吕沟煤矿c七401高水充填采面设计 毕业设计

第一章设计依据11上级部门批准的设计七4煤层深部开采设计，批准时间2010年元月12设计采面位置、范围，井上、下关系及四邻采面（边界）的地质情况121采面位置及范围C七401采面位于吕沟煤矿七4煤层八号水平东翼，东至Y38441590坐标线，西至Y38441400坐标线，北至七4集中运输平巷保护煤柱，南至矿井边界（400米水平等高线）。采面上限标高为198M，下限标高为400M，地面标高172160M，走向长190M，倾向长约770M，面积1463万M2。C七401采面上部为七4802采空区，采面范围内无村庄。地形为构造剥蚀类型为主的低山丘陵区、地势西高东低，山坡冲沟发育，常与山脉走向垂直，且呈“V”型及“U”型。为第四系地层半覆盖区，基岩零星出露，地面标高为172160M,有大量农田，采面范围内地面无任何河流和湖泊及较大池塘。122煤层赋存特征赋存于二叠系上统上石盒子组七煤段中部，上距平顶山砂岩220M，下距六2煤层（原采矿证五2煤层）90M。煤层直接顶、底板多为深灰色泥岩、砂质泥岩和粉砂岩，煤厚0151M，一般080110M，平均厚度086M，以薄煤层为主。煤层结构简单，一般含一层炭质泥岩夹矸，厚005029M。123瓦斯2010年工信厅批复瓦斯相对涌出量为468M3/T，绝对瓦斯涌出量为434M3/MIN，属于低瓦斯矿井。C七401采面绝对瓦斯涌出量为026M3/MIN，二氧化碳绝对瓦斯涌出量为030M3/MIN124煤尘根据2009年5月洛阳矿山机械检测检验中心提供的检验报告，矿井所采七4煤层煤尘爆炸指数为1838，具有中等强度爆炸性。125煤层自燃2009年5月洛阳矿山机械检测检验中心提供的煤层自燃倾向性鉴定报告，七4煤层属自燃煤层。但在50年实际开采过程中无发生过自燃发火现象。126水文地质正常涌水量10M3/H、最大12M3/H。主要水源来自上部东翼小煤窑老空水，以及七4煤层顶板砂岩含水层（），可造成七4煤层顶板淋水，但水量小、持续时间短，对开采偶有影响。C七401采面防治水工作简单易行，采掘工程不受水害影响。13邻近采面及边界小窑采空、积水情况资料C七401采面范围内无小煤窑采空和积水。第二章矿井概况吕沟煤矿设计生产能力30万吨/年，2009年核定生产能力45万吨/年；开采六2、七4两层薄煤；矿井采用片盘斜井开拓，两翼对角式通风；水文地质条件简单；瓦斯矿井；所采六2、七4煤层煤尘具有中等强度爆炸性，均属级自燃煤层；正常涌水量为100M3/H，最大涌水量120M3/H。矿井目前有2个生产采面。1、矿井现生产采面情况92采区布置一个炮采工作面，六2901采煤工作面，可采储量832万吨，截止2012年1月底，剩余可采储量693万吨，预计2014年12月回采结束。91采区布置一个炮采工作面，六2902采煤工作面，可采储量367万吨，截止2012年1月底，剩余可采储量226万吨，预计2013年4月回采结束。2、新采面、新水平情况C七401采面施工情况及首采工作面形成时间C七401采面预计2012年9月布置完毕，合计可采储量2122万吨，预计2013年1月具备生产条件。3、开采C七401采面的必要性吕沟煤矿目前生产布局来看，矿井在六2水平布置2个采面（六2901采面、六2902采面），六2901采面预计2014年12月回采结束；六2902采面预计2013年4月结束，为确保采掘接替和矿井可持续发展布置C七401采面。C七401采面位于七4煤层八水平东区，利用七4八东大巷做为回风巷形成生产系统，巷道工程量小、工期短，是矿井采面接续的最佳途径。第三章C七401采面概况第一节采面位置及范围、储量1、采面位置及范围C七401采面位于吕沟煤矿七4煤层八号水平东翼，东至Y38441590坐标线，西至Y38441400坐标线，北至七4集中运输平巷保护煤柱，南至矿井边界（400米水平等高线）。采面上限标高为198M，下限标高为400M，地面标高172160M，走向长190M，倾向长约770M，面积1463万M2。