某煤矿放顶煤开采设计

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专业技术资料襄垣县王家庄煤矿放顶煤开采设计说明书工程编号：C1560工程规模：90kt/a经理：张小平总工程师：赵建泽项目负责人：李甲林山西安煤矿业设计工程有限公司二○○八年十月Word文档下载编辑 专业技术资料目录前言1第一章　采区概况及地质特征4第一节　矿井概况4第二节　采区概况12第三节　地质特征13第二章　工作面布置及采煤方法22第一节工作面布置22第二节采煤方法24第三节　采煤工作面装备24第三章回采工艺29第一节　回采工作面的回采工艺29第二节　提高煤质和采出率的措施33第四章　放项煤开采设计的安全技术措施35第一节　顶板管理35第二节　通风管理49第三节　瓦斯防治51第四节　粉尘防治56第五节　防灭火管理61第六节　水害防治63第七节　机电设备管理66第八节　避灾路线75第九节　其它安全措施79Word文档下载编辑 专业技术资料附件：1、设计委托书；2、采矿许可证；3、煤炭生产许可证；4、安全生产许可证；5、襄垣县煤炭工业局文件襄煤字[2008]18号“关于2007年度我县煤矿瓦斯等级鉴定结果批复的通知”；6、检验报告；7、矿井粉尘检测结果评价意见；8、山西省煤炭工业局文件晋煤行发[2004]974号“关于对山西三元煤业有限公司等145座已完成采煤方法改革矿井能力核定的通知”；9、山西煤矿安全监察局长治监察分局文件长煤监[2006]69号“关于襄垣县王家庄煤矿扩建设计安全专篇的批复”。Word文档下载编辑 专业技术资料前言襄垣县王家庄煤矿是一个集体所有制矿山企业，南距襄垣-夏店公路约1km，东距襄垣火车站2km，距襄垣煤炭发运站仅1.2km，均有简易公路相通，区行政区划属于山西省长治市襄垣县所辖，现采3号煤层。为了合理开发煤炭资源，提高资源回收率，保障矿井正常的安全生产，使煤矿长期稳定、健康、顺利地向前发展，将企业做强、做大，促进地方经济高速发展，该矿于2005年进行了采煤方法改革。2004年11月24日，山西省煤炭工业局以晋煤行发(2004)974号文核定该矿生产能力90kt/a，净增30kt/a。2005年11月，该矿编制了90kt/矿井扩建初步设计安全专篇,并得到有关部门批复。目前,根据国家安全生产监督管理总局国家煤矿安全监察局文件(安监总煤行[2008]130)，关于加强煤矿放顶煤开采安全管理工作的通知，受矿方委托，本次主要针对工作面放顶煤进行开采设计。一、设计的主要依据1、国家安全生产监督管理总局国家煤矿安全监察局文件(安监总煤行[2008]130),关于加强煤矿放顶煤开采安全管理工作的通知；2、山西省煤矿安全监察局长治监察分局文件（长煤监[2006]69号），关于襄垣县王家庄煤矿扩建设计安全专篇的批复。3、山西省煤田地质勘探114队1984年11月提交的《山西省沁水煤田襄垣扩区夏店勘探区详查地质报告》；4、山西省襄垣县王家庄煤矿地质报告；5、国家煤矿安监局煤安监政法字[2001]第14号文《煤矿建设工程安全设施审查与竣工验收暂行办法》；6、全国人大常委会1992年颁发的《中华人民共和国矿山安全法》；7、国家煤矿安全监察局2006年颁发的《煤矿安全规程》；Word文档下载编辑 专业技术资料8、国家原能源部1992年制定的《煤炭工业小型煤矿设计规定》；9、《矿山电力设计规范》；10、原中国统配煤矿总公司中煤总安字[1990]第171号文《煤矿井下粉尘防治规范》(试行)；11、全国人大常委会1996年颁发的《中华人民共和国煤炭法》；12、国务院1996年批准的《中华人民共和国矿山安全法实施条例》；13、《矿井防灭火规范》；14、《煤矿通风安全装备标准》；15、《矿井通风安全监测装置使用管理规定》；16、《煤矿救护规程》；17、《反风规定》；18、《矿井水文地质规程》；19、《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》；20、《中华人民共和国安全生产法》；21、《煤矿安全监察条例》。22、《安全生产条件评价报告》。二、设计的指导思想：坚持“安全第一、预防为主”的方针，严格遵循上述规程、规范、规定，建立健全王家庄煤矿安全机制，完善矿井安全技术措施及装备，将王家庄煤矿建成安全技术先进、抗灾能力强、安全质量标准化程度高的现代文明企业。三、设计的主要特点及安全评价1、对采区巷道进行了合理布置，设计了放顶煤开采的工作面开采工艺，并进行了设备选型配套。Word文档下载编辑 专业技术资料2、采用中央并列式通风方式，设置了完善的通风设施和构筑物，井下各用风地点的风量、风速均符合《煤矿安全规程》要求。采用通风机反转方式反风，反风系统安全可靠，避灾线路明确，抵御灾害能力强。配备了足够的通风安全仪器仪表，并采取防漏风、降低风阻的有效措施，对及时掌握、调整通风参数提供了保证。3、煤矿配备了KJ78型安全生产监测监控系统，采取防止瓦斯聚集、引燃措施，预防瓦斯爆炸。采取了有效的减尘、降尘、清尘措施，完善了隔爆、抑爆设施。4、井上、下设置了消防材料库及消防管路系统，配备了足够的消防器材，防灭火措施完备可靠。5、井下机电硐室、主要巷道支护，风筒、电缆等均选用不燃或阻燃型材料。6、井下留有合理的防水安全煤柱，并配备了探水、排水设备，既可预防突发水患，又能保证最大涌水时的正常生产。四、待解决的主要问题1、在今后的开采过程中应注意隐伏构造，应加强井下的安全管理工作，特别是顶板的管理。2、矿方没有提供煤层顶底板力学性质检验数据，要求尽快提供有关检测资料，进一步作好矿压观测。3、井田范围内存在采空区积水，一定要加强探测工作，做到“有掘必探，先探后掘”。Word文档下载编辑 专业技术资料第一章　采区概况及地质特征第一节　矿井概况一、矿井基本情况王家庄井田位于长治盆地北部，井田西部为古韩联营煤矿，北部、东部、南部均无煤矿。井田走向长0.85km，倾斜宽1.248km，面积1.0614km2，批准开采3号煤层。根据山西省国土资源厅2006年11月核定的井田（采矿许可证号：1400000632505)，王家庄煤矿开采3号煤层，井田边界由4个拐点坐标边线圈定，详见表1-1-1。表1-1-1王家庄煤矿境界拐点坐标表拐点号纬距（X）经距（Y）拐点号纬距（X）经距（Y）14044045.0019678525.0034044938.0019680529.0024045096.0019679163.0044044702.0019680656.00井田内整体地形比较平坦，区内地势总体表现为西北部高，东部低，最高点位于西北部，海拔标高为903.5米，最低点位于东部，海拔标高为886.5米，相对高差17米。地表均被黄土覆盖，无大的河流冲沟。本区为大陆性气候。襄垣气象站历年观测资料表明：降水量为433.2-814.3mm，平均532.8mm。降水多集中在7、8、9三个月。蒸发量为1515.0-1914.7mm，平均为1768.1mm，蒸发量为降水量三倍多。历年最低气温-29.1℃，最高气温38.1℃，平均9.5℃。平均相对湿度64%。主导风向为西北风，最大风速为18m/s。冻土深度0.82m。1、井田开拓王家庄煤矿采立井开拓，根据开拓布置，达产时布置有2个井筒，即提升立井和回风立井。提升立井：直径4.5m，净断面15.89m2，垂深160mWord文档下载编辑 专业技术资料，装备有双钩罐笼，担负全矿的煤炭提升任务、辅助提升及升降人员任务，设钢性梯子间，为矿井的进风井及一个安全出口。回风立井：直径4.5m，净断面15.89m2，垂深166m，设钢性梯子间，担负全矿井的回风任务井，为矿井的另一个安全出口。各井筒特征见表1-1-2。表1-1-2井筒特征表井筒名称提升立井回风立井井口座标经距Y19679963.75119680008.178纬距X4044711.8134044714.98井口标高(m)893.588894.0提升方位角(度)81井筒倾角(度)9090井筒垂深(m)一水平160166最终水平井筒直径(m)净4.54.5掘进5.15.1井筒断面(m2)净15.8915.89掘进20.4220.42砌壁厚度(mm)300300材料料石砌碹料石砌碹井筒装备罐笼提煤、运料、升降人员、安全出口安全出口备注已有已有2、井下开采根据煤层赋存特征，设计利用原有井下巷道及已有的开拓布置构成完整的生产系统。矿井开采批准的3号煤层，煤层厚度5.15-6.33m，平均5.74m。顶板岩性主要为粉砂岩、砂质泥岩及泥岩，局部为细砂岩；底板岩性主要为砂质泥岩、泥岩、粉砂岩。根据煤层赋存特征，结合目前国内设备装备及开采技术水平，设计确定开采3号煤层采用壁式悬移支架放顶煤采煤法，采高2.5m，放顶煤高度Word文档下载编辑 专业技术资料3.24m，采放比1:1.29顶板管理采用全部垮落法。根据《煤炭工业小型煤矿设计规定》，结合地方煤矿的特点，工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型如下：采煤工作面采用MZ-15T煤电钻打眼放炮落煤，人工装煤。运煤选用SGB-420/30型可弯曲刮板输送机一部。工作面运输顺槽配SGB-420/30型可弯曲刮板输送机运煤。回风顺槽配有JD-25型调度绞车及BQW15-50-7.5型小水泵等设备。端头支护选用SHDZ20-28/100型单体液压支柱，配合L=2.3的π型顶梁支护顶板。工作面顶板管理采用全部垮落法，工作面支护选用ZHF1800/16/30X型悬移支架支护顶板，最大控顶距均为3.4m，最小控顶距为2.6m。工作面回采方向为后退式。根据《煤炭工业小型煤矿设计规定》，并考虑地方煤矿管理水平等因素，确定工作面长度50m，达产时在矿井布置了1个回采工作面、1个掘进工作面。据《煤炭工业小型煤矿设计规定》，3号煤层采区回采率80%；工作面回采率93%。3、工业场地布置特征、防洪排涝及地面建筑矿井工业场地结合地形和使用功能，因地制宜地将场地分为主生产区、辅助生产区和行政办公区。（1）主生产区主生产区位于工业场地的东南部，布置有提升立井、提升井绞车房、提升井热风炉房、储煤场、汽车磅房、配电室、坑口办公室、调节池、净水车间、静压水池。（2）辅助生产区Word文档下载编辑 专业技术资料辅助生产区位于工业场地的东南部，布置有回风立井、坑口浴室及更衣室、矿灯房及任务交待室、机修车间、器材库、消防材料库、油脂库、坑木加工棚、锅炉房、风机、风机值班室。（3）行政办公区行政办公区与辅助生产区统一布置，布置有矿办公楼、食堂、厕所。矿井总占地面积为1.0614km2。工业场地采用台阶式和平坡式相结合的布置方式。井口位于台地上，本区内无大的地表水体及河流，该矿提升立井井口标高893.5，回风立井井口标高894.0m，工业场地附近历年最高洪水位标高为887.4m，工业场地远远高于历年最高洪水位，洪水不会危及本矿。因此井口及场地均不受洪水威胁。工业场地内设置排水沟解决场内雨水外排问题。二、主要生产系统1、提升系统本矿提升立井为φ4.5m的立井，担负矿井的提煤任务、材料、人员、设备、矸石的提升任务，并兼作进风井；回风立井为φ4.5m的立井。主、回风立井均已建成。该矿设计生产能力为90kt/a，提升井为罐笼立井，井筒垂深Hj=160m；提升方式采用双钩1t罐笼方式；罐笼采用GLSY-1型1t罐笼，罐笼自重G0=1500kg；每罐允许乘6人；矿车采用MGC1.1-6A型1t固定车厢式矿车，容积V=1.1m3，自重Gk=610kg，600mm轨距；并采用同一系列的材料车及平板车。矿井的工作制度：330d×18h；该提升设备担负全矿井的升降人员、提煤、提矸、下放设备、材料等全部提升任务；钢丝绳选用20NAT6×26SW+FC1770ZZ285.6152；提升机选用2JTP-1.6/20型，配YR315M-10型电机，95KW，380V，584rpm；最大提升速度Vm=2.42m/s；经计算，一次提升循环时间为：提人时，Tr=96.4s，最大班工人下井时间为12.85min≤40min；提矿车时，T=87.4s，提材料时，Tc=115.4s，最大班净作业时间Tb=208min，折合3.47h≤7h；可满足该矿提升能力的要求。Word文档下载编辑 专业技术资料2、运输系统（1）主运输系统矿井地面运输主要靠汽车外运煤炭，在露天储煤场用装载机装汽车外运。工作面落煤经刮板输送机运到顺槽刮板输送机后，到大巷煤仓卸载，再装入矿车，调度绞车牵引矿车，运至井底车场，人工推入罐笼，提升到地面卸载至储煤场，由推土机推煤，由装载机装汽车外运。运输路线为：爆破落煤—→工作面前部输送机支架放煤—→工作面后部输送机—→顺槽刮板输送机—→运输下山刮板输送机—→煤仓—→总运输巷—→提升立井—→地面。（2）辅助运输系统辅助运输采用调度绞车牵引矿车。井下所需坑木、液压悬移支架、机械设备及材料等，主要依靠窄轨铁路运输。窄轨轨型15kg/m，由JD-25型调度绞车牵引1t系列矿车。辅助运输路线为：（1）作业人员：提升立井—→总运输巷—→701运输下山—→701工作面运巷—→工作面各作业地点（2）材料：提升立井—→总运输巷—→701运输下山—→701工作面运巷—→工作面风、运巷3、供电系统王家庄煤矿实现了双回路供电，两回10kV供电线路就分别引自距矿井工业场地2km处有襄垣古韩110kV变电站和距本矿井工业场地3.5km处有襄垣792处35kV变电站，矿井电源可靠，供电质量有保证。在矿井工业场地现有一座10kV变电所，变电所高压侧采用线路变压器组装置，0.4kV侧室内单列布置，采用单母线不分段供电。变电所内配备两台S9-315/10Word文档下载编辑 专业技术资料10/0.4kV变压器，一台变压器担负矿井地面负荷的供电；另一台变压器中心点不接地，担负井下负荷的供电。