灵北2103工作面作业规程

1、第一章 工作面概况第一节 工作面概况、煤层赋存及储量一、井上位置2103工作面地面位于老人疙梁、李家庄的北面，工作面切眼位于20-6钻孔的东北部。地表大部分被第四系黄土层覆盖，沟坡处有部分上、下石盒子组地层出露。地面标高865-1004m，工作面标高604-636m。二、井下位置2103工作面井下位于2#煤层轨道巷的东部，2103材料顺槽的北面为一采区轨道巷，2103胶带南面为2#下煤层尖灭区，切眼外侧为2104综掘工作面。三、煤层特征1、煤层赋存本工作面开采煤层为二叠系山西组2#下煤。该煤层以亮煤为主，其次为暗煤，呈透镜状，镜煤呈条带状或线型状，其宏观煤岩类型以半暗型煤为主，少量半亮型煤。节

2、理、内生裂隙发育，断口参差状、棱角状，条带状结构，局部充填方解石细脉，块状构造。2#下煤层视密度为1.38t/m3。2、煤质项目水份Mad灰份Aad挥发分Vdaf发热量Qgr.vd硫份St.d胶结指数Y工业牌号指标54435370016FM四、储量走向长m倾向长m斜面积千煤厚m容重T/ m3工业储量万t回采率%可采储量万t6002001201.541.3825.59724.7附：由于受断层、陷落柱影响，工作面煤柱损失：12.568万吨，地质损失：5.483万吨，落煤损失：0.583万吨，共计：18.634万吨。第二节 顶、底板情况及地质构造一、顶、底板情况煤层顶底板情况名 称岩石名称厚度（m）

3、岩性特征老 顶细粒砂岩4.10细粒砂岩，灰色，中厚层状，平行层理，斜裂隙，为填充。直接顶中粒砂岩3.30中粒砂岩，浅灰色，中厚层状，斜层理，裂隙发育，未填充。伪 顶碳质泥岩岩性破碎，随采随落直接底泥 岩0.60深灰色泥岩，均匀层理，斜裂隙发育，未填充老 底中粒砂岩2.42灰色中粒砂岩，垂直裂隙发育未填充，成分以石英为主。附图1-1 2103工作面煤层柱状图二、地质构造2103工作面断层情况如下表：构造名称走向（。）倾向（。）倾角（。）性质落差（m）对回采的影响程度F03120529545正断层1.5对回采影响较大F03213522548正断层0.4对回采影响较大F03320029045正断层1

4、.0对回采影响较大F0341748435正断层0.3对回采影响较大F03525116136正断层1.0对回采影响较大F03620311337正断层6.0对回采影响大F03721712743正断层0.5对回采影响较大F03821030070正断层15对回采影响大F03922513561正断层1.4对回采影响较大F031024733770正断层2.5对回采影响大F03111010068正断层1.4对回采影响较大F03122929968正断层1.0对回采影响较大F031331322374正断层0.8位于停采线外陷落 柱构造名称走向（。）长轴（m）短轴（m）面积（）X103904430941位于停采线

5、外X2031203719610位于停采线外 备注：经验证陷落柱X1和X2均无出水现象煤岩层节理：煤岩层节理节理组名称走向（。）倾向（。）倾角（。）走向玫瑰图2#下 煤层30300702311337三、存在问题及建议1、工作面局部地段裂隙发育，尤其是在断层两侧较为明显，容易发生冒顶现象。要注意加强支护。 2、回采过程中，接近断层或顶板破碎段，要密切注意巷道内涌水量的变化，完善排水系统，及时清挖水仓好水仓，铺设相应的排水管路，保证安全生产。3、由于本工作面煤岩层总体为东高西低的单斜构造，在回采前应在工作面配备相应的排水泵，防止由于下山开采，造成工作面积水，影响安全生产。4、受李家庄的保安煤柱影响，

6、造成停采线外煤柱损失5.95万吨，建议生产科采取相应方法对其进行采出，减少煤炭资源损失。第三节 水文地质一、水文情况2103回采工作面的水文地质条件较简单，矿井涌水量主要来自二叠系下统山西组及下石盒子组碎屑岩裂隙含水层，属弱富水性含水层。根据已有地质资料分析，预计回采期间工作面正常涌水量为1-3 m3/h，最大涌水量可达5-8 m3/h。回采前，应完善排水系统，并做好水仓的清挖工作，铺设相应的排水管路，保证生产安全。二、涌水情况2103工作面最大涌水量为0.133 m3/h，正常涌水量为0.017 m3/h。第四节 影响回采的其他地质情况影响回采的其他地质情况：瓦 斯瓦斯成分以N2、CH4为主

7、，含量在0.231.25毫升/克煤 尘该煤尘具有爆炸性煤的自燃该煤层属于不易自燃煤层。地温地压普氏硬度（f）煤层夹矸直接顶直接底2454第五节 巷道布置及工作面参数一、巷道布置2103工作面位于2#煤轨道大巷东部，2103轨道顺槽外侧为一采区轨道大巷，2103胶带顺槽位于2#下煤层尖灭区南部。主要巷道有2#煤轨道大巷、620胶带大巷、620回风大巷三条巷道互相平行。2103工作面东部为轨道顺槽，西部为胶带顺槽，南部为切割巷，工作面由南向北推进。轨道顺槽与2#煤轨道大巷连通，胶带顺槽与620回风大巷构成回风系统，在2103胶带顺槽与620胶带大巷交叉处为溜煤眼。距轨道顺槽绕道口50m处布置一个油

