综采工作面设计说明书.doc

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1、第一章 概况第一节 工作面位置及井上下关系11-105工作面是一次采全高综采工作面。本面开采二叠系山西组51煤层。工作面走向长50,倾斜长12m，平均采煤厚度2.9,可采储量7990吨。工作面标高+7255m.具体位置及井上下关系如表一所示。工作面位置及井上下关系表 表一水平名称1077采区名称一采区东翼地面标高+1651391m井下标高+109110m地面的相对位 置位于大峪河以北山梁上,本区地面多为低山丘陵,地表均被黄土覆盖，冲沟发育.回采对地面设施的影响回采造成地面裂隙，塌陷等。井下位置及与相邻关系此工作面南为3断层，东为小峪煤矿矿界,北为实体煤，西为运输大巷、轨道巷和回风巷.走向长度1

2、50m倾斜长度20面 积100m2第二节 煤层与煤质本工作面设计开采煤层为5-1#煤,通过地质资料分析，具体情况：所开采二叠系山西组#煤层，煤厚2。7,平均为29m，属稳定可采煤层。煤层倾角3o。 煤质情况 表二AVY工业牌号26。29%38。06%4411QM第三节 煤层顶底板 煤层顶底板情况表 表三顶、底板名称岩石名称厚度（)特征顶板中砂岩50白色长石、石英砂岩底板中细砂岩。0矿泥岩胶结物附图1-1：1-0工作面地层综合柱状图(见图）第四节 地质构造概况：本工作面走向北东，倾向北西的单斜构造区,根据上分层及掘进资料，工作面有三条小断层.第五节 水文地质(一)1155工作面水文地质概况:本工

3、作面水文地质条件简单,主要充水含水层均为富水性弱的含水层,由于上部煤层已回采，对本工作面回采影响最大的是上部采空区积水。在回采前首先进行探放水工作，确认上部采空区无积水时方可进行回采工作.上部煤层采空区内有积水，在掘进过程中部分已探放，预计剩余积水量1000m3,因此在回采过程中在两巷及工作面低凹处,淋水较大应加强探放水。（二)涌水量预计预计本面最大涌水量10m3/,正常涌水量m3/h。（三)防治水措施1、建立畅通的排水系统,在两顺槽分别安装一路89mm排水管路,各水仓处分别安装一台排水能力分别不低于30m3/h、扬程0m的水泵。2、做好清淤工作，每班设专人及时清理巷道中淤煤，确保两巷畅通。3

4、、一旦发生水淹巷道事故，要按既定避水灾路线撤人，同时向调度室和有关领导汇报. 4、加强矿压观测和水文地质观测，做好预测预报。第六节 影响回采的其它因素本矿井为低瓦斯矿井，煤尘有爆炸危险性，自燃等级,属容易自燃煤层。在回采过程中需加强“一通三防”工作，采取综合预防煤层自燃发火的措施,确保安全生产。第七节 巷道布置、巷道支护形式：根据本工作面所施工巷道穿越的煤(岩)层和围岩情况，结合我矿掘进支护经验，确定本工作面所掘巷道全部采用锚杆加金属网支护，锚索做加强支护。锚杆间排距为00 70m，顶板锚杆支护每排根，锚杆长度为200，锚杆直径为16mm的园钢,顶板和两帮铺菱形金属网，联网距不大于20mm，锚

5、索排距为3000mm，沿巷道中心线布置，锚索直径为15.4m,锚深00m。外露00mm。两帮支护采用锚网支护，每帮支护锚杆排,间排距700m0mm2、铺网:金属网用2铅丝编制的550 mm菱形网，规格为长*宽=32001000m（3500*100mm),铺网时要网与网对接，用14#铅丝双股对折，将相邻的两片网联接起来，联网距不超过250 ,联网必须扭够三圈。、切眼：切眼一次成巷,切眼采用锚杆金属网支护方式，锚杆支护的间排距为9mm900mm，两帮支护排。第八节 储量 储量:本面设计回采率为5%。总 可 采储 量808495% 614317（吨)第二章 采煤设计第一节 采煤工艺一、采煤工艺1、采

