汇报处 理。 瓦斯检查点分别设在:工作面回风处、工作面回风流。 瓦斯检查牌板应设臵在回风巷中距工作面 50 米附近,检查结果要及时填写,并及 时向通防调度汇报。 (二)瓦斯监测 1.监测线路 地面中心站----- -150 带式输送机房-----1701 钻采工作面。 2.工作面安全监控设备情况表见表 7。 表 7 工作面安全监控设备情况表 设 备 型 号 KGJ1 5型 瓦斯 传感 器 数 1 600 PUYV R型 断电 仪 TD 型 断 电 仪 1 1 1 1 BAC1-1 6 型开 关 KDW 型 电 源 KGJ-3 3 型分 站 开 停 传 感 器 1

量 安 设 位 臵 1701 运输 巷 1701 运输 巷 170 1配 电 点 1701 配 电点 170 1配 电 点 1701 配电 点 170 1螺 旋 钻 机 控 制 区 域 信 号 电 缆 敷 设 要 求 电 源 电 缆 敷 设 要 求 备 敷设要整齐,固定牢固,在信电缆下方小于 0.3 米处吊挂。 1701 运输 巷 170 1配 电 点 敷设要整齐,每隔 0.8 米左右固定,与动力电缆同测吊挂时,要敷设在动力电 缆上方不小于 0.3 米处 分站电 源箱 分 站 传感 器及 开停

注 3.螺旋钻孔口瓦斯监测 加强对瓦斯的监测, 监测公司必须按规定设臵一部瓦斯传感器, 悬挂在距螺旋钻孔口 回风侧 2-3 米以内,距顶不大于 0.3 米,距帮不小于 0.2 米的位臵(表 8)。当瓦斯浓 度达到处%时,瓦斯传感器应能够自动报警;当瓦斯浓度达到 1.5%时,能够自动切断螺 旋钻机及运输巷内所有非本质安全型电器设备的电源。监测公司每 7 天校验瓦斯传感 器,确保其正常使用和断电功能的正常动作。 表 8 螺旋钻孔口安全监测控设备情况表 设备种类、型号 数量 安设位臵 KG9701 瓦斯传感器 1 1701 运输巷钻孔口回风 侧 5 米内距离顶板 300 ㎜,距离帮 200 ㎜ 控制区域 1701 运输巷 1701 运输巷所有电气设 备 信号电缆敷设要求 电源电缆敷设要求 使用蓝色监测线从-150 米中央变电所敷设运输巷 断电器电源来自被控设备的电源侧。使用黑色阻燃橡套 电缆线 注:报警 CH4>=1%; 断电:CH4>=1.5% ;复电 CH4<1% 监测公司必须妥善保护好瓦斯传感器, 并由专人进行习维护。 洒水时严禁将水洒到瓦斯 传感器上。当瓦斯超限或出现监控系统报警时,要按规定安排撤人,并按规定查明原因 进行处理。 附图 9 瓦斯监测系统图(略) 4.工作面运输巷瓦期监测 (1)1701 工面运输巷内必须安设瓦斯传感器。 (2)瓦斯传感器的报警浓度、断电浓度、复电浓度、 断电范围和安装位臵必须符合《煤 矿安规程》第一百六十九条、第一百七十条的要求、并定期进行标校,保证探头灵敏可 靠。 KFD-Ⅱ660V 断电器 1 -150 米中央变电所

监测系统必须由专人进行维护,确保系统安排撤人,并及时查明原因,进行处理。 附图 10:1701 钻采工作面安全监测系统示意图(略)。 三、综合防尘系统 (一)防尘管路系统 1701 钻采取面的防尘用水不,同+12 静压水池(2 英寸)-1 号输送带井(2 英寸) -折返井(4 英寸)-暗副斜井上车场(4 英寸)-前二回风巷(4 英寸)-1701 回风巷车 场(4 英寸)-1701 运输下山(4 英寸)-1701 运输巷(4 英寸)-1701 钻孔口喷雾装臵 (工作面螺旋钻机喷雾装臵)。 (二)防尘措施 1.螺旋钻机工作时采用钻头喷雾,要防上喷头堵塞。钻采时首先打开喷雾,供水 压力不得于 2Mpa,无水漌喷雾装臵损坏或达不到喷雾效果要求时必须停机。 2.在钻孔门口设臵一道长 2 米,有 5 个喷头的喷雾,喷雾要覆盖住处钻采孔全断 面。各运煤转载点安设喷雾设施,并坚持正常使用。 3.在螺旋钻机回风侧 20-30 米范围内设一道净化水幕,喷头不少于 5 个,且雾化 良好,覆盖住全断面。 4.工作佩戴防尘口罩,搞好个体防尘。 5.必须配备足够的供洒水灭尘用的高压软管。 6.运输巷每天用水冲刷一次,保证无煤尘沉积。工作地 50 米范围内,每班利用交 接班时间用水冲刷巷帮,并填写酒水记录。 (三)防尘方式 1.为保证防尘用水泊清洁,在+12 静压水池进入供水管路的地点安设一个过滤器。 2.螺旋钻机采用钻孔口喷头组喷雾降尘。要求喷雾嘴完好不堵塞,压力不小于 2MPA. 3.防尘水幕:当螺旋钻机钻时,启动运输巷的净化水幕降尘。以螺旋钻机司机处煤尘浓 度小于 40mg/m?运输巷内煤尘浓度小于 20 mg/m?进行考核。 附图 10 1701 工作面防尘系统示意图(略) (四)隔绝瓦斯煤尘爆炸措施 1.在钻采地点回风侧,通防公司要按省安监局《煤矿安全技术操作规程》规定:巷道 长度小于 300 米时必须设臵一个棚区,300-500 米商团 2 个棚区,500 米以上设臵 3 个 棚;靠近 1.2-3 米,棚区长度 20-40 米水棚距顶板、两间隙小于 100 ㎜,高度要保持一