C七401采面上部为七4802采空区。2、地面情况及受生产影响程度21地面建筑、设施等采面范围内无村庄。22地形（地貌、植被、地层出露情况）采面范围内为构造剥蚀类型为主的低山丘陵区、地势西高东低，山坡冲沟发育，常与山脉走向垂直，且呈“V”型及“U”型。为第四系地层半覆盖区，基岩零星出露，地面标高为172160M,有大量农田。23水系及地面水范围采面范围内地面无任何河流和湖泊及较大池塘。24采掘影响及破坏程度回采工作面布置为超高水充填工作面，因此回采不会造成地表塌陷，对地表影响很小。3、采面储量C七401采面开采七4煤层，可采储量2122万吨。第二节地质勘探情况C七401采面无地质资料。第三节地层及标志层1、地层七4煤层层位属二叠系下石盒子组。从现有巷道揭露的煤层资料分析，该采面煤层赋存较稳定，煤层厚度在09M左右，属薄煤层。煤层为半暗光泽型。2、主要标志层田家沟砂岩位于上石盒子组底部，由灰色厚层状中、粗粒、底部砾状砂岩组成，层位稳定，厚01621M、一般36123M，为本区主要标志层，以厚层、含砾、具明显的文理层理为主要特征，该标志层上下分别为七煤段和六煤段，其煤岩层组合与其它煤段有明显区别易于确定七煤段含煤段位于中上部，含煤34层，以七4、七2煤层较稳定，其间为含较多大白云母片、层面具炭质的细中粒砂岩，组合清晰特征明显。第四节地质构造C七401采面范围内无地质构造第五节水文地质特征及充水因素1、C七401采面水文特征正常涌水量10M3/H、最大12M3/H。主要水源来自上部东翼小煤窑老空水，以及七4煤层顶板砂岩含水层（），可造成七4煤层顶板淋水，但水量小、持续时间短，对开采偶有影响。C七401采面防治水工作简单易行，采掘工程不受水害影响。2、C七401采面主要充水因素主要水源来自上部东翼小煤窑老空水，以及七4煤层顶板砂岩含水层，在顶板砂岩破碎处或断裂带内往往含少量裂隙水，在采矿揭露时常形成顶板淋水，但持续时间较短。表明其富水量弱、均为静储量特征，对矿井安全生产无影响。第六节煤层赋存特征1、煤层赋存特征赋存于二叠系上统上石盒子组七煤段中部，上距平顶山砂岩220M，下距六2煤层（原采矿证五2煤层）90M。煤层直接顶、底板多为深灰色泥岩、砂质泥岩和粉砂岩，煤厚0151M，一般080110M，平均厚度086M，以薄煤层为主。煤层结构简单，一般含一层炭质泥岩夹矸，厚005029M。2、瓦斯2010年工信厅批复瓦斯相对涌出量为468M3/T，绝对瓦斯涌出量为434M3/MIN，属于低瓦斯矿井。C七401采面绝对瓦斯涌出量为026M3/MIN，二氧化碳绝对瓦斯涌出量为030M3/MIN3、煤尘根据2009年5月洛阳矿山机械检测检验中心提供的检验报告，矿井所采七4煤层煤尘爆炸指数为1838，具有中等强度爆炸性。4、煤层自燃2009年5月洛阳矿山机械检测检验中心提供的煤层自燃倾向性鉴定报告，七4煤层属自燃煤层。但在50年实际开采过程中无发生过自燃发火现象。5、地温矿井现开采深度420M，温度22左右，地温正常。煤层顶底板岩性表煤层类别岩石名称平均厚度M主要岩性特征老顶中粒砂岩275灰白色，以粗粒为主，主要成分为石英。顶板直接顶泥岩12灰黑色、底部含炭质。直接底细粒砂岩081深灰色七4底板老底中粒砂岩272灰色。第七节地表特征采面范围内为构造剥蚀类型为主的低山丘陵区、地势西高东低，山坡冲沟发育，常与山脉走向垂直，且呈“V”型及“U”型。为第四系地层半覆盖区，基岩零星出露，地面标高为172160M,有大量农田。采面范围内地面无任何河流和湖泊及较大池塘。回采工作面布置为超高水充填工作面，因此回采不会造成地表塌陷，对地表影响很小。第八节煤质七4煤为黑色，条痕黑色，玻璃光泽，条带状结构。顶部常有一层致密状暗煤，中部主要为暗煤和亮煤，下部亮煤、镜煤为主。