9103回采作业规程(最终).doc

阳煤集团翼城石丘煤业有限公司9103工作面回采作业规程第一章 概 况第一节 工作面位置及井上下关系表11 工作面位置及井上下关系表水平名称1280采区名称一采区地面标高1372.0-1500.00工作面标高1252.41279.5地面的相对位置本工作面地表位于东山矿以东，李家山以南，黑虎庙以西，北石丘以北。回采对地面设施的影响 无井下位置及与四邻关系本工作面井下位于9105工作面回风巷以南，9101工作面进风巷以北，本矿井东边界以西，皮带巷以东。走向长度（m）737倾斜长度（m）131面积（m2）96547第二节 煤层表12 煤层情况表煤层总厚（m）2.30-2.50煤层结构（m）煤层倾角（度）1-82.42.10(0.16)0.143可采指数1变异系数(%)3.6稳定程度稳定煤层情况本工作面煤层赋存稳定，结构简单,煤层厚度最小2.3m，最大2.5m，平均2.4m，煤层中下部普遍存在一层夹石，平均厚度在0.16左右，煤层节理产状: 4560。煤质情况MadAdVdafQFCSt.dY原煤灰份毛煤含矸工业牌号1.38%17.7%10.7%28.72MJ/Kg73.57%2.84%28.52%WY3第三节 煤层顶底板表13 煤层顶底板情况表顶、底板名 称岩石名称厚度m特 征老 顶深灰色石灰岩6.00深灰色石灰岩，坚硬，含方解石，局部近似钙质泥岩。直接顶黑色泥岩0.50黑色泥岩，性脆易碎，内生裂隙发育含植物化石。伪 顶伪 底直接底黑色泥岩1.00黑色泥岩，致密，性脆，节理发育。老 底深灰色铝质泥岩1.80深灰色铝质泥岩，致密第四节 地质构造本工作面煤层总体为一向斜构造，局部地段发育有次一级的向、背斜构造。煤层倾角在1-8之间，平均3左右。岩层节理：30175。在掘进过程中未揭露地质构造。第五节 水文地质一、水文地质情况及防治水：本工作面水文地质类型较复杂，主要充水因素为含水层水。1、含水层水：本工作面上方有K2、K3、K4石灰岩等局部裂隙含水层，因此本工作面推进到低凹处时可能会有顶板淋头水及落山出水现象。2、采空区水：已通过地面物探对采空区积水进行勘探。工作面防治水措施：1、对于工作面上方局部裂隙含水层水，在工作面推进到低凹处时可能会有顶板淋头水及落山出水现象，要做好防排水准备工作。2、已由有资质的地质勘探队进行瞬变电磁探测，探清上方采空区积水共有7处富水区，其中D17线60-100米、D18线0-70米处为重点异常区，在回采以前应对异常区进行探放水，疏放完毕后方可回采。3、工作面有积水时，安设潜水泵，及时排除积水。4、工作面在回采期间，若发现突水预兆，必须立即停止作业，及时向矿调度室汇报，撤出所有受水害威胁地点的人员，待查清原因及险情排除后，再恢复生产。二、涌水量： 本工作面水文地质条件复杂，工作面预计正常涌水量为0.3 m3/h，预计最大涌水量为3m3/h。第六节 影响回采的其它因素一、影响回采的其它地质情况：表14 影响回采的其它地质情况表瓦 斯绝对瓦斯涌出量0.40m/min,相对瓦斯涌出量1.19m/t。煤尘爆炸指数无爆炸危险性。煤的自燃倾向性有自燃倾向性。地温危害12.5-21.3抗压强度（MPa）煤 层夹 矸直接顶老 顶直接底152017253040801204050二、问题及地质部门建议1、本工作面煤层上方存在一层厚度为0.50m的直接顶，直接顶随采随落，不易管理，建议工作面回采时要加强顶板管理，严格顶板管理制度。2、由于本工作面水文地质条件比较复杂，工作面回采期间一定要时刻有防排水意识，做好防排水准备工作，安设排水能力不低于 20 m3/h的排水泵及相应的防排水设施。如发现有透水征兆时要及时撤出所有的受水害威胁的工作人员至安全位置并及时汇报矿调度室。第七节 储量及服务年限一、储量 工业储量 W1=（LQ）h=（737131）2.41.4=324397吨 可采储量 W2=W1c=32439795=308178吨式中：W1工业储量；W2可采储量；L工作面走向可采长度；Q工作面倾向可采长度；h煤层纯煤厚度；c工作面回采率；煤层容重；二、服务年限：可采走向长737m，设计日推进度为1.2m工作面服务年限可采推进长度/日设计推进长度737/1.2=614（天） 服务年限大约20.5个月9103回采工作面地质储量32.44万吨，可采储量30.82万吨，工作面回采率95%。