重庆松藻煤电公司打通一矿150万吨年新矿井初步设计.doc

重庆大学网络教育学院毕业设计（论文）题目 重庆松藻煤电公司打通一矿150万吨/年 新矿井初步设计 学生所在校外学习中心 山西晋中煤炭系统 批次 层次 专业 201301、专业进修、采矿工程 学 号 W11100625 学 生 薛厚凯 指 导 教 师 黄滚 起 止 日 期 2013.1.212013.5.11 重庆大学网络教育学院毕业论文摘 要本设计主要内容为重庆松藻煤电公司打通一矿150万吨新矿井的初步设计，井田可采和局部可采煤层5-6层，全部可采煤层3层，分别为6#，7#，8#，本次设计主要考虑8#煤层，密度1.50t/m3，埋深300500m，平均350m，煤层走向为北东向，走向长2426m，倾斜长1325m，煤层厚度1.992.65m，平均厚度为2.42m，倾角59，平均6，属近水平煤层。本矿井8号煤层布置二个采区，在井田中部由西向东布置集中胶带大巷、轨道大巷及回风大巷，分别与个工作面顺槽相连，3条大巷相互平行，水平间距30m。矿井按“一井、两面”设计，本次设计8101和8201两个一次采全高综合机械化回采工作面，能满足移交生产时150kt/a的设计生产能力，工作面长度均为150m。确定首采8101和8201工作面的采高均为2.42m，工作面采用综合机械化一次采全高采煤工艺。采煤工作面采用后退式回采，工作面采用顺序式回采。综采工作面实行四班六小时作业制度，每个综采工作面循环进尺0.60m，每班3个循环，日循环9个，日进尺5.4m，正规循环率取0.80，年工作日330d。关键词：矿井设计 采区 采煤工艺 巷道布置III目 录1 矿井概矿11.1 井田概况11.2 矿井地形地势11.3 矿井可采煤层11.4 矿井气候12 设计采区地质情况22.1 地质特征22.2 采区内煤层及其顶底板情况22.3 水文地质情况32.4 煤质、容重情况32.5涌水量、瓦斯、煤尘、自燃情况33采区可采储量及服务年限43.1采区工业储量43.2 采区可采储量43.3 采区生产能力及服务年限43.3.1 采区生产能力43.3.2 采区的服务年限44 采区方案设计64.1 采煤方法选择64.1.1 设计原则64.1.2 采煤方法的确定64.2 采区巷道布置74.2.1 采区巷道布置方案的确定74.2.2 采区巷道布置技术经济比选74.3 井底车场及硐室84.3.1 井底车场形式及调车方式84.3.2 空重车线长度的确定84.3.3 井底车场硐室名称及位置84.4 采区主要巷道形式94.5 采区巷道掘进105采煤工艺115.1 回采工艺115.2 回采工作面主要参数的确定115.2.1 工作面长度及采高的确定115.2.2 工作面顶板管理方式及液压支架选型125.2.3 回采工作面数目、工作制度、年推进度135.2.4 工作面回采方向136采区生产系统146.1 通风系统146.1.1 矿井风量计算146.1.2 风量分配176.1.3 矿井等积孔计算186.2 运输系统186.2.1 运煤系统186.2.2 材料、设备和人员等辅助运输系统186.3 提升系统186.3.1主斜井带式输送机186.3.2 副斜井辅助提升设备256.4 供电系统286.5 排水系统296.6 压风系统306.7通讯系统307采区主要技术经济指标318设计小结339参考文献34重庆大学网络教育学院毕业论文1 矿井概矿1.1 井田概况打通一矿位于重庆市綦江县赶水镇东南不远处，行政隶属于赶水镇、安稳镇所辖；矿田为一不对称背斜构造，煤层中部发现一条长约850m，南北向展布的煤层冲刷带，井田内未发现断层及陷落柱，煤层平稳，多为近水平和缓斜煤层。矿田走向长7.5km，煤层走向N50-60E煤层平均倾角8，井田标高+600-200m。1.2 矿井地形地势井田位于四川盆地与贵州高原的过渡地带。区域上地形是东南较西北高，并被河流切割成各种形状的河间地块。而井田内则是西高东低，西侧为三叠系上统须家河组厚层砂岩构成的单面山，标高+1200+1300m;中部为嘉陵江组石灰岩地带，形成南北向长槽形谷地，落水洞断续分布，地表溪流时隐时现。1.3 矿井可采煤层井田可采和局部可采煤层5-6层，全部可采煤层3层，分别为6#，7#，8#，本次设计主要考虑8#煤层，密度1.50t/m3，埋深300500m，平均350m，煤层走向为北东向，走向长2426m，倾斜长1325m，煤层厚度1.992.65，平均厚度为2.42m，倾角59，平均6，属近水平煤层。1.4 矿井气候本矿区属亚热带湿润气候，气候总的特征是冬暖、春旱、夏热、秋阴;多云雾和雨，因邻近高山地区，气候变化较大，每年1- 2月份为霜期，在高山地区有短暂积雪。