1102作业规程.doc

自贡川能股份有限责任公司顺利煤矿 1102对拉采煤作业规程 第一章 概 况第一节 编制依据1.根据煤矿安全规程、荣县双庆矿业有限公司顺利煤矿整合工程初步设计荣县双庆矿业有限公司顺利煤矿整合工程初步设计安全专篇。2. 根据1101采面开采以来的实际情况。3. 其它依据 。 第二节 工作面位置及井上下关系工作面位置及井上下关系表 水平名称+313m采区名称一采区地面标高+459+570m井下标高+319m+379m地面相对位置该带区工作面相对地面为皮匠沟、大田咀属于耕地（土）和荒坡、无塘库堰河，无重要建筑物。回采影响因素无地表水影响，其它相邻采空区对其影响较小。井下位置与四邻关系该对拉工作面仅西南方向为1101对拉工作面采空区，其他地方无任何影响。回采范围工作面沿煤层倾斜方向开采668米留50米煤柱，沿走向开采240米。走向长度（m）240倾斜长度（m）668面积（m2）160320 第三节 煤 层综合柱状图见尾页 第四节 煤层顶底板煤层顶底板情况表 顶底板名称岩石类别硬度（f）厚度（m）岩性顶板基本顶石英砂石7-1019硬脆、透水性强直接顶/伪顶炭质页岩3-40.26软、易冒落底板直接底炭质页岩，泥质砂岩4一61.0较软、易底鼓基本底灰岩6一8未见底硬、含水第五节 地质构造岩层走向40，倾向130，倾角3-7，平均5。矿区西侧见一条南北向的回龙场断裂（F2）。但矿区边界离此断裂带较远，构造相对简单，煤层稳定，呈向西倾斜的单斜煤层，区内无岩浆活动。因此，本矿区地质构造复杂程度为简单类型。第六节 水文地质矿区内地下水含水层主要为须家河组第二、四、六段长石石英砂岩，砂岩孔隙和裂隙均为地下水的良好储水构造和运移通道；隔水层为须家河组第一、三、五段的泥岩，泥岩遇水后堵塞裂隙，形成不透水层。矿区内未见断裂构造，岩层呈单斜产出，倾斜方向与区内主要河流向西流的方向近于一致。所以，上述含隔水层水力联系少，含水层对矿井开采威胁较小。矿区内皮匠沟、陡沟从南向北流，水量不大，注入矿区北部由东向西流向的溪沟内，流量比皮匠沟、陡沟大，但本矿设计的三个井口标高都比此溪沟洪水期水面标高高差10.3m以上。矿区及其周围地表有小型堰塘分布，无渗漏现象，加之隔水层阻隔，包括矿区北部溪沟均与井下工作面相对高差大，超过140m。工作面距地表最高187m，最低132m，本矿区内大气降水，地表水部分以面流形式汇入沟谷，部分则渗入地下补给地下水。地下水多沿岩层层面（隔水层顶板）或裂隙径流，在地形低洼处以泉的形式排泄于地表或沟谷中，经矿区北部溪沟向西排出矿区。所以，地表水对本矿井下开采威胁较小，影响不大。因此，本矿井下开采涌水量较小，一般不大于25m3/d，矿区水文地质条件简单。第七节 影响回采的其他因素指标参 数备 注煤层厚度（最大最小/平均）m1.7-1.2平均1.4煤（岩）层倾角（最大最小/平均）（）7-1平均5煤（岩）层硬度/f2-6煤（岩）层层理（发育程度）明显煤（岩）层节理（发育程度）不明显自然发火期/d煤自燃倾向级绝对瓦斯涌出量/（m3/min）42相对瓦斯涌出量/（m3/t）11煤尘爆炸指数/%8.10地温/c20 第七节 储量及服务年限一、工作面储量面长（m）倾向长（m）可采长（m）开采面积m2煤厚（m）容重t/m3储量（kt）可采储量（kt）2407186681603201.41.4337.7314.2二、工作面服务年限工作面服务年限=可采推进长度/设计月推进长度=668m/27m=24.7个月第二章 采煤方法第一节 巷道布置1.工作面巷道布置、断面、及支护方式1102对拉采煤工作面由西北向东南推进，机、风巷沿煤层倾向布置，开切眼沿煤层走向布置。开切眼、机、风巷净断面分别为（10.9 、8.7、8.7m2），机、风巷及开切眼均为梯形断面，采用锚网支护。2.巷道用途工作面机巷主要用作回采期间进风、原煤及材料运输；风巷主要用于采面回采期间回风及材料运输；开切眼主要用于采面初期支架、运输机、采煤机的安装。 3.工作面主干系统 3.1 运输系统 （1）材料运输地面主斜井井底车场北运输大巷工作面机巷工作面（2） 原煤运输工作面工作面机巷7#皮带6#皮带4#皮带3#皮带2#皮带1#皮带地面煤仓 3.2 通风系统 （1）进风系统地面主斜井井底车场北运输大巷工作面机巷工作面 （2）回风系统工作面工作面风巷北回风巷（联络巷）总回风巷地面第二节 采煤方法及采煤工艺1.采煤方法 根据煤层倾角、厚度、顶底板特性、瓦斯含量、矿现有设备水平等，1102对拉采煤工作面采用倾向长壁式采煤法，使用MG150/375-W(W1)型液压牵引采煤机落煤，采煤机额定功率为375kw。