116第二章 采煤方法工作面采煤方法采用走向长壁采煤法，后退式开采，全部垮落法管理顶板。这种采煤方法在我集团公司单一煤层的开采中，应用多年，取得了较好的经济效益，第一节 巷道布置一、巷道布置9103回采工作面布置于本矿一采区，本采区布置一条运输大巷，一条回风大巷，其做为本矿的进风大巷与回风大巷，9103回风巷与总回风大巷交叉布置，进风巷与回风大巷交叉处设一风桥，9103进风巷相邻9105工作面的回风巷，9103回风巷相邻9101工作面的进风巷，9105工作面与9101工作面已采。二、工作面进回风巷9103回采工作面的进回风巷均采用梯形棚支护，梯形棚上净宽2.8m,下净宽3.8m,净高2.4m，净断面面积7.92m2。附图: 9103进回风巷断面图附图: 9103工作面巷道布置示意图第二节 采煤工艺一、采煤工艺采用MGY150/375-W型双滚筒液压牵引采煤机旋转滚筒机械落煤。工作面安装型号为SGB-630/2110的刮板输送机。二、采高、循环进度9103工作面平均采高为2.4m，循环进度为0.6m。三、工艺顺序：铺联网割煤移型梁支护移刮板输送机移工作溜机头、机尾清理浮煤回柱放顶1、铺联网工作面顶部全长铺单层金属网与切巷顶网相连，随着工作面推进依次铺设菱形金属网，金属网用12#铅丝编制，规格为10m1m（长宽），网孔规格为45mm45mm。铺联网方法：金属网长边平行于工作面，短边垂直于工作面，长边与长边搭接100mm,短边搭接100mm，网与网连接要每隔200mm联网一道,联网时,将14#联网丝对折成双股,用联网钩扣扭不少于三圈、拧紧压平。2、落煤方式该工作面使用MGY150/375-W型双滚筒采煤机双向割煤，滚筒截深0.6m，往返一次进两刀。采煤机司机应随时调整滚筒，保证采高且不割底，不留伞檐。3、装煤方式采煤机在割煤时将大部分煤装入刮板输送机，剩余煤在推移刮板输送机过程中，刮板输送机上铲煤板将煤装入刮板输送机。4、运煤方式:工作面煤装入刮板输送机，输送到转载机,经进风皮带、采区皮带、主斜井皮带运至地面煤场。5、移梁支护机组割过煤后5m开始移对梁中的一根梁，每次移架只能前移其中的一根梁，移梁步距600mm，前梁移过后要在煤溜落山侧及时支设第二和第三根固定支柱（落山侧为第三根），在煤溜的煤帮侧每间隔两根挑梁支设一根贴帮柱（当顶板破碎、压力大时每对梁必须支设贴帮柱），移梁时，保证支柱不发生歪斜、不咬梁、不挤梁。工作面支柱要成一条直线，保证对梁五柱，每隔三对梁保证对梁六柱。移梁后端面距超过200mm，要打带帽点柱维护顶板；下一次移架时前移另一根梁，不得两梁同时卸载前移。移梁时工作溜与机组开关要闭锁，机组滚筒必须摘掉离合器，当顶板破碎、滚帮大、端面距超过规定时，可提前移梁。顶板压力大时机组要放慢速度，及时停机维护顶板。6、移刮板输送机推移工作溜通过顶溜千斤进行推移。推移工作溜必须由机头（机尾）向一个方向进行推移，不得多头推移，严禁从两端向中间推移或隔组推移。推移工作溜要循序渐进。推移工作溜弯曲段不得小于15m，防止推成急弯。顶溜过程中，禁止人员进入工作溜与煤帮之间，禁止人体任何部位探入电缆槽上。推移遇阻时，不得强行推移，要立即停止推移，进行检查处理。故障排除后，方可继续推移工作溜。7、移工作溜机头、机尾：采煤机割透端头煤壁后，退出机头（尾）30m，待移完梁，清理完机头（尾）和过渡槽的煤矸，支设好单体柱之后，方可推移工作溜机头（尾），机头（尾）使用顶溜千斤配合推移。8、清理浮煤：移过梁顶过溜后，要将工作溜与排道之间的浮煤攉入工作溜内，清理干净为下次移梁作好准备。9、回柱放顶每班割完煤顶过工作溜后，开始回柱放顶，使型梁处于齐头对梁状态，将落山的密柱补齐。放顶后，要将第一排与第二排的人行道调整为0.8m。10、进刀方式: 采煤机从机头（尾）自开缺口斜切进刀调上、下滚筒位置返向割三角煤调上、下滚筒位置向机尾（头）全长割煤。 附图三：采煤机进刀示意图、采煤机向机头(机尾)割煤时(见图31)。、距进风巷(回风巷)15m处停止移刮板输送机(见图32)。