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1、第一章工作面概况第一节工作面位置及内外情况一、井上位置1909工作面位于本掘进工作面位于蔡家沟村山地，工作面为第三、四纪黄土覆盖，掘进对地表无影响。工作面切眼距本矿矿界20米，地表地形复杂多为坡、沟耕地。预计回采会造成地表裂缝塌陷， 但影响不大。地面标高：10401123m二、井下位置1909工作面位于本矿南采区。北部为 1909轨道顺槽；南为实体 煤区；西接南采回风下山巷（轨道下山、皮带下山）；向东掘进1574m （与本矿矿界相隔20m）。工作面标高：950900m 平均盖山厚度：90m第二节煤层赋存一、煤层赋存1909工作面可采的9#煤属石炭系太原组中段煤层，根据掘进巷道 揭露及工作面临近

2、钻孔分析，本煤层平均厚度 2.2米，含23层夹矸， 厚0.20米，该煤层赋存稳定，结构简单，总体呈一单斜构造，属稳定 的I类I型，煤层倾角2° 6°，平均4.5。，容重1.35T/m3，摩氏硬 度23级。四、储量走向 长(m可米 长(m倾斜 长(m斜面 积3)煤厚(m)溶重(t/m3)工业/'七冃 储里(Kt)采高(m回收 率(%可米储 量(Kt)151214561607.042.21.35691.92.295657.3第三节煤层顶底板顶、底板情况顶底板名称厚度(m)硬度岩性类别顶板基本顶30.24灰黑色细、中砂岩直接顶6.03泥岩、砂质泥岩伪顶0.21黑色泥岩底板

3、基本底1.63黑色泥岩、细砂岩附图1综合煤层柱状图第四节 工作面内地质构造一、地质构造：1909轨道顺槽在掘进到87m时遇到一个长约45m的陷落柱，在 748m时遇到一长约43m长的陷落柱。倾角2° 7°,本工作面切眼基 本按倾向布置，回采按走向推进，易于破煤，工作面出现零星陷落柱 等。顺槽大致中间高两头低一点，坡度3° 7°。在中部段宽缓凹陷， 呈倒倾斜现象。由于以上工作面1905、1907工作面回采后，导致采空区积水和 压力增大，会对本工作面造成危害，所以在回采时要坚持“预测预报、 有疑必探、先探后掘、先治后采”的防治水原则，加强顺槽支护及探 巷排放

4、水管理。第五节水文地质一、水文地质概况本工作面地表为山坡、山梁、沟谷地形，地面多为上第三系上 新统所统覆盖，主要充水来源为山西组砂岩裂隙及以上砂岩裂隙含水 层通过裂隙、冒落带裂隙渗入井下，第三系上新统也是地表水与井下 很好的隔水层。第四纪砂砾岩层水不会对巷道掘进造成影响。因奥陶系灰岩岩溶水，水位标高为806807m最低底板标高为838852m 高于奥陶系岩溶水水位，不属带压开采。预计最大涌水量为0.1iM/h，正常涌水量为0.3m3/h，掘进时在低凹处打水窝，配备相应能 力的排水设施。二、构造对井田水文地质条件的影响根据已掘1907轨道顺槽、1907皮带顺槽和1909轨道顺槽揭 露揭露出来的陷

5、落柱显示判断，1911轨道顺槽掘进过程中不会存在 陷落柱。三、工作面涌水情况本工作面主要涌水量来自1905、1907采空区回采后岩溶裂隙水 及顶板塌陷地表渗透水等，回采面涌水量预计为2070m3/d，在顺槽底凹处打设不得低于20m3的小水窝设置潜水泵排水，另外谨防采空 区出水。第六节影响回米的其他因素一、瓦斯矿井瓦斯相对涌出量为0.21m3/t，绝对涌出量为0.53m3/min，为低瓦斯矿井。二、二氧化碳二氧化碳相对涌出量为m 1909回采工作面走向长为1512m 工作面长160m 煤层总厚 度为2.2m，该工作面工业储量为 691.9Kt。 1909回采工作面可采长度为 1456m工作面长1