井底车场附近设主配电所，其电源从地面10kV变电所0.69kV侧引出，两回电缆经提升立井下井供电，电缆型号为MYJV42-0.6/1kV3×150+1×70mm2长300m。采掘工作面的设备除电钻供电电压为127V，其余设备供电电压均为660V。工作面660V设备采用MY-0.38/0.66型矿用移动橡套软电缆供电；电钻采用MZ-0.3/0.5型电钻电缆供电；照明采用MYQ-0.3/0.5型矿用移动轻型橡套软电缆供电。井下低压馈电线路上均装设有检漏继电器装置。由上述装置对井下电网的绝缘状况进行连续检测，当电缆线路发生故障时，可及时切断电源，以保证矿井安全生产。为了安全，在井下装有电气设备的峒室、低压配电点或装有3台以上电气设备的地点等处，均设局部接地极，并和主接地极连接构成总接地网，接地网上任一保护接地点的接地电阻值不得超过2Ω。（1）运巷低压(660V)：井下中央变电所—→运输大巷—→运巷低压（2）风巷低压(660V)：井下中央变电所—→运输大巷—→运巷低压（3）供电设施、电缆设备负荷及配电设备负荷见工作面配电系统图。4、通风系统1）通风系统（见图1-1-1所示）⑴该工作面采用U型通风方式。新鲜风流由地面—→提升立井—→总运输巷—→701运输下山—→701运输顺槽—→工作面污风从工作面—→701回风顺槽—→701回风下山—→总回风巷—→回风立井—→地面Word文档下载编辑 专业技术资料图1-1-1通风系统图5、排水系统该矿井设计生产能力为An=90Kt/a，矿井的正常涌水量为Qh=15m3/h，最大涌水量为Qh=20m3/h；排水井为回风立井，井下中央水泵房设在回风立井井底附近，回风立井垂深Hj=166m，管子道斜长20m，倾角α=25°；排水管沿回风立井敷设到地面水池。矿水呈中性，PH=6～7，容重γ=1020kg/m3。该矿现有三台5DA-8×8型多段离心式水泵，配YB280M-4型防爆三相异步电动机，90KW，380V，1450rpm；该水泵额定流量为Qe=90m3/h，额定扬程He=172.8m，额定效率ηe=75%，额定允许吸上真空度[Hs]=6.5m；排水管选用无缝钢管Φ133×4，沿回风立井敷设两趟至地面高山水池；吸水管选用无缝钢管Φ159×4.5。经计算，该水泵的运行工况为：流量QM=69.5m3/h，杨程HM=186.13m，效率ηM=67%，允许吸上真空度[Hs]M=6.5m；水泵轴功率N=53.63KW；不论是正常涌水量时期，还是最大涌水量时期，水泵均是一台工作，一台备用，一台检修。管路是一趟工作，一趟备用、检修。正常涌水量时期，每天的排水时间为thWord文档下载编辑 专业技术资料=5.18h<20h；最大涌水量时期，每天的排水时间为tm=6.91h<20h；均符合《煤矿安全规程》和《煤炭工业矿井设计规范》的要求。排水路线为：701运巷局部积水经水泵—→701下山运输巷—→水仓—→地面6、监测监控系统为保障矿井安全、高效生产，保证设备的正常运行，提高调度管理水平和经济效益，该矿井已安装了一套KJ78型矿井安全监测及生产监控系统，工作面配有甲烷传感器等传感器。7、通迅系统本矿调度室内设一套16门行政调度合一小调度交换机，作为全矿井行政及调度总机。另设2部外线电话。矿井用户的通信，工作面转载机机头、运巷机头各安装一部程控矿用本质安全型电话机，可直接与队值班室、矿调度室及其它各业务科室联系。近几年，通信业飞速发展，在该矿所在地已有众多的移动电话和固定电话，目前本矿已配有固定电话和移动电话，对外联络非常方便。8、供水系统矿井供水水源有两个：第一是利用深井水，第二是处理后的矿井涌水。预计矿井井下正常涌水量为15m3/h，最大涌水量为20m3/h，水量有保证，经处理后，可作为井下消防及洒水水源。该矿生产、基建水源有可靠保证。地面静压水池—→总进风巷—→701运输下山—→701工作面运巷9、照明系统运巷机头、运巷三岔口、安装127V隔爆日光灯，工作面每隔30m安装一盏隔爆灯。10、地面生产系统根据矿方意见及地面情况，原煤出井后不进行洗选加工，只在储煤场进行人工拣矸，混煤销售。Word文档下载编辑 专业技术资料地面静压水池—→提升立井—→701下山运输巷—→701风、运巷清水系统：提升立井—→701下山运输巷—→工作面第二节　采区概况一、采区在井田中位置7采区位于井田的东南部，地面生活区的西南部。二、采区储量及服务年限按照采矿许可证的要求,王家庄煤矿开采3号煤层,3号煤层赋存稳定。采区设计资源/储量、采区设计可采储量、采区服务年限的计算如下：1、选取的主要参数资源储量估算采用地质块段法，计算公式为式中：Q——资源储量（千吨）S——水平面积（m2）M——煤层计算厚度mD——容重t/m3有关参数的确定：面积（S）：数字求积仪求得，取三次读数的平均值。计算厚度(M)：为块段内及邻近见煤点储量计算厚度的算术平均值。容重（D）：根据煤芯煤样试验结果取平均值。3号煤层采用1.40t/m3。2、各类煤柱的留设和回收率井田范围内地面村庄、重要建筑、高速公路、铁路、水库、井田边界、水平运输大巷等均按《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》要求留设保护煤柱，未参与可采储量计算。Word文档下载编辑 专业技术资料根据《关于合理开采煤炭资源提高回采率的若干规定》规定，计算可采储量时，矿井回收率指标为取75％。3、估算结果经计算，7采区资源储量估算结果如下：累计查明设计资源储量为1251.5kt，采区可采储量883.2kt。4、服务年限计算服务年限计算公式为：T=Q÷（D×K）T-服务年限（a）Q-可采储量（kt）D－年产量（kt/a）K-储量备用系数，取1.3可采储量为883.2kt，备用系数取1.4，生产能力按90kt/a计算，服务年限为7.0年。三、采区巷道布置及装备情况采区巷道布置及装备见采区巷道布置及机械设备配备平面图。第三节　地质特征一、采区煤层及采区构造情况（一）地层王家庄井田位于沁水煤田中部东缘，井田广为第四系黄土覆盖，仅在冲沟及河床两岸有零星基岩出露。出露地层为二叠系上统上石盒子组、下统下石盒子组和山西组。据夏店详查区钻孔资料及煤矿揭露的地层资料，将井田地层由老到新简述如下：1、奥陶系中统峰峰组(O2f)Word文档下载编辑 专业技术资料上部为灰～深灰色致密坚硬石灰岩，具波状层理，裂隙溶蚀较为发育。中部为灰～深灰色石灰岩。2、石炭系中统本溪组(C2b)上部为灰色泥质岩、砂质泥岩，含星散状黄铁矿，含植物化石碎片。局部地段中部常有薄层状泥晶石灰岩和薄煤层，顶部常见高岭石泥岩，下部为深灰色、灰色铝土质泥岩夹砂质泥岩。偶夹薄煤层，具块状层理、水平层理及透镜状层理。厚度4.00-31.77m，平均为10.99m。3、石炭系上统太原组(C3t)主要由粗砂岩、中砂岩、细砂岩、粉砂岩、砂质泥岩、泥岩、石灰岩及煤层组成。有5层石灰岩，下部灰岩稳定，往上稳定性较差，相反下部煤层较上部煤层稳定。石灰岩下部发育稳定煤层，砂岩普遍发育，但中部砂岩发育好，厚度大且稳定，层理类型复杂，动植物化石极为丰富，厚度82.70-141.45m，平均115.61m。4、二叠系下统山西组(P1s)主要由砂岩、粉砂岩、砂质泥岩、泥岩、煤层组成。砂岩一般不稳定，常呈似层状或透镜状。本组以含砂的成分高、颜色浅、交错层理发育、生物扰动构造多见为特征。主要煤层发育在中下部，植物化石丰富。厚度48.33～71.89m，平均56.13m。5、二叠系下统下石盒子组(P1x)主要由砂岩、粉砂岩、砂质泥岩、铝质泥岩组成。顶部为灰绿、灰、紫红色之含铝质泥岩，俗称“桃花泥岩”，该层较为稳定，是确定K10分界砂岩之良好辅助标志；中上部主要为中细粒砂岩、粉砂岩、砂质泥岩互层；中下部主要为灰～浅灰色中细粒砂岩，局部为粉砂岩、粗砂岩，偶见煤线或薄煤层；底界K8砂岩为中细粒砂岩一般呈灰～浅灰色，本组厚43.30-85.10m，平均厚60.87m。6、二叠系上统上石盒子组(P2s)Word文档下载编辑 专业技术资料出露于本井田的北部，由杂色中细粒砂岩、泥岩组成，根据岩性可分为上、中、下三段。上段：紫红色、黄绿色、灰绿色之泥岩夹细砂岩及粉砂岩，厚度一般168.00m。中段：上部为紫色、绿灰色泥岩，夹含砾粗砂岩、中细粒砂岩，中下部为浅灰色、紫红色之粗砂岩与泥岩互层及灰色、灰绿色、紫色泥岩，局部为含砾粗砂岩，厚度一般为137.00m。下段：上部为灰绿色、紫色砂质泥岩夹中细粒砂岩；中部为绿灰、浅灰色中砂岩夹细砂岩；下部为灰色、灰褐色灰岩夹细砂岩。厚度一般159.00m。7、第四系(Q)中更新统(Q2)：广泛分布，为黄色、浅红色粉砂土、砂质粘土夹两层或数层钙质结核。厚度1.00-60.00m，一般为40.00m。全新统(Q4)：为淡黄、灰黄色砂砾层及砂和砂土等。厚度0-40.19m，一般为20.10m。（二）地质构造1、区域构造本区位于沁水盆地东翼中段，晋-获褶断带和武乡-阳城凹褶带之间，总体形态为一走向NNE，倾向NW的单斜构造。2、井田构造该井田全被黄土覆盖，根据钻孔资料表明，整体井田是由一开阔的背斜和两条正断层构成井田内的构造格局，现描述如下：1)背斜：轴向东北一西南，较开阔，一翼倾向近东西向，倾角平均10度，另一翼倾向近北南向，倾角平均9度。2)王家庄正断层(F1)：为该井田的南界，其走向大致为东一西向，倾向为北偏西向，倾角70度，落差由西到东逐渐减小，落差最大达230m。3)东南正断层(F2)：位于井田中北部，其走向大致为北东一西南向，倾角70度。落差由南到西北东逐渐增大，其落差最大为30米，井田内延伸470米。综上所述，其构造属于中等构造。Word文档下载编辑 专业技术资料（三）煤层和煤质1、煤层井田内批准开采的煤层为3号煤层。3号煤层赋存稳定，厚度大，全井田可采，煤层厚度5.15-6.33m，平均5.74m。顶板岩性主要为粉砂岩、砂质泥岩及泥岩，局部为细砂岩；底板岩性主要为砂质泥岩、泥岩、粉砂岩。详见可采煤层特征表1-3-1。表1-3-1可采煤层特征表煤层名称煤层厚度(m)煤层间距(m)煤层结构顶底板岩性稳定性倾角(度)容重t/m3备注夹石层数夹石厚度(m)顶板底板3号5.15-6.335.7412510.05-0.5砂岩、砂质泥岩及泥岩砂质泥岩、泥岩、粉砂岩稳定4-151.392、煤质特征3号煤层：原煤水分1.04%，灰分13.63%；原煤硫分0.55%，挥发分19.42%。3号煤为低——中灰、特低硫、低磷、高熔灰分、高热值的贫煤，为优质动力用煤。3、其它有益矿产（1）铝质泥岩，位于本溪组中下部，一般浅灰——灰白色，块状，具鲕状结构，且具滑感，达不到工业品位要求。（2）本溪组赤铁矿，零星富集，不具工业价值。（3）稀散元素，详查中对锗、镓元素含量进行采样测试，均达不到工业品位。二、采区水文地质条件Word文档下载编辑 专业技术资料本区域处于沁水盆地中段东部的漳河水系，其范围东部为太行山脉，向西至沁县北西漳河的西源，南起长子南的漳河南源，北止于武乡县之漳河北源。大体上构成一个完整的水文地质单元，也是晋东南区域水文地质一个重要组成部分。区域南部、中部、北部主要为一套巨厚的二叠系碎屑岩沉积，构成广泛的层间孔隙水分布，南部和东南部大面积出露的碳酸盐岩，又为岩溶水的发育奠定了基础，而一系列褶曲带构成的新生代盆地，由于表层堆积了厚度不等的松散沉积物，又为区域孔隙水的分布创造了条件。区域地形与构造一致，补给及径流条件有利，为地下水的富集以及地下水的承压自流提供了有利条件。1、地表水本井田内有季节性河流，雨季时有水，旱季无水，其流量不大，与煤层及下部含水层基本无水力联系。2、含水岩层本井田的含水层由下至上分述如下：(1)中奥陶统石灰岩含水层为煤系地层下伏的主要含水层。本组岩层由于岩溶发育之不均一，因而地下水变化幅度大，富水性因地而异。本区奥灰静止水位标高676m，上马家沟灰岩是主要富水含水层，水化学类型为重碳酸、硫酸盐一钙、镁型水。(2)上石炭统太原组灰岩含水层井田内普遍发育，厚度一般为7.28m，系14、15号煤层之顶部岩层。q值平均为0.004L/m.s；K值为0.0052-0.016lm/d，水位标高818.59-820.24m，属于富水性弱含水层。水质为重碳酸盐—钾+钠型水，矿化度0.510-0.741g/L。(3)下二叠统山西组K7砂岩水层分布范围大，岩性为中—细粒砂岩层，厚度一般为3.05mWord文档下载编辑 专业技术资料，距上部3号煤层一般为12.80m，裂隙不发育。q值为0.005L/m·s，K值为0.0067m/d，恢复水位值60.94m，水位标高909.71m，属于富水性弱的含水层。水质类型为重碳酸盐—钾+钠型水，矿化度0.784g/L。(4)下二叠统山西组3号煤层顶部砂岩含水层分布较普遍，厚度1.72-15.33m，一般6.68m。裂隙不发育，岩性为中——细粒砂岩。单位涌水量q值为0.00287L/m.s，K值为0.269m/d，恢复水位值为26.45m，水位标高为845.64m，属于承压微弱的含水层。水质类型为重碳酸氯盐—钾+钠型水，矿化度0.495-0.784g/L。(5)下二叠统下石盒子组K8砂岩含水层一般厚4.15m，岩性以中——细粒砂岩为主，富水性视裂隙发育程度而不同，属于微弱的承压含水层。(6)基岩风化带含水层基岩风化层极普遍，据钻孔所见裂隙发育深度，不受表土覆盖厚度大小而变化，而是随岩性不同胶结物质差异而加深。胶结疏松的粉砂岩类，裂隙发育深度最大，但亦不超过50m，坚硬砂砾岩类风化水蚀深度小，一般不超过基岩顶面下40m。承压水头高于地表水3mm，水位标高883.85m，q值为0.58L/m.s，K值平均为4.56m/d，属承压中等含水层。水质类型为重碳酸盐——钾+钠，钙、镁型水，矿化度0.274-0.963g/L。(7)洪积——冲积层含水层厚度一般15m，分布广泛，由砂质粘土、砂土、粉砂和砂砾组成。