150103综采放顶煤工作面设计说明书.docx

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1、 山西煤业有限公司 150103综采放顶煤工作面设计二一六年一月编制单位：技术科 编制人：审 批 表单 位审 批 意 见签 名日 期技术科地测防治水科通防科抽放科安监科机电科调度室通防副总采煤副总安全矿长生产矿长总 工矿 长目 录第一章 编制依据6第二章 工作面概况6第三章 煤层地质特征7一、煤层特征7二、煤层柱状图7三、煤层地质构造7四、水文地质8第四章 瓦斯、煤尘爆炸性、煤层自燃发火情况8第五章 工作面生产能力9一、综采回采工作面生产能力按下式计算9二、工作面采动后对地面的影响预测9第六章 工作面储量及回采率10第七章：采煤方法及回采工艺11一、采煤方法的选择11二、回采顺序11三、工作面

2、长度确定11四、截深的确定11五、工作面设备选择及确定11六、支架布置及支护16 一、支护方式：16 二、移架方式和操作方式16七、回采工艺16八、顶板管理18第八章 矿压观测和初次放顶18一、矿压观测内容18二、观测方法19第九章 工作面巷道布置、生产系统20一、工作面巷道布置：20二、生产系统21第十章 通风安全21一、该工作面采用全负压通风。22二、工作面风量计算22三、防治瓦斯23四、综合防尘24五、防灭火措施25六、按规定在综采工作面设置安全监分站26七 、避灾路线26第十一章 井下安全避险“六大系统”27一、压风自救系统28二、供水施救系统28三、监测监控系统28四、井下人员定位系

3、统29五、通信联络系统29六、紧急避险系统29第十二章 工作面供电30一、移动变电站及工作面配电点位置的确定30二、工作面供电系统30三、电气设备的选择及电力负荷计算30第十三章 主要技术经济指标40一、工作面作业方式与正规循环40二、劳动组织41三、主要技术经济指标和设备表41第一章 编制依据150103综放工作面根据以下规定、设计进行设计：1、煤矿安全规程2、煤矿综采放顶煤工作面安全技术规定3、昔阳安顺乐安煤业有限公司初步设计说明书4、150103综放工作面地质说明书5、150103综放作面巷道布置图第二章 工作面概况煤层名称15# 煤水平名称+726m水平采区名称一采区工作面名称1501

4、03综放工作面地面标高（m）+950+1000工作面标高（m）+607+619地面位置及地表对应地面位置在工业广场北部，阳涉铁路以东，地面为山区、沟谷地带，常年多生长杂木，无建筑物。井下位置及四邻采掘情况 该回采工作面西部为阳涉铁路保护煤柱线，北部、东部均为实体煤，南部为150102运输顺槽，上覆煤层均未开采，无老空积水。范围面长（m）85110推采长（m）450面积（）47168第三章 煤层地质特征一、煤层特征该区域15#煤赋存稳定,含夹石一层，平均厚为0.2m，夹石以上煤厚2.0m，夹石以下煤厚平均3.1m，上距14#煤平均9m，下距奥灰平均39.9m。煤层总厚(m)5.3煤层结构煤层倾角

5、()572.0（0.2）3.16二、煤层柱状图三、煤层地质构造150103综放面为东高西低，基本为一单斜构造，根据有关地质资料情况，150103综放工作面在回采过程中可能会揭露5条断层，无陷落柱，无古河流冲刷、岩浆岩侵入等特殊地质现象。断层情况如下表所述：名称性质走向（）倾向倾角（）落差（m）影响程度F26正断层S45WNE691.4有一定影响F27正断层S45WNE650.6有一定影响四、水文地质1、顶板K2灰岩裂隙含水层：K2灰岩裂隙含水层进水方式为渗入与淋水，一般涌水量约1.25m3/h ，回采期间，将以少量淋水形式出现，不会造成回采工作面水害威胁。2、陷落柱、断层水害：根据该回采工作面