8、脂硐室，规格：长×宽×高=5m×2.4m×2.5m。附图1-2 2103工作面巷道布置示意图二、巷道断面特征附图1-3 2103轨道顺槽断面图附图1-4 2103胶带顺槽断面图三、停采线位置停采线位置：轨道顺槽为G403点前28.37米，胶带顺槽为J403点前60.6米。巷道断面特征表项目单位轨道顺槽胶带顺槽断面特征矩形矩形断面积掘16.1217.36净1415.12宽度mm掘52005600净50005400高mm掘31003100净28002800支护材料顶全锚树脂锚杆、金属网、钢带、锚索、槽钢托梁帮玻璃钢树脂锚杆、金属网、钢带第二章 采煤方法第一节

9、 采煤方法一、采煤方法本工作面采用走向长壁后退式综合机械化采煤，由MG300/700-AWD型采煤机落煤、装煤，SGZ-764/800型刮板输送机运煤，ZY4000/14/32型掩护式及ZYG460014/32型过渡掩护式液压支架支护，自然垮落法管理顶板。二、采高2103工作面主采2#煤层，煤层结构：0.39（0.63）1.15，确定煤（矿）层总厚2.17m，工作面沿顶底板割煤，不得留顶底煤。根据现有采煤机、液压支架的高度，确定平均采高为2.17m。 第二节 回采工艺一、回采工艺交接班割煤拉架移溜拉端头支架和移机头机尾移转载机端头支护和巷道回收清理浮煤1、交接班实行井下现场交接班，根据各工种、

10、各岗位按时对应交接，以质量标准化标准为原则，对工作面顶板情况、支护情况、设备运行情况、任务完成情况，进行全面详细的检查、验收，做到责任明确，共同协商遗留问题，做好开机前的准备工作。2、割煤采用中部斜切进刀方式，截深0.6m，采高2.17m。按采煤机运行方向前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，一次采全高，采煤机从中部沿刮板输送机弯曲段斜切入煤壁达到规定截深后，将刮板输送机推直，进刀处截割斜长不小于15m。完成进刀工序后，向端部割煤，在端部返刀向中部扫空刀;同样割下半段煤壁后，再向中部返空刀完成一个循环。附图2-1 2103工作面中部斜切进刀示意图3、拉架滞后采煤机割煤3-5m及时拉架，追机拉架必须依次逐

11、架进行，拉架行程为0.6m。4、移溜滞后采煤机扫空刀10-15m依次移溜，移溜步距为0.6m，移溜时液压支架工协调作业，把输送机顶到煤帮，同时移溜的推溜油缸不少于3根。5、拉端头支架和移机头机尾工作面端头割煤后，先拉基本支架，后拉端头支架，然后移刮板输送机机头机尾，移动步距均为0.6m，端头支架要与基本支架拉齐（第一架和最后一架端头支架伸缩梁伸出，立柱和工作面立柱成一直线），机头机尾与工作面输送机成一直线。6、拉移转载机采用液压自移的方式进行。7、超前支护、端头支护和巷道回收，每循环轨道、胶带两顺槽与切顶线收齐（详见第三章第三、四节）。8、清理浮煤每循环对工作面人行道和机头机尾的浮煤全部清理一

12、次，保证机头机尾出口及人行道畅通，液压支架保证支在实底上。第三节 提高回采率、煤质措施一、提高回采率措施1、按规定采高进行开采，无特殊构造时，不得随意改变采高。2、清煤工要及时将工作面浮煤及两巷清理干净，攉到输送机内运出。二、提高煤质措施1、沿顶底板割煤，严格掌握采高，严禁随意割顶板或底板岩石。2、加强顶板管理，搞好工程质量，严防漏顶、冒顶事故的发生。3、工作面出煤时，要开动破碎机，防止大块煤、矸进入煤库。4、当工作面出现夹矸、夹矸厚度增大、发生漏顶或因地质变化不可避免割底时，将大块矸石拉运至工作面机头支护完好处，及时闭锁采煤机和工作面输送机，人工把大块矸石捡出，放到落山或液压支架底座之间的空

13、隙中。5、过地质变化时要制定煤、矸分装分运措施。6、工作面生产中，不准把废旧材料如钢丝绳、铁丝及割落的锚杆等杂物装入输送机，以免造成事故及影响选矸效果。7、加强工作面、转载点的喷雾管理，严格执行停机停水制度，工作面、两巷有积水时要设专用水泵抽水，严禁抽入皮带拉入煤仓。8、严格执行河东矿提高煤质的有关规定。第三章 顶板管理及支护第一节 支架选型一、支架选型2103工作面所采2#煤层平均厚2.17m，煤层稳定，岩性多为砂岩和泥质页岩，采用综合机械化采煤，两端头采用ZYG4600-14/32型过渡掩护式液压支架及ZTZ9600/18/35型端头支架，工作面采用ZY4000-14/32型掩护式液压支架