根据煤层赋存情况及工作面安装的支架、割煤机参数，确定为一次性采全高。2.采煤工艺2.1回采工艺流程工作面回采工艺流程为：安全检查割煤准备割煤移溜移架2.2循环进度工作面割煤机割煤一刀，截深0.6m，工作面支架及输送机推移步距均为0.6m。2.3 进刀方式（1）进刀过程工作面割煤时进刀方式为机头斜切进刀，进刀过程具体如下：当采煤机割到工作面机头端头时，其后的工作面输送机已移近煤壁，采煤机机身处尚留有一段下部煤。调换滚筒位置，前滚筒降下、后滚筒升起，并沿运输机弯曲段反向割入煤壁，直至运输机直线段为止，然后将运输机移直。再调换两个滚筒上、下位置，重新返回割煤至工作面刮板运输机机头处。将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换上、下滚筒位置，返程正常割煤。（2） 进刀距离的确定D=2L采+L运弯式中：D进刀距离，m； L采采煤机机身长，最大长度为6.2m； L运弯刮板运输机弯曲段长度，取15m；把以上数据代入式中，得D=26.2+15=27.4m进刀距离取27.4m。2.4落煤方式工作面采用MG150/375-W(W1)型液压牵引割煤机螺旋滚筒截割落煤，机头斜切进刀，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，截深0.6m，斜切进刀段长度不小于27.4m，采煤机向上（下）割穿端头煤壁。采煤机以2.03.0m/min速度上（下）割煤。2.5 装煤方式工作面采用MG/150/375-W(W1)型液压牵引割煤机螺旋滚筒配合SGZ630/220型刮板运输机铲煤板装煤。2.6 运煤方式工作面使用SGZ630/220型刮板输送机运输；机巷使用SGB-630/150型刮板输送机和DSJ-800/255型胶带输送机，转运皮带输送机运至地面煤仓，通过皮带机运至地面洗选厂。2.7推溜、支护、移架（1）推溜采煤机收浮煤后，滞后采煤机后滚筒1520m开始推溜，弯曲段长度不小于15m，推溜要做到平、直、稳。工作面输送机机头、机尾推移时，顶板要支护完好，采煤机及工作面输送机都必须停机。（2）支护工作面采用ZY3200/14/32掩护式液压支架支护，支架中心距1.25m，移架步距为0.6m，端面距应保持在340mm以内。（3）移架采煤机在工作面机头进刀，收煤移溜后滞后采煤机后滚筒1520m及时移架，移架步距0.6m。2.8采空区处理采用全部垮落法处理采空区，机、风巷隅角外采空区悬顶面积不得大于10 m2，否则必须采取人工强制放顶措施，安全技术措施另行编制。3.采煤机割煤及工作面运煤技术要求（1）割三角煤时，必须将三角煤割穿，保证回采巷道底板到工作面底板平缓过渡，三角煤割不穿，容易发生工作面刮板输送机过渡槽翘起事故。（2）顶底煤要割净，不能留有台阶，底板留有台阶或不平会使推溜困难和造成刮板输送机不平，同时顶底板不平使支架与顶底板呈线接触，而且仰俯角太大容易发生空顶冒顶或采煤机滚筒割顶梁事故。（3）必须保证采煤机滚筒截齿完好无缺，割煤时如发现截齿丢失，严重磨损等现象时，应及时更换截齿。（4）工作面遇有硬夹矸时，如能降低采高通过则降采高通过，否则采取放震动炮将夹矸崩落或松散后用采煤机切割，不得用采煤机强行截割。（5）刮板输送机在推移后保证其平、直。（6）刮板输送机机头、中部、机尾推进度保持一致，推移步距为0.6m，确保截深和工程质量。（7）推移工作面输送机时，滞后采煤机后滚筒1520m开始推溜，除推移段外，不得出现急弯。（8）采煤机滚筒严禁碰、割顶梁。4.移架的基本要求（1）拉架工必须经过培训，掌握支架工作原理性能及操作方法，严格按操作规程进行操作。（2）支架采用邻架手动操作及液控操作方式，拉架作业时必须发出警鸣声通知人员撤离至安全地点后方可作业。（3）拉架前要将支架内、支架间的浮煤、矸及杂物清理干净，并检查电缆及液压管有无挂、卡、挤、压现象，如果发现有损坏现象要及时处理，待处理好后才能进行拉架工作。（4）移架降柱一般在50100mm之间， 特殊情况下以不超过相邻支架的侧护板为准，若在顶板破碎、压力大或护伪顶开采的情况下应采取带压移架。（5）移架前应拉线移架，确保移架后的支架、溜子成一直线，其偏差不得超过50mm。移架时速度要快，一次拉到位，并调整好支架平衡缸，使支架垂直于顶底板，且顶梁与顶板呈面接触，严禁顶梁前端与顶板呈线接触。（6）移架应在滞后采煤机后滚筒1520m处由机头向机尾方向依次进行，每移一架应调整其相应位置，并固定牢靠以免歪斜。（7）若工作面煤壁出现冒顶时，先把支架拉到位，找尽悬矸活石，然后人员站在安全地点用木料在顶梁上面架设木垛接顶，并有专人看安全，发现问题及时撤到安全地点。