、采煤机割透机头(机尾),调换上、下滚筒位置返回,通过工作 溜弯曲段滚筒切入煤体(图33)。、然后将剩余刮板输送机推移到煤帮,并完成拉机头（机尾）工作(见图34)E、采煤机再次调换上、下滚筒位置,向机头（机尾）割三角煤，完成斜切进刀（见图35）F、割透机头(机尾)煤壁后，调换上、下滚筒位置,向机尾 (机头)，正常割煤，推移刮板输送机机头（机尾），进刀结束（见附图36）四、工作面正规循环能力工作面正规循环生产能力：本工作面采长L=131m，日循环进度S=1.2m，纯煤层厚度h=2.4m，煤层容重=1.4t/m3，工作面回采率c=95%。式：W=LShc=1311.22.41.495%=501.78（吨）式中：W日循环生产能力；L工作面采长；h煤层厚度； 煤层容重；c工作面回采率。第三节 设备配备本工作面安装DZ2800、DZ2500或DZ2200型液压单体柱配合DFB2800 、DFB3600 、DFB4800型型梁支护、SGZ-630/220工作溜、MG150/375-W双滚筒采煤机、进风巷安装一部40型转载机、一部800型皮带，设备列车安装在进风巷内。主要设备技术参数见表所示。1、主要设备型号一览表 序号设备名称设备型号设备功率数量1采煤机MGY150/375-W375KW1台2工作溜SGZ-630/2202110KW1部3转载机SGB620/5555KW1部4皮带DTL800237KW1部5支 护DZ2800、DZ2500或DZ2200型液压单体柱配DFB2800 DFB3600 DFB4800型梁187组6乳化泵WRB80/2037KW3台7乳化箱XRXT型1个8移动变电站KBSGZY-630/1.2630KVA29调度绞车JD11.411.4 KW4台10加压泵D46-30537 KW1台11回柱机JHMB-141851台12回柱机JH-57.52台2、MG150/375-W型采煤机主要技术参数 （表六）序号参数名称单位参 数1型号MGY150/375-W2滚筒直径m1.63滚筒截深mm6004适用采高m1.6-2.955滚筒转速r/min42.36适应煤层倾角257适应煤层硬度硬或中硬8装机总共功率kw3759截割电机功率kw215010牵引电机功率kw7511供电电压V114012牵引力kn0-35013牵引速度m/min1.214牵引方式液压无级调速，摆结齿轮销轨无链牵引15卧底量mm26016机面高度mm126917摇臂mm175018最大不可拆卸件外形尺寸mm2640972665（长宽高）19重量t243、SGZ630/220型工作溜主要技术参数 序号参数名称单 位参 数1设计长度m1502输送能力t/h4503型 式中双链4链 速m/s1.075额定功率kw2206额定电压V1140/6607刮板间距mm10008中部槽规格mm（长宽高SGB620/55型转载机主要技术参数 序号参数名称单 位参 数1设计长度m1002输送能力t/h1503型 式边双链4链 速m/s0.85额定功率kw556额定电压V6607刮板间距mm10008中部槽规格mm（长宽高）1500620240第三章 顶板控制第一节 支护设计一、合理支护强度计算：1、根据经验公式：Pt=9.81hvK=9.812.42.58=470.88 KN/m2471式中：Pt-工作面合理的支护强度KN/m2；h-采高，2.4m；v-顶板岩石容重，KN/m2；一般可取2.5KN/m3；K-工作面支柱应该支护的上覆岩层厚度与采高之比，取82、支柱实际支撑力计算 Rt=kgkzkbkhkaR =0.990.950.90.951.0250 =201 KN/根式中：Rt-支柱实际支撑力；Kg-支柱工作系数，取0.99； Kz-增加系数0.95Kb-不均系数0.9 Kh-采高系数0.9Ka-倾角系数1.0R-支柱额定工作阻力，DW28-250/100型单体柱为250 kN；k-支柱阻力影响系数，参考下表支柱阻力影响系数表 项目液压支柱微增阻支柱急增阻支柱工作系数Kg0.990.910.5增阻系数Kz0.950.850.7不均匀系数Kb0.90.80.7采高系数Kh1.4 m1.5-2.2m1.5-2.2m1.00.950.95倾斜系数Ka1011-2526-451.00.950.93、工作面合理的支护密度计算： n=Pt/Rt=471/201 =2.34根/m23根/m2式中：n-支柱密度，根/m2。 