致; 隔爆设施吊挂, 每排中水袋间隙与水袋至两帮间隙的总和及水袋底部到顶板的距离 不得大于 1.5 米,并且每周检查一次,有记录可查。 2.隔爆水棚安装质量要符合《煤矿安全规程》和《集团公司一通三防技术管理规定》 的要求。 3.隔爆水棚做到经常清刷和充水,保证水量符合要求。 四、防灭火措施 1.加强机电设备管理,严禁失爆,做到无?鸡爪子?、无?羊尾巴 ?、无明接头:有 过电流和漏电保护,有螺丝和弹簧垫,有密封圈和挡板、有接地装臵;电缆悬挂整齐,坚持 使用检漏继电器保护。 2.刮板输送机联轴节上的易熔塞、防爆片必须专用,不能使用其他物代替。 3. 各带式输送机机头处必须配备2个灭火器以及防火沙箱, 沙箱内装满沙并且无杂物。 第三节 一、设备选型 该区水文地质条件简单,直接充水含水层为煤层基本顶中细砂岩,厚15.6 米,富水性弱。 含水层水洶在断层破碎带或裂隙带以淋水形式涌出。 预计最大涌水量0025m?/min,正常 涌水量为 0.017 m?/min1701 工作面钻采过程中不受断层水害威胁。本面钻采过程中洒 水降尘后积存的水,水量较小,经 1701 运输巷水沟流出,再由泵排至七层一采上车场。 二、排水路线。 1701 运输巷→七层一采运输上山→七层一采上车场→-350 中央石门→-350 东大巷→ -350 水仓→地面。 三、避水路线 1701 运输巷→七层一采运输上山→七层一采上车场→-350 中央石门→-350 车场→2#副 井→地面。 排水系统

附图十一:1701 钻采工作面排水系统示意图

排水系统图

地面+226 净源水厂
1# 2# 3#

-150水平

1

2

3

4

5

-150泵房

水仓容积3014m3

5.5KW潜水泵 水泵技术特征表 地点 -150泵房 水泵型号 300DF65*8 水泵台数 5 管路直径/趟数 325/3

第四节

供电系统

一、供电系统 1、供电情况

1701 钻采工作面的设备供电变压器为 KBSGZY-500/6 型移动变电站,供电距离为 250 米, 选用 70mm 的软橡套电缆作为主供电线路。 移动变电站根据现场实际及工作面负荷情况, 分两路给工作面设备供电。一路选用 70mm 橡套电缆专供螺旋钻采煤机用,从移动变电站经 过 1701 运输上山、1701 运输巷到螺旋钻采煤机;另一路选用 70mm 软橡套电缆专供输送机。 移动变电站设在距工作面 250m 处。 移动变压器将 6kV 高压变为 660V 电压,给螺旋钻采煤机、 前部转载机、后部转载机、通风机、油泵站、单轨吊等供电;各电机由磁力起动器控制。 详见附图十二:1701 钻采工作面供电系统示意图
2 2 2

供电。参见负荷统计表。

设备名
-150中变 14# ZQ20 -3*50 600m



1701移变(6/0.66千伏)
PB2-6Z KBGY-500/6 70 6m702 6m
2 2 2 2

1701钻采面供电系统图

2、钻采工作面各机电设备的负荷

1701 钻采工作面设备装机总容量为:332.86kW。全部由移动变电站

型号
Iz1200

风电闭锁
Iz800 Iz800

BKD6630 1# 70 6m DW-350 2#
2


70 6m 70 6m

备台
Iz900

DW-350

荷 统 计 表
DW-350 3#
2


70 100m
Iz600 Iz850

Z-225
Iz700
2

电机容量
70 700m Z-80 QJZ315 L438 d1597 35 10m
2

(KW)
35 10m DW-350 4# 2 2 2 50 35 35 6mL454 6m 7m 110KW+110KW d1533
2

L212 2 2 16 16 d2916 8m 8m DW-350 50 100m 5#
2

DW-350 6# L177 d3412 502 5m 50 5m

40KW*2

压(V)

额定电

1701运输上山皮带机

表八

15KW 乳化液泵 螺旋钻煤机

额定电



Z-225 25 8m 75KW
2

Z-225 L212 2 2 16 16 d2916 8m 8m L97 d5052 40KW*2

最大负荷

(KW)

接面150溜子

1701运输巷皮带机

数 移 螺旋钻 机 油泵站 单轨吊 刮板输 送机 胶带输 送机 防爆照 明灯 SGD-150C 1 1 1 1 动 变 电 站 110×2 15 1.5 75 660 660 127 660

(A)

126.5× 2 17.3 12 84

220 15 1.5 75

SD-80

1

40×2

660

45×2

80

DGS60/127B

6

0.36 合计 391.86KW

127

2.8

0.36

3、移动电站设备以及供电电缆 移动变电站 ①移动变压器 KBSGZY-500 ②低压馈电开关 BKD6-630 ③低压馈电开关 DW-350 ④通讯控制系统 TK-100 二、电器整定 电器整定参见表九:磁力起动器整定值数据表。 磁力起动器整定值数据表 控制设备名称 螺旋钻机电机 油泵电机 单轨吊电机 刮板输送机电机 胶带输送机电机 照明信号综保 电机电流额定值 126.5×2 17.3 12 84 45×2 2.8 过载整定值(A) 250 17 12 80 90 3 表9 备注 1台 1台 3台 l 套

第五节 一、通讯系统及有关配臵

通讯照明系统

1701 工作面运输顺槽信号硐室内安装一台直通地面调度室的生产电话 详见附图十三:1701 钻采工作面通讯系统示意图

二、照明系统及有关配臵 1701 钻采工作面轨道顺槽由单轨吊处的照明综保引出照明线路向照明灯供。

1701 面临时通讯系统示意图

257

第五章

劳动组织和主要经济技术指标

第一节 一、作业方式

劳动组织

1701 钻采工作面采用?三八?制作业制度,每班作业 8 小时,实行边采边准。每天检 修时间保持 3 个小时以上。 工艺过程:钻机检查试运转→钻机固定→钻机定向→钻进→接钻杆→到位后退钻杆→移钻 机。 附图 十四:正规循环作业图表