6、地质资料显示，该回采工作面在回采过程中可能会揭露2条断层，无陷落柱，根据150103回风顺槽钻探资料及实际揭露情况分析，该断层不导水，但在回采过程中仍必须加强对回采工作面前方水文地质情况的超前探查，进而查明回采前方有无隐伏陷落柱及其他构造的存在，确保施工安全。3、老空水通过物探探查，150103综放工作面前方无老空区，上覆煤层均未开采，无老空积水。故150103综放面不受老空水威胁。4、奥灰水根据地质报告显示，奥灰水位为+411-+413m左右。本面巷道最低标高为+565.5m，因此150103综放面回采期间不受奥灰水威胁。综上所述：150103综放工作面水文地质类型为简单，上覆煤层均未开采，

7、150103综放工作面不受裂隙水、陷落柱含水、断层导水、老空水及奥灰水威胁。但在回采过程中仍需加强对前方及两侧水文情况进行探查，确保施工安全。第四章 瓦斯、煤尘爆炸性、煤层自燃发火情况煤 尘煤尘无爆炸性瓦 斯根据2014年矿井瓦斯等级鉴定报告，回采最大绝对涌出量为0.48 m3/min.二氧化碳绝对涌出量3.6 m3/min自燃倾向性属III类，不易自燃 第五章 工作面生产能力一、综采回采工作面生产能力按下式计算A=L1hcrabd+L2h1c1rabd1式中：A工作面生产能力，t/d；L1工作面采煤长度，85m；L2工作面放煤长度，85m；h采高，2.6m；h1放顶煤高，2.7m；c回采率，

8、95；c1顶煤回收率，85；r煤的容量，1.42t/m3；a循环进度，0.60m；b日循环数，取4；d正规循环率，取0.85；d1正规循环率，取0.85；经计算，综采放顶煤工作面生产能力A=1173t/d。二、工作面采动后对地面的影响预测工作面均为实体煤。由于该工作面所回采的煤层地表附近无任何建筑物和管线及公路，故工作面采动只会造成地表塌陷，不会对矿井和地面造成其它影响。第六章 工作面储量及回采率一、工作面地质储量：Q = LMH=280855.31.42+1701105.31.42= 31.9(万吨)式中：Q-工作面地质储量 单位：万吨 L-工作面走向长度 单位：m M-煤层平均宽度 单位：

9、m H-回采高度 单位：m -煤的容重 单位：t/m3,取1.42根据国家规定，结合我矿的实际情况和兄弟矿的经验，确定该综采放顶煤工作面的回采率为85%。故可采储量Q= Qn = 31.985%=27.1万吨式中： Q可-工作面可采储量 单位：万吨 Q -工作面地质储量 单位：万吨 n -回采率 取 85%第七章：采煤方法及回采工艺一、采煤方法的选择综采放顶煤采煤法：是我国目前开采厚煤层的主要采煤方法之一，在大中型矿井得到普遍采用，积累了较丰富的经验。其优点是：回采工作面单产较高，回采工艺简单。缺点是：资源回收率较低。结合我矿的实际情况和兄弟矿的经验，所以本工作面继续采用综采放顶煤采法。二、回

10、采顺序本工作面按自西向东的顺序后退式进行回采。三、工作面长度确定根据工作面地质条件，确定工作面长度为85-110m。四、截深的确定根据现有提升运输能力以及采煤机的性能情况，截深定为0.6m为宜。五、工作面设备选择及确定工作面采煤机、液压支架等主要配套设备选型如下：1、工作面支架选型 ( 1 )支架型式的选择根据我矿煤层赋存条件及采煤方法，应选用支撑能力大，抗水平推力强，地板比压均匀，能够较好放出支架后部顶煤，适合于综合机械化放顶煤采煤工作面的支撑式低位放顶煤液压支架。 （ 2）支架支撑高度的确定 Hmax=Mmax+S1=2.2+0.2=2.4mHmin=Mmin-S2-a-=2.20.2-0