14、来控制顶板。二、顶板压力和支护强度验算1、根据顶板岩性，计算顶板平均容重 =HD/H式中：平均容重，t/m3H岩层厚度，m D岩层容重，t/m3经查阅资料，各岩石容重为： 砂岩D=2.28t/m3 煤层D=1.4t/m3（2#煤层） 砂质页岩D=1.35t/m3 =（1.6×2.03+0.2×2.03+6.11×2.28+12.09×2.28）/（1.6+0.2+6.11+12.09）2.26 t/m32、计算八倍采高顶板所造成的压力 =8m其中：顶板压力，MPa m采高，取m=2.17m则=8×2.17×2.26×9.8=

15、0.384MPa根据支架工作阻力计算工作面支护强度=工作阻力/控制面积=132×4000+5×4600+9600/（4.48×132×1.5+5.11×5×1.5+8.67×1.5×1）=0.597MPa由以上计算可知，支架支护强度大于八倍采高的顶板造成的压力，因此，工作面ZY4000/14/32型液压支架，两端头ZYG4600-14/32型过渡掩护式液压支架及ZTZ9600/18/35型液压支架能够支撑顶板的动态压力，故选用ZY4000/14/32型、ZYG4600-14/32型、ZTZ9600/18/35型掩护

16、式液压支架。第二节 顶板管理一、顶板管理方法工作面采用自然垮落法管理顶板，掩护式支架支护顶板，随着工作面推进，每循环落山顶板垮落一次。二、顶板支护方法工作面安装ZY4000/14/32型掩护式液压支架，两端头安装ZTZ9600/18/35型及ZYG4600/14/32型掩护式液压支架，工作面基本支架132架，轨道顺槽过渡支架3架，胶带顺槽2架过渡支架，1组端头支架。从工作面机头方向起开始对支架依次进行编号，共计138架，最大控顶距4.49m，最小控顶距3.89m。附表3-1 液压支架主要技术参数表三、支护监测1、观测指标：顶板下沉量、活柱下缩量、支架载荷量2、矿压观测点的设置（1）顶板下沉量采

17、用在线监测系统对顶板下沉量进行观测。（2）活柱下缩量采用标点法观测活柱下缩量，当支柱打好后，立即用扁铲和小锤在柱锁和活柱下各打一个“一”字，且用钢卷尺测初读数，以后每2-4h读数，回柱前测读一次，观测与顶底板移近量同时顺序进行。（3）支架载荷量支架载荷。从机头8#支架开始均匀布置，每8个支架安设一组KJ216-F矿用本安型顶板压力监测分站，共计17台，监测支架前后立柱初撑力及工作阻力。在剩余支架上各安设一组YHY60(A)矿用本安型数据压力表，共计121台，监测支架前后立柱初撑力。轨道、胶带两顺槽超前支护中的单体液压支柱，用DZ-CL微表支柱支护检测仪对其进行抽样检测。3、数据处理矿压观测由队

18、组技术员负责，每天用在线监测系统对工作面支架监测分站进行数据采集，并根据在线传输到电脑的数据绘出压力折线图，根据折线图每周进行一次压力分析报告，保证工作面处于良好的支护状态。对于超前支护达不到7.7MPa以上的支柱现场进行整改，压力不够进行注液打压，接顶不严垫加柱帽或木楔接顶，确保安全出口的畅通。对于工作面出现的顶板隐患，及时提出处理意见，现场令责任人进行整改并及时反馈回队组，以采取有效措施。在工作面初采初放、末采等专项工程及正常回采中，由队组技术员对工作面初次来压步距、老顶来压周期、周期来压步距、顶底板移近量、煤壁片帮深度等进行现场观测，并做好记录。所分析的各类图表、数据报有关领导和单位，并

19、及时反馈回队组，队组现场采取措施处理。第三节 端头支护机头、机尾端头支架侧护板与煤柱帮之间的距离小于800mm，故不进行支护。当端头支架侧护板到煤柱帮的距离大于800mm或有顶板破碎、脱槽等现象时，在距煤柱帮100mm的位置采用“一梁三柱”的形式支设一组型钢梁抬棚，型钢梁在落山处与切顶线收齐，在型钢梁头尾各支设一根单体支柱，另一根支柱支设在梁中间，支柱选用DWX-35型悬浮式单体液压支柱。若支柱上方钢梁不能接顶，垫加柱帽、木楔等材料，使钢梁与顶板接实，同时支柱要打紧打实，支直支齐，迎山有劲，并正确挂设防倒链、穿柱鞋。第四节 超前支护一、轨道、胶带两顺槽超前支护 轨道顺槽超前支护自过渡支架顶梁前

20、端，胶带顺槽超前支护自端头支架顶梁前端36m范围内平行于工作面走向第一排为特殊支护，支设型钢梁联锁棚；其余为普通支护，支设型钢梁抬棚。轨道顺槽特殊支护自煤柱侧至工作面侧间距分别为：0.55m、1.5m、1.5m、0.55m，普通支护自煤柱侧至工作面侧间距分别为：0.75m、1.7m、1.7m、0.55m。胶带顺槽特殊支护自煤柱侧至工作面侧间距分别为：1.2m、2.4m、0.8m、0.1m，普通支护自煤柱侧至工作面侧间距分别为：1.2m、2.6m、1m、0.3m。联锁棚型钢梁互相平行，中至中间距不大于200mm，迈步式前移，错距600mm，迈步距600mm。当联锁棚中的一根型钢梁与下一排的型钢梁