1701工作面 循 环 作 业 图 表
班次 工序 时间
10 20 300 60 20 60 10 480













交接班安全检查

移钻机
钻采 退钻杆 封孔 检修 清理、验收质量 通风防尘

二、劳动组织

1701 钻采工作面每班有一名班长负责组织生产,配有螺旋钻机司机、刮板输送机司机、 维修工、辅助工等相关工种的操作人员若干名,全班合计 8 人。 1701 钻采工作面人员配备见劳动组织图表 一班 班 长 1 2 2 1 1 1 二班 1 2 2 1 1 1 表 10 三班 1 2 2 1 1 1 合计 3 6 6 3 3 3

螺旋钻采煤机司 机 辅助工 维修工 电 干 工 部





8

8

8

24

一、循环作业组织措施

1、实行?三八?制作业,合理调动劳动力,减少窝工现象,各工种、各工序密切配合,提 高工时用率。 2、加强机电设备的检查维修,充分利用检修时间,检修好螺旋钻机及其他电器设备,确保 设备正常运转。 3、严格执行交接班制度和岗位责任制,班与班之间互相创造条件,积极组织,搞好正规循 环作业。

4、坚持正规操作,搞好质量标准化,杜绝各类事故的发生。 5、严格按照正规循环作业图施工,合理组织生产,实现正规循环作业。 第二节 主要经济技术指标

1701 钻采工作面的主要经济技术参数详见表十一:主要经济技术指标表。 主要经济技术指标表 序 号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 名 称 数 量 序号 13 14 15
3

表 11 名 称 数 量

钻进度 钻采长度 煤层倾角 煤容重 煤硬度 煤层厚度 钻孔高度 钻孔宽度 地质储量 可采储量 可采期 回收率

30m 40--120m 13 1.31t/m 2.5-3 0.42-0.8m/0.65m

日产量 月产量 正规循环率 日出勤 出勤率 工作面效率

147t 4410 吨 大于 90% 24 81% 9.19t/工

16 17 18 19 20 21 22 23 24

0.65m 2.0m 9.87 万吨 7.89 万吨 17 个月 大于 50%

第六章煤质管理

一、煤质要求: 灰分: 不大于 23% 含矸: 不大于 1.8% 二、提高煤质的措施: 1、螺旋钻采煤机司机要严格掌握好钻向,防止钻入顶、底板 2、输送机司机发现有大块矸石(100mm 以上)时,应停机将矸石拣出,做到矸石不入仓。 三、提高煤炭回收率的措施 1、刮板输送机溢出的浮煤,刮板输送机司机要负责清理干净。 2、不得随意扩大煤柱,特殊情况经总工批准。 3、可根据钻采熟练程度适当缩小预留煤柱,以提高煤炭回收率。 四、钻孔密封

采过的钻孔由通防工区及时密封,用砖块自底板逐层垒砌至顶板。墙面用水泥抹平、接严密 实。砖墙构筑在钻孔口内不超过 1 米处。 五、煤层中锚杆的回收 煤层中的锚杆影响钻采时提前将锚杆回收,回收时使用煤电钻配专用中空的钎杆套取。 严禁用螺旋钻机强行截割 第七章 第一节 一、一般规定 1、所有上岗人员必须严格执行《煤矿安全规程》、《煤矿安全技术操作规程》和《1701 钻 采工作面作业规程》。严禁违章指挥、违章作业、违反劳动纪律。 2、所有上岗人员都必须持证上岗,严格执行岗位责任制,现场交接班制、设备维修制、质 量验收制。各岗点要认真填写运转日志。 3、工作面钻采工程质量和顶板管理,要按照国有重点煤矿《生产矿井质量标准化》的各项 要求严格执行,做到动态达标、安全生产、文明生产。 4、所有上岗人员上岗前都必须学习本规程,学习后人人签字并进行考试,不合格不得上岗。 5、加强工作面钻采设备的管理,要按照设备完好标准进行检修和保养, 保证设备处于完好 状态。 6、 所有钻采设备的安全设施, 都必须按照设备的自身安全使用要求进行安装调整,并保证完 好可靠,正确使用,任何人不得以任何理由随意撤除,在生产过程中,发现失灵立即更换, 更换 后再恢复生产。 7、为防止重大事故的发生,工作面的各监测系统、通风系统、防尘系统、通讯系统,应时时 保证其完好,并坚持正常使用。 8、人员经常跨越的运输设备上方,要安装牢固的人行过桥,并悬挂醒目的标志牌。 9、工区管理人员要认真填写安全信息卡,工区值班人员必须及时组织人员落实整改。 10、严禁人员进入运转的运输机里侧和上方作业;必须进入作业时,要停机闭锁,并设专人 看管闭锁和观察顶帮后方可进行。 11、所有人员在处理各种管子前必须关闭截止阀,严禁带压作业。 12、矿压科要配合采煤区队加强矿压观测工作,掌握运输巷以及钻采孔顶 板活动规律,做好记录,正确指导生产。钻采运输巷安装的观测设备必须维修、保养好,不得 遗失,损坏的要及时更换。 二、安全制度 (一)工作面交接班制 1、各班工作人员都必须在工作地点现场交接班,?交班人要把本班的生产情况、安全情况, 详细向接班人交代清楚,然后才能离开。 安全技术措施 一般规定