Pt-工作面合理的支护强度471KN/m2。Rt-支柱实际支撑力201KN。4、排距确定：L排距=（L梁长-L机道宽度-L柱径3-空顶距）/2=（2800-1200-300-100）/2=600mm式中：L宽-工作面型梁长度2800mm L机道宽度-1200mm 空顶距-落山梁尾间距100mm5、工作面柱距、对梁数量计算： a组=L长/ L柱距=131m/1m=131组；式中：a组-工作面对梁组数； L长-工作面长度，131m； L柱距-每组型梁的间距,根据对梁边至对梁边选取间距为1m6、工作面支柱数量：131组7根（包括密集柱1根）=917根上下端头四梁20柱2=40根 落山放顶区戗柱131/3根=44根端头落山密集柱2.8322=34根两巷超前支护74根2=146根 共计：917+40+44+34+146=1181根7、控顶距的选择：本工作面的最小控顶距为3000mm,最大控顶距为3600mm,移梁步距600mm,柱距为800mm，机道排距为800mm,端面距不得超过200mm，符合实际生产需要。二、乳化液泵站的设计：1、泵站及管路选型：本工作面选用WRB80/20型乳化液泵（3台）、XRXT型型乳化液箱串联供液，乳化液泵站主管路采用25型高压胶管，工作面采用10型高压胶管。2、泵站位置：乳化液泵站设置于9103进风巷设备列车。3、泵站使用规定：加强泵站管理，保证泵站压力不低于20MP，乳化液配比浓度为2-3%，采用人工配液的方式配置。第二节 工作面顶板管理一、本工作面顶板为K2灰岩，确定工作面采用DFB2800/300型梁配合DW28-250/100型单体液压支柱、铁丝网配套支护，支护形式为对梁齐头布置，柱距0.8m,机道排距0.8m,对梁间距100-150mm, 移梁放顶步距0.6m,三、四排控顶，见四回一，最大控顶距3.6m,最小控顶距3m,放顶步距0.6m。工作面戗柱每3米打一根。（附图最大最小控顶距）二、工作面支柱校核：工作面每对梁6根单体柱，每根单体柱的支撑力为201KN。每对梁支撑力：P架=6201=1206KN每对梁控顶面积：30.6=1.8m2每m2实际支柱强度：PS=1206/1.8=670kN/m2根据计算结果 PSPt（Pt=471kN/m2）满足支护要求每m2实际支柱密度：n实=6/1.8=3.33根/ m2根据计算结果 n实n，（n=3根/ m2）满足支护要求三、初、末采安全措施：1、工作面从切巷推进15m范围内为初采阶段，在此期间进风顺槽、回风顺槽20m范围内不得缺棚少柱，支柱必须达到初撑力，各班跟班队干、工长、安监员现场要注意观察老顶来压情况，加强工作面及两巷支护。2、工作面距停采线20m为末采阶段，在此期间严格加强超前支护，保持采高及两巷畅通，为铺网、移梁打好基础。3、成立初、末采领导组：组 长：生产副总经理副组长：总工、通风区长、生产、安全副总工程师组 员：各部门主要负责人职 责：组长全面负责初采的组织领导；副组长负责措施的落实；生产技术部长负责规程措施的执行及工程质量；采煤机电队长负责机电运输设备的检查情况；通风部长负责工作面通风设施的落实及通风措施的执行；安监处长负责工作面安全设施的配备及安全监督工作。第三节 进、回风巷及端头顶板管理一、进风、回风顺槽端头支护采用四对八梁“一梁五柱”支护形式，型梁长为4.8m，距两煤帮间距0.2m，对梁间距100mm-150mm，齐头前移，机尾端头距两帮分别布置两对对梁，中间两对对梁柱间距0.6m，机头端头煤帮侧距转载机间布置两对对梁，煤柱帮侧两对对梁柱间距0.6m，附9103工作面支护示意图。二、机头、机尾特殊支护：工作溜机头、机尾采用五组3600mm型梁，并梁错步前移，步距600mm。三、两落山角特殊支护：工作面进、回风落山角均采用双排切顶密柱，排距要求0.3m，柱距要求0.3m，支设成一条直线，切顶密柱必须支设戗柱，每隔0.6m支设一根戗柱，放顶要随工作面推进及时进行。