低洼地带夏季比较炎热，而高山则比较凉爽。年最大降雨量为1191.4mm(1963年)，年最小降雨量为740.1mm（1960年)，年最大蒸发量为922.4mm (1959年)，年最小蒸发量为806.9mm，一年中以7月最大。年平均气温18.10C-18.80,最高气温37.5，最低气温零下5.2。552 设计采区地质情况2.1 地质特征本矿井田基本为一隐伏井田，仅在东部有长兴组和龙潭组中上部地层呈长条状天窗出露，煤系出露长约2km ,其余均为三叠系地层覆盖。最新地层为三叠系下统嘉陵江组;第四系残、坡积物，冲积物仅零星分布于地形凹陷及河谷两岸。井田内发现50余条断层，绝大多数并未破坏煤层。井田内地层主体构造以褶曲为主，尚未发现有岩浆侵入体。2.2 采区内煤层及其顶底板情况井田内主要含5-6层煤，其中全井田可采或大部分可采煤层3层，即6#、7#、8#煤层。现将各含煤组的情况分述如下:6#煤层：直接顶从B4灰岩至煤层顶界，岩性以泥岩、砂质泥岩为主，少数为细砂岩、泥质粉砂岩，局部为炭质泥岩伪顶，岩性松软易碎，含大量黄铁矿品粒和结核及植物化石碎片，厚1.195.95m，平均3.76m；底板岩性以泥岩、砂质泥岩、泥质细砂岩为主，局部为泥质粉砂岩，偶以炭质泥岩、粘土岩为伪底，含大量结核及菱铁矿结核，富含植物化石碎片，厚0.595.30m，平均2.30m。7#煤层：与6#煤层间距10.38m。直接顶为泥岩、砂质泥岩、细砂岩，局部为泥质粉砂岩，偶见炭质泥岩伪顶;厚度变化较大，厚1.419.24m,平均3.51m。底板伪底为粘土岩厚0.150.35，平均0.25m；直接底大部分为泥岩局部为粉砂或砂质泥岩，厚0.901.50m，平均1.23m。8#煤层:与8#煤层间距26.44m。顶板7#煤层底板起，岩性以砂岩、泥质砂岩、泥质粉砂岩、细砂岩、中粒砂岩为主，夹透镜状煤层12层，含大量黄铁矿、菱铁矿结核及植物化石碎片，岩性比较松软，厚度变化大，厚2.9315.26 m，平均6.68m。底板以砂质泥岩、泥岩为主，次为泥质粉砂、细砂岩、粘土岩。煤层特征属性表如图2-1所示。表2-1 煤层特征属性表地层煤层号煤层厚度（m）顶底板岩性煤层结构稳定程度可采程度最小最大顶板底板平均二叠系上统龙潭组6#1.25-1.651.48泥岩砂质泥岩泥岩简单较稳定全部可采7#1.47-1.961.74泥岩砂质泥岩砂质泥岩泥岩细砂岩简单较稳定全部可采8#1.99-2.652.42泥岩砂质泥岩砂质泥岩泥岩灰质泥岩简单稳定全部可采2.3 水文地质情况井田范围内大部分河流皆为季节性溪沟树枝状发育的无名冲沟。地面河流均以坡度大，河谷窄、基岩裸露为主要特点。每个采区工作面回采结束后，覆岩的移动和变形由活跃趋于稳定，易风化的岩体在地下水的作用下，渐渐地风化、体积膨胀、堵塞了导水裂隙，地下水径流条件由好变差，出水量由大变小，新工作而回采，又会使部分地表水补给矿井，这样矿井涌水量随开采而积增加而增加，最后将趋于一个稳定的数值。2.4 煤质、容重情况6#、7#、8#煤容重分别为：6=1.59t/m3，7=1.52t/m3，8=1.46t/m3。各煤层都属于中灰分、高硫、中高发热量无烟煤。2.5涌水量、瓦斯、煤尘、自燃情况矿井正常涌水量为，矿井煤层有自燃发火性，煤尘具有爆炸危险，煤层开采时有大量瓦斯涌出，属于高瓦斯矿井。3采区可采储量及服务年限3.1采区工业储量矿井工业储量是指在采区范围内，经过地质勘探煤层厚度和质量均合乎开采要求，地质构造比较清楚，目前即可利用的可列入平衡表内的储量。由公式：按公式：Zg=SHmr/cosa其中S采区走向长度，为2426m；H采区倾斜长度，为626m；m煤层厚度，平均厚度2.42m；r煤层的容重,1.46t/m3；煤层倾角，取平均倾角6。采区工业储量计算：Zg=24266262.421.46/cos6540万吨3.2 采区可采储量采区可采储量按公式Zk=（ZgP）K计算确定。须先确定出采区的煤柱损失量P和采区的回采率K2。其中煤柱损失量P包括水平与水平之间的煤柱损失量，采区与采区之间的煤柱损失量及采区其他开采损失三部分。1） 水平间煤柱留设30m。2） 采区间煤柱留设30m。煤柱损失按照工业储量的10%，其它开采损失按工业储量的3%来计算。损失量P=Zg13%=54013%=70.2万t由于8#煤属于薄煤层，回采率按照97%进行计算Z2=（工业储量-煤柱损失）0.97=(540-70.2）0.97=456.5万吨3.3 采区生产能力及服务年限3.3.1 采区生产能力矿井设计生产能力为150万吨/年。