煤矿工作面设计说明书汇总

1、XX工作面设计第一章工作面概况1第一节开采范围1第二节煤层赋存状况2第三节煤层顶底板岩性2第四节地质构造3第五节水文地质3第六节瓦斯、煤尘、自燃特征3第七节储量4第八节生产能力及服务年限4第二章回采工艺、支护设计、设备选型6第一节回采工艺6第二节支护设计6第三节设备选型8第三章工作面巷道布置、断面和支护设计16第一节巷道布置16第二节工作面巷道布置基本参数设计16第三节巷道布置参数说明18第四节巷道轨道线路设计18第五节巷道断面设计20第六节巷道支护设计24第四章通风系统设计33第五章瓦斯治理设计36第六章安全监控系统设计38第七章防尘、防灭火系统设计41第一节防尘系统设计41第二节防灭火系统

2、设计42第八章生产系统47第九章供电系统设计49第一节工作面设备负荷统计49第二节供电概况50第三节变压器容量选择50第四节高压电缆选择52第五节低压电缆选择57第六节移变容量校验58第七节低压电缆校验59第八节开关选型及整定60第九节保护接地要求68第十节工作面电缆配备表68第十章防治水设计70第一节工作面概况70第二节地质构造71第三节水文地质特征71第四节工作面涌水量预算71第五节排水系统设计及防治水措施72第八一章避灾路线77第十二章安全技术措施78第一节工作面防灭火措施78第二节防顶板事故措施79第三节防尘措施80第四节机电运输安全措施82第五节机电管理措施831XX工作面设计第一章

3、工作面概况第一节开采范围XX工作面位于井田22盘区，切眼靠近22盘区地面三维地震勘探（依据2015年1月由陕西省煤田地质局物探测量队提交的22盘区补充勘探三维地震报告）圈定的22盘区煤层沉积缺失带边界；工作面机、风两巷均为未开采区域，高位巷布置在XX风巷内错13m。工作面机风两巷设计留设顶煤8-10m，高位巷原则上跟煤层顶板施工；工作面停采线设计留设至北翼辅运大巷100m保护煤柱线位置。工作面起止标高680800m，工作面平均倾向宽175，设计走向长1435m（切眼至设计停采线；此处切眼位置暂定全煤厚4m位置处，后期可依据煤质、构造等情况再综合评定切眼位置）；本工作面周边均为未开采区域。井上下

4、对照：地面主要为山地、沟壑、陡坡等地貌，地面标高约1254.4-1382.2m；树木茂密，草本、灌木植被较为发育；有一条水系从切眼附近穿过，有一条生产路及大路在工作面中部。工作面机巷中部外侧80m-250m范围内有约16间民房、窑洞等建筑物，工作面回采前需完成地面搬迁工作。地面钻孔：该区域有2个勘探钻孔K1-4、X3-4位于工作面内，风巷外侧50m处有1个K2-7勘探钻孔；工作面回采前计划施工工作面“两带”水文长观孔2-4个，目前前期勘探钻孔对掘进工作无影响。第二节煤层赋存状况3煤：黑色，沥青光泽，参差状，贝壳状断口，条带状结构，煤芯多为煤块，以半暗型煤为主；依据周边巷道实际揭露煤层厚度及K1

5、-4（10.53m）、X3-4（13m）、K2-7（煤厚为20.55m，位于面外，本次不参与计算）钻孔分析，最大煤厚为16.6m（利用北翼辅运大巷BF22点前40处探煤厚18.7m与X3-4钻孔内插收作线附近煤厚），最小煤厚4m（预计切眼停掘位置处煤厚），平均煤厚M=11mo受背、向斜构造影响，煤层产状变化较大，倾向在69-25030。之间，工作面风巷倾角111，机巷倾角114；平均为7。左右。煤厚变异系数丫=7.6%,可采性指数km=1，煤层综合评定为稳定煤层。第三节煤层顶底板岩性老顶：粗粒砂岩为主，灰白色，粗粒砂状结构，成分为石英、长石及暗色矿物，次棱角状，局部夹紫色泥岩薄层，富含黄铁矿结