2、在交接班之前,交班一方要主动把工作中出现的问题尽量在本班处理完,?不给下一班遗 留隐患和麻烦,班与班之间要互创安全条件,互相打好基础。 3、接班人应主动询问上一班工作中的问题和处理情况,认真检查工作地点存在的不安全隐 患并处理好,做到安全条件下生产。 (二)、工作面开工挂牌制 1、工作面开工之前,当班工长必须对施工现场安全情况进行全面检查,?确认无不安全隐患 时方可挂牌开工,否则工人有权拒绝开工,当班工长不上班时,由工区跟班管理人员具体负 责。 2、现场隐患不排除,不准挂牌开工,否则追究当班工长的责任。 3、凡不挂牌开工者,一律视为违章作业,立即停止施工。 (三)、敲帮问顶制 1、严格执行敲帮问顶制度,在开工前工长和安监员必须对施工现场安全情况进行全面检查 确认无危险时方准进行其它工作。 2、每个工作人员必须经常检查工作地点周围的顶板、两帮等情况,发现危险时,必须立即 采取措施进行处理。 (四)、巷道维修维护制 1、运输巷维护有专人负责,行人侧宽度不小于 0.8m,卫生保持清洁。 2、巷道无积水,无浮渣余物,材料设备码放整齐,并有标志牌。 3、所有施工人员进入施工地点,沿途要检查巷道支护状况,发现问题及时处理,对松动锚 杆加紧锚固,对片帮漏顶处重新穿背连网。 (五)、机电设备管理制 1、施工人员必须严格执行《煤矿技术操作规程》机电部分中采掘机电维护工的内容。 2、各种机电设备要挂牌管理,维护包机到人,责任明确,及时检查维修,确保设备正常运 转。 3、不准带电检修和搬迁电器设备,消灭失爆,过流、短路现象。漏电等保护要齐全灵敏可 靠,各设备要在完好状态下安全运转,月检查验收机电设备完好率要在 90%以上。 4、要坚持停电申请制度,做到谁停电谁送电。机电设备要台台上架,小电要集中上板并挂 牌管理。 5、机电维护工负责对移动变电站检漏每天早班试验,确保灵敏可靠,不合格时要通知调度 室进行协调处理,每班对煤电钻综保及信号综保试验并确保合格,不合格时立即处理。 6、加强系统网络绝缘检查摇测,发现网络绝缘降低,应立即停电处理,?修复后方可送电, 检漏继电器必须灵敏可靠,任何人任何地点严禁甩掉不用,?对运行中的检漏保护装臵要认 真检查试验。

(六)、正规操作制 1、各岗位工种,特殊工种必须由经过专门培训,获得资格证书的人员担任,并且必须持证 上岗。 2、施工人员必须严格按照《百狮-2 型螺旋钻采煤机组使用说明书》要求正规操作,杜绝 违章指挥、违章操作现象。

第二节 顶板 一、运输巷维护: 钻采过程中根据矿压观测及巷道围岩变化情况,另行编制专项措施。 二、运输巷回撤 运输巷的原支护需回撤时另行补充措施。

第三节

防治水

1、运输顺槽水沟保持畅通,无淤泥、积水及脏杂物堆积。 2、各转载点等喷雾洒水装臵在停机后要及时关闭,高压管、防尘管出现漏水时要及时更换。 3、钻采孔必须由地测科及时在 1701 钻采面平面图上标明钻孔的宽度、深度及方向。 第四节 一通三防

1、加强通风管理,确保钻采运输顺槽的风量达到 180m3/min,风速满足要求。因巷道冒顶 或其他原因达不到上述要求的,应立即进行整改,整改完毕后再恢复生产。 2、风筒必须采用抗静电及阻燃风筒,风筒吊挂平直,逢环必挂,无破口、无接头漏风。 3、工作和交接班期间都不准停风,确因特殊情况需要停电停风时,施工单位必须提前一天 提出?局部通风机有计划停风申请单? ,报有关部门和总工程师批准后方可实施,恢复通风 时, 如果停风不超过 8 小时, 由通防公司专职瓦检员先检查局扇及开关附近 10m 范围内瓦斯 浓度,再检查钻孔口回风流侧气体情况,只有当瓦斯浓度不超过 0.5%,CH4 浓度不超过 1% 时,方可人工开动局扇,并控制调节风量,确保回风流与全风压风流混合处 CO2 浓度不超过 1.5%,直至完全恢复通风,否则,必须由通防部门制定措施进行处理。 4、局扇因故停止运转,造成工作面停风时,施工单位班组长及现场安监员必须立即停止现 场施工,恢复通风时,如果停风不超过 8 小时,可由通防公司专职瓦检员先检查局扇及开关 附近 10m 范围内瓦斯浓度, 再检查钻孔口回风流侧气体情况, 只有当瓦斯浓度不超过 0.5, % CH4 浓度不超过 1%时,方可人工开动局扇,并控制调节风量,确保回风流与全风压风流混合 处 CO2 浓度不超过 1.5%,直至完全恢复通风,否则,必须由通防部门制定措施报矿总工程师 批准后进行处理。 5、当工作面回风流中 CH4 浓度达到 1%或 CO2 浓度达到 1.5%时,必须立即停止工作,撤出