（8）若支架移不动或升不起时，必须将手把打到零位，详细检查分析原因，不能强行推移，以免损坏设备。（9）工作面推溜不能出现急弯，输送机必须平、稳、直，做到机头不拉回煤，严禁从两头（即机头、机尾）往中间移工作面溜子。5. 挤架、咬架的防护和处理（1）在回采期间，必须保证工作面平直。（2）遇有咬架时，可使用支架调架千斤顶和单体液压支柱将支架抵开。使用单体液压支柱抵时，人员要站在安全位置，并在支柱上下垫上木块，以防支柱滑脱。（3）在移架时，必须做到从工作面机头向机尾方向移架，以防止工作面支架窜架。第三节 工作面设备配置1. 工作面设备的配套原则和要求（1）考虑各设备在生产能力上必须适应。（2）设备的连接必须配套。（3）设备的强度必须足够。（4）设备用电电压必须满足生产能力的要求。2.工作面主要设备配置表 表2-1-6序号设备名称型 号用 途电 压1采煤机MG/150/375-W(W1)工作面落煤1140V2刮板输送机SGZ630/220工作面运煤1140V3液压支架ZY3200/14/32支护顶板4端头支柱DW35-180/110支护上下端头5转载机SGB630/150工作面转载660V6胶带输送机DSJ-800/255机巷运输660V第三章 顶板控制第一节 顶板支护设计1. 采煤工作面支护设计1.1顶板管理方式该工作面煤层基本顶厚度为19m，基本顶在自行垮落后，能有效地充填采空区。因此，采用全部垮落法管理顶板。1.2 支护强度计算及支护材料选取（1）支护强度计算采用经验公式计算：=192.51.3=61.75(t/m2)式中：P：工作面合理支护强度，t/； h：基本顶厚度，取19m； r：顶板岩石容重，取2.5t/； k：动载系数，取1.3。（2）支护强度取值根据以上计算结果，本工作面的合理支护强度确定为61.75t/。2. 支护设备、材料选型及有关数量（包括备用数量）2.1 工作面支护选型及数量根据1102工作面煤层顶底板特性及煤层情况、工作面采高，确定选取ZY3200/14/32型掩护式液压支架，单工作面平均走向长度为120m,支架宽度为1.25m,共安装96架支架。2.2 支架支护强度验算（1）支架支撑力规定支架要有足够的支护强度，其初撑力应达到泵站压力的80%以上，保证支架接顶严实，乳化泵站压力不得低于30MPa。（2）支架支护强度计算根据ZY3200/14/32型掩护式液压支架说明书提供的支架最小工作阻力3200KN计算最小支护强度： =3200/4.8/(3.11.25) =172(t/m2)（3）支架支护强度验算根据以上计算结果ZY3200/14/32型掩护式液压支架最小支护强度为172t/,大于工作面的顶板来压强度和经验公式计算支护强度，因此，ZY3200/14/32型掩护式液压支架能有效支护工作面顶板。3. 支护配套设备选型及有关要求1102对拉采煤工作面支护配套设备有电液控制系统、乳化泵站、TMGLZS（1000/31.5/25）手动反冲洗高压过滤站及泵管。3.1 电液控制系统选型ZY3200/14/32型掩护式液压支架电液控制系统选取pm32电液控制系统，对支架进行电控操作。 3.2 乳化泵及管路选型:根据矿现有的乳化泵设备，选用BRW125/31.5型乳化液泵，RX-X10KX泵箱、该型号乳化泵站额定压力为40MPa以上，符合支架所需要求。选取4SP3249-32高压泵管作为工作面的进液管，38mm泵管为工作面的回液管，16mm泵管为支架的进回液管，13mm的泵管为支架的推溜、升柱进液管，10mm泵管为支架的降柱、平衡等进回液管。该泵管额定承受力为32MPa，满足所需要求。3.3 高压过滤站选型根据支架电控系统对乳化液精度的要求，乳化泵站高压过滤站选取TMGLZS（1000/31.5/25）手动反冲洗高压过滤站来净化乳化液。3.4乳化泵站位置设置1102工作面回采期间，乳化泵站安设在机运巷乳化泵站硐室内。3.5 乳化泵站使用规定（1）乳化泵站压力调整要求乳化泵站和液压系统完好，不漏液，泵站压力30MPa。（2）乳化液配制方式及乳化液浓度采用乳化液自动配比器进行乳化液配制，乳化液浓度在3%5%之间。（3）乳化泵站检查方式通过观测乳化泵站的水位情况是否达到要求、压力表读数是否在30MPa、乳化液颜色是否呈乳白色；通过折射仪检查乳化液浓度是否达到规定值。第二节 工作面顶板控制1.顶板控制方式1102对拉采煤工作面采用全部垮落法控制顶板，采空区顶板随支架前移自行垮落充填。工作面内采用及时移架支护，即采煤机割煤后及时移架，移架滞后采煤机46架进行，不得超过710m，超过此距离或发生片帮冒顶时，必须停止割煤，及时移架。