距井坪镇东约4公里4号煤层开采设计

目 录第一章 工作面概况及开采技术条件1第一节 工作面概况1第二节 煤（岩）层赋存特征1第三节 围岩特征2第四节 煤层顶底板特征2第五节 煤质情况3第六节 瓦斯等有害气体、煤尘及煤层自燃发火情况3第七节 矿井、工作面水文地质特征4第八节 拆除方案概述5第二章 通风防尘系统及供电系统7第一节 通防系统7第二节 拆除供电系统13第三章 井巷工程17第一节 工作面铺网上绳17第二节 工作面扩巷18第四章 绞车稳设方式及要求21第一节 绞车窝施工及要求21第二节 绞车安装及要求21第五章 工作面拆除23第一节 拆除前的准备工作23第二节 拆除顺序24第三节 煤机拆除24第四节 工作面刮板运输机拆除27第五节 支架拆除30第六节 拆除破碎机34第六章 机电设备运输35第一节 轨道运输35第二节 机电设备运输技术安全措施35第七章 施工劳动组织37第八章 避灾路线37第九章 工作面应急救援预案38附图1：413工作面通风系统、避灾路线图41附图2：413工作面拆除运输线路图42附图3：413工作面拆除供电系统图43附图4：413工作面支护平面图44附图5：413工作面支护断面图45第一章 工作面概况及开采技术条件第一节 工作面概况一、工作面地理位置 地面位置：距井坪镇东约4KM处，中煤集团井工三号矿相邻。井下位置：413工作面位于井田的南部，东邻胶带大巷，南部为未采区域实体煤，西为中煤井东煤矿井田边界，北至411工作面（已采）。二、开采范围情况413工作面走向长710m，工作面倾斜长150m；煤层倾角平均3L，煤层厚度平均9.2m，煤的容重1.4t/m3，可采长度640m，可采面积96000 m，可采储量为115.6万t。工作面地面标高1439-1446 m，工作面井下标高为1273-1294m。三、地温地压根据工作面掘进情况，413工作面未发现地温地压异常现象，属地温地压正常区。第二节 煤（岩）层赋存特征工作面开采4号煤层，4号煤位于太原组顶部，黑色，半暗型，沥青光泽，内生裂隙，断口棱角状，可见镜煤，条带。煤层厚度8. 4-12. 0m,平均厚度9.2m,煤层厚度变化不大，煤层层理较清晰，结构复杂。煤层含夹矸1-2层，夹矸厚度为0. 1-0. 2m，夹矸为泥岩、及砂质泥岩。煤层倾角25，平均3。4#煤层特征表煤层号厚度与9#层间距结构(夹矸)稳定性可采性顶板岩性底板岩性最小最大平均(m)最小最大平均(m)48.412.010.337.5253.6544.39简单复杂(12)稳定全区可采砂质泥岩K3砂岩泥岩中粗性砂岩第三节 围岩特征本井田煤层赋存具有明显的规律性，主要可采煤层均在海陆交替相和过渡相的太原组地层中，从岩性，岩相及煤层本身的特征为对比具备了良好的条件，同时建立了具有特殊性质的岩层，即标志层，再借助于煤质、电测曲线及煤层间距等方法，更增强了煤层对比的可靠性。4号煤层顶板多为山西组基底（K3）砂岩，在区内普遍发育为灰白色中粗粒砂岩，含砾及煤屑，特征明显，因而K3砂岩可做为4号煤层对比的依据。第四节 煤层顶底板特征4号煤层直接顶：砂质泥岩，青灰色，性脆，块状，贝壳状断口，砂质含量较高，裂隙发育夹有方解石矿脉，厚度在3-5m，平均厚度在4m左右。 老顶：K3砂岩，岩体结构以块状、层状结构，总体稳定性好，坚硬、裂隙发育，含裂隙水；岩层厚度为1. 0-8. 3m,平均4. 65m，但在局部地段，特别是靠近断层附近，岩体抗张强度降低。 直接底:泥岩，灰黑色,块状、断口平坦，含有大量滑面，主要成分以粘土为主，厚度为1. 5-2. 5m，平均厚度为2. 0m。老底:中细粒砂岩，灰白色，主要成分以长石、石英，分选中等，次棱角状，裂隙发育，厚度为1. 5-4. 0m，平均厚度为2. 75m；4号煤层顶底板岩石物理力学性质试验汇总表岩 性抗 压（MPa）抗 拉（MPa）抗 剪内摩擦角凝聚力系数顶板砂 质泥 岩22.8-24.823.90.8-0.90.834204.0底板泥 岩7.2-8.47.90.2-0.30.227342.2第五节 煤质情况4号煤层宏观煤岩成分以暗煤为主，次为亮煤和丝炭，为半暗型、暗淡型煤。煤质化学指标如下：水分（Mad） 原煤0.94%1.05%，平均1.01%，浮煤2.61%2.77%，平均2.67%；灰分（Ad） 原煤20.60%21.91%，平均21.40%，浮煤8.31%8.35%，平均8.33%；挥发分（Vdaf）原煤37.28%37.68%，平均37.46%，浮煤38.67%39.02%，平均38.76%；全硫（St,d） 原煤0.42%0.54%，平均0.46%，浮煤 平均0.50%；发热量（Qgr.d）原煤17.98MJ/kg胶质层厚度Y值 平均6mm；粘结指数（GR.I）2534，平均29。