6、核；岩性较为稳定，平均厚度6.7m。底板：直接底板为炭质泥岩：黑色，染手，易碎，含炭屑及镜煤条带；老底为泥岩及铝质泥岩：灰褐色，团块状，含铝土质及植物根系化石，其下为灰褐色铝质泥岩，层面光滑，有滑感，局部夹浅灰色细砂岩条带。第四节地质构造工作面总体受花园阳坡向斜控制，处于向斜西翼，依据22盘区补充勘探三维地震勘探报告资料分析，受背、向斜构造影响，煤层产状变化较大，倾向在69-3XX工作面设计250。30。之间，工作面风巷倾角111，机巷倾角114。；平均为7。左右。工作面内有一个B1背斜和一个X1向斜贯穿，褶曲附近次生构造较为发育，局部煤层可能会出现不连续性，掘进期间需加强巷道内顶底煤厚度探查

7、。第五节水文地质本工作面掘进期间水文地质条件较为简单，工作面直接充水水源为上覆延安组煤层顶板砂岩裂隙水。1、类比周边已掘巷道涌水量情况，预计顶板砂岩裂隙水正常涌水量约3-5m3/h。靠近工作面里段因整体煤层变薄，锚索锚固段将进入顶板岩石中，锚索孔可能会出现大面积淋水。2、位于工作面内的K1-4、X3-4勘探钻孔，分别距离机巷最小距离55m、距离机巷最小距离63m；根据北湾-太阳寺井田勘探地质报告资料分析，该孔封孔质量合格；掘进期间仍需关注其是否有水文异常。第六节瓦斯、煤尘、自燃特征根据K2-7钻孔瓦斯煤样试验成果资料，3煤层自燃瓦斯成分指标为：CH4为15,43%、CO2为3.52%、N2为8

8、1.05%，3煤瓦斯含量为0.9(ml/g).daf依据X3-4钻孔3煤层测试数据分析H类易自燃煤层，有爆炸性。第七节储量1、储量边界的确定：西以工作面切眼，南以工作面机巷为边界，北以工作面风巷为边界，东以工作面预计停采线为边界。2、储量块段平面积：S总=251069m23、煤层平均厚度：M=11m4、煤层平均倾角：a=75、煤层容重：d=1.41t/m3(据K5-3钻孔资料)6、地质储量：Q地质=S总/cosaX1HM=392.33万吨7、可采储量：Q可采二Q地质$5%弋333.48万吨块段级别平面积亦)倾角()容重(t/m3)斜面积亦)煤厚m地质储量(t)回采率(%)可米储量(t)XXA2

9、5106971.41252955113923324853334825第八节生产能力及服务年限XX工作面地质构造简单，煤层赋存稳定，生产条件较好，为充分发挥机械化效能，设计采用综采放顶煤回采工艺，工作面设计生产能力为404万t/a每循环产量：Q=lsmrct/循环其中：i-工作面长度(175m)s截深(0.8m)m-平均可采煤厚(11m)r煤容重(1.38t/m3)c-工作面回采率（0.8）Q=1750.8X11X1.380.8=1700.16t年生产能力：A=QNDR其中:N-日循环次数（8次）D-年工作日（330天）R-正规循环率（0.9）A=1700.16X83300.9=404万t服务年

10、限：T=（Z/A）2其中：Z-可采储量（333万t）T=（333/404）X12=10（月）7第二章回采工艺、支护设计、设备选型第一节回采工艺XX工作面所在的3煤层为22盘区可采煤层，煤厚4m16.6m，平均11m,属厚特厚煤层，以特厚煤层为主。煤层结构简单。XX工作面所在的3煤层顶板分为伪顶、直接顶、老顶三种。老顶为粗粒砂岩为主，灰白色，粗粒砂状结构，成分为石英、长石及暗色矿物，次棱角状，局部夹紫色泥岩薄层，富含黄铁矿结核；岩性较为稳定，平均厚度6.7m。针对XX工作面所在的煤层及顶板状况，本着高产高效的原则，依据目前的开采技术条件以及现有综采放顶煤技术和管理水平，选择综采放顶煤工艺。第二节