2.顶板特殊支护方式如果工作面遇地质构造顶板破碎带，必须采取跟机带压移架方式及时支护顶板。3. 平行作业的安全距离及有关要求（1）采煤司机与工作的采煤机滚筒必须保持5m的安全距离，不得接触其旋转部位。（2）在断层、褶皱带割煤、移架作业时，作业地点前后20m范围内严禁有人。（3）工作面机头、机尾及上下出口进行打柱、回柱作业时，严禁移机头、机尾段支架。（4）处理挤架、咬架、倒架时，作业点前后20m范围内严禁有人或有人作业，其20m以外人员进入支护完好的支架内。4. 特殊时期的顶板控制4.1 工作面初采及初次来压的顶板控制初次来压时的顶板控制：支架要有足够的支护强度，其初撑力应达到泵站压力的80%（24MPa）以上，保证支架接顶严密；支架必须有足够的初撑力；顶板压力突然增大时，应采取带压移架方式移架。工作面初采必须编制初采的安全技术措施。4.2 过断层及顶板破碎时的顶板控制（1）割煤后，必须及时移架，如顶板破碎，要立即带压移架，如暂时不能移架时，则必须对煤壁侧暴露的顶板进行临时支护。（2）过断层时，如顶板冒落造成支架无法接顶，则必须用木料进行绞顶，保证支架接顶严实。（3）如果断层落差较大，断层牵引带、破碎带顶板极不稳定时，必须提前对支架采用单体液压支柱进行加固，防止顶板冒落。（4）工作面过断层必须根据现场实际情况另行编制安全技术措施。4.3 工作面末采的顶板控制（1）工作面割最后两刀煤后时，必须保持煤壁直，并及时用单体液压支柱配合绞接顶梁支护；割前一刀煤时，采用临时支护，割后一刀煤时采用倒悬臂方式支护。（2）工作面末采期间必须避开工作面周期来压。（3）工作面末采必须另行编制专门的末采安全技术措施。5. 控顶距确定（1）最小控顶距最小控顶距：4.852（M)（2） 最大控顶距 6.0852.4+= =5.452（M) 6. 端面距和伞檐规定（1） 端面距规定根据国家煤矿安全监察局制定的煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法规定：工作面端面距不大于340mm。（2）伞檐规定1102工作面煤层平均厚度为1.4m属中厚煤层，根据国家煤矿安全监察局制定的煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法规定：伞檐长度超过1m，其最大突出部分不超过150mm；伞檐长度在1m以下时，其最大突出部分不超过200mm。7. 采空区处理该工作面顶板属中等稳定顶板，采空区顶板随支架前移自行垮落填充，采用全部垮落法处理采空区。第三节 运输巷、回风巷及端头顶板支护1. 工作面运输巷、回风巷的顶板控制（1）工作面运输巷、回风巷超前支护两巷超前支护距离，集中运输巷超前支护自切顶排不小于30m。回风巷超前支护自切顶排不小于30m。采用DW35-180/110或DW31-200/110型单体支柱，配交接顶梁进行超前支护。超前支护基本形式为：双排柱梁，排距不大于1米，每一排必须用交接顶梁连接。支护要求:双排超前支柱支在顶板下（有锚带时支在锚带下），局部超高处采用顶梁之上打木垛的方式支护顶板，打木垛接顶措施执行后述打木垛接顶措施有关规定。初撑力不小于50kN，支柱必须穿铁鞋(320m m)，并拴好防倒绳。（2）工作面运输巷、回风巷两端头加强支护工作面运输巷、回风巷（超前除外）顶板压力较大、顶板破碎、断层带采用单体液压支柱与交接顶梁加强支护，保证一梁三柱，或者采用架木垛支护。（3）回撤设备、液压支柱回撤方式随工作面推进度，回撤液压支柱时采用远距离机械回撤，即：机、风巷采用jd一1140/11.4回柱绞车回撤，回撤时钢丝绳受力范围内严禁站人或有其他作业人员，绞车司机必须持本工种有效证件上岗，信号清晰，并派专人负责指挥及观看安全。2. 工作面上、下安全出口的支护（1） 支护方式工作面与机、风巷交岔处靠近工作面机头、机尾采用单体液压支柱与交接顶梁加强支护支护顶板。（2） 质量要求端头支架必须保证接顶严实，保证安全出口高度不小于1.8m，与工作面和相邻综采支架间隙不大于200mm，如超过规定必须做好辅助支护，辅助支护采用长钢梁配合单体液压支柱支护，同时打好斜撑支柱。（3）与其它工序间的衔接关系工作面上、下出口端头支架支护不得滞后或超前工作面液压支架前移，必须保证与工作面液压支架直线度。（4）支柱型号运输巷、回风巷超前支护及上、下安全出口支护采用DW35-180/110或DW31-200/110型型单体液压支柱支护（支柱型号可根据现场实际情况适当调整）。3. 支护材料的使用数量和存放管理3.1支护设备、材料管理要求（1）工作面液压支架按顺序编号管理，建立专门台帐，做到情况清、状态明。