毕 业 设 计
设计（论文）题目：兴隆煤矿北一采区 专 业 班 级：采矿专业1759级 学 生 姓 名：宋 聪 指 导 教 师：
设 计 时 间： 2012年5月6日
重庆工程职业技术学院
目录 第一章 矿井概况 ..............................................- 3 -
第一节 地理位置与交通 ..................................................................................................... - 3 - 第二节 地质特征 ................................................................................................................. - 3 - 第三节 矿井开拓方式 ......................................................................................................... - 7 - 第四节 矿井通风方式 ........................................................................................................... - 7 - 第二章 设计采区地质情况 ......................................- 8 -
第一节 采区相对位置 ........................................................................................................... - 8 - 第二节 地质构造情况 ........................................................................................................... - 8 - 第三节 采区煤层及顶底板情况 ........................................................................................... - 8 - 第四节 采区煤层瓦斯与地质构造关系 ............................................................................... - 9 - 第三章 设计采区储量与生产能力 ................................- 9 -
第一节 采区储量 ................................................................................................................... - 9 - 第二节 采区生产能力服务年限 ......................................................................................... - 10 - 第四章 采区方案设计 .........................................- 12 -
第一节 采区巷道布置方案 ............................................................................................... - 12 - 第二节 方案的技术经济比较 ............................................................................................. - 12 - 第三节 方案选择 ................................................................................................................. - 15 - 第五章 采煤工艺 .............................................- 16 -
第一节 采煤工艺 ................................................................................................................. - 16 - 第二节 落煤 ......................................................................................................................... - 16 - 第三节 装煤及运煤 ............................................................................................................. - 17 - 第四节 工作面设备配备 ................................................................................................... - 17 - 第五节 工作面顶板管理 ..................................................................................................... - 18 - 第六节 采煤工作面生产技术管理 ..................................................................................... - 23 - 第六章 采区生产系统 .........................................- 25 -