11、.05-0.05=1.9m式中：HmaxHmin-支架的最大最小高度，mm；MmaxMmin-工作面的最大最小采高，mm；S1-顶板冒落厚度，一般取0.2m。S2-顶板下沉量，取0.2m；a-支架前移的最小可缩量，取0.05m；-浮煤浮矸厚度，一般0.05m；矿井现有ZF4200-17/28型支撑式放顶煤液压支架52架。ZF4200-17/28型支撑式放顶煤液压支架支撑高度为1.7-2.8m。（3）支架支护强度的校验根据回归经验公式：qH=9.768KM0.212式中：qH支护强度，Pa；K备用系数,1.3；M煤层最大高度，取8.3m；2顶板岩石容重，取26000N/m3。qH=9.768KM

12、0.212=9.7681.38.30.216000=573550Pa=573.5kN/m2。根据回归经验计算放顶煤支架的支护强度为573.5kN/m2。按估算法确定支架支护强度支架支护强度按下列计算g=Kd(g冒+g顶)式中：g支架支护强度，kN/m2；Kd动载系数，取1.5；g冒冒落带自重应力，g冒=r1h；M工作面采高，2.2m；岩石初期碎胀系数，1.25；r1上覆岩层容重，26000N/m3；g冒=8.826000=228800N/m3；g顶顶煤自重应力，g顶=Mdr2=2.21.4210009.8=30615N/m2；Md放顶煤厚度，2.2m；g=1.5(228800+30615)=3

13、89123N/m2=389.1kN/m2。根据估算法计算支架支护强度为389.1kN/m2。根据矿山压力，回采工作面支架所支撑的重量为68倍采高的顶板岩层。15#煤层顶板岩重按8倍采高(17.6m)岩层重量计算：P9.8煤h煤cos+9.8岩h岩cos=9.82.21.42cos+9.815.42.6cos=541kN/m2式中：P支架单位面积承受的荷载，kN； 煤煤的密度，1.44t/m3；h煤顶煤高度，2.43；岩顶板岩石视密度，2.6t/m3；h岩顶板岩石高度，15.4；煤层倾角，2-15；通过上述三种方法计算，取其最大者为573.5kN/m2，即要求所选液压支架支护强度应不低573.5

14、kN/m2的顶板荷载。150103综采放顶煤工作面最大控顶距4.8m，ZF420017/28型支撑式放顶煤液压支架中心距为1.5，液压支架单位面积的支撑力P支4200（4.3461.5）644.3N/m2。P支P，工作面设计利用矿井现有的ZF4200-17/28型支撑式放顶煤液压支架最低支撑高度1.9m，最高支撑高度2.6m。支架放煤口与尾溜间距不小于300mm，满足支护放煤要求。型式：支撑式操作方式：本架操作支架支护高度 1700-2800 mm支 架 中 心 距 1500 mm初撑力 3580KN工作阻力 4200 KN支 护 强 度 0.69MPa对 底 板 比 压 1.45MPa重 量

15、 13.5t2、端头支柱：DZ25-25/100型单体液压支柱、HDC-4000型的型顶梁配合支护。 3、采煤机：选用MG200/501-WD采煤机。其主要技术参数如下：采 高 1.4-2.8m 工作面倾角 小于15机 体 高 度 1137 mm滚 筒 直 径 1400 mm截 深 600 mm牵 引 方 式 液压传动、无链牵引最大牵引力 490KN牵 引 速 度 0-9 m/min电 机 功 率 2200 +240+20 kW 电 压 1140v4、前、后部刮板运输机：选用SGZ-764/320型刮板运输机，主要技术参数如下：运 输 能 力 450 t/h链 速 1m/s 功 率 1102

16、KW长 度 160m中部槽规格 1500630222 mm电 压 1140 V输 送 能 力 450t/h5、运输顺槽可伸缩带式输送机根据综采放顶煤工作面采煤机组、可弯曲刮板输送机的技术特征，设计回采工作面运输顺槽选用DSJ-100/70/1102可伸缩带式输送机，其主要技术参数为：输送量250t/h，平均倾角5，输送长度500m，带宽800mm，带速2.5m/s，电机功率110kW，电压660v，尾部配备自移装置。6、配套乳化液泵站设计选定乳化液泵站型号为BRW315/31.5，额定压力31.5Mpa，泵站流量315Lmin，功率200kW。配套乳化液箱RX2000(2000L)。主要参数如