6、煤方法:单一倾斜长壁后退式综合机械化采煤法，全部垮落法管理顶板。 本工作面煤层厚度平均259，支架高度73.5，煤机滚筒截深为 0.8m,确定循环进尺为0。m，煤机割煤高度2。9m，一次采全高，煤厚小于采高时，沿顶破底.2、回采工艺1、采煤机斜切进刀方式割煤拉架推溜清煤主要工艺介绍割煤:割煤使用MG30070-W型双滚筒采煤机。割煤方式:双向割煤,采高259米，截深8米.进刀方式:端头斜切进刀，进刀距离不少于30米。左端头斜切进刀A、机组割透左端头煤壁后，对调上、下滚筒,割掉该处的煤台阶，然后沿溜子弯曲段，牵引机组逐渐斜切进入煤壁,当机组两个滚筒截深全部达到。8米,顺次拉架，推移前部溜，停机.

7、B、推移前部溜子机头,依次拉排头架，拉后部溜子机头，拉转载机.C、对调上、下滚筒，返刀割三角煤,机组割透煤壁后,对调上、下滚筒，割掉该处煤台阶，然后返空刀，停机，顺次拉架。D、推移前部溜机头,依次拉排头架,拉后部溜机头，拉转载机，至此，进刀完毕，之后,正常割煤。右端头斜切进刀、机组割透右端头煤壁后，对调上、下滚筒，割掉该处的煤台阶,然后沿溜子弯曲段，牵引机组逐渐斜切进入煤壁,当机组两个滚筒截深全部达到0。8米，顺次拉架,推移前部溜,停机。、推移前部溜机尾,依次拉排尾架,拉后部溜机尾。C、对调上、下滚筒，返刀割三角煤，机组割透煤壁后，对调上、下滚筒，割掉该处煤台阶,然后返空刀，顺次拉架，停机。D

8、、推移前部溜机尾,依次拉排尾架，拉后部溜机尾，至此进刀完毕之后,正常割煤.插图二：综采工作面斜切进刀示意图拉架割煤后,距机组后滚筒-6架进行拉架，操作方式为本架操作，顺序追机拉架,拉架步距为.米。推溜滞后拉架4-6架,即可推溜,顺序追机推溜，推溜步距为.8米，推溜距采煤机的距离不小于12米，最大不超过4米，推溜时,必须保证工作面溜子能正常运行,严禁出现急弯，溜子弯曲段不小于1个支架，推移机头,机尾时，必须停机。清煤滞后割煤机-5架开始清浮煤，清理后的工作面2m2范围内的浮煤厚度不得超过mm。附图:采煤机进刀示意图。二、提高回采率的措施1、严格按采高要求采煤,采高误差不得超过100mm，上部要沿

9、2#煤顶板推进。2、当遇地质变化致使煤层变薄时，在该段要沿顶板采煤，煤层厚度不足2。59时，可适当降低采高，不得破顶破底（最低采高不得低于.8m）。3、定期清理上下顺槽、机头机尾出口及工作面支架内的浮煤，并把浮煤装入运输机。4、工作面必须采到设计停采线位置,及时停采，严禁在工作面私自留设顶底煤.、遇特殊地质构造需改变工艺时，要执行有关临时补充措施。三、提高煤质的措施1、采煤机司机根据煤层赋存情况掌握好采高,沿煤层顶底板割煤,严禁割顶、割底.割出的顶底板要平整，并及时移架防止发生漏冒顶影响煤质.2、当发生冒顶或漏顶事故时,要及时停止工作面运输机和采煤机,采取措施管理顶板.有大块矸石时，各转载环节

10、要及时停机打碎拣出，不得混入煤流中运出.、不准把两巷构木、废旧钢丝绳、网、棉纱、废旧零件等废旧物品混入煤中运出。、大块石头必须及时捡出扔到落山，严禁大石头上皮带.5、采煤机和各转载点的喷雾要做到开水开机，停机停水,煤量水分过大时适当降低喷雾量，以防煤中水分超标。6、防尘用水应保持喷雾方式,停止生产后，防尘用水要立即关闭。支架液压管路及工作面供水管路出现漏液、漏水现象要及时处理.两巷及工作面积水由专用排水管路排出，不得排入煤流中。、若遇特殊地质构造致使不可避免破顶底板回采时,在满足生产需要的前提下，严格控制破岩量,以保证煤质。第三章 顶板管理及支护设计第一节 支护设计一、顶板管理方法：采用自然跨