煤质特征表煤层指标项目ADST,DPDQGR,VDMJ/KGYMM和GVDAFST数值30550700010232716577718831400七4煤等级高灰低硫煤低磷分中热值煤较高软化温度灰第四章采面设计方案的确定第一节方案的提出、确定1、设计方案方案（1）开放式充填方法该方法是指在仰斜开采条件下，对采空区不进行任何调控，即允许采空区上覆岩层部分垮落，采空区完全处于开放与自由状态的充填方式，如图41所示。具体做法是自开切眼始，工作面推进适当距离后，即对采空区实施充填。随着充填工作的不断推进，充填浆体液面不断上升，逐渐将低于工作面位置水平以下的采空区充填密实，并将部分垮落下来的矸石（若存在）胶结起来，形成整体支撑上覆岩层的充填胶结承载体，如图41所示。图41方案（2）采空区全袋（包）式充填法超前抬棚刮板运输机刮板运输机超前抬棚刮板运输机36M型钢梁铰接梁充填体挡浆板挡浆板效应采空区全袋式充填方式是在采空区范围内全部布置充填袋，袋内充入超高水充填材料，凝固后对上覆岩层直接进行支撑，如图42所示。图422、方案对比方案优点充填与开采互不影响，工作面产量不受充填工艺制约；充填工艺简单，人员需求少，易于组织与管理，工作面支护方式不变；不控制直接顶，人员作业不在采空区，充填过程安全可靠。缺点当采高较大或煤层倾角较小时，该方法对控制临近采空区上覆岩层有一定的局限性，但通过在工作面后方构筑挡浆体，使充填浆体液面水平升高，超前抬棚刮板运输机刮板运输机超前抬棚刮板运输机36M型钢梁铰接梁袋（包）式充填体袋（包）式充填体缩短顶板悬跨距，可较好实现对采空区的充填。此外，当工作面涌水较大时，对充填效果有一定影响，需采取疏治水措施。方案优点全袋（包）式充填能适用于现有大多数采煤方法与回采工艺条件下的采空区充填要求。与开放式充填相比，适用性更广，特别是对水平或近水平条件下的煤层有较好的适应性；可直接控制直接顶，充填效果直观。在工作面有涌水的条件则完全不受影响。缺点充填袋（包）架设工序与劳动组织较复杂，工作量较大，对作业环节安全要求高；充填与回采两工艺存在相互影响，配合管理技术要求高。经过永锦公司以及吕沟煤矿相关工程技术人员的探讨、研究、论证，方案简单易行、安全可靠，因此确定选用方案进行C七401采面的设计开采。第二节设计方案、设计原则本次设计遵循以下原则进行11炮采采煤为主的原则。12系统简单、可靠，便于管理的原则。13提高采面防灾、抗灾能力的原则。14以超高水充填开采，不搬迁村庄的原则。2、巷道布置21采面总体布置情况根据C七401采面范围及地质情况，在八号石门中部测16点以北167M处以90的方位角向东掘进联络巷20M，然后再掘进一条与八号石门平行方位角182的集中运输石门长度246M，与集中运输平巷贯通，在联络巷东边布置一个溜煤眼与六2煤层九号煤仓西上仓巷垂直连接（溜煤眼与九号煤仓间距537M），溜煤眼设计长度334M，在C七401机巷28M处掘进七4集中运输平巷，向西以270的方位掘进97M与集中运输石门贯通，向东以90的方位掘进190M到达C七401采面回风巷，然后再以0方向向上掘进运输联络巷46M与七4八东大巷贯通，C七401采面构成。22其他辅助巷道为满足C七401采面供电需要在集中运输石门布置采面移动变电站。第五章采煤方法及工艺、设计能力、服务年限1、采煤方法采用超高水充填倾斜长壁后退式采煤法。2、采煤工艺炮采采煤，一次采全高。3、采面设计能力31工作面单产工作面平均面长L190M工作面日推进度I2M煤层采高M1M煤的容重R15T/M3工作面回采率C097工作面单产A1LIMRC19015115097553T/日32采面生产能力AS综330K1A1/1000033011553/10000201万T/A式中K1为采面生产系数，系数取11采面设计能力按21万吨/年计算，各生产系统按21万吨/年的规模进行配备。33采面服务年限34C七401采面服务年限TCZ/AS212221101（A）第六章采面安全生产系统第一节主运输系统1、主运输路线工作面煤流工作面机巷集中运输平巷集中运输石门溜煤眼九号煤仓主井地面2、采面运煤设备选型211胶带输送机初步设计参数计算胶带宽度，选定胶带速度因为输送能力M400T/H，大于设计运输生产率A208T/H，所以胶带宽度一定满足要求，选定胶带速度2M/S。