3.3.2 采区的服务年限采区设计服务年限按T=ZK/KA式中:T采区服务年限,年;K储量备用系数,取1.4;A矿井设计生产能力150万t/年;Zk采区可采储量，456.5万t。经计算，采区服务年限为2.17年。采区的服务年限为3年，一个采区准备时间为1年左右，能够以保证两个采区进行正常的接替，富余时间稍有不足。4 采区方案设计4.1 采煤方法选择4.1.1 设计原则采区采煤方法的选择是否合理，直接关系着整个采区的生产安全和各项技术经济指标。选择采煤方法须满足以下几点：1、适应煤层赋存特点和开采技术条件，提高矿井生产的集中化、机械化程度，有利于矿井高产高效。2、采煤工艺简单，辅助环节少。3、巷道掘进率低，不掘或少掘岩巷。4、生产成本低，有利于提高矿井的生产效率和经济效益。5、能够保证矿井安全生产，资源回收率高。4.1.2 采煤方法的确定其中壁式采煤法的特点:壁式采煤法有走向长壁和倾斜长壁两种，其特点分别为:走向长壁:将盘区划分为区段，在区段内布置回采巷道(区段平巷、开切眼)，回采工作而成倾斜布置，沿走向推进，上下回采巷道基本是水平的，且与采取上山相连。倾斜长壁:阶段内采用分带式划分，每个条带内布置工作而，工作而顺煤层走向布置，沿倾斜方向，或向上推进(仰斜开采)或向下推进(俯斜开采)，两侧的巷道是倾斜的并通过联络巷直接与大巷相连。倾斜长壁与向长壁采煤法比较:1)生产系统简单2工作而搬家次数少3)万吨没掘进率低4)煤柱留设少，资源回收率高5)生产能力大倾斜长壁使用一:1)主要用与倾角120以h-的煤层。2)对倾斜或斜交断层较多的区域，长壁采煤法或伪倾斜长壁采煤法。3)对各种情况适应性强。4巷道布置简单，占用运输设备少，能大致划分规则条带的情况卜，可采倾斜8#煤层:与8#煤层间距26.44m。顶板7#煤层底板起，岩性以砂岩、泥质砂岩、泥质粉砂岩、细砂岩、中粒砂岩为主，夹透镜状煤层12层，含大量黄铁矿、菱铁矿结核及植物化石碎片，岩性比较松软，厚度变化大，厚2.9315.26 m，平均6.68m。底板以砂质泥岩、泥岩为主，次为泥质粉砂、细砂岩、粘土岩。重庆松藻煤电公司打通一矿8号煤层倾角平均6属近水平煤层，井田地质构造属简单型，水文地质条件为简单型。根据地质条件、煤层赋存状况、开采技术条件、设备状况及其发展趋势等因素，以安全、高产、高效、低成本、高回收率为目的，以高标准、采用先进技术、先进装备为原则，确定采煤方法为矿井8号煤层走向长壁采煤法后退式开采，综采一次采全高采煤工艺，全部垮落法管理顶板。4.2 采区巷道布置4.2.1 采区巷道布置方案的确定1)采区巷道布置方案一本矿井8号煤层布置二个采区，在井田中部由西向东布置集中胶带大巷、轨道大巷及回风大巷，分别与个工作面顺槽相连，3条大巷相互平行，水平间距30m。2)采区巷道布置方案二本矿井8号煤层布置二个采区，各采区分别开掘各自的采区胶带、轨道、及回风大巷，3条大巷相互平行，水平间距30m。4.2.2 采区巷道布置技术经济比选1）各方案技术比选A、方案一优点：巷道掘进量小，煤炭运输环节少，煤流顺畅，工作面回采长度长，减少了搬家次数。缺点：巷道掘进时间长，出煤慢，初期投资大，三角煤较多，回采率低。B、方案二优点：出煤快，前期投资小，煤炭回收率高，每个采区是个独立的生产系统，便于管理。缺点：巷道掘进量大，运输环节多，工作面多，搬家频繁。2）各方案经济比较明显可以看出方案一比方案二少掘好多巷道，巷道掘进费用低。综上所述，采区巷道布置选择方案一。在8号煤层一采区和二采区分别布置一次采全高8101和8201综采工作面移交生产。综采工作面的胶带进风顺槽、轨道回风顺槽均沿8号煤层顶板布置，胶带进风顺槽与胶带运输大巷相通，轨道回风顺槽直接与回风大巷相通（通过风门与轨道运输大巷相通），形成综采工作面完善的运输、通风、排水、供电及井下消防洒水系统。紧邻8101、8201回采工作面布置8102、8201接替回采工作面，回采工作面接替顺序见表4-1，在每个接替回采工作面的胶带进风顺槽和轨道回风顺槽掘进工作面均布置一套综掘设备，并通过4台（两用两备）FBD7.1/237型局部通风机解决两顺槽掘进通风问题，防止瓦斯聚集。 表4-1 回采工作面接续表采区名称回采工作面接替顺序一采区8101810281038104二采区8201820282038204回采方式为采区内采用前进式开采，工作面采用后退式开采，相邻工作面顺序接替。4.3 井底车场及硐室4.3.1 井底车场形式及调车方式 副斜井井筒落底于8号煤后布置井底甩车场，车场内布置有600mm轨距、30kg/m双轨，井底车场设计采用自溜及调度绞车牵引的调车方式。