一、 七采区地理位置及井上下关系
15#煤七采区地表位于朱家窑沟以东，大南沟以西一带，地形沟谷纵横。标高：998m～1102m，回采对地面设施无影响。七采区北部为六采区，南部为九采区，西部为十采区，东部为五采区。对应地表无设施，故采空区造成地面塌陷影响范围及程度不大。
二、七采区水文地质条件
（一）、含水层分析：采区内主要充水因素为上部3#煤3-11积水区和8#煤8-6积水区，其次为岩层含水。3-11采空区积水水位629.5m，积水量3.8万m3，8-6采空区积水水位575m，积水量4000m3。3#煤、8#煤积水及岩层含水位置对采区回采影响较小。
（二）、涌水量：最大涌水量10m3/h，正常涌水量3～5 m3/h。 （三）、采区内地质构造情况
1、褶曲：采区高低起伏，背向斜相间排列。煤层倾角3°～42°，平均6°。 2、断层：断裂构造不发育，推测采区内隐伏有落差小于1米的断层，对回采造成的影响不大。
3、陷落柱及冲刷：上部煤层开采未揭露陷落柱。 三、煤层埋藏特征 （一）、煤层产状
1、煤层厚度:15#煤层为复杂结构煤层，含夹石2～4层，较稳定夹石为两层：距煤层顶板0.30m的八寸石，厚0.08m左右；距煤层底板2.60m的驴石，厚0.04m；煤层的最大厚度6.50 m，最小厚度5.90m，平均厚度6.20m。煤层厚度稳定，对回采无影响。
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2、煤层产状：煤层走向总体为N20°E，倾向SE，煤层倾角3°～42°，平均6°。
3、本采区煤种是无烟煤，煤质情况是：Mt：3.2%，A：18.11%，V：10.53%，Q：28.93MJ/kg，Fc：69.11%，S：0.98%。煤质工业牌号WY3。
（二）、煤层顶地板情况
1、煤层顶板情况：煤层直接顶为泥岩，厚6.10m,灰黑色, 含黄铁矿结核，抗压强度74.6～90.4MPa，厚度稳定，属Ⅲa 类硬岩石；老顶为细砂岩，厚4.20m，灰色，厚度变化大, 抗压强度69～126.5MPa，属Ⅲ类硬岩石。
2、煤层底板情况：煤层直接底为泥岩，厚2.46m,灰黑色，含大量植物化石，抗压强度62.5～65.7MPa。
（三）、瓦斯及煤尘赋存情况
1、瓦斯情况：本采区地质资料预计瓦斯涌出量53～70m3/min。 2、煤尘无爆炸性；煤层有自燃发火倾向性。 附：图1-1 采区煤层柱状图
第二章 采煤方法
一、采煤方法的确定
根据煤层埋藏特征和国阳二矿矿井开采经验，本采区采用走向长壁后退式割底分层放顶煤一次采全高综合机械化采煤方法。
二、采区内巷道布置
采区巷道布置：采区轨道巷、皮带巷、回风巷布置在15#煤上分层中，轨道巷、皮带巷作进风巷，回风巷作回风巷。
三、顶板管理方法
本采区采用全部垮落法管理顶板。
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四、采区内回采巷道规格
七采区首采80702工作面，回采巷道布置采用一进两回通风方式，一条进风顺槽，一条回风顺槽，一条专用排瓦斯巷（内错尾巷），巷道形状均为矩形巷道，巷道支护形式为锚网支护巷道，巷道规格见表2-1；进风顺槽巷道断面图、回风顺槽巷道断面图、内错尾巷巷道断面图详见采煤工作面布置图。
表2-1 巷道断面特征表
巷 道 名 称 进风巷 回风巷 内错尾巷 （小断面） 内错尾巷 （大断面） 瓦斯高抽巷 矩形 锚网支护 3800 3600 2400 2320 9.60 8.58 断 面 形 状 矩形 矩形 支 护 形 式 锚网支护 锚网支护 毛 宽净 宽毛 高净 高毛断面净断面（mm） （mm） （mm） （mm） （㎡） （㎡） 4400 4700 4200 4500 2800 3000 2720 2920 12.32 14.10 11.42 13.14 矩形 锚网支护 3200 2900 2400 2320 7.68 6.73 圆弧拱形 锚网支护 3800 3700 2730 2680 8.35 7.96 第三章 设备选型及计算
一、采煤机的选型
根据七采区地质条件和煤层厚度，结合二矿生产经验，选择采煤机型号为： MGTY300/700-1.1D型电牵引机组，截割电机功率300 kW×2，牵引电机功率40kW×2，调高电机功率20kW，采高2.0～3.6m，牵引速度0～6.2m/min。
二、输送机的选型
前、后溜均为SGZ-880/800型双速溜，且溜槽均为开底式，电动机与减速器之间通过对轮直接传动；转载溜为SZZ-800/250型桥式、封底式溜，上跨PCM-160型的破碎机。
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三、顺槽设备选型