21、抬棚平行对齐时，将其撤出并移至最外侧支设。型梁长度3.6m，支柱使用DWX-35型悬浮式单体液压支柱，自工作面至落山方向，第一根支柱支设在型梁端头，柱距1.2m，呈一梁三柱布置。二、轨道、胶带两顺槽超前支护强度验算：轨道顺槽超前支护36米范围内直接顶重量（2#煤顶板）：36*3.3*5*2.47=1467.18吨轨道顺槽超前支护36米范围内共用DWX-35型悬浮式单体液压支柱99根，每根额定工作阻力为250KN，计25吨。99*25=2475吨1467.18吨2475吨，满足使用要求。胶带顺槽超前支护32米范围内直接顶重量（2#煤顶板）：32*3.3*5.4*2.47=1408.5吨胶带顺槽超

22、前支护32米范围内共用DWX-35型悬浮式单体液压支柱90根，每根额定工作阻力为250KN，计25吨。90*25=2250吨1467.18吨2250吨，满足使用要求。三、安全事项1、超前支护中单体支柱必须排成列，三用阀注液孔全部向落山，所有支柱必须穿柱鞋，迎山有力，初撑力不小于7.7Mpa。2、支设超前支护时2-3人作业，首先敲帮问顶，确保人员在有效的支护下作业，其中一人托起顶梁，一人扶住支柱，支柱必须挂防倒链。3、若顶板不平或倾斜，必须用柱帽接顶。4、两巷及安全出口必须设专人维护，确保顶板完整，支柱牢固。四、超前支护工程质量1、单体支柱必须支成直线，其偏差不超过±100mm，且迎山

23、有力。2、支柱必须穿柱鞋，初撑力不得小于7.7Mpa，且全部挂防倒链，防倒链与支柱连接要用废旧皮带；顶梁从煤壁向外沿走向要全部铰接。3、单体支柱的三用阀注液口统一朝向落山方向。4、梁必须接顶严密，如果接顶不严，必须用勾木、棚板或柱帽垫平背实。5、发现漏液或失效支柱要及时更换。6、超前支护范围内无浮煤、杂物和淤泥积水，电缆悬挂整齐。7、超前支护范围内巷道高度不得低于1.8m，并有不小于0.7m的人行道。五、特殊情况下支护对于轨道、胶带两顺槽超高段，支设超前支护前需在梁上方打木垛接顶，保证支护有效。若轨道顺槽顶板脱槽不平或破碎时，垂直于巷道走向支设棚板梁，方木规格3.2m,直径18-20cm，支柱

24、型号DWX-35型悬浮式单体液压支柱,棚距1.2m，在压力大处可适当缩小为1.0m或0.8m。型钢梁与巷道棚梁要保证至少有三个交叉点，在三个相邻交叉点下支设单体液压支柱，钢梁端头应超过棚板梁中心距50mm以上，否则要适当缩小木梁棚距。由于巷道两帮收缩，木梁规格超长时，根据现场实际情况，人工锯成长度适宜的木梁，严禁支护中用单体支柱硬支以致折断木梁或梁头接顶不实。表3-2 坑代品使用量表附图3-1 2103工作面支架布置平面图（含端头和超前支护平面图）附图3-2 最大最小控顶距图表3-2 坑代品使用量表名称规格单位循环用量备用量悬浮式单体液压支柱DWX-35根189111型钢梁3.6m6337柱鞋

25、个189111第五节 巷道回收 一、铁饼与钢带轨道、胶带两顺槽中的铁饼、钢带等要及时回收，顶板及煤壁帮只回收铁饼、钢带，煤柱侧不得回收。回收顶板铁饼、钢带时，在两端头穿梁、移柱、放顶前进行回收，回收范围为工作面煤壁以外5 m范围内。回收工具采用力矩扳手或特制工具进行。如顶、帮压较大，顶板破碎或围岩节理发育时，附近10米范围内不得提前回收。工作面每推进1m，回收指标为：锚杆7根/m,铁饼7个/m，钢带1根/m。二、锚索与锁具2103轨道、胶带两顺槽中还需进行锚索，托梁、锁具的回收工作，在切顶线前端3m范围内进行，并在槽钢托梁下方打一点柱，再重新检查并加固回收锚索托梁前后5m范围内支护，待确无问题

26、后，利用HMS-300A型手动锚索回收机进行回收工作。若两巷顶板破碎或节理发育时，严禁回收。回收工作结束后，回掉在回锚索时作为临时支护的点柱。工作面上、下隅角的锚锁、锚杆必须及时回收铁饼，以便上、下隅角及时跨落。回收锚锁作业时，首先将手动泵安置在作业段外的安全地点，将管路铺设平直，不得有急弯和死折，其次将钢绞线穿入退锚机千斤顶内，把千斤顶扶直，紧贴锁具，然后在专人观察指挥下，开始对油泵进行加压。待退锚千斤顶咬紧钢绞线后，扶千斤顶的作业人员撤至安全地点，继续给泵加压，直至锁具与锁片脱离后，停止加压。最后一人双手扶住千斤顶，通知卸压，卸掉退锚千斤顶，同时回收锁具与托盘。按上述方法回收托梁上另一根锚