11、落法管理采空区顶板，选用ZV50/15L型掩护式液压支架护顶.二、工作面机头、机尾端头支护：、支护方式工作面和机头、机尾两端头采用ZV58017/3型液压支架配合单体支柱支护顶板。两端头支架与巷道超前维护成对梁支护，一梁三柱支设，单体支柱排距为0m，柱距与巷道内超前支护相同，落山侧补支两排，共根切顶点柱，每循环及时回收,其切顶线滞后工作面切顶线不得超过0.上下端头因推移输送机不能保证一梁三柱时，最少也应保证一梁二柱,待输送机推移到位后,及时补为一梁三柱。上下端头单体支护随工作面推进在切顶点柱的掩护下迈步前移，最后再回点柱放顶处理采空区。2、回采过程时，必须根据该面的生产实践及上、下端头及出口的

12、实际情况，及时地修改、补充加强工作面上下端头及出口支护的相关措施，报请矿总工程师批准，以确保安全生产。三、两巷超前维护方式:1、超前支护距离两巷超前支护距离不小于30m，支护距离从工作面煤壁算起。但两巷受采动影响矿压显现明显时超前支护长度必须随之加长。、超前支护形式两巷超前支护采用DW3515/10型单体支柱配用3.2m兀型梁支护,具体形式为:3.m兀型梁平行于巷道分两排布置，兀梁梁头对接,兀型梁距两帮均为60，柱距为800 mm。装载机机头处可根据实际情况适当调整，以推移转载机时能通过为准。两巷采用套棚加强支护的铁棚要随超前支护的架设而提前回收，回收时先在所回收梁前后均匀支设183000mm

13、的棚板维护顶板，再按两巷回收方法回收铁棚, 回收铁棚够架设一架超前支护的距离时，按超前支护架设方法架设齐全超前支护，再循环作业直到超前支护架设长度达到规定要求为止,运输巷超前支护一但受机头大架的影响不能支设三排支护时，最少也应支设一排临时戴帽点柱护顶，以便达到本规程要求的超前支护长度。在回风巷距工作面m范围内超前维护由原来的两排增加为3排，回风巷在距原超前支护中间增设一排点柱,用DZ35-10/100型单体液压支柱支设，逐循环迈步移支,运输巷根据实际情况支设，支护方式同回风巷. 附：工作面支护及两巷超前支护图 3、超前支护工程质量:(1）单体支柱必须排成直线，且迎山有力。(2）超前支护的单体柱

14、必须垂直顶、底板，打成一条直线,打在兀型梁与工字钢“十”字交叉处。（3）单体支柱必须挂好防倒钩，以防倒柱掉梁伤人。（4）单体支柱必须穿30m铁鞋支设，而且必须加在实底上。(5）单体支柱初撑力不小于6。5Mpa.(6）单体支柱的三用阀注液口统一朝向落山方向.(7)工字钢必须接顶严密，若接顶不严,须用构木等勾严背实,兀型梁与工字钢“十”字交叉处必须加垫构木，以防受力滑移。（8）超前支护范围内巷道高度不得低于1。8m,并有不小于07m宽的人行道.（）超前支护范围内无浮煤、杂物和淤泥积水，电缆悬挂整齐。(10）发现漏液或失效支柱要及时更换.（11)回收下的单体支柱放在超前支护范围以外待支护地点，且必须

15、摆放整齐。四、特殊条件下的顶板管理:、初次来压及周期来压期间顶板管理1、工作面安装准备形成生产系统后,要对设备逐台进行试运转,对出现的问题及时处理,经有关单位验收合格后开始生产。2、初采前,必须按规程要求支设好端头和超前维护。3、初采、初放期间，各有关部门要派专人到现场跟班监督,严把支护质量和工程质量关，发现问题及时处理。4、来压期间,采高要严格控制好，不得超高.5、必须保证泵站及支架液压系统无跑冒滴漏现象，泵站压力不小于30MPa，支架初撑力不小于24pa。6、必须加强端头及两巷超前支护，保证安全出口畅通。超前支护距离可根据矿压显现情况适当加长。、工作面支架要随采煤机割煤后及时拉出，并保证顶