选用进风顺槽运煤，皮带运输机型号为SSJ-1000/2×160，带宽为1.0m，带速为2.5m/s。
回风顺槽进料，轨道布置在轨道巷的左手帮，轨道采用22kg/m型号，道枕采用120×100×1200mm方枕木，并配备一部950型无极绳绞车牵引运输进料。
四、液压支架的选型
普通支架为ZF4400-1.7/2.8型低位放顶煤液压支架，工作阻力4400kN，适应采高2.2～2.6m，支护宽度1.43～1.60m。端头支架为ZFS4800-1.8/2.9型低位放顶煤液压支架，工作阻力4800kN，适应采高2.3～2.7m，支护宽度1.43～1.60m。
五、其它设备的选型
乳化液泵型号为WRB-200/31.5，公称流量为200L/min，公称压力为31.5MPa，。喷雾泵的型号为BPW315/16，公称流量为315L/min，公称压力为16MPa。
第四章 工作面通风
一、矿井通风方式
矿井通风方法采用机械式通风，通风方式为抽出式通风，从进风井和出风井布置上属于混合式通风。
采区内通风系统：南山进风井→470水平南翼运输大巷→七采材料车场→七采轨道巷→七采辅助轨道巷→80702进风顺槽→80702回风顺槽（内错巷）→七采回风巷→470水平南翼回风大巷→南山回风井。
二、工作面风量配备
根据临近采区瓦斯统计和80702工作面掘进过程中瓦斯涌出统计综合分析，日产量约3500吨，预计该工作面总涌出量约为80.25m3/min，其中本煤层约为4m3/min，邻近层约为76.25m3/min，高抽巷抽放率按94%，计算预计抽放
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71.68m3/min，风排约8.57m3/min。
1、所以该工作面配风量为：
Q采=QA+QB=Q瓦A/1%×kCH4 + Q瓦B/2.5%×kCH4 =4/1%×1.4+4.57/2.5%×1.4 =560+256 =816（m3/min）
式中：Q采——采煤工作面需要风量，单位：m3/min； QA——回风量，单位：m3/min； QB——内错巷风量，单位：m3/min； Q瓦A——本煤层瓦斯涌出量，单位：m3/min； Q瓦B——邻近层瓦斯涌出量，单位：m3/min； kCH4——工作面瓦斯涌出不均衡通风系数均取1.4。 2、按工作面CO2涌出量计算
根据本采区CO2预计和80702工作面掘进过程中CO2涌出统计综合分析，预计该工作面总涌出量约为1.4 m3/min。
Q采=67qk=67×1.4×1.3=122（m3/min） 式中：Q采——采煤工作面需要风量，m3/min； q——工作面CO2绝对涌出量，m3/min； k——工作面CO2涌出不均衡系数，取1.3； 3、按工作面温度计算
Q采=60vsk=60×0.8×12×1.2=691（m3/min） 式中：Q采——采煤工作面需要风量，m3/min；
V——工作面平均风速，取0.8，m/s；
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S——工作面平均断面面积，m2；
k——综放工作面支架断面及工作面长短的风量调整系数，取1.2。 4、按工作面每班最多人数计算 Q采=4n=4×40=160 （m3/min）
式中：Q采——采煤工作面需要风量，m3/min；
n——工作面同时工作最多人数 5、按风速验算
按最低风速验算：Q采＞15S=15×12=180 （m3/min）； 按最高风速验算：Q采＜240S=240×12=2880 （m3/min）； 本工作面配风量为816 m3/min，180＜816＜2880，符合规定。
按内错尾巷风速不得低于0.5m/s计算，Q内=0.5×60×8=240（m3/min），内错尾巷计划风量为256m3/min，大于240 m3/min，符合规定。
计算工作面配风量为816m3/min，其中工作面配风量为816m3/min，回风量为560m3/min，内错巷回风量为256 m3/min。初采期间工作面配风量不得小于1000m3/min，大顶跨落后瓦斯涌出正常按816 m3/min配风。
三、通风构筑物配备
1、在80702系统联络巷与七采回风巷交叉处布置风桥一座，用于隔开采区内新鲜风流与污风流。
2、回风顺槽口布置风门两处，让回风流直接回于七采回风巷。 3、内错巷与七采回风巷、各横贯之间根据需要布置调节风墙。 四、工作面降尘设计
（一）、工作面防尘管路敷设：
1、在工作面投产以前，在工作面的进、回风顺槽各设一趟3寸防尘专用水管，