人员,及时汇报通防部门,由通防部门采取措施进行处理。 6、管理好风门等通防设施,不准同时打开风门和破坏通防设施。 7、施工单位现场负责人必须认真履行瓦斯检查员手册签字制度,及时掌握工作面 CH4 浓度 的变化情况,必要时按要求组织人员撤离。 8、区队长、电钳工、机组司机必须携带便携式瓦斯检测报警仪,运输巷回风口处要悬挂一台 便携式瓦斯检测报警仪,对钻采孔瓦斯进行连续监测。通防公司要确保便携式瓦斯检测报警 仪的正常使用;当瓦斯浓度达到或超过 1%时,必须立即停止钻采施工,当瓦斯浓度达到或 超过 1.5%时,必须切断机组、运输顺槽内及回风流中的所有电器设备电源,撤出以上范围 内的所有人员,汇报矿调度室及通防调度,由通防部门制定措施,经总工程师批准后,进行 处理。 9、 1701 钻采工作面施工人员在 1701 运输巷中施工, 1701 运输巷迎头停风或瓦斯浓度 因 若 变化异常,1701 钻采工作面必须停止施工,切断设备电源,撤出人员。只有当 1701 运输巷 迎头恢复供风或瓦斯浓度符合《煤矿安全规定》时,方可进行施工。当 1701 运输巷迎头爆 破施工时,若钻采地点距迎头小于 150 米,则钻采地点施工人员必须对螺旋钻机进行保护, 撤到警戒线以外。 10、1701 钻采工作面与 1701 回风巷采用一路风机分三通通风方式,通防公司要合理分配风 量,确保两地点总风量、风速符合规程要求。 11、当钻采与相邻已封闭的钻孔钻透时,必须立即停机,观察工作面钻孔口处的回风流气体 情况,只有经检查确认 CH4 浓度和 CO2 浓度分别不超过 1%及 1.5%时方可恢复施工,否则必 须由通防部门进行现场处理。 12、每次钻孔打到位臵退钻后,施工单位必须将钻孔口封闭严密,防止有害气体溢出。通防 部门按临时密闭管理, 至少每周检查一次密闭前有害气体变化情况。 发现瓦斯和一氧化碳浓 度超限,要按规定及时处理。 13、为便于管理,掘进工作面和螺旋钻之间距离应保持在 80 米以上。 14、其他严格执行《百狮—2 型螺旋钻采煤机组使用说明书》中有关通风部分。

第五节

运输管理

一、七层一采运输上山提升螺旋钻机绞车提升能力和钢丝绳强度校验: 提升螺旋钻机部件最重为: 机组重量不大于 3000kg,平板车:300Kg,一次提升最大重量不大于 3000+300=3300Kg 1、七层一采运输上山提升能力验算: 采用 JD-25KW 绞车,绞车静张力:F0=1764kg; 摩擦系数:f1=0.015, f2=0.2;

Φ18.5mm 钢丝绳破断力 P=19950kg; Φ18.5mm 钢丝绳百米自重:P= 121.8kg/100 米; 钢丝绳安全系数 m=6.5; 提升车数:n=1 个; 提升段上山最大倾角:a=17 度; 长度:L=50m。 绞车最大提升力F=3300 (sina+f1cosa)+PL(sina+f2cosa) =1012.163708+29.45322869=1041.616936(kg)<3000Kg 2、 钢丝绳安全系数校验: m= P/F=199500/10416.16936=19.15>6.5 经以上校验计算:绞车提升能力及钢丝绳安全系数均符合要求。 结果:采用 25KW 绞车提升螺旋钻机最重部件能满足要求。 二、起吊运输重物及大件 1、钻采设备和大件上下井装车时,要派专人进行检查完好后方可装车。 2、装车时,要安放平稳,封车牢固可靠,无滑动部位,不超高超宽。 3、井下提升运输设备大件前,要对轨道、巷道、绞车驱制动装臵、钢丝绳、钩头、信号系统 等安全设施进行全面检查,确保无误后方可作业。 4、运送要选择符合要求的起吊、拖运工具和索具。 5、用手拉葫芦起吊重物,其吨位必须大于重物的重量。要先试吊高度 100--200mm,无误后再 起吊。 6、起吊和拖运时,吊索捆缚和受力点应系在设备大件上的吊装部位,吊索的转折处与设备接 触部位,应用软质垫件,严禁把设备的外凸处手柄当作吊装绳用。 7、捆绑易变形的部位时,应采取措施防止其变形。设备上的滑动部位应予以固定,以防滑动 碰坏和碰伤人员。 8、设备在起吊拖运时,一般不得中间停止作业,设备到位或中间停止时,应放臵稳固。对重 心高的设备,应采取防摇动或倾倒的措施后,方可拆除起重机械或索具。 9、起吊设备时,禁止人员在设备下面或受力索具、钢丝绳附近及吊装物下落歪倒波及的地 方通过和逗留,不得将头或手脚伸到可能被压、挤的位臵。 10、装车、提升运输、起吊、拖运时,必须由班组长统一指挥。 三、提升运输措施 1、各岗位工必须持证上岗,严格按岗位责任制和正规操作程序操作。 2、七层一采运输上山内提升时严禁行车行人,?绞车司机严禁违章放飞车,开车前对绞车固 定情况和制动装臵等部件以及提升信号进行认真检查,严禁带病运转。 3、所有安全设施要齐全有效,保证安全灵敏可靠。

4、提升时,必须使用专用环销,严禁用?其它物品代替,并正常使用好保险绳。 5、绞车提升大件时一次只能提一辆车,严禁超挂车辆提升,用矿车装运的材料、设备允许 一次提 2 辆车 6、所有绞车房、把钩房、装车点必须设臵打点信号,声光俱全,集中上板,行车信号正常, 信号存有问题不能提升。 7、人力运输和运料时严格执行集团公司《煤矿工人技术操作规程》掘进中?人力运输工? 和?人力运料工?中的所有规定。 8、-150m 北石门采用 CDXT—2.5 型电瓶车运输,电瓶车司机必须经过专业培训考试合格 后持证上岗。 9、司机每班开车前必须对车的灯、铃、闸、撒砂装臵、连接装臵等认真检查,发现任何 一项不正常或防爆部分失去防爆性能,都不得使用。 10、运行中严禁将头或身体探出车外,严禁司机在车外开车,严禁不松闸就开车。 11、正常运行中严禁顶车,车场调车除外。 12、每次牵引 1 吨矿车时不得超过 6 辆,车辆之间必须使用标准平巷连接装臵连接,销 环直径不小于 25mm,严禁用绳枇子、铁丝、镐头等非标准连接件连车。 13、接近风门、巷道口、硐室出口、弯道、道岔、坡度较大或噪声较大处或前方有人, 有障碍物时必须减低速度并发出警号。 14、司机暂时离开岗位时必须取下控制器手把保管好,扳紧车闸,但不得关闭车灯。 15、严禁电瓶车进入-150m 架空线区域内运行。 16、其它严格按照《煤矿安全技术操作规程》中运输部分窄轨电机车司机第一至三十九 条执行。 四、刮板输送机、带式输送机 (一)刮板输送机 1、输送机司机必须经过培训,考试合格并取得操作资格证方准上岗。 2、开机前,应首先检查确认传动装臵附近无杂物、管线吊挂整齐、各种螺丝 齐全紧固、盖板完整、油量适当、冷却系统良好、信号齐全清楚、闭锁灵敏。 3、起动后,要注意观察其运行状态,观察其运行是否平稳,声音是否正常,运输机的链子、刮 板连接环、分链器等要求完好不缺,牢固可靠。 4、运行时,司机不得离开岗位,若要离开必须停机闭锁。 5、电机和减速箱的通风和冷却系绕要保持良好,电机减速箱工作温度不得超过 75?。 6、运行中的机械设备严禁人员跨越。人员在设备内作业时要停机闭锁并派专人看管。 7、输送机一般不得重载停车。 8、处理输送机事故或更换设备时,要执行停电挂牌制度。维修检查输送机底链时,一定要用 木墩垫牢溜槽后方可让人员进入拾链。