16、梁接顶严密，若煤壁片帮严重或顶板较为破碎，应在前滚筒割过煤后及时伸出伸缩梁护顶。必要时应在割煤以前超前拉架。如超前拉架后端面距仍超过规定，应在支架顶梁上挑棚板支护.8、因故不能及时移架，必须及时伸出伸缩梁护顶或在煤帮支设戴棚板点柱，柱距为1。5。、顶板破碎时，带压移架,严禁把相邻的两架支架同时降下.、来压期间，应积极组织，加快工作面推进度，以尽快摆脱压力影响。11、必须保证工作面直线度,以防产生局部应力集中。、工作面发生拉槽、冒顶事故时的顶板管理、首先及时将拉槽、冒顶处两边缘支架伸缩梁伸出并严密接顶,必要时将支架超前拉出，或在煤帮平行于工作面支设单体柱木梁棚，以防冒顶范围向两边扩展。2、在拉槽

17、、冒顶地段,先在煤帮挖好柱窝,视拉槽、冒顶的长度平行于工作面交错支设3.6m木梁，然后垂直煤壁在木梁上用棚板勾顶，棚板一端支在支架顶梁上，另一端支在木梁上，待支架拉出挑住木梁后再回掉单体支柱。五、液压支架支护强度验算、支架支护强度1= .53Ma经验计算支护强度：PjMr2.59.49。81000=487334P。48 MP式中： 采高，取259m r-岩石容重，取2.4T/ m3由计算结果知：支架支护强度PP，因此工作面支护强度满足要求。2、支架底板比压验算：采区底板比压值P=9. MP，支架底座箱对底板比压P20.619.1 MPa,即PP2。故所选V80/175型掩护式液压支架能够满足顶

18、底板管理的需要。表一：3、顶板压力计算：工作面条件支架适应条件采高2。91.8。5m煤厚2.93。0底板比压18MPa7a支护强度0.13Ma0。53MPa顶板种类级一类掩护式 根据公式:P=(8）Y T/ 式中： 最大采高 2。59m Y顶板岩石容重 。4T/m3即： =8.59.=49。73/支柱载荷计算：按公式:N=P/即： N=4242.418(吨根) DW355000单体液压支柱额定工作阻力2kN.N5k25T根据计算结果，支柱的实际工作阻力小于支柱的额定工作阻力,故支柱选型正确、支护设备选择11505工作面选V5800/17/5型掩护式液压支架，共100架，从运输顺槽到回风顺槽依次

19、编号为1100 号支架。根据工作面条件与支架适应条件对照表可以看出，选用ZV5800/17/3型掩护式液压支架,在满足顶板管理支护强度需要的同时,也能满足底板比压值要求.通过对比、验算，证明选用ZV580/1/3型掩护式液压支架能满足要求。工作面条件与支架适应条件对照表 表二序号项 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m210210老顶厚度m55直接底厚度m42直接顶初次垮落步距m1818初次来压来压步距m3028-30最大平均支护强度a030。53最大平均顶底移近量0-50来压程度不明显不明显周期来压来压步距12-1612-6最大平均支护强度a0。0.最大平均顶底移近量m5

20、050来压程度不明显不明显平时最大平均支护强度p0.32最大平均顶底移近量mm1001006直接顶悬顶情况m007底板容许比压P1888直接顶类型类19老顶级别级I10巷道超前影范围m330液压支架主要参数及技术特征表 表三序号项目支架参数单位V580/17351最小高度12最大高度5003支架宽度130574支护面积5。55中心距506额定压力31。5Ma初撑力5066KN工作阻力500KN9支护强度.8792MPa10对底板比压1.29MP推溜力79N12移架力45K13移架步距701操作方式本架操作5支架重量282kg16安装数量72架二、最大、最小控顶距最大、最小控顶距： 工作面直接顶