按煤炭质量分级（GB/T152242004）标准，该煤层属中灰高灰，特低硫低硫，特低磷的气煤（QM），中热值高热值之长焰煤 (CY)。第六节 瓦斯等有害气体、煤尘及煤层自燃发火情况1、瓦斯： 4煤瓦斯绝对涌出量为1. 93m3/min，相对涌出量为0. 96m3/t，二氧化碳绝对涌出量为1. 79m3/min， 相对涌出量为0. 89m3/t，属低瓦斯矿井。2、煤尘：4#煤火焰长度为50mm，加岩粉量为30，煤尘具有爆炸危险性。在生产中要及时洒水降尘预防煤尘飘散，及时清理巷道壁浮尘，预防煤尘爆炸事故发生。3、煤层自燃发火情况: 据山西省煤炭工业局综合测试中心2010年7月5日采取4、9号煤层井下工作面见煤点样进行煤自燃倾向性试验。测试结果：4号煤：煤层吸氧量为0.62cm3/g，自燃倾向性等级为类，属自燃煤层。第七节 矿井、工作面水文地质特征一、井田地表水体及河流井田内无大的河流，由于强烈的侵蚀切割，0形成多条黄土冲沟，其上游呈“V”字型，下游是“U”字型。大小沟谷平时干枯无水，唯雨季时才汇集洪水沿沟排泄至七里河。二、井田含水层1奥陶系石灰岩岩溶裂隙含水层该含水层组为上马家沟组，据区域地质资料，该层平均厚度约160m左右，岩性以石灰岩为主，其次为白云质灰岩、泥灰岩等，其岩溶不太发育，仅见细小的溶孔及裂隙，主要含水层为上马家沟组中上段含水岩组。井田内该含水层水位标高为1057.61058.2m，而413工作面标高1264-1290m，高于井田内奥灰水水位标高，不存在带压开采问题，因此，奥灰岩溶水对工作面回采不造成威胁。2太原组砂岩裂隙含水层位于49号煤层之间，岩性为粗、中、细砂岩、粉砂岩及砂砾岩，厚度约44.39m，沉积稳定，为层间裂隙水，据相邻矿茂华万通源煤矿407号钻孔水文地质资料表明，该含水层静止水位113.68119.71m，水位标高为1262.531268.56m，单位涌水量为0.00340.0056L/s.m，渗透系数为0.1860.797m/d，为主要含水层，据相邻矿茂华万通源煤矿232号水文孔资料揭露，该层静止水位32.5765.97m，水位标高为1245.801279.20m。该含水层富水性中等，对工作面回采不够成威胁。3山西组砂岩裂隙含水层该含水层主要为山西组底部的K3砂岩含水层和山西组上部两层砂岩的含水层，K3砂岩岩性主要为中粗砂岩，含有砾石，厚约8.0014.50m，其它上部两层砂岩中、粗、细砂岩，为层间裂隙水，据相邻矿茂华万通源煤矿232水文孔和407钻孔资料，这两层含水层静止水位为18.0688.27m，水位标高为1293.711321.14m，单位涌水量为0.00510.10L/s.m。含水层富水性弱中等。工作面回采期间遇顶板砂岩裂隙发育时可能有淋水，老塘顶板冒落后也可能局部涌水，生产时巷道低洼处要备泵排水。三、工作面水文地质特征：413综放工作面巷道回采期间的主要充水源是老顶砂岩含水层裂隙水，砂岩含水层岩性为灰白色中砂岩，厚度为1.0-8.3m，平均4.65m，老顶K3砂岩含水层富水不均,为中等，在裂隙发育地带富水性较强，该工作面回采期间，有滴水、淋水现象，预计正常涌水量为0.5m3/h，最大涌水量1.0m3/h，砂岩裂隙水多以静储量水为主，动水补给量有限，易疏干。老塘顶板冒落后也可能局部涌水，生产时巷道低洼处要配备排水能力不低于15m3/h的水泵2台，并保证随时可正常启用,确保巷道不出现积水现象。第八节 拆除方案概述一、拆除设备概述413工作面现有ZF6500/19/30型低位顶煤液压支架97架，ZFG7200/19/30型放顶煤过渡支架4架； SGZ764/400型前刮板输送机一部，长151.5m，SGZ800/800后刮板输送机一部，长150m；MG300/700-WD型电牵引双滚筒采煤机1台；运输顺槽SZZ-800/315型长50m刮板转载机和PCM160型锤式破碎机一台；运输机道内SSJ1000/2200可伸缩带式输送机1部，长度50m，长53米的移变和组合开关列车。二、拆除方案1、413工作面下口正对扩巷位置施工JSDB-16、JD-11.4绞车窝，绞车采用地锚或四压两迎方式进行稳设。2、支架拆除后整体支架运输到412工作面。3、工作面采煤机、刮板输送机拆除后在工作面 下口装车外运；工作面支架采用自上而下的拆除方法施工，在工作面运输顺槽安设支架爬车器采用1台JH-20回绞装车。4、采用BRW80/35型乳化泵对工作面供液。