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其中回风巷每隔50米设一个三通阀门，进风巷每隔50米设一个三通阀门。
2、工作面的防尘管路不得移做它用，随着工作面的推进而同步移动。在各分段管路的首尾必须安装过滤器，保证水质清洁。
3、必须保证管路内水量充足。 （二）、工作面顺槽喷雾
在距工作面50米范围内的进、回风顺槽各安设一道喷雾洒水装置，每道喷雾必须能够覆盖全断面，随工作面的推进而移动。
1、工作面进回风必须定期冲洗，不得有煤尘堆积。至少每三天冲洗一次。 2、工作面每架必须在前探梁下安设一组喷雾设施，放煤口两侧各安设一组喷雾设施，必须与每架实现联动喷雾，移架、放煤时，所有喷雾必须能自动开启。
3、装载、转载点的喷雾装置水压不得低于0.4MPa，每个喷嘴的流量不小于4L/min。
4、该工作面必须采用长壁动压注水。
注水钻孔采用LX——40型岩石轨道钻机钻眼。 注水钻孔参数：
①、孔位、孔角按设计具体确定。 ②、孔深达到采长的2/3以上。 ③、注水压力8～12MPa。 ④、孔距10～15米。 ⑤、注水量25～33L/min。
注水孔必须采用膨胀式封孔器进行封孔，封孔长度不得小于1.5m。 工作面打钻必须超前工作面5个钻孔，必须保证至少2个注水孔，随着工作面的推移及时前移注水设备，保证不影响回采。
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注水量要使煤体达到湿润，邻孔出水、煤壁挂汗为止。
第五章 工作面回采工艺
一、工作面推进度确定
本工作面的工业储量为2161067t，回采率87%，可采储量为1880128t。工作面设计参数：走向长1057m，倾斜长200m，面积211400m2，煤厚6.20m，容重1.41t/m3。与临近80701工作面煤柱设计宽度为26m，采区准备巷保护煤柱为30m。
该采区（工作面）设计生产能力110万吨，按年工作日300天计算，日出煤量为3666t，按每日4循环计算，循环产量为916t。
根据公式：916=LShγc
=200×S×6.20×1.41×87%
得出S＝0.60m，每循环推进度为0.6m，日推进度为2.4m。 式中：W—工作面正规循环生产能力，t；
L—工作面平均长度，200m； S—工作面循环进尺，m； h—工作面采厚，6.20m；
γ—煤层密度，t/m3 ，取1.41 t/m3 c—工作面回采率，%， 取87%。
二、工作面回采工艺
工作面采用采煤机割煤，人工放煤，前后溜装运煤、转载溜、顺槽皮带运煤至采区运煤系统，液压支架、单体液压支柱及时支护，进回风落山回柱放顶的回采工艺。
（一）、落煤方式
本工作面采用电牵引机组割底分层，低位液压支架放顶煤的落煤方式。
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机组在端头斜切进刀、双向割煤，前滚筒割上刀，后滚筒割下刀。机组沿底板割煤，割煤高度控制在2.4～2.6m之间，运行速度不超过5m/min，割至端头或煤质松软破碎处其速度要适当放慢。
机组端头斜切进刀：机组割至工作面端头后，停机调换滚筒上下位置，随机拉架和推溜暂停，机组反向斜切进刀；进刀完成后停止切割，调换滚筒上下位置；按顺序向端头逐一拉架推溜，（溜头、溜尾三架为滞后支护方式，即先移溜，后移架），而后机组第二次向工作面端头切割，割端头三角煤；割至端头后，停机调换滚筒上下位置，反向割煤至进刀处暂停；前移溜头(尾)，并拉架推溜至机组后3～5m处，机组调整前滚筒正常割煤。附：图5-1 采煤机割煤进刀示意图
（二）、装运方式
机组割下的煤由机组螺旋和前溜铲煤板相配合自动装入前溜内，落山放下的煤流入后溜内，支架底座及架间浮煤由人工用铁锹攉入煤溜内，经刮板输送机、转载溜、顺槽皮带、采区皮带巷皮带机运至五采区煤仓。
（三）、移架方式
支架随机组割煤逐架前移，及时支护，距机组后滚筒3～5架处移架，若移架时前梁到煤帮距离小于0.6m，需边移架边收伸缩梁；若此时前梁到煤帮距离大于0.6m，则根据该距离的大小，在移架时适当收伸缩梁或不收伸缩梁。移架后，支架要成直线，且前梁到煤帮的距离不大于0.34m。升架将顶梁升平，做到严密接顶，并达到初撑力要求。
（四）、移溜方式
1、推前溜：移前溜要在前溜运行时进行，滞后机组后滚筒15m，移溜时将溜逐段移至煤壁，不能将溜顶成急弯，保证12～15m的弯曲段。移溜时不得由两端向中间推移，移溜后要成直线状（弯曲段除外）。前溜的溜头（尾）用首（尾）架
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的千斤及工作面中的支架千斤相配合移置。