21、为中细砂岩,顶板相对稳定,工作面支架端面距不超过为340mmL小 E大= D + E + S其中:D 液压支架顶梁长度，取3676m；E 端面距，取34mm；S 循环进度，取80;最大控顶距=支架顶梁长度+端面距+循环进度367+340+800=4816mm最小控顶距 =支架顶梁长度+端面距 =3676+340 =01m确定最大控顶距为416mm，最小控顶距为401mm.附图3-:最大、最小控顶距示意图 八、两巷回收要求、方法及措施（一）回收要求、两巷轨道和枕木要超前工作面60m全部回收,并及时装车出井.2、工字钢铁棚回收率不低于10%。3、回收出的物品应按指定地点码放整齐,挂牌管理。4、回收

22、的材料不得丢失，及时交回队库房或有关单位。（二)回收铁棚及两隅角的方法1、支设超前支护时在两巷超前支护地段每两架铁棚中间均支设一根圆木,圆木规格为:13000mm,待工作面推进到位时超前工作面煤帮1架铁棚用圆木替下铁棚梁。2、替梁时,先在木梁下支设一根点柱，然后迈步前移所要替支铁梁下超前支架,用回柱绞车拉去棚梁及煤帮侧棚腿。3、落山侧棚腿和木棚梁待推进至切顶线时回收，能复用的要及时复用。4、两隅角。2m兀型梁及点柱逐循环迈步往外移支。5、回收过程中必须至少三人协同作业。回收铁棚棚腿时，应在棚腿上套好链环，再进行回收,不得用回柱绞车强拉硬拽。(三）回收安全措施1、回收工作必须坚持“敲帮问顶”制度

23、和“先支后回原则，在支护完整地段进行回收.2、使用回柱绞车回棚前应对钢丝绳、钩头的完好情况和各部螺栓的紧固情况以及压柱稳固情况进行详细检查,不合格时不得开车.、替棚必须逐架进行,先支后回。4、巷道顶网有破损处必须补联，防止漏冒。5、人员行走必须注意观察两帮情况，发现构木有折损时及时更换处理,防止片帮伤人。6、替棚时随时注意顶板情况,发现问题及时处理，顶板不平、木梁接顶不实处必须加垫构木，保证支架严实接顶。7、作业过程中，人员不得站在断绳后可能波及区域。8、回柱绞车应稳固在工作面20m以外的安全地点，并随着工作面推进逐渐向外移设，回柱绞车用六根老夯柱稳固，其中四根压柱要与顶底板垂直，两根戗柱打在

24、绞车前面两侧，与底板成65 70夹角。9、人员搬运铁棚、单体支柱、兀型梁等重物时,要协同作业,口令一致。10、回收棚腿后,若片帮严重，可在巷帮打戗杆加强支护，但要保证人行道宽度符合要求。11、使用回柱绞车时，必须用清晰准确的信号联系好，以免发生误操作.12、回柱绞车钢丝绳应从滚筒下部引出，以利于绞车的稳定。13、回柱绞车开车中要随时注意被拉物件的情况，发现异常现象（绞车松动、被拉物件不动等）时要立即停车检查,不得硬拉。14、回柱绞车操作人员不得远离绞车，必须站在护身柱后方。15、回收超前支护支柱时应打好护身柱，必要时支设替柱进行回收,确保安全。九、支护监测1、工作面布置10台矿压观测线进行自动

25、矿压观测记录（分别布置在第3架、10架、20架、0架、0架、50架、0架、70架、80架、9架)，剩余支架每架安设一个压力表， 2、对工作面的支架安全阀开启情况和支架因顶板压力损坏的部件等进行全面统计。3、要通过对观测记录下来的数据进行技术分析和处理，总结出顶板活动规律及支架与顶板相互作用的机理，根据观测结果及时采取相应措施,更好地指导生产。4、支护质量监测(）每个生产班由验收员依据综采工作面工程质量验收单要求进行监测，并将监测结果认真记录.区队根据验收单反映的现场支护情况,实施动态管理。监测内容：工作面包括支架初撑力、煤壁片帮值、端面距、采高及支架前端顶板冒落状况;两巷包括单体支柱初撑力、超