6、60m 可采高 度为2.2m,该工作面可采储量为 657.3Kt。二、工作面服务年限 本工作面可采储量为657.3t，每天可采2280.96t，该工作面可采期为286天，该工作面的服务年限为0.78年。第二章采煤方法第一节巷道布置及工作面参数一、巷道布置/t，绝对涌出量为m3/min。三、煤尘1909综采工作面回采9#煤，煤尘有爆炸性，爆炸指数为 50%。四、煤的自然倾向性1909综采工作面回采9#煤，煤的自燃倾向性等级为H级，易自燃五、地温危害本工作面温度正常为19C左右，无火区危险。六、冲击地压危害本工作面地压正常，无冲击地压。第七节储量及服务年限南采区大巷采用下山方式布置，主要巷道有南轨

7、道下山、南皮带 下山、回风下山巷，与南采区主斜井、副斜井、回风立井构成生产系 统。顺槽沿走向布置，本工作面设计为一进一回，南侧为1911工作面，北侧为1907工作面，西侧为回风下山（轨道下山、皮带下山）。 其中皮带顺槽为进风，轨道顺槽为回风，顺槽方位角为90 °,切眼0°，回米为后退式回米。皮带顺槽与轨道顺槽通过切眼分别与南皮下山、南轨道下山及西回风下山贯通构成生产系统。附图2:1909综采工作面巷道布置示意图二、工作面运输巷本工作面采用三条巷布置，皮带顺槽用来出煤并行人，轨道顺槽 用来运料。三、工作面回风巷本工作面采用一进一回通风方式，皮带顺槽用作进风，轨道顺槽 用来回风

8、并运料。四、工作面切眼本工作面切眼成矩形断面，全长160m切眼宽3.2m,切眼高2.2m。附图3: 1909轨顺、皮顺及切眼断面图五、联络巷本工作面联络巷每100米打设一个，用于工作面通风。巷道断面特征表项目单位轨道顺槽皮带顺槽切眼联络巷断面形状矩形矩形矩形矩形断面积m2掘8.328.328.805.72净8.008.0013.205.20宽度m2掘3.23.242.6净3.23.262.6高m2掘2.62.62.202.20净2.52.52.202.00净周长m11.4011.4016.409.20长度m1526157716020支护材料锚杆、锚索、Wi冈带、金属麦形网联合支护第二节采煤工艺

9、一、采煤方法：本工作面采用走向长壁后退式全部垮落法综合机械化采煤方法，由MG160/380型采煤机落煤，SGZ630/220型刮板运输机（前部）、SGZ630/220型刮板运输机（后部）运煤，自然垮落法管理顶板。1909 工作面主采9#煤层，厚度2.2米，工作面沿煤层顶割煤，采高为2.2m。 根据配套的采煤机。二、回采工艺1、回采工艺流程破煤一-装煤一-运煤一-移架一-移前溜一-移后溜2、进刀与割煤正常情况下，完成一个循环后将机头（尾）刮板推进煤壁，推进 刮板长度为30m左右；然后采煤机斜切进刀割通三角煤，并清扫干 净三角煤段浮煤，调整前部刮板，使采煤机平行于煤壁；调整采煤机 方向和前后滚筒高

10、度，开始割煤循环作业。此种进刀方法也可在上一班完成作业后，停采煤机时直接将采煤 机头斜切进刀，以便下一班接班后便可开始割煤。附图4:采煤机进刀方式示意图3、装、运煤由采煤机螺旋滚筒配合挡煤板将落煤装入刮板输顺机，经转载 机、皮带运输机、南皮带下山皮带运输机进入煤库，再经主皮带运输 机运出地面，铲煤板装余煤，架间浮煤人工清理至刮板输顺机。4、拉架拉架滞后采煤机滚筒35m，移架时先收前探梁和护帮侧板及侧 护板，降架幅度不宜过大，能够满足移架即可；当顶板破碎时，应采 用带压移架方式，移架必须做到降一架，移一架，移过后及时升起并 打开前探梁护帮板，支架升起后必须接顶严实，达到设计初撑力，同 时将支架调