第一节 采区工作面运输系统 ............................................................................................. - 25 - 第二节 采区工作面通风系统 ............................................................................................. - 26 - 第三节 采区工作面排水系统 ........................................................................................... - 28 - 第四节 采区工作面液压系统 ............................................................................................. - 29 - 第五节 采煤工作面检测监控系统 ..................................................................................... - 29 - 第六节 防尘管路系统 ....................................................................................................... - 30 - 第七节 供电和通信系统 ................................................................................................... - 30 - 第七章 采区主要技术经济指标表 ...............................- 31 -
第一节 采煤工作面技术经济指标 ................................................................................. - 31 - 第二节 采区技术经济指标表7-1-2 ................................................................................ - 32 - 第八章 主要安全技术措施 .....................................- 32 -
第一节 防治煤与瓦斯突出措施 ......................................................................................... - 32 - 第二节 预防瓦斯爆炸措施 ................................................................................................. - 33 - 第三节 防煤尘爆炸措施 ................................................................................................... - 34 - 第四节 顶板管理 ................................................................................................................. - 34 - 第五节 防水措施 ................................................................................................................. - 35 - 第六节 防灭火措施 ............................................................................................................. - 35 -
第七节 放炮技术安全措施 ................................................................................................. - 36 - 第八节 其它安全技术措施 ................................................................................................. - 38 - 参考文献 ....................................................- 39 - 第一章
矿井概况
第一节 地理位置与交通
一、地理位置
兴隆矿井位于重庆市万盛经济开发区西南的关坝镇，距区政府所在地万盛29km。行政区划属綦江区关坝镇和青年镇，地理坐标为：东经106°47′～106°51′，北纬28°45′～28°52′。
兴隆矿井西邻川黔铁路，北邻三（江）万（盛）铁路，其中三万铁路以及万南铁路、川湘公路等铁路、公路线通过本区，是主要的出口交通。关坝镇与铁路最近车站均有公路相通，至川黔线的赶水站27km、三万线的万盛站30km、谷口河站22km。
附交通位置图1－1－1
二、地形地貌
井田处于四川盆地与贵州高原接壤地带，山脉走向NNE，大致与地层走向一致，总的地势是由南东向北西、由北东向南西逐渐降低的东高西低趋势。最高为北段的大茅坡，标高为+932m，最低为藻渡河，标高为+310.7m。相对高差621.36m，一般地形高差400m左右。除山间谷地外，地形坡度一般为10°～30°，属山岳分带的中、低山区，山地之间呈不连续槽地。
三、煤田开发简史
兴隆井田是南桐矿矿业公司最后一个开发的井田，井田邻近生产的南边有松藻煤矿、藻渡煤矿、北边有南桐新田湾煤矿和浅部小煤矿。
第二节 地质特征
一、地质
1、井田地层
井田地层处于川鄂湘黔隆起褶皱带与四川沉降带东缘结合部的川黔南北构造带中的龙骨溪西异次级褶皱酒店垭箱形背斜西异的北段，呈狭长的单斜构造，倾向NW，倾角35～45°，岩层走向N18°E渐变为N5°E。
井田范围内出露地层由老至新为志留系中统的韩家店组(泥盆、石炭缺失)、二迭系、三迭系。其中三迭系地层分布最广，二迭系地层次之，志留系出露于井田东部的大片地区，
而第四系的残积物、坡积层则分布于河谷、沟谷之处，为砂和砾石组成。井田地层特征详见表1-2-1。
兴隆矿井井田地层表
2、煤系地层
龙潭含煤岩组假整合于茅口组之上，与长兴组碳酸盐岩相地层呈渐变过渡接触，全厚75.53 m～84.94m.，Kb煤层以上为深灰、灰黑色、砂质泥岩，灰薄层细砂岩及3～5层灰3岩一般含煤三层，厚40m～45m。Kb煤层以下为深灰、灰黑色泥岩、砂质泥岩及灰岩局部夹3砂岩、粘土岩、底部含铝质泥岩及底砾岩，一般含煤六层，属主要含煤段，厚38m～40m，产瓣锶类、腹足类、腕足类等动物化石及阔叶大羽羊齿、舌形匙羊齿等植物化石。成煤环境属碳酸盐台地潮坪体系。整个煤系可划分为六个旋回。 二、煤层及煤质
1、可采煤层
1） K4煤层