对带式进行块度校核B2AMAX2002200200600MM故胶带选定800MM宽度能够满足要求。212运行阻力计算重段运行计算WZHG（QQDQG）LCOSG（QQ0）LSIN288462733）500003COS0（288462）500SIN01051552N其中QM/KG82630AQD11B（12）1108（125131）462KG/MQGM/KG375LGQG/1空段运行阻力WKG（Q0QLCOSQ0LSIN（46237）5000025COS0462500SIN0105442N213胶带张力计算1用“逐点计算法”求胶带各点张力S2S1S3104S2S4104S31042S21042S1S5S4WK1042S1WKS6104S51042S1104WKS7S6WK1042S11042WKWZHS8S9104S71042S11042WK104WZH117S11042544210451552117S147954（2）按摩擦传动条件考虑摩擦力备用系数列方程，得S9S1ME247S1（3）方程（1）和方程（2）联立解得S136887NS236887NS338362NS439896NS534454NS635832NS787384NS8S990879N214带式输送机胶带强度的验算（1）、垂直度最小张力点张力S635832N、按垂直度要求重段允许的最小张力为SMIN11（QQD）LGCOSG11（217462）15COS14104213NS6故胶带悬垂度满足要求215胶带强度验算胶带允许承受的最大张力为SMIN619087SPB故胶带强度能满足要求216计算牵引力与电动机功率输送机主轴牵引力为W0S9S1004S9S19087936887004908793688748881N电动机功率为NKW78052480通过以上计算，证明在所给条件下可以使用DTL800/240型217胶带输送机初步设计参数计算胶带宽度，选定胶带速度因为输送能力M400T/H，大于设计运输生产率A208T/H，所以胶带宽度一定满足要求，选定胶带速度2M/S。对带式进行块度校核B2AMAX2002200200600MM故胶带宽度选定800MM能够满足要求。218运行阻力与胶带张力计算1、运行阻力计算重段运行计算WZHG（QQDQG）LCOSG（QQ0）LSIN54462733）300003COS0（66303）300SIN010304515N其中QM/KG452639AQD11B（12）1108（125131）462KG/MQG/KG375LGQGM1空段运行阻力WKG（Q0QLCOSQ0LSIN（30337）3000025COS0303300SIN010504N219、胶带张力计算1用“逐点计算法”求胶带各点张力S2S1WZHS3S2W23S4S3WZHS4S1WZHWKW23式中W23胶带绕经导向滚筒所遇到的阻力，W23（005007）S2（2）按摩擦传动条件考虑摩擦力备用系数列方程，得S4S1MES1196420247S1（3）方程（1）和方程（2）联立解得S14830NS26513NS36614NS411639N2110带式输送机胶带强度的验算垂直度最小张力点张力S14830N、按垂直度要求重段允许的最小张力为SMIN11（QQD）LGCOSG11（54462）15COS14101653NS1故胶带悬垂度满足要求2111胶带强度验算胶带允许承受的最大张力为SMIN481121639078SPB4故胶带强度能满足要求。2112计算牵引力与电动机功率输送机主轴牵引力为W0S4S1004S4S11163948300041163948307468N电动机功率为N76KW085270通过以上计算，证明在所给条件下可以使用DTL80040型。第二节辅助运输系统1巷道原始参数采面机巷、回风巷长度800M,施工坡度14,要求容绳量850M，一级提升。