11、整移成一条直线并伸出侧护板。 支架支柱中心距偏差不得 超过士 100mm,以保证支架的切顶性能。5、移溜按从下（上）向上（下）的顺序分段拉后溜工作面前部刮板输送机的推移溜是以支架为支承。由支架推移千斤顶（拉后溜千斤顶）整体推移，推移输送机必须滞后采煤机后滚筒1015m，移溜时溜槽在水平方向的弯曲度不的大于3°，且每段的推移千斤必须 保证三个同时工作，以免损坏千斤。弯曲段长度不 的小于15m左右，移到位的输送机必须达到平、直、稳，同时操作手 把打至零位。拉后溜输送机时，先检查支架尾梁是否落在后溜上，输送机上是 否有大块煤矸，若有上述情况，处理后方可拉移后输送机。后溜拉回 到位后必须保证

12、其呈一直线，不得出现急弯曲，防止断哑铃棒或溜槽 错口。6、拉后溜拉后溜输送机时，先检查支架尾梁是否落在后溜上，输送机上是 否有大块煤矸，若有上述情况，处理后方可拉移后输送机。后溜拉回 到位后必须保证其呈一直线，不得出现急弯曲，防止断哑铃棒或溜槽 错口。三、工作面正规循环生产能力循环产量二工作面长度x采高x循环进度x容重=160 x 2.2X 0.6X 1.35=285.12t工作面长度为160m采高为2.2m,容重为1.35，所以工作面每 循环产煤285.12t，则工作面正规循环生产能力为 285.12吨。第三节设备配置工作面主要设备:设备名称型号数量功率割煤机MG160/3801380KW端

13、头支架ZFG4000/16/318过度支架ZF3600/16/31100工作面前刮板输送机SGZ630/26412X 132KW工作面后刮板输送机SGZ630/26412X 132KW附图5:综采工作面设备布置示意图第三章顶板管理及支护第一节支护设计一、综采工作面支护设计1、支护强度验算： 根据工作面采高8倍的顶板压力验算顶板最大压力：Pmax= 8MT = 8X 2.2 X 2.4= 42.24T/m2式中M 为米咼2.2m3T顶板平均容重 2.4T/m 根据我国经验公式进行验算：我国经验公式为：P=M X 丫 X nx 10-2/ (k-1)式中：P支架单位面积的载荷 MPa煤层开采厚度m

14、-顶板岩石溶重t/m3，取2.4 t/m3 支架受力不均衡系数取2K顶板岩石膨胀系数取1.3计算结果：综采工作面 P=0.352 MPa支架最大支撑强度为0.59Mpa （厂家资料即61.2T/m2），大于验 算结果，所以支架选型合理。2、支架密度确定根据顶板与支架选型，工作面端部及中部共需支架136架，包括端头过度支架6架和中部支架107架，支架紧密相连。3、选择合理空顶距根据支护选型，工作面最大控顶距为4.4m,最小控顶距为3.8m, 顶板自由垮落。二、支护材料选择1、根据煤层厚度和顶板分类以及集团公司现技术装备，选用ZF3600/16/31型支架支护顶板。两端头支架选用ZFG4000/1