砂砾卵石分布于沟谷阶地，其富水性取决于砂砾石大小及厚度，接受大气降水补给影响较明显，属于中等——弱含水层。水质为重碳酸盐——钙、镁水，矿化度0.237-0.617g/L。井田突水因素分析：本井田现开采3号煤层，涌水量每日30m3Word文档下载编辑 专业技术资料，对矿层开采无大的危害，据矿方提供资料，煤矿已开采多年，在采空区基本没形成积水。当遇暴雨及地裂缝的开裂和发展，会引起地面雨水和地下水大量渗漏，在降水集中季节，大量水流有可能灌入矿井，而形成矿井突水。本区奥灰水位标高676m，而本矿井开采标高在580-760之间，在开采东部煤矿时，开采标高高于奥灰水水位标高，因此，现阶段本矿奥灰水的危胁较小。但在开采过程中要观测底鼓现象的出现，避免因岩溶水位发生变化造成矿井突水。但在开采西部及西南部时，其开采标高低于奥灰水水位标高，此时，很有可能产生矿井突水现象，应引起足够的注意。另当开采到南部边界一带时，因有断层存在，虽为隔水断层，仍要留设足够的煤柱，并应引起起足够的注意，采取超前探水措施，否则亦有可能产生矿井突水。三、开采技术条件1、顶底板条件3号煤层其直接顶板为砂质泥岩、粉砂岩，泥岩，厚度一般为3.17m，裂隙不甚发育；底板为砂质泥岩、泥岩，局部为粉砂岩、中细砂岩，厚度一般为2.90m。顶底板力学测试结果如表1-3-2所示，煤岩层综合柱状图如图1-3-1所示。表1-3-2顶底板力学测试顶底板岩石名称平均抗剪强度(MPa)平均单向抗拉强度(MPa)平均抗压强度(MPa)顶板泥岩5.291.1532.94粉砂岩10.591.3761.27底板泥岩1.3944.80砂质泥岩0.9738.73Word文档下载编辑 专业技术资料图1-3-1701工作面煤岩层综合柱状图2、瓦斯根据山西省“晋煤安发[2007]2030号文件”批准该矿为低瓦斯矿井。瓦斯绝对涌出量：   0.23m3/min   瓦斯相对涌出量：  1.13m3/t二氧化碳绝对涌出量：0.11m3/min   二氧化碳相对涌出量：0.54m3/t3、煤尘及煤的自燃根据山西省煤炭工业局综合测试中心2007年11月测试结果，火焰长度35mm，岩粉用量60%，煤尘有爆炸性，煤层吸氧量0.9251cm3/g。自燃倾向性为Ⅲ类，为不易自燃煤层。Word文档下载编辑 专业技术资料4、据地质报告有关资料，本矿无煤(岩)与瓦斯(二氧化碳)突出、冲击现象，本矿属地温、地压正常区。四、放顶煤工作面基本情况1、工作面位置：该工作面位于井田中部，大巷以南。2、井下位置：工作面位于701工作面。北临F3断层，南为井田边界，西临采区下山巷道。3、地面海拔标高：903.5——886.5m。4、井下工作面标高：724～769.5m。5、本工作面运巷长200m，风巷长230m，切眼长50m，总面积14600m2。煤层厚度5.74，容重为1.35t/m3，回收率为93％，则：工业储量：9.1（万t）可采储量：工业储量×93％=9.1×93％=8.46（万t）可采期：200÷(0.8×2)=125(天)其中：0.8为循环进度，2为日循环个数6、回采对地面设施的影响：距离地面生活区较近，回采对其有一定的影响。建议一定留足保安煤柱。Word文档下载编辑 专业技术资料第二章　工作面布置及采煤方法第一节工作面布置一、工作面布置方式工作面切眼长50m，沿东西走向长壁布置，沿倾向推进；可采长度：风巷为200m，运巷为230m；停采线：工作面回采至距切眼170m处应停止回采，以免破坏为运输下山而留设的保安煤柱。工作面巷道布置见图2-1-1所示。图2-1-1701工作面巷道布置平面示意图二、煤柱留设1、根据《煤炭工业小型煤矿设计规定》，工业场按II级保护级别维护，场周围围护带宽度取15米，村庄围护带宽度取10米，表土移动角取45°，基岩移动角取72°计算保护煤柱范围。Word文档下载编辑 专业技术资料2、井田境界煤柱宽度取20米，采区边界煤柱两侧各留10米，大巷煤柱宽度取50米。3、井田内断层煤柱宽度取20米。三、巷道支护形式风、运巷大部分为全锚网支护，两帮为4根Φ20L2000mmA3螺纹钢锚杆，顶板为5根Φ20L2400mm高强螺纹钢锚杆，排距为800mm，锚索加强支护为每隔2.4m布置两根Φ15.24mm的小孔径预应力锚索，锚索孔深7m，锚索长度7.3m。每根锚索采用的树脂药卷为K2360一支，Z2360二支，锚固长度1.7m，每根锚索采用一块400mm长的18＃槽钢，一块规格为100×100×8mm的钢板，锁具一套。车场三岔口到出煤口为工字钢棚支护。130—430米底分层段为工刹锚支护，具体支护形式见风、运巷断面图见图2-1-2,图2-1-3所示。图2-1-2701工作面运巷支护及设备布置断面图图2-1-3701工作面风巷支护及设备布置断面图Word文档下载编辑 专业技术资料巷道断面、支护形式如下表2-1-1所示。表2-1-1巷道支护状况表巷道名称及地段支护形式净断面支护规格排距主要用途设备运巷全锚（网）7.5m2矩形3×2.5m0.8m进风、运煤低压开关等、风巷全锚（网）7.5m2矩形3×2.5m0.8m回风、进料绞车等四、工作面接替顺序工作面接替顺序为：701工作面采完后，开采702工作面。第二节采煤方法一、采煤方法介绍本工作面采用走向长壁、后退式炮采放顶煤一次采全高全部垮落采煤法。二、放顶煤工作面能力确定本工作面切眼长50m，工作面采高2.5±0.1m，循环进度0.8m，放顶煤平均高度3.24m，工作面回收率为95％，顶煤回收率为88％，一采一放为一个循环。循环产量为：Q循环＝Q采＋Q放　Q采＝50×2.5×0.8×1.4×95％＝133t　　　Q放＝3.24×50×0.8×1.4×88％＝160t故Q循环＝Q采＋Q放＝133＋160＝293t第三节　采煤工作面装备一、采煤工作面主要设备配备及参数工作面设备配置见表2-3-1所示。Word文档下载编辑 专业技术资料表2-3-1701工作面设备配置一览表序号设备名称规格型号数量技术特征1液压支架ZHF1800/16/30X44工作阻力:1800kN初撑力:900-1140kN支护面积:2.56m2支护强度:0.55-0.62MPa支撑高度:1.6/3.0m支架中心距:680mm对底板比压0.9MPa重量:0.96t2端头支护SHDZ20-28/1006工作阻力:1800kN支撑高度:1.6-3.0m,支护强度:0.86MPa支架重量：3.1t3前输送机SGS-301运输能力:180t/h电机功率:30kW链速:1.2m/s刮板间距:1096mm中部槽:1500×960×315mm4后输送机SGS-301运输能力:180t/h电机功率:30kW链速:1.2m/s刮板间距:1096mm中部槽:1500×960×315mm5乳化液泵站XRB2B80/202流量：200L/min额定压力：20MPa电机功率：37kW6综保ZXZ8—2.51额定电压：660/380/127V7综保ZXZ8—2.51额定电压：660/380/127V8回柱绞车JH2—251牵引力：25t钢丝绳直径：φ22绳速：1.7-5.75m/min卷筒直径：400mm9小水泵25.5kw二、采煤工作面主要设备选型验算：1．运输机选型701工作面长50米，采高H为2.5米，工作面机头高于机尾β=0.5°，本工作面选用SGB-420/30型运输机，运输机弯曲段槽间水平弯曲角度取1°计算。1.1、SGB-420/30运输机主要技术参数1运输机能力80T/h4圆环链规格φ14×502电机功率30KW5链条破断力≥250KN3链速0.79m/s1.2、运行阻力及刮板链张力：计算运输机重.空段的运行阻力：Word文档下载编辑 专业技术资料重段：Wzh=(qw+qlwl)Lgcosβ+(q+ql)Lgsinβ空段：Wk=qlLg(wlcosβ-sinβ)L-----刮板机铺设长度，50mβ----倾角，β=0.5°Q----工作面实际生产能力约为200T/a，（按年产9万吨，330个工作日计算，并取不均衡系数1.5），按每班出煤时间3小时计算，则Q取30t/hV----链速V=0.79m/sq----中部槽单位长度上的装煤量Kg/mq=Q/3.6v=10.5Kg/mql----刮板链单位长度重量Kg/mql=7.5Kg/mw-----货载在溜槽中移动阻力系数，0.6-0.8wl----刮板链在溜槽中移动阻力系数，一般取wl=0.3-0.4g----重力加速度g=9.8m/s2w取0.7wl取0.35Wzh=(10.5×0.7＋7.5×0.35)×50×9.8×cos0.5°+（10.5+7.5）×50×9.8×sin0.5o=27897NWk=15×50×9.8(0.35cos0.5°-sin0.5°)=6449NWord文档下载编辑 专业技术资料整机的运行阻力,考虑刮板链机头机尾绕链轮运行,增加10%阻力机身中有弯曲段,再增加10%的阻力,则：整机运行阻力，Ww=1.2(Wzh+Wk)=1.2（27897＋6449）=41251N按弯曲段的几何关系,求算中部槽弯曲段的中心角α0R=L/（2sin1/2α1）=10mR是弯曲段半径α1是相邻两节中部槽间的最大折曲角α1=1°L----标准中部槽长L=1.2mLW=√4αR－a2=16.5mLW----弯曲段全长a----机身推移距离a=0.8ma0=2arcsin（a/√LW2＋a2）=5.55°刮板链张力：确定最小张力点：0.6WZH－0.4WK=0.6×27897－0.4×6449＞0所以刮板链最小张力点在″1″点。取最小张力为0，按弯曲段距工作面上端（机尾）5m，按逐点计算法，求得刮板链在各点的张力为：S1=0S2=S1＋W1-2=5/50WZH=27897×5/50=2789NS3=S2＋W2-3＋W（2-3）WW（2-3）W----重段弯曲段附加阻力,由欧拉柔索公式得W（2-3）W=S2（e2fa0－1）则S3=S2（e2fa0）＋W2-3=4728e（2×0.4×5.55π/180）＋（16.5/241）×227897=2709Nf----刮板链与槽帮间的摩擦系数f取0.4S4=S3＋W3-4=20709＋（50－5－10）×227897/241=2274NS5=S4－0.6（Wzh＋Wk）=228274－0.6×（227897＋60449）=5266NS6=S5＋W5-6=S5＋（50－10－5）WK/241=55266＋（50－5－10）×Word文档下载编辑 专业技术资料60449/241=11322NS7=S6e2fa0＋W6-7=110322×e2×0.4×5.55π/180＋（10/50）×60449=12286NS8=S7＋W7-8=123286＋（5/50）×60449=12540N2.3.3、计算所需电机功率：取传动系统效率为η=0.85绕经驱动轮的阻力系数为Kl=0.045则（机尾）驱动电机功率为：N1=[（S8－S1）＋Kl（S8＋S1）]V/1000η=11.9KW将上述功率计算值各加20%的备用量，得电机功率为14.2KW，因此配备30KW电动机驱动能满足需要。1.3、刮板链的安全系数：n=2Sdλ/1.2SmaxSmax----刮板链最大静张力Smax=12540NSd----一条刮板链子的破断拉力,Sd=250KNλ----双链负荷不均匀系数,边双链取λ=0.85n=2×250×1000×0.85/（1.2×12540）=18.2>3.5经以上计算可知SGB-420/30刮板运输机能满足701工作面生产要求。3.1、泵站压力验算根据液压支架计算泵站压力Pb1=4*P1/(Z*π*D2)式中:Pb1-液压支架初撑力需要泵站压力，PaP1-液压支架初撑力，N直接顶顶板中等稳定以下,支架初撑力一般应为工作阻力的70-80%Z-液压支架的立柱根数D-液压支架立柱的缸体内径,mPb1=4*1800*103*70%/(2*π*0.112)=16.8MPa则我矿现选用的XRB2B80/20型乳化液泵站，额定压力为20MPa，能满足本工作面的要求。Word文档下载编辑 专业技术资料第三章回采工艺第一节　回采工作面的回采工艺一、采煤工作面采煤回采工艺本工作面采用炮采落底煤及人工放顶煤落煤，人工配顶溜器进行推溜，滑移支架自行前移的方式。1、回采工艺顺序打眼、装药、爆破落煤—→挂联网—→伸前探梁—→人工清煤—→移前溜—→剪网口—→放顶煤—→补网堵放煤口—→移架—→移后溜—→清理工作面2、说明①割煤、装煤本工作面采用打眼、装药、放炮方式落煤（循环进度0.8m）,由人工使用煤电钻进行打眼，炮眼布置图（如图3-1-1所示）及装药量附后。配套使用煤矿许用乳化炸药及煤矿许用电雷管进行爆破作业。大部分煤经爆破后直接落入煤溜中，少量煤由人工装入前溜内。②移架本工作面采用ZHF1800/16/30X滑移液压支架进行采场支护，该支架具有自行移架功能。支架左右两侧互为滑移轨道，可以交错迈步前移。操作顺序为：落主架立柱—→移主架—→升主架立柱—→落副架立柱—→移副架—→升副架立柱。操作要求：移架后要及时进行二次注液，保证支架初撑力。移架要带压移架，做到快、匀、正、直、稳。顶板最大控顶距：Lmax＝L+Lx+Ld+D＝1220＋550＋790＋800＝3360mm顶板最小控顶距:Lmin＝L+Lx+Ld＝1220＋550＋790＝2560mmWord文档下载编辑 专业技术资料图3-1-1701工作面炮眼布置图③推前溜、拉后溜推前溜采用人工配顶溜器进行，工作面移溜时，弯曲长度不小于7节溜。操作要求：推前溜、拉后溜时，工作面移溜时要保持平、直、稳，严禁出现急弯和强行移溜，移设溜头、溜尾要停机进行，移溜时要首先检查底板是否平整，若出现台阶要处理后方可移溜。④放顶煤采用剪网放煤方法进行放煤，后部刮板输送机正常运转（即高速运转）时，方可放煤。