2基本参数选择运输能力设备重28T，装载矿车重1T，最大提升载荷Q28138T,按最大坡度14进行设计计算静张力。按照每钩提升四辆矿车，要求选型采用单滚筒变频绞车。3选型计算31钢丝绳选择此台提升机要求容绳量大，根据煤矿安全规程419条倾斜井巷中升降物料的要求，二层缠绕；按二层缠绕计算，选用直径为22MM，按GB/T89181996标准，可选619系列纤维芯钢丝绳。32最大静张力及张力差计算S1（QQ1SIN1COSPLSIN2COSPL1L2233钢丝绳安全系数619系列纤维芯22MM钢丝绳最小破断拉力3285KN32850048679868865，满足煤矿安全规程要求。根据以上计算，选JD40型绞车第三节排水系统由于矿井属于以顶板孔隙水为主的水文地质条件简单型矿井，七4八东大巷以上不受老空水威胁，采空区积水已经联络巷导入七4八东大巷，根据矿井实际观测C七401采面涌水量小于10M3/H，并且积水有七4八东大巷水沟排出到八号石门水沟再排至九号水仓，并且C七401采面布置采面为超高水充填采面，超高水充填开采的工艺是利用95的矿井水添加5的添加剂对采空区进行充填，渗入采空区的少量水可做为充填材料，排水系统是利用九号井底排水系统即可，因此，不需要单独的排水系统。第四节通风系统1矿井通风现状通风系统矿井通风方式为两翼对角式边界通风，主、副斜井进风，东、西风井回风。东、西风井均无提升装置，各安装两台47211NO16B型离心式风机，配套电机功率东风井为75KW，西风井为55KW，一用一备，矿井总进风量3428M3/MIN，总回风量3670M3/MIN，其中东风井回风1980M3/MIN，有效风量1600M3/MIN，有效风率8939，通风阻力860PA，西风井回风1690M3/MIN，有效风量1472M3/MIN，有效风率8987，通风阻力740PA。2通风线路、风量配备21通风线路根据C七401采面巷道布置方式，利用合理的通风设施，采用新鲜风流从主副井到八号石门到集中运输石门进入集中运输平巷，再进入工作面机巷，到各工作面。乏风由工作面回风巷至集中运输平巷，到七4八东大巷至东风井，至地面。即地面主副井八号石门集中运输石门集中运输平巷采面机巷工作面工作面回风巷集中运输平巷七4八东大巷东风井地面。采面通风方式为分区通风，各采掘工作面均采用独立通风，回采工作面采用U型通风。采面采面机巷为进风巷，采面回风巷为回风巷，新鲜风流由集中运输石门至集中运输平巷，进入工作面机巷，清洗工作面有害气体及粉尘后，再进入工作面回风巷，回入集中运输平巷，进入七4八东大巷，到东风井。22采面风量配备221采面工作面风量计算1、按瓦斯涌出量计算采100Q瓦斯K备100026252MMIN其中采采面所需风量，MINQ瓦斯采面瓦斯涌出量，026MIN（河南省工业和信息化厅对吕沟煤矿2010年瓦斯和二氧化碳涌出量鉴定结果）备备用风量系数取2按二氧化碳涌出量计算采67QCO2KCO2670319382MIN其中QCO2采面二氧化碳涌出量03MIN（河南省工业和信息化厅对吕沟煤矿2010年瓦斯和二氧化碳涌出量鉴定结果）KCO2CO2涌出量均衡系数2、按工作面温度选择适宜的风速计算采60SV6037122664MIN其中S工作面平均有效断面取值372V工作面风速取12S（工作面温度平均为200C230C）3、按炸药消耗计算采2525092253MIN其中采面一次放炮的最高炸药消耗量09KG4、按工作面工作的最多人数计算风量采4N4903603MIN其中采面同时工作的最多人数90人4每人每分钟所需的风量，3MIN5、按气候条件确定风量采基本K采高K采长K温232101111280723MIN其中基本60工作面控顶距采高适宜风速702323MINK采高工作面采高调整系数取10K采长工作面长度调整系数取11K温工作面温度调整系数取11风速验算根据上述计算结果，工作面配风量取最大值360M3/MIN进行风速验算V最小36060S最大360/606210097M/SV最大36060S最小360/603210188M/S其中V最大采面最大风速V最小采面最小风速S控顶距采高62最大控顶距32最小控顶距12平均采高4M/SV025M/S式中V为工作面风速，M/S；S为工作面的平均断面积，M2；1个炮采工作面配风量取为360M3/MIN第五节供电系统1采面基本情况11采面原煤运输系统采用为胶带机运输；辅助运输系统拟采用单滚筒绞车牵引的辅助轨道斜巷运输。