煤矿采掘作业规程和安全技术措施汇煤矿采掘作业规程和安全技术措施汇编.pdf

煤矿采掘作业规程和安全技术措施汇编目录一、采掘作业规程.21422工作面作业规程.315121工作面回采作业规程.522411运输巷掘进作业规程.772411回风巷掘进作业规程.1091611运输巷掘进作业规程.1411611回风巷掘进作业规程.2815121工作面上回风巷作业规程.28二、安全技术措施.61主焦煤公司矿井紧急停电应急安全技术措施.62停、送电措施.64排放瓦斯安全技术措施.65巷道贯通措施.68采煤工作面防飞肝措施.69运送大型材料（设备）措施.74大型设备检修措施.76瓦斯监控断电试验措施.77绞车提升措施.78综采工作面端头支护措施.79综放工作面端头支护措施.80综采工作面超前支护措施.82综放工作面超前支护措施.83综放工作面双巷回风巷回采措施.84综放工作面双回风通风措施.88运送火工品措施.89采煤机检修措施.90综掘机检修措施.91胶带输送机运行措施.92更换胶带输送机托根措施.94采煤工作面移皮带机尾措施.95采煤机更换截齿措施.96掘进机更换截齿措施.96锚杆支护措施.97主扇切换措施.99一、采掘作业规程1422工作面作业规程工作面名称：1 4 2 2 综采工作面施工单位：主焦煤公司综采队编制日期：2 0 0 7 年 1 月 5日目录第一章概况.5第一节工作面位置及井上下关系.5第 二 节 煤 层.5第三节煤层顶底板.6第四节 地质构造.6第 五 节 水 文 地 质.7第六节影响回采的其它因素.8第七节储量及服务年限.8第 二 章 采 煤 方 法.9第 一 节 巷 道 布 置.9第 二 节 采 煤 工 艺.10第 三 节 设 备 配 置.11第 三 章 顶 板 管 理.14第 一 节 支 护 设 计.14第二节工作面顶板管理.18第三节顺槽及端头顶板管理.20第 四 节 矿 压 观 测.23第 四 章 生 产 系 统.24第 一 节 运 输 系 统.24第 二 节 通 风、防尘与监控系统.25第 三 节 排 水 系 统.30第 四 节 供 电 系 统.30第五节通讯照明系统.33第五章劳动组织和主要经济技术指标.33第 一 节 劳 动 组 织.33第六章灾害预防及避灾路线.35第七章安全技术措施.36第 一 节 一 般 措 施.36第二节 顶板管理.37第 三 节 防 治 水.38第 四 节“一通三防”.38第 五 节 运 输 管 理.39第 六 节 机 电 设 备.42第 七 节 防 飞 开.46第 八 节 其 它.51第一章概况第一节工作面位置及井上下关系1422工作面位于一采区4#煤层西翼，其上部部分为14221工作面采空区于2004年开采完毕。具体位置及井上下关系如下：工作面位置及井上下关系表 表-水平名称+1950水平采区名称一采区地面标高+2130m井下标高+2013m一+1950m地面的相对位置1422综采工作面切眼位于15#沟西帮，停采线位于一采区集中运输石门已西67m处。两顺槽均在艾维尔沟河以南，并在河床保护煤柱以外。回采对地面设施的影响矿区地表为荒山，艾维尔沟河在地面沿工作面北部流过。回采对地表设施无影响。井下位置及与相邻关系本工作面自回风石门以西420m范围内上水平为14221工作面采空区，已经于2004年开采完毕。自运输石门以西840m范围内有5#煤层15222工作面采空区。走向长度960m倾斜长度98m面 积94080m2第二节煤层本工作面设计开采煤层为4#煤，通过地质资料分析和14121工作面回采证实，该工作面范围内，4层煤赋存稳定，煤层的厚度在2.19 3.13m之间。具体情况如表二所示。煤 层 情 况 表表二煤层厚度m2.1 9-3.1 3/2.6 6煤层结构较简单煤层倾角（度）3 8 4 1/3 9开采煤层1 硬度 2.0 3.0煤种主焦煤稳定程度较稳定煤层情况描述自 1 3 号勘探线和1 4 号勘探线查得4#煤层厚度为2.1 9-3.1 3 m,平均厚度2.6 6 m,是矿井主要开采煤层之一，煤层厚度由东向西逐渐变厚。4#煤层含夹叶1 2层,夹研厚度在0.0 5 0.5米之间，平均厚度0.3 米左右，深部+1 80 0 水平煤层变薄，厚度不稳定。4#煤层伪顶厚为0.4 0.6 m,第三节煤层顶底板直接顶为0.2 8米的砂砾岩硅质胶结坚硬。老顶为8.4 米厚粗砂岩和8.5米厚中砂岩组成，老顶厚度1 6.9 米,粗砂岩灰白色,坚硬，以石英为主,裂隙较发育，中砂岩灰白色以石英为主,层理不明显。