属局部可采煤层，位于煤系中上部，上距K5煤层2，40～7．56m，平均5，20m；下距K3煤层5.92—11.41m，平均7．87m。煤厚0～1．06m，平均0.44m，煤层结构简单。
2） K3b煤层
属全区可采煤层，位于煤系中下部，下距K3a煤层1.27～3.67m，平均2.44m。煤厚1.15～4.49m，平均2.84米，一般厚度2.50～3.00m，煤层结构简单，
3） K2b煤层
属局部可采煤层，位于煤系下部，上距K2c煤层0.28m～4.24m，平均1.82m；下距K2a
煤层1.22m～4.54m，平均2.40m。煤厚0～1.01m，平均0.28m。煤层结构简单，
4） K1煤层
属大部可采煤层，位于煤系底部。煤厚0.22m～1.59m，平均0.93m，一般厚度0.8m～1.0m。煤层结构简单～较简单。
可采层K1、Kb层间距为23.52m～41.32m，平均27.87m。 3
可采煤层特征见表1－2－2
b
2、煤质
可采煤层k1和k3b为灰黑至黑色、粉末为深黑色，似金属及金刚光泽，均一状及条带状结构，层状及块状构造，参差状及贝壳状断口，内、外生裂隙较发育。K3煤层疏松易碎，多呈粉状，其余各层硬度大、韧性强。坚固性系数f=0.13～0.4。
宏观煤岩类型为半亮、半暗型煤。煤岩组分以亮煤、暗煤为主，镜煤与丝炭含量甚少。
b
3、 煤种及用途
K3b煤层3线以北为贫煤，3线以南为三号无烟煤； K1煤层9线以北为贫煤， 9线以南为三号无烟煤；局部可采煤层K4、K2均为三号无烟煤。可作为动力用煤、民用煤、氮肥用煤以及气化（固定层发生炉）用煤。 三、水文地质特征 1、地表水体
主要是板辽河、兴隆河、藻渡河对矿井充水的影响。由于三条河均横切地层，含水地层的主要泉水都出露于河床两岸，虽未发现河流与含水层有直接的水力联系，但一旦揭穿含水层的岩溶，则河流将成为岩溶的补给源。 2、含水层
茅口灰岩、长兴灰岩是含水层，其中茅口灰岩在+450m以上1～3勘探线， 距煤系底板15m～76m和5～13勘探线距煤系底板50m～95m层段属地下水富集区，含水性强。但在+450m以下，随着深度的增加，岩溶发育和含水性明显减弱。长兴灰岩浅部岩溶发育，因局部地段受断层影响，含水性较强。
3、断层
断层的导水性强弱与断层切割岩层的标高及断层上、下盘与含水层的接触密切相关。井田内断层切割含水层的标高愈高则导水性强。
4、老窑
井田上部生产小窑星罗棋布，其中不少为斜井或暗斜井开拓 今后停采或废弃后形成的老窑积水，将对矿井开采造成威胁。 5、大气降水
大气降水是地表水的直接补给源。河流水量的大、小及含水层地下水的丰沛与枯竭，完全受大气降水的制约。降雨后，河水骤涨，泉流量剧增；雨停后，河水2～3天，泉水5～1 0天，即恢复常态。
6、矿井涌水量预计
根据对矿井水相关因素的分析，以地质资料、抽水试验资料、相邻矿井资料确定计算参数，
b
矿井+50m水平的最大涌水量为1726m3／h，正常涌水量为259.5m3/h。
四、矿井瓦斯与煤尘
兴隆井田属煤与瓦斯突出矿井
K1煤层3.99 m3／t～15.17m3／t，平均 9.59m3／t K3b煤层2.12 m3／t～17.92m3／t，平均 9.36m3／t。
K1、K3b煤层均具有煤尘爆炸危险性。
K1煤层属容易自燃煤层、自然倾向性为Ⅰ类。 K3煤层属容易自燃煤层、自然倾向性为Ⅰ类。
b
第三节 矿井开拓方式
兴隆煤矿采用主立井、副斜井联合开拓方式。矿井走向为南北走向、走向长为11km，倾斜宽1.008km，面积约10.4km2。开采标高为+50 - +300水平。在+50m水平设置主要运输大巷。+300水平设置辅助运输大巷。+325设置主回风大巷。
矿井设计生产能力为年产量60万吨。服务年限为48年。
第四节 矿井通风方式
本矿井采用中央分列抽出式通风。在井田南北两翼分别有回风斜井，形成对角式通风方式。
矿井工业场地布置有主立井、副斜井，在底板茅口灰岩中布置回风斜井和矸石斜井 副斜井为主要进风井、行人、运材料。主立井为辅助进风井，主要提煤。回风斜井担负回风任务。矸石斜井担任全矿提矸石任务。
第二章 设计采区地质情况
第一节 采区相对位置
北一采区属于兴隆煤矿投产的首采区，位于井田中央北部。南邻矿井主斜井、北邻北三采区。开采标高+50水平至+300水平之间。采区走向长度为1600m、倾斜长度为350m。两水平垂直标高为250m。
第二节 地质构造情况
一、地质构造情况
本采区根据勘探和揭露来看，构造复杂，对开采有一定影响。在采区范围内k1煤层中有f19断层。在设计采区时避开断层。（详见采区剖面图）在具体施工过程中。对于在开采过程中揭露的隐伏断层应制定相应的措施。严格加强地质预测预报。 二、水文地质情况
本采取位于井田中央北部、地面无河流等。充水水源相对单一。在具体施工过程中。应加强探放水工作。
第三节 采区煤层及顶底板情况
一、煤层赋存情况
Kb3煤层位于煤系中下部，是本井田主要可采煤层。厚1.27m～3.67m，平均厚2.44m。 K1煤层位于煤系底部，厚0.22m～1.59m，平均厚度1m。煤层结构较简单，属稳定煤层，为大部分可采。
K1、K3层间距为23.52m～41.32m，平均27.87m。煤层倾角35°～47°，平均45°。 K3b煤层为有严重突出危险煤层； K1煤层为有一般突出危险煤层。
根据《防突细则》中关于保护层与被保护层的开采关系，设计先开采保护层K1煤层， 根据保护范围再布置开采K3b煤层。 二、煤层顶底板特征
K3煤层顶板以硅质灰岩分布为主，厚度5.92m～11.41m，平均7.87m，性脆、坚硬，需要采取强制放顶。直接顶为深灰色硅质灰岩，微晶结构，致密坚硬，含生物碎屑化石、
b
b
厚0.18m～3.68m，平均0.8m。直接底为泥岩、沙质泥岩及粉砂岩，黑色薄层状，呈水平及波状层理，顶部为粘土岩，岩性变化不大。 K3煤层顶板属Ⅰ类易冒落顶板。煤层底板地鼓严重。
K1：底板为含铝质泥岩，直接底为厚0～4.07m的泥岩及砂质泥岩，呈深灰、黑灰色薄层状，显断续水平层理，顶部为粘土岩，，偶夹炭质泥岩透镜体，极不稳定。直接顶为厚0.75～6.15m的深灰色薄层状泥岩及砂质泥岩，显断续水平层理，产腕足类、海百合茎及植物叶片化石。K1煤层顶板属Ⅱ类中等易冒落顶板，不易管理。 附采区煤层柱状图2-3-1
b
第四节 采区煤层瓦斯与地质构造关系
K1煤层相对瓦斯涌出量3.99 m3／t～15.17m3／t，平均 9.59m3／t K3b煤层相对瓦斯涌出量2.12 m3／t～17.92m3／t，平均 9.36m3／t。
采区内有断层地质构造，由于是隐伏断层，瓦斯在断层及其附近有一定的聚积，在采掘进及工作面回采至断层附近应当制定安全技术措施。
第三章 设计采区储量与生产能力
第一节 采区储量
K1煤层采区的工业储量=工作面倾斜长×工作面走向长×煤厚×比重
=350×1600×1×1.55
=86.8万吨
K3b煤层采区的工业储量=工作面倾斜长×工作面走向长×煤厚×比重
=350×1600×2.4×1.55
=208.3万吨
采区的工业储量= K1 + K3=295.1万吨 采区的可采储量=采区的工业储量×回采率