一旦输送机停止（或低速）运转时，立即停止放煤。i、初次放顶煤工作面回采初期，顶煤比较完整，放煤较困难。为提高初采放煤回收率和尽快达到放煤标准，可采取以下措施：Word文档下载编辑 专业技术资料放慢速度，增加顶煤空顶时间；利用密集丛柱、戗棚支护等方法加大切顶能力，迫使顶煤与直接顶离层。ii、正常放煤a.放煤工艺：采用单轮全量放煤法b.放煤步距：0.8m，即一循环一放iii、放煤管理：a.每班固定专职放煤工。放煤时必须既要保证回收率，又要保证煤质。b.放煤时，注意煤流中矸石涌出情况，防止大块矸石涌入后溜。c.后溜司机要随时观察后溜煤量，防止后溜负荷大而发生压溜或断链事故。d.加强现场监督检查，最大限度提高顶煤回收率。⑤运煤工作面爆破落煤和人工清煤，放下的顶煤分别由前后两部输送机运至端头卸载，经运巷运输溜、皮带机运出。二、回采工作面劳动组织本工作面采用“三八”制作业形式。即二个班生产，一个班检修。其劳动组织图表如表3-1-1所示。Word文档下载编辑 专业技术资料表3-1-1劳动组织图表序号工种定员班次生产一班生产二班生产三班检修班合计1移架工22262顶溜工11133放煤工22264端头(尾)工555155清煤工444126大溜司机22267泵站司机11138跟班电工11139抽水工111310班组长2222810班组长2222811验收员1111412跟班队干1111413支架检修工4414煤溜检修工4415电气检修工4416泵站检修工1117喷雾检修工2218修巷工101019合计29292934121从事生产人员：15×7/5=21人另外：队长1名书记1名技术员2名三、回采工作面正规循环作业图表回采工艺流程、循环作业方式见图3-1-2所示。Word文档下载编辑 专业技术资料表3-1-2工作面循环作业图表第二节　提高煤质和采出率的措施一、回采工作面采放比⑶采放比、放煤方式、放煤步距、端头顶煤回收方式采放比为1：1.29，利用剪网单轮放顶煤的低位放煤方式，放煤步距0.8m。端头顶煤随采随落。二、回采工作面顶煤冒落性分析及放煤方式的确定3号煤层其直接顶板为砂质泥岩、粉砂岩，泥岩，厚度一般为3.17m，裂隙不甚发育；泥岩的平均抗压强度为32.94MPa，平均抗剪强度为5.29MPa，平均单向抗拉强度为1.15MPa；粉砂岩的平均抗压强度为61.27MPa，平均抗剪强度为10.59MPa，平均单向抗拉强度为1.37MPa。3号煤为贫，普适系数为3。根据煤及顶板的力学特性分析，3号煤及顶的冒落性好，能够满足放顶煤开采的要求。三、回采工作面大块煤和矸石的处理1、队成立煤质管理小组，设置煤质网员，在矿领导下抓好煤质工作。2、队煤质网员每旬汇报一次煤质情况。3、工作人员必须掌握好采高，割煤时严防啃底。Word文档下载编辑 专业技术资料4、放煤过程中，要求放煤工控制好煤流中的矸石，放煤完毕及时升起尾梁，伸出插板挡矸。5、煤流中如有大块矸石，各转载点司机必须及时停机拣出。严禁煤流中有木块、铁丝等杂物。6、支架喷雾、各转载点喷雾及两巷净化水幕必须保持雾状，停机必须停水。7、风、运两巷必须设杂物箱，定期集中装车上井，不得与煤同运。8、两巷及工作面积水用水泵排出。9、在生产过程中，要杜绝煤、水混出，不得影响煤质。四、回采工作面初采开始放煤、收尾停止放煤的确定由于3号煤的冒放性好且受到支架的反复支撑，支架推进过后，顶煤就已垮落，因此，为了减小直接顶和老顶的初次来压步距，在工作面推过切眼后，就开始放煤。为了提高工作面回收期间的安全性，尽可能使顶板保持完好，工作面开始收尾上网时，就停止放煤。五、回采工作面回采率计算和采区回采率验算(1)工作面采高按规程为2500±100mm。(2)严禁随意留底煤，浮煤必须清净，其厚度不超过规定要求。(3)放煤时必须架架见矸，顶煤回收率达到规定要求。Word文档下载编辑 专业技术资料第四章　放项煤开采设计的安全技术措施第一节　顶板管理一、煤层顶底板岩性3号煤层赋存稳定，厚度大，全井田可采，煤层厚度5.15-6.33m，平均5.74m。顶板岩性主要为粉砂岩、砂质泥岩及泥岩，局部为细砂岩；底板岩性主要为砂质泥岩、泥岩、粉砂岩。详见可采煤层特征表4-1-1。表4-1-1可采煤层特征表煤层名称煤层厚度(m)煤层间距(m)煤层结构顶底板岩性稳定性倾角(度)容重t/m3备注夹石层数夹石厚度(m)顶板底板3号5.15-6.335.7412510.05-0.5砂岩、砂质泥岩及泥岩砂质泥岩、泥岩、粉砂岩稳定4-151.39二、强制放顶工艺和设备选型1、支架选型验算(1)根据生产经验和有关技术文件选用放顶煤滑移支架组成棚式支护。根据经验公式：按支架承受的顶板载荷与煤层厚度近似直线关系增长的观点估算，采场最大压强为：P＝（6-8）Mγ其中：P——支护强度M——煤层的采高，取2.7mγ——顶板岩石的平均密度，取2.5t/m3公式中倍数取大值8故P＝8×2.7×2.5t/m2＝0.54(MPa)综上所述，本工作面支架的支护强度应大于0.54MPa。Word文档下载编辑 专业技术资料⑵支架说明书(见表4-1-2所示）表4-1-2支架参数表型　号工作阻力（KN）初撑力(KN)支护高度(m)支架中心距(m)支护强度(MPa)对底板比压(MPa)重量(t)ZHF1800/16/301800900~11401.6/3.06800.55~0.620.90.96⑶支护参数校验支护强度：0.55-0.62MPa>0.54MPa符合要求综上所述，选取ZHF1800/16/30型支架能满足工作面顶板支护和安全的要求。2、端头支护工作面端头支护采用液压单体柱配π型梁进行支护，π型梁长2.8m.三、工作面支护，顺槽超前支护和端头支护形式工作面回采时采用滑移支架、单体柱十字梁、单体柱π型梁联合支护的控顶方式。1、工作面支护安全措施工作面回采时采用滑移支架、单体柱十字梁、单体柱π型梁联合支护的控顶方式。1）工作面支架达初撑力保证措施（1）泵站压力达标准要求20MPa。乳化液浓度达到规定要求4~5%。（2）加强支架检修，工作面支架供液管路杜绝“跑、冒、滴、漏”现象。（3）拉架时，观察压力表读数情况，确保支架压力达到初撑力。（4）安全阀，卸载阀，千斤顶、压力表等设施损坏，必须及时更换。（5）每班严格执行交接班制度。本班不能处理的由验收员汇报处理。（6）泵站压力达到20MPa，乳化液浓度保持在2％。（7）必须保证煤墙采直平，顶板无台阶下沉。Word文档下载编辑 专业技术资料（8）移架时，要先降后柱、微降前柱，快速将支架移出。（9）移架后，支架顶梁与顶板必须接触平稳，其最大仰俯角不得大于±7o，保证支架接顶严密。（10）移架后，支架间无明显错差，支架不挤不咬。2）支架防倒、防滑安全技术措施由于工作面机尾段坡度较大，特制定如下安全技术措施：（1）进入坡度较大区段时，必须放慢采煤速度，严格控制好采高，并逐渐与工作面随平。（2）正常作业时，必须及时追机移架。（3）顶板破碎时，采取带压超前移架，并将逼帮板及时打出升紧。（4）保证支架不前仰后栽，其最大仰俯角不得大于±7°，以减小空顶距；小梁接顶严密，支架不倾倒。（5）移架时，要先降后柱、微降前柱，快速将支架移出；升柱时先升前柱，保证顶梁接顶效果。（6）移架后，支架间无明显错差（不超过侧护板的2/3），支架不挤不咬，架间空隙不超过200mm。（7）严格控制好支架支撑状态，严禁机组割底板，必要时采取飘、吊溜等应急措施。（8）如果支架倾斜严重，可打设单体柱戗柱或在支架下垫道木等，确保支架支撑效果。（9）必要时，采取吊架、扶架等应急措施，确保工作面顺利推进。（10）加强支架检修质量，保证无串、漏液现象，支护状态良好，初撑力和工作阻力符合支架设计要求。2）初次放顶工作面回采初期，顶板比较完整，放煤较困难可采取以下措施：（1）Word文档下载编辑 专业技术资料顶板初次跨落之前，要加强两端头及超前维护段的顶板控制工作，超前维护的单体柱必须达完好状态，初撑力符合要求。（2）顶板初次跨落之前，工作面移架要做到少降快移，并且达到初撑力的要求。（3）加强工作面的矿压观测，及时准确掌握工作面的压力分布和来压状况。（4）在初次放顶期间，要密切注意顶板、煤墙状况，发现问题及时处理。（5）严格控制采高，保证在（2.5±0.1）m之间。4）初次来压和周期来压期间的顶板管理安全技术措施根据生产经验，本工作面老顶初次来压步距在30~40m范围内，周期来压步距在15~20m范围内。Ⅰ、初次来压和周期来压期间的顶板管理（1）工作面提前做好来压预防工作。（2）加强机电设备管理，加快工作面推进度。（3）支架必须达到初撑力要求，确保支架接顶严密；工作面保证采直割平。（4）及时移架，减少空顶时间和空顶距离。（5）泵站压力达到20MPa，乳化液浓度达到2％。（6）加强支架检修质量，保证无窜、漏液现象，支护状态良好，初撑力和工作阻力符合支架设计要求。（7）严格按照质量标准化作业，加大工程质量验收力度，确保工程质量达标。Ⅱ、当工作面推进超过40m后，顶板仍未垮落，必须及时补充放顶专项措施，进行人工打眼放炮强制放顶。5）其它措施(1)顶板无台阶下沉，支架接顶严密，顶板移近量不超过100mm/m。Word文档下载编辑 专业技术资料(2)工作面支架接顶严密，前梁上部无浮石。(3)机道梁端至煤壁顶板冒落高度不得大于300mm。(4)顶板破碎或煤墙片帮宽超过循环进度，要及时超前移架或采取有效措施进行及时管理。(7)支架初撑力不低于规定值的80%。(8)支架要排成一条直线，30m拉线其偏差不得超过±50mm。(9)支架顶梁与顶板平行支设，其最大仰俯角不大于±7°。(10)相邻支架间不能有明显错差(不超过顶梁侧护板高的2/3)，支架不挤、不咬，架间空隙不超过规定（＜200mm）。(11)支架高度与采高相符，不得超高使用，调整加长段时，活柱伸出部分不少于200mm。(12)两巷超前维护段保证接顶严密，单体柱成直线，30m拉线其偏差不得超过±50mm，并编号管理。(13)锚网支护巷道保证无失效变形。2、顺槽超前支护安全措施超前支护段采用单体柱配合π型梁进行支护。架设超前支护时，应注意以下几点：（1）作业前，首先观察作业区域的顶板煤墙状况，严格执行敲帮问顶制度，确认无危险时方可作业。（2）作业时应架设牢固可靠的铁梯或工作台。（3）避开顶板锚杆，并用长柄工具将顶板凸起部分凿平，两人以上协助，站在扶梯上，将π型梁抬起贴紧顶板（在运巷作业时，可先将π型梁抬到转载机身上，作业人员站在转载机上作业），用8#铅丝把π型梁两边与巷道顶网拴牢固。（4）架棚时，单体柱距π型梁两头不得少于两个牙。（5）Word文档下载编辑 专业技术资料将单体柱竖直放在梁端下，一人扶柱，一人缓慢送液，将单体柱升起，保证四牙卡住π型梁，单体柱达到初撑力要求，垂直顶底板，四牙吃劲，柱底垫鞋板。（6）所有单体柱的三用阀方向必须一致，单体柱成直线，偏差不得超过±50mm。单体柱与单体柱之间必须拴好护绳（或小链），保证支护完好，严禁出现挤扭棚。如有断梁、断柱或自落柱必须及时更换。（7）π型梁与巷道顶网之间用刹杆、木板等垫平垫实防滑，严禁出现π型梁不接顶。（8）架设π型梁时，必须煤溜停机闭锁状态下进行，并设专人看护按钮。（9）架棚作业过程中，作业地点前后5m范围内，严禁有其他人员作业或停留。（10）矿压显现明显区段，出现顶板开裂离层时，要提前架设单体柱大板抬棚进行维护。（11）加强初次来压期间的顶板管理，有来压征兆时队组必须通知有关部门进行预测管理。（12）两巷行人路面有落煤，杂物时要及时清理。（13）两巷行人侧积水处必须架设稳固的行人过桥。（14）巷道维护工要坚持每天认真冲洗巷道，发现异常情况应及时汇报。（15）超前维护范围内不准堆放任何杂物；（16）风巷超前支护长度不得小于30m，运巷超前支护长度不得小于20m；（17）所有支柱必须打正打直，打设成线，30m内拉线，误差不超过±30mm；（18）使用支柱必须规范；（19）必须保证棚梁接顶严密；Word文档下载编辑 专业技术资料（20）所有支柱都要拴好护绳，并编号管理；（21）单体柱三用阀注液口方向与巷道平行；（22）超前支护单体柱初撑力：Φ80mm的不小于60KN；Φ100mm的不小于90KN。（23）单体柱必须打设在实底上，且迎山有力，如不在实底上，必须加垫鞋板。3、端头支护安全措施工作面端头支护采用液压单体柱配π型梁进行支护，π型梁长2.8m。在两端头回撤单体柱π型梁棚时，应请注意以下几点：（1）π型梁回撤在排头尾架梁头前进行。（2）回撤π型梁时，先将π型梁与顶网相联铅丝解开，回撤时，人工站在扶梯上（或转载机身上）抬住π型梁。（3）两人协助将单体柱放液，由人工将π型梁抬下。（4）回撤π型梁时，必须在煤溜停机闭锁状态下进行，并设专人看护按钮。（5）回柱时，必须用长把工具远距离操作，操作人员严禁站在单体柱可能倾倒的方向。（6）回棚作业过程中，作业地点前后5m范围内，严禁有其他人员作业或停留。（7）作业过程中，设专人监护，作业人员搞好互联保。（8）机头安全出口管理本工作面端头采用液压单体柱配π型梁进行管理。机头外帮空档距离为2.3m左右。利用运巷单体柱配铁梁进行管理，沿运输溜外帮架设一排单体柱进行管理。（9）机尾安全出口管理端尾使用两排液压单体柱配π型梁进行管理。机尾空档Word文档下载编辑 专业技术资料同样利用风巷单体柱配铁梁进行管理。(10)高度不小于1.8m，宽度不小于0.7m。(11)排头支架工作状态良好，不得发生倾斜，1m垂线量下端不得超过±10mm。(12)外帮与排头架间空隙，严格按规程规定进行支护。四、预防架前顶板冒浇的措施1、进入端头三角区及煤墙作业区时，必须用半圆逼帮（顶板破碎时，支架上挑道木或半圆护顶），并停机闭锁大溜，严格执行“敲帮问顶”制度，并在专人监护下进行。2、支架顶梁与顶板接触平稳、严密，不上仰下俯。