5、工作面设备拆除顺序：开关列车、动力电缆皮带机转载机、自移机尾、破碎机后溜子前溜子、煤机支架两道设备、支护材料回收6、具体设备布置见设备布置图。拆除设备名称及型号统计表序号设备名称规格型号单位数量拆除地点1过渡支架ZFG7200/19/30台4综采面2基本支架ZF6500/19/30台97综采面3前部刮板输送机SGZ764/400部1综采面4后部刮板输送机SGZ800/800部1综采面5采煤机MG300/700-WD台1综采面6转载机SZZ-800/315部1综采面7破碎机PCM160台1运输顺槽8乳化液泵站RW315/31.5套1运输顺槽9喷雾泵站BPW315/10套1运输顺槽10顺槽胶带输送机SSJ1000/2200部1运输顺槽11矿用隔爆型移动变电站KBSGZY-1000/10台2运输顺槽12矿用隔爆型移动变电站KBSGZY-1600/10台1运输顺槽13矿用隔爆型组合开关QJZ-4*400/1140(660)台2运输顺槽14软启动开关QJZ-400/1140(660)台7运输顺槽15真空磁力启动器QJZ-400/1140(660)台1运输顺槽16真空磁力启动器QJZ-400/1140(660)台2运输顺槽17真空磁力启动器QJZ-400/1140(660)台1运输顺槽18真空磁力启动器QJZ-400/1140(660)台2运输顺槽19信号照明综保ZBZ-4.0台1运输顺槽20回柱绞车JH-30台1运输顺槽21回柱绞车JH-20台2运输顺槽22高压双屏蔽橡套电缆MYPTJ8.7/10 3*120m700综采面23低压屏蔽橡套电缆MYP-3*35+1*16m500综采面24采煤机电缆MYP-3*95+1*25+6*10m260综采面25前输送机电缆MYP-3*70+1*25+4*6m250综采面26后输送机电缆MYP-3*95+1*25+4*6m265综采面27破碎机电缆MYP-3*70+1*25+4*6m120运输顺槽28转载机电缆MYP-3*70+1*25+4*6m100运输顺槽29清水泵电缆MYP-3*70+1*25m60运输顺槽30乳化泵电缆MYP-3*70+1*25m运输顺槽第二章 通风防尘系统及供电系统第一节 通防系统一、 通风系统1、413工作面出皮带、开关列车、支架期间：地面新鲜风流主、副斜井4#轨道大巷413运输顺槽413工作面413回风顺槽4煤回风巷矿井总回风巷风井地面。2、通风设施见系统示意图。3、配风标准工作面需风量计算(1)采煤工作面按气象条件确定需要风量，其计算公式为：Q采1=Q基本K采高K采面长K温 （m3/min） 式中: Q采1采煤工作面需要风量，m3/min；Q基本不同采煤方式工作面所需的基本风量，m3/min。K采高采煤工作面采高调整系数，采高2.8m,取1.2；K采面长采煤工作面倾斜长度调整系数, 工作面倾斜长150m,取1.2；K温采煤工作面温度调整系数,温度12,取1。Q基本=60V采1S采max70% （m3/min） 式中：V采1采煤工作面适宜风速，取V采1=1m/s；S采max采煤工作面最大控顶时净断面积，m2。S采max=采煤工作面最大控顶距工作面实际采高 (m2) S采max=5.242.8=14.67m2Q基本=60V采1S采max70%=60114.6770%=616m3/minQ采1=Q基本K采高K采面长K温=6161.211.2=887m3/min表1 K采高采煤工作面采高调整系数采 高(m)2.02.02.52.5及放顶煤工作面系 数(K采高)1.01.11.2表2 K采面长采煤工作面倾斜长度调整系数采煤工作面长度(m)120150150180180调整系数(K长)1.11.21.31.4表3 K温采煤工作面温度与对应风速调整系数采煤工作面空气温度（）配风调整系数K温201.020231.01.523261.51.8(2)按照瓦斯绝对涌出量计算需要风量根据煤矿安全规程规定，按采煤工作面回风流中瓦斯浓度不超过1的要求计算：Q采2=100q采CH4K采CH4 （m3/min） 式中：Q采2采煤工作面实际需要风量，m3/min；q采CH4采煤工作面回风巷风流中日平均瓦斯绝对涌出量（正常生产条件下，连续观测1个月，取月平均日瓦斯绝对涌出量），m3/min；K采CH4采煤工作面瓦斯涌出不均衡系数。（正常生产条件下，连续观测1个月，日最大瓦斯绝对涌出量与月平均日瓦斯绝对涌出量的比值）。100采煤工作面回风流中瓦斯浓度不超过1%所换算的常数。