17、下：功 率：200kW电 压：1140V额定流量：315L/min额定压力：31.5MPa7、超前支护运输、回风顺槽超前支护不小于20m。采用单体支柱(单体支柱型号为DZ2.5DZ2.8DZ3.15DZ3.5)配合绞接顶梁（HDJA-1000型）型梁支护，局部巷道超高的在绞接顶梁以上打木垛接顶靠帮，板梁规格2400200100mm；柱距为1m，排距为1m。回风顺槽纵向两排布置，运输顺槽纵向三排布置；固定溜子附近的超前支护可根据实际情况适当调整排距，两巷超前支护距煤壁大于1m处，补打一排进行支护。六、支架布置及支护一、支护方式：工作面中间采用ZF420017/28型液压支撑式支架，支架中心距为1

18、.5 米，整个工作面安装 68付支架，超前支护采用单体液压支柱配铰接顶梁支护，距工作面20 米以内上下顺槽打两排支柱，支柱间排距为11米。二、移架方式和操作方式由于工作面产量不大，顶板较稳定，因此采用成组整体移架，移架顺序为：降柱移架升柱伸侧护板。每次移架的长度为600 mm，为了移架后快速达到额定工作阻力，尽量减少顶板的破碎度，在移架时只稍降支架阻力，使支架顶板带压移架减少支柱下沉量。七、回采工艺一、采用综采放顶煤方式，采、支、装、运一体化，后退式采煤。二、工艺过程1、采煤机的割煤方式：采煤双向割煤，沿工作面往返一次进两刀。其生产工艺过程为：采煤机沿工作面端部斜切进刀采煤机由工作面端部上行（

19、或下行）割煤至机尾（或机头）随及移机尾（或机头）和推输送机。采煤机割过后，及时移支架、移前溜。2、具体操作进刀：采煤机采用工作面端部斜切进刀，双向割煤方式。割煤、装煤：采煤机在前部刮板机机尾进入割顶刀，向机头方向推进，割到机头位置停将采煤机滚筒反向摇至底刀位置，开动采煤机，从前部刮板机机头向机尾方向推进割底刀，并利用采煤机滚筒螺旋叶自行装煤（机头、机尾处人工辅助装煤）要求必须割满刀，即0.6 m。运煤：采煤机切割下来的松散煤体和人工放出的顶煤利用前、后部刮板运输机运至固定刮板输送机，再由刮板输送机转至顺槽皮带运输机运出工作面。移架：采煤机在割顶刀时，滞后8 m（两付支架）按顺序从前部刮板运输机

20、机尾向机头追机推出支架的前护顶板，当采煤机割完底刀停至前部刮板运输机机尾处，推移完前部刮板机后，从前部刮板机机头处于始进行推移支架，采用间隔式推移，即隔一付移一付再从前部刮板机处，将剩下的未移支架进行推移，直至全部支架推移完。移后部刮板机：当推移完前部刮板机，从前部刮板机机头处于始进行推移支架，后部刮板机随液压支架同步向前推移。放顶煤：在完成移架后，停机，开始放顶煤，放煤方法采用多轮间隔式按顺序放煤即先放1、3、5、7号支架顺序放煤，每次放煤量不宜过大，时间不宜超过5分钟，放煤口出现矸石时应停止放煤。3、放煤步距确定放煤步距是否合理，将直接影响含矸率、工作面单产和回采率，其主要由顶煤厚度、松软

21、程度、破碎机理和工作条件、放煤尺度、矿井生产能力等方面的许多因素决定，本工作面回采段高5.3m，根据我矿经验和实际情况，放煤步距采用0.6 m。八、顶板管理1、该工作面顶板采用放顶全部垮落法管理。2、初次放顶和放松动炮时对工作面支架和端头支柱，超前支护进行加压补液，局部补打单体液压支柱。3、两顺槽采用锚杆金属网支护，回采期间除超前支护外，安排专人对顺槽支护进行检查和维修。第八章 矿压观测和初次放顶综采工作面应建立矿压观测系统，通过观测工作面支护动态质量，进行矿压预报，以有效防止周期来压对工作面造成危害。一、矿压观测内容150103综放工作面矿压观测采用YHY60型综采支架压力监测系统，系统配备