=2951175t×80％ =236.万吨
表3 -1-1储量估算表
b
第二节 采区生产能力服务年限
采区采用走向长壁无煤柱回采，先采k1保护层。等k1保护层开采一定时间后（k3b煤层得到保护）再布置k3b综采工作面。K1煤层采用后退式开采，在k1煤层布置一个炮采工作面。K3b煤层布置一个综采工作面。采区的生产能力就是两个工作面的生产能力之和。
一、1.K1煤层炮采采煤工作面正规循环生产能力
W=L×S×h×r×c×d
=170×1×1.6×1.5×97％×
=13.6万t/a
式中： W------正规循环生产能力，万t/a;
L------工作面长度，m;
S------工作面正规循环推进度，1.6m;
h------工作面设计采高，m; r------煤炭容重，t /m³； c -----工作面采出率，%
d-----实际生产天数330天 2.K1煤层服务年限
A1 =K1工业储量×回采率÷年生产能力 =86.8万t×80%÷13.6万t/a =5.1年
二、1.K3b煤层综采采煤工作面正规循环力
W =I × L× M ×C ×D × R
=150×2.4×2.4×1.5×0.97×300
=37.7万t/a
式中：W ——年平均产量，万t/a；
I ——工作面长度，m；
L——日推进度，m/d；
M——煤层厚度，m；
R ——煤层煤层容重，t/m3；
C ——工作面出采率，取97%；
D ——年实际工作天数，根据采区工作面实际情况，取300
天。
2.K3b煤层开采年限=K3b工业储量×回采率÷年生产能力
=208.3万t/a×80%÷37.7万t/a
=4.5年
三、1.所以采区年生产能力=k1×k2A
=k1×k(k1煤层工作面年生产能力+k3b煤层工作面年生产能
力)
=0.95×1.1×(13.6万t+37.7万t)
=50万t/a
式中：k1——工作面产量不均衡系数取0.95
k1——采区内掘进出煤系数取1.1
A——采区内同时生产工作面年产量之和
2.所以采区服务年限= K1煤层开采年限+K3b煤层开采年限+k3b煤层被保护时间
=5.1年+4.5年+2年
=11.6年
第四章 采区方案设计
第一节 采区巷道布置方案
一、采区设计方案
方案一 集中运输巷跨石门布置
①带区形式：带区在矿井+50-+300水平北翼，该带区采用走向条带炮采，沿煤层走向每隔400m布置一个石门，从主石门分别向南翼井田中央（首采区）开采。带区分为两个区段四个工作面，工作面跨石门开采，工作面巷道分别布置在+300m和+175m。
②巷道布置：各水平集中运输大巷布置在k1煤层底板的茅口灰岩中，用运输石门联通各煤层，每一个石门作为一条回风上山形成独立的通风系统。(见方案一巷道布置图)
方案二 采区集中上山集中平巷联合布置
①区形式：该采区有两层煤，根据煤层厚度的不同情况，K3b采用综合机械化采煤，Kl采用放炮落煤，采区的走向长度为1600m，采用双翼采区布置，每翼走向长度为780m。
②采区上山：根据采区煤层赋存稳定、采区地质构造简单的条件，由于两层煤层集中开采，K1煤层作保护层开采，k3b作为被保护层开采。采区上山的布置方式为三条岩石上山，在Kl煤层下部茅口灰岩中布置采区轨道上山28°（伪斜），运煤上山37°、回风上山37°。绕道石门与煤层巷道相连。
③区段巷道：因K1煤层(三层煤集中开采，由于k3b煤层瓦斯含量大，K4煤层作为保护层开采，先布置K1煤层工作面)厚度变化不大，平均煤厚1 m。可一次采全高，根据本采区的地质条件、为避开F19断层。在+300、+175和+240布置k1煤层煤层巷道。将工作面布置成“w”形工作面。
④联络巷道：由于本采区采用联合布置方式。在联络巷道的布置上，轨道上山均用甩车场与石门和煤层巷道联系，进行运料。
第二节 方案的技术经济比较
一、工程量比较
方案一 采区能快速的形成工作面，通风方面形成一个单独的通风系统，营造了有利环境。所需维护的巷道数量也相对较少，经济方面工作面跨上山连续回采，减少了工作面的搬家次数，提高了经济效益。实现了现代化矿井高产、高效的设计模式。
优点：工作面可连续推进，减少工作面搬家次数从而减少了工作面搬家费用及搬家时所需要的时间，没有采区上山及硐室工程量，生产系统简单。分带式具有稳定矿井生产、为采掘接替等方面创造良好条件的明显优势，针对于该矿为煤与瓦斯突出矿井。
缺点：石门断面较大并且数目较多，水平大巷掘进工程量大，采区原始准备工程量大。在煤层底板巷中布置瓦斯抽放。
方案二 采区集中上山布置生产更为集中，当下部k1保护层开采后，可布置多个采煤工作面同时生产，采区生产能力大。
优点：上山布置在Kl煤层的底板中，减少了阶段煤柱损失量，初期煤层开采工作量大，要先保护层k1进行开采，才能同时布置多个工作面，但后生产能力大，缩短了采煤工作面的布置时间，巷道维护工程量小。
缺点：岩巷工程量大，通风、运输、排矸、运料等系统复杂，生产和准备之间干扰大，采区上山、区段集中平巷、联络巷等要成承受多次采动影响，且维护长度大，维护时间长，维护费用高，生产系统复杂工作面搬家次数加倍。
二、技术比较
方案一 利用水平巷道与石门联合布置工作面，减少了上山的使用，解决了提升问题，又使两层煤都能采，而且能有效的控制瓦斯与通风，为采区通风营造了有利环境；工作面跨石门连续回采，减少了工作面的搬家次数，实现了现代化矿井高产、高效的设计模式。
方案二 集中上山布置能与第一方案有相似之处，都是利用石门揭穿煤层形成工作面，当解放层开采后能使采区的生产能力加大，服务年限长，比方案二的留的煤柱少，而且巷道维护量小，但生产系统复杂，后期通风能力需求大。
采区方案技术比较表4-2-1
通过两种方案的粗略比较，在技术上都可行，下进行经济比较。
三、方案经济比较
方案一、方案二均属技术上可行，安全生产条件好，采区服务年限符合要求。两者相比方案二的初期经济投入较高，但后期巷道维护费用较少，煤柱损失相对较少。方案一的初期经济投入较少，投产较快，但后期要进行水平得延伸，费用增加，无煤柱损失。因此，两方案需要通过经济比较，才能确定其优劣。经济方面：经济比较在于巷道工程量耗资的多少，详情见下表。
采区方案经济比较 方案一 表4—1-2
采区方案经济比较 方案二 表4-2-2
采区方案经济比较汇总表4-2-4
第三节 方案选择
经过此经济比较的方案二在经济上虽然不是最优。但是通过综合实际考虑后还是选择方案二确定北一采区最终的设计方案。
第五章 采煤工艺
第一节 采煤工艺
一、采煤方法选择
K1煤层为该矿主采煤层之一，K1煤层位于煤系底部，厚0.22m～1.59m，煤层结构较简单，属稳定煤层，为大部分可采。K1、K3b层间距为23.52m～41.32m，平均27.87m。煤层倾角45°，平均厚度1米，属于薄煤层，工作面采用走向长壁后退式式采煤方法，风煤钻打眼，放炮落煤，单体液压支柱加铰接项梁支护，全部垮落法管理顶板。
二、回采工艺
工作面安全检查→打眼→装药、联线→放炮→检查通风、瓦斯、顶板等→工作面煤炭自溜至运输巷溜子、皮带→石门煤仓→运煤下山→挂梁、支柱→回柱放顶。