直接底为0.3 5 米厚黑色炭质泥岩块状薄层状。老底为2.1 1 米厚粉砂岩，致密块状下部粗砂岩层理清晰，节理发育易碎。见柱状图第四节地质构造一、断层情况以及对回采的影响工作面范围内为单斜构造，产状较稳定，走向近东西，向南倾斜，煤层倾角为3 8 4 1。在 1 4 2 2 运输巷和1 4 2 2 回风巷掘进过程中已探明停采线以西1 6 0 米处有一条落差3.5 4.0 m 左右断层，预计对开采将造成很大影响。煤层柱状图第五节水文地质时代 分组 柱状图厚度名称岩性描述中砂岩灰白色以石英为主侏罗纪A,.8.5老顶层理不明显。道湾组8.4老顶粗砂岩，灰白色，坚硬，石英为主，裂隙发育。v0.2 8直接顶砂砾岩硅质胶结，坚硬块状流圆好，分选性差。Q Q。0 Q。0 Q Q Q Q Q煤含1 2层夹研D O O OO C o O C0.3 5直接底炭质泥岩块状薄层状。Oo o2.1 1老底4 7 J 彳 吵 上，H e/S LU状，下部粗砂岩层理清晰一、含水层（顶部和底部）分析1 4 2 2综采工作面走向部分长度位于1 4 2 2 1采空区的下方，水文地质条件比较简单，一般为顶板淋水，水量小于2 0 m 7h,与其它含水层无直接补给关系，对回采的影响较小。底部为1 5 2 2 2采空区，其含水量对本工作面的开采没有影响。二、其它水源的分析艾维尔沟河在地面沿工作面北部流过，1 4 2 2工作面位于河床保护煤柱以外，但可能直接造成局部淋水、涌水。水量较小，对回采的影响不明显。三、涌水量预计该面正常涌水量为2 0 m 3/h,最大涌水量4 0 m 3/h。第六节影响回采的其它因素响回采的其它地质情况表表四瓦斯本矿井为低瓦斯矿井，瓦斯相对涌出量4.3 6 m V t,绝对涌出量 4.6 2 m 7 m in0C02C O2 相对涌出量5.0 8 n)3/t,绝对涌出量5.3 9m3/m ino 采面参考值 2.3 5 m /m in。煤尘爆炸指数工业分析 Ma dO.3 9%,A dl 2.2 5%,V da f2 2.3 8%,爆炸火焰长度10 0 5 0 m m,爆炸指数 =3 0.2%，煤尘具有爆炸性。煤的自燃倾向性自燃性指标A T=2 3,氧化程度7 8.2 6%,不易自燃地温危害无冲击地压危害无第七节储量及服务年限、储量工业储量：Q E=S L H R=9 6 0 X 9 8 X 2.6 6 X 1.3 5=3 3 7 8 4 2 吨式中：S 为工作面走向长度，9 6 0 m；L 为倾向平均长度，9 8 m；H 为采高,2.6 6 m；R 为容重，1.3 5 t/m30可采储量：Q采=Q工x n=3 3 7 8 4 2 X 9 5%=3 2 0 9 4 9 吨。n 一工作面回采率9 5%。二、采煤工作面服务年限工作面的服务年限=可采推进长度/月设计推进长度=9 6 0/(0.6 X 5 X 2 5)=12.8 个月第 二 章 采 煤 方 法第一节巷道布置一、采区设计、采区巷道布置概况1、运输巷沿4#煤层顶板+19 5 0 m 水平布置，断面形状为斜梯形，断面积为9.l m20上帮采用锚网支护，顶部采用金属锚杆支护，下帮采用竹锚杆支护，锚杆间排距为1.0 X 1.0 m。沿中线掘进，铺设皮带。2、回风巷沿4#顶板+2 0 13 m 水平布置，断面形状为梯形，断面积8.8 6 m?,上帮采用锚网支护，顶部采用金属锚杆支护，下帮采用竹锚杆支护，锚杆间排距为1.0 X 1.0 m。铺设有2 4 K g/m 道轨，作为工作面运料等用。3、开切眼沿4#煤层顶板布置，断面形状为矩形，6 m X 2.3 m,断面为13.8 m2,锚网梁及钢带联合支护。巷道特征表巷道名称U-I石性断面形状护式支形掘进断面（米）净断而（米）工作量（米）支护问距（米）14 2 2 运输巷煤直角梯形锚网9.110 7 00.814 2 2 回风巷煤直角梯形锚网8.8 6 10 7 00.8人行上山煤距形锚杆9 30.8开切眼煤距形锚网梁9 30.8绞车胴室煤距形锚网梁50.8第二节采煤工艺一、采煤方法、采煤工艺、采高、作业形式1、采煤方法：单一走向长壁采煤法2、采煤工艺：综合机械化采煤工艺。3、采高确定：根据所选支架高度及煤层厚度等主要技术参数综合考虑，确定 采 高 为 为 2.4 mo4、作 业 形式：本 工 作 面 采 用“三八 工 作 制”、“两班半采煤半班准备”，即中班、夜班生产，白班半个班检修和准备半个班生产，每班工作八小时,白 班 1 个循环，中班、夜 班 各 2个循环，循 环 进 尺 0.6 m,日 进 度 3.0m。