保证泵站压力达到20MPa，确保支架初撑力，保证液压系统不串液，不漏液，支架工作状态良好。3、支架工、顶溜工必须协调配合好，确保工作面采直割平。顶板破碎时，要超前带压移架或紧跟机组前滚筒移架。移架时，要少降快移。4、局部煤墙片帮较宽时，超前移架并伸出逼帮板仍不能探彻煤壁支护顶板时，要在支架上挑垂直半圆（大板）护顶。防止漏顶事故发生。5、根据现场实际，必要时可适当缩小大溜弯曲段，以便于支架能及时移出，支护顶板。6、工作面发生支架梁端冒顶时，现场人员要沉着冷静，要立即停止工作面的其它工作，迅速把冒顶区域维护好。7、根据现场情况，备齐工具，备足支护材料。8、处理冒顶时，必须待顶板冒落稳定后，停机闭锁前后溜，作业人员严格执行敲帮问顶制，并找好安全退路，在专人监护下进行作业。9、在处理冒顶区域顶板时，要安排有经验的老工人观察顶板动态，注意力要高度集中，发现问题及时通知作业人员撤离或处理。10、处理期间要有专人负责统一指挥，分工明确，协调作业。Word文档下载编辑 专业技术资料五、防止煤壁片帮措施1.超前调整工作面与下分层段的角度，使工作面每次移架最多只能有3组支架进入下分层采区。由三角形的相似关系0.8/4.5=0.177和三角形的正切关系tag10O=0.176可得，工作面在进入下分层开采前，最少与下分层段保持10度以上的夹角，本工作面拟订由机尾处先进入下分层采区。由于调斜后整个工作面的长度要长出2米，这样机尾就出现了2米的空顶区，该区域必须采用平行于顺槽方向的单体柱大板棚进行支护。2.在工作面回采至第二段与第三段交界处时应高度注意煤墙的片帮问题，出现问题及时上料管理或带压超前移架。在回采出下分层采区后，工作面应调回原角度。3.适时控制采高，严格执行见网采煤，不准割破顶网。4.如果割破顶网，或由于顶网自然腐蚀而破损，应根据破损段的大小，及时上料管理或超前移架，严禁上分层老塘区积存物落入工作面。5.如果端头、尾上分层压力不大时，端头可采取端头辅架和两排平行于运巷的单体柱十字梁进行管理（架设十字梁的数量应根据当时的端面距的大小而定），如果压力较大则架设大板抬棚进行维护，端尾也是如此。在管理超前维护段时，工作面应该根据原工字钢棚的棚距和顶板的压力情况，架设合适的套棚管理。6.由修巷组负责每日对两巷支护进行维护，特别注意风巷压力增高区的支护。及时更换脱口、蹬腿、挤扭等变形棚，对局部压力大区要加打套棚或点柱。7.对压力较大处的工字钢棚，棚梁两头要用双股铁丝分别与顶网绑好绑牢，防止崩梁爪，棚梁落下伤人。8.对于片帮严重的地方，要视情况打设锚杆或用刹杆背实，采用打逼帮柱等防片帮措施。Word文档下载编辑 专业技术资料9.要严密注意两巷出现底鼓现象，由修巷组负责处理平整，不得影响运输。10.工字钢棚回收作业必须在队干或班组长的现场指挥监护下进行，没有队干或班组长的现场指挥监护不得作业。11.工字钢棚回收超前割煤1.6m进行，顶板压力大时，可超前0.8m。12.回收工字钢棚：运巷用千斤顶拴小链回收，千斤顶固定在转载机帮上（起高顶附近），用30D小链拴牢；风巷用绞车回收。13.作业时，人员站在安全地点作业且清理好退路，防止发生意外事故。14.回收工字钢棚时，作业人员严禁进出工作面。15.回收工字钢棚后，要及时拉架控制顶板。空顶不得超过300mm,否则要及时架设抬、套棚管理顶板。六、工作面初采、收尾及强制放防的专项安全措施1、为保证工作面初采期间的安全生产，特制定如下安全技术措施：1）随工作面的推进，将风、运巷超前维护的单体柱大板棚逐渐过渡替换为单体柱π型梁棚支护。2）回采初期机头空档管理措施（1）由于安装队安装过程中，已将大板棚挑在排头架上。开始回采前，要在煤墙挂设网片和钢丝绳。（2）在超前维护为单体柱大板棚段回采过程中，错刀前先把影响错刀的超前维护大板用铅丝拴在顶网上，将里帮单体柱回撤。错刀后，前移排头1#架时，直接用排头1#架小梁挑住大板前移。（3）随着工作面的推进，机头空档逐渐过度为十字梁管理。（4）其它严格按机头外帮空档支护安全技术措施作业。3）初采期间机尾空档管理安全措施（1）初采过程中，机尾空档采用平行风巷的两排单体柱道木抬棚管理。单体柱道木抬棚的架设架抬棚时，先在外帮煤墙（或排尾1#Word文档下载编辑 专业技术资料架侧护板处）靠二把铁梯，二人抬起道木，分别站在两把铁梯上，用铁丝将道木拴到巷道顶网上，人先下来，然后一人扶住单体柱，一人操作注液枪，将单体柱逐一慢慢升紧。单体柱道木抬棚的回撤随工作面的推进，单体柱道木抬棚至排尾架尾梁处回撤，并及时在排尾架前补架。回撤时，二人分别站在两把铁梯上抬住道木，然后将道木两端的单体柱卸载，解开铁丝，将道木回掉。2）安全注意事项：①架棚、回棚作业过程中，必须将铁梯靠牢煤墙（或支架侧护板），保证铁梯稳固、牢靠。②单体柱与道木两端不得小于100mm。③架棚、回棚作业过程中，作业地点前后5m范围内，严禁有人作业或停留。作业时，必须停机闭锁前后溜。④前移抬棚时，一次只能移一架，严禁两架同时作业。⑤所有单体柱柱底必须垫鞋板，达到初撑力要求，三用阀方向保持一致，并成一直线，拴好护绳并张紧。⑥回柱时，必须用长把工具远距离操作，操作人员严禁站在单体柱可能倾倒的方向。⑦作业现场必须有班组长现场指挥，并实施好监护。⑧作业人员必须做好互联保。作业过程中，随时观察顶板的支护情况，发现隐患必须先进行处理。3）随着工作面的推进，机尾空档逐渐过渡为十字梁管理。七、机尾外帮空档支护安全技术措施（1）十字梁的架设Word文档下载编辑 专业技术资料两人站在操作台上抬住十字梁，将十字梁定位于巷道中线，然后在梁下打设一根单体柱，单体柱吃劲并挂好防倒链，用同样的方法沿中线挂设下一架十字梁，并与挂好的前一架十字梁用圆销铰接，并打设一根单体柱。用同样的方法向前挂设十字梁。要求十字梁棚与超前维护π型梁对接。（2）回撤梁柱的方法在排尾架尾梁处回撤十字梁时，先用长把工具将单体柱卸载并回掉，取下与前一架十字梁铰接的圆销，逐一将十字梁回撤。为了保证支护效果，在排尾架尾梁处应保证有两架十字梁棚。（3）安全措施1）操作台用2800×300×50mm的架板两端搭在钢梯上架设（两架钢梯分别靠于两帮煤墙），操作台必须牢固可靠。2）不得缺梁断柱少销，十字梁铰接完好，接顶严密。顶板不平时，必须在十字梁上用刹杆、道木等垫实，确保接顶严密。3）十字顶梁沿顺槽中心线挂设。4）架梁过程中，用单体柱支十字梁时，柱体倾角不得小于80°，并挂好防倒链，柱底垫鞋板，所用单体柱四牙必须完好。5）挂梁打柱、回梁撤柱过程，作业地点前后5m范围内，严禁其他人员逗留。6）打柱时，一人扶柱，一人操作液枪，保证单体柱达到初撑力要求，并垂直顶底板，迎山有力，四牙吃劲，柱底垫鞋板。7）回柱时，护绳必须完好，用长把工具远距离操作，操作人员严禁站在单体柱可能倾倒的方向。8）十字梁架设完毕后，如果十字梁与煤帮的空隙大于500mm，且煤墙片帮严重时，必须沿巷道方向架设一梁三柱单体柱大板（道木）抬棚管理（大板用2.8m的优质坑木）。如果边路十字梁与煤帮的空隙大于1m时，在边路外多挂一排十字梁。9）所有单体柱的三用阀方向必须一致。如有自落柱或断柱必须及时更换，如有断梁必须及时打点柱加强支护。Word文档下载编辑 专业技术资料10）作业过程中，严格执行敲帮问顶制度，并设专人监护。11）作业过程中，随时观察顶板、煤墙及支护状况，发现问题先进行处理，否则不得作业。八、机头三角区及外帮空档支护安全技术措施具体方法及步骤:（1）金属网的挂设从正规2#架至机头及巷道顶板铺设经纬网一片，规格为7×1.05m。金属网长边对接，孔孔相联。作业过程始终保持前梁下有一趟金属网。（2）钢丝绳的铺设将钢丝绳平行于工作面拉直，每一趟钢丝绳联到金属网中部。钢丝绳一头与里帮网片短边对齐，另一头钢丝绳与外帮煤墙金属网联好。钢丝绳每隔300mm与网联一孔，每孔双丝三扣。（3）十字梁棚的架设和回撤①十字梁的挂梁方法首次架设时，两人站在操作台上抬住十字梁，将十字梁中心定位于转载机外帮，然后在梁下打设一根单体柱，单体柱要升紧并拴好护绳。正常架设时，两人抬起十字梁与后面十字梁用圆销铰接，挂梁完毕后，两人在十字梁主梁下支起单体柱，将梁升起，然后在十字梁中点打好单体柱。单体柱要紧靠转载机外帮。要求十字梁棚与超前维护π型梁对接，间隔距离不得大于800mm。②回撤梁柱的方法随着排头架的前移，应及时在排头架后打设圆木或道木戗柱，戗柱应打设在钢丝绳或钢带上，保证应山有力。当回撤十字梁时，先用长把工具将单体柱卸载并回掉，取下与前排十字梁铰接的圆销，将十字梁回撤。应保证排头架尾梁处有一架十字梁棚。（4）单体柱π型梁棚架设Word文档下载编辑 专业技术资料采用两组平行运巷的一梁二柱单体柱π型梁。即在转载机里帮靠排头1#架架设两组单体柱π型梁，π型梁要骑前后溜槽架设。随着工作面的向前推进不断移动π型梁位置。（5）安全注意事项1)挂网及联钢丝绳、架设或回撤单体柱十字梁等作业时，转载机及前后溜必须停机闭锁。作业未完成时，严禁任何人随意开动转载机或大溜。2)严格执行敲帮问顶制度，发现问题先进行处理，否则不得作业。3)挂网、联网及上钢丝绳人员应站在大溜外，在停机闭锁大溜状态下进行作业，并随时观察顶板、煤墙的安全状况，作业时必须有专人监护。如确需进入煤墙侧作业，必须将机组停在作业地点10m外，并摘刀，严格执行敲帮问顶，确认无问题后方可进行作业。如果顶板破碎或煤墙片帮时，必须先维护顶帮后（在支架上上半圆或道木护顶。煤墙片帮时用单体柱配半圆逼帮），方可进行作业。4)架十字梁棚等使用操作台时，操作台必须靠牢可靠，确认稳固后方可进行作业；严禁任何人站在转载机外帮挡煤板上作业。5)不得缺梁断柱少销，十字梁铰接完好，接顶严密。顶板不平时，必须在十字梁上用刹杆、道木等垫实，确保接顶严密。6）所有单体柱的三用阀方向必须一致，单体柱要打设垂直并成直线，偏差不得超过±50mm。如有自落柱、断柱或断梁时，必须及时更换。6)打设单体柱时，一人扶柱，一人操作注液枪，保证单体柱达到初撑力要求，迎山有力，四牙吃劲，柱底垫鞋板。7)回撤单体柱十字梁棚时，必须用长把工具将单体柱卸载，作业前先找好安全退路，避开单体柱可能倾倒的方向。8)架棚、回棚等作业过程中，作业地点前后5m范围内，严禁有其他人员作业或停留。9)作业过程中，设专人监护，作业人员搞好互联保。Word文档下载编辑 专业技术资料第二节　通风管理一、工作面瓦斯涌出情况根据山西省“晋煤安发[2007]2030号文件”批准该矿为低瓦斯矿井。瓦斯绝对涌出量：   0.23m3/min   瓦斯相对涌出量：  1.13m3/t二氧化碳绝对涌出量：0.11m3/min   二氧化碳相对涌出量：0.54m3/t二、工作面风量计算及合理性分析工作面通风系统如图4-2-1所示图4-2-1工作面通风系统平面图①按瓦斯涌出量计算Q采=100qk式中：Q采——回采工作面实际需要风量，m3/s；q——回采工作面的瓦斯或二氧化碳绝对涌出量，3号煤层全矿井为0.23m3/min；工作面按70%计算。Word文档下载编辑 专业技术资料K——矿井通风系数，取1.9。则：Q采=100×0.23×1.9×0.7=71.82m3/min=1.20m3/s②按工作面温度计算Q采=60VS式中：Q采——回采工作面实际需要风量，m3/s；V——工作面风速，1.0m/s；S——工作面平均断面，3号煤层为8.25m2。则：Q采=60×1.0×8.25=495m3/min=8.25m3/s③按炸药量计算Q采=25A式中：A──回采工作面一次爆炸最大炸药用量，为10kg。Q采=25×10=250m3/min=4.2m3/s④按人数计算：Q采=4N式中：N──回采工作面同时工作的最多人数，N=9人。Q采=4×9=36m3/min=0.6m3/s⑤按风速验算回采工作面风量应满足：15Sc≤Q采≤240Sc15Sc=15×8.25=123.75m3/min=2.06m3/s240Sc=240×8.25=1980m3/min=33.0m3/sQ采=8.25m3/s，符合风速要求。Word文档下载编辑 专业技术资料三、减少采空区漏风措施1、对采空区进行洒水灭尘，减小通风空间。2、通过调整工作面推进速度，减小工作面直接顶和老顶周期来压步距，减小空顶空间。四、保证工作面风流稳定可靠的措施①工作面必须按规定保证风量，风量不足或温度超高时，必须停止工作，撤出人员。②严禁损坏通风设施。③严禁将运巷车场两道风门同时打开或一道风门长久畅开。④风门前后5m范围内，严禁堆放任何物料，保持无杂物、无积水、无淤泥，巷道支护完好；⑤两巷堆放物料时，严格按标准堆放，严禁影响通风；⑥监护巷道的测风、瓦斯、注水等牌板，不得损坏或丢失。五、工作面通风监测监控通风部门每十天进行一次工作面各地点风量测定，以保证通风系统的稳定，特殊情况由通风部门安排随时进行测风。第三节　瓦斯防治一、工作面及回风顺槽风流瓦斯浓度瓦斯：矿井绝对瓦斯涌出量为0.23m3/min，属于低瓦斯矿井，无煤层瓦斯与二氧化碳突出危险的倾向性。瓦斯监测监控及管理措施详见第六章第一节一通三防部分。二、工作面上隅角的瓦斯管理1、工作面安设两道风障，第一道吊挂在排尾1#外侧，从前梁处向后搭至尾梁后，在第一道风障机头方向15米处吊挂第二道风障，第二道风障从煤墙搭设至支架后柱；生产过程中两道风障不得同时开启。Word文档下载编辑 专业技术资料2、每班设专职风障看护工负责对回风隅角（四台）便携式瓦检仪的悬挂和瓦斯监测，瓦检仪报警点为1.0%，要求按照通风科牌板所示位置垂直悬挂，风障看护工每班领用六台便携式瓦检仪供回风隅角瓦斯监测，其中两台为备用。便携式瓦检仪在领用后至接班期间不得开机，备用瓦检仪在备用期间不得开机，防止电量损耗或由于低电压而出现读数不准。看护风障人员在每次错机尾期间要向轨顺老塘洒水，保证洒水灭尘效果。3、跟班队干、班长、放炮员必须随身携带便携式瓦检仪，以便作业中随时随地对瓦斯浓度进行检查。