Q采2=100q采CH4K采CH4 =100（10000.02%）(10000.14%)/(10000.02%)=140m3/min 按照二氧化碳涌出量计算需要风量根据煤矿安全规程规定，按采煤工作面回风流中二氧化碳浓度不超过1.5的要求计算：Q采2=67q采CCK采CC （m3/min） 式中：Q采2采煤工作面实际需要风量，m3/min；q采CC采煤工作面回风巷风流中日平均二氧化碳绝对涌出量（正常生产条件下，连续观测1个月，取月平均日二氧化碳绝对涌出量），m3/min；K采CC采煤工作面二氧化碳涌出不均衡系数。（正常生产条件下，连续观测1个月，日最大二氧化碳绝对涌出量与月平均日二氧化碳绝对涌出量的比值）。67采煤工作面回风流中二氧化碳浓度不超过1.5%所换算的常数。Q采2=67q采CCK采CC =67（10000.06%）(10000.16%)/(10000.06%)=107m3/min (3)按采煤工作面同时作业人数计算需要风量：每人供风量4m3/min：最多作业人数取60人Q采4=460=240m3/min(4)按采煤工作面风速进行验算：验算最小风量：Q采600.25Smax（m3/min） Smax =lmaxh采70%（m2）=0.256010.27=154（m3/min）验算最大风量：Q采604.0Smin（m3/min） Smin=lminh采70%（m2）=4609.1 =2184（m3/min）综合机械化采煤工作面，在采取煤层注水和采煤机喷雾降尘等措施后，演算最大风量：Q采605Smin（m3/min） Smax =lmixh采70%（m2） Smin=lminh采70%（m2）=5609.1 =2730（m3/min）式中：Smax采煤工作面最大控顶有效断面积，m2；lmax采煤工作面最大控顶距，m；h采采煤工作面实际采高，m；Smin采煤工作面最小控顶有效断面积，m2；lmin采煤工作面最小控顶距，m；0.25采煤工作面允许的最小风速，m/s；70%有效通风断面系数；4.0采煤工作面允许的最大风速，m/s；5.0采煤工作面允许的最大风速，m/s。经验算,所配风量符合要求。取以上Q采中最大值887m3/min为该面的需要风量。考虑以上5种因素,该工作面配风为887m3min。拆除工作面亦应满足按瓦斯、二氧化碳、气温等规定计算的风量，且最少不得低于同一采煤方式相同的采煤工作面实际需要风量的50%。，所以Q拆除0.5Q采因此413工作面拆除期间的供风量不得低于444m3/min。二、防尘系统1、413回风顺槽：地面蓄水池副斜井4#运输大巷413回风顺槽2、413运输顺槽：地面蓄水池副斜井4#运输大巷413运输顺槽工作面三、通风和瓦斯管理1、严格按规定进行测风，工作面及其两道的通风断面不得小于设计断面的80%，并根据实际需要及时调整风量，保证风量满足要求。2、加强通风设施的维护和管理，风门闭锁要可靠灵敏。3、爱护通防设施，严禁破坏通防设施，电绞绳严禁穿过风门拉料，严禁两道风门同时打开。4、风门前后5m范围内不得堆放物料和停放车辆，不得有积水、淤泥、杂物等。密闭墙、栅栏前5m范围内不得有积水、淤泥、杂物等。5、通风科每三天安排测风员测风一次，确保拆除期间工作面风量满足生产要求。6、瓦斯员必须在工作面回风隅角现场交接班，严格执行瓦斯检查制度，每班至少检查3次瓦斯，发现瓦斯超限时立即进行处理。7、拆除期间工作面进、回风隅角要悬挂好挡风及引风布帘，并安排专人看守。8、在回风顺槽提前准备好两套风机（一用一备），并将风袋转移至风机处，拆除迎头风量不足时，开启风机并根据回收进度及时回收风袋。9、确保该工作面拆除期间监测监控系统正常运行，分站、传感器及线路的吊挂，传感器的报警浓度、断电浓度、复电浓度和工作面回采期间一样，还按照回采作业规程执行。监控调度值班人员要加强该工作面的监测工作，发现气体异常等情况，及时汇报通风科领导。10、当发生瓦斯（煤尘）爆炸事故时，灾区人员要立即戴好自救器沿避灾路线撤离灾区，并及时汇报矿调度室。矿值班调度和在现场的区、队、班组长，应依照灾害预防和处理计划的规定，将所有受灾区威胁的人员撤离到安全地点，并组织救灾。四、综合防尘措施1、工作面内防尘供水软管直径的要求：工作面供煤机的管路直径为38mm，供架喷的管路直径为25mm。每架拆除一组移架同步自动喷雾装置。运输顺槽的防尘管路管径为100mm，每50m至少设一个“三通”阀门。2、工作面及两道范围内，由拆除单位负责每班进行清尘除尘，实现无尘化。3、拆除单位负责工作面及两道范围内的所有大小电缆线、风水管路、排水管路、电气设备、机械设备以及巷道内相关设施的除尘工作。4、两道防尘管路吊挂平直牢固，经常检查防尘设施和吊挂情况，确保完好可靠，防止防尘管路出现“跑、冒、滴、漏”，丢失和损坏时，应及时修复。