22、YHY60本安型矿用压力计6台，两台FCH64/2.5矿用本安手持采集器以及一套系统分析软件，工作面每10架安设一台测力计，上下端头各安设一台，工作面上下顺槽采用矿用测力计对单体液压支柱初撑力进行监测并记录。面内采用采集器利用无线红外传输对压力计数据进行采集，最后利用系统分析软件对矿压进行汇总分析。根据观测结果对工作面顶板活动规律、来压特征,工作面支架受力特点,支架对顶板的适应性和控制性效果,超前支护承受压力影响范围和分布特点,顶板、煤层稳定性、支护质量等进行定期分析,并进一步了解煤、岩体力学参数等基础数据。二、观测方法150103综放工作面矿压观测采用YHY60型综采支架压力监测系统，系统配

23、备YHY60本安型矿用压力计6台，两台FCH64/2.5矿用本安手持采集器以及一套系统分析软件，工作面每10架安设一台测力计，上下端头各安设一台，工作面上下顺槽采用矿用测力计对单体液压支柱初撑力进行监测并记录。面内采用采集器利用无线红外传输对压力计数据进行采集，最后利用系统分析软件对矿压进行汇总分析。两顺槽单体液压支柱采用数显式压力表检测其压力数据。每班安排专人对风运两巷超前支护区单体支柱进行压力检测，每排单体柱抽测数目不小于6根，检测数值记录在专用表格上，单体柱压力值达到11.5MPa方为合格，对压力不达标的单体柱要及时整改。150103综采放顶煤工作面风、运两巷从巷口向里每隔50m布置一组

24、顶板离层指示仪，每班有综采队进行矿压观测并将观测结果填报到生产技术科， 生产技术科每星期要对本星期的观测结果进行分析并将分析结果报矿总工程师。两顺槽单体液压支柱采用数显式压力表检测其压力数据。顺槽巷道每80m设一套顶板离层仪，用于观测顶板离层状况，每周观测一次并及时分析整理。建立顶板离层仪观测记录台账,每次观测将观测数据填写在记录本上。观测过程中如出现顶板离层下沉量超过150mm时,必须及时汇报技术科,技术科组织专业人员进行分析,以便采取措施。第九章 工作面巷道布置、生产系统一、工作面巷道布置：1、工作面几何尺寸和参数名称尺寸（m）名称尺寸（m）工作面支撑高度2.6工作面放顶煤高度2.7循环进

25、尺0.6工作面日推进度4工作面最小控顶距4.206工作面最大控顶距4.806工作面长度85135工作面走向长度450工作面开采段高5.3工作面放顶步距0.62、工作面巷道布置开切巷：布置在工作面的起始线，垂直于工作面两顺槽，全长89米，净断面s=72.5=17.5 m2，采用锚杆钢带与锚索联合支护，其间安装液压支撑支架，采煤机，前、后部刮板运输机。二、生产系统系统名称系统路线运煤系统150103工作面150103运输顺槽集中运输巷采区煤仓西翼皮带机巷井底煤仓北集中运输巷主斜井地面运料系统副井一车场集中轨道下山二车场绕道西翼轨下山西翼轨下山底车场集中轨道巷150103运输顺槽、150103回风顺

26、槽通风路线主副井一车场北集中轨道下山北集中运输大巷二车场绕道西翼轨下山西翼皮带下山西翼轨下山底车场集中轨道巷150103运输联络巷150103运输顺槽150103工作面150103回风顺槽采区集中回风巷总回风巷回风立井供电系统附供电系统图供水系统清水 、 防尘用水：地面清水池主副井一车场集中轨道下山二车场绕道西翼轨下山西翼轨下山底车场150103运输顺槽回风顺槽排水系统运输、回风顺槽采区集中轨道巷采区水仓井底主要水仓进风立井地面通讯系统顺槽距工作面10m处各安设一部防爆电话，可与地面调度室及井下各工作面地点直接联系（地面电话交换机）；另工作面安设通控一体化（KTC101）每隔15米安设一通迅装