四、两巷超前支护：工作面进、回风要保持不少于20m的超前支护，超前支护均采用在原有巷道棚梁下采用2.4梁结合液压单体柱“一梁三柱”进行加强支护，距工作面侧0.7米支设一排，距煤帮侧0.3米支设一排，液压单体柱必须支设成直线，并要栓好防倒绳。液压单体支柱初撑力不低于90KN。当进、回风巷压力明显增大时，超前支护距离扩大至100m。支设100m超前支护时另提专项措施。 五、端头回柱放顶操作方法：回收时由端头回收人员进行作业（三人操作，一人观察顶板）首先在第一排密集柱中间留出人行通道，然后在要回收的棚梁落山侧支设两根点帽柱（帽柱规格1000mm130mm140mm）,支好后开始回撤落山的密集柱，将回撤下的液压支柱补打到进风侧成为第一排密集柱，但要留下人行通道，最后人员在补打起的第一排密集柱的人行通道中回撤点帽柱，依次类推回撤。六、切顶密柱支护工作面移梁支护后，将落山侧的密柱重新支设起，在回柱放顶前将第三排支柱补为新密集柱，打上戗柱，新密集柱应超前回柱地点不得少于4架支架，并保证新密集柱3米留有0.7米安全出口，然后依次组织回柱放顶，留下的安全出口回柱过后及时补齐。七、支护材料的使用数量与存放管理在回风顺槽内必须备有一定数量的坑木、液压单体柱等支护材料，以备工作面维护使用。各类材料必须分类存放，并挂牌管理。标志牌注明规格、型号、尺寸、大小等有关参数，材料管理由专人负责。各类材料用量表 名 称规格（型号）数量（根/张）存放地点液压单体支柱DZ2800、DZ2500共120堆放于回风顺槽型梁DFB280040圆 木直径160mm,长2500mm50半圆木厚度80mm,长2000mm100网10m*1m50卷第四节 矿压观测一、矿压观测内容主要包括顶板离层、液压单体柱伸缩及支柱钻底情况。在回采过程中要经常观测液压单体柱和型梁的变化情况，在工作面接班后，要用压力表测试液压单体柱的压力，并观察型梁的弯曲变形情况，观察顶板、煤帮情况。回柱并梁后，再用压力表测试液压单体柱的压力及顶板煤帮变化情况。采煤机割完煤支好支柱后，再用压力表测试液压单体柱的压力及观察顶板和煤帮情况，要不断总结矿压规律，及时调整支护形式。二、压力表安装位置：两巷超前距端头10米处各安装一个，工作面机头、机尾过溜抬棚下方各安装一个，根据工作面顶板情况在压力大的地点安装压力表。第四章： 生产系统第一节： 运 输一、运煤路线：工作面煤经SGZ-630/220型工作溜SGW-55型转载机顺槽皮带运输大巷皮带主斜井皮带。二、物料运输路线：井上主斜井运输大巷联络横贯9103回风顺槽9103工作面。第二节 一通三防一、通风系统：9103工作面采用“U”通风系统。一、9103工作面需风量计算：1、按瓦斯涌出量计算： Q采=100q采回KCH4回=100*0.49*1.7=83.3m3/min式中：Q采 -工作面实际需要风量，m3/min q采回 -工作面回风流风排瓦斯量，取0.49m3/minKCH4回-采煤工作面回风巷风流瓦斯涌出不均衡系数，KCH4回取1.7； 2、按工作面温度计算：Q采=60vsk=601.07.921.0=475.2m3/min式中 Q采-采煤工作面需要风量，m3/minV采-适宜的采煤工作面风速，取1.0m/s S采-工作面平均断面积，m2（工作面最大控顶距3600mm，最小控顶距3000mm，采高为2.4m,计算得S=（3.63）/22.4=7.92m2）K-工作面平均断面及工作面长短的风量调整系数，取1.03、按回采工作面同时作业人数计算需要风量： 每人供风4m3/min Q采4N（m3/min） 式中：N工作面同时作业最多人数，取50人。 即：Q采450=200（m3/min）取以上三种计算的最大值为：Q采=475.2m3/min4、按风速进行验算： 15S Q采240S 式中：S-工作面平均断面积，7.92m2 即：157.92 475.2m3/min2407.92118.8m3/min475.2m3/min1900.8m3/min；应给9103回采工作面配风不小于476m3/min。（二）、通风路线：新鲜风流：主斜井运输大巷9103运输顺槽9103工作面污风：9103工作面9103回风顺槽回风大巷副斜井地面二、瓦斯防治：（一）、瓦斯检查、通风设施管理1、加强工作面两巷及顶板管理，保持风路畅通，备品、配件、材料要堆放整齐，保证巷道的通风断面，以减小通风阻力。