12采面供电距离远，设计一个移动变电站主要承担C七401采面所有生产等用电设备的供电任务。13根据采面布置状况，移动变电站按照煤矿安全规程规定，均为双回路供电；由于工作面装机负荷容量较大，且负荷偏离供电中心较远的采掘工作面拟采用移动变电站进行供电，其他机电设备采用采面移动变电站低压直接供电的方式进行供电。14采面移动变电站为双回路供电，平时为双回路分列运行，电源引自八号变电所高爆开关。2移动变电站21采面移动变电站供电负荷统计表序号用电设备安装地点设备配套台数供电负荷统计备注1炮采工作面1套477KW工作面负荷统计按照工作面刮板运输机275KW，乳化液泵站237KW，转载机40KW，胶带输送机275KW，工作面排水、绞车、辅助运人等其他负荷按照100KW计算。合计477KW。2皮带集中运输巷150KW胶带输送机240KW一部、石门运输皮带一部3其他负荷180KW4总负荷量807KW3移动变电站设备选型计算31石门移动变电站主回路高压电缆选型311移动变电站容量计算根据SPNKRKS/COSS视在功率，KVA；PN有功功率，KW；KR需用系数，查表取05；KS变电所同时系数取09COS平均功率因数，查表取08S2179050908122568KVA312计算电流IS/（U）122568（17326）1179A3313按经济电流密度选择电缆截面AI/NJ1179/（2225）262MM2A计算电缆截面，MM2；I正常负荷时持续工作电流，A；N同时工作的电缆根数，2根；J电缆经济电流密度，取225A/MM2。314电缆的长度L105L010514001470米故高压电缆选用交联聚乙烯绝缘MYJV22335/6KV型1470米2根，单根电缆正常载流量130A，即130A1179A，满足要求。根据矿山电力装置设计规范中允许电压损失要求，从地面变电所6KV母线到八东移动变电站高压接线腔的允许电压损失不允许超过10。A下井电缆的电压损失U1从地面西风井35KV变电站高压开关引出至八号变电所高压开关的电缆为MYJV22350MM2，全长LCA1600M。查表K0667；取井下负荷平均功率因数COS08，TG120。U1KPCALCA13B八号变电所至八东移动变电站的电压损失U2从八号变电所高压开关引出至八东采面移动变电站高压开关的电缆为MYJV22335MM2，全长LCA1470M，正常情况下负荷2179KW。查表K0622；取井下平均负荷功率因数COS08，TG120。U2KPCALCA5163D总电压损失UU1U213516364610符合要求。32移动变电站变压器选择采面移动变电站变压器选型依据煤矿安全规程规定，采面移动变电站的变压器型号确定为矿用隔爆型干式变压器。按照矿生产技术科提供的采面移动变电站布置位置，依据供电负荷就近原则，并根据采掘分开供电的原则，移动变电站内拟安装4台干式变压器。321移动变电站660V负荷统计序号用电设备安装地点设备配套台数供电负荷统计备注1炮采工作面1套477KW工作面负荷统计按照工作面刮板运输机275KW，乳化液泵站237KW，转载机40KW，胶带输送机275KW，工作面排水、绞车、辅助运人等其他负荷按照100KW计算。合计477KW。2皮带集中运输巷150KW胶带输送机240KW一部、石门运输皮带一部3其他负荷180KW4总负荷量807KW322移动变电站内变压器容量计算采煤工作面变压器容量SKPN/COS4770708539282KVA故选用1台500KVA干式变压器满足要求。