二、回采工艺1、工艺流程：班前准备一割煤一移架一上行清浮煤一推移输送机一下一个循环2、工艺说明：（1）、割 煤：严格执行下行割煤。采 用 MG 2 00/5 00-Q W D型 采 煤 机 从 端 头（5 0架 左 右）斜切进刀后上返割三角煤至机尾，然后下行割煤至机头，每次 进 刀 0.6 mo(2)、装煤：采煤机自装。(3)、工作面运煤：采 用 SGZ730/2X200中双链刮板输送机运煤，运输巷安装一台SZZ730/110中双链刮板转载机，两台SSJ-800胶带输送机运煤。(4)、移架：一般要求在采煤机上反清浮煤时距采煤机后滚筒5m处，带压擦顶顺次移架。(5)、推溜：严格执行上行推溜。采煤机向上返刀清浮煤1215m以后，打开推移千斤顶，把输送机推向煤壁，弯曲段长度不得小于15m,其余部分要求平、直，推输送机时动作不要过猛，推完输送机后及时将操作手把回复零位。三、采煤工作面正规循环生产能力采高2.401,煤的容重为1.351;/1113,正常采煤时回采率为95%。每一个循环为0.6mo一个循环产量：M,=0.6X98X2.4X 1.35=191t日循环产量：M2=191 X5=955t月产量：M3=955X25=23875t年产量：M4=24500 X I2=2865001考虑不确定因素影响，最终确定工作面月生产能力为230003月推进度75m。第 三 节 设 备 配 置一、采煤机采煤机选型主要考虑其截割功率和牵引力，参 考 14121工作面MG 1 5 0/3 7 5-W 型采煤机的工作状况，结合1 4 2 2 工作面倾角大，机组牵引力相应大一些，经调研考察，选 用 MG 2 00/5 00-Q W D双滚筒采煤机，其主要技术参数如下：采高:2.03.5 m电机功率：2 X 2 00+2 X 5 0KW截深:6 3 0mm牵引速度:6lOm/min二、液压支架的主要技术特征：1 .基本支架型号为Z Z 4 4 00/1 7.5/2 8支撑高度：1 7 5 02 8 00mm支撑宽度：1 4 3 01 6 00mm工作阻力：4 4 00KN支护强度：0.6 7 0.7 8 MP a2 .过渡支架型号为Z Z G 4 8 00/1 7.5/2 8支撑高度：1 7 5 02 8 00mm支撑宽度：1 4 3 01 6 00mm工作阻力：4 8 00KN支护强度：0.6 7 0.7 2 MP a放顶煤尾梁长度：L 2 5m前梁初撑力：9 7.52 K N前梁工作阻力：1 1 9.71 K N三、运输设备1.刮板运输机一部，其型号为S G Z 73 0/2 X 2 0 0 （中双链）电机功率：2 X 2 0 0 K W运输能力：70 0 t/h圆环链规格：2-6 2 6 X 9 2 毫米链条中心距：1 2 0 毫米2 .桥式转载机一部，型号为S Z Z 73 0/1 1 0,其技术参数如下：电机功率：1 1 0 K W运输能力：70 0 t/h圆环链规格：2-6 2 6 X 9 2 毫米链条中心距：1 2 0 毫米与皮带搭接长度：。1 4 米自移系统：M Y 80 0 转载机迈步自移系统，并与S S J-80 0 皮带机配套3 .可伸缩带式输送机两部，型号分别为S J 80 和D S J 80/3 0/2 X 75。技术参数对应为：电机功率对应为4 0 K W /80 K W运输能力均为3 0 0 t/h带宽均为80 0 m m带速均为2.O m/s4 .无极绳连续牵引车一部，型号S Q-80,其技术参数如下：型号:S Q-80绞车功率：75K W滚筒直径：1 2 0 0 m m最大牵引力：80 K N钢丝绳规格:6 X 1 9,2 2 2 4公称绳速：双速0.6 7/1.1 2 m/s对应坡度下牵引能力：1 5 ,2 0 t运输距离：2 0 0 0 m绞车体积：2 79 0 X 1 6 6 8X 1 6 3 5m m第三章顶板管理第一节支护设计一、液压支架的选型和支护强度的验算1、影响支架选择因素顶板条件、底板条件、煤层倾角及煤层厚度变化、地质构造和瓦斯涌出量等因素对支架的选型影响较大。1 4 2 2 工作面直接顶中等稳定、老顶来压较明显，煤层倾角大等因素影响，1 4 2 2 工作面支架选用支撑掩护式液压支架。