第二节 落煤
放炮落煤。即电煤钻或YT-29风锤打眼，采用正向装填，使用三级煤矿乳化炸药与1～5段毫秒延期电雷管爆破（最后一段的延期时间不得超过130ms），该工作面回采方式为
一、二段套采，采用大串联联线，MFB-175型放炮器一次性起爆。
爆破说明书 （一个段单循环） 表5-2-1
3.运煤、装煤方式：工作面人工扒煤、自溜→机巷采用DSB-40T型刮板输送机和BTL65/120-30×2型皮带输送机转运→一区下煤上山→一区煤仓→+50m大巷3t底卸式矿车装煤，12t矿用防爆型蓄电池机车运输至+50m水平井底煤仓。
4.顶板控制方法：采用DW型单体液压支柱配合（1000mm×80mm×67mm）木板托顶支护，工作面采用全部垮落法管理顶板。单体液压支柱柱排距0.8m*0.8m，采用4～5排控顶。
5.回采作业工序：从上至下打眼与从下至上回柱平行作业，打支柱与扒煤从上至下平行作业且扒煤工序超前支柱支设工序5m。
工作面正规循环生产能力
W=L×S×h×r×c
=170×1×0.84×1.5×97％
=207.7t
式中： W------正规循环生产能力，t ;
L------工作面长度，m;
S------工作面正规循环推进度，m;
h------工作面设计采高，m;
r------煤炭容重，t /m³；
c -----工作面采出率，%
采面月生产能力计算
日生产能力=正规循环能力×循环个数
=207×1=207t
采面月生产能力=日生产能力×月生产天数×正规循环率
=207×30×90％=5589t（月生产天数按30天计算）
第三节 装煤及运煤
一、装煤
工作面煤炭自溜到运输机巷、腰巷。人工清理浮煤。
二、运煤
工作面上段煤炭通过DSB-40刮板输送机→+240腰巷皮带→下煤眼→下煤上山→采区煤仓→+50大巷→井底煤仓→主立井→地面
工作下端面煤炭通过DSB-40刮板输送机→+175机巷皮带→下煤眼→下煤上山→采区煤仓→+50大巷→井底煤仓→主立井→地面
第四节 工作面设备配备
表5-4-1
第五节 工作面顶板管理
一、单体液压支柱工作面的支护设计
根据相邻矿井的矿压观测资料，结合k1煤层顶板岩性情况，直接顶能随回采的推进而直接冒落，采用“既定载荷”的原则，采面对老顶运动不予限制，支柱只起支撑直接顶的作用。因此，基本支柱的密度按所担负直接顶的作用力计算。该面采用类比法计算支护参数。
二、合理支护强度计算
1.单体液压支柱支护密度及柱、排距的计算
①.直接顶压力：
Pt=9.8 h×r×k×Cosa
=9.8×1.2×6×2.5×cos45°
=133KN/m2
式中—h最大采高为1.2m，
r为岩容重2.5t/m3，
a为煤层倾角。
K～工作面支柱应该支护的上覆岩层厚度与采高之比，结合k1煤层的实际条件，k取6。
②.支柱工作阻力
根据相邻矿井的矿压观测资料，k1煤层中Kg=0.85，Kz=0.9，Kb=0.9，Kh=0.9，Ka=0.9，Kz=0.9， T1为30t，来压时顶板峰值压力为172.35KN∕m2。
单体液压支柱工作阻力：
Ｒt =Kg×Kz×Kb×Kh×Ka×R
= 0.85×0.9×0.9×0.9×0.9×172.35
=96.11KN/根。
③.支柱密度
n=Pt/Rt
=133/96.11
=1.13根/ m²
式中 n——支柱密度，根/㎡；
Rt——支柱实际支撑能力，KN/根。
④.支柱柱距确定
为便于管理和适应工作面支护要求，排距定为0.8m，则柱距为：
支柱的柱距=1÷（支柱密度×排距）
=1÷（1.13×0.8）
=1.1m
验证：根据k1煤层顶板特点，实际支柱柱距取0.8m，折算成实际支护密度=1÷（实际排距×实际柱距）=1÷（0.8×0.8）=1.56根/m。
实际支护密度1.56根/m大于理论支密度1.13根/m，故支柱排距取0.8m，柱距取0.8m是可行的。
注：上式中：
H——：最大采高（m）；
Y——岩石容重（t∕m3）；
222
a——煤层平均倾角（度）；Kg～Ka：单体支柱阻力影响系数；
T1——单体支柱安全载荷。
根据相邻矿井的矿压观测资料：表5-5-1
1.工作面采用单体液压支柱配合（1000mm×80mm×67mm）木板托顶、支柱排距0.8 m（±0.08m）、柱距0.8m(±0.08 m)，最大控顶距3.5m，最小控顶距2.7m，放顶步距0.8m，支柱迎山角度3°～5°。
2.正规回采时的特殊支护：
切顶密集、丛柱：工作面切顶密集采用单体支设，切顶排每柱空支设一根单体，每3-5m隔空不支设；使用丛柱（3根一窝含其余支柱），沿工作面倾斜5～8m一窝沿工作面设置于第四排，设柱窝；
走向关矸密集：沿工作面倾斜每20～25m设置一道关矸密集，采用木支柱支护，即每空加设2根；沿工作面斜长每5-8m加打单体走向密集于3、4排。
3.回柱点下方30m范围禁止有人工作或逗留。
4.工作面遇顶板来压或地质构造应力集中区，支柱柱距可适当缩小，并加强工作面单体液压支柱初撑力与工作阻力测定，对达不到要求的及时补液，确保有足够的支撑强度。
5.遇顶板破碎或厚煤区时，则采取用大竹笆加小竹笆配板子背护顶板。
6.根据现场实际加打斜撑支柱等特殊支护。
顶板控制说明表：表5-5-2
四、 风巷、腰巷、机巷端头及超前支护
1、回采工作面端头支护
工作面端头支护形式：工作面上下分段端头10m范围内采用单体支柱配合67mm木板托顶支护端头，支柱柱距调整为0.7m。
2、回采工作面风、腰、机巷超前支护
采用单体支柱配11#工字钢设托梁顶子加固风巷、腰巷，支柱间距1.0m，煤壁至切顶排采取单排支护，距煤壁20m内设双排超前支护。超前支护单体设防倒绳。
采用单体支柱配“π”型顶梁或铰梁设置走向加固超前支护机巷，加固超前煤壁前方
20m，距煤壁20m内设双排。机巷回柱机位置托梁顶子支设采用单体支柱配合，确保回柱机距帮和人行侧宽度符合《操作规程》规定。工作面直接采穿三巷，采用切顶密集将工作面与采空区隔离。
五、 采场支护及安全出口规定
表5-5-3
六、采面质量标准化标准
表5-5-4
1、观测对象：
1601N1一、二段回采工作面单体液压支柱。 2、观测内容：
1601N1一、二段回采工作面工作面单体液压支柱的初撑力及工作阻力。 3、观测方法：
使用支柱支护压力表检测仪每班对工作面支设支柱的初撑力进行检测（打设好一排即可
全测一排，并填写好书面记录和资料收集，可采用粉笔写在单体上）；工作阻力进行抽查，抽查率必须大于10%（并填写好书面记录和资料收集，可采用粉笔写在单体上）。
4、数据处理：
如抽查初撑力达不到9mpa以及工作阻力达不到13mpa，必须进行更换或补液。每班抽查并填表，并每旬报生产科审查。
第六节 采煤工作面生产技术管理
作业方式采用 “二采一准”、“三、八”作业形式，即工作面扒煤、支柱，打炮、回柱。 一、劳动组织
劳动力配备表 表5-6-1
注：本劳动组织指直接生产出勤，不包括休息人员。
二、 作业循环
附图：1601N1一、二段回采工作面正规作业循环图表。 三、 主要技术经济指标
工作面主要技术经济指标见表 5-6-2