五、防灭火措施及预案1、工作面两道的防尘管路兼作消防管路，必须保证供水系统稳定可靠，水压、供水能力符合要求。2、井下使用的各种油脂、棉纱等易燃物品，必须放在铁桶内并盖严，有专人负责管理，严禁将剩油、废油泼洒在井巷或硐室内。液压泵站、油脂库等地点按规定配备2台灭火器、不少于0.2m3的砂子和长度不小于25m的消防软管，配备一把专用消防铲和一只消防桶，皮带机头按标准拆除堆煤保护和烟雾保护装置，配备一把专用消防铲和一只消防桶，配备2台灭火器、不少于0.2m3的砂子和长度不小于25m的消防软管，并经常检查确保完好。3、所有下井人员必须带自救器，自救器要按规定进行校验，保证完好，超期的自救器不得使用。4、所有的电器设备要达到“三无”，杜绝失爆。5、工作面两道一旦出现片帮、冒顶，应采用不燃性材料接实顶，必要时采取喷浆封堵、注防灭火剂等方法进行防火处理。查火员按规定设点检查，挂牌管理。6、瓦斯员根据工作面气体情况，及时喷洒阻化剂。7、每五天采集一次回风隅角气体，使用色谱分析仪进行化验，及时掌握混合气体成分，确保拆除期间的安全。8、任何人发现火灾时，应立即采取一切可能的办法灭火，并立即将火灾地点、火灾性质、人员位置等情况汇报矿调度室。矿值班调度和在现场的区队长、班组长，应依照灾害预防和处理计划的规定，将所有受灾区威胁的人员撤离到安全地点，并组织灭火。9、明火的灭火方法为：用水、砂子、灭火器等。电器设备失火时，必须先断开电源以后再用水灭火。要充分考虑火风压的作用，防止风流逆转。必要时采取风流短路、封闭办法减少事故扩大范围。10、通风科提前将密闭所需的砖、沙、灰等物料准备到位。六、发生火灾、瓦斯、煤尘爆炸时的避灾路线：1、事故发生地点进风侧的人员，立即沿以下路线撤离：灾区进风侧人员-413运输顺槽-联络巷-4#轨道巷-4#行人巷-主斜井-地面灾区进风侧人员-413运输顺槽-联络巷-4#轨道巷-副斜井-地面灾区进风侧人员-413运输顺槽-联络巷-4#轨道巷-临时避难硐室灾区进风侧人员-413运输顺槽-联络巷-4#轨道巷-永久避难硐室2、事故发生地点回风侧的人员，应立即戴上自救器沿以下路线撤离：灾区回风侧人员-413回风顺槽-联络巷 -4#轨道大巷-4#行人巷-主斜井-地面灾区回风侧人员-413回风顺槽-联络巷 -4#轨道大巷-副斜井-地面灾区回风侧人员-413回风顺槽-联络巷-4#轨道巷-临时避难硐室灾区回风侧人员-413回风顺槽-联络巷-4#轨道巷-永久避难硐室第二节 拆除供电系统一、概述该工作面拆除的设备有液压支架、煤机及工作面刮板运输机，拆除所需要的设备有：JH-20回柱绞车2台，40kW调度绞车2台,11.4KW调度绞车1台，双速绞车1台， 37KW乳化泵1台，ZBZ-4信号综保1台，主电源由4煤采区变电所提供，详细的供电方式见。二、负荷统计及变压器容量的确定1、负荷统计：设备名称型号数量功率（KW）备注回柱绞车JH-20222调度绞车JD-2.5240调度绞车JD-1111.4双速绞车JSDB-16137乳化泵BRW80/351 37照明综保ZBZ-4.014KVA根据负荷统计表可知，1、向该回风巷运输系统供电的移动变电站所带负荷为PN、移变需求容量为S1：PN=209.4KWS1=（Kr PN）/cos其中Kr =0.4+0.6(P max/PN) P max为该台移变所带的最大一台电机功率。Cos为加权平均功率因数，这里取0.70。=0.4+0.6(40/209.4)=0.51Si=PNKr/cos=209.4（0.51/0.70）=152KVA式中PN-变压器所供电的所有电动机额定功率之和；Kr、cos-需用系数，加权平均功率因数；根据计算所得容量为152KVA，选用采区变电所内原有一台KBSGZY-315/10型移动变电站即可满足要求。三、短路电流的计算：1、电缆换算长度计算：查电缆换算长度表得：按图d1点计算，电缆换算长度U-1000 370 230m长度，换算后长度为168m；U-1000 350 140m长度，换算后长度为140m； U-1000 316 10m长度，换算后长度为30m；换算后总长度L1=168+140+30=338m2、两相短路电流计算：计算d1点的两相短路电流值。根据电缆换算长度338m，查KBSGZY-315KVA移动变电站二次测690V两相短路电流计算表得：Id1(2) = 1812A 四、馈电开关整定计算：馈电开关最大一台电机功率是40KW其启动电流=401.156=276A其余负荷=169.4KWI整=最大一台电机功率的启动电流+其余负荷1.15=276+169.41.15=471A所以I1整取500A 五、低压开关的选型： 1、供电电压为660V，所选低压开关额定电压为660等级； 2、开关的额定电流按电气设备长期工作电流确定； 3、低压馈电开关选KJZ-400系列；4、回绞及调度绞车开关选用的QBZ-200N型可逆电磁起动器，乳化泵开关 选用的QBZ-200型电磁起动器；5、选择的各低压开关接线喇叭口数目应能满足电网接线的需要，一个喇 叭口只许引一条电缆，喇叭口的内径与电缆外径相适应。