4.3.2 空重车线长度的确定8号煤水平井底车场主要担负材料、设备和矸石的运输任务。井底车场重车线长度为45m，空车线长度为45m。4.3.3 井底车场硐室名称及位置在8号煤井底布置有中央变电所、中央水泵房、管子道、井底水仓、消防材料库、等候、信号、急救硐室等。1、主斜井井底煤仓形式、容量及井底清理撒煤方式设计8号煤井底煤仓为净径=5.0m的圆形立仓，倾角90，煤仓仓体长30m，有效容积为800t，砼碹厚300mm。煤仓下口设给煤机，直接装载煤炭至主斜井带式输送机上提升至地面。2、中央水泵房、中央变电所及井底水仓联合布置8号煤在井底靠近轨道运输大巷南侧布置8号煤中央变电所，长度为50m。根据矿井井筒的布置形式及中央水泵房位置，设计将水仓布置在水泵房东侧。主、副水仓平行布置，锚喷支护，考虑到该矿井为兼并重组整合矿井，井下涌水量存在不确定因素，并应矿方要求排水系统尽量富余量大些，因此，设计井底水仓总长度215m，主水仓长度为100m，副水仓长度为80m，有效容积分别为500m3、400m3。井底水仓铺设轨型15kg/m、轨距600mm的单轨，现浇混凝土整体道床。水仓清理方式采用人工清理方式。3、消防材料库8号煤布置消防材料库，消防材料库布置在胶带运输巷和轨道运输巷之间，净长25m，锚喷支护。4、井下等候、急救、信号硐室设计井下急救、等候硐室布置在主斜井井底西侧，信号硐室布置在副斜井井底车场东侧。4.4 采区主要巷道形式综采工作面胶带进风顺槽沿8号煤层顶板布置，巷道坡度15。胶带进风顺槽断面按满足铺设一台带宽1000mm的可伸缩带式输送机和人行通道断面积设计，同时考虑满足矿井通风要求。巷道采用矩形断面，锚网支护，其中顺槽靠工作面煤壁侧采用玻璃钢锚杆支护，顺槽顶板和不靠工作面煤壁侧采用螺纹钢锚杆支护；沿顺槽顶板每隔800mm布置由两根4000mm长的14钢筋焊接的钢带。巷道净宽4.0m，净高2.20m，净断面8.8m2。综采工作面轨道回风顺槽沿8号煤层顶板布置，巷道坡度15。轨道回风顺槽断面按通过液压支架设计，同时考虑综合管线布置和矿井通风要求。巷道内铺设单轨，轨距600mm，钢筋混凝土轨枕。巷道采用矩形断面，锚网支护，其中顺槽靠工作面煤壁侧采用玻璃钢锚杆支护，顺槽顶板和不靠工作面煤壁侧采用螺纹钢锚杆支护；沿顺槽顶板每隔800mm布置由两根4000mm长的14钢筋焊接的钢带。巷道净宽4.0m，净高2.20m，净断面8.8 m2。综采工作面开切眼沿8号煤层顶板布置，采用矩形断面巷道。为了初期设备安装，开切眼巷道净宽4.0m，净高2.2m，净断面8.8 m2。开切眼采用锚网支护，其中靠工作面煤壁侧采用玻璃钢锚杆支护，顺槽顶板和不靠工作面煤壁侧采用螺纹钢锚杆支护；垂直开切眼顶板每隔800mm布置由两根4000mm长的14钢筋焊接的钢带。胶带运输大巷和轨道运输大巷沿8号煤层顶板布置，回风大巷沿8号煤层底板布置，巷道断面尺寸相同，采用矩形断面巷道，（锚索补强）锚喷支护。顶板和煤帮采用螺纹钢锚杆支护；沿巷道顶板每隔800mm布置由两根4500mm长的14钢筋焊接的钢带。巷道净宽4.50m，净高2.60m，净断面11.70 m2。巷道断面及支护形式详见采区各巷道断面图。4.5 采区巷道掘进1）采掘设备选择为了保证采掘比衔接匹配，本次设计井下共装备4套综掘设备。进工作面主要设备配备见表4-2。表4-2 掘进工作面主要装备表序号设备名称规格型号功率（kW）数量（台）备注顺槽综掘大巷综掘1掘进机EBZ100E155.0312桥式转载机QPZ-1607.5313可伸缩带式输送机DSJ80/40/5555314调度绞车JD-1.6251215风动锚杆钻机MQT-130/2.2316混凝土喷射机PZC5I5.517激光指向仪JZB-1318局部通风机FBD6.0211629探水钻机MYZ-200223110刮板输送机SGB620/40T40.015采煤工艺5.1 回采工艺8号煤层工作面采用综合机械化一次采全高采煤工艺。1、工艺流程：采煤机在端头斜切进刀采煤机割煤、装煤移架推移可弯曲刮板输送机清煤。工作面两端作业流程为：割煤移机头（尾）清煤移架。端头斜切进刀长度35m，移架作业距采煤机后滚筒5m，推移可弯曲刮板输送机距采煤机后滚筒10m，推移可弯曲刮板输送机后立即清煤。 2、进刀方式：（1）采煤机割透机头时，采煤机后35m外，可弯曲刮板输送机推向回采工作面煤壁，做好采煤机进刀和推移机头的工作。 （2）让采煤机反向牵引，沿可弯曲刮板输送机弯曲段方向切入煤壁，使采煤机进入下刀工艺，同时将机头顶向煤壁，使整个可弯曲刮板输送机成一条直线。