27、索的锁片、锁具与托盘，之后两人扶住槽钢，一人降柱，回掉托梁与梁下临时支柱，人工抬运至指定地点码放整齐，锁具与锁片装袋保存，并及时上交，以防丢失。工作面每推进1m，回收指标为：锁具1.6套/m，锚索托梁1.6个/m。如巷道顶板压力大时，严禁回收。退锚作业不少于三人，一人操作泵，一人操作千斤顶，其他人观察退锚及顶板情况。三、巷道维护回采期间，上下顺槽净高不得低于1.8m，两巷中的锚杆、锚索失效处必须及时套棚，并清理巷道中的浮煤和杂物，材料和设备要堆放整齐，并挂牌管理。第四章 通风系统及管理第一节 通风系统一、通风方式矿井采用抽出式负压通风方式，属中央分列式（中央边界式）通风，本工作面采用一进一回（

28、U型）通风方式，轨道顺槽进风，胶带顺槽回风。二、工作面进回风路线（一）新鲜风流：地面主斜井、副斜井2#煤甩车场2#煤轨道大巷2103轨道顺槽绕道2103轨道顺槽2103工作面（二）污浊风流：2103工作面2103胶带顺槽620回风大巷上组煤集中回风巷回风斜井地面附图4-1 2103工作面通风系统示意图三、风量计算1、按工作面气候条件计算：Q采 =60×v采×s采式中Q采回采工作面实际需要风量，m3/min。v采回采工作面风速，m/s;（根据要求温度在2224之间，风速取在1.21.5）s采回采工作面平均断面积，可按最大和最小控顶断面积的平均值计算，m2；（最大控顶面积9.7

29、 m2，最小控顶面积8.4 m2，平均值为9.05 m2）Q采=60×1.5×9.05=814.5 m3/min2、按工作面人数计算：Q=4N式中 Q回采煤工作面实际需要风量，m3/min。N回采工作面同时工作最多人数。根据实际情况取50人。Q=4N=4×50=200 m3/min3、按工作面CH4绝对涌出量计算：Q采 =100×Q×K瓦×K备式中 Q采-回采工作面实际需要风量，m3/min。Q-回采工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min。根据实测取4.1K瓦-回采工作面瓦斯涌出不均衡系数，通常取1.31.6。K备-回采工作面风量备用系数

30、，取1.151.25Q采 =100×Q×K瓦×K备=100×4.1×1.6×1.25=820 m3/min取以上三次计算最大值820m3/min，为本工作面所需风量。4、风速验算：(1)按最低风速验算工作面的最小风量：Q采60×0.25×S式中：S平均控顶时有效断面积，S=9.05m2820m3/min136m3/min(2)按最高风速验算工作面的最小风量：Q采60×4×S820m3/min2172m3/min由计算可知，选择工作面风量为820m3/min时，符合煤矿安全规程关于风速的规定。说明

31、：（1）工作面必须以风定产，若生产过程中检测出瓦斯涌出量增大，应相应降低工作面生产产量。（2）两顺槽受压力影响，断面缩小，巷道风速超限时，应相应降低本工作面生产产量及风量。（3）若实际瓦斯涌出量较小时，风量可适当降低。（4）在工作面推采过程中H2S增大时，配风量也应适当加大，但风量必须满足60×0.25×SQ采60×4×S。（5）以上几条均由通风部门组织现场测定并提出处理意见。三、通风管理加强“一通三防”工作，保证通风良好，保证工作面有足够的新鲜风量，使工作面空气成份、风速、温度和湿度符合煤矿安全规程第100102条规定。1、工作面必须按所需风量进行配风

32、，不得随意改变风量，风量不足不能生产。一旦气体超限，必须停止割煤进行处理，确因检修需调整降低风量时，必须制定专门措施。2、一旦因故停风，必须切断其负担区域内的一切电源，并将工作面人员全部撤到进风大巷，待恢复正常通风时，按规定进行瓦斯检查和排放瓦斯后，方可恢复工作面正常生产。3、因其它地点风流短路，影响本工作面风量时，必须由通风部门人员及时进行维修或调整工作面风量，否则一旦气体超限应及时撤出工作面所有人员，待恢复通风后，按规定进行瓦斯检查和排放瓦斯后，方可正常生产。4、风门管理 （1）施工队组人员运送材料或行人时，严禁将两道风门同时打开，必须随手关闭。（2）风门必须设风门传感器，且使用正常。（3

33、）风门损坏时工作人员必须及时汇报调度室，通知通风部门进行修复，以减少风门漏风现象。（4）下料人员人力推车过风门时，严禁用车顶撞风门。（5）瓦检员或风门修理工每班至少检查一次风门情况，发现风门漏风或其他问题及时进行处理。第二节 安全监测监控一、监测监控工作面必须安设瓦斯监测监控系统和瓦斯断电装置，瓦斯探头的设置应符合一通三防实施细则规定要求。1、安设位置2103工作面布置台瓦斯报警断电仪，安设在2103胶带顺槽距工作面机头10米内，其报警浓度0.8%，断电浓度1.2%，复电浓度<0.8%，断电范围为工作面内全部非本质安全型电气设备。瓦斯超限时，断电仪能自动断开工作面所有供电设备电源。工作面