2、液压支架规格的选择液压支架的规格的选择依照下式进行计算：H大=m大-A/=3.1 3-0.2=2.9 3 mH 小=m 小一 A h2-a=2.1 9-0.2-0.0 5=1.9 4 m式中：H 大为支架最大高度，m m；H 小为支架最小高度，m m；m 大为煤层最大厚度，m m；m 小为煤层最小厚度，m m；A h为支架在最大采高时前柱处顶板下沉量，m m；h z 为支架在最小采高时后柱处顶板最大下沉量，m m；a 为卸载高度，50 m m。3、液压支架初撑力的确定液压支架初撑力是由泵站压力提供。为了防止直接顶与老顶之间的离层，初撑力设计为额定工作面阻力的70%80%。4、液压支架工作面阻力的确定液压支架的额定工作阻力5 必须与支护强度生相适应。支护强度可用估算法或实测法确定。本设计采用估算法进行计算支护强度。（参 考 矿山压力测控技术，耿献文，中国矿业大学出版社，2 0 0 2.1）即：qT=8 M Y z=8 X 2.6 6 X 2 7=5 7 4.6 K N/m2 0.6 7 Mp支架工作阻力PT是指支架对顶板的支撑力：P r=S ,qr=6.7 6 X 5 7 4.6=3 8 8 4.3 K N 2 X 3 5 0 K N/m2。6、结论根据以上参数及1 4 1 2 1 综采工作面支架的改进，选用郑州煤矿机械集团有限责任公司制造的Z Z 4 4 0 0/1 7.5/2 8 型支撑掩护式液压支架（基本支架）和Z Z G 4 8 0 0/1 7.5/2 8 型支撑掩护式液压支架（过渡支架）。并满足1 4 2 2 工作面各项参数要求，预计工作面矿压参数参考表 表 六序号项 目单位同煤层实测本面选取或预计1顶底板条件直接顶厚度m冒落带0.28老顶厚度m冒落带8.4直接底厚度m0.350.352直接顶初次垮落步距m10103初次来压来压步距m2121最大平均支护强度kN/m2200300最大平均顶底移近量m m来压程度极强烈极强烈4周期来压来压步距m1212最大平均支护强度kN/m2392.4392.4最大平均顶底移近量m m来压程度极强烈极强烈5平时最大平均支护强度kN/m2294.3294.3最大平均顶底移近量m m6直接顶悬顶情况m117底板容许比压MP a8直接顶类型类四类四级四类四级9老顶级别级IVIV10巷道超前影范围m2020工作面条件与支架适应条件对照表表七工作面条件支架适应条件采高2.4 m1.7 5 2.8 m倾角3 8 -4 1 4 5 煤厚2.6 6 m1.7 5 2.8 m煤硬度2.0 3.0底板比压支护强度5 7 4.6 (K N/m2)7 2 0 (K N/m2)顶板种类四级四类二、乳化液泵站（-）泵站及管路选型、数量乳化泵选用W R B-2 0 0/3 1.8 型两台。输液管路选用高压胶管，耐压4 5 MP a以上。（二）泵站设置位置泵站安设在轨道顺槽距离采煤面5 0 m 8 0 m 的位置。（三）泵站使用规定要保证泵站压力大于3 0 M Pa,乳化液浓度3%5%。要加强支架与泵站的维修,杜绝系统的窜漏液。三、其它配套设备名称型号单位数量功率电压喷雾泵站W PZ2 3 2 0/6 3台24 56 6 0/3 8 0深孔钻机SK Z-1 2 0 A台2无计绳绞车J H S-3 0台11 76 6 0/3 8 0轻型单体液压支柱根1 6 0第二节工作面顶板管理一、顶板管理1、工作面采用深孔超前预爆破全部垮落法管理顶板。2、工作面由支撑掩护式液压支架支护顶板，采用及时打开前探梁进行支护，上行追机移架方式，支架端面距控制在拉架到位后梁端距在100200mm范围内，割煤期间梁端控制在800mm以内。采煤机上返清浮煤时距采煤机后滚筒5m拉架，滞后采煤机1215m推溜。3、端头支护切顶线滞后工作面支架切顶线不得大于1.0mo4、工作面支架必须保证良好，有完善的防倒、防滑装置，随时调整支架,保证支架伸缩梁和顶梁与顶板面接触。5、工作面最大控顶距为4.51m,最小控顶距3.91m。6、支护强度的计算按实测统计法计算工作面顶板压力P=325M021式中 P-顶板压力：KN/m2；M-工作面平均采高：2.4m；P=325X2.4=390.6KN/m2需要的支架工作阻力：390.6 X(3.4X 1.45)=1925.7KN支架间距1.5m:390.6X(3.4X1.5)=1992.1KN44OOKN支架支护阻力：P=PmaxXK=1992.1X1.3=2589.71422回风巷f 4#下架道f+2050m水平石门f 一米区总回f地面三、通风设施1、工作面回采前要对综掘机爬坡巷进行封闭。