（3）让采煤机反向牵引，再次割透机头，割掉三角煤，开始进入下一个循环。（4）机组割煤时，采用前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤的方式。3、割煤顺序：采煤机在工作面由机头机尾，机尾机头反复运行，逐架顺序割煤。4、移架方式：工作面移架时，采取及时支护方式，邻架手动操作，从端头或端尾跟机移架。5、推移前部刮板运输机的方式：采用从一端顺序推溜的方式。保证推拉前后溜弯曲段不少于15m，逐步将前溜推成一条直线。5.2 回采工作面主要参数的确定5.2.1 工作面长度及采高的确定（1）采煤工作面长度确定矿井按“一井、两面”设计，本次设计8101和8201两个一次采全高综合机械化回采工作面，能满足移交生产时150kt/a的设计生产能力，工作面长度均为150m。按单面生产验算：1、按通风条件进行 L60VBmCf/QbSn P n 式中 L-依工作面通风能力确定最大长度，m ； v-工作面内允许最大风速，v=2m/s；B-工作面内最小控顶距，B=3.55m；m-煤层高度，2.42m；Cf-风流收缩系数，取0.95；Qb-昼夜产煤1吨所需风量，Qb=1m3/min；SN-循环进尺，SN=0.6m；P-煤层生产能力；-煤的容重,取1.46 ；c -工作面回采率,取95% ； n-昼夜循环数，n=9个。 代入数据， L（6023.552.420.95）/（10.61.179） =155.1m150m满足要求。2、按采煤机能力计算MXG-500/4.5H型采煤机的实际生产能力，按开机率50%计算，为Q机=0.6932.421501.46=8585吨/天工作面日计划生产能力为 1500000330=4546吨/天8585吨/天所以工作面长度150米时，采煤机生产能力足够。3.按刮板输送机长度验算刮板输送机选用SGZ-800/200型，长度200米，大于工作面的150米，所以满足要求。工作面长度为150米是满足要求的。输送量为1000t/h，也满足要求。综上，工作面选150米是满足要求的。（2）采煤工作面采高确定根据钻孔资料显示的煤层厚度情况，确定首采8101和8201工作面的采高均为2.42m。5.2.2 工作面顶板管理方式及液压支架选型1、工作面顶板管理方式回采工作面顶板采用全部垮落法管理。2、8号煤回采工作面液压支架选型根据矿压理论，工作面支架承受的最大压力为4-8倍采高的顶板岩石的重量，现取8倍采高的顶板岩石重量计算：F=8hL控bg=82.423.81.52.79.8=2895.8kN式中：F工作面上伏8倍采高岩石所需支撑阻力； 上伏岩层平均容重，取2.7； h工作面采高，按最大取2.42m； L控工作面支架最大控顶距，取3.8m； b支架中心距，1.5m； g重力换算单位，取9.8 m/s2。ZY3200/16/28型支撑掩护式液压支架工作阻力3200kN，根据以上计算，可满足回采工作面顶板支护要求。液压支架技术参数详见表5-1。表5-1 ZY3200/16/28型支撑掩护式液压支架技术参数1采高1.62.8m2初撑力2180kN3中心距1500mm4工作阻力3200kN5对底板平均比压1.2MPa6控顶距最小/最大3.2/3.87支护强度0.516MPa8泵站压力31.5MPa9支架总重量8.53t10运输外形尺寸为（长宽高）454813501000mm工作面两端头各采用两架ZYG3200/10/22型过渡支架支护，行程为700mm。工作面超前不小于20 m范围内进行加强支护，采用加设双排DW20-300/100型单体液压支柱配合3 m型钢梁垂直工作面进行支护，支护高度不得低于1.8m，保证安全出口畅通无阻。5.2.3 回采工作面数目、工作制度、年推进度（1）回采工作面数本设计布置两个长壁一次采全高综采工作面，即8101和8201工作面。（2）回采工作面作业制度、年推进度综采工作面实行四班六小时作业制度，每个综采工作面循环进尺0.60m，每班3个循环，日循环9个，日进尺5.4m，正规循环率取0.80，年工作日330d。 （每个综采工作面）年推进度日循环进度年工作日循环率=5.43300.80=1425.6（m）。年总推进度2日循环进度年工作日循环率=21425.6=2851.2（m）。5.2.4 工作面回采方向采煤工作面采用后退式回采，工作面采用顺序式回采。5.2.5 各工艺过程的安全注意事项1.支护本工作面采用及时移架支护，即采煤机割过后及时移架打开护邦板，移架在采煤机后35架进行，超过此距离或发生片帮冒顶片帮时，必须停止割煤。如果顶板破碎，必须采用立即支护，即采煤机后滚筒割过后，带压及时移架，并打出片帮板。