15、6/31型。2、支架选型验算经验算工作面ZF3600/16/31型号的支架支护强度为 P=0.59Mpa;工作面 ZFG4000/16/31型号的支架支护强度为 P=0.60 Mpa，符合工作面要求。三、乳化液泵站1、泵站选型及数量本工作面选用BRW200/31.5型乳化泵四台，配两台 RX200/16型乳化液箱。BRW200/31.5型的主要技术参数如下:公称流量：200L/mi n公称压力：31.5Mpa柱塞直径：50mm电机功率：125KW电压:660/1140V配套液箱容积：1600L工作介质：含35%L化油中性水溶液RX200/16型乳化液泵箱主要技术参数：液箱有效容积：1600L吸

16、液过滤精度：473卩m高压过滤精度：40卩m吸液口： 40卩m高压过滤进口：与32通径的K型高压软管（KJR32-32）连 接。泵卸载回液口：与50通径的K型高压软管（KJR51-8）连接。 向支架系统供液（高压供液出口）：在交替伐上通过出口截 止球阀与32通径的K型高压软管（KJR32-32）连接。之间系统回液口：与B40型高压软管连接。配液口：与19通径的K型高压软管（KJR19-32）连接。2、泵站设置位置四台乳化液泵和两个泵箱设在系列车上，系列车停在轨道顺槽距工作面3080米处，用铁链连接，和移动变电站依次相连接。3、泵站使用规定乳化液泵要经常进行维护与保养，遇到问题要及时解决。每班上

17、班前要进行班检。泵站司机要检查曲轴箱中的油位是否缺油， 检查管路及接头的密封是否完好，接头处是否漏液。检查各重要连接位置是否松动。如遇反常声响，应立即停泵。第二节工作面顶板控制一、正常工作时期顶板支护方式采用四连杆低位放顶煤支架支护顶板，采空区全部自然垮落法管理顶板。二、回柱放顶与其他工序平行作业的安全距离为：1、拉架滞后割煤35架2、推溜滞后割煤810架3、端头切顶支柱割一刀回一次三、正常工作时期的特殊支护方式来压及停采前的顶板控制在此期间还加强工作面矿压观测，准确测定周期来压步距， 并根据周期来压步距适当调整停采线位置，使停采线位置避开周 期来压。为缓和停采期间的矿压显现，在距工作面停采线

18、20m时停止放顶煤，在距停采线15米时停止回收非采煤帮上的锚杆。停 采后割煤机必须停在机尾处。当工作面距停采线还有12m时，开始铺单层金属菱形网；距停采线12m时，开始铺双层金属菱形网；距停采线 9m时，增加钢 丝绳护顶.工作面推进到距停采线 3 m时，停止移架，摘开支架与 前溜连接头，由单体支架顶溜，继续割煤至停采线，顶板采用锚 杆、锚索、菱形网、梯子梁联合支护，割一刀，支护一排。第三节运输巷、回风巷及端头顶板控制一、工作面运输巷、回风巷的顶板控制1、两巷超前支护距离不小于30米。2、工作面皮带顺槽、轨道顺槽和回风巷都采用锚杆、锚索配合钢带进行支护，回采开始后对进风巷、回风巷至工作面30m范

19、围内进行超前维护，先进行补联网，然后靠煤壁 30cm处，沿顺槽走向两 邦进行加强支护，采用3.2m的n型梁、DZ22型单体液压支柱，一 梁三柱，对接进行支护，柱距0.8m。即回风巷中部加一排，进风巷在 转载机电机下侧加一排。局部冒顶处应先打木垛接顶，然后进行超前， 保证巷道内没有空顶、假顶情况。二、工作面安全出口的管理（一）支护形式工作面上下两安全出口进行超前维护，采用 2对4梁支护形式， 梁使用3.2m的n型梁、柱使用DZ 32型单体液压支柱，一梁三柱， 对梁间距为800mm 一组对梁中两根梁的距离为 10mm（二）质量要求1、单体柱要求初撑力达到12Mpa并且要求单体柱架设防倒链。2、切顶