27、置。瓦斯抽放系统在风井工业广场新建瓦斯抽放泵站，抽放泵站内安设两台高负压瓦斯抽放泵和两台低负压瓦斯抽放泵。高负压瓦斯抽放泵型号为2BEC52型，主管管径426mm,低负压抽放泵为2BEC67型水环真空泵，主管管径529mm.人员入井副井一车场北集中轨道巷二车场绕道西翼轨下山西翼轨下山底车场采区集中运输巷150103运输顺槽联络巷150103运输顺槽工作面人员出井工作面150103运输顺槽150103运输顺槽联络巷采区集中运输巷西翼轨下山底车场西翼轨下山二车场绕道北集中轨道巷一车场副井地面第十章 通风安全一、该工作面采用全负压通风。 二、工作面风量计算依据AQ1056-2008煤矿通风能力核定标

28、准，采煤工作面实际需风量按工作面气象条件、瓦斯涌出量、人员和爆破后的有害气体产生量等规定分别进行计算，取其中最大值，并用风速验算。1、气象条件计算：Q采=6070%VcSckchkci式中：Vc与工作面温度相适应的风速，取1.5m/s；Sc采煤工作面平均有效断面，按和最大最小控顶有效断面平均值计算，Sc =2.2（3.7464.346）=8.249.56，取Sc =9.0m2；kch采煤工作面采高调整系数，取1.2；kci采煤工作面长度调整量系数，取1.2；70%有效通风断面系数；60为单位换算产生的系数；Q采=6070%VcSckchkci=6070%1.59.01.21.2=816.48

29、m3/min。2、按瓦斯涌出量计算（布置有专用排瓦斯巷的采煤工作面实际需风量计算） Q采= Qcr+ Qcd ， Qcr=100qgrkcg Qcd=40qgdkcg式中：Qcr采煤工作面回风巷需要风量，m3/min； Qcd采煤工作面专用排瓦斯需要风量，m3/min； qgr采煤工作面回风巷的排瓦斯量，m3/min；qgd采煤工作面专用排瓦斯巷的风排瓦斯量，m3/min；kcg采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取1.4；100回风巷回风流中的瓦斯浓度不应超过1%的换算系数；40专用排瓦斯巷回风流中的瓦斯浓度不应超过2.5%的换算系数；回采工作面绝对瓦斯涌出量28.89m3/min，瓦斯

30、抽放量23.93m3/min，风排瓦斯量4.96m3/min。根据：qgr+ qgd=4.96求得：qgr=4.30 m3/min 、qgl=0.66 m3/min，则：Qcr=100qgrkcg=1004.301.4602 m3/min； Qcd=40qgdkcg=400.661.437 m3/min；Q采= Qcr+ Qcd=602+37=639 m3/min。3、按工作人员数量计算 ：Q采=4 Ncf式中：4每人每分钟供给的最低风量，m3/min；Ncf采煤工作面同时工作的最多人数，36人。经计算，Q采=144 m3/min。按以上计算结果取最大值，即Q采=816.48 m3/min，取

31、Q采=1000 m3/min。4、按风速验算按最低风速0.25 m/s验算：Q采=1000 m3/min 0.256070%Scb=1570%9.56100 m3/min；按最高风速4m/s验算：Q采=1000 m3/min 46070%Scs=24070%8.241384 m3/min； 式中：Scb采煤工作面最大控顶有效断面积，m2； Scs采煤工作面最小控顶有效断面积，m2；经验算，回采工作面风速满足煤矿安全规程规定。150103综放工作面需风量Q采=1000 m3/min三、防治瓦斯1、瓦斯抽采：高负压抽放对15#煤层回采工作面采用高位钻孔抽放方法进行邻近层瓦斯抽放。低负压抽放对150