六、分路馈电开关短路电流整定及灵敏度校验：灵敏度校验：Id1(2) / I整1=1812A /500A =3.6 1.5灵敏度能够满足供电要求。七、供电安全措施: 1、所有电气人员须持证上岗,熟悉各种电气设备性能,非电工或非专职电气工程技术人员不得操作电气设备。2、普通型便携式电气测量仪表，必须在瓦斯浓度1.0%以下的地点使用，并实时监测使用地点环境的瓦斯浓度。3、所有电气设备必须达到完好标准，防爆电气设备入井前，必须符合防爆要求，入井前必须检查其“产品合格证”、“防爆合格证”、及其安全性能，检查合格并签发合格证后，方准入井。安装使用后，定期检查电气设备的防爆、绝缘及各种保护性能，杜绝电器失爆。4、易碰到的、裸露的机械外露的转动和传动部分必须加装护罩或遮拦等防护设施。5、增减负荷前办理申请，使供电系统图与现场负荷相符，根据负荷情况，及时调整好各种馈电开关、磁力起动器保护整定值。6、三台以上电器设备、开关群的设备必须与局部接地极可靠联接，应采用截面不小于25mm2的铜线或截面不小于50mm2的镀锌线，或厚度不小于4mm、截面不小于50mm2的扁钢联接，局部接地极用直径不小于35mm，长度不小于1500mm并且钻20个不小于5mm的通孔，垂直入地，严禁使用铝导体作为接地极或接地联接导线。7、标志牌填写、张贴规范正确，小型电器上板上架，四小线、电缆分开按照标准吊挂，严禁用铁丝吊挂电缆。操作时严格按信号操作。8、井下不得带电检修、搬迁电气设备、电缆和电线，施工要制定专门的停电措施。检修或搬迁前，必须切断上一级控制开关电源，开关把手上必须闭锁，并悬挂“有人工作，不准送电”字样的警示牌，然后检查瓦斯，在其巷道风流中瓦斯浓度低于1.0%时，再用与电源电压相适应的验电笔检验；检验无电后，方可进行导体对地放电。工作结束后，只有执行这项工作的人员才有权取下上一级控制开关的警示牌送电。9、各种保护齐全、严禁甩掉不用，磁力启动器整定与现场所带负荷相符，不得随意改动。电气设备保护齐全，保护不完好严禁使用，严禁用其他导体代替保险丝，严禁拉掉检漏继电器送电。10、信号及照明必须使用综合保护装置，信号、照明每天对综合保护装置进行1次跳闸试验，试验正常的情况下才可以使用，并有试验人做好试验记。第三章 井巷工程第一节 工作面铺网上绳一、概况工作面回采至距停采线20m时，停止放顶煤，控制采高为2.9m。工作面保持平直，距停采线11m时开始铺网上绳。其顺序为上生根绳（废旧钢管）铺网上第一道绳直至工作面上完9根绳,废旧钢管落地，落地网护严后溜子，停止铺网上绳。材料: 钢丝绳规格:均为绳径绳长=24.5mm165m的旧钢丝绳。金属网规格:长宽=6m1.2m的菱形金属网。2、 施工顺序上废钢管割煤 推溜子 至工作面铺网上绳结束 铺网、上绳三、安全技术措施：1、工作面取直后，开始铺网上绳，先采用1.5吋6米长铁管与菱形网用16#扎丝扎紧，从溜头方向开始连续降4架前梁，前梁下降不超过400mm,专人观察顶板完整性，并使用长把工具找掉活炭；然后使用叉杆齐力将铁管放至前梁向后600mm处，升起支架；放至支架顶梁上后，就开始上第一根绳，绳间距0.85m。钢丝绳两端使用锚索固定在顶板上，绳端头不少于两个绳卡。2、工作面铺设双层网, 铺网时将网沿工作面倾斜方向顺序展开，,新网压旧网,始终保持网与网走向压茬倾向压茬=0.6m0.2m,绳与网的联接采用16双股扎丝间隔0.2m扎牢。联网的扎丝均为双排三花状布置。3、连接好每茬网后，应将网向后拉紧拴牢，防止割煤时撕网，并始终保持移架后架前余网不少于1.0m,以便移架后下一茬连网。4、连网前必须做好敲帮问顶工作。严禁空顶作业。人员进入煤壁连网时,严禁挪移升降支架,并且设专人监护顶板和煤壁。连网期间，工作面采煤机、刮板输送机必须停电闭锁，并且派专人看管,需开启采煤机、刮板输送机时,人员必须现场联系清楚,待人员撤出后方可启动。移架、开启工作面刮板输送机前,现场施工的人员必须躲进支架立柱后方。5、联好网后及时护顶,片帮处及时移超前架,确保端面距不超过规定。移架时，应派专人观察喝网、喝绳情况，防止前梁抵网、抵绳、撕网现象发生。移完架后，应将支架升足劲，初撑力不低于24MPa。