26、前支护等。（2)每旬由质量科不定期对工作面和顺槽支护质量动态检查两次，对存在问题,由队组限期整改。5、任何人不得损坏仪器、仪表，有坏表及时处理或更换。6、所有记录要妥善保管，月底交生产技术科。第四章 通风系统及管理设计一、通风方式：本工作面采用一进一回“U”型通风方式。二、通风系统:地面新鲜风流 副井51#层车场 轨道大巷皮带巷运输大巷运输顺槽巷工作面工作面乏风回风顺槽巷回风大巷3回风斜井地面附： 工作面通风系统示意图 （-)三、风量计算:风量确定原则:、每人每分钟供风量不得少于m3；2、能有效排除瓦斯、煤尘等；3、创造良好的气候条件,工作面温度不超过2；4、有适宜的风速,不大于4/s,不小于

27、0。5m/s。风量计算：（1）按工作面同时工作最多人数计算：Q =N445180m3/mi式中：Q-工作面实际需要风量，3/min；4煤矿安全规程规定采掘工作面每人每分钟供给风量不得少于4m3；N-工作面同时工作最多人数4人计算。(2）按工作面CO2绝对涌出量计算:（）按瓦斯涌出量计算Q采=100CK采=1006。81.6=1088 3/min式中：Q-采煤工作面所需风量，m3/s;qC-工作面瓦斯绝对涌出量 ,取qC=227364= m/min采-瓦斯涌出不均匀系数 机采取16（2）按工作面温度进行风量计算 采=60VSK采式中： Q采-工作面配风量 m3/in工作面风速 0.8m/s S-

28、工作面净过风断面积 5.7 mK采瓦斯涌出不均匀系数 取1.Q采=6SK采=6001.71=04.32 3/mn(3)按人数进行风量计算：Q采=4N式中：Q采工作面配风量 3/minN-采煤工作面同时工作的最多人数，取70人采=70280 m3/min根据上述三种方法计算比较,最后确定工作面配风量取 50 m3/min.（4)按二氧化碳涌出量计算C=277。1440=2m3/miC=100qkC=002.6=368 3mi。(5）按煤矿安全规程中规定风速进行验算要求：采15SQ采2SQ采= 188m3in15S=55 = 23。5m/mi采=03/min24=25.7 = 78m3/in经计算

29、：结合本矿和邻矿实际采煤工作面配风量,取Q=120 3/min。（6)。风流路线新鲜分流:主斜井新鲜风流主副斜井联络巷水平甩车场轨道大巷、运输大巷工作面运输顺槽巷工作面 副斜井新鲜风流5水平甩车场轨道大巷、运输大巷工作面运输顺槽巷工作面污风路线：工作面回风巷回风大巷总回风巷回风斜井地面插图五:通风系统及避灾路线示意图插图六：通风监测监控示意图四、通风设施:运输巷、回风巷联络巷安设二组（四道）风门，运送材料及人员进出时要随时关闭,严禁损坏风门和同时打开四道风门，风门损坏要及时修复。 五、安全监测监控仪表的布置、监测监控仪表：本工作面属低瓦斯工作面,监测仪表有:KJ0型瓦斯传感器 个GF50(B)

30、型矿用一氧化碳传感器 个G50()型温度传感器 1个VDG断电仪 个2、监测监控仪表的使用管理:（1）、回采工作面，上隅角设置便携式瓦检仪T0,距工作面不得大于10m设置瓦斯传感器，距工作面回风巷口015m设置瓦斯传感器T2及一氧化碳传感器、温度传感器。T0: 报警值1。%T1：报警值0。8% 断电值13% 复电值0。8%；2：报警值08 断电值0。 复电值。%断电范围为工作面所有非本质安全型电气设备.（）、瓦斯传感器应垂直悬挂在巷道上方风流稳定的位置，距顶板（顶梁）不得大于300mm，距巷道侧壁不得小于200,并应安装维护方便,不影响行人和行车。（3）、瓦斯断电仪型号为型远VDG程控制开关，

31、瓦斯传感器型号为KJ970A型瓦斯传感器。（)、工作面或回风流中瓦斯传感器报警时，必须立即停止作业,切断电源，与当班瓦检员取得联系或及时汇报矿调度室，通风调度和安全调度,采取有效措施进行处理，同时作业地点必须保持正常通风.（）、回采工作面安设的瓦斯传感器由当班带班长负责管理,放炮时必须移到安全位置，防止崩坏,放炮后复归原位，受过一次高瓦斯浓度冲击的瓦斯传感器必须更换，符合规定后方可使用。（6）、每隔10天必须对传感器校对一次，并有记录可查，安置在井下连续运行个月，必须升井检修。（7）、所有监测装置在超限断电后，严禁自动复电,只有将瓦斯浓度降到时，方可人工复电。（8)、下井跟班队干、班组长、流动