32、103综放工作面后尾进行抽放。2、确保工作面的风量和风流稳定，工作面生产后及时对工作面的实际瓦斯涌出量进行测定，并从此调整风量，使风量满足要求。3、加强对工作面通风设施的管理，风门必须安装闭锁装置和正反向风门，并加强对通风设施的检查和维修。4、工作面设专人进行瓦斯检查，每班至少检查三次，出现异常情况时必须停止生产，工作面设便携式瓦斯报警仪进行监测，并设便携式瓦斯报警仪监测，发现气体超限，工作面立即撤人断电。5、严禁在局部冒高区打眼放炮，严禁无风、微风作业，放炮时必须使用水炮泥，炮眼封孔长度必须符合2016年版煤矿安全规程规定，工作面实行“一炮三检”和“三人连锁放炮”。6、严格执行瓦斯巡回检查制

33、度和井下现场交接班制。7、工作面必须安装瓦斯电闭锁装置，实现停风，瓦斯超限断电撤人。四、综合防尘1、工作面防尘管路系统地面水池主井西翼车场集中轨道一采运输巷150103运输顺槽作面；防尘管路每隔50m ，设置一个三通。2、工作面进、回风口分别设置一道净化水幕，每副支架的放煤口上方均设置喷雾头、转载机头、前后部刮板运输机机头、破碎机机头、可伸缩皮带运输机机头均设置喷雾装置。3、采煤机必须保证内外喷雾设施齐全缺喷嘴或嘴不喷雾要立即更换，保证水量充足，水压符要求，雾化好否则采煤机不准开机运行。4、在放顶煤时必须打开放煤口的喷雾，运煤时刮板机、皮带机的喷雾必须打开进行喷雾。5、工作面在打松动炮眼时，必

34、须在其风流下口设置喷雾进行喷雾降尘。6、采煤机的截齿必须经常进行检查，发现磨损超出规定，立即更换，减少产尘量。7、放炮必须使用水炮泥，每班必须对两顺槽和工作面进行冲洗，防止煤尘堆积。8、工作面工作人员必须佩带个体防护，减少吸尘量。9、在两顺槽内分别设置隔爆设施，水量必须符合2016年版煤矿安全规程。五、防灭火措施（一）防止外因火灾1、严禁工作面电气设备失爆，严格按电气设备容量选择电缆，并按规定悬挂设电缆，所有电缆必须悬挂整齐。2、随时清理刮板机、皮带机的浮煤，防止浮煤堆积。3、电气设备检查修后，应将检修点的杂物清理干净，电气设备表面不能有油污，不能把用过的废油倒在巷道和工作面内，因及时进行回收

35、。4、皮带机必须使用阻燃皮带，并经常检修，对损坏不转的托辊及时更换，皮带跑偏要及时调整。5、移动变电站、泵、临时配电点必须备有灭火器和沙子、黄土、皮带巷每隔100米备两台灭火器。 （二）防止内因火灾加强对该工作面观测，采空区局部有火或高温点，工作面超前喷洒氯化镁等防灭火措施，以保证工作面安全回采。六、按规定在综采工作面设置安全监分站在回风巷设置甲烷、一氧化碳、温度、风速传感器，对矿井的瓦斯浓度进行实时的、连续不断的监测和监控，发现异常必须及时查明原因并及时处理。七 、避灾路线1、当工作面发生火灾的避灾路线为：150103工作面采区集中轨道巷西翼底车场北集中轨道巷副斜井地面150103工作面采区

36、集中轨道巷临时避难硐室(等待救援)150103工作面顺槽临时避难硐室(等待救援)150103工作面采区集中轨道巷西翼底车场进风大巷永久避难硐室（等待救援）当灾害发生时，施工人员无法短时间撤离灾区时，可利用压风、供水系统或风水管路进行自救或就近进入避难硐室等待救援。2、工作面发生水灾时的避灾路线为：150103工作面150103回风顺槽采区集中回风巷总回风巷回风立井地面150103工作面150103运输顺槽采区集中轨道巷西翼底车场北集中轨道巷副斜井地面150103工作面采区集中轨道巷西翼底车场进风大巷永久避难硐室（等待救援）150103工作面顺槽临时避难硐室(等待救援)当灾害发生时，施工人员无法