2、拉后溜：拉后溜要在移架前拉到位，保证12～15m的弯曲段，在后溜运行中移置。拉出前溜头（尾）后，后溜溜头（尾）用前后溜连接千斤及首（尾）架的千斤相配合移置。
3、前移转载溜：随着工作面的推进，进风每次放顶前，须利用转载溜千斤将转载溜前移，保证前后溜的正常接煤，转载溜每前移5m，顺槽皮带尾轮用皮带尾轮千斤前移一次。
三、液压支架布置及放煤方式
（一）、端头支架为ZFS4800-1.8/2.9型低位放顶煤液压支架，共4架，分别放置在工作面两端头各2架；普通支架为ZF4400-1.7/2.8型低位放顶煤液压支架，共132架，在端头架之间。
（二）、工作面支护强度校核 1、工作面支护设计：
工作面支护强度，取最大值即为工作面合理的支护强度Pt，计算方法如下： 经验公式： Pt=9.81hγk
=9.81×2.6×2.5×8 =510.1kN/m2
式中：Pt—工作面合理的支护强度，kN/m2； h—采高，m；
γ—顶板岩石容重，kg/m3,一般可取2.5×103kg/m3
k—工作面支架上覆岩层厚度与采高之比，取8倍采高计算。 2、工作面支架强度校核： （1）、支护强度校核：
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Pt=510.1kN/ m2=0.5101MPa. P=0.667～0.692 MPa. P﹥Pt 支架选型合理。 Pt是工作面合理的支护强度；
P是工作面ZF4400-1.7/2.8型放顶煤液压支架支架的实际支护强度范围。 （2）、底板比压校核：
D=Pt×支架支护面积/支架底座面积 =1.75 MPa S=62.5 MPa
S﹥D 支架对地板比压符合要求。
D为工作面最大顶板载荷强度对地板的最大比压。 S为煤层地板抗压强度。
（三）、液压支架最大控顶距4.94m，最小控顶距4.34m，移架步距0.6m。 （四）、放煤方式
工作面采用一采一放追机放煤作业方式。工作面支架顶梁切顶线走脱切巷后开始放煤，机组每割一刀煤，放顶煤一茬，放煤步距0.6m。放顶煤滞后机组后滚筒不得小于15m，采用按支架编号间隔单轮放煤，即由两人放煤，甲放单号架、乙随后放双号架，每架需反复放煤，直至见矸1/3。
（五）、液压支架支护参数，详见表5-1
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表5-1 ZF4400—1.7/2.8支架技术特征
序 号 名 称 项 目 支架高度 支架总长 额定工作阻力 额定初撑力 中心距 1 支 架 支护宽度 支护面积 支护强度 底座对底板比压 适应采高 最高/最低 适应煤层倾角 额定供液压力 缸径 活柱直径 2 立柱 柱行程 工作阻力 初撑力 3 伸缩梁千斤顶 缸径 活塞杆直径 行程 推力 拉力 4 尾梁千斤顶 缸径 活塞杆直径 行程 工作阻力 初撑力 5 移后溜千斤 缸径 活塞杆直径 推力 工作阻力（拉力） 行程
数 值 1700—2800mm 5600mm 4400 kN 3960 kN 1500mm 1430—1600mm 5.89—5.54m2 0.667-0.692MPa 平均1.75MPa 2.2/2.6m <=15° 31.5MPa 200mm 185mm 1093mm 1100 kN 990 kN 80mm 60mm 700mm 158.3 kN 69.3 kN 140mm 85mm 388mm 537.8 kN 484 kN 125mm 70mm 386.6 kN 107.8 kN 700mm 12
缸径 活塞杆直径 6 推移千斤 行程 推溜力 拉架力 7 侧推千斤顶 缸径 活塞杆直径 行程 推力 拉力 缸径 活柱直径 8 插板千斤顶 柱行程 工作阻力 初撑力 9 侧推千斤顶 缸径 活塞杆直径 行程 推力 拉力 10 前梁千斤顶 缸径 活塞杆直径 行程 工作阻力 初撑力 抬底千斤顶 11 缸径 活塞杆直径 行程 推力 缸径 活塞杆直径 12 掩护梁立柱 行程 初撑力 工作阻力
140mm 80mm 700mm 306 kN 484.9 kN 63mm 45mm 170mm 98.2 kN 48.1 kN 80mm 45mm 550mm 158.3 kN 108.2 kN 63mm 45mm 170mm 98.2 kN 48.1 kN 140mm 85mm 187mm 537.8kN 484.9 kN 110mm 85mm 250mm 298 kN 180mm 160mm 557mm 801.6 kN 890.6 kN 13
四、劳动组织及循环作业图表 （一）、劳动组织形式
工作面以割煤为主导工序，拉架、移溜、放煤为追机作业，其它岗位与之相适应。详见表5-2 劳动组织表。
表5-2 劳动组织表