33移动变电站低压电器设备的选择依据煤矿安全规程和移动变电站的供电范围，对移动变电站的低压馈电开关全部选择成隔爆兼本质安全型配电开关，并按照配套干式变压器的实际容量，选总馈电开关具有智能性综合保护器，包含漏电、过载、短路、漏电闭锁等保护功能KBZ400/660V1140V型7台，具有选择性漏电功能等保护功能。34采面照明C七401采面机巷照明灯由照明综合保护器供电。照明综合保护器引出照明线路，照明灯及照明线路使用MY3414电缆，每个ZBZ4/127照明综保正常保护距离为500M，照明综合保护器由移动变电站或附近配电点供电。第六节压风系统从八号石门压风管路延接采面压风管，为采面提供压风。C七401采面主要压风管路直径为DN100，风压06MPA。第七节供水系统从八号石门供水管路延接采面供水管，为采面提供用水。第八节综合防尘系统与矿井综合防尘系统相配套，建立采面综合防尘管路系统及巷道、采掘工作面、运煤转载点喷雾除尘装置。主要巷道要定期洒水冲尘。第九节监测及通讯系统1监测系统目前矿井使用的监测系统为KJ209N型安全监控系统，C七401采面仍采用该系统，在各工作地点建立相应的监控分站，并通过监控分站、甲烷传感器、远程馈电/断电仪实现甲烷超限断电功能和甲烷风电闭锁功能。监控分站布置原则回采工作面安装一台KJ209NF型监控分站，采面共需监控分站3台。远程馈电断电仪安装原则回采工作面均按一路高压、一路低压安设远程馈电/断电仪，远程馈电/断电仪安装在移动变电处，需安装2台；每个采面的皮带控制需在移动变电站处安装2台。甲烷传感器安装原则回采工作面及回风流处各安装1台。风速、烟雾传感器安装原则采面的回风流中各需安装1台风速传感器，共需1台。每个采面皮带滚筒下风测各需安装1台烟雾传感器。风门开闭传感器每个采面的主要风门安装1套风门开闭传感器，共需2套。监控主通讯线路采用MHYV147/052的电缆，电缆从副井底接线盒敷设至移动变电站。每个监控分站的通讯线均从主线上用三通接线盒分下，电缆固定在电缆钩最上一钩。传感器信号电缆采用MHYV147/052的电缆。电缆从各自的监控分站上敷设至安装甲烷传感器处。一根线路可以带两个甲烷传感器，需敷设4根信号电缆。2通讯系统通信系统采用SH3000D型程控调度交换机，回采工作面2个号码，采面移动变电站1个号码，每个胶带头1个。根据以上需求，从副井底主线敷设10对电话电缆MHYV10205至采面口设置1个10对电话接线盒。每个工作面、移动变电站、胶带机头、轨道上下山处的电话均从附近的电话接线盒中敷设电缆MHYV147/028至电话安装处。第七章煤质管理为了提高煤质，加强煤质管理，各回采工作面在回采期间成立以班组为单位的煤质管理小组，由跟班队干任组长，班组长任副组长，煤质管理小组成员由本班组成员组成。1、加强顶板管理，严格按标准作业，严把工程质量关，防止片帮、冒顶的发生。2、采面煤、矸必须分运分装，即要保证矸车里不带煤，煤车里不带矸，保证煤炭质量。3、过断层地段要采取分放、分运措施，煤出完后再出矸或先把矸出完后再出煤，保证矸煤不混装。4、装车时，见到矸块、背寨、川杆等杂物要立即拣出来。5、当班装完煤后，如遇半车煤，也要推走，不能半车煤再装矸。6、原煤含矸率27，水分50，灰分425，发热量4350CAL/G,每月考核以销售科煤质检查员检查煤质报表为准。7、全队职工应见矸就拣，做到矸不出责任段，严格保证煤质，降低含矸率。8、各转载点洒水要适量，溜子与皮带运转和喷雾装置开关要同步，避免煤质含水量过高或过低。9、采煤工作面由放顶班负责在采面实行分段挖水沟或设置挡水坎尽量把采面底板水改向老塘。10、采面在放炮前应有采面溜子司机先将采面溜子里面的水拉净，方可放煤炮，机巷开溜子人员，要配合好把从采面溜子拉到机巷溜子的水拉出，开溜子人员要注意，如果溜子上只有水时要及时通知合车处，把煤车倒走，然后经上下山刮板运输机把水拉到大巷改到水沟内，防止合水煤。11、加强机巷拣矸人员责任心，因矸石遇水会粘带煤粉，不宜分辨，拣矸人员如发现类似矸石，必须发信号停溜子确定，确保矸石全部拣出。