如工作面片帮达700mm,必须超前支护即移架在割煤之前进行。（1）移架时，做到一步三调，不得出现前倾后仰，挤架。咬架现象。相临支架不得出现明显错差。（2）移架时，立柱前至煤比壁，被移支架上三架，下五架内不准有人停留。（3）移完架后立即升紧支架，达到初撑力，立柱的压力表读数在25Mpa以上，保证顶底版移近量小于等于400mm手把打回零位。（4）以下安全出口及上下巷超前支护的单体初撑力不低于90KN，移运输机机头，机尾或其他原因拆除附近单体支柱时需先打好临时支护。（5）支架工段号追击作业，制定专门的包机制。（6）严格按照支架规格质量要求拉架，保证工作面支架直率。2.采煤：（1）采煤前，首先检查机组各部连接螺栓，不得松动，油管不漏油，水压合适，拖缆装置完好方可试车，试车声音正常，按纽灵敏可靠。（2）割煤时，必须严格控制采高，支架控制采高在4.5米左右。端头上下各10架采高由巷高逐渐加大到规定高度。（3）割煤时，必须超前滚筒2-3架收回支架护帮板，严防机组割支架并维护好顶板，煤壁平直与顶板垂直，支架倾角不超过+-5，割煤后及时移架并打出护帮板。（4）割煤时，时刻注意电缆，煤壁，支架等，若有异常情况立即停机处理。（5）机组速度控制在4m/min以下，防止压溜子。（6）有下列情况之一者不得开车；1）、无水；2）工作面有片帮、冒顶危险；3）、移架跟不上；4）、溜子停止运转；5）、不符合煤矿安全规程第69条的规定。 3.推溜：（1）推溜弯曲长度不得小于15m，不得有死弯。（2）推溜后及时把手把打回零位。（3）当溜子的上仰和下俯角与工作面的角度不一样时，必须采用专项措施，必须处理好后，方可顶溜。（4）运输机停止运转时，除机头机尾处严禁移溜子。（5）移机尾时，必须清净浮煤，保护好油路和水路。4.泵：（1）开泵前，检查乳化液箱的液量大于箱体的二分之一，用浓度计检验乳化液浓度在35%之间，每次加水或加油后，都必须检查一次。（2）开泵时，时刻注意泵的声音，正常清晰，压力大于或等于30Mpa,发现异常，立即停泵处理。（3）泵站及液压系统完好，不漏夜。（4）开泵人员必须设专人，不得随意更换，配置方法为每9597公斤水加乳加油35公斤，并每次配置后用浓度计检测，要做到不漏液，泵站压力正常。（5）在泵箱附近挂牌管理，明确配比方法、用液比例、责任者等，有维修保养制度，并有专人维护，保证设备性能良好。5.工作面溜子及转载机（1） 所有刮板输送机司机必须经过专门技术训练，取得合格证书后方能上岗。（2）开车前必须认真检查油位，各部连接情况。机头马达必须必须脱开。（3）开车顺序为下巷一部皮带机、二部皮带机、破碎机、转载机、工作面溜子、机组、各部设备启动时，必须先点动试车，完好无误时方能开车。（4）运转中端头维护工要经常检修各种连接及油位，转动部分有无异常，冷却水是否异常。（5）开车时，先发出开车信号不少于2次，点动试车，正常后方能开车。（6） 开车时，机头、机尾的煤流方向不能有人。（7）运输机只能运送面采出的煤和矸石，不许运载其它材料。更换大件必须使用溜子时，通知运输机司机专门送料，并由跟班领导或班长采取有效措施现场组织确保运输安全。6.电气（1）杜绝电气失爆，设备要完好。（2）严禁带电作业、带电维修、搬移电器设备或电缆等，严禁去掉保护。（3）保证各处通讯信号畅通无阻，按钮灵敏。（4）电气工作必须由电工按操作规程办。（5）严格执行电气设备操作规程。（6）所有电气设备均应上架，设备责任到人，悬挂责任牌。7.上、下出口及端头的支护（1）上巷超前支护为30米，两帮各支护一道跑马梁，下巷超前支护为20米，两帮各支护一道跑马梁。（2） 超前支护的单体要打成一条直线，单体迎山有劲，升紧打牢，所有单体必须用16#铁丝拴好。两巷无空载、失效支柱，支柱初撑力不低于90KN，底版松软时单体必须穿木鞋。上巷压力大时上帮跑马梁用一梁二柱，且单体穿木鞋。（3） 跑马梁上加半圆木时，首先用单体将半圆木升起，再挂梁打单体，上板梁时，两人托板梁，两人扶单体，一人送液，要求密切配合，抓牢板梁，扶稳单体，送液准确。（4）上下安全出口高度不低于1.8米，宽度不少于700毫米，否则需要卧巷、扩巷，并有专人维护。（5）超前支护的铰接梁要平直，单体打成一条直线，保持梁的直率。要保持顶梁铰接梁率大于90%，不得出现连续不铰接顶梁。（6）单体与梁的完好标准按照邢台矿物局采煤安全操作规程的有关规定。（7）占号工负责回收锚杆及锚杆盘，清洁杂物，严禁将锚杆等拉入溜子。上巷下帮、下巷上帮的锚杆盘可以提前回收，但提前回收的最大距离煤壁不得大于2m，上巷下帮的锚杆盘不回收，而且坚持敲帮问顶，防止片帮伤人。