序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 工种岗位 工长 机组司机 煤溜工 皮带工 支架工 放煤工 端头维护工 清理工 记录工 电 工 探眼工 看库工 下料工 泵站工 合计 一 1 3 3 2 3 2 4 4 1 2 0 1 0 1 27 二 1 3 3 2 3 2 4 4 1 2 0 1 0 1 27 三 1 3 3 2 3 2 4 4 1 2 0 1 0 1 27 四 1 3 4 4 4 0 5 4 1 4 1 1 9 1 42 合计 4 12 13 10 13 6 17 16 4 10 1 4 9 4 123 说明 副工长跟机 生产班两人拉架一人推溜 检修班副工长组织端头维护 14
（二）、作业形式
采用“四六”制作业，三班生产，一班准备；零点班、中午班、晚六点班割煤，早六点班检修。割煤一刀煤放煤一茬为一个循环，工作面的循环方式为一日多循环，日循环4刀，进度2.4m。附：表5-3 工作面循环作业图表
（三）、技术经济指标表，详见表5-4。
表5-4 劳动组织技术经济指标表
序 号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 21 22 23 24 25 项 目 倾斜长度 走向长度 采 高 循环进度 煤层视密度 循环产量 月循环数 日进度 月进度 日产量 月产量 工作面可采期 在册人数 出勤率 回采工效 坑木消耗 液压支柱用量 火药定额 雷管定额 截齿消耗 油脂消耗 乳化液消耗 单位成本 煤层牌号 落装煤机械化程度 单 位 m m m m t/m3 t 个（%） m m t t 月 人 % t/工 m3/104t 根 kg/104t 发/104t 个/104t kg/104t kg/104t 元/104t WY3 % 数 量 1057 200 6.20 0.60 1.41 912 108 2.40 65 3648 98496 19 151 81 33.6 4 1200 16.40 82 30 200 200 910800 100 备 注 循环率90% 按30天计算 按加强支护需要
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第六章 安全技术措施
一、防瓦斯、防煤尘、防灭火 （一）、瓦斯监控防治
1、上隅角瓦斯传感器T1，安装位置：工作面回风侧与密柱拉齐的回风道进度棚（或液压支架顶梁末端的切顶线）靠落山侧，报警浓度：≥0.8%CH4、断电浓度：≥1.3%CH4、复电浓度：＜0.7%CH4；断电范围：工作面及回风巷中全部非本安型电气设备。
2、后配溜瓦斯传感器T2，安装位置：工作面最后一架支架电机上方靠落山侧风流中。报警浓度：≥0.8%CH4、断电浓度：≥1.3%CH4、复电浓度：＜0.7%CH4、断电范围：工作面及回风巷中全部非本安型电气设备。
3、机尾瓦斯传感器T3，安装位置：回风巷距工作面10米以内巷道风流中，报警浓度：≥0.8%CH4、断电浓度：≥1.3%CH4、复电浓度：＜0.7%CH4、断电范围：工作面及回风巷中全部非本安型电气设备。
4、工作面回风中间瓦斯传感器T4，安装位置：回风巷中部距回风瓦斯传感器500m处。报警浓度：≥0.8%CH4、断电浓度：≥0.8%CH4、复电浓度：＜0.7%CH4、断电范围：工作面及回风巷中全部非本安型电气设备。
5、回采工作面回风瓦斯传感器T5，安装位置：回风巷距回风口10m—15m巷道风流中。报警浓度：≥0.8%CH4、断电浓度：≥0.8%CH4、复电浓度：＜0.7%CH4、断电范围：工作面及回风巷中全部非本安型电气设备。
6、回采工作面温度传感器T6，安装位置：回风巷距回风口10m—15m巷道风流中，报警值为30℃
7、回采工作面尾巷CO传感器T7，安装位置：距专用排瓦斯巷回风口10m—15 m处巷道风流中，报警浓度：≥24ppm。
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8、回采工作面尾巷瓦斯传感器T8，安装位置：距专用排瓦斯巷回风口10—15 m处巷道风流中。报警浓度：≥2.3%CH4、断电浓度：≥2.3%CH4、复电浓度：＜2.2%CH4，断电范围：工作面内全部非本安型电气设备。
9、混合回风甲烷传感器T9，安装位置：七采辅助回风巷和专用排瓦斯巷的混合风流10—15米处巷道风流中，报警浓度≥0.8% CH4、断电浓度≥0.8% CH4、复电浓度＜0.7% CH4，断电范围：工作面及七采辅助回风巷内全部非本质安全型电气设备。
10、开停传感器，馈电传感器安设：
（1）、回风分路开关监测馈电传感器：安设在回风分路开关的负荷线上，监测分路开关的闭锁状态。