11、支护设计一、依据参考工作面初选支架XX综采工作面主要设备选型：液压支架：ZF16000/21/38二、支架支护强度计算(-)载荷估算方法估算支架工作阻力1、按冒落带高度计算EHi=M/(Kp-1)=36mXHi一冒落带图度（m）M最大米高（m），取9Kp:岩层冒落碎胀系数，一般取1.25q1.5，取1.252、根据冒落带高度进行支护强度估算P=Kx3HiXyCOsaXO3=1.5X36X25X103XDOS15103=1303KN/m2P:支护强度，KN/mY:冒落带岩层加权平均容重（N/m3）,取25X103a：煤层倾角（）取15K：老顶来压增载系数，取1.5（二）根据实测统计法1、I皿级老

12、顶的额定支护强度下限按公式计算Ph=72.3hm+4.5Lp+78.9Bc-10.24N-62.1=896KN/m；式中：Ph一支护强度，KN/mhm一工作面煤层采高（m），取8XX工作面设计Lp一老顶周压步距（m），取25；按矿大分析结论数据选取Be最大控顶距（m），取最大6.38N一直接顶厚度与采高之比；直接顶厚度取6.23，采高取最大8根据以上支护参数计算，工作面支护强度取1238KN/Jlb2、液压支架额定阻力已知支护强度，则必需的液压支架额定阻力按下式计算：Qs=PhBcSc/Ks=12380.38X1.75=14559kN/架式中：Qs液压支架额定阻力（kN/架）Sc液压支架中心距

13、（m），取1.5（三）支架选择液压支架ZF16000/21/38支护强度为约1.59MPa，支撑高度为2.13.8m,初撑力为12824kN，工作阻力为16000kN，满足回采要求。第三节设备选型根据3煤地质情况，设备选型如下：1、支架XX工作面所在的3煤层为22盘区可采煤层，煤厚4m16.6m，平均11m,#XX工作面设计1属厚特厚煤层，以特厚煤层为主。结合煤层及顶、底板条件，设计支架高度为2.13.8m。液压支架选用ZF16000/21/38，支护强度为约1.59Mpa，支撑高度为2.13.8m，初撑力为12824kN，工作阻力为16000kN，满足回采要求。该支架基本技术参数为：ZF16

14、000/21/38初撑力:工作阻力：支护强度:宽度：中心距：底板比压：支撑高度：适应煤层倾角：工作面额定供液压力：操纵方式：拉移步距：立柱：支架重量：12824kN(P=31.5MPa)16000kN(P=39.3MPa)1.59MPa1.661.86m1750mm3.45MPa(平均)21003800mm15(包括走向、倾向)37.5MPa手动本架控制900mm双伸缩42.6吨XX工作面设计12、米煤机3煤层为稳定煤层，煤厚1.1525.91m，平均14.09m。一般1018m,以单一煤层为主，结构简单，顶底板以泥岩、砂质泥岩为主，少数顶板为砂岩。煤岩坚硬程度多为松软级。工作面采煤机选用MG

15、650/1480-WD型米煤机，其主要技术参数为：米局范围：机面图度：适应煤层倾角：滚筒直径过煤局度：最大下切深度:煤质硬度：供电电压：24004600mm1654mm60）S=13.33m2Q:工作面需风量（m3/min），取2000V：机巷风速（m/s），取2.53.0（-）按机巷设备布置计算1、计算机巷宽度Bjs按下式计算Bjs二Bs+Bp+Bj+Bx=5500mmBs:机巷胶带输送机与上帮间隙（mm），取600Bp:机巷胶带输送机外形宽度（mm），取1900Bj:轨道中心线与皮带机的间距（mm），取1350Bx:轨道中心线与下帮（含水沟）的间隙（mm），取16502、计算机巷高度Hjs