1.煤质灰份、水分、含矸率、混煤灰分等必须按矿月初下达的计划指标完成，指定专人负责煤炭质量管理。
2.煤质人员对煤炭质量进行抽查，确保煤质指标符合要求。
3.加强顶板控制，提高支护质量，防止局部冒顶。
4.转载点防尘使用喷雾洒水，严禁用水直接向煤内加水，清理疏通水沟，确保巷道排水不进入运煤系统。
5.工作面过压时，煤、矸尽量分装分运。 6.加强工作面、溜子机尾浮煤回收。
第六章 采区生产系统
第一节 采区工作面运输系统
一、运煤系统
1601N1工作面煤炭运输路线：工作面煤炭自溜到运输腰巷、机巷，经溜子、皮带运至采区下煤眼，经下煤眼至采区下煤上山、由下煤上山运至+50采区煤仓。在+50茅口大巷采用三吨矿车装车，蓄电池机车牵引运输运到井底煤仓，再提升出井。
二、运料系统 1、运输方式
1601N1上段工作面需要的设备等物资：采用矿车，材料车等，通过+300m石门运至+300m回风巷再运至上段工作面。
1601N1下段段工作面需要的设备等物资：采用矿车，材料车等，通过+240m石门运至+240m腰巷再运至下段工作面。
2、运输路线
地面→主斜井→+300水平大巷→+300一石门→+300m回风巷→工作面用料地点(出料：反向)
地面→主斜井→+300水平大巷→二级副斜井→+50m大巷→采区轨道上山→+240m石门→+240腰巷→工作面(出料：反向)
三、行人系统
地面→主斜井→+300水平大巷→+300一石门→+300m回风巷→工作面
地面→主斜井→+300水平大巷→二级副斜井→+50m大巷→采区轨道上山→+240m 石门→+240腰巷→工作面
四、运输设备
工作面运输设备溜子，运输巷SGB——630/75型号刮板输送机和DSJ80可伸缩皮带。
采区运输设备特征表 6-1-1
第二节 采区工作面通风系统
一、工作面通风线路
+50水平运输大巷→采区轨道上山→+175水平石门→+175机巷→1601工作面→+240回风巷→+240回风石门→+300-+352m回风通道→+352回风大巷→总回风巷→地面。
+50水平运输大巷→+300水平石门→+300风巷→1601工作面→+240腰巷→+240回风石门→+300-+352m回风通道→+352回风大巷→总回风巷→地面。 二、采区风量计算
1、采煤工作面需风量计算 ① 按绝对瓦斯涌出量计算：
Q1 =100×q采×K =100×1.3×1.8 =234m/min；
式中：— q采为工作面瓦斯平均绝对涌出量，取1.3m/min；
K为瓦斯涌出不均衡系数，炮采工作面可取1.4～2.0，该工作面备用系数取1.8；
② 按工作面同时工作的最多人数计算：
Q2=4×N =4×30 =120/min
式中：— 4为每人每分钟所需风量，即4m3/min；
N为工作面同时工作的最多人数，即30人 ③ 按工作面温度计算：
Q采=60×V×S×Ki =60×1.5×3×1.l =297m3/min
3
3
式中：—Q采为工作面实际需要的风量 m3/min
V为工作面适宜风速 m/s
S为工作面平均有效断面，按最大和最小控顶有效断面的平均值计
算 m2
Ki为工作面长度系数，取1.1。 ④ 风速验算：
根据以上计算结果，可知该1601N1工作面最大配风量为297m3/min，则： 按最低风速验算各个采煤工作面的最小风量 Q×0.25×3/min 按最高风速验算采煤工作面的最大风量 Q×4×3/min
即经验算，风速符合《煤矿安全规程》的要求。经验算，风速符合要求，
所以1601N1工作面应按320 m/min配风，通风区必须据现场实际调配风量。 2、掘进工作面需风量计算
①按瓦斯涌出量计算
Q掘=100×Q瓦×K掘
=100×1.3×1.9=247 m/min
式中： —Q掘为掘进工作面实际需风量，m3/min。
3
3
Q瓦为掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量，1.3m3/min。 K掘为掘进头不均衡系数 取1.9
②按炸药使用量的计算 Q掘=25×A掘
=25×15=375 m3/min
式中：—25为使用1Kg炸药的供风量，m3/min。
A掘为掘进工作面一次爆破所用最大炸药量。15Kg
③按工作人员数量计算 Q掘=4×N掘 =4×20=80m3/min
式中：N掘——掘进工作面同时工作的最多人数。取20人。
④按风速进行验算
岩巷掘进工作面的风量应满足：
60×0.15×S×4×S掘 60×0.15××4×11.8 经验算，符合《煤矿安全规程》的要求。 煤巷、半煤岩巷掘进工作面的风量应满足： 60×0.25×S×4×S掘 60×0.25××4×6.5 经验算，符合《煤矿安全规程》的要求。
3、硐室需风量
井下机电硐室按温度不超过30℃，根据经验采区变电所配给70 m3/min风量 4、采区总供风量
Q总=(Q采煤+Q掘进+Q硐室）×K
=(2×320m/min+4×380m/min+2×70m/min)x1.25
=2875m3/min
式中：-- Q工作面——采煤工作面需风量
Q掘进——个掘进工作面的需风量
Q硐——采区硐室需风量
K——不均衡系数取1.25
3
3
3
第三节 采区工作面排水系统
风巷水：从1601N段风巷→一区+300m北石门→+300m北大巷→+300m水仓。 腰巷水：从1601N段腰巷→一区+240m北石门→+240m甩车道→一区轨道上上山→+50m北大巷→+50m水仓。
机巷水：从1601N段机巷→一区+175m北石门→+175m甩车道→一区轨道上上山→+50m北大巷→+50m水仓。
第四节 采区工作面液压系统
一、供液系统
+300水平石门→工作面运输巷→工作面→工作面回风巷超前段。，乳化液浓度3～5％。
二、泵站及管理要求
1、泵站必须配备两泵一箱，设备的维修管理由综采一队负责和维护保养。
2、泵站司机必须持证上岗，严格执行操作规程及交接班制度，必须配戴乳化液浓度计且认真填写乳化液浓度检查记录。
3、泵压必须达到30Mpa以上，乳化液浓度达3～5％，有配比和检测手段，配液用水为中性水，且泵站周围不得有积水、杂物。
4、油箱必须有过滤网，正常情况下油箱盖必须盖好。
5、开泵前检查泵站和液压系统各部件、严禁开空泵，达不到完好标准不准开泵。 6、注液枪及管线设专人管理维护，管线吊挂整齐，注液枪使用后应悬挂在人行道两侧的支柱手柄上，不得放在地上。
7、液压管路无冒、滴、漏现象，密封圈和油管损坏后及时更换。
8、泵压由检修工调定，其他人员不得调整，正常情况下只准开一台泵，另一台泵备用，若有损坏必须及时修复。
9、更换液压管或液压管密封，必须停油泵或关闭断路阀。
第五节 采煤工作面检测监控系统
一、瓦斯检查
1.由通风队派专职专头瓦斯检查员检查，瓦斯员必须配带光学瓦检仪、记录本、压缩氧自救器等。
2.瓦斯检查地点及次数：工作面进、回风巷、工作面、回柱机、工作面的冒高处、液压站等。上述地点检查次数必须符合《煤矿安全规程》规定和矿瓦斯检查计划的相关规定。 二、安全监测
1.监测内容