4、回风隅角顶板保证随采随落，老塘顶板不能及时垮落时，要及时停产，进行剪网退锚、放顶、充填（装煤的编织袋）等方式处理。三、采空区的瓦斯管理1）加强矿井通风管理，爱护通风设施，确保工作面通风达到要求。2）端尾架后部安设喷雾装置挠动风流，防止局部瓦斯积聚。3）跟班队干、班组长、电气工下井，必须携带便携式瓦检仪，报警点为1.0％。4）瓦检队每班派专职瓦检员，对工作面各地点瓦斯进行巡回检查，并认真填写瓦斯管理牌板。瓦斯超限时，跟班队干、班组长必须服从瓦检员安排。5）工作面瓦斯浓度达到0.8％、二氧化碳浓度达1.5％时,电动机或开关附近20m范围内风流中瓦斯达0.8％时,必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。6）工作面体积大于0.5m3的空间，局部积聚瓦斯达到2％时，必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。7）因瓦斯浓度超过规定而切断电源的电气设备，机器都必须在瓦斯浓度降到1％以下时方可复电开动。8Word文档下载编辑 专业技术资料）工作面初次来压、周期来压期间，应该密切注意瓦斯涌出情况，适当放慢放煤速度。若发现瓦斯有超限的趋势时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理。9）工作面回风巷不得随意摆放东西，瓦斯浓度超过1%，必须停止生产，撤出工作面人员，采取措施进行处理。10）当回风巷风流瓦斯浓度经常趋于临界状态而采取措施处理后仍不能降低瓦斯浓度时，必须放慢割煤速度，防止瓦斯超限。11）工作面风运两巷堆放材料时，严格按照材料堆放标准进行堆放，确保工作面的通风量12）其它严格执行《煤矿安全规程》中有关通风瓦斯管理规定。四、防止工作面采空区瓦斯积聚的措施1、加强放煤管理，放煤做到架架见矸，减少采空区中的残煤，尽可能减少采空区煤中的瓦斯释放。2、工作面顶板不能及时垮落时，要及时停产，进行剪网退锚、放顶、充填（装煤的编织袋）等方式处理。3、工作面顶板初次来压和周期来压时，要尽可能降低推进速度，以免瓦斯涌出强度过大造成瞬间冒高超限；加强放煤管理，后溜放煤时必须控制好煤量，保证煤流均匀，尽可能减少采空区浮煤，以降低回风隅角处的瓦斯涌出流量。4、执行《煤矿安全规程》瓦斯管理有关规定。五、放顶煤工作面的瓦斯监测监控按规定要求：701工作面上遇角、风巷口往里10～15m、各安设一台瓦斯传感器，报警浓度、断电浓度及复电浓度见监测监控系统见图4-3-1所示。⑵监测装置的维护与使用1)队组负责传感器的日常维护。保证传感器不被损坏或丢失。发现异常，及时通知矿上进行检查处理，保证监测装置处于正常工作状态。Word文档下载编辑 专业技术资料2)每日由检修班电气组长负责往外移动传感器，确保瓦斯传感器吊挂位置符合标准要求。3)风巷工作人员要维护监测装置，严禁碰撞或洒水。⑶传感器的吊挂标准传感器吊挂距顶板不大于300mm，距巷道侧壁不小于200mm，并进行挂牌管理。风巷上隅角传感器要标准吊挂。⑷701工作面监测监控系统如图4-3-1所示。Word文档下载编辑 专业技术资料图4-3-1701工作面监测监控系统图Word文档下载编辑 专业技术资料第四节　粉尘防治一、开采煤层的煤尘爆炸危险性根据山西省煤炭工业局综合测试中心2007年11月测试结果，火焰长度35mm，岩粉用量60%，煤尘有爆炸性，煤层吸氧量0.9251cm3/g。自燃倾向性为Ⅲ类，为不易自燃煤层。二、工作面防尘供水系统地面静压水池—→总进风巷—→701运输下山—→701运输顺槽701运输顺槽中用φ15的钢管进行供水，工作面用阻燃橡胶管进行供水。三、工作面采煤、降柱、移架和放煤时的防尘措施1、队长、书记负责全队综合防尘工作，积极搞好宣传教育。a、坚持煤体注水，由专人进行。b、风运两巷各铺设一趟4寸供水管，在管路上安装水质过滤器，由检修班负责定期清洗过滤器，确保水质。c、在支架前梁下和掩护梁侧安装架前、后架喷雾系统，实现降架和放煤同步喷雾降尘。由支架、放煤工负责维护。d、各转载点安装喷雾设施，要求喷嘴距落煤点不大于0.5m，固定牢固，保证雾化效果，由各转载点司机负责维护。e、运巷在车场三岔口往里30~50m、风巷距工作面30~50m各安装一道五喷头净化水幕，要求迎风喷雾，保证雾化效果，封闭巷道全断面,生产过程中喷雾打开,停机检修时关闭。每班由专人负责维护。f、各生产班冲洗工作面支架、风运巷超前维护段和各转载点前后10~20m。修巷班每日冲洗两巷及车场，确保无煤尘堆积。g、检修班每天对防尘设施进行检查维修，保证正常使用。做好个体防护，佩带防尘口罩。四、工作面煤层注水防尘设计Word文档下载编辑 专业技术资料(一)注水式方式选择根据采区巷道布置和采煤方法，结合煤层赋存特征，回采工作面煤层注水采用工作面超前动压注水工艺。设计选用较先进的深孔煤层注水方式，即在回采工作面顺槽超前工作面推进度一个月，垂直煤壁，打长钻孔注水的方式。(二)注水参数的确定根据煤层节理裂隙发育情况、工作面长度、注水时间和注水压力、注水钻机能力，确定单向钻孔长度为50m。钻孔角度与煤层角度基本一致，钻孔选用MYZ-50型液压钻机，钻孔直径30mm，钻孔间距20m。(三)封孔方式的选择及封孔长度的确定封孔方式分为水泥封孔和封孔器封孔两种，根据确定的注水方式和煤层特征，设计选用封孔器封孔方式。封孔深度一般通过试验和生产实践确定，封孔深度暂按2m考虑，待扩建投产后再按生产实际进行调整。(四)注水系统的选择注水系统分为静压注水系统和动压注水系统两类，鉴于本矿煤层注水钻孔较深，注水压力较大，设计选用动压注水系统。注水泵型号为5D-2/150，注水泵流量2m3/h，压力15Mpa。(五)注水的压力、速度、单孔注水量、时间的确定1、注水压力动压注水需根据煤层节理、层理、裂隙确定实测注水压力，届时可由注水泵站调整煤层注水压力，一般要求注水压力5-9Mpa。2、单孔注水量钻孔注水量按下式计算：Q=BLMγ(W1-W2)KWord文档下载编辑 专业技术资料式中：Q——一个钻孔注水量，m3；B——孔间距20m；L——工作面长度50；M——煤层厚度，煤层厚度5.74m；γ——煤容重，1.39t/m3；W1——注水后要求达到的水分取4%；W2——煤层原有水分为1.04%；K——考虑围岩吸收水分，水的漏失和注水不均匀系数，取1.5。则：Q=20×50×5.74×1.39×(4%-1.04%)×1.5=354.2m33、矿井日注水量矿井日注水量按下式计算：Q日=K1G(W1-W2)式中：Q日——矿井日注水量m3；K1——注水系数，取1.5；G——矿井计划注水回采工作面日产量272.7t/d。Q日=1.5×272.7×(4%-1.04%)=12.1m34、注水流量(或注水速度)与注水时间单孔注水流量按2m3/h考虑，注水时间为钻孔开始注水至煤体全面湿润为止，注水煤体全面湿润的标志为湿润范围内煤壁出现均匀的“出汗”渗水，注水时间通常为7-10d。5、注水设备及仪器煤层注水钻机：MYZ-50型，1台Word文档下载编辑 专业技术资料煤层注水泵5D-2/150，1台等量分流器：DF-3型，4个夹布压力胶管(与泵配套)20m冷拨无缝钢管(与泵配套)120m高压钢丝编织胶管(与泵配套)100m弹簧式压力表5个高压闸阀：JBH-160III，4个快速接头：K型，20个安全阀：4个封孔器：YPA-120型，4个煤层注水表：DC-2/160型，2个内螺纹升降止回阀：H41H-160型，1个钢制三通：4个叶轮湿式水表：1个便携式快速水分测定仪：WM-A型，1个五、工作面及顺槽积尘的清洗1、各转载点各安设一套喷雾灭尘装置，由各转载点司机负责见煤开启，停机停水。2、轨顺安设两道降尘水幕：第一道距工作面30米处，第二道位于第一道以外100米处。皮顺安设两道净化水幕，距进风口50米一道，超前维护内一道。水幕架平行顶板安设，喷嘴迎风流45o，确保雾化水幕能覆盖巷道全断面。皮顺水幕由皮带司机、端头维护工负责开停；轨顺水幕由端尾维护工负责开停。水幕见煤即开，无煤即停，水幕阀门设在行人侧，保证正常使用，阀门完好、灵敏可靠。Word文档下载编辑 专业技术资料3、轨顺第二道水幕前1米处安装一个防尘纱窗，每天检修班负责移动、安装，防尘纱窗要覆盖巷道全断面。4、工作面轨顺超前100米、皮顺超前60米的范围内要求班班冲洗煤尘。轨顺外100～150米范围内要求每天冲洗一次煤尘，工作面皮顺50米往外要求每周冲洗一次，轨道巷风门中间及前后5米范围内至少每10天冲洗一次，2#切眼要求每周冲洗一次，由专职洒水工负责。冲洗后如实填写洒水记录；电气设备上的煤尘要求每班由电气（维护）工清扫干净，保证两巷、工作面和设备上无煤尘堆积。下一班验收员接班时统一验收，发现冲洗不彻底的地方，立即安排专人重新冲洗。5、两顺槽按要求安装集中式辅助隔爆水棚，皮顺每排5个水袋，轨顺每排5个水袋，两巷水棚随工作面的回采定期移动，水袋规格40升，要求水袋无脱钩、无破损、水量充足不少于水袋容积的95％，首列水袋距工作面60～200米，挂牌管理，每天由修巷组负责检查维护一次。六、工作面顺槽爆水棚布置1、隔爆设施A、风运两巷距工作面60~200m范围内吊挂隔爆水袋，水袋容量为30L，每排4个,排距1.6m,横向吊挂，并悬挂隔爆水袋说明牌。B、水袋吊挂数量满足《煤矿安全规程》中“每平方m巷道断面200升水量”的要求，即：运巷：7.5×200/30=50个取56个，共14排，长度22m。风巷：7.5×200/30=50个取56个，共14排，长度22m。C、水棚维护人员至少每旬补水一次，确保水袋内水量充足。2、工作面顺槽隔爆水棚布置见图4-4-1所示。Word文档下载编辑 专业技术资料图4-4-1工作面顺槽隔爆水棚布置平面图第五节　防灭火管理一、煤的自燃倾向性和发火期根据山西省煤炭工业局综合测试中心2007年11月测试结果，火焰长度35mm，岩粉用量60%，煤尘有爆炸性，煤层吸氧量0.9251cm3/g。自燃倾向性为Ⅲ类，为不易自燃煤层。二、工作面月推进度对采空区防灭火的分析根据煤的自燃发火化身倾向性分析，3号为不易自燃煤层，因此，采空防火与工作面推进度关系不大。三、采空区防灭火措施1、在工作面回采过程中，对木材等易物品进行回收，不把留到采空区中。2、妥善保管各种油脂，废旧棉纱等不准随意乱扔，要就地掩埋或放入盖严的铁桶内。Word文档下载编辑 专业技术资料3、加强机电设备检修，消灭电气设备失爆现象。4、机电设备检修时，严禁带电作业。5、井下电缆严格按标准吊挂。严禁浸水或淋水，做到“三无”，防止因漏电发生火灾。7、完善设备的各种保护，严禁任意甩保护作业。8、严禁在井下拆卸矿灯。四、工作面停采后的防灭火措施1、加强机电设备检修，消灭电气设备失爆现象。2、机电设备检修时，严禁带电作业。3、井下电缆严格按标准吊挂。严禁浸水或淋水，做到“三无”，防止因漏电发生火灾。4、完善设备的各种保护，严禁任意甩保护作业。5、严禁在井下拆卸矿灯。6、妥善保管各种油脂，废旧棉纱等不准随意乱扔，要就地掩埋或放入盖严的铁桶内。五、工作面消防洒水系统工作面消防洒水管路布置如图4-5-1所示（1）以下地点要备有干粉灭火器：运输溜机头2个。井下作业人员都必须掌握灭火器的使用方法，以备紧急情况下使用。（2）运输溜机头处要各备有一个灭火沙箱(尺寸为1×0.6×0.7m)，且每个沙箱内各有一把小锨。（3）运巷配备消防水管，4寸供水管每50m安设一个甩头，水管与甩头连接好。（4）后溜机尾安设洒水喷雾装置，同机头转载点一样以防高温。（5）所有人员都应爱护防火设施，不得人为破坏。（6）所有防火设施要定期进行检查，发现问题及时处理。Word文档下载编辑 专业技术资料图4-5-1工作面消防洒水管路布置平面图六、放顶煤工作面的火灾监测系统3号煤层为不易自燃煤层，严格控制工作面易燃物品的摆放，防止易燃物品着火，具体见监测监控系统图。第六节　水害防治一、工作面直接含水层和间接含水层的水文地质条件(1)中奥陶统石灰岩含水层为煤系地层下伏的主要含水层。本组岩层由于岩溶发育之不均一，因而地下水变化幅度大，富水性因地而异。本区奥灰静止水位标高676m，上马家沟灰岩是主要富水含水层，水化学类型为重碳酸、硫酸盐一钙、镁型水。(2)上石炭统太原组灰岩含水层井田内普遍发育，厚度一般为7.28m，系14、15号煤层之顶部岩层。q值平均为0.004LWord文档下载编辑 专业技术资料/m.s；K值为0.0052-0.016lm/d，水位标高818.59-820.24m，属于富水性弱含水层。水质为重碳酸盐—钾+钠型水，矿化度0.510-0.741g/L。(3)下二叠统山西组K7砂岩水层分布范围大，岩性为中—细粒砂岩层，厚度一般为3.05m，距上部3号煤层一般为12.80m，裂隙不发育。q值为0.005L/m·s，K值为0.0067m/d，恢复水位值60.94m，水位标高909.71m，属于富水性弱的含水层。水质类型为重碳酸盐—钾+钠型水，矿化度0.784g/L。(4)下二叠统山西组3号煤层顶部砂岩含水层分布较普遍，厚度1.72-15.33m，一般6.68m。裂隙不发育，岩性为中——细粒砂岩。单位涌水量q值为0.00287L/m.s，K值为0.269m/d，恢复水位值为26.45m，水位标高为845.64m，属于承压微弱的含水层。水质类型为重碳酸氯盐—钾+钠型水，矿化度0.495-0.784g/L。(5)下二叠统下石盒子组K8砂岩含水层一般厚4.15m，岩性以中——细粒砂岩为主，富水性视裂隙发育程度而不同，属于微弱的承压含水层。(6)基岩风化带含水层基岩风化层极普遍，据钻孔所见裂隙发育深度，不受表土覆盖厚度大小而变化，而是随岩性不同胶结物质差异而加深。胶结疏松的粉砂岩类，裂隙发育深度最大，但亦不超过50m，坚硬砂砾岩类风化水蚀深度小，一般不超过基岩顶面下40m。