2、工作面每班必须安排专职跟机瓦检员检查瓦斯；随时检查机组前后20m范围内风流、煤壁和两滚筒间的瓦斯，及工作面进风、工作面风流、煤邦、割槽、浮煤、回风上隅角、机尾、回风流，每班不少于五次。搁一名地区瓦检员，负责检查工作面进风、工作面风流、回风上隅角、机尾、回风流、分区回风、巷道排水处瓦斯等。发现瓦斯超限，必须立即停止工作面生产，切断电源，进行处理，并汇报调度室；作业人员要听从瓦检员的指挥，坚持安全生产的“三不”原则。3、所有人员必须爱护通风设施。通风部要对区域内的通风设施检查维护，瓦检员随时检查通风设施的完好情况。如有人为损坏，汇报矿调度室、安监处，班后由安监处组织分析。瓦斯超限时，停止工作面生产，切断电源，撤出人员，进行处理，并汇报调度室；只有通风设施完好，工作面风量正常后，方可恢复工作面生产。4、严格执行瓦斯检查制度，瓦检员必须执行巡回检查制度和请示报告制度，瓦斯浓度超过规程有关条文规定时，瓦检员有权责令现场人员停止工作，进行处理，严禁瓦斯超限作业。并认真填写瓦斯检查班报，每次检查结果必须填写在瓦斯检查记录牌板上和瓦斯巡回检查图表上，做到三对口。5、及时处理局部积聚的瓦斯，工作面上隅角、采空区.边缘瓦斯积聚时应及时采取措施进行处理。6、当工作面过构造需要放炮时，严格按照措施执行。（二）、瓦斯监控：1、传感器的位置及安装标准：依据AQ1029-2007标准有关规定工作面需安装甲烷传感器GJC43枚（T0、T1、T2），一氧化碳传感器GTH10002枚，温度传感器KG3044 1枚,风速传感器KG30881枚。具体安装位置如下：在工作面上隅角设置甲烷传感器1枚（T0），报警浓度0.8%CH4，断电浓度1.3%CH4，复电浓度0.7%CH4，断电范围：工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备。安装悬挂规格：距顶板不得大于300mm，距煤壁不得小于200mm。工作面机尾煤壁向外5-10m内的设置甲烷传感器1枚（T1），设置报警浓度0.8%，断电浓度1.3%，复电浓度0.7%，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，安装悬挂规格同。距工作面回风顺槽口10-15m处各设置甲烷传感器1枚(T2)、一氧化碳传感器1枚、温度传感器1台枚、风速传感器1枚。瓦斯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，安装悬挂规格同。报警浓度：瓦斯0.8%、一氧化碳0.0024%、温度26。断电浓度：瓦斯0.8%、一氧化碳0.0024%、温度26。复电浓度：瓦斯0.7%、一氧化碳0.0024%、温度26。9103进风皮带机头下风侧设置1枚一氧化碳传感器。报警浓度：一氧化碳0.0024%三、综合防尘：（一）、防尘管路系统：管路铺设路线：井上静压水池副斜井回风大巷回风顺槽。井上静压水池副斜井回风大巷运输大巷运输顺槽综合防尘管路的规格要求：大巷内水管用4寸水管，回采工作面运输、回风顺槽各设一趟2寸水管。附图：9103工作面防尘系统图（二）、防尘措施： 防尘装置1、工作面的运输、回风顺槽要铺设消尘水管，并且运输顺槽每隔50m要安设一个三通阀门；回风顺槽每隔100m要安设一个三通阀门。2、工作面的采煤机内外喷雾、工作面转载机机头、转载煤溜机头、以及各转载点喷雾设施必须齐全、有效。3、运输、回风顺槽距工作面30-50m处各安设一道全断面喷雾；运输、回风顺槽开口以里50m各安设一道全断面喷雾。4、采煤机必须安装内外喷雾装置，内喷雾压力不得低于2MPa，外喷雾压力不得低于1.5MPa。当内喷雾压力不足时，外喷雾压力必须达到4MPa.无水或喷雾装置不起作用时严禁割煤。5、运输顺槽每周要清洗二次，由通风部门安排人负责清洗。6、及时清理、冲洗巷道顶帮、电缆及采煤机上的煤尘。、注水设计、该工作面采用短壁浅孔动压注水方式。注水技术参数如下：孔径42mm,孔深不小于3米,孔间距3米，注水压力为812MPa，注水流量要达到60-80L/min，注水时间、注水量要达到使煤体普遍湿润、邻孔出水、煤壁挂汗为止。