（2）每天检修时，必须派专人对支架进行检查维护，并做好检修记录。（3）每季对支架故障进行分析汇总，找出故障原因、规律、制定预防措施。3.2 支柱、顶梁存放管理支柱、顶梁、坑木等备用支护材料必须存放在距超前出口40m以外的地方，并分类码放整齐，挂好标志牌。第四节 矿压观测1. 矿压观测内容主要观测工作面液压支架的初撑力和工作阻力、两巷超前单体液压支柱的初撑力和工作阻力、两巷顶底板移近量。2. 矿压观测仪器、仪表工作面矿压观测采用DSB-1顶板动态压力观察仪, 机、风巷单体液压支柱采用单体柱工作阻力监测仪检测。2.1 观测站点设置（1）在工作面每10架安设一个综采支架压力连续记录仪分机，安装在支架的立柱和平衡上。（2）在两巷超前单体液压支柱安设测压表。（3）在超前煤壁30m和60m的两巷设置巷道收敛变形观测点。2.2 观测方法（1）通过采集仪每4天对其分机进行数据收集，并传入电脑，通过矿压软件自动分析工作面顶板压力变化情况并绘制曲线。通过单体液压支柱进行工作阻力测试和综采支架压力变化曲线图，能够及时撑握采煤工作面初次及周期来压规律，确保工作面支护安全可靠。（2）每班对两巷的超前支护进行单体液压支柱的工作阻力抽样检查，并做好记录。（3）每班对两巷的收敛站点进行观测并做好记录。第四章 生产系统第一节 运 输 1. 运输设备及运输方式1.1 工作面运输设备及运输、转载方式（1）工作面采用SGZ630/220型刮板输送机。（2）工作面与机巷下顺槽采用SGB630/150型转载机转载。（3）机巷采用DSJ-800/255型胶带输送机运输。（4）通过北运输巷、井底车场运至煤仓。（5）最后通过洗选厂用汽车运至外面进行销售及储存。1.2 辅助运输设备及运输方式1102对拉采煤工作面所需材料及其它设备物资，根据材料规格分别选用1t矿车、花车或平板车进行装车运输；大巷使用机车运输，斜坡及平巷运输使用Jh-8-25-1140/660绞车进行提升运输，经斜坡提升后通过工作面机巷或风巷转运至指定地点。2. 刮板运输机、转载机、皮带运输机推移、固定方式 工作面刮板运输机采用支架推溜缸自行推移，推移步距0.6m，刮板输送机前移时相互用支架推溜杆固定；机巷转载机头与皮带机尾行走装置整体联结，通过jd一1140/11.4型回柱绞车或端头支架向前移动；随着工作面向前推进，每推进15m缩一次皮带，移一次机尾，皮带输送机机尾行走装置使用jd一1140/11.4型回柱绞车向前牵引，绞车撑子使用4根单体液压支柱进行固定。4. 运煤路线工作面工作面机巷北运输大巷井底车场地面地面煤仓第二节 “一通三防”与安全监控1. 通风系统及主要设施(1)本工作面采用“U”型通风方式。(2)进风路线：地面人行斜井、主井联络巷工作面集中运输巷工作面 回风路线：1102-2工作面1102-2回风巷北回风巷风井地面1102-1工作面1102-1回风巷回风联络巷风井地面2、工作面风量计算：1、按瓦斯涌出量计算Q=100qk=1001.81.5=270m/min瓦斯涌出量仍按1.8m3/min计算k一通风系数取1.5.2、按工作面班最多工作人数Q=4n=422=88m/min 3、按工作面温度计算 工作面温度按夏季最高温度可达22-24，风速应为1.2m/sQ=60v.s.k=601.261.1=475m/min式中：K-采煤工作面长度风量系数取1.1一1.4根据以上计算结果，工作面风量取其最大值，则Q=950m/min4、按风速进行验算： 按最低风速验算，工作面的最小风量Q15s=1512=180 m3/min按最高风速验算，工作面的最大风量Q240s=240 12=2880 m3/min通过验算得知，180m3/min950m3/min2880m3/min5、按工作面回风流中的瓦斯浓度不超过1%验算：3/950100%=0.316 %1%，风量符合要求。6、通过以上计算：确定1102对拉工作面共需要风量为950m3/min。 3.瓦斯抽放 1、根据煤矿安全规程，1个采煤工作面的瓦斯涌出量大于5m/min或1个掘进工作面瓦斯涌出量大于3m/min，用通风方法解决瓦斯瓦斯问题不合理时，必须采用永久抽放瓦斯系统或井下临时抽放瓦斯系统。 2、瓦斯抽放设计另行专门设计。 3、瓦斯抽放措施： （1、瓦斯管路在运输巷道内，应架设一定的高度并固定在巷道壁上，避免被车辆撞坏漏气。 （2、瓦斯管路不得与带电物体接触，在工作面巷道中应与电缆分开铺设，若分开有困难，二者间距不得小于300mm，且瓦斯管路必须在上方。 （3、施工单位在运输时，应注意保护瓦斯抽放管路，严禁人员随意破坏或车辆撞坏，一旦损坏应立即通知通风区，并向矿领导汇报，由相关单位及时派人采取措施处理。 （4、瓦斯管路吊挂牢固、整齐，并要对瓦斯管路加强日常检查、维修和更换。 （5、工作面瓦斯抽放过程中，上隅角编织袋墙要打严密，防止大量气体溢出。 （6、抽出的瓦斯排入回风巷时，在管路出口上风侧5m以外，下风侧30m以外处必须设置隔离栅栏，悬挂警标，禁止人员入内，两栅栏间禁止任何作业。 （7、在瓦斯抽放站内安装一瓦斯监测探头，报警浓度为0.5%。 （8、在排瓦斯管路出口下风侧栅栏外设置一瓦斯监测探头，报警断电点均为1，复电浓度为小于1%，当瓦斯超限时，能自动切断抽放瓦斯泵电源，停止瓦斯抽放工作。 （9、安设瓦斯抽放监测装置一套，对抽放管路内的瓦斯浓度，流量等参数进行监测监控。 （10、每班加强瓦斯抽放管路中CO浓度及温度检查，发现有自然发火征兆时，立即向安全科汇报，并停止抽放。 （11、要经常检查抽放管路系统中的防回火、防回气、防爆炸等安全措施，使其保持良好状态。 （12、对测量气体浓度、温度的测定孔，平常不用时要用塞子堵严，防止漏气。 （13、瓦斯泵房内的电气设备和照明都要采用防爆型。 （14、在瓦斯泵房外制作一个容积为3m3的铁水箱，并利用潜水泵向箱体内供水，平时要保持箱体内有足够的容水量，一旦大巷内无水，可做为抽放泵的备用水源使用。 （15、抽放硐房内要有专人值班，每小时检查记录一次有关参数，如瓦斯浓度、CO浓度及抽放负压等。 （16、在抽放过程中，随着工作面的推进，要及时移动上隅角抽放管路，确保抽气端弹簧管不打死弯和埋管深度符合要求。 （17、要加强对上隅角周围巷道的支护工作，防止巷道落碴砸坏抽放管路，影响抽放工作。 （18、抽放硐室内应配备一部直通矿领导的专用电话和做记录用的桌椅。 （19、硐室内的消防器材应不低于规程的规定值。 （20、硐室值班人员要加强责任心，密切关注泵的运转情况，发现问题及时汇报处理，并现场交接班。4. 工作面冒顶和上隅角、容易发生瓦斯积聚的瓦斯防治和处理方法（1）保证工作面有足够的供风量，即为950 m3/min，特殊情况应增大供风量，并保证工作面有足够的通风断面。（2）认真进行瓦斯检查和监测，当班瓦斯安全检查员必须对责任区域内的瓦斯传感器进行检查，并对工作面的上隅角悬顶区进行瓦斯检查，在工作面上隅角悬挂一台便携式瓦检仪实时监测瓦斯浓度。（3）对于工作面冒顶和上隅角的瓦斯积聚，应及时处理局部积存的瓦斯，及时采用风障引导风流法、风筒导排风流法、尾巷排放法排放瓦斯。（4）生产期间相关部门和单位必须加强工作面通风瓦斯管理，确保安全生产。（5）若工作面及回风区域内瓦斯浓度超限，应立即切断工作面所有设备电源，必须在工作面及回风流瓦斯浓度降到1%以下时，方可人工恢复工作面电源。风、电、瓦斯闭锁装置按规定试验，确保断电控制灵活、可靠。 5. 综合防尘系统 5.1 防尘管路系统（1）、该工作面防尘水来源地面水池，其水质符合矿井防尘质量标准规定。供水方式为:静压供水。（2）、防尘管路系统该面回风巷、运输巷选用40mm钢管；进风巷：人行斜井联络巷集中运输巷对拉工作面。回风巷：人行斜井联络巷回风大巷对拉工作面。 （3）、防尘设施的设置在回风巷管路终端距面出口50m处设一道净化风流水幕。凡为该工作面服务的各皮带机头、溜子机头，都安设电磁阀自动防尘喷雾装置。回风巷、运输巷要每隔50m设一处三通阀门，以便冲刷煤尘使用，在皮带机头、刮板运输机头安设三通阀门，用安设转载点喷雾装置。 5.2 隔绝瓦斯、煤尘爆炸方式主要采用隔爆水棚来隔绝瓦斯、煤尘爆炸的传播具体要求如下：（1）在工作面机、风巷距煤壁50m200m之间安装隔爆水袋，形成水棚与连通的巷道隔开。（2）水棚的安装个数及总水量要符合巷道断面积的要求。（3）定期清除巷道中的浮煤，清扫或冲洗沉积煤尘，并做好防尘记录。5.3隔爆设施及要求机、风巷巷道采用隔爆水袋形成隔爆水棚设施，水棚设置在距煤壁50m200m之间直线巷道内，水棚长度不得小于30m，每2个隔爆水袋为一排水棚，两个水棚间距不大于1.2m，采用吊挂式将水棚沿顶板挂设并保证距离底板不小于1.8m。根据单个隔爆水袋容量为60L/个，即在机、风巷巷道分别设置13排水棚，共计26个隔爆水袋。5.4 综合防尘措施（1）各运煤转载点必须设置喷雾装置，必须随机开停，无水或喷雾损坏时必须停机。（2）机、风巷距煤壁50m处设置防尘水幕，在割煤时洒水降尘净化巷道内空气。（3）机、风巷防尘水管每50m安设一组三通闸阀，每小班冲洗一次巷道顶、帮，电机、开关严禁冲洗（只能进行清扫），做到无煤尘堆积。 （4）装煤点下侧20m内，必须设置一道防尘水幕净化空气。（5）作业人员必须使用好个人防护用品, 佩带防尘口罩。