2、回采前要调整通风系统，保证工作达到设计风量。3、回风巷和运输巷安装隔爆水袋。4、回风巷设一个测风站，运输巷设置一个临时测风站。二、防治瓦斯1、瓦斯检查工作面设瓦斯检查员巡回检查,每隔3 5小时检查一次,每班至少检查两次。瓦斯检查点分别设在:工作面回风出口以外10m处、回风隅角。瓦斯检查牌板应设置在回风顺槽中距工作面50 m附近，检查结果要及时填写，并及时向有关人员汇报。2、瓦斯监测加强对工作面瓦斯的监测，在距回I 风出口5 1 0 m处安装安全监测系统的瓦斯传感器，甲烷传感器布置在巷道的上方，垂直悬挂，距顶板不得大于30 0 mm,距巷帮不得小于2 0 0 mm。瓦斯报警浓度1%、断电浓度1.5%、复电浓度不大于1.0%,断电范围为工作面及其回风巷内的全部非本质安全型电气设备。传感器每隔7 天调校一次。监测系统必须由专人进行维护,确保系统的灵敏可靠。当瓦斯超限或监控系统报警时，要按规定安排撤人，并及时查明原因,进行处理。三、综合防尘系统1、防尘水源采区防尘用水源由地面高位水仓供给，水仓容量4 0 0 m：标高+2 2 0 8 m,主管路采用1 5 9 n l m 钢管供水，运输巷采用5 0 m m 钢管供水，回风巷采用O 1 0 8 m m 钢管供水。2、供水路线地面高位水仓一集中运输上山一+2 0 5 0 m 水平石门一4#下架道-1 4 2 2 回风巷f工作面地面高位水仓f集中运输上山一4#下架道一1 4 2 2 回风巷一1 4 2 2 行人上山f 1 4 2 2 运输巷f工作面。3、防尘方式(1)在工作面进风流中设风流净化水幕两个，第一道设在运输巷距1 9 5 0石门5 0 m 处，第二道设在距工作面煤壁4 0 m 处。(2)在运输巷输送机各转载点设喷雾洒水。(3)在工作面回风巷设两道净化水幕，距工作面煤壁4 0 m 处一道，距 1 4 2 2人行上山以西5 0 m 处一道。(4)运输巷和回风巷供水管路上每5 0 m 安装一个三通，供巷道洒水灭尘用。(5)采煤机必须有内外喷雾系统，并工作可靠。4、用水量预算工作面及巷道洒水、喷雾灭尘用水量2 0 m 3/h,1 4 2 2 综采工作面用水2 0 m 3/h,其它用水量1 0 m 7 h o但考虑到泵站用水及洒水等工作的不连续性，共用水系数按0.4 计算,用水量为2 0 m3/ho5、供水管径计算dp=(4 Q n/3 6 0 0 J i V)1/2=(4 X 4 0/3 6 0 0 X 3.1 4 X 1.0)1/2=0.1 1 9 m=1 1 9 m m因此，一采区目前供水管路直径6 1 5 9 m m 的无缝钢管能满足一采区供水。回风巷供水管径计算：dp=(4 Q n/3 6 0 0 n V)1/2=(4 X 2 5/3 6 0 0 X 3.1 4 X 1.0)1/2=0.0 9 4 m=9 4 m m运输巷供水管径计算：dp=(4 Q n/3 6 0 0 J i V)1/2=(4 X 5/3 6 0 0 X 3.1 4 X 1.0)1/2=0.0 4 2 m=4 2 m m运输巷采用5 0 m m 钢管供水，回风巷采用1 0 8 m m 钢管供水,水管供水能满足两巷和工作面用水，供水管路长2 1 0 0 m。根据水仓标高+2 2 0 8 m,1 4 2 2 回风巷标高+2 0 1 3 m,运输巷标高+1 9 5 0 米,回风巷静压水柱高度1 9 5 m,水压1.9 5 M P a,运输巷静压水柱高度2 5 8 m,水压2.5 8 M P a,可以满足静压注水及喷雾灭尘要求。6、采煤机内外喷雾要求喷雾嘴完好不堵塞，内喷雾压力不小于2 M P a,外喷雾压力不小于1.5 M P a,雾化程度高,特别是外喷雾要能够封闭截割产尘部位。7、架间喷雾(1)供水采用6 3 2 m m 的高压胶管。(2)喷嘴布置:每个支架前梁下方设喷嘴,共安装6 0 个喷嘴。(3)工作面煤机割煤时,下风口2 0 1 1 1 范围内必须保证有3 架以上的喷雾头正常工作,并保证雾化效果良好,覆盖全断面。8、转载点的喷雾(1)工作面两部运输机机头及转载机头各设一组喷雾头。(2)运输顺槽两部皮带机机头各设一组喷雾装置。9、个体防护进入工作面和回风侧工作的所有人员必须佩戴防尘口罩。四、隔绝瓦斯煤尘爆炸措施1、在工作面轨道顺槽、运输顺槽均安装一组软质隔爆水袋。2、隔爆水袋安装质量要符合 煤矿安全规程和 防尘规范要求。