（2）、在进风设备列车负荷线上安设工作面机组、工作溜、后配溜开停监测探头。
（3）、在回风两道下料风门上安设风门开/关传感器，当两道风门同时打开时能切断工作面的电源。
（二）、防治煤尘爆炸措施
工作面进顺、回顺和尾巷口以里安设防爆水袋。 1、隔爆安装要求：
（1）、水棚安装方式的原则是：当受爆炸冲击力时，水袋中的水容易泼出。 （2）、水棚应设在巷道的直线段内，每间隔200m设置一组。
（3）、水棚与巷道交叉口、转弯处的距离须保持50到70m，与风门的距离大于25m。
（4）、隔爆水棚用水量不小于200L/m2，棚区长度不小于20m。
（5）、水棚排间距为1.2到3m，水袋之间的间隙与水袋同支架或巷道之间的
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间隙之和不得大于1.5m，两个水袋之间的间隙不得大于1.5m；水袋边与巷壁、支架顶板、构筑物之间的距离不得小于0.1m，水袋顶部至顶梁的距离不得大于1.6m。
（6）、水棚距巷道轨面不应小于1.8m。水棚应保持同一高度，需要挑顶时，水棚区内的巷道断面应与其前后20m长的巷道断面一致。
（7）、水袋采用易脱钩的布置方式时，挂钩位置要对正，每对挂钩的方向要相向布置（勾尖对勾尖），挂钩用4—8mm圆钢弯制。挂钩角度为60±50，弯钩长25mm。
（8）、水袋的布置必须符合以下规定： 断面S≤10m2，nB/L×100%≥35% 断面S≤12m2，nB/L×100%≥50%
63×3.8/4.4=54.4%≥50%，该工作面设置63个隔爆水袋符合规定要求。 式中：n——排棚上的水袋个数； B——水棚迎风断面宽度； L——水棚所在的巷道宽度。
2、水棚要挂牌管理，明确专人管理维护，经常保持水袋完好和规定的水量，每半个月检查和补充一次。
（三）、防煤层自燃
1、地区瓦检工在工作面正常开采期间，要每班至少检查一次工作面回风落山角、尾巷以及邻近地点已采区闭墙处的CO、CO2和温度情况。
2、火区观测工每周至少检查一次，每月至少取样化验一次工作面回风落山角、尾巷以及邻近地点已采区闭墙处的CO、CO2和温度情况。
3、工作面回采期间，合理调整工作面风量和压力，以减少向采空区的供风。并且经常要用红外线温度探测仪对工作面深部温度进行检查，及时发现问题进行
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预防。
4、工作面月推进度低于30m或在特殊时期，工作面必须备有MgCl2，同时加强工作面瓦斯、CO和温度等情况变化；CO浓度超过0.0024%发生异常立即停止生产采取工作面注浆（MgCl2）防灭火措施。
二、瓦斯抽放 （一）、瓦斯抽放系统
在本工作面的上邻近层12#煤布置有80702走向高抽巷，敷设∮380mm管路与560一南翼∮630mm主管路相连，主管路经560一南翼大巷、560丈八联络巷、一号入风巷到达小南沟泵站。
（二）、瓦斯抽放观测
工作面初采及正常回采期间，通风区要定期观测和调整高抽巷管路、CH4浓度、流量及压力，保证合理抽放和工作面瓦斯不超限，每三天观测一次，保证工作面安全生产。
三、避灾路线
避灾路线为：80702工作面→进风顺槽（回风顺槽）→七采轨道巷→七采下料车场→470水平南翼运输大巷→470水平石门运输大巷→470水平罐底→地面。
四、初采安全技术措施 （一）、初采工艺流程
1、开采前对顶煤进行预裂爆破弱化处理； 2、回收煤壁托帽、金属网； 3、采煤机试割煤，正常循环割煤； 4、工作面两端头落山放顶； 5、工作面推进7m后，正常放煤；
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6、工作面老顶初次来压，顶板稳定后，初采结束。 （二）、顶煤预裂爆破
根据《煤矿安全规程》第六十八条的有关规定，工作面在开采前进行预裂爆破弱化顶煤，具体方法为：
1、从工作面第2架与第3架中间起，到第136架，每隔两架布置一个炮眼，共计67个炮眼；
2、打眼前先收回施工位置架间侧护板、剪开联接的金属网； 3、进行打眼工作； 4、装药放炮；
5、每次放炮以5个炮眼为一段，直至全长工作面连续放完； 6、放炮完毕，必须及时将侧护板伸出，维护架间顶板。 （三）、对工作面煤壁锚杆、托帽等进行回收处理。 （四）、工作面进行回采作业，进入初采。
（五）、初采期间要加强设备检修，乳化液泵、液压系统完好无串漏液现象，泵站压力达到31.5MPa.。液压支架必须达到初撑力且接顶良好。
（六）、初采期间顶板管理：
1、工作面上下安全出口处及超前维护范围应严格按规定加强支护，且支柱完好，不得缺棚少柱，所有支柱必须拴防倒绳，以防倒柱伤人。