6、连网、上绳由专人指挥,验收员,班长,跟班区长现场把关，确保上绳连网的工程质量。7、连网结束后，将网用10#铁丝拉起拉紧在支架顶梁下,并贴紧顶梁以便煤机通行。煤机割煤时,煤机司机应仔细观察拉网情况，防止煤机滚筒撕网，一旦出现撕网，应立即停机重新补网。补网期间严格执行本措施第5条的规定,补好网再割煤。8、铺网期间采高保持在2.9m，拆除支架前在上出口打两个木垛加强顶板支护。9、每隔0.85m上一根绳，随工作面推进一直向前铺网上绳,直至工作面支架后尾梁钢管拖地时,方可停止铺网上绳。10、铺网上绳时，用锚杆机探明工作面上的煤层厚度，以便确定扩巷时使用锚索的长度，锚索安装必须将锚固端锚入煤层顶板岩石中，锚入岩石中的长度不小于1m。第二节 工作面扩巷一、 施工工序：割煤 推溜子 至工作面刷面结束打顶板锚杆连网 施工顶板锚索 打帮锚杆 施工回绞窝二、施工工艺及技术要求：1、概况：工作面铺网上绳结束后开始用煤机刷面扩巷，扩巷净宽3米，净高3米，扩巷范围采用锚网索联合支护。2、材料：金属网规格:长宽=6m1.2m的菱形金属网。顶板锚杆规格：16mmL2000mm左旋无纵筋等强螺纹钢锚杆。锚索规格：15.24mm的钢绞线，锚入煤层顶板1m，锚索长度9.25m。3、工具：AQS-90/10.5J气动锚杆安装机，B191.0m锚索钻杆。4、工作面刷面：采用煤机割煤方式进行刷面，顶板采用锚网、锚索相结合的联合方式进行支护。打锚杆时，先锚顶后锚帮。（1）顶板锚杆施工：锚杆规格为16mm L2000mm左旋无纵筋螺纹钢等强锚杆，第一排顶板锚杆施工在靠支架前梁缝隙处，每架缝隙打一根；共打5排锚杆，后四排锚杆间排距1000mm*750mm，第5排锚杆紧靠煤壁。 （2）煤帮采用16mm L1500mm的玻璃钢锚杆进行固帮，肩窝与顶网相连，布置两排，间排距1000mm1000mm。出现片帮、构造时用16mm L2000mm左旋无纵筋螺纹钢等强锚杆固帮。(3)锚索支护：锚索采用单排布置，与第三排锚杆布置在一条线上（如图所示），倾向间距3.0m。（4）质量要求：刷帮净宽3.0m，净高3.0m。顶板锚杆间排距1000750mm。顶板必须采用左旋无纵筋螺纹钢等强锚杆，严格掌握锚杆施工角度，托盘和托梁要紧贴壁面，锚杆与岩面、煤壁要垂直，偏差5。顶板肩窝锚杆应向煤帮倾斜，但与顶板夹角不小于70。锚杆间排距误差不超过50mm。锚杆孔深度误差050mm。锚杆必须推到底，外露长度1040mm。每眼装CK2350树脂药卷一块。螺母的拧紧使用锚杆钻机，扭矩150200Nm，搅拌时间为2040s。锚杆托盘与螺母之间必须使用塑性减磨垫圈，当班进入作业区后，必须对上一班施工的螺母进行二次紧固，以确保螺母扭距不小于规定数值。二次紧固的锚杆扭矩为250300Nm。锚索每孔使用两块Ck2350药卷,药卷搅拌时间为2540s。锚索垂直顶板布置，角度误差不超过5，锚索孔深度误差1000。钢绞线尾部外露150250 mm，间距误差150mm，预拉力100120kN。锚索施工后，必须适时对锚索进行检查，发现预紧力不足应进行二次张拉。铺网要求：采用长宽=61.2m的菱形金属网。网的搭接、压茬、连接应符合要求。压茬宽度为100200mm，并用铁丝双排扣连接，且将网拉紧压实，紧贴巷道围岩表面。连网材料必须采用不低于16#的双股扎丝连接，连接点间距不大于200mm。7、上口绞车窝施工：工作面下口绞车窝施工：采用放炮人工攉煤的方法进行。绞车窝规格为：长宽高=4.54.02.5m。顶板及帮锚杆规格与工作面刷帮顶板支护同，间排距1000750mm。循环进尺为800mm，临时支护采用2.5m单体配合2.0m半圆木进行支护。三、安全技术措施：1、每班施工前，必须严格执行先检查后工作制度,先检查顶板、煤帮、支架和劳动工具，发现问题立即处理，确保人员在安全的环境中施工。2、连网从支架前梁与老网相连，将顶板网支护到煤壁，煤壁自上向下用塑料网配合玻璃钢锚杆护帮2m。3、撕帮开窝处宽1.5m，放炮后及时打单体液压支柱作临时支护放炮刷大到设计要求宽度，再进行锚网支护工作。4、人员进入煤壁区作业时，采煤机、刮板输送机必须停电闭锁，派专人监护顶、帮及作业点上方的情况，并严格执行敲帮问顶制度。工作面刮板输送机需要运行时,必须待所有人员躲到架内安全地点后,方可发出溜子运行信号。5、刷帮时,若煤壁片帮超出0.3m时, 必须及时用带帽点柱支护。6、采用煤机割煤的方式进行刷面时具体方法：在煤机割煤前，先在靠支架前梁梁端处打第一排锚杆。煤机割完第一刀后，逐段进行刷宽够750mm,每打完一段顶板锚杆，再进行下一段刷扩；打完第一排锚杆后，将溜子推至煤壁再割第二刀煤，同时将支架与溜子的连接头摘除以便再割第三刀煤时使用单体人工推溜子。