34、上隅角必须挂设便携式瓦检仪，挂设规格为距切顶线（非落山侧）300mm范围内，距顶板200mm。2、监测监控仪器仪表的使用和管理（1）队组必须爱护所安设的监测监控装置，不得随意损坏。（2）甲烷传感器必须实现全电压断电。（3）在2103胶带顺槽距2103胶带顺槽绕道10-15米内,要安设温度传感器（报警温度为26°）、CO浓度传感器（报警浓度0.0024%）和甲烷传感器（报警浓度0.8，断电浓度1.2）。（4）在全风压通风情况下，皮带机头下风侧15米处要安设CO浓度传感器（报警浓度0.0024%）。（5）工作面移动的传感器、信号电缆，均由当班带班长按规定进行移动悬挂，经常擦拭，保持清洁。

35、（6）瓦斯监测监控大队维修人员应定期对所管辖范围的传感器及信号电缆进行一次外观检查，发现问题，及时处理。（7）监测监控仪器仪表发生故障时，应先由瓦检员进行瓦斯检查，并立即通知通风区和监测监控大队，监测监控仪表仪器必须在8小时内恢复使用，否则必须停产修复。（8）传感器应悬挂垂直，距顶板不大于300mm，距煤壁不小于200mm。各传感器严禁串在一起，间距不小于200mm。（9）当工作面瓦斯浓度超过0.8%，监测监控装置报警后，队组施工人员必须立即撤出工作面，待瓦斯浓度降到0.8%以下时，经瓦检员检查确无问题后施工人员方可进入工作面作业。（10）下井跟班干部、生产班（组）长、电钳工、采煤机司机入井时

36、应携带便携式瓦斯检测报警仪。便携式瓦斯检测仪器要统一编号，配备专人集中管理，统一发放。（11）采煤机上要挂设便携式瓦检仪，当瓦斯浓度大于0.8%，必须停机闭锁进行处理。附图4-2 2103工作面监测监控系统布置示意图二、日常管理要严格执行有害气体检查制度和预防措施，杜绝漏检，防止瓦斯等有害气体积聚，严格执行“先抽后采、监测监控、以风定产”十二字方针以及煤矿安全规程中第136、138-140、145-148条之规定。1、通风区每班必须安排一名巡回瓦检员，负责检查回采工作面进风巷以里10m处、回风口以外10m处、工作面中部、局部冒落地点、上下隅角、采煤机前后20m范围内的风流、两割煤滚筒间的瓦斯浓

37、度。巡回瓦检员检查时，必须检查各个地点，每班至少检查两次，并记录在手册上。瓦检员不在现场时，采煤机司机必须用所携带的便携式瓦检仪检查瓦斯，确保瓦斯在规定浓度以下后，方可开机割煤。2、工作面巡回瓦检员，在检查气体的同时，要观察甲烷传感器显示数据与光学瓦检仪进行对照，并将瓦斯传感器浓度记入瓦斯对照牌板上，班中汇报时，必须汇报瓦斯监测传感器工作状况。3、通风部门必须定期收集2103工作面气体涌出情况，并根据其情况制定措施合理调整工作面风量。第三节 防尘设施布置由于煤矽肺病对工人身体健康危害极大，必须加强喷雾、洒水工作，保证设备完好，水量充足，使用正常，必须严格执行煤矿安全规程第154、155条之规定

38、。1、采煤机安装有内外喷雾装置，且喷雾必须覆盖滚筒全断面，并能抑制住工作面粉尘飞扬。2、工作面必须每个支架安设一道架间自动喷雾装置，喷头为高效喷头，喷头迎着新鲜风流且齐全有效。3、队组要对轨道、胶带两顺槽和工作面及时进行洒水灭尘，做到无煤尘堆积。4、工作面采煤机司机、拉架移溜工、端头支护工、清煤工、输送机司机必须戴防尘口罩。5、在轨道、胶带两顺槽口往里50米处，距工作面50米处各安设一道降尘水幕，保证覆盖巷道全断面，各转载点必须安设洒水、喷雾装置。6、在轨道、胶带两顺槽中距工作面70-200m设置一组隔爆水袋，并每隔200m再设置一组隔爆水袋，每平方米断面不少于200L水量。7、工作面要提前进

39、行煤层注水，在进风顺槽中每隔20米打一注水钻孔进行注水，注水孔深度要符合规定要求。第第四节 防火设施布置一、本煤层属不自燃煤层，由于煤在开采和长期堆放过程中，会改变自燃属性及物理化学性质，根据邻近矿井生产资料2#煤层分析仍按有自燃发火倾向对待。为此，要坚持“预防为主、消防并举”的原则，严格控制引火火源，杜绝外因火灾的发生。1、通风部门要按有关规定，严格控制工作面的风流;2、瓦检员必须对工作面、顺槽及上下隅角的瓦斯、一氧化碳、温度等气体情况巡回检查，每班进行不少于两次的检查，发现异常及时汇报通风调度、矿调度，及时采取措施进行处理；3、监测监控大队应将工作面及两顺槽瓦斯、一氧化碳、温度、烟雾、氧气