（6）使用好割煤机的内外喷雾，喷嘴必须保证完好不堵塞，压力符合要求（内喷雾压力不得小于2MPa，外喷雾压力不得小于1.5MPa，如果内喷雾装置不能正常喷雾，外喷雾压力不得小于4MPa）。（7）工作区域内使用好各种防尘、降尘设施，不得撤除损坏。6.压风自救系统（1）机巷、风巷距工作面2540m的巷道内设置一组压风自救袋,并在风巷中部再设置一组压风自救袋。（2）每班进班前必须对压风自救袋供风情况进行检查,保证其能正常使用。7.综合防灭火措施7.1消防设施（1）本采区所有采区变电所、机电硐室内应配备齐规定数量的干粉灭火器、防火沙。（2）1102工作面机巷皮带机头机尾、转运巷溜子机头、机尾各应配备3台合格的干粉灭火器和不少于200Kg的防火沙，并接通不小于30m的防火水管。（3）工作面进、回风巷防尘水管每隔50m设一个三通阀门作为防尘与消防共用设施。（4）井下消防材料库设在1102集运巷联络巷消防硐室内，地面消防材料库设在井口广场材料库内。救护队、安监处负责定期进行检查，建立相应的检查记录。消防器材除处理事故外不得挪作它用，消耗的材料必须及时补足备用数量。7.2防灭火要求（1）当井下发生火灾时，应视火灾性质、灾区通风和瓦斯情况，立即采取一切可能的方法直接灭火控制火势，并迅速向矿领导汇报。矿领导在接到井下火灾报告后，应立即按灾害预防和处理计划及救援方案通知相关人员组织抢救灾区人员和实施灭火工作。（2）矿领导和在现场的副队长、班组长及机关工作人员应依照灾害预防和处理计划的规定，将所有可能受火灾威胁区域中的人员撤离，并组织人员灭火。电气设备着火时，应首先切断其电源；在切断电源前，只准使用不导电的灭火器材进行灭火。（3）抢救人员和灭火过程中，必须指定专人检查瓦斯、一氧化碳、煤尘、以及其他有害气体和风向、风量的变化，及时采取防止瓦斯、煤尘爆炸和人员中毒的安全措施。 8. 监控系统8.1 各种监控点的设置及传感器安装要求 根据煤矿安全规程规定并结合矿实际情况，在距回风巷出口1015m范围内安设一台甲烷传感器报警值为1.0% CH4，断电值为1.5% CH4；工作面采煤机组机载式断电装置报警值为1.0% CH4，断电值为1.5% CH4；风巷交岔口及回风巷甲烷传感器为报警值为1.0% CH4，断电值为1.0% CH4；复电值均为1.0% CH4；机巷中部甲烷传感器报警值为0.5% CH4，断电值为0.5% CH4；复电值为0.5% CH4；并随采面推移而前移来控制工作面、回风巷全部非本质安全型电气设备。甲烷传感器应垂直悬挂，距顶板或顶梁不得大于300mm，距巷道侧壁不得小于200mm，且不影响行人和行车。机组、皮带安装开停传感器，采面系统风门安装风门开关传感器。甲烷传感器及电缆的移动由当班瓦检员负责。监测装置的调试、校正由通风队负责。监控装置日常维护及连线移动由瓦斯安全检查员负责，装置的调试、校正、断电试验由通风队负责。 8.2瓦斯传感器报警、断电浓度设置1102工作面瓦斯监控安装设置表 表4-2-9安装位置传感器类型报警值CH4断电值CH4复电值CH4断电范围机巷甲烷传感器0.50.50.4%进风巷内全部非本安设备电源工作面上出口甲烷传感器0.81.31%工作面进、回风巷内全部非本安设备电源工作面上隅角便携仪1.0工作面回风巷甲烷传感器0.80.80.8%同上机组甲烷传感器0.81.31%同上系统风门开关工作面回风巷一氧化碳传感器0.0024附图：4210 工作面通风系统图附图：4311 工作面防尘系统图附图：4513 工作面安全监控布置示意图第三节 排 水 1. 采煤工作面最大涌水量 根据1102邻近工作面回采期间涌水量及该面水文地质资料分析,预计1102工作面最大涌水量为30m/h。 2. 排水系统为了保证排水系统的可靠性，要在工作面集中运输巷砌好水沟直接排至井下主、副水仓。排水路线：工作面-运输巷回风巷联络巷水仓地面。第四节 供 电 1. 选择电压等级、供电方式、防爆设备的选型1.1 1140V供电设备等级确定 乳化泵、 割煤机、工作面溜子设备由于功率大、线路长，电压等级采用1140V供电。1.2 660V供电设备等级确定除1140V供电设备外，其余用电设备均采用660V电压等级供电，机组外牵引经660V变频供电，机头、机尾各一个牵引电机。1.3 初步拟定供电系统图根据1102工作面配套设备电压等级情况初步拟定供电系统图，详见1102采区供电系统图。2.