（8）机头人行道宽度不符合要求时，必须坚持行人不开车，开车不行人制度。8.运料：（1）上巷运输采用卡轨车、绞车运输，绞车司机必须经专门的培训合格可上岗。（2）绞车要安设在通风良好，支护完整无片帮冒顶危险的安全地点，却安全设施、信号齐全有效。（3）开车前绞车司机按采掘技术操作规程第367条进行检查，发现问题及时纠正。（4）钢丝绳与和绞车的连接遵守采掘技术操作规程第360364条。（5）信号灵敏可靠，灯铃齐全。坚持行人不开车，开车不行人制度。（6）小绞车允许挂重罐一个，挂空罐时17KW绞车不得超于两个。11.4小绞车只准挂一个空罐，并使用好满罐线。严禁多挂罐。（7）严禁放飞车，绞车开动时严禁司机离开岗位，绞车不用或司机离开时必须停电闭锁。（8）信号规定：回柱绞车用口号为信号，其他绞车必须使用电铃信号。一次铃稍长-停车；连续两次铃-开车；连续三次铃-回车；四次铃-慢开车；五次铃-慢回车。（9）各点存放罐，用十字道木设置临时阻车必须牢固可靠（10）起吊运输大件、长件材料时要按刑局东庞矿运输大件、长件设备技术操作规程 执行。（11）车辆掉道时，按东庞矿关于车辆掉道处理方法进行处理。（12）按规定安设安全设施，按运输安全技术操作规程的规定对安全设施、轨道进行检查，发现问题按运输操作规程进行处理。（13）其他执行南翼轨道坡及四中运输措施。9.支架检修：（1）改管换阀时，必须将本架停液，将高压侧卸载，任何时候不得将高压管对向自己或他人。（2）更换阀组、前架安全阀、支柱安全阀及控制阀时，必须用单体支柱顶梁，一台支架至少两台单体，并将端体两端与支架固定牢固。（3）严禁在井下拆装控制阀。（4）支架检修分段负责并挂盘管理，并有维修保养制度。（5）支架的安全阀、片阀按要求定期更换。（6）加强支架检修，保证支架完好，特别是立柱、一二级保护帮、前梁前探梁必须完好，使支架达到较好的支护顶板，杜绝跑、冒滴漏，支架完好率达90%。（7）不同型U型肖不得混用，严禁用铁丝代替。10.设备检修与使用（1）常规要求1）所有设备必须按要求检修。2）各种设备的油脂按使用要求进行使用，不得把不同的油脂混合使用，且定期化验。（2）设备检修操作特定要求1）要求工作面运输机机头、机尾转载机皮带机有明确的责任人，每班升坑后填写检查记录以备查用。2）生产出煤班，工作面运输机机头、机尾责任人要时刻注意减速机油温、冷却水、运转是否正常，以及机尾减速机周围不能有煤，机尾电机不能与支架干涉，机头电机减速机 。与转载机之间不能有煤。3）转载机负责人要注意减速机温度、噪音、连轮油位及减速机冷却水，割板链张紧程度。4）检修班除完成上述各项要求外，每班要检查减速机油位处齿轮连轴节内浮煤以防损坏齿轮连轴节，升坑后填写记录并注明责任人。5）检修班要检查各链轮的油位并注意破碎机注油。6）检修班要检查机头弯槽超级牵引组件与机头弯槽间螺丝的紧急情况，机尾弯槽超级牵引组件与机头弯槽间螺丝的紧急情况，并填写记录。7）皮带机机尾缩皮带时利用千金顶将机尾拉移到位后，应将堆煤清理掉，防止底皮带卡碰缓冲架。8）生产出煤班，皮带机机头和中间驱动装置责任人要时刻注意减速机及油箱液压连轴节的温度和油位，及减速机、电机的冷却水是否正常。9）减速机采用循环水冷却，减速机自带齿轮泵，齿轮泵从减速机箱体中抽出热油，经安装在减速冷却后进入减速箱，开车三分钟后及时检查轮泵出口是否有润滑油，若无润滑油应检查泵的旋向与出油口旋向及油路无误时应检查滤油器是否堵塞。该项必须填写并著明检查人。10）运转中传动装置声音不能异常。11）电动机启动前应将勺官伸至壳体最里侧，再启动齿轮泵向偶合器充油，检查各管路是否畅通，打开冷水器，最后启动电机。12）运转中皮带偶合器的油温不得超过85度。13）经常清除电液执行机构连杆，邮箱上的污垢检查管路无漏油现象。11.通风防尘：（1）区内要设有一专职防尘员，负责喷雾和煤尘工作。（2）工作面机组喷雾、负压降尘、水幕和各转载点喷雾要保持完好，并能正常使用。（3）工作面上、下巷每周至少冲刷两次，下巷靠工作面50米每天冲刷一次。（4）负责好辖区的通风设施，文明生产和设备保护，有问题及时汇报。（5）工作面供水压力不小于2Mpa.（6）检修班机电检修的同时，要检修防尘设施。（7）工作面上下巷必须安设防灭火管上巷每100米安设阀门一个，下巷每50米安设阀门一个，禁止任意拆除改作它用。（8）上下巷凡是发生冒顶超过2米或空懂体积超过6米的地点必须及时比、背顶。（9）工作面少留浮煤 顶底煤。（10）如发生毒气，煤雾高温点，一氧化碳等异常现象及时报告调度室，调度室及时通知通风区， 救护队，迅速查明原因，采取紧急措施进行处理，同时要想矿长，总工汇报。