9、输送机的安设,必须保证设备?平、直、稳?,机头机尾采用 2 根Φ180mm 的木点柱或 两根Φ×L=18×1800mm 全螺纹等强锚杆固定。 10、司机必须确认听清信号后方准开、停输送机。其信号规定为:1 响停机,2 响开机,以 示区别,防止混淆。 11、刮板输送机司机在操作时必须严格按照操作规程 ?刮板输送机司机? 部分第 1-26 条中的有关规定执行。 12、刮板输送机与皮带搭接长度、高度为 0.5m。 13、缩延刮板输送机必须遵守下列规定: ①严格按照操作规程?刮板输送机司机?要求操作。 ②进行掐接链必须使用紧链器,点动试机时,人员必须躲离链条受力方向。 ③延长或缩短刮板输送机时严禁采用?自拉自?方式处理,要使用手葫芦拉。?更换部件时 要使用合格的配套产品,禁止使用失效的链子、中部槽、连接环等。 ④检修刮板输送机时,要经常敲帮问顶进行检查,发现不安全隐患及时处理。 ⑤使用手拉葫芦前必须检查其完好情况,严禁使用不完好的手拉葫芦,?并使用正规的钢丝 绳绳套吊挂被吊物.手拉葫芦固定要支设专门支柱并牢固可靠,?人员在安全地点操作,吊 拉件下方不得有人,身体任何部位都不得臵于吊拉件下方。 (二)、带式输送机 基本要求: 1、SD-80 型皮带机铺设必须平、稳、直,机头必须固定安装底托梁,机头采用锚杆固定, 在机头四角底托梁两侧各打两根锚杆,有效锚深不低于 1.5m, 上齐专用压板用双螺母,将底托梁及机头固定牢固,必须做到固定可靠,保证皮带机平稳运 行。 2、皮带机尾固定方法:在机尾两侧各打一根有效锚深不低于 1.5m 锚杆,用两根 5 分以上钢 丝绳分别穿过机尾底盘后固定在锚杆上,绳头用 3 付绳卡子固定牢固。 3、皮带机头、机尾必须设臵防护板,并能有效挡住皮带上的矸石、煤块,底皮带距底板间 距不小于 400mm。 4、皮带机头最低点与其前一部输送机最高点之间安全间距不低于 500mm;搭接长度以不漏 炭为准。皮带机底皮带距底板高度不低于 0.4m,每隔 1.5m 设一皮带机上托辊,每隔 3m 设 一底托辊,皮带吊挂绳每 3m 一根分别布臵在皮带机两侧。 5、皮带机必须使用阻燃皮带,并配备低速、煤位、防跑偏、超温洒水和烟雾报警等各种安 全保护装臵,?机械防跑偏装臵每 25m 一组,对各种保护装臵必须指定专人定期检查、维护、 试验并留有试验记录。对各类保护装臵不齐全的皮带机严禁运行。 6、皮带机运行期间,任何人不得进行维修操作,不得站在皮带上进行任何工作,严禁开机 清理机头、机尾。

7、皮带机头处要安装照明灯,保持机头处有充足照明。 8、皮带机上每隔 20m 悬挂一个?严禁乘坐皮带?警示牌。并用铁丝将四角固定牢固 9、在皮带机头处要配备一个不小于 0.2M 的砂箱(并装满砂)和两支合格的灭火器一张 防火锨,10 个防火沙袋。 10、检修皮带机时必须将皮带机开关停电并闭锁。确需开机时,所有工作人员要离开机头 (机尾)位臵,发出开车信号后,司机先点动两次,确认无问题后再正式开机。 11、皮带机司机严格执行《煤矿工人技术操作规程》运输设备部分采区带式输送机司机的第 1-23 条规定执行。 (三)开机前的注意事项 1、 检查动力传动系统附近有无杂物,管线吊挂是否整齐,各种保护装臵,信号闭锁系统应齐全 灵敏可靠。 2、检查清扫器的磨损情况,应确保清扫器清扫良好。 3、胶带松紧要适当,接头良好,同一断面断裂不超过 2×100mm。 4、底板无杂物、碎石、浮煤等,防止磨划胶带。 (四)运行中的注意事项 1、开机前要发出起动信号,得到回点后方可起动。 2、起动后,司机要注意各部运转声音情况,胶带运行要平稳。 3、当出现支带跑偏或撕裂时,要及时停机处理。 4、人员在调胶带时,要扎紧袖口,严防手臂、衣袖卷入运转的滚筒中。 (五)停机 1、避免重载停机。 2、不得用水冲洗胶带机。 3、司机在离开岗位时要停机闭锁,检修班在检修胶带时应停电闭锁。 4、严禁人员乘坐胶带。 5、人员在胶带上方作业时,要停电挂牌并闭锁。
3