3、防爆水袋做到经常清刷，保证水量。五、防治煤层自燃发火技术措施(-)综合防灭火方式1、工作面及两巷定期洒水。2、运输巷皮带使用阻燃皮带，并安装烟雾传感器。3、运输巷每5 0 米设置一组灭火器及沙箱、消防锹。4、储存油料地点配备灭火器及沙箱、消防锹。5、井下使用电焊等必须另行制定安全技术措施。6、设置消防管路系统，每 5 0 m 设置支管和阀门。7、进行煤壁注水时，在水中加入10%2 0%的C a C b 或M g C (即阻燃剂),以达到延缓煤层自燃的目的。8、开采前将所有回采巷道喷洒一次10%2 0%的 C a C k 或 M g C l2(即阻燃剂)，以防止巷道发火。(二)监测系统1、采用K J-6 6 安全监控系统对工作面进行监控，在回风巷距工作面10 m 处安装一台瓦斯感器，回风巷测风站设风速传感器，回风巷安装一台C O 传感器。以上设备均由2#分站进行控制。2、工作面采煤机、运输机、运输巷皮带安装智能开停。运输巷皮带上安装烟雾传感器，由6#分站进行控制。3、断电范围：+19 5 0 m 水平中央变电所高压隔爆开关安装一台断电仪，瓦斯超限，所有电气设备全部断电。六、通风系统示意图附图通风系统及避灾路线图。第 三 节 排 水 系 统1422工作面涌水量较大，预计两巷涌水量20m7h,加上回采过程中顶板裂隙水和断层承压水预计涌水量将达到30m7ho一、水泵的选择两巷均按3%。进行掘进，并布置400X 400mm水沟，故工作面涌水基本可以靠巷道自然坡度流出。局部低洼地段巷道涌水无法排出，在下帮做临时水仓，上下顺槽安各设两台lOm/h潜水泵泵水，型号KGQ50-50,同时备用相同排水能力的水泵各一台。二、排水路线1、工作面一1422运输巷-1950水平运输石门-6#排水巷一1930平嗣主大巷一 1870排水巷f地面。2、1422回风巷中部上山一1422运输巷-*1950水平运输石门-6#排水巷-1930平铜主大巷-*1870排水巷-*地面。三、其它为了保证水灾事故的发生，必须做好以下预防措施：1、回采时坚持有疑必探，先探后采，按规定打超前钻孔，探明断层位置和水情，在有可能突水的地段留足防水煤柱。2、加 强1422两巷水沟清理，保证畅通，泵水地点必须至少备有一台相同排水能力的水泵。3、探明上部采空区积水情况，并根据积水位置及时进行探放水。第 四 节 供 电 系 统一、电源矿井工业场地现设有一所35kV变电所，选用VJV22-3X95的全塑高压电缆入井到一采区中央变电所。由一采区中央变电所为1422采面供电。干线电缆截面的选择1、变压器至电动机间电缆网路的允许电压损失A V p按照正常运行时电缆网路末端电压不低于额定电压9 5%的原则，用下式计算网路中的允许电压损失。A V p=V2 n-0.9 5 Vn=1 1 4 0-0.9 5 X 1 1 4 0=5 7 V 推移输送机一放顶煤一移后部溜子一下一个循环2、工艺说明：（1）、割 煤：采 用M G 2 0 0/5 0 0-AW D型 采 煤 机 从 端 头（4 2架左右）斜切进刀割煤至机尾，然后反向向下割煤至机头，每 次 进 刀0.6 m。进刀方式示意图附后。（2）、装 煤：采煤机自装。（3）、工 作 面 运 煤：采 用 前 部S G Z7 3 0/4 0 0中 链 刮 板 输 送 机 和 后 部S G Z7 3 0/2 0 0中链刮板输送机，运 输 巷 安 装 一 台S ZZ7 3 0/1 1 0中双链刮板转载机、P L M 1 0 0 0轮式破碎机、S J-1 5 0胶带输送机运煤。（4）、移 架：一般要求 在 距 采 煤 机 后 滚 筒1 5 m处，带压擦顶顺次移架。(5)、推溜：采煤机向上返刀清浮煤15m以后，打开推移千斤顶，把输送机推向煤壁，弯曲段长度不得小于15m,其余部分要求平、直，推输送机时动作不要过猛，推完输送机后及时将操作手把回复零位。(6)、放顶煤要求与标准：(a)、25m 范围内因受运输巷布置限制，从 17架 至 1架 按 1.7 坡度逐渐见顶留底煤。为防止因顶煤放空导致倒架事故，工作面支架1 8 架不放顶煤，上端头57 55架不放顶煤，其余按要求放煤。工作面顶煤在矿山压力及液压支架的反复支撑的作用下，顶煤被压碎，自行冒落，使支架上方的顶煤破碎成散体后由支架后方放出，并经后部输送机运出工作面。(b)放顶煤顺序自底板向顶板方向操作尾梁放煤，以便顶煤破碎冒落。