16、按下式计算Hjs二Hs+Hq+Hc+Hg+Hj=3550mmHs:机巷最高设备的高度（mm），取2600Hq:机巷起伏对巷高选取的影响值（mm），取200He:平板车距底板的高度（mm），取400Hg:枕木和轨道的高度（mm），取150Hj:设备最高点与顶板的间距（mm），取200（三）机巷断面的优化确定1、根据以上计算确定机巷宽度（B）5500mm，高度（H3700mm2、根据上述计算的B、H值，计算机巷断面积S=20.4以上机巷的宽度、高度是可以满足生产的需要。二、风巷断面设计（-）按工作面回风量计算计算巷道断面S按下式计算：S=Q/（vX60）=2000/（2.560）S=13.33mQ

17、：工作面需风量（m3/min），取2000v:风巷风速(m/s),取2.53.0（二）根据设备运输需要计算Bjs=5000mmHjs=3550mm1、根据以上计算确定风巷宽度（B）5000mm，高度（H）3700mm2、根据上述计算的B、H值，计算风巷断面积S=18.5m2,。所以以上风巷的宽度、高度是可以满足生产的需要。三、切眼断面设计（一）按设备安装要求计算1、切眼宽度Bq二Bd+Bqj=8500+500=9000mmBd:为支架最小运输高度时的平面对角线长度，8500mm；Bqj：为支架最小运输高度时的平面对角线外缘与煤壁及采空区的两侧间隙之和，取500mm。2、切眼高度Hq=Hg+Hp

18、+Hz+Hj=300+400+2500+300=3450mmHg:切眼安装用枕木和轨道的高度（mm），取150Hp:切眼安装用平板车高度（mm），取400Hz：综采液压支架的最小运输高度（mm），取2600Hj:综采液压支架装平板车后，支架顶梁上平面距顶板支护体下缘突出面（点）的间隙（mm），取300（二）按切眼变形计算B二Bjs+Bb=8500+200=8700mmH=Hjs+Hb=2600+100=2700mm（三）切眼断面确定21306工作面切眼设计：矩形断面考虑安装间隙及支架就位，根据以上数据，最后确定：切眼Bq:净高3.50m，Hq:净宽9.0m净断面积S=31.5m2；净断面积SO

19、，可以满足支架的安装要求。五、设计巷道断面参数一览表序号巷道名称断面形状断面规格（净高X净宽）掘进断面积（m）净断面积（m）备注1机巷矩形3.7X5.521.020.42风巷矩形3.7X5.019.218.54切眼矩形3.5X9.032.331.5第六节巷道支护设计一、巷道支护形式设计（一）设计巷道支护条件说明1、巷道的围岩条件顶板类型划分方案可划分为伪顶、直接顶、老顶三种。老顶：粗粒砂岩为主，灰白色，粗粒砂状结构，成分为石英、长石及暗色矿物，次棱角状，局部夹紫色泥岩薄层，富含黄铁矿结核；岩性较为稳定，平均厚度6.7m。直接顶：砂泥岩呈互层状产出，属稳定性较差的岩体，厚度5m左右。伪顶：XX工

20、作面3#煤伪顶厚度薄，稳定性差，厚度01m，平均厚0.5m随着煤层开采冒落，属不稳定岩体。煤层底板：底板：直接底板为炭质泥岩：黑色，染手，易碎，含炭屑及镜煤条带；老底为泥岩及铝质泥岩：灰褐色，团块状，含铝土质及植物根系化石，其下为灰褐色铝质泥岩，层面光滑，有滑感，局部夹浅灰色细砂岩条带。工作面主要充水因素是顶板含水砂岩，顶板可能有淋水。2、巷道的空间与时间条件XX工作面为21306的接替工作面，预计XX工作面于2016年7月份回采。3、巷道功能与断面条件XX机巷作为进架主路线，其宽度和高度比较大；机巷为机轨合一巷，不仅需布置皮带机，机巷还需要布置轨道、设备列车；综采面切眼导响和刷大部分宽度为9