以此类推直至煤帮刷够3m宽为止。打锚索工作在顶板打锚杆挂网工作结束后（在第三排锚杆施工完好）进行。7、刷面期间要安排液压工对工作面液压系统进行检查和维护，确保系统完好，无跑、冒、滴、漏现象。8、所有现场施工人员必须持证上岗。9、分组打锚杆时必须设专人监护。第四章 绞车稳设方式及要求第一节 绞车窝施工及要求一、施工要求1、绞车窝施工要求：上出口绞车窝尺寸为长(走向)深(倾向) 高=4.0 m 4.5m2.5m,绞车窝跟巷道顶板一致掘进，底部留500mm台阶。2、上出口绞车位置：中心线位置是在距前梁前端偏煤帮侧500mm处。 3、绞车窝支护：顶采用锚网索支护，锚杆间排距1000750mm ，锚索间排距30002000mm；4、绞车窝要求高出巷道底板500mm掘进。二、安全技术措施1、施工前严格按设计进行，现场施工按措施把关兑现。2、刷绞车窝及卧底放炮时，应在工作面及材料道设置警戒，运输顺槽警戒直线距离不小于100m，工作面内警戒距离不小于100m，躲炮时间不低于30min。3、打眼爆破的未尽事项与工作面刷帮的相关内容同。4、放炮后要及时支护，不得空顶作业。5、施工前保护好放炮前后各10m范围内的管线设施、设备，谨防损坏。6、严格执行敲帮问顶制度及先检查后工作制度，发现问题及时处理，确保人员在安全的环境下施工。第二节 绞车安装及要求一、稳固方式：绞车地锚使用直径20mm，长度2.0m，等强螺纹锚杆，药卷每孔使用两块2350树脂锚杆药卷；使用绞车前，使用单体支柱打好四压两迎。二、绞车安装施工工序：打起吊锚杆挂起吊手拉葫芦起吊绞车 打地工锚杆打四压两迎单体进行稳设搭火试运转三、施工工艺及技术要求：电绞安装均采用人工方法进行，用两台5t手拉葫芦起吊安装。起吊锚杆规格：20mm*2000 mm的左旋螺纹钢等强锚杆，每孔使用两块Z2350树脂锚杆药卷，锚杆外露100mm。1、挂设手拉葫芦：在待安装绞车上方的顶板起吊锚杆上挂设两个5t手拉葫芦，手拉葫芦上端与起吊锚杆之间采用18.5mm钢丝绳绳头连接好，连接环及螺丝上齐，手拉葫芦与绞车之间亦采用18.5mm钢丝绳绳头连接好，连接环及螺丝上齐。2、起吊稳设绞车：在装运绞车的车辆运输到位后，将车辆用18.5mm钢丝绳绳头前后固定在轨道上，然后解掉专用捆车器，挂好手拉葫芦勾头后，同时起吊两台手拉葫芦将绞车拉离所装绞车车辆，起吊时要两台手拉葫芦同时升降，确保绞车平稳。绞车起吊后然后再用一台5t手拉葫芦挂设在待装绞车地工基础上方顶板起吊锚杆上，将待安装绞车向绞车窝内牵引。起吊手拉葫芦将绞车与地工螺丝对位。将手拉葫芦逐渐松下落平绞车至基础上。3、安装绞车：采用扳手将绞车的地工螺丝逐个上紧。采用单体进行稳设的电绞，将单体底端打在电绞底座的柱窝内，上端打在顶板实处，并有不小于100mm的柱窝。4、绞车搭火、上绳：在绞车稳设好后，将地工螺丝上紧，再进行绞车电源搭火、缠绳，缠绳按照设计要求进行。五、安全技术措施：1、绞车安装时，要在其顶板上打两到三根专用起吊锚杆。2、起吊绞车部件及开关时，要使用18.5mm钢丝绳绳头上在起吊锚杆上，锚链的连接环螺丝要上齐，螺丝要上满丝。3、起吊时，起吊重物下方严禁任何人将身体的任何部位置于其下。4、对装绞车时，任何人严禁将身体的任何部位置于两对装物件的结合部之间。5、所有工作人员进入施工地点，要执行先检查后工作的制度，并严格执行岗前隐患排查制度，进行分组排查集中确认，待隐患排查处理完毕经安全确认后，并得到调度开工指令后方可进行工作。6、绞车本身必须完好，各种零部件齐全、紧固、有效。护板上紧，位置正确，制动闸灵活可靠，闸皮磨损不超限，不老化，拉杆螺丝有背帽，闸把、闸皮无断裂和显著变形，闸把应稍高于水平位置，操作手把应有定位闭锁装置。7、绞车安装地点周围的支护，必须坚实有劲，安全可靠，底板平整，地方宽敞，便于操作，净高不低于2m。绞车安装地点严禁有杂物、浮煤堆积。8、有压戗柱的绞车最突出部分距最近的一股边道必须保持0.5m以上的安全间距。9、各种控制按钮必须在绞车司机伸手可及操作方便之处。信号齐全，灵敏可靠，警示灯具齐全，安在明显位置，信号电缆吊挂高于轨面2.3m，且吊挂整齐。10、各绞车按规定型号、长度上好钢丝绳。做到排列整齐、固定牢固。钢丝绳在滚筒上至少留有四圈以上的余绳，绳口插接长度大于3.5圈，运送支架的钢丝绳不得搭结使用。并且每班使用时要加强检查，上紧螺丝。11、安设电绞信号系统要齐全、有效,相应电绞之间信号应独立，各系统之间不得出现串联电现象，互相不得干扰。12、按规定用好安全设施，保证安全设施齐全有效。13、使用单体打压柱时，