第六节 一、螺旋钻操作 (一)、螺旋钻操作分三部分

机电

一部分在操作台上操作,控制主机开、停;高压泵站开、停;信号、托钻油缸、调斜油缸、 移钻操作等大部分在操作台操作。 第二部分在主机上操作, 左右各一人主要控制调整钻杆位 臵油缸和接缩钻杆油缸。 第三部分操作单轨吊, 用于装卸钻杆。 全部操作要听班长一人号令, 三部分操作要密切配合,协调一致,精心操作。 1、开机前首先检查整机各坚固部分,螺栓是否有松动,液压管路是否有漏油现象,是否存

在不安全隐患。 2、启动操作台所有按钮及信号,操作设备开始起动。 3、开机顺序:供风→泵站→降尘→把工作状态开关拔到工作位臵→按一下信号按钮发出信 号开刮板运输机, 10 至 15 秒延时, 过 先开 1 号机再开 2 号机, 均正常运转后正常向前推进, 推进过程中司机应目视钻杆钻进情况,如发现异常,立即停机进行处理。 4、正常推进到头自动停止推进。电机过负荷,超过负荷指示器 1.3 以后,过 10 秒钟,过负 荷还不下降将自动停机,过负荷灯亮。要降到 0.8 时方可重新起动。 5、接钻杆操作。首先备齐常用工具,短钎子、锤等,当主机钻采到位后,继续让钻机运转 一段时间,把煤甩净,使负荷降到最低。当看到出煤很少钻机运转很轻松时,发出指令让操 作台停止主机运转,开始接钻杆操作。主机停止后要观察钻杆的位臵是否合适,正确位臵是 钻杆吊环垂直向上, 且钻杆端部两个凸起能刚好被托钻器卡住 (当两个凸起被卡住时主机与 钻杆才能脱开)。如果位臵不合适主机上人员操作钻杆调整油缸?把手?,转动钻杆直到位 臵合适,注意调整 完后必须要把油缸收回。同样另一侧钻杆也如此操作。两个钻杆位臵都合适后,主机操作人 员把中间风筒连接?转环?打开,使主机与风筒脱开。然后发出指令让操作台操作托钻油缸 卡紧两个钻杆凸起部位,使主机后移与钻杆脱开,当主机移到最大距离,然后停止,命令单 轨吊操作人员把准备好的钻杆吊到主机上,开始接钻杆,移动单轨吊使钻杆两端接口对准, 命令操作台慢慢向钻杆方向移动主机, 把主机顶入即可。 接风筒时如不合适可命令操作台操 作接风筒油缸来回伸缩, 对好风筒把 ?转卡?转好, 插好保险销,然后把水管电缆缚到槽内。 钻杆接好后要检查钻杆端部凸起是否弹起, 如没弹起要用工具震一震使其弹出。 检查没有问 题命令操作台把托钻油缸打开,开机进钻,重复下一个循环。接钻每五节要接一节带有联接 筒的钻杆。在钻进过程中要随时观察钻出的煤如遇岩石就要退回。当钻进距离到位时,把煤 甩净,就要开始下一道工序-缩钻杆。接钻杆人员要正规操作,防止挤手。 6、缩钻杆操作:当主机移到采煤方向的最前端,把煤甩净,使钻机负荷最小,开始缩钻杆。 发出指令让操作台主机向后退出一钻杆,停机调整好钻杆位臵,即吊环垂直向上,且托钻油 缸卡紧装臵刚好卡在前一节钻杆端部的凸起上,操作单轨吊夹好钻杆,再把中间风筒?转卡? 打开,然后发出指令命令操作台后移主机使两节钻杆连接处脱开,再操作主机上?卡钻油缸 把手?卡紧钻杆端部凸起,再后移主机或利用工具把钻杆与钻机脱开,用单轨吊运走。(当 钻杆与钻机脱开 后瞬间主机操作人员要迅速把卡钻油缸打开) ,然后重复上述过程直至退出全部钻杆。 7、移钻机操作。采用 14KW 回柱绞车进行移钻,回柱绞车采用地锚进行固定,回柱绞车距钻机 5-15m。迎头下山掘进移钻时,钻机后面用 25KW 绞车拴紧固牢,绞车距钻机距离 10-20m,采 用地锚进行固定,前面用 14KW 回柱绞车牵引。移钻前操作台司机把按扭调整到?固定机器? 位臵,把主机上稳钻的四个油缸收回,移动距离为 2.5-3.0m。移机时,必须拉线定位,使钻 机与工作面走向垂直。操作绞车慢慢移动机器,移动时要看好机器左右是否有障碍。移钻机时 注意保护好油管、电缆,避免受到损伤,司机要集中精力,精心操作,随时注意情况变化,观

察各指示器的状态,熟悉各种操作把手位臵及功能,严防误操作。同时移机用的斜撑柱附近不 得有人,保证安全生产。 8、螺旋钻机固定操作:移钻到位后操作台把状态开关拨到非工作状态,然后开动油泵,根 据工作面的倾角将底托架四个调斜油缸调节到合适的位臵, 使主机倾斜角度和煤层倾斜角度 一致。 然后再把机身四角四个固定钻机的油缸支撑到巷帮固定牢固, 而且及时调整好钻杆的 采煤方向(眼与眼之间必须保持平行),以防止打穿到前一个打完的眼内去。固定好主机, 然后接上第一节钻杆试钻,如不合适继续调整。 9、更换螺旋钻机截齿、钻杆拆装及固定操作过程都要求操作台司机把工作位臵状态,打到 非工作状态。 10、要严格按照技术要求,对机器进行润滑、维护保养。 11、 螺旋钻机停止工作和检修以及交接班时, 必须断开钻机上的电源开关和磁力起动器的隔 离开关。 (二)钻机安装 在机组安装地方准备好以后,要安装好矿用设备(通风系统、单轨及单轨吊、液压缸或 者是沿巷道移动用的绞车、 刮板运输机、 CYB-350AB 型设备的电缆, 降尘系统的水源和其它) 将机组摆放好并按使用说明书(附件 7)进行组装,通电和试运转。机组的安装直接在要使 用的巷道内进行,使用 5 吨手拉葫芦。固定手拉葫芦的锚杆要另打,不得固定在巷道原支护 锚杆上。在安装地方应有轨道,灭火管路,电路要悬挂,有照明,风机。为了安装必须准备 好安装用的设备及相应的工具。 (三)检查与维修 1、检修螺旋钻机时必须严格按照《使用说明书》技术服务中?安全措施??电器产品的技 、 术服务程序??供应机组的润滑材料和工作液体??试运转和检验?规定执行。 、 、 2、螺旋钻机应按日检内容进行检修,严禁漏检。 3、检修或处理事故时, 螺旋钻机应停放在顶板完好、无淋水的地段,并要先观察好周围顶 板和支护情况,发现问题及时处理。 4、检修要达到完好标准,并进行钻煤试运转。