40、等传感器配备齐全，保证各种传感器的完好、发现问题，及时处理；4、瓦检员在检查有害气体的同时，要对两巷的通风设施进行，发现问题及时汇报并处理；5、每班安全员必须尽职尽责，并随同瓦检员对工作面巡回检查，安全员、瓦检员必须执行井下工作面交接班制度；6、在胶带顺槽皮带机头、设备列车和油脂库附近要设有必须的灭火器材如砂箱、灭火器等。7、工作面停采结束后，必须在一个月内撤出一切设备，并在45天内进行永久性密闭。8、加强设备的维护与使用管理，确保设备完好，消灭失爆，严禁带电作业和违章操作，防止产生电器火花和机械磨擦、撞击火花。9、任何人发现井下火灾时，应遵照煤矿安全规程第244条规定，立即采取一切可能的方法

41、灭火、控制火势，并迅速报告矿调度。10、井下使用的汽油、煤油和变压器油必须装入盖严的铁桶内，使用浸过油的棉纱、布头等，必须存放在盖严的铁桶内，剩油、废油要及时出井、严禁泼在井巷或峒室内。11、工作面杜绝一切明火，严禁电氧焊作业。12、工作面上隅角必须及时回收铁饼，使得隅角外顶板充分冒落，符合规定。二、在胶带顺槽上隅角安设防灭火束管监控系统，通过抽样分析，为工作面防治自然发火提供科学、准确的数据。1、 敷设管路时应尽量使路径短，少拐弯，以便减少阻力，防止曲折破坏，选路径应在，支护完好的巷道内，防止管路破坏。管路穿过风门墙体时必须打孔。2、管路的敷设，吊挂要整齐有序，2条以上的分散管路应设置管路夹

42、板，以便检查和维修。3、束管监测探头应悬挂在工作面上隅角回风流中，且应靠近巷道顶部，吸气口正对风流方向，探头应设在顶板完好，无淋水的地方。4、管路安装完毕后，必须在测点释放标准气体，详细记录管路的气压值，气体传输时间，并和地面分析的数值进行比较，管路的传输损失应在允许的范围内，否则应进一步检查管路的气密性。5、经常检查探头的完好情况，并根据现场情况及时调整探头位置，及时更换不合格探头。经常检查管路系统，定期打开接管箱，除水器、排出积水管路发生故障后，要及时进行处理。管路断开或接头漏气时，要接好或密封，发生水堵时要用空气压缩机加压空气吹有故障的管路，除水后要复查管路的气密性。6、根据记录表内的数

43、据，每天在坐标纸上描出各指标气体浓度的变化曲线。定期对分析仪用标准气样进行标校，误差必须在允许的范围内。7、定期对井下各测点的气体变化情况进行分析，每月至少要总结一次，发现问题及时向通风队长、总工程师汇报，确定有发火征兆时，必须立即向矿领导汇报，以便采取措施处理。第五章 生产系统及要求第一节 生产系统一、运煤系统2103工作面运出的煤经2103胶带顺槽破碎机、转载机、胶带输送机运至胶带顺槽和620胶带大巷交叉处的溜煤眼，经过620胶带大巷至620胶带大巷与主斜井交叉处的溜煤眼，再经主斜井运至地面煤场。运煤路线：2103工作面2103胶带顺槽620胶带大巷主斜井地面煤场。2、 运料系统轨道顺槽、

44、胶带顺槽各安设1部JH-22型回柱绞车及2部JD-11.4型调度绞车，绞车位置见设备布置图材料运输路线：副斜井2#煤甩车场2#煤轨道大巷2103轨道（胶带）顺槽绕道2103轨道（胶带）顺槽2103工作面三、行人路线地面主斜井2#煤甩车场2#煤轨道大巷2103轨道（胶带）顺槽绕道2103轨道（胶带）顺槽2103工作面以上为可逆路线。工作面行人要走输送机和挡煤板与液压支架立柱之间的过道，机头、机尾处绕行机头、机尾与煤柱之间，若因工作面刮板输送机前（后）窜导致安全出口不畅或无安全出口时，要积极组织摆机头（尾），行人时要停机过人。过转载机时要走行人过桥，破碎机至工作面输送机机头必须设置封闭式钢筋护栏，

45、且牢固可靠。附图5-1 2103工作面生产系统示意图 第二节 机电设备配备与布置一、设备列车的布置设备列车布置在轨道顺槽中，由移动变电站、真空开关、组合开关、乳化液泵站和喷雾泵站组成。乳化液泵站由两泵一箱组成，其中1#泵为工作泵，2#泵为备用泵，喷雾泵供液压支架喷雾和采煤机内外喷雾及冷却用水。按工作面推进方向，由里向外设备布置顺序为：电缆车、控制台、乳化液泵箱、 2#乳化液泵、1#乳化液泵、喷雾泵、备用开关、2#KJZ-400开关、1# KJZ-400开关、照明信号综保、组合开关、2#移变、1#移变、电缆架子车。随着工作面的推进，设备列车由回柱绞车牵引向外逐渐移动，以实现高压供电需要。二、供电

46、系统1、根据设计要求及实际情况，2103轨道、胶带两顺槽的水泵、绞车由临时变电所内的馈电（KJZ-400/660V）供电，皮带由临时变电所内的高开BGP9L-10供运巷移变供电。轨道顺槽660V电源由临时变电所内馈电经2#煤轨道巷，进入2103轨道顺槽，其主要担负水泵、绞车等设备的负荷。胶带顺槽660V电源由临时变电所内馈电经2#煤轨道巷，进入2103胶带顺槽，其主要担负水泵、绞车等设备的负荷。轨道顺槽10KV电源由一采区变电所变电所内BGP9L-10高压配电装置引出，经变电所前门、一采轨道巷、2#煤轨道巷、2103轨道顺槽，到两台KBSGZY-1600/10、KBSGZY-1250/10移变