主要监测进风、工作面、回柱机、回风以及工作面采煤时的瓦斯情况。 2.监测分站（主机）及各类传感器的安设位置
监测分站（主机）安设在一区+300m北石门、一区+240m北石门和一区+175m北石门新鲜风流中，型号为KJ101-F2，通风队必须出据专门的监测安装报告单，标明瓦斯探头控制
范围、断电浓度等系统内容。
风巷：T2安装在距工作面小于10m的巷道内，报警、断电0.4％，复电浓度小于0.4％。 腰巷：T3安装在距工作面小于10m的巷道内，报警浓度1.0％，断电浓度大于等于1.4％，复电浓度小于1.0％；T4安装在腰巷与+240m北石门岔口以北10～15m处，报警、断电浓度大于等于0.9％，复电浓度小于0.9％；T5安装在腰巷与+240m北石门岔口以北10～15m处，T4温度传感器，报警26°；T6安装在腰巷与+240m北石门岔口以北10～15m处，T6一氧化碳传感器，报警浓度0.0024％，T7安装在距+240m回风上山口以西10～15m处，报警、断电浓度大于等于0.9％，复电浓度小于0.9％。
机巷： T1安装在距工作面小于10m的机巷内，报警、断电0.4％，复电浓度小于0.4％。 通风队每周不少于一次对瓦斯传感器进行调试、断电试验，备案备查。
第六节 防尘管路系统
风巷防尘系统：从一区+300m北石门→+300m1601N一段风巷。 腰巷防尘系统：从一区+240m北石门→+240m1601N一、二段腰巷 机巷防尘系统：从一区+175m北石门→+175m1601N二段机巷
第七节 供电和通信系统
一、供电系统
风巷电源：从+300m一区变电所→+300m北大巷→+300m北一石门→1601N一、二段风巷综控器和回柱机。
腰巷电源：从+300m一区变电所→+300m北大巷→一区轨道上山→+240m甩车道→+240m北一石门→+240m1601N一、二段腰巷综控器和回柱机。
机巷电源：从+300m一区变电所→+300m北大巷→一区轨道上山→+175m甩车道→+175m北一石门→+175m1601N一、二段机巷设备和综控器。
二、通信系统
+175m机巷皮带输送机尾、一区+300m北石门口外、一区+240m北石门外 一区+175m石门机巷开口处、放炮点及站岗点安设调度直通电话。
第七章 采区主要技术经济指标表
第一节 采煤工作面技术经济指标
表7-1-1
第二节 采区技术经济指标表7-1-2
第八章 主要安全技术措施
第一节 防治煤与瓦斯突出措施
1、工作面坚持打排放孔，同时利用排放孔对抽放效果进行校检，若效检指标超标(大于或等于临界值)，则必须增补排放消突措施且效检证实措施有效后方能进行回采工作。排放孔超前煤壁的距离不得小于6米，工作面回风巷每间隔3.2米施工一个下向孔，对即将开采的煤体进行顺层抽放，孔深为25～41m，采用水泥石膏浆封孔，封孔深度均达到10m以上，为了在工作面回采过程中，抽放管超前工作面上、下窗口拆除距离不得大于6m，必须利用抽放钻孔实施边采边抽；工作面运输巷内煤壁前方30米范围内，每隔3.2米施工一个上向孔，30米外每隔6.4米施工一个上向孔，每个钻孔倾角与煤层的倾角为准，偏角为00，孔深不得小于80m。若孔深达不到要求，必须提供有关资料说明。
2、施钻人员必须将煤层倾角、孔倾角及孔深作好原始记录，施钻人员还必须作好现
场素描图，施工队必须对钻孔尺寸如实填写汇报，禁止打“假钻”。施工排放(效检)孔时有喷孔、卡钻等现象时，视为有突出危险，必须采取消突措施并经效检证实措施有效后再可进行回采。
3、工作面进行回采过程中，如果发现工作面瓦斯异常、煤壁发出蜂鸣声等征兆时，必须立即撤人并向矿调度室汇报。石门揭煤时，必须在突出危险性小或瓦斯压力小于10个大气压的情况下，方可采用放震动炮揭穿煤层，否则应采取专门安全技术措施进行施工。
4、工作面作业前，应对工作面突出危险性进行预测，预测为突出危险工作面，在采取“石门揭穿突出危险性煤层的防突措施”(《细则》第52～58条)，“加大钻孔直径”，“松动爆破”，“前探支架”，“煤体注水”等局部性防突措施后，方可作业。
第二节 预防瓦斯爆炸措施
预防瓦斯爆炸主要有两个方面：一是防止瓦斯积聚；二是防止有点燃瓦斯的高温热源出现，具体措施如下：
1、加强通风，防止瓦斯积聚，这是目前防止瓦斯积聚的主要措施。
2、经常检查井下通风情况和瓦斯浓度，根据《规程》规定，高瓦斯矿井中采掘工作面每班检查瓦斯浓度的次数不得少于三次。
3、采掘工作面回风巷道中瓦斯浓度超过1％时，必须停止工作，撤出人员，并报告矿调度室处理。
4、采掘工作面回风流中瓦斯浓度达到1.5％时，必须停止工作、切断电源、撤出人员、报告矿调度室处理。电动机20米范围内风流中瓦斯浓度达到1.5％时，也必须切断电源，进行处理。
5、井下严禁吸烟和使用明火；井下的电焊作业必须安装相关规定严格执行。
6、井下供电做到：“无鸡爪子、羊尾巴”，无明接头，有过流、过电压、漏电保护，有接地装置，井下不得带电检修、搬运电气设备。
7、因临时停电或其他原因，导致局部通风机停止工作，在恢复供电前，必须对停风区域内的瓦斯浓度进行检查，在确认瓦斯浓度不超限时，方可启动局部通风机，恢复正常通风。
8、坚持配备专职瓦检工：坚持“一炮三检制度”，“三人连锁放炮制度”以及“放炮证制度”。
9、放炮地点附近20米内风流中的瓦斯浓度超过1％时，严禁放炮。
10、药前或放炮前，如果放炮地点附近20米内风流中瓦斯浓度达到1％；或炮眼内发
现异常情况时；有显著瓦斯涌出或采面内支柱有损坏时，放炮员必须及时报告队、班长处理。在做出妥善处理前，放炮员有权拒绝放炮，责令工作面停止装药。采区内所有电气设备均采用防爆型，并防止电气失爆。采区掘进工作面坚持电气“三专两闭锁”。
11、瓦斯报警仪，探头和声光信号距碛头距离必须符合“细则”对监测安装的要求。
第三节 防煤尘爆炸措施
煤层比较干燥，因此在煤巷掘进、工作面回采和煤炭运输过程中会产生很大的煤尘，所有必须采取防尘措施，防止发生煤尘爆炸事故。具体如下：
1、在采掘工作面容易产生煤尘的地点，实行喷雾洒水降尘。
2、工作面实行综合防尘：回风平巷安装环形水幕：放炮采用水炮泥：巷内各台溜子转载点均安设喷雾降尘装置，溜子司机坚持“出煤开水，无煤关水”。
3、煤仓应保留一定的存煤，不得放空。矿车和皮带输送机都要保持完好，不得漏煤。
4、定期清扫、冲洗巷道顶板及两帮的煤尘，同时用石灰浆粉刷主要巷道盼壁面。运输平巷内的浮煤必须每班清扫干净后采能下班。
5、在工作面回风巷内顺层抽放结束的下向孔中注入压力水，可大大减少落煤时的产尘量。
6、严格控制巷道及工作面风速，不得过大或过小，以防煤尘飞扬或不能及时将悬浮煤排走。
7、采用湿式打眼，掘进头附近安设喷雾装置，放炮后立即喷雾洒水。
8、坚持使用水炮泥，填装结构符合《规程》相关规定。
第四节 顶板管理
1、严格执行敲帮问顶制度，班长、安全员要经常检查工作区域内巷道的顶板和围岩情况，如有松动活石必须及时处理。
2、一棚位置必须及时支护一棚，严禁空顶作业。
3、采用金属支架支护时，碛头必须用前探梁，前探粱长度3.5m，用15kg/m钢轨，放炮后前探梁及时前移，护顶后才能进行其它作业。碛头10米范围内的支架必须加固，每架使用撑木不得少于4根，每帮分别架设在轨面上0.8米和1.6米处。