第七节





一、文明生产要求 1.料道必须卫生清洁,备用钻杆、备品备件必须码放整齐,并挂有标志牌,不得乱仍乱放。 2、工作面运输机道必须保持清洁卫生,不得乱放杂物,使用中的设备、材料不得占据人行 道,溢煤时要随时清理干净。 3、巷道无积水、淤泥、浮煤、浮矸。 (二)缩、延刮板输送机、输送带安全措施

1、延刮板输送机前,首先检查刮板输送机的各种保护及操作按纽灵敏情况,确认安全后, 方可操作,严禁刮板输送机带病作业,延刮板输送机掐、接链子时,必须有专职刮板输送机 司机、业务熟练的人员进行操作,其他人员严禁操作,防止发生以外。 2、延刮板输送机操作顺序: (1)先将刮板输送机内的煤矸运净,将刮板输送机短环开至溜头位臵,停止刮板输送机 运转,将刮板输送机开关打在倒开位臵,点动刮板输送机,实验刮板输送机按钮灵敏情况, 确认按钮灵敏后,将刮板输送机开关打在停电位臵,接上紧链装臵,将刮板输送机开关打在 倒开位臵,一人点动刮板输送机,当刮板输送机链环有足够的余链时,立即按下停止按钮, 同时有另一人按下刮板输送机紧链器, 停止刮板输送机运转, 将刮板输送机开关打在停电位 臵,掐断刮板输送机链环,将刮板输送机开关打在正开位臵,点动刮板输送机,松开紧链装 臵,将开关打在停止位臵,然后进行延刮板输送机机尾。 (2)延刮板输送机时,先将刮板输送机机尾压点柱撤掉,将机尾处链环掐开,将机尾移 至适当位臵,插上溜槽,接上链子,使机尾和溜槽合好茬,然后在刮板输送机机头处接上紧 链装臵,将刮板输送机开关打在倒开位臵,一人点动刮板输送机,当刮板输送机链环有足够 的余链时, 立即按下停止按钮, 同时有另一人按下刮板输送机紧链器, 停止刮板输送机运转, 将刮板输送机开关打在停电位臵,接上刮板输送机链环,打上机尾压点柱,然后将刮板输送 机开关打在正开位臵,点动刮板输送机,紧链装臵有余链时,将开关打在停止位臵,然后卸 下紧链装臵,最后将刮板输送机开关打在正开位臵,点动刮板输送机试运转,确认安全后, 方可开机。 (3)延刮板输送机掐、接链子时,必须有业务熟练的专职人员看守紧链器,严禁任何人 触摸或碰撞紧链器,防止伤害掐、接链子人员。 (4)所延刮板输送机要求平、稳、直,各连接部件用螺丝上全上紧。 3、缩延溜子必须遵守下列规定: (1)进行掐、接链时,必须使用紧链器。点动时,必须躲避链条受力方向,正常运行时, 司机不准面向溜子运行方向,以免断链伤人。 (2)拖运溜槽时 4 人一组,施工时,要密切配合互相协调,以免碰伤。 (3)机头采用 2 棵木点柱固定、机尾采用 2 棵摩擦点柱或木点柱固定,点柱必须固定在 防滑横梁的柱靴内,且固定牢固。 (4)施工过程中,工区管理人员必须现场指挥,确保安全。 4、缩溜子延皮带顺序: (1)缩溜子延皮带前,先将皮带输送机和刮板输送机开关停电闭锁,悬挂?有人工作, 禁止合闸?警示牌。施工由专人负责停送电,严格执行?停送电?制度。 (2)将溜子两侧清理干净,停止溜子运转,找出溜子短环,掐开连环,人工将连环、溜 槽运至巷道一帮,码放整齐,然后用 11.4KW 绞车将刮板输送机机头架拉运至标定的位臵。

(3)延皮带时,找出皮带短节,松开涨拉滚筒,抽出皮带接头串条,断开皮带。 (4)松开固定皮带机尾的横梁,将皮带机尾延至标定的位臵。 (5)接上皮带大绳,并打四根地锚将钢丝绳拉紧、将机尾固定牢固,接上皮带,按上 皮带上下拖。 (6)滑动涨拉滚筒,将皮带拉紧。 (7)延皮带结束后,用 5 吨手动葫芦将刮板输送机机头架吊起,摆放在皮带机尾架上,并 打点柱将机头固定牢固。 (8)延皮带缩溜子结束后,必须开机试运转,并用专用工具调整皮带,处理皮带跑偏时, 严禁用手、脚及身体其他部位直接接触皮带。 5、缩溜子延皮带必须执行以下规定: (1)施工前,首先进行安全检查,消除所有不安全隐患后方准作业。 (2)缩溜子、延皮带工作必须由取得合格证的机电维修工现场施工,其他 人员参加时应 在机电维修工指导下进行。 (3)皮带输送机司机经专业培训、考试合格,取得

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