32、电钳工、采煤司机和安全员应携带便携式瓦斯监测报警仪。在工作面回风巷道内距工作面1m范围内安装1台甲烷传感器，其断电浓度大于或等于0.8，复电浓度小于.，断电范围为工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备，实现瓦斯超限自动报警断电.监测分站设置在新鲜风流中。在距监测分站不大于10m的位置能够控制工作面运顺全部非本安型电器设备的馈电开关，并在该开关电源侧留出接监测分站、电源的喇叭口,留出接控制线、馈电状态传感器的喇叭口。在变电所设置断电设备，控制高压移变的供电。在工作面上隅角及采煤机上悬挂便携式甲烷检测报警仪。在各部设备线路上设置开停传感器,监测各部设备的开停状态. 附：11-0工作面监测设备系

33、统示意图。附：工作面监控系统设备布置图 （-2) 工作面监控系统断电控制图 （-）六、通讯系统我矿采用数字程控交换机,给井上、下各皮带机头转载点、运输顺槽、综采工作面、煤仓安装电话,确保通讯畅通。七、防尘、防灭火的设施布置和安设要求1、防灭火的设施布置和安设要求:运输巷皮带输送机机头和材料巷油脂库均使用不燃性材料支护,并按规定设置有效的沙箱和灭火器.2、防尘设施布置及要求：(1）两巷各安设隔爆水棚一组，距工作面6020m的范围内,水量按巷道断面计算，每袋2升,运输、回风两巷各需80升，即不少于90个隔爆水袋。（2）两巷定期冲洗，两巷距工作面3m范围内各设一道净化水幕，水幕要覆盖巷道全断面，风流

34、净化采用自动或连锁控制。（3)采煤机必须安装使用内、外喷雾装置.内喷雾水压不得小于2M，外喷雾水压不得小于MP，如果压力达不到时，必须安装使用喷雾泵,并实行泵机联锁。综采工作面应安装使用自动架间喷雾装置，实现降、升、移架的自动喷雾。八、通风管理规定及措施：(一） 防瓦斯等有害气体措施：1、轨道巷和回风巷的联络巷内四道风门严禁同时打开,进出人员后要随手关好,以防造成风流短路.两巷材料、设备堆放占用面积不超过巷道断面的3。2、跟班队干、带班长要携带便携式瓦检仪入井.、专职瓦检员每班对工作面上隅角和回风流以及采煤机附近瓦斯和C、H2S气体浓度检查不少于两次。4、必须妥善保护好巷道内瓦斯传感器及其线路

35、，瓦斯超限断电后不得私自送电,必须听从瓦检员指挥，待降到规定值以下时方可人工复位送电。5、电气设备杜绝失爆，杜绝明火作业.6、当班生产过程中回风流中瓦斯浓度超过1%时必须停止作业，待瓦斯浓度降到1以下时，方可正常作业。7、遇冒顶或透水造成风流阻断时要立即停止工作,撤出人员，采取措施,进行处理。8、严禁任何人员进入盲巷或有害气体超限地点.9、瓦斯传感器、便携式瓦检仪每7天必须使用校准气样和空气样调校一次,每天必须对瓦斯超限断电功能进行测试.0、必须按测风制度进行测风，发现检测风量不符合规定,要及时采取措施进行风量调节,加强通风设施管理，从源头控制漏风。、上、下隅角观察预报每周进行一次。2、瓦检队

36、负责对工作面H2S气体涌出情况进行测定，每周在工作面按回采循环进度进行全面测定一次，每天在工作面回风巷测定一次，及时总结汇报HS气体变化情况。13、防尘队负责在工作面运输巷打煤层注水孔,注水时采用加压注水。4、加强个体防护。 (二) 防火措施:1、内因火灾防治措施：（1)、提高工作面煤炭回收率，工作面浮煤要清理干净。(2）、坚持正规循环作业,提高开机率，加快开采速度，减少煤壁暴露时间.()、支护设施必须回收干净，使采空区冒落充分.（）、工作面采完后，必须在5天内撤出所有设备，并及时封闭采空区。（5）、回采结束后，及时对采空区进行灌浆。特别对开采线、停采线、上下煤柱线附近要加强灌浆.（6)、坚持