4、随掘随支，支架距碛头的距离不得超过0.8m。
5、炮后，先移前探粱，前探梁上安设顶粱，并在顶梁上用笆片、排材背好后，方可进行清理下部矸碴等工作(排材直径不得小于0.04m)。
6、放炮后若有被打垮、打歪的支架必须由外向里逐棚恢复好后，方可进行其它工作。恢复支架时人员严禁进入空顶区内作业。
第五节 防水措施
采区水文条件复杂，含水层影响大，上部采空区通过塌陷裂隙与地表相通，地表水成为采区的主要涌水源，虽然全矿为上山开采，排水能力大，但是在雨季，涌水量大，加强防水措施，显得十分重要；本采区防水遵循“以防为主，防治相结合”的原则，在一般情况下，在地表和井下采区“排、放、截、堵”等安全措施。
一、地表防水
地表塌陷显著裂隙、较大溶洞、废弃的钻孔应用许用材料将其堵塞封闭，封闭质量符合《规程》相关要求。
二、井下防水
1、对开采范围内的洼地积水，应及时排除疏干，并将洼地填平，防治再度积水。
2、为了探明老窑水、断层水、岩溶水以及其他可疑水源，预防突然涌水，以便及时采取有效措施，保证矿井安全生产，打超前钻孔必须实行“有疑必探，先探后掘”的原则。
3、对老空积水，可以打钻孔排除，以消除其对生产的威胁。
4、对于煤层顶板含水层水，可以预先掘出排水巷道或每隔一定距离向含水层打疏水钻孔加以疏干。
5、对于上部留设的防水煤柱，任何个人、单位、部门不得擅自破坏。
6、工作面平巷要求有流水坡度，并布置水沟，巷道内水沟保持通畅。
7、在开采过程中，某一地段受到地表水、断层水或强含水层威胁时，有可能发生大量突水时，应尽快在适当地点设置水闸门、水闸墙等构筑物，将水堵住。
第六节 防灭火措施
一、井下火灾的一般措施有：
1、立可行的防火制度，防止引燃煤和其他可燃物。
2、电气设备管理，防止电气失爆和摩擦火源。
3、在工作面和煤层巷道内作业时，铁丝等金属丝要用专用工具截取，严禁用金属物件直接敲取。
4、井口与井底车场附近设置防火门。
5、井上与井下均设置消防材料库：设置井下防火水管系统：在井下炸药库、机电硐
室、材料库和井底车场等处配置灭火器、砂箱等。
6、油脂必须存放在制定地点，用过的纱布、油纸必须放入密闭的铁桶内，定期运到地面。
二、煤炭自燃的措施
1、风管理，减小漏风。
2、对于采空区要及时密闭。
3、存在已经自燃发火的区域，采用阻力剂灭火，或采用均压防火。
第七节 放炮技术安全措施
1、所有爆破人员，包括爆破、送药、装药人员必须熟悉爆炸材料性能和《煤矿安全规程》。
2、爆破作业必须严格执行“一炮三检制”。放炮15分钟后，由瓦检员、放炮员、班组长进入工作面检查爆破效果，恢复碛头通风，在无安全情况下，方许通知施工人员进入工作面作业。
3、不得使用过期或严重变质的爆炸材料，不能使用的爆炸材料必须交回炸药库。
4、严禁在1个掘进工作面使用2台发爆器同时进行爆破。
5、爆破工必须把炸药、电雷管分开存放在专用的爆炸材料箱内，并加锁；严禁乱扔、乱放。爆炸材料箱必须放在避开机械、电气设备的地点。爆破时必须反爆炸材料箱放到警戒线以外的安全地点。
6、装药前，首先必须清除炮眼内的煤粉或岩粉，再用木质或竹质炮棍将药卷轻轻推入，不得冲撞或捣实。炮眼内的各药卷必须密接。装药后，必须把电雷管脚线悬空，严禁电雷管脚线、爆破母线与运输设备、电气设备以及采掘机械等导电体相接触。
7、炮眼封泥应用水炮泥，水炮泥外剩余的炮眼部分应用粘土炮泥或用不燃性的、可塑性材料制成的炮泥封实。严禁做块状材料或其他可燃性材料作炮眼封泥。
8、炮眼长度不得超过1m，炮眼封泥长度不小于0.5m。
9、装药前和爆破前有下列情况之一的，严禁装药、爆破：
1)爆破地点附近20m以内风流中的瓦斯浓度达到1.0％。
2)在爆破地点20m以内，矿车，未清除的煤、矸或其他物体堵塞巷道断面的1/3以上。
3)炮眼内发现异状、温度骤高骤低、有显著瓦斯涌出、透老空等情况。
4)采掘工作面风量不足。
10、爆破前，班组长必须亲自布置专人在警戒线和可能进入爆破地点的所有通路上担
任警戒工作。警戒人员必须在安全地点警戒。警戒线处应设警戒牌、拦杆或拉绳。
11、爆破母线和连线应符合下列要求：
1)爆破母线必须符合标准。
2)爆破母线和连接线、电雷管脚线和连接线、脚线和脚线之间的接头必须相互扭紧并悬挂，不得与轨道、金属管、金属网、钢丝绳等导电体相接触。
3)爆破母线与电缆、电线、信号线应分别挂在巷道两侧。如果必须挂在同一侧，爆破母线必须挂在电缆的下方，并应保持0.3m以上的距离。
4)爆破前后，爆破母线端头必须扭接成短路。
12、每次爆破作业前，爆破工必须做电爆网路全电阻检查。严禁用发爆器打火放电检测电爆网络是否导通。
13、爆破工必须最后离开爆破地点，并必须在安全地点起爆(措施中规定的拉炮点处起爆)。
14、爆破前，脚线的连接工作可由经过专门训练的班组长协助爆破工进行。爆破母线连接脚线、检查线路和通电工作，只准爆破工一人操作。爆破前，班组长必须清点人数，确认无误后，方准向放炮员下达起爆命令，放炮员只有在接到班组长下达的放炮命令后，方可进行起爆，否则严禁进行起爆工作。爆破工接到起爆命令后，必须先发出爆破警号，至少等5s后，方可起爆。
l 5、爆破后，待工作面的炮烟被吹散(岩炮等15分钟，煤炮等30分钟后)，爆破工、瓦斯检查工和班组长必须首先查看石门外监测分站显示瓦斯不超限后，方可进入巡视爆破地点，检查通风、瓦斯、顶板、拒爆、残爆等情况。
16、处理拒爆、残爆时，必须在班组长指导下进行，并应在当班处理完毕，如果当班未能处理完毕，当班爆破工必须在现场向下一班爆破工交接清楚。
17、处理拒爆时，必须遵守下列规定：
1)由于连线不良造成的拒爆，可重新连线起爆。
2)在距拒爆炮眼0.3m以外另打与拒爆眼平行的新炮眼，重新装药起爆。
3)严禁用镐刨或从炮眼中取出原放置的起爆药卷或从起爆药卷中拉出电雷管。不论有无残余炸药严禁将炮眼残底继续加深；严禁用打眼的方法往外掏药；严禁用压风吹拒爆(残爆)炮眼。
4)处理拒爆的炮眼爆炸后，爆破工必须详细检查炸落的煤、矸，收集未爆的电雷管。
5)在拒爆处理完毕以前，严禁在该地点进行与处理拒爆无关的工作。
18、爆破后，未引燃的炸药必须上交放炮员，放炮员必须做好记录，严禁将未引燃的
炸药放入矸渣中。
第八节 其它安全技术措施
1、矿上应配备合理救护队，救灾工作。
2、在编制采掘作业规程中．定期检查其畅通状况。当井下发生灾害事故时，能迅速投入抢险必须规定出各类灾害的避灾路线，并定人定期检查其畅通状况。
3、超高开采时，要求采用“留底煤垫踩子”，“破底不破顶”的特殊安全措施，但同时要做好防止煤炭自燃的工作。
4、工作面初次放顶、工作面中途搬家、局部冒顶、瓦斯处理等情况，均应制定专门措施，经审批后实施。
5、加强煤炭回收，工作面支护可靠，垮落的支柱必须及时挟正修好，严禁空顶作业。
6、本章安全措施未列事宜，均严格按照《煤矿安全规程》和相关文件执行。
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