2、工作面液压支架及时支护顶板，尽量缩小空顶区和端面距，防止工作面周期来压时，压垮工作面超前巷道和液压支架端面严重冒落。
3、进、回风切顶柱支设与控顶距。工作面进、回风均采用双排切顶密柱，排距要求0.3m，柱距要求每米三根，均匀支设，支设成一条直线，切顶密柱必须支设戗柱，密柱必须戴φ16cm/2×0.5m的木帽，木帽应与顺槽平行，进风最大控顶
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距9.316m，最小控顶距6.916m，放顶步距2.4m；回风最大控顶距8.116m，最小控顶距6.916m，放顶步距1.2m，以上控顶距均以切顶线算起。
4、退锚放顶
（1）、进、回风放顶时与端头过渡架切顶线放齐，进风每2.4m，由检修班放一次顶，回风每1.2m由各生产班或检修班放一次顶。
（2）、操作方法：
①、要三人配套，两人操作一人观察顶板，并清理好退路。
②、在放顶范围内的槽钢(钢带)中间均匀支设3根帽柱(柱帽规格φ16cm/2×0.5m，柱为3.15m、2.8m或2.5m单体柱)。在新切顶线上预支切顶密柱，必须留有至少一个宽度在0.5m以上的安全出口。
③、回移跨溜棚和支单体柱，并在新位置支设牢固。
④、在顶板压力小的情况下，先将切顶线里面的金属网剪开（如果顶板压力大，严禁将金属网剪开），在由里向外逐排逐一将锚杆、锚索卸压，然后由里向外逐一回撤切顶密柱、帽柱至新切顶线，然后将切顶密柱补齐封口。若帽柱钻底，可用回柱机绳套住拉出，严禁人员进入落山拔柱。
⑤、锚索退锚时，用退锚机卡住锚索，顶住锁帽，启动液压泵，将锁帽顶起后，松开锁母，解开锁圈，取下退锚机，将锚具与托梁回收。退锚杆螺母时，要用长套管由里向外逐一回收螺母与托板。
（七）、安全注意事项
1、人员进行打眼作业时，必须两人操作，操作人员必须站在人行道上。打眼时严格执行《回采操作规程》第16—31条的规定。
2、每打完一段炮眼，必须及时从设备车处切断工作面电源，放炮完毕经检查确认无误后，方可重新送电。
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3、打眼前，打眼、放炮区域前后十架支架必须升紧，并将此范围内所有设备（管路、线路等）掩盖好，严禁有人使用范围内的支架。
4、装药时必须将雷管脚线扭结成短路。炮眼每眼装药量不超过三块，封泥长度不得小于0.5m。装药时严格执行《回采操作规程》第32—39条的规定。
5、放炮必须严格执行“一炮三检”及“放炮三联锁”制度。班组长必须亲自布置专人在警戒线和有可能进入爆破地点的所有通路上担任警戒工作，并撤尽警戒区内所有人员。警戒距离（距离均从设置警戒处最近的炮眼算起）直线巷道总长不小于75m，拐弯巷道总长不小于50m，且拐弯后不小于10m。
6、放炮后经过检查确认无误，人员方可进入工作面并及时的伸出收回的侧护板。
7、初采期间，要加强各地点瓦斯检查工作，风量必须达到要求。两端头落山切顶柱数量齐全、支护有效，锚杆、锚索按规定卸载，并将联网沿新切顶线靠落山侧剪开。沿工作面进风落山侧全长钉设布帐墙，悬顶面积超过规定时，必须设置合格的假墙。
8、工作面煤壁进行回收帮锚杆、托帽作业时，应坚持由上而下、由里向外的原则。视顶、帮情况，支设临时柱。作业前严格执行敲帮问顶制度，发现有活煤、活矸，及时用长柄工具处理，以防滚落的煤、矸伤人。
五、机电管理措施
（一）、执行《煤矿安全规程》第444～490条中的有关规定及《回采操作规程》中第413～723条的规定。
（二）、设备维修每日停机检修不小于4小时，要认真执行《班检日检周检制度》，认真填写检修班报，漏电器每日试验一次，各种保护合格，灵敏可靠，不准甩掉不用。机组、前后溜电机每日摇测绝缘一次。
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（三）、维护电工每班巡回检查不小于1次，发现问题及时处理。 （四）、非防爆仪表只准在瓦斯浓度不大于0.8%的地点使用。
（五）、电缆按规定悬挂整齐，不准出现鸡爪子、羊尾巴、明头等失爆现象。 （六）、认真执行停送电操作规程，检修机械设备、处理故障必须停电挂牌。 （七）、各种设备司机必须经过培训，持证上岗，按操作程序进行操作和检查。 （八）、在处理皮带故障与清理皮带尾轮时，必须停机、闭锁开关，严禁人员在皮带运行中清理皮带尾轮及机头部位。严禁人员在机头及传动部分铆接皮带，防止发生意外事故。
（九）、起吊刮板输送机，处理溜子落道，接链上刮板时，都必须切断电源，锁好开关，并执行停送电挂牌制。处理溜子落道执行《回采操作规程》第524、525条的规定。