37、对工作面上下隅角、回风巷、巷道密闭处进行C、温度检查监测，发现异常主即向矿调度室汇报,并采取相应措施。2、外因火灾防治措施:（1)、工作面两巷胶带输送机机头和油脂库使用不燃性材料支护，并按规定设置有效的沙箱和灭火器。(2)、井下电缆架设符合规定并避免撞击和挤压，接线盒严禁挂在有淋水地点或反向吊挂，防止受潮产生短路和电火花.（3)、杜绝电器失爆，坚持使用检漏继电器，严禁带电检修、搬迁电气设备和电缆。()、下井人员严禁携带烟草和点火物品。（5）、严禁将剩油和废液泼洒在巷道和工作面，擦过油的棉纱、布头不得乱扔，要放在专用箱内定期带出井外。（6）、放炮严格执行有关规定。（三）防治水措施:、工作面开采前

38、，必须形成完备的排水系统。回采过程中两巷排水设备、管路要定期检查维修，保证设备能够正常运转，且排水管路畅通。2、因工作面用水设备较多，喷雾洒水、冲洗支架及冷却水等造成工作面机尾低凹处积水较多,影响皮带系统的正常运转，因此在机尾设拦水坝并设水泵进行排水，将水排向水仓再经大泵转载排出。3、每次开机前必须将水排净。、工作面停机后必须及时停水。、两巷积水必须及时排净，严禁往皮带上排水。6、严禁用水冲洗皮带大架及清扫器处浮煤。7、回采过程中要注意水文观测，发现有挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气、水叫、顶板淋水加大、顶板来压、底板鼓起或产生裂隙出现渗水、水色发浑、有臭味等预兆时,必须停止作业,采取措施，立即

39、报告矿调度室，发出警报，撤出所有受水威胁地点的人员。第五章生产系统及要求设计第一节 运输系统及管理1、运煤系统:工作面刮板输送机运输巷转载机运输巷皮带输送机皮带运输大巷中央煤仓运输联络巷主井皮带地面2、运料系统：地面副斜井5#井底车场轨道大巷联络巷回风顺槽工作面材料堆放点。3、行人路线：地面副斜井5-1车场轨道大巷运输、回风巷工作面.3、供液路线:运输巷配置好的乳化液经铁管运输巷乳化液泵配备XRX000型乳化液箱进液管工作面各用液点 回液管乳化液箱。附:工作面生产系统示意图 ()第二节机电管理 一、负荷统计序号名称型号功率台数（台)合计（W）电压（V）1液压支架580/1/3512采煤机MG-

40、3070WD*30KW600114工作面运输机SGZ764/500*20W150114装载机SZ-76416016166605乳化液泵站B-00/31。5250250011406喷雾泵站X200/6。3529011407顺槽胶带机SSJ100/22401252250660回柱绞车H201.5376609调度绞车JD-2524006601水泵64000Z7。5（1台）256011水泵KQW15-152.1（回）2。2602水泵IS865160。51(运).56603综保ZXB4/。21合计194二、负荷计算、供采煤机和乳化液泵 移动变电站的选择计算采用需用系数法计算SPn*r/cos=80。7/

41、。8=8KVA 式中视在功率 KA参加计算的所有用电设备额定功率之和 Kcos-参加计算的 所有用电设备的平均功率因数，取0.K-需用系数= 04+。6Pax/ n=0.4+06*000=.8根据实际情况选用BG00/1。2移动变电站一台,可满足要求2、供刮板运输机和装载机移动变电站的选择计算采用需用系数法计算SPn*Krcs=630*/0.87875 式中 S-视在功率 KPn参加计算的所有用电设备额定功率之和 c参加计算的 所有用电设备的平均功率因数，取Kr需用系数Kr0.406Pmax/P04+0。630630=1其中Pn=6KW根据实际情况选用KBSGZY00/61.2移动变电站一台,可满足要求、供顺槽皮带机和绞车水泵的移动变电站选择计算采用需用系数法计算SnK