承压水头高于地表水3mm，水位标高883.85m，q值为0.58L/m.s，K值平均为4.56m/d，属承压中等含水层。水质类型为重碳酸盐——钾+钠，钙、镁型水，矿化度0.274-0.963g/L。(7)洪积——冲积层含水层厚度一般15mWord文档下载编辑 专业技术资料，分布广泛，由砂质粘土、砂土、粉砂和砂砾组成。砂砾卵石分布于沟谷阶地，其富水性取决于砂砾石大小及厚度，接受大气降水补给影响较明显，属于中等——弱含水层。水质为重碳酸盐——钙、镁水，矿化度0.237-0.617g/L。二、工作面导水分析本井田现开采3号煤层，涌水量每日30m3，对矿层开采无大的危害，据矿方提供资料，煤矿已开采多年，在采空区基本没形成积水。当遇暴雨及地裂缝的开裂和发展，会引起地面雨水和地下水大量渗漏，在降水集中季节，大量水流有可能灌入矿井，而形成矿井突水。本区奥灰水位标高676m，而本矿井开采标高在580-760之间，在开采东部煤矿时，开采标高高于奥灰水水位标高，因此，现阶段本矿奥灰水的危胁较小。但在开采过程中要观测底鼓现象的出现，避免因岩溶水位发生变化造成矿井突水。但在开采西部及西南部时，其开采标高低于奥灰水水位标高，此时，很有可能产生矿井突水现象，应引起足够的注意。另当开采到南部边界一带时，因有断层存在，虽为隔水断层，仍要留设足够的煤柱，并应引起起足够的注意，采取超前探水措施，否则亦有可能产生矿井突水。三、放顶煤工作面采用的防水措施根据地质资料，本工作面回采过程中，顶板含水层的水得到有效疏放，预计该工作面在回采过程中，一般涌水量为15~20m3/h，最大为20m3/h。回采前在运巷低洼处设一个水仓，每班由专人负责抽水，以确保正常生产。（1）要确保水泵的正常工作，每班由专人负责抽水，确保正常生产。（2）工作面在低洼处外段回采时，由于工作面采上山，积水直接流入老塘。（3）加强工作面回采过程中顶板变化情况观测，发现有透水征兆，应采取果断措施，立即停止工作，向调度室汇报，并按避灾路线撤到安全地点。（4）水管、水泵选型：Word文档下载编辑 专业技术资料1）由初选管径计算公式:d'p==0.0188d'p——排水管内径Qg——通过排水管流量VP——通过排水流速，通常区1.5~2.2m/s则d'p=0.6069=116mm≈4寸因此，工作面排水管路能够达到排水要求。第七节　机电设备管理一、供电方式根据采区布置和生产衔接，701工作面由井下中央变电所供电，中央变电所双回路供电电源分别来自地面，互为备用。701工作面生产为两班生产,一班检修。电气设备全部放在运输顺槽内,随着工作面的推进而后撤，电源等级为0.66KV,风、运巷调度绞车、小水泵、煤电钻、刮板运输机、乳化液泵站等低压用电由一台400A馈电总开供给，满足保护灵敏度要求，电压等级为660V。二、设备布置形式701工作面设备布置见设备布置图。三、机电设备防火措施1、所有机电设备都必须达到完好标准，外露旋转部分加设安全护罩或栅栏。2、工作面及巷道有淋水时，用雨布遮盖电气设备。3、通向工作面的转载机部分安设行人过桥。4、机头、尾三角区及老塘侧要挂设安全防护链，排头尾架间及前后柱间要挂设安全防护链，要求牢固可靠。5、支架操作手把操作完毕后，必须打到“０”位，更换管路时，必须先释放残余压力。Word文档下载编辑 专业技术资料6、机械运转部位的润滑油要定期更换，保证润滑效果。7、机电设备上的保护装置（漏电、过载、短路），要齐全完好，严禁任意甩保护作业。8、严禁带电检修和搬迁电气设备；检修电气设备，必须先切断上一级电源，进行验放电、挂接地线等操作(验电必须使用相同等级电笔)，严格执行“谁停电，谁送电”的原则。并悬挂“停、送电警示牌”。9、各部司机必须持证上岗，严禁无证操作。10、在初采期间，必须加强各部设备的检查及螺栓、螺丝的紧固工作。11、前后溜机头、尾要打设压溜柱。要求上有柱帽、中有护圈、下有柱窝（无柱窝、不能安装护圈时要有柱座）。压溜柱必须打设牢固可靠，保证压溜效果。四、机电设备保护措施1、所有机电设备的操作人员都必须持证上岗，严禁非操作人员随意操作。2、工作面所有设备的使用和维护都要严格按照设备使用说明书的要求及操作规程规定进行，杜绝违章操作。3、检修班应建立设备的运行、检修、维护管理台帐，要详细记录设备的运行状况。4、机电设备实行包机责任制，责任到人。5、严禁带电检修、移动电气设备。6、所有电气设备都应设标志牌，接地完好。7、严格执行“四有”、“三全”、“十不准”等。8、所有设备的保护和防护装置必须完好，严禁“带病”运行。9、严格执行矿、队有关机电设备管理制度。10、设备管理(1)泵站及液压系统Word文档下载编辑 专业技术资料①液压系统必须完好，不得有窜液漏液；②泵站压力符合支架设计要求，不得小于20MPａ；③乳化液浓度保持4%-5%，使用自动配比装置；④高压管快速接头U型卡齐全，严禁用铁丝或其他物件代替，不得出现单腿销；(2)工作面输送机头必须搭接合理，底链不带回煤。(3)挡煤板、刮板、螺栓齐全完好。(4)工作面溜子、支架及电器设备完好，不影响生产。(5)电缆、水管吊挂整齐,开关上架，电气设备有防淋水措施。11、电缆敷设(1)巷道内的通信、信号和监测监控电缆，如果受条件所限，在巷道内应敷设在电缆上方0.1米以上的地方。(2)在巷道中，电缆应用专用电缆钩按电压升序（监测监控线、通讯线、照明信号电缆、660V动力电缆）自上而下依次悬挂在巷道人行道侧，不得相互交叉，电缆间距不小于50mm。(3)严禁用铁丝吊挂电缆，电缆有均匀、适当的松弛度。(4)将电缆敷设于回风巷道或专用回风巷中必须制定专门管理措施。(5)电缆必须用规格统一的电缆钩悬挂，电缆较多时须采用特制多钩。(6)电缆连接装置必须吊挂在锚杆梯子梁上，电缆上严禁悬挂任何物件。(7)电缆及其连接装置不得悬挂在风、水管路上,不得遭受水淋和摩擦，有水淋的地方必须采取遮盖,包裹等措施,灭尘洒水和冲洗巷道时,严禁冲洗电缆连接装置。(8)电缆与风管,水管在巷道同一侧敷设时必须敷设在管路上方(管路与电缆不在同一竖直平面内,不受此限制）,并保持0.3米以上的距离。(9)移动电气设备(包括煤电钻、转载机等)的拖拽电缆拖地长度不得超过15米,且拖地部分不得泡水。Word文档下载编辑 专业技术资料五、701工作面供电设计1、负荷统计701工作面负荷统计如表4-7-1所示。2、工作面低压电缆线路选择计算1）电缆型号的选择：工作面660V供电系统采用MYP型电缆；2）电缆长度的确定：由公式Ls=K×L式中：L---巷道长度K---增长系数(橡套电缆取1.1,铠装取1.05)701运巷长度100m,运巷口至井下中央变电所约150m,总长度360m,切眼长50m，按照上述公式计算,Ls=K×L=1.1×360=396m,即396m。3）低压电缆的选择、校验：选择原则（1）按长时允许电流选择电缆截面KIy>InIy——电缆长时允许载流量，AK——环境温度不同时载流量的校正系数，取1.0Word文档下载编辑 专业技术资料表4-7-1701面负荷统计表设备名称规格型号设备台数每台设备电机数每台电机额定容量（KW）设备总额定容量KW额定电压(KV)负荷系数额定功率因数cosφtgφ有功率功KW无功功率KVAr视在功率KW小水泵225.5+5.5110.660.750.71.027.711.213.6前运输机SGB420/301130300.660.800.71.022130.637煤电钻MZ15T221.2+23.20.660.850.71.022.23.23.9泵站2137+37740.660.900.71.0251.875.591.6调度绞车JH-251125250.660.500.840.64211626.4合计99173.2173.20.660.80.71.02121.2176.7214Word文档下载编辑 专业技术资料（2）按正常工作时允许的电压损失校验对于660V电网：△Uy=690-660×95%=63V△U=△Uz+△Ug+△Ub△Uz=△Ug=式中：△U——整个低压电网的电压损失，V△Uz——支线电缆的电压损失，V△Ug——干线电缆的电压损失，V△Ub——变压器电压损失，VPe——电动机的额定功率。KWKf——负荷系数Lz、Sz——支线电缆的长度，m；截面积mm2Lg、Sg——干线电缆的长度，m；截面积mm2D——铜芯电缆的电导率，m/（Ω.mm2）＜取42.5＞（3）按起动条件校验电缆截面对于660V电网：△Uy=660×25%=165V△U=△Uz+△Ug+△Ub△Uz=△Ug=式中：△U——起动时整个低压电网的电压损失，V△Uz——起动时支线电缆的电压损失，V△Ug——起动时干线电缆的电压损失，VIqz——起动时在额定电压下的起动电流，AWord文档下载编辑 专业技术资料Iqg——起动时干线电缆的电流，A4）低压回路电缆的选择、校验(1)按长时允许电流校验A：干线电缆的选择：Kx=0.4+0.6×Pmax/ΣPe=0.4+0.6×37/173.2=0.56In=0.56×173.2/（1.732×0.66×0.85）=99.8(A)初选电缆：MYP型3×50，（载流量Iy=200A＞99.8A）B：乳化液泵站电缆的选择：Kx=0.4+0.6×37/74=0.7In=0.7×74/（1.732×0.66×0.85）=53.3(A)初选电缆：MYP型3×16（载流量Iy=105A＞53.3A）C：刮板运输机电缆的选择：乳化泵电机额定电流：Ie=36A初选电缆：MYP型3×16（载流量Iy=105A＞36A）D：调度绞车电缆的选择：调度绞车电机额定电流：Ie=28A初选电缆：MYP型3×10（载流量Iy=75A＞28A）（2）按正常工作时允许电压损失校验电缆截面：乳化液泵站电缆的电压损失：△Uz=1×74×100×1000/（660×42.5×16×0.95）=28V刮板运输机电缆的电压损失：△Uz=1×60×65×1000/（660×42.5×16×0.95）=3.2V故以泵站电缆的电压损失△Uz=28V进行计算干线电缆的电压损失：△Ug=1×173.2×30×1000/（660×42.5×50×0.95）=5.1V总电压损失：△U=△Uz+△Ug=28+5.1+49=82.6<117VWord文档下载编辑 专业技术资料(3)按起动条件校验电缆截面起动时乳化液泵站电缆的电压损失：△Uz=1.732×(6×74)×100×0.85/（16×42.5）=31.6V起动时刮板运输机电缆的电压损失：△Uz=1.732×(6×60)×30×0.85/（16×42.5）=8.6V故以泵站电缆的电压损失△Uz=31.6V进行计算起动时干线电缆的电压损失：△Ug=1.732×(6×173.2)×30×0.85/(42.5×50)=23V则起动时总的电压损失：△U=△Uz+△Ug=31.6+23=272V<285V故电缆选型满足要求.3、采区高低压电气设备的选择(1)660V供电系统，采区变电所选用KBZ-400A型矿用隔爆型馈电开关,额定电流为400A，具有漏电闭锁、短路、过载等保护功能；小水泵、调度绞车选用ZBZ-120D型真空磁力起动器控制；乳化液泵站、刮板运输机选用ZBZ-200D型真空磁力起动器控制；煤电钻和岩石电钻选用ZBZ-2.5/42型综合保护装置。4、短路电流计算1）低压线路短路电流计算低压输电线路的阻抗线路电抗XL=xL，ΩX——输电线路单位长度上的电抗，Ω/km（取0.081）L——输电线路的长度，km线路电阻R=L/D×S，Ω短路电流的计算三相短路电流Word文档下载编辑 专业技术资料Id(3)=Up/1.732×ZUp——短路点所在电网的平均电压，VZ——短路点至母线的阻抗两相短路电流Id(2)≈0.87Id(3)2）本短路电流计算均按湘潭矿业学院许主平设计的《短路电流计算软件计算》，该软件以《煤矿电工手册》、《电力工程设计手册》介绍的计算方法为数学模型。计算结果见下表：序号开关型号用途单电机功率（KW）开关控制功率范围（KW）三相短路电流（A）开关极限分断能力（A）1ZBZ-200D乳化液泵站370-2001254150002ZBZ-200D乳化液泵站370-2001254150003ZBZ-200D刮板输送机300-2001140120004ZBZ-200D刮板输送机300-2001140120005ZBZ-120D小水泵5.50-100300120006ZBZ-120D小水泵5.50-100300120007ZBZ-120D调度绞车250-100980120008ZBZ-2.5煤电钻1.20-2.550010009ZBZ-2.5岩石电钻20-2.540010005、开关整定校验1）低压开关的整定：IGZ≥Ig=(1--1.1)Ig式中：Ig----工作电流，控制单台设备时，取为额定电流。计算结果如下表：Word文档下载编辑 专业技术资料开关型号负荷(KW)工作电流(A)起动电流(A)两相短路电流过流整定过载整定(A)负荷整定值灵敏度ZBZ-200D374330110917倍3.643乳化液泵站ZBZ-200D30352459917倍435刮板输送机ZBZ-120D5.56422557倍66小水泵ZBZ-120D25281968137倍4.128调度绞车ZBZ-2.51.29564197倍7.49煤电钻ZBZ-2.528.6603367倍1.59岩石电钻第八节　避灾路线无论水、火、瓦斯、煤尘或其它灾害发生，首先营救受灾人员，控制事故蔓延扩大，并尽可能采取措施及时处理，以减少受灾面积，同时应就近向矿调度室汇报，汇报内容包括：灾害性质、时间、范围、受灾人员等情况。工作面避灾路线如图4-9-1所示。