(c)放煤顺序坚持从下往上放煤的原则，按 9、11、13单号放煤口顺序放煤，推进一刀后，按 10、12、14双号放煤口顺序放煤，见肝石后关闭放煤口，将顶煤放完，尽量使顶煤保持均匀下降，以减少混研，提高回米率。(d)为提高放煤效率，可两人同时放煤，但必须拉开15m以上的距离，放煤顺序及一次放出煤量必须遵守c 中规定。(e)放煤时，要严格控制煤炭含肝量，一旦发现大块砰石，应立即关闭放煤口。(f)如遇顶煤不易放出时.：、放煤过程中如遇到大块煤时，用支架尾梁插板将其插碎。、当顶煤卡住不落时一，将支架掩护梁上下摆动，使其松动下落。三、支护1、端头支护工作面上、下端头以“四对八梁”配合单体柱支护，距离支架不大于0.6m。梁采用箱型顶梁长4m,一梁四柱式支护,支柱组内间距0.3 m,相邻两组之间柱距0.6 m,排 距 1.2m,梁下支柱采用轻型单体液压支柱支护，相邻两柱之间用6 6mm钢丝绳联锁防，倒柱伤人。支柱迎山角6 ,侧偏角6。端头支护支柱如出现钻底2100mm,则必须穿鞋(200X 200X 10mm钢板焊接)。靠采空区侧的一排支柱打破柱加强支护。顶板破碎地段，梁上铺设金属网。2、工作面支护工作面使用48架 ZF4400/16/26型液压支撑掩护式支架和9 架过渡支架ZFG5800/17/30(机头6 架,机 尾 3 架)支护顶板。3、超前支护上下顺槽超前工作面20m范围内，采用单体柱配合绞接梁进行超前支护。靠上帮一排20m,靠下帮一排10mo超前支护柱距1.2m,相邻两柱之间用6 6 m m钢丝绳联锁，防倒柱伤人，顶板破碎地段梁上铺设金属网，并超前5 0 m进行锚索支护。四、初次放顶1 初次放顶地点根据以往的爆破经验及对顶板岩性的考虑，决定把初放地点放在开切眼东帮以西3 3 m处的位置，开切眼宽度7米，工作面向西推进3米，炮孔在轴线上的投影长度为1 8米，炮孔末端在煤层面投影距离支架5米。2、炮孔位置方式第一组孔布置一个老顶切断孔，一个辅助老顶孔和一个端头切断孔，个端头辅助孔。必须提前将上、下顺槽炮孔打好眼，装好药。炮孔间距：上、下顺槽的炮孔组内间距为0.5 m。炮孔上端头高度：根据顶板岩层柱状图5.5 4 1 9.5 2 m范围内为该工作面顶板的主要岩层，老顶孔必须穿入这一岩层，老顶孔终端高度高位老顶1 5米。辅助老顶取1 5米，端头孔终端高度取1 4米，辅助端头孔取1 0米。钻爆参数回风巷炮孔参数孔号钻孔角度孔深(m)装药长度(m)装药量(k g)封孔长度相对煤层倾角()相对水平倾角()水平转角()黄土(m)水泥(m)1#3 7.53 32 02 31 33 9912#2 7.71 43 02 1.58.52 5.51 213#2 7.30573 32 06 01 124 3 507 22 61 54 51 01运输巷炮孔参数孔号钻孔角度孔深(m)装药长度(m)装药量(kg)封孔长度相对煤层倾角()相对水平倾角(0 )平角，水转(黄土(m)水泥(m)5#2 94 7.82 22 91 6.54 9.51 0.526#2 14 23 02 81 13 31 617#1 6.64 66 05 2.53 1.59 4.51 928#2 34 1.58 03 01 4.54 3.51 41.5五、循环放顶回风巷布置一个老顶孔，一个辅助孔，一个端头孔；运输巷布置一个老顶孔，一个端头孔。必须提前将上、下顺槽炮孔打好眼，装好药。炮孔间距：上、下顺槽的炮孔组内间距为0.5 m。炮孔上端头高度：根据顶板岩层柱状图5.5 4-1 9.5 2 m范围内为该工作面顶板的主要岩层，老顶孔必须穿入这一岩层，老顶孔终端高度1 5米，辅助孔取1 5米，端头孔终端高度取1 4米。钻爆参数回风巷炮孔参数孔号钻孔角度孔深(m)装药长度(m)装药量(k g)封孔长度相对煤层倾角()相对水平倾角()水平转角()黄土(m)水泥(m)1#4 23 93 02 51 64 8812#5 23 2.75 02 41 64 8713#3 107 03 32 16 31 02运输巷炮孔参数孔号钻孔角度孔深(m)装药长度(m)装药量(kg)封孔长度相对煤层倾角()相对水平倾角(0 )水平转角()黄土(m)水泥(m)4#37.56130231339915#164972502884202正常工作面回采时，保证超前爆破的炮孔距离距煤壁不少于50m。六、工作面不等长处理工作面两巷由于掘进过程中受地面艾维尔沟河影响，必须留设保护煤柱，没有严格按中线掘进，造成工作面不等长，局部地段仅有7 6 米。