12、各转载点出煤时，洒水要适当，如果煤太湿，可以减小喷雾洒水量或不开，保证毛煤含水量不超标。13、提高煤质意识，严格落实煤质管理各项制度。14、采煤队要制定各岗位煤质责任制，人人有责，共同做好煤质工作。15、当采煤工作面遇到断层、褶曲、薄煤等地质变化带时，必须及时制定专项煤质保证措施。16、根据煤矿安全规程第一百五十四条规定注水后影响采面安全或造成劳动条件恶化的薄煤层可不采取注水措施,本工作面注水后造成工作面湿滑，使劳动条件恶化，因此该工作面不采用煤层注水措施。17、加强工作面的排水工作，不允许刮板输送机拉水煤。18、各转载点喷雾、采煤机内外喷雾、减速机、电机冷却水等用水设备和地点必须做到先开水后开机，停机后及时停水，并根据出煤量控制好喷雾大小。19、工作面顶板有淋水的区段，要用防水棚将水导流至刮板输送机后侧，使其流入老塘；胶带顺槽顶板淋水量大的区段，要搭设防水棚防止水淋到皮带上。20、损坏的供、排水管路及密封要及时更换处理，防止湿煤或煤量小时漏水影响煤质。21、架间喷雾停机时要及时关闭，各喷雾必须保证雾化效果良好，严禁有跑冒滴漏现象。22、严禁将食品袋、棉纱、铁器、木头等杂物混入煤流。23、各设备转载点、巷道口、轨道顺槽和胶带顺槽内每200M各设置一个垃圾桶，吃剩的班中餐、塑料袋、火腿肠皮等杂物要全部收集装入垃圾桶，严禁其混入煤流，垃圾桶满后及时清理。24、井下机电检修工必须配带工具包，将检修时产生的废旧配件及杂物及时入包带到地面或按规定集中装车升井，严禁乱扔乱放。25、生产期间加强两端头双抗网、锚杆和托盘等支护用品的回收管理，严防混入煤流。当进入煤流时，必须及时停止运输设备，将杂物拣出。第八章安全技术措施第一节危害因素分析1、采面灾害因素分析11采面的开采安全技术条件111瓦斯瓦斯含量较低，属低瓦斯矿井。112自然发火等级2009年5月由国家安全生产洛阳矿山机械检测检验中心提供的鉴定结果七4煤自燃倾向等级为级，属自燃煤层。但在实际开采过程中无发生过自燃发火现象。113煤尘爆炸危险性根据2009年5月洛阳矿山机械检测检验中心提供的检验报告，矿井所采七4煤层煤尘爆炸指数分别为1838，具有中等强度爆炸性。114水文地质水文地质条件，属简单类型，正常涌水量为10M3/H，最大涌水量取12M3/H。115顶、底板岩性矿井所采六2、七4两层煤均为三硬煤层,七4煤层顶板为灰白色砂质泥岩为I类顶板。直接底为泥岩，厚度050330M，平均164M。116地温矿井现开采深度420M，本开采面七4煤底板温度22左右，地温正常。12矿井灾害类型根据采面开采的安全技术条件，采面可能存在顶板垮落、煤尘爆炸等灾害。2、生产作业主要伤害因素分析在生产过程中将遇到的危害因素有火灾、水害、冒顶、爆破产生的震动、有害气体、触电、机电及运输事故都会危及人身安全。井下使用炸药、雷管，如果安全措施不完善，也将对人员造成危害。第二节安全技术措施1、矿井灾害预防措施建立井下环境安全监测系统，对瓦斯、煤尘、风速等进行监测，对灾害进行早期预测预防，切实防止灾害的发生。11火灾的防治措施为防止电气及运输设备发生火灾，设计采取了以下措施111采面移动变电站均采用不燃性材料支护。112在主要巷道安装消防洒水系统。113在井下设有消防材料库，采面移动变电站内配有足够的消防器材。114机电设备硐室设防火栅栏两用门。115井下胶带输送机均选用阻燃型胶带,按规定配备消防器材。116采面内电气设备采用矿用防爆型，并设有保护接地、短路、过流、过负荷、断相、漏电等保护。117井下爆破严格遵守有关规程、规范规定，防止爆破引发火灾。118矿井生产期间，必须有专人负责检查和维护井上下安全设施，保证其完好无损，符合要求。12综合防尘措施121加强通风管理严格控制采、掘工作面的风速，防止煤尘飞扬。掘进工作面采用湿式打眼，建立洒水系统，用于扑捉和收集散布于空气中的煤、粉尘，从而使浮尘量降到最小程度。122建立防尘洒水系统。在井下运输机转载点进行喷雾洒水；定期冲洗巷道，以减少浮尘和落尘。123在采面回