21、.0m左右；以上说明，如满足综采工作面生产需要，各个巷道的设计不能小，而断面大，将增加支护的难度。（二）巷道支护方式设计1、根据巷道支护条件设计为满足综采工作面生产需要，需加大巷道的支护强度，避免二次修复，造成人力和物力的浪费。2、采用工程类比法设计根据地质资料分析，22302工作面煤层顶板属于H类，22302工作面两巷皆采用锚梁网索支护，经过验证，该支护能满足生产需要，根据工程设计类比法，设计XX工作面机、风巷均采用锚梁网索支护。切眼宽度9.0m左右，跨度大，根据已回采的工作面切眼支护经验，采用复合支护能够满足装面要求。（三）设计巷道形状的确定XX机巷、风巷均为煤巷，断面为矩形。2XX工作面

22、设计二、巷道支护参数设计（一）煤巷支护参数设计1、锚杆支护设计（1）锚杆长度顶锚杆通过悬吊作用，帮锚杆通过加固帮体作用，达到支护效果的条件，应满足：L红1+L2+L3式中：L1一一锚杆外露长度，其值主要取决于锚杆类型及锚固方式，取0.10m；L3锚入岩（煤）层内深度，取0.5m。L2锚杆的有效长度，（顶锚杆取围岩松动圈冒落高度b，帮锚杆取帮破碎深度c）顶锚杆取围岩松动圈冒落高度b,RFo.L+Htan45i2I2JL2=b=，顶式中B巷道掘进宽度，5.1m；H巷道掘进高度，4.05m；脸一顶板岩石普氏系数，2；两帮围岩的似内摩擦角，-=arctanTXX工作面设计带入340式中，d锚杆杆体直径

23、，mmQ一锚固力，由拉拔实验及查表一确定为114KN(表一)20MnSi螺纹钢锚杆锚尾强化效果及承载能力螺纹钢筋名义直径锚尾螺纹屈服载荷/KN极限载荷/KN延伸率/%断裂部位不处理M1653.78713.8C18强化热处理M1692.013720.0锚尾杆体不强化M1865.910216.4C20强化热处理M18114.017121.3锚尾杆体不强化M2083.013616.6e22强化热处理M20141.521623.3锚尾杆体二t一杆体材料的抗拉强度，查表二知为340Mpa,（表二）20MnSiH级建筑用螺纹钢系列公称直径/mm外径/mm内径/mm截面9/mm屈服强度/Mpa极限强度/Mp

24、a线质里/kgm-11617.515201.13405201.58182017254.52.00202219314.22.47222421380.12.98252724490.9常用的锚杆直径规格为14、16、18、20、22mm;结合我矿实际情况：取锚杆直径为d=22mm。顶锚杆间、排距a.万kL2y式中a锚杆间、排距，m；g锚杆设计锚固力，50kN/根；k安全系数，取2;L2有效长度，顶锚杆取b=1.75m;岩体容重，顺槽内为全煤巷道，取煤的容重13.7kN/m3带入数值，得a=1.02m结合我矿实际情况，安全起见，顺槽煤巷，a取0.8m80=320m3/minN:工作面最多人数根据以上计

25、算取最大值，工作面风量暂定为1800m3/min4、风速校验最高风速：V仁Q定1书0最低风速：V2=Q定2书01800m风速验算：。.25m/svV2vV1v4m/s由此可见，风速符合规程规定。本工作面设计风量不得低于定为3/min。41第五章瓦斯治理设计根据煤层赋存条件、瓦斯涌出情况和工作面巷道布置形式。根据测算XX工作面瓦斯绝对涌出量约为21.27m3/min，采用顶板高抽巷抽放方法。(1)顶板高抽巷抽放工作面回采期间，在XX高抽巷布置一趟500mm抽放管路，抽放采空区冒落带、裂隙带瓦斯。(1)顶板高抽巷层位的选择XX高抽巷布置在XX风巷内错12.9m顶板处，利用回采期间的冒落直接抽放采空