但是受端头支架及巷道断面限制，不宜进行拆架处理。由集团公司对此地段进行河床改道，另掘新巷道，保证工作面等长。七、工作面由沿顶板布置向底板布置过渡工作面考虑到初次放煤容易倒架，同 时 1 5#、1 6#小窑地段也不适宜放顶煤，所以开切眼采取沿顶板布置。自开切眼工作面推进200米后以2坡度在70米范围内逐渐见底进入正常放顶煤。八、综合生产能力的确定日产量：Q 0=NLSM Y C其中：N=8 L=90m S=0.6m M=4.5 Y=1.35 C=80.6%一个循环产量：M i=0.6X90X(2X0.95+2.5X0.69)XI.35=264t日循环产量：M2=264X8=2112t月产量：岫=2112X22=46464t年产量：M 产46464X 12=557568t考虑不确定因素影响，最终确定工作面月生产能力为4 5 0 0 0 3 月推进度105.6m。九、顶板管理1、工作面采用深孔超前预爆破全部垮落法管理顶板。2、工作面由支撑掩护式液压支架支护顶板，采用及时支护，上行追机移架方式，支架端面距控制在拉架到位后梁端距在100340mm范围内，割煤期间梁端控制在940mm以内。距采煤机后滚筒5m 拉架，采煤机上返清浮煤，滞后采煤机12 15m推溜。3、端头支护切顶线滞后工作面支架切顶线不得大于1.0m。4、工作面支架必须保证良好，有完善的防倒、防滑装置，随时调整支架,保证支架伸缩梁和顶梁与顶板面接触。5、工作面最大控顶距为4.5 1 m,最小控顶距3.9 1 m。6、支护强度的计算工作面顶板压力估算：(1)按实测统计法计算工作面顶板压力P=3 2 5 M0-2 1式中 P-顶板压力：K N/M2；M-工作面平均采高：4.5 m；P=3 2 5 X4.5 -2 1=4 4 5.7 K N/M2需要的支架工作阻力：4 4 5.7 X(3.4 X1.4 5)=2 1 9 7.3 K N支架间距1.5 M:4 4 5.7 X(3.4 X1,5)=2 2 7 3.0 7 K N4 4 0 0 K N(2)按统计类比法计算综放支架工作阻力：Pl l i a x=1 9 3 9+2 H+4 7 1 F +1 5 5/Md=1 9 3 9+2 X1 8 0+4 7 1 X 1.2+1 5 5/2.5=2 9 2 6.2 K N式中：P 综放工作面支架最大载荷，K N；H一采深，一水平约1 8 0 m；F 煤层硬度普氏系数，1.2；Md 顶煤厚度，平均2.5 m o支架支护阻力：P=PmaxXK=2 9 2 6.2 X1.3=3 8 0 4.0 6 +2 0 5 0 m水平石门一4#下架道一5#下架道一 1 5 1 2 1回风巷一工作面三、供电系统3 5 K V 变电所一采区变电所移动变电站-1 5 1 2 1 回风巷一各配电点3 5 K V 变电所一采区变电所移动变电站-*1 5 1 2 1 运输巷一各配电点四、行人系统地面f 集中运输上山f+1 9 5 0 m水平石门绕道f+1 9 5 0 m水平石门f 1 5 1 2 1 运输巷f 工作面地面一集中运输上山一+2 0 5 0 m水平石门-4#下架道f 5#下架道-*1 5 1 2 1 回风巷工作面五、压风系统地面压风机房一6#下架道一+2 0 5 0 m石门一4#下架道-5#下架道一1 5 1 2 1 回风巷一1 5 1 2 1 行人上山一1 5 1 2 1 运输巷一深孔钻机。地面压风机房一6#下架道一+2 0 5 0 m石门一4#下架道-5#下架道f1 5 1 2 1 回风巷f 深孔钻机。六、供水系统地面高位水仓f 集中运输上山-*+2 0 5 0 m水平石门一4#下架道-5#下架道-1 5 1 2 1 回风巷f 工作面地面高位水仓一集中运输上山一4#下架道f 5#下架道-1 5 1 2 1 回风巷f 1 5 1 2 1 行人上山一1 5 1 2 1 运输巷一工作面。七、通风、防尘、瓦斯管理()1 5 1 2 1 工作面风量计算1、工作面按气象条件计算：Q ：K=Q基 本 X K 采 商 X K 采 面 长 X K 温=(0.2 5 X6 0 X1 0)XI.1 X1.0 X1.1 =1 8 2 m7 mi n式 中 Q 采-采煤工作面实际需要的风量，m3/mi n；Q 基 木-不同米煤方式工作面所需的基本风量，m3/i ni n；K 采 高 回采工作面采高调整系数，ni 7 mi n,取 1.1；K 采 面 长 一一回采工作面长度调整系数，m7 mi n,1.0；