Word文档下载编辑 专业技术资料图4-9-1工作面避灾路线平面图（1）当工作面发生灾变时，现场人员应立即将灾害时间、地点、灾害程度及受灾害威胁的人员等向矿调度室及队值班室汇报清楚，以便及时调动矿山救护人员进行救援。（2）当工作面发生灾变时，现场人员应尽可能就地取材，控制灾害，将灾害控制在最小范围内。（3）当工作面发生灾变时，现场人员应沉着冷静，不慌不忙，有序抗灾或妥善避灾。Word文档下载编辑 专业技术资料（4）当无法撤离灾区时，应及时就地构筑临时避难场所，发出有规律的求救信号，等待援救。每一位入井人员都应掌握自救和互救方法，当发生灾害事故时，应积极进行自救和互救，积极、及时进行人工呼吸及包扎止血等自救、互救方式进行救助，并注意防止伤势进一步扩大等。一、工作面冒顶时的避灾路线如果工作面发生冒顶事故，现场作业人员要镇定，迅速按照避灾路线撤退到安全地点。①冒顶地点上风侧作业人员—→运输顺槽—→701运输下山—→运输大巷—→提升立井—→地面②冒顶地点下风侧作业人员—→回风顺槽—→联络巷—→701运输下山—→运输大巷—→提升立井—→地面二、工作面发生水灾时的避灾路线如果是透水事故，现场人员要镇定，迅速向无水高地撤退，避灾路线如下：701风、运巷及工作面作业人员—→701回风下山—→总回风巷—→回风立井—→地面三、工作面发生火灾和瓦斯爆炸时的避灾路线如果发生火灾、瓦斯或煤尘爆炸事故，现场作业人员要迅速佩带好自救器，按照避灾路线撤退到安全地点。①火灾地点上风侧作业人员—→运输顺槽—→701运输下山—→运输大巷—→提升立井—→地面②火灾地点下风侧作业人员—→回风顺槽—→联络巷—→701运输下山—→运输大巷—→提升立井—→地面如果风机反风，应选择相应的避灾路线，迎风撤至地面。四、工作面避灾硐室设计Word文档下载编辑 专业技术资料运输顺槽每隔50米设一个避灾硐室，静压水管和压风管要通向避灾硐室，避灾硐室的容积，不能小于5人。避灾硐室中必须配备救生设备如单架等。五、工作面主要技术经济指标工作面特征参数、材料消耗指标、劳动效率指标、回采工效指标等见表4-8-1所示。表4-8-1工作面主要技术经济指标表序号项目单位指标1工作面长度m502回采长度(运/风)m200/2303煤层厚度m5.744设计采出量万吨95采高m2.56放煤高度m2.247采放比1:1.298顶煤回收率%859循环进度m0.810循环产量t29311日循环个数个212日生产能力t58613月产量万吨1.75814日出勤个数人12715直接工效t/工16916全员工效t/工10517坑木消耗m3/万吨318弧型梁（专用）架147019圆木（专用）根147020金属网m2/万吨15021尼龙网m2/万吨3022乳化油消耗kg/万吨50Word文档下载编辑 专业技术资料第九节　其它安全措施一、一般规定1、所有上岗人员必须严格执行《煤矿安全规程》、《煤矿工人安全技术操作规程》和本工作面《作业规程》，严格执行各项规章制度，严禁违章作业、违章指挥。2、所有上岗作业人员必须持证上岗，严格按照岗位作业标准化作业，严格执行岗位责任制、现场交接班制度、工程质量验收考核制度、设备检修制度等。3、所有上岗人员上岗前必须认真学习本规程，学习后进行考试，考试不合格者不能上岗。4、进入胶带输送机非行人侧的作业人员，必须走行人过桥，严禁跨越输送带。5、人员经常跨越的运输设备上要安装牢固的行人过桥。6、人员进入大溜内作业时必须停机闭锁，并设专人监护。7、进入工作面的所有人员必须在支架人行道内行走，严禁在大溜内行走。8、任何人不得乘坐胶带输送带。9、任何进入工作现场作业的人员，都应先观察好作业周围的环境，确保安全后在作业。10、工作面回采工程质量和顶板管理要求严格按照质量标准化执行，做到动态达标、安全生产、文明生产。11、所有人员应熟悉本工作面的避灾路线，具备自救、互救的能力。12、加强工作面设备管理，要切实按照设备的完好标准进行认真检修和记录，保证设备处于完好状态。13、工作面和回采巷道内的各种监测设备、通讯设备、防尘设施及其它设施必须处于完好状态，严禁人为破坏。Word文档下载编辑 专业技术资料14、严格执行“谁停电、谁送电”的专人送电措施，停电作业时必须悬挂“有人作业，严禁送电”字样的警示牌。15、加强工作面的矿压观测，掌握工作面顶板活动规律，更好地为生产服务。二、备用配件的存放支架支柱、顶梁等大型配件，存放于风巷往里，里帮50m范围内，由检修班统一挂牌管理。支架上所需的液管、操作阀、两通、三通、安全阀等小型配件，存放于井下工具箱内，由工具员统一管理。支护材料堆放在风巷里帮，距工作面50m以外。三、辅助运输安全1、阻车器的设置１）运巷轨端要各设双轨阻车器一道，阻车器前横放一根道木，并用双股8#铅丝捆绑牢固。轨端阻车器距轨头的距离不得小于3m。2、绞车设置及固定1）运巷口处安设JD—25型绞车一台(服务长度200m)。2）绞车均采用“四压两戗一将军柱”法固定，即在绞车减速器侧打一根压柱，绞车前两侧各打一根戗柱，后部打一根将军柱，用小链配马蹄环与绞车联接，各柱必须用护绳与顶网拴牢。3）绞车压戗柱必须使用直径不小于160mm的优质坑木，压戗柱下部必须支撑在绞车底盘上；柱顶要有深度不小于100mm的柱窝；压柱要垂直顶底板，戗柱应前倾与底板成75~80o角。压戗柱的打设不得影响司机的视线和操作。4）将军柱使用直径不小于200mm的优质圆木。要求柱顶有深度不小于100mm的柱窝，柱体前倾与底板成75~80o角，打设牢固。5）钢丝绳必须用专用的卡绳装置卡牢，不得系在滚筒上。绞车松绳至终点，滚筒上至少留有三圈绳不得放出。收绳后，最外层绳低于滚筒边沿不少于2.5倍绳径。6）绳头卡绳长度不少于600mmWord文档下载编辑 专业技术资料，绳卡不少于3道，绳卡间距均匀，并要求一反一正打设。7）绞车采用控制按扭远距离操作，严禁用开关就地操作。3、警示系统及固定１）绞车服务长度在30m以内，可进行喊话联系；服务长度超过30m时，绞车作业区域两端设置独立的、声光兼备的双向对打信号系统。２）信号含义为“一声停，二声开，三声松绳”。紧急情况下，急速上下晃动矿灯或打“乱点”，非紧急情况下严禁任何人使用此信号。3）各个绞车的服务范围两端要设置警示红灯。4、轨道质量标准１）轨距允许偏差5—10mm，接头处轨缝间距不大于5mm，两股钢轨应水平，误差不大于10mm。２）接头处轨枕无失效，其它地方无三根连续失效，轨枕铺设均匀，间距不大于0.8m。３）扣件、道钉数量齐全，坚固有效，符合规定。４）道床煤渣应掩埋轨枕2/3以上，无浮枕。５）巷道内积水不得超过轨面。5、物料堆放标准１)物料堆放于风巷里帮和两巷车场，实行挂牌管理。２)物料堆放离开轨道不少于300mm，不得影响通车。３)物料堆放高度不超过1.2m，以免发生倒塌。４)物料要堆放整齐，支一层放一层，且要一头对齐。5)大型配件（如溜槽、逼帮板等）必须用双股8#铅丝与巷道金属网（或钢筋梯子梁）连接牢固，防止倾倒。6)移变、绞车、按扭、信号前后10m范围内及风门前后5m范围内，严禁堆放任何物料。6、工作面回风巷运料工作面范围内的所有绞车实行挂牌管理，并设专人负责。Word文档下载编辑 专业技术资料绞车司机在工作前，应检查绞车的固定、钢丝绳、信号、各种保护设施，确认完好后方可启动绞车。严格执行“行车不行人，行人不行车”制度，严禁放飞车；风巷大坡段运输时，作业人员要提前检查该段状况，确保完好后，方可作业。在操作过程中，司机要集中精力，观察运行状况、滚筒缠绕情况，发现问题及时处理。在停车卸料时，车后要及时打设挡道器，严禁用刹杆、木茬等支车；严禁在大坡段停车、卸料等。装、卸料时口令必须一致，防止挤手、砸脚。装车时，物料装车高度严禁超过要求，并捆绑牢固。所有绞车必须执行“停车停电”制度，司机离开岗位后，必须停下开关电源。严禁超挂、超载，严禁扒车。提升、装卸物料必须在支护完好地点进行。在运送物料的过程中，发生车辆掉道或物件脱落、散开时，要立即传信号停止绞车，进行处理。严禁散杂人员出入运输线路当中。7、工作面运料工作面人工运料必须走支架内的人行道，严禁走煤壁侧。通过有人作业地段时，应征得作业人员同意，方可通过。运送的物料应摆放在支架的空档内，禁止堆放在支架底座前或操作手把前，以免影响移架。运料人员在工作面行走时，要注意携带的物料不要挂、碰支架的操作手把。严禁用大溜运送物料。8、拖运大件必须检查绞车、钢丝绳、开关等达到完好标准。拖运大件时，必须清理好巷道内的杂物，保证道路畅通。滑轮必须固定牢固可靠，挂滑轮的柱子必须固定牢固。Word文档下载编辑 专业技术资料钢丝绳要与大件连接牢固可靠。拖运大件时，应设专人在安全地点观察大件的运行情况，有问题及时发出信号，停车处理。严禁散杂人员出入在运输线路上。严格执行《拖运大件专项安全技术措施》、《矿井运输安全技术管理规程》及上级有关安全文件、措施的相关规定。9、其它１)绞车司机必须持证上岗。２)坚持“行车不行人，行人不行车”制度。3)风、运巷轨端阻车器及运巷车场终端阻车器都必须挂牌管理，由修巷组负责。四、安全设施(1)前、后溜机头尾压溜柱牢固可靠，各部绞车固定牢固。(2)工作面防护栅栏（网）、瓦斯探头、隔爆水袋、风门、喷雾、消防设施、瓦斯电闭锁、电气闭锁各种保护等安全设施齐全可靠有效。(3)行人跨越输送机的地点有过桥。(4)工作面及巷道支护无断梁折柱，局部地段顶板破碎有相应支护措施。五、文明生产(1)两巷及工作面无积水（积水长度不超过5m，深不超过0.2m），积水无法处理时，必须搭设平整稳固的过桥；(2)严格按照规程措施施工，工作面内无浮煤、浮渣、无杂物堆积；(3)材料、设备堆放整齐，并挂牌，实行定置管理；(4)巷道净高不低于1.8m。(5)支柱完整，无断梁折柱，无空帮空顶。(6)巷顶、巷帮无废旧铅丝、绳索管线等残留。(7)工字钢支护段帮顶刹杆、架间撑木齐全牢固。(8)锚网巷道保证无失效变形。(9)巷道内无浮煤、浮矸、杂物堆放。Word文档下载编辑 专业技术资料(10)管线吊挂整齐。六、探煤厚措施（1）探煤厚前，必须检查探煤点附近的支护情况，严格执行敲帮问顶制。必要时，搭设牢固可靠的工作台。（2）煤电钻必须使用煤综保，且各种保护齐全完好。（3）探煤厚时，必须两人以上协作，并设专人监护。（4）所有探煤点及煤综保附近20m范围内，瓦斯浓度不能超过1％。否则，必须先进行处理后，方可作业。七、停风后的应急措施（1）工作面若发现停风，必须立即停止作业，向通风调度汇报。并将所有作业人员集中到新鲜风流中待命。（2）恢复送风时间达10分钟后，先由瓦检员对工作面各瓦斯检查点进行一次全面检查，在机尾上隅角瓦斯浓度不超过0.8%与风巷瓦斯浓度在1.0%以下，其它地点无瓦斯积聚的情况下，方可允许作业人员进入工作地点作业。（3）当瓦斯浓度超过规定值时，不得开机作业。八、防止煤溜窜动安全技术措施本工作面两部刮板输送机均为端卸式，存在上窜下滑缺点，为保证机头合理搭接卸载，需采取以下措施：（1）支架工、机组司机、顶溜工必须密切配合，保证工作面采直割平。（2）严格掌握好两巷推进度，确保工作面平行推进。（3）随时观察运输机的窜动趋势，超前采用甩机头（尾）或赶溜措施。（4）发现支架倾斜时，要及时摆架扶正。九、拉后溜安全技术措施由于本工作面为大链与拉后溜千斤顶的活连接。为确保安全生产，特制定如下措施：拉后溜滞后放煤20m进行。Word文档下载编辑 专业技术资料拉后溜时，相邻五组支架的推移千斤顶顺序逐步动作，输送机不能出现急弯（其弯曲段长度不得小于30m）。拉后溜完毕后，手把必须及时回零，保证后溜成直线。严禁停机时拉后溜作业，防止后溜带回煤发生压溜及卡、漂链事故。拉机头、尾后溜时，班组长必须现场监护，严防排头架挤坏电机、减速器等。拉后溜机头、尾时必须在停机状态下进行，严禁在压溜柱吃劲的情况下拉后溜机头、尾。拉后溜时，要随时观察链联接的吃劲情况，防止出现拉断链环或损坏设备。十、重大危险源及有害因素辩识禁区及警戒线管理规定见表4-9-1所示。序号警示地点警示内容警示形式警示状态开放期间采取措施生产期间检修期间1架棚10m范围严禁通过警戒牌和防护网封闭开放逼帮护顶2机头三角区警戒牌和警戒线封闭封闭逼帮护顶3机尾三角区警戒牌和警戒线封闭封闭4拉架作业场所警戒牌和警戒线封闭封闭停机闭锁5起吊、拖运警戒牌和警戒线封闭封闭停止作业6装卸车警戒牌和警戒线封闭封闭无车辆运行7更换大件警戒牌和防护链封闭开放停机闭锁8拆接链警戒牌和防护链封闭开放停机闭锁9风巷轨端警戒牌和警戒线封闭封闭10皮带机头大架下专人监护封闭开放停止作业11皮带机尾外帮专人监护封闭开放停止作业12机头、尾老塘侧警戒牌和警戒线封闭封闭停电闭锁13排头尾架间警戒牌和警戒线封闭封闭14排头尾架前后柱间警戒牌和警戒线封闭封闭Word文档下载编辑 专业技术资料有害因素辩识见表4-9-2所示。序号部位(地点)活动工序危害因素危害结果状态时态管理现状相关信息正常异常紧急过去现在将来1班前会身体状况不佳下井人失误导致伤害√√严禁下井心理状况不佳下井人失误导致伤害√√严禁下井2开机设备误启动人员伤亡√√执行规程信号不可靠危害人身安全√√执行规程3行走及辅助运输违章乘车人员伤亡√√执行规程不走人行道或行人过桥人身伤害√√执行规程走轨道巷撞伤人员√√执行规程车支设不合格跑车伤人、撞倒棚梁√√执行规程抬运物料不同肩人身伤害√√执行规程操作不规范人身伤害√√执行规程4支护无敲帮问题冒顶伤人、砸伤人员√√执行规程进入不完好或无支护区人身伤害√√执行规程支护不达标冒顶伤人、棚倒伤人√√执行规程局部顶板冒落冒顶伤人√√执行规程空顶作业冒顶伤人√√执行规程5一通三防通风不良人员窒息、瓦斯积聚√执行规程有害气体超限人身伤亡√√执行规程同时打开两道风门通风短路√√执行规程破坏通风设施造成重大事故√√执行规程停电停风瓦斯超限√√执行规程煤尘排放煤尘爆炸、人员疾病√√执行规程火灾发生瓦斯、煤尘爆炸人员伤亡√√执行规程没有喷雾、喷头损坏煤尘爆炸、人员疾病√√执行规程Word文档下载编辑