26、区；抽放管道管径、材质规格抽放瓦斯管道管径采用如下公式计算：D=0.1457(Q/V)1/2式中：D瓦斯管内径，m；Q-混合瓦斯流量，m3/min；V瓦斯在管内的经济流速，m/s；一般10vVv15m/s。根据XX高抽巷抽放浓度10%，抽放率不小于50%，计算预抽流量不小于106m3/min,则:D1=0.1457(106/13)1/2=0.416m根据计算XX工作面抽放管路选择0500mm规格的瓦斯抽放管路。管路敷设及路线抽放采空区顶板高抽巷瓦斯选用0500mm的抽放。敷设路管路线：XX高抽巷TXX风巷T北翼回风大巷T回风大巷。XX工作面设计45第六章安全监控系统设计一、瓦斯监控分站及传感器

27、型号、数量分站：型号KJ90-F16(D)，数量1台。瓦斯传感器：型号KG9001C，数量：3台。800mm，距巷帮不小于二、瓦斯传感器安装。TO:安设在上隅角距老塘和风巷巷帮均不小于200mm，距顶板不大于300mm，并挂牌管理。T1:安设在工作面回风侧距离工作面10m范围内，安设在距巷帮不小于200mm，距顶板不大于300mm，并挂牌管理。T2:安设在距离XX风巷与措施巷三岔门向里1015m范围内，安设位置距巷帮不小于200mm，距顶板不大于300mm，并挂牌管理。三、采煤工作面瓦斯传感器设置:报警浓度T0:羽.0%,T1:羽.0%,T2:亘）.8%,断电浓度羽.0% ,羽.0% ,为.8

28、% ,复电浓度v1.0% ；v1.0% ；v 0.8%;断电范围：T0一采煤工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备T1一采煤工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备T2采煤工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备四、其它传感器安设抽采管路上设置一组用于监控流量、浓度、负压、温度、一氧化碳的传感在工作上隅角及回风流10m-15m位置安设CO传感器，报警值设置24ppm。在工作面回风流10m-15m位置安设温度传感器，报警值设置30C。五、安装要求：1、安全监控设备的供电电源必须取自被控开关的电源侧，严禁接在被控开关的负荷侧。2、传感器分站应设在便于人员观察、调试、检验及支护良好、无滴水、

29、无杂物的进风巷中，安设时应加垫支架或吊挂在巷道中使其距巷道底板不小于300mm。3、安装、拆除监控设备或检修与监控设备相关连的电气设备影响监控设备运行时，必须制定安全措施。六、传感器的管理若工作面需要放炮，则在放炮时监控设备均要移至距迎头警戒线以外，炮后及时复位。监测队每周对瓦斯监控分站调校一次，每隔7日必须使用标准气样和空气XX工作面设计样进行一次调校，且必须对甲烷断电闭锁和甲烷风电闭锁功能进行测试，保证功能可靠。瓦斯检查员每班用光学机对瓦斯传感器经常核对，当二者显示值误差超过0.1%时，要以大值为准并汇报至通风调度，并采取安全措施，监测队必须在内将两种仪器调准，并填写故8h障记录。当安全监

30、控设备出现损坏或其它故障导致不能正常运行时，监测队必须及时进行处理，在4h内恢复设备正常运行。回采工作面必须装备断电器，在瓦斯超限等异常情况下能够及时切断工作面所有电气设备的电源。回采工作面必须安设好瓦斯电闭锁系统，在回采工作面中安装好瓦斯传感器，监控中心设置好各传感器的控制关系。当瓦斯传感器探测到瓦斯超过规定限度时，能够自动停掉动力电源，并只有在瓦斯降低到规定限度（参照回采工作面传感器的管理）以下时方可恢复送电，且只准人工复电。回采工作面监控设备之间必须使用专用阻燃电缆或光电缆连接，严禁与调度电话电缆或动力电缆等共用。防爆型煤矿安全监控设备之间的输入、输出信号必须为本质安全型信号。另外电缆的