、注水孔布置要求，注水孔要垂直布置于工作面煤壁中部。正常情况下，注水孔数根据进、回风本煤层钻孔的施工情况每天确定。（距工作溜机头、机尾各5米可以不注水）。工作面顶板破碎区段、片帮严重区段、过构造或放炮区段、当日不生产等情况，经矿总工程师批准，可以不注水。具体施工注水钻孔，由生产队组负责，要严格按照设计参数进行。注水工作由通风队负责，必须做到采前先注、不注不采，坚持利用每天检修班进行强制注水。、封孔方式：利用橡胶封孔器受压膨胀自行封孔，封孔深度可根据注水压力和煤壁受压情况而定，但不得小于2米。2、注水安全管理措施：、注水期间，生产队组要闭锁工作溜和采煤机。未经注水人员同意，任何人不得私自开机割煤和开溜运煤，以确保注水人员安全。、注水期间，注水人员要严格按岗位正规操作标准作业。进入作业地点，首先要仔细查看注水区域的顶板、煤帮支护完好情况，确无隐患存在，方可进行注水工作。注水前由一人将注水枪插入钻孔2米，所有人员都躲到注水枪两侧并站好后（所有注水人员必须在机道下操作，严禁正对水枪站立和跨越溜子作业），方可通知开启阀门进行注水。注水人员等到注水孔所在煤壁挂汗、顶板或邻孔出水时，方可停止对该孔注水（停注水前，先关阀门卸压，注水工方可将注水枪拉出），转入下一个注水孔进行注水。全部钻孔要求一次全部注完。、注水泵采用BP-75/12型煤体注水泵，注水泵压力表、流量表要齐全，注水过程要计量，班后详细填写记录班报。、机电维护工要经常深入现场，维护注水泵电气设备，严禁出现“失爆”现象。每次注水完毕，都要锁好开关，关好水源。、注水期间通风队瓦检工要随时检查工作面瓦斯情况，严禁超限作业。、钻眼、注水可以平行作业，但注水必须滞后钻眼20米以上距离，以防片帮煤滚落伤人。四、防灭火：本矿9+10#煤层经鉴定为自燃倾向性为类自燃煤层，煤尘无爆炸性。为了保证9103工作面顺利开采，编制防灭火安全措施：、煤层自燃发火的防治措施1、该矿采用走向长壁采煤法，全部垮落法管理顶板，长壁式采煤回采率高，巷道布置比较简单，便于使用机械化装备与加快回采进度，减少煤炭的氧化，有较大的防火安全性。2、9103工作面均采用后退式开采，U型通风系统，对防止自燃发火有利。3、已采工作面采完留足安全煤柱后及时构筑密闭墙，加强对采空区的密闭管理，防止向9103采空区漏风。4、采区内设立发火观测站，设计安装温度传感器，与地面监控线联网，以利于对煤层自燃进行检测及预测预报5、9103工作面的瓦检员必须每班详细检查温度、一氧化碳气体。发现超限立即停产汇报调度室。（二）、防止井下爆破引发的火灾：1、工作面放炮必须使用取得安全许可证的煤矿许可炸药和煤矿许用电雷管，使用煤矿许用毫秒延期电雷管时，最后一段的延期时间不得超过130ms，不同厂家生产的或不同品种的电雷管，不得掺混使用。2、严禁使用冻结的或半冻结的硝化甘油炸药。不得使用水分含量超过0.5%的铵梯炸药。3、放炮必须使用水泡泥，炮泥必须封实。4、加强放炮母线的管理，严禁有破口和明接头。5、严禁放明炮、胡炮。（三）、井下电器设备防火措施1、井下必须使用阻燃性电缆，实现三无，杜绝失爆。2、加强机电硐室管理，及时清理可燃物，建立健全井下可燃物管理制度并严格管理。配备消防器材。3、井下检修设备时必须停电处理，严禁带电作业。4、井下电器设备必须设有良好的接地保护装置及过流保护装置。（四）、综合防灭火措施：1、工作面运输、回风顺槽要铺设消防管路（可与消尘管路共用），运输顺槽（50m）、回风顺槽(100m)要设一组三通阀门，同时配备35个灭火器，储存在工作面备件库。2、工作面使用的油脂、棉纱等易燃物要妥善保管，严禁乱丢乱放。3、机电队组要加强机电设备的管理，定期对机电设备进行检查，杜绝失爆，防止机电火花的产生。（五）、防灭火要求：1、灭火器位置、数量：设备列车、皮带机头、皮带机尾、装载溜机头、机尾、油脂库每处不少于两个灭火器。2、灭火沙箱位置、数量：皮带机头、油脂库、设备列车、各配电点，溜子机头每处不少于一个灭火沙箱，每个沙箱沙量不少于0.3m3。3、电器设备着火进行灭火时，首先要切断电源。严禁用水、乳化液泼灭电器火焰。