（11） 通风区每周至少一次对上下巷凡是发生冒高超过2米或空硐超过6米的地点，工作面下隅角，下巷距煤壁线10米一外的会风流和其他可能发生的地点进行瓦斯与自然火灾的观测预报工作，发现异常立即指定措施处理。（12）下运输大件过电缆等需要拆除或打开风设施时，施工单位必须提前两天提出申请，报矿总工批准。（13）不准在通风设施前后5m范围内堆放杂务，严禁同时打开两道风门，防止风流短路。（14）工作面上、下巷及吊挂电缆的钢丝绳严禁进入采空区，铁道及时拆除，钢丝绳及时剪断，两巷顶帮网在放顶线处剪断，并拆向采空区的一方，剪断的间距不小于200mm.（15）任何人不得进入上下隅角及盲巷区。12.端头机电设备及防滑措施：（1）上端头机电设备维护：1）开车时，溜子司机首先发出开车信号，询问机尾是否有冷却水，水量是否正常，方可开车。2）机尾占号工经常检查水管是否挤、堵、电机、减速机电缆是否挤卡现象，发现问题及时停车处理。3）机头占号工要经常观察电机减速机温度，声音出现异常即刻闭锁工作面溜子。电机温度不大于70度。4）严禁将单体、圆木及其他杂物堆放在电机周围。片落在电机侧煤、矸石及时清净。5）机尾溜子要顺平，顺直，严禁局部超前或落后，出现三角煤提前放炮处理。6）机尾严禁将锚杆，胶管半圆木及煤矸石以外其他物品放入溜子。7）占号工回撤的单体及时抬到超前支护以外。 (2)下端头机电设备维护1）溜转司机必须由受过培训的持证专职人员担任，溜子司机开车前对各部分详细检查，有问题处理好后方可开车。2）端头移溜前，先与皮带机尾维护工联系，皮带机尾工检查无单体杂物挤肩后，发出可推信号。3）顶溜时，机头5架以下同时操作，溜子司机观察机头各个连接部位，发现异常，立即停止顶溜。4）溜子机头电机与转载机线架间距不小于200毫米，电机与底盘托架转角为+-5度，否则调整超前量。5）开车前机头电机必须有冷却水和喷雾，且水量正常，电缆，水管无挤，堵现象。6）机头上帮锚杆及时回收，严禁拉入溜子和转载机，转载机上帮杂物及时清理。7）机头占号工配合下段号支架工经常调整支架受力状态。端头支架排排吊底座，支打单体时要顶在溜子的肋板上，严禁顶在薄弱部位。8）机头占号工回收的单体，禁止放在转载机上，严禁使用转载机外运单体或钢梁。9）如转载机偏离中线，向下或上帮靠移时，要用单体及时辅助调整。13.其他：（1）必须跨越皮带处要设过桥，严禁跨越皮带及扒，跳，登运输皮带。（2）皮带的跑偏，煤位，过载，低速打滑等保护齐全，机头4个，机尾2个灭火器和50米灭火水管。（3）机头1-3个架按底后锚一个和顶锚一个，在机尾安设顶锚一个，每10架安设一组防滑。（4）工作面有作业图版及避灾 路线图板。（5）工作面每5架，上下巷每40米安照明灯一个，工作面每10架安设一台TK-100通讯控制系统，可用于送话和闭锁溜子等。（6）工作面机头处和每部皮带机头各设电话一部。（7）顶板动态监测，工作面每架立拄压力表2块，每次移架后要搞好矿压观测，表上要保护罩，条件变化必须放炮时要有保护表的措施。（8）工作面超前距离：根据倾角变化，地质条件变化可适当调整超前距。（9）工作面存放大件（溜槽，护帮板，大千斤顶等）必须用大链或8#铁丝四股连接好，及时清理。（10）在溜子内工作时，必须有人观山。溜子必须停电闭锁，打开护帮板，防止片帮，工作之前清除架间活喳，严格敲帮问顶制度。（11）更换机组截齿或距滚筒上下3米内有人作业时，必须切断电源，并打开离合器。（12）用于机头，机尾的绞车要支设牢固，连接可靠。（13）煤仓上口设置栅栏，严防人员掉入煤仓内。（14）本规程未尽事宜，以采掘安全技术操作规程和煤矿安全规程89条及采掘工作面安全技术规程为准。6采区生产系统6.1 通风系统采掘工作面均采用独立通风方式，回采工作面采用“U”型全负压通风，掘进工作面所需风量由安装在胶带运输大巷放置的局部通风机对其进行机械压入式供给。井下仅有后期采区变电所采用独立通风，其他硐室利用新鲜风流并联通风。6.1.1 矿井风量计算根据煤矿安全规程，矿井需要的风量应按下列要求分别计算，并选取其中最大值：1、按井下同时工作的最多人数计算Q矿进4NK矿通式中：4每人每分钟供风标准，m3/min；N井下允许工作的最多人数，99人；K矿通矿井通风系数，取1.20。则Q矿进4991.20475.20m3/min2、按采煤、掘进、硐室及其它用风地点实际需要风量的总和计算Qra（QcfQhfQurQscQrl）kaq式中：Qra矿井需要风量，m3/min； Qcf采煤工作面实际需要风量，m3/min； Qhf掘进工作面实际需要风量，m3/min； Qur硐室实际需风量，m3/m