47、处。其主要担负乳化液泵、喷雾泵及采煤机、刮板运输机、转载机、破碎机等设备的负荷。2、电缆的选择：高压电缆采用型号为MYPTJ10/3×50的电缆；轨道、胶带两顺槽660V主干线采用型号为MY0.38/0.663×70+1×35的电缆；支线采用MY0.38/0.663×35+1×16、MY0.38/0.663×16+1×10的电缆；破碎机、转载机采用型号为MYP0.66/1.143×95+1×50的电缆；工作面溜子采用型号为MYCP(UCPQ)-0.66/1.14 3×95+1×50+4

48、×10的电缆；乳化液泵、喷雾泵采用型号为MYP-0.66/1.14 3×50+1×25的电缆；采煤机采用型号为MYCP(UCPQ)-0.66/1.14 3×95+1×50+4×10的电缆；照明灯线采用型号为MY2.5×4的电缆。3、设备列表序号设备名称型 号单位数量备 注1采煤机MG300/700-AWD部12液压支架ZY4000/14/32架1323端头液压支架ZTZ9600/18/35组14过渡支架ZYG4600/14/32架55刮板输送机SGZ-764/800部16乳化液泵BRW400/31.5套27乳化液箱RX400

49、/25台18带式输送机DSJ100/80/2×160部19破碎机PLM1000台110绞车台611单体液压支柱DWX-35根30012喷雾泵BPW315/6.3套213喷雾泵水箱台114刮板转载机SZZ-764/160台115水泵台416自移式皮带机尾台14、变压器选择a)变压器容量计算公式： 式中：变压器计算容量，； 需用系数； 供电设备额定功率之和，； 加权平均功率因数，0.7b)所以：1#变压器给刮板输送机、刮板转载机、破碎机供电： 1#变压器容量为：16001342故1#变压器满足要求。2#变压器给采煤机、乳化液泵站、喷雾泵供电：2#变压器容量为：12501166故2#变压器

50、满足要求。3#变压器给胶带机供电：3#变压器容量为：500>457故3#变压器满足要求。5、运输机械序号名称型号数量长度（m）1刮板运输机SGZ-764/80012002转载机SZZ764/16013胶带运输机DSJ1000/80/2×16014破碎机PLM-10001三、短路电流计算1、1#变压器二次出口端的短路电流Id计算：变压器二次电压1200V，容量1600KVA，系统短路容量按50MVA计算。系统电抗：XX=0.0288 10KV电缆L g=2.1 km R0=0.412/km X0=0.075/km高压电缆电阻、电抗：Rg=0.412×2.1=0.8652

51、Xg=0.075×2.1=0.1575变压器电阻、电抗：Rb=0.0101 Xb=0.0931 2、破碎机电机处短路电流Id计算：MYP0.66/1.143×95+1×50型电缆且L=240m的电阻、电抗：R0=0.491/km X0=0.081/kmXz=0.081×0.24=0.01944Rz=0.491×0.24=0.11784 R=0.0447+0.11784=0.16254X= 0.1282+0.01944=0.147643、转载机电机处短路电流Id计算：MYP0.66/1.143×95+1×50型电缆且L=240

52、m的电阻、电抗：R0=0.491/km X0=0.081/kmXz=0、081×0.24=0.01944Rz=0.491×0.24=0.11784R=0.0447+0.11784=0.16254X= 0.1258+0.01944=0.145244、工作面刮板输送机后电机处且L=100m短路电流Id计算：MYCP(UCPQ)-0.66/1.14 3×95+1×50+4×10型电缆的电阻、电抗：R0=0.247/km X0=0.075/kmXz=0.075×0.1=0.0075Rz=0.247×0.1=0.0247R=0.044

53、7+0.0247=0.0694X= 0.1282+0.0075=0.13575、工作面刮板输送机前电机处且L=300m短路电流Id计算：MYCP(UCPQ)-0.66/1.14 3×95+1×50+4×10型电缆的电阻、电抗：R0=0.247/km X0=0.075/kmXz=0.075×0.3=0.0225Rz=0.247×0.3=0.0741R=0.0447+0.0741=0.1188X= 0.1258+0.0225=0.15076、2#变压器二次出口端的短路电流Id计算：变压器二次电压1200V，容量1250KVA，系统短路容量按50MV

54、A计算。系统电抗：XX=0.0288 10KV电缆L g=2.1 km R0=0.412/km X0=0.075/km高压电缆电阻、电抗：Rg=0.412×2.1=0.8652Xg=0.075×2.1=0.1575变压器电阻、电抗：Rb=0.0101 Xb=0.0931 7、1#乳化液泵站电机处短路电流Id1计算：MYP-0.66/1.14 3×50+1×25型电缆且L=20m的电阻、电抗：R0=0.491/km X0=0.081/kmXz=0.081×0.02=0.00162Rz=0.491×0.02=0.00982R=0.0447+0.00982=0.05452X= 0.1282+0.00162=0.129828、2#