37、短时间撤离灾区时，可利用压风、供水系统或风水管路进行自救或就近进入避难硐室等待救援。 3、当工作面发生冒顶时的避灾路线为：150103工作面150103回风顺槽采区集中回风巷总回风巷回风立井地面150103工作面150103运输顺槽一采区运输巷采区集中轨道巷西翼底车场北集中轨道巷副斜井地面150103工作面150103运输顺槽一采区运输巷采区集中轨道巷西翼底车场进风大巷永久避难硐室（等待救援）150103工作面顺槽临时避难硐室(等待救援)4、当工作面发生瓦斯燃烧或煤尘爆炸时的避灾路线为150103工作面150103运输顺槽一采区运输巷采区集中轨道巷西翼底车场北集中轨道巷副斜井地面150103工

38、作面采区集中轨道巷临时避难硐室(等待救援)150103工作面顺槽临时避难硐室(等待救援)150103工作面采区集中轨道巷西翼底车场进风大巷永久避难硐室（等待救援）当灾害发生时，施工人员无法短时间撤离灾区时，可利用压风、供水系统或风水管路进行自救或就近进入避难硐室等待救援。第十一章 井下安全避险“六大系统”一、压风自救系统1、压风系统概况：回风立井工业工厂设有压风机房，空压机采用的是SA-120A型螺杆式压缩机，共两台。压风管路干管管径为1334的钢管，沿回风立井敷设，将压缩空气送至井下各用气地点，为减少压力损失，回采工作面的支管都选取标准管径为894的钢管，随着铺设管路，随着回采回收管路。2、

39、压风自救装置除设在应急避难硐室设置外，还应设置在距离工作面25-40m巷道内，数量为6个/组，共2组。每个压风自救装置一般可供5-8人使用，压缩空气供给量，每人不少于0.3m3/min。二、供水施救系统矿井供水施救系统水源引自地面水池，水池有效容积800m3，管道由主副斜井引入井下，主管采用DN89钢管，支管采用DN25钢管，送至井下各工作面供水。井下供水施救管路要采取保护措施，防止灾变破坏。每隔一个月对供水施救管路进行维护，防止管路出现跑冒滴漏，保证在灾变期间提供应急供水。供水施救系统：距工作面2040m处安设供水施救装置，共安装一组，共6个出水口。要加强供水管路维护，不得出现跑、冒、滴、漏

40、现象，保证阀门开关灵活。三、监测监控系统监测监控系统：井下安全监控系统选用了KJ-70N型煤矿综合监测监控系统，该系统由地面中心站，井上下分站，远程数据终端，通讯接口装置，隔爆兼本安型多路电源箱，远程断电仪，机电控制设备，各种矿用传感器，传输电缆和系统软件组成，已全部覆盖整个矿井。四、井下人员定位系统井下作业人员定位系统：选用KJ405T矿用人员定位系统，系统作为下井人员的定位和考勤使用。地面主机实现了双机热备功能,已全部覆盖整个矿井。五、通信联络系统通信联络系统：采用KTJ101型数字程控交换机，政调合一，实现矿井内部行政生产调度外部通信，保证了通信联系畅通。井下广播系统为KTT103，无线

41、通信系统为KT109。六、紧急避险系统150103运输顺槽、回风顺槽各设有一个临时避难硐室，按避难人数25人设计安装，每人不小于0.5m2，临时避难硐室不小于12.5m2的使用面积。设计临时避难硐室布置在运输顺槽、回风顺槽、掘进巷道一侧，采用扩散通风，硐室长5m，采用矩形锚网喷支护，净宽4.0m，净高3m，净断面12m3，净使用面积14.4m2。共设2个临时避难硐室。每个临时避难硐室设置向外开启的隔离门，门墙设单向排气管，设有与矿井调度室直通的电话，放置足量的饮用水和食品，安设供水施救系统，安设供给空气的设施，每人供风量不少于0.3m3/min；避难所内配备25个ZYX45压缩氧自救器。配备氧气、甲烷、二氧化碳、一氧化碳、温度、湿度传感器。在进风井附近建立了1个可供80人避难的永久避难硐室，现已投入使用。第十二章 工作面供电一、移动变电站及工作面配电点位置的确定150103工作面为综放工作面。根