低压变压器选择负荷统计采煤工作面负荷统计表 表4-3-10设备名称台数功率KW电压等级KV备 注采煤机13751.140.871102机组、溜子KBSGZY-80010/1.2KV刮板输送机12201.140.86乳化泵21251.140.9小计47201.14转载机11500.690.85KBSG-31510/0.69KV2#动力变压器胶带输送机2550.690.88机巷回柱机118.50.690.85小计4223.5采煤牵引电机2550.660.89KBSG-3156/0.69KV1#变压器供回柱机118.50.660.87转运巷刮板输送机1400.660.89绞车3750.660.88小计7188.5从供电要求和电压等级的确定拟用3台变压器供电,应分别计算变压器的容量选择变压器。2.1供电电压为1140V的割煤机、工作面溜子、乳化泵设备变压器选择（1）加权平均功率因数计算:（2） 需用系数计算（3） 变压器选择 因此，选用一台KBSGZY800/10/1.2KV变压器供电。2.2供电电压为660伏的1102机巷皮带、转载的变压器选择（1） 加权平均功率因数计算（2）需用系数选择 （3）变压器选择因此选用一台KBSG-315/10/0.69KV的变压器供电，即2#动力变压器。2.3供电电压为660V的进仓溜子、回柱机、外牵引、水泵设备的变压器选择（1）加权平均功率因数计算（2）需用系数计算 （3） 变压器选择因此选用一台KBSG-315/6/0.69KV的变压器供电，即1#动力变压器。3. 低压馈开的选择虽然馈开控制低压的动力负荷的大小不同，选择开关的额定电流容量大小也不同，但考虑到以后负荷的调整和开关的互换性，以及适应今后电力系统自动化控制，因此，控制低压的动力馈开均选用型号为KBZ、KBZ9II、KBD型、BKD型真空馈开，三专馈开选用KBZ-200,KBZ9II-200型真空馈开。3.1 低压启动器的选择低压启动器根据以下原则进行选择：（1）根据其控制电动机的额定电流选择，但根据实际经验，控制75KW及以上电动机的应选用额定电流不小于200A的启动器，否则，接触器和刀开关的触头容易烧毁；（2）所有低压开关应选用真空磁力启动器控制；（3） 按使用环境,在采区一般选用隔爆型或隔爆兼安全火花型的电器。（4）按电器的额定参数选择电器的额定电压应大于或等于网络额定电压。电器的额定电流应不小于网络的长时工作电流。电器的切断电流应不小于通过它的最大短路电流。3.2按工作机械对控制的要求选择（1）对供电线路用的总开关和分路开关选低压隔爆自动开关。（2）对不需要远方控制及不经常起动的机械选用手动真空起动器。（3）对需要进行控制，集中联锁控制或起动频繁的机械，选磁力真空起动器。（4）对需经常进行正反转控制的机械选用可逆真空起动器。3.3电器所装的保护装置应适应电网和工作机械对保护的要求（1）对采区变电所低压总自动开关需有过流保护及漏电保护。（2）对各分路配出开关及配电点进线开关一般只设过流保护。（3）对大型机械需有短路、过负荷保护、漏电保护。（4）对小型机械需有短路保护、单相运转保护及漏电保护等。因此，根据以上选用原则，各用电设备的控制开关选择见1102采区供电系统图。4.低压电缆选择4.1 低压电缆型号的选择电缆的型号主要依靠其电压等级、用途和敷设场所等条件来确定。煤矿井下所选电缆的型号必须符合煤矿安全规程的相关规定。矿用低压电缆的型号，一般按下列原则确定：（1）从启动器到电动机的电缆一律采用不延燃橡套电缆。（2）采区低压电缆严禁采用铝芯电缆。（3）电缆应带有供保护接地用的足够截面的导体。固定敷设的照明、通信和控制用的电缆，应采用不延燃橡套电缆，并且电压等级应符合使用要求。 4.2确定电缆芯线数目 （1）动力用的橡套电缆，当控制按钮不在工作机械一时，一般采用四芯电缆，对控制用按钮在机械一的，应根据控制要求增加芯线的根数。 （2）信号电缆芯线根数要按控制、信号、通信系统的需要决定，并留有备用芯线。 （3）电缆的接地芯线，除用作监测接地回路外，不得兼作其它用途。 4.3确定电缆长度，按下列公式计算 （1）移动设备的电缆，须增加机头部分活动长度3-5m。（2）当电缆中间有接头时，应在电缆两端头处各增加3m。（3）半固定设备的电动机至就地控制器的电缆长度，一般取5-10m。4.4 低压电缆主芯截面的选择及校验电缆主芯线截面必须满足以下几个条件：（1）正常工作时，电缆芯线的实际温度应不超过电缆长时允许温度，所以应保证流过电缆的最大长时工作电流不得超过其允许持续电流。（2）正常工作时，应保证供电电网所有电动机的端电压在95%105%的额定电压范围内，个别特别远的电动机端电压允许偏移-8%-10%。（3）距离远、功率大的电动机，在重载情况下应能正常启动，并保证其启动器有足够的吸持电压。（5）电缆短路时，应有足够的热稳定截面。（6）所选电缆必须满足机械强度