（十）、碎机与转载溜之间，要设拉线急停装置，拉线位置符合规定，防止发生意外，能够及时停机。拉线急停装置开关设置在破碎机人行道侧，通过拉绳延长至转载机尾轮，拉绳用铁丝绳环吊挂在顶板往下0.5m处，不得与顶网及其它物体连挂，保证拉拽顺畅。
（十一）、载机红外线防乘人装置的设置与维护： 1、红外线防乘人装置的设置
（1）、工作面配套安装破碎机的转载机，必须安装防乘人装置，防乘人装置采用红外线生命探测仪，红外线防乘人装置传感器分A和B两种型号。A型为对射式，由发射器和接收器组成；B型用两个下射式。
（2）、工作面刮板输送机机头到破碎机密闭仓盖板的裸露部分最短距离不得小于6m。
（3）、由于转载机在运行时，振动比较大，A型转感器安装在挡煤板上时会
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造成发射和接受信号不在同一点上，导致保护装置灵敏度降低，故必须将A型传感器安装在与溜槽挡煤板分离的专用支架上。
（4）、同时使用的机械复位拉绳急停开关，拉绳不得影响A、B型传感器探头的正常运行。
（5）、红外线防乘人装置传感器具体安装方法：
A型传感器：安装在距转载机中板高度1.3m的支架上，距第一个B型传感器2-3m。两个探头发射器和接收器必须一左一右对称安装在一条水平直线上。安装正确时强度信号灯应全亮，有人站立通过传感器时报警灯亮，转载机停车。
B型传感器：分别安装在两个专用支架中间，水平距离2-3m。第一个B型传感器安装时，圆形发射口要倾斜一个角度对射煤流方向，高度距转载机中板1.6m。B型转感器探测摔倒的人员，使转载机停机并报警。
2、红外线防乘人装置的维护
（1）、防乘人装置安装前，厂家必须对操作维护人员进行培训，了解该装置的技术参数，结构特点和工作原理。需要时，厂家可派技术人员现场安装指导。
（2）、防乘人装置投入使用后，每班必须进行试验和检查，动作是否可靠，清除探头上的煤尘，并留有检查和试验记录。
（3）、运输设备安装的机械复位拉线急停开关，必须按照煤溜方向平行设置，不得在运输设备上纵向安装，包括急停开关和拉线方向，若需拉绳转弯时，在转角处必须安装滑轮，以保证紧急情况下，拉绳动作的可靠性。
（十二）、桥式转载机的移设、维护
1、桥式转载机桥架连接螺栓必须达到规定强度8.8级以上，螺栓长度符合要求150mm，确保连接牢固可靠。
2、推移桥式转载机过程中，严禁在推移范围内进行无关的作业。桥式转载机
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移到位后，桥架下方必须支垫稳固。
3、桥式转载机运行期间，严禁人员进入桥架下方；检修期间需进入桥下时，必须采取可靠的支垫措施。
4、为了不影响生产，转载机与工作溜搭接处的人行道侧未安设挡煤板，为加强安全防护，沿转载溜在无挡煤板区域支设一排单体柱，柱距0.8m，并且用铁丝将钢塑网与单体柱固定好，作为防护栏。
六、防治水
（一）、两巷各配备一台22kW的水泵，保证3寸管排水管路正常运行。 （二）、工作面配备流动水泵一台，通过消防管将积水排至进风或回风顺槽22kW水泵处的低洼处，再由22kW水泵及时排除低洼处积水。
（三）、井下作业人员必须熟知该工作面的地质水文情况和井下透水的征兆，在遇到或发现煤壁挂红、挂汗、空气变冷、发生雾气嘶嘶水叫声等征兆时，说明有危险的水情存在，必须立即停止作业，按避灾路线将人员撤到安全地点，并及时向区、矿调度汇报情况，听从调度指挥和安排。
（四）、矿地测科在工作面回采期间，要加强对该面的水情观察，收集有关资料，并做好记录，遇到特殊情况应及时向相关部门汇报。
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第七章 工作面主要技术经济指标
序 号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 名 称 煤层厚度 煤层倾斜角度 煤层容重 工作面设计能力 （1）年产量 （2）日产量 工作面长度 工作面推进长度 回采储量 工作服务年限 日生产天数 日采煤班数 采煤方法 采 高 顶板管理 回采工作面年推进度 循环进度 循环产量 回采工日定员 单 位 米 度 吨/米3 万吨/年 吨/日 米 米 万吨 年 天 班 米 米 米 吨 人 指标数量 6.20 3°～42° 1.41 0.60 110 3650 200 1057 188 1.6 0.75 3 走向长壁后退式放顶煤 2.6 全部跨落法 660 0.6 912 123 备 注 平均6°
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