第三节 排 水一、设备选型：1、9103工作面正常涌水量0.3m3/h，最大涌水量3m3/h。2、在9103进风顺槽设临时水仓，工作面的水经进风顺槽水渠自流至临时水仓，临时水仓安装FQW20-70/W矿用风动涡轮潜水泵（额定流量20m3/h，额定扬程70m。）将水通过敷设在9103进风顺槽内长1030m、1.5寸无缝钢管经过运输大巷排至中央水泵房。3、运输大巷水仓安装BQW10-50-3型矿用隔爆型潜污水电泵（电机功率3KW，额定流量10m3/h，额定扬程50m。）通过敷设在运输巷内的长300m、2寸钢管将水排至中央水泵房。4、在9103回风顺槽设三个临时水仓，回风顺槽内汇的水流至临时水仓，临时水仓各安装一台FQW20-70/W矿用风动涡轮潜水泵（额定流量20m3/h，额定扬程70m。）将水通过敷设在9103回风顺槽内长900m、3寸钢管经过回风大巷排至中央水泵房。5、中央水泵房安装3台D46-305型D型多级清水离心泵3台（一台运行，一台备用，一台检修），电机功率37KW。通过敷设在副斜井内的两趟长270m、89mm的钢管将水排至地面水池，水泵额定扬程150m，额定流量46m3/h。二、疏、排水路线：9103进风临时水仓运输大巷井底中央水泵房地面9103回风临时水仓回风大巷井底中央水泵房地面.附9103工作面排水系统示意图第四节 供 电由中央变电所PBG-100型6号高压真空配电装置出线至KBSGZY -630型移动变电站，通过KBSGZY-630型移动变电站将高压10KV变为低压1140V至9103工作面低压QJZ24315型开关。9103工作面选用1140V、660V、127V三种电压等级。9103采面总负荷为909.6KW，1140V负荷为595KW ，经计算选用QJZ4315型两台开关能够满足安全生产需求，660V负荷为314.6KW KW，经计算选用KBZ400型两台开关能够满足生产需求。1140V由9103进风的QJZ4315型开关控制采煤机、工作溜。660V由采区变电所KBZ630型馈电总开关出线供9103工作面进风顺槽QBZ120型转载溜开关、QBZ120型加压泵开关、QBZ80N型回柱绞车开关、QBZ60型潜污水泵开关、QBZ120型皮带开关；9103工作面回风顺槽QBZ120型绞车开关、QBZ60型水泵开关、QBZ80N型回柱机开关。127V由ZBZ-4.0型照明综合保护装置控制9103工作面通讯。附：9103供电系统图一、9103工作面主要电气设备技术参数： 设备名称台数额定功率（KW）额定电流（A）启动电流（A）额定电压（V）总功率（KW）采煤机121502932558114030017547282114075工作溜1211026924141140220乳化液泵323742.525566074转载溜15563.3379.566055回柱机218521.3127.766037水泵4342466012皮带机1237242.5225566074皮带机122+305231266052加压泵13742.525566037回柱机77521.3127.76607.5绞车411.413.178.666045.6660V系统总功率394.1KW989.1KW1140V系统总功率595KW二、变压器的选择：（一）1140V系统变压器的选择根据公式：S=kxpe/cospj计算变压器容量1、总容量计算：总负荷：pe=375+220=595（kw）最大一台负荷Pemax=375KW需用系数：kx=0.4+0.6Pemax/pe=0.4+0.6375/595=0.7782 加权平均功率cospj取0.7 则： S=0.7782595/0.7=661.5(kvA)为保证供电质量选KBSGZYR630/10移动变压器两台；编号为1#、2#、分别：1#移变供：采煤机；2#移变供：工作溜。2、1#变压器校验总负荷： Pe=375KW最大一台负荷Pemax=375KW需用系数： kx=0.4+0.6375/375=1 加权平均功率cospj取0.7则： S1=375/0.7=536(KVA)630KVA(合格)3、2#变压器校验总负荷： Pe=2110=220（KW） 最大一台负荷Pemax=22