31、敷设、连接方式，必须符合规程有关规定。第七章防尘、防灭火系统设计第一节防尘系统设计1、供水系统#XX工作面设计(1) 工作面配备静压洒水管路，水源从地面污水处理站经回风立井井筒进入回风大巷，用管路接入每条巷道。井筒和回风大巷主供水管路DN159，干管路DN108，喷雾用水DN50。洒水管路按规定每隔100m设置一个三通阀门(皮带顺槽洒水管每隔50m设一个三通)。(2) 供水施救系统用水从工业地面生活水管网接出，由高位水池供水，经回风立井井筒进入回风大巷，用DN159管路接入每条顺槽巷。应急供水管路按规定每隔200m设置一个三通阀门，在紧急情况下为避险人员供水、输送营养液提供条件井下各应急供水地

32、点。2、综合防尘措施1坚持综合防尘制度，工作面上风巷必须每天由兼职防尘员洒水灭尘一次，上风巷每周洒水灭尘一次，工作面须每班洒水灭尘，局部煤尘要有人清扫，保证整个工作面系统无煤尘堆积。2防尘设施要按设计要求安装齐全、可靠，并坚持正常使用，损坏失效设施要及时维修更换。3工作面进风巷人口和回风巷距工作面30m范围必须各安设二道净化喷雾，各净化喷雾必须能喷成雾状且能够覆盖全断面。4工作面风速要控制在规定值以内，且作业人员必须戴好防尘口罩，搞好自我保护。5根据要求在工作面上下顺槽各安设不低于200L/m2水量的隔爆水棚，并经常灌水保持水量符合要求。6、下风巷隔爆水袋的吊挂数量及吊挂范围必须严格煤矿安全规

33、程规定执行。7工作面采煤机必须要有内外喷雾装置，如果内喷雾装置不能正常喷雾，外喷雾压力不得小于4Mpa，无水或喷雾装置损坏时必须停机。第二节防灭火系统设计1、XX工作面灌浆系统设计1）制浆系统采用地面固定式灌浆站集中灌浆，向井下进行预防性灌浆。2）灌浆参数的选择浆液的水固比应根据泥浆的输送距离、煤层倾角，灌浆方式及灌浆材料和季节等因素通过经验确定，一般情况下为4:1，冬季为5:1。3）管路系统布置：地面灌浆台T回风立井井筒T回风大巷T北翼皮带大巷TXX机巷TXX米空4）利用预埋灌浆管路进行预防性灌浆，回采前形成灌浆系统，当工作面初采推进60m时，对采空区开始进行预防性灌浆，防止采空区自燃发火。

34、5）工作面回米时在回风巷每隔50m安设一处“三通”并每间隔30m向米空区在预埋一趟108mm灌浆支管路，形成工作面灌浆系统，6）工作面末采时在距停采线60m、30m处各增设一趟108灌浆管路，在末采时对采空区进行预防性灌浆，在回采结束后封闭采空区，对巷道及停采线进行充填灌浆。2、XX工作面注氮系统设计(1) 制氮设备及安装地点选用2台DM-700型及1台DM-1200型及膜分离制氮机，实际总产氮量达2000m3/h，纯度97%，氮气出口压力0.8Mpa。制氮机设备安装在21305机巷联巷制氮机设备安装在21305机巷联巷。(2) 注氮防灭火惰化指标注氮防火惰化，即注氮后采空区内氧气浓度不得大于7%；注氮灭火惰化，即火区内氧气浓度不大于3%；注氮抑制瓦斯爆炸，其采空区氧气浓度指标小于12%。由于开采煤层为一类自燃煤层，采空区防火惰化指标取7%，灭火惰化指标取3%。(3)注氮量计算单位时