20、戗柱必须戴柱帽，柱子使用DWQ3.15-350/110型号的单体 液压支柱（含三用阀）。柱帽用300mn长的n型梁焊制。当顶板破碎 或压力过大时，需再加棚板确保有效管理顶板。3、端头支护必须保证行人宽度70cm高度1.8m。（三）与其他工序之间的衔接关系切顶柱要求打成一排直线，工作面割完一刀煤放顶后，2对4梁进行迈步，步距为0.6m。第四节矿压观测一、矿压观测内容顶板移近量、顶板压力、支架载荷。二、矿压观测方法（一）顶板移近量在工作面任选3点，各点间任选3点，各点间任选3架共9个观 测点，量支架立柱高差。（二）顶板压力1、采用标点法观测活柱下缩量。2、采用压力表观测法。工作面每架支架前后柱上各

21、安装一个压力表，每班进行数据观测 并记录，及时掌握工作面顶板压力情况。对超前支护达不到设计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。对工作面出现的顶板隐患，及时填写隐患报告单，及时提出 处理意见，并反馈回队组，以采取有效措施。在工作面初采初放、末采末回等专项工程及正常回采中，由队技 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，报送技术科进 行数据分析。所分析的各类图表、数据报有关领导和单位，并及时反馈回队组, 队组及时采取措施处理。第四章主要生产系统第一节运输系统一、运输设备及运

22、输方式1、运煤设备及装、转载方式1909工作面运出的煤由1909皮顺巷运至南皮下山集中胶带巷转至煤库经主斜井强力皮带转至地面。2、辅助运输设备及运输方式1909轨顺巷安设3部绞车，其中2部为JD-25型，1部为JD-11.4型，供运输物料。绞车位置见设备布置图。二、运煤路线1909工作面前后刮板输送机-1909皮带顺槽转载机-顺槽皮带-南皮带下山巷皮带-煤库-主斜井DTL100/200/2刈0皮带-栈桥转载皮带地面煤场三、辅助运输路线地面材料库付斜井付井井底车场南采轨道下山1909轨顺- 工作面。四、行人路线工作面行人要走运输机和挡煤板与液压支架立柱之间的通道，机头、机尾处绕行机头、机尾与煤柱

23、之间，若因工作面溜子前（后）窜 导致安全出口不畅或无安全出口时，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或停转载机过人。地面-副斜井-井底车场-南轨下山大巷-1909轨顺-工作面或：地面T副斜井T井底车场T中央水泵房T中央水泵房与南采皮带巷联络巷-南采皮带巷-1909皮顺-工作面 以上路线为可逆路线。工作面运输设备及其它主要设备详表设备名称型号数量功率长度工作面前刮板输送SGZ630/26412X 132KW'180 米机工作面后刮板输送SGZ630/26412X 132KW180m机转载机SZZ764/1601160KW35m破碎机PCM1101110KW皮带

24、输送机DSJ-/63/2 x 9012X90KW顺槽绞车JD-11.4111.4JD- 25225附图6:运输系统示意图第二节“一通三防”与安全监控一、通风系统(一)风量计算1、1909综采工作面风量计算3(1) Q采=0基本x K 采高x K采面长 x K 温=832.43m/min式中：Q采工作面需要风量， m3/min 。米咼采高调整系数，取1.1。见表1K 采面长长度调整系数，取1.3。见表2K 温温度调整系数，取1.05。见表33Q基本=60x V采 x S采X 70%=60< 1 X 13.2 x 70%=554.4m/min式中：Q基本-米煤工作面所需的基本风量，m/min

25、 ;V米米煤工作面适宜风速，规程要求 V采1m/sS采2 2综采工作面的平均断面积，m ,取S采=6.0X 2.2=13.2m70%-米煤工作面有效断面积系数表1采高(m)<2.02.0 2.5> 2.5及放顶煤面K 采高11.11.5表2采面长度(m)80 150150 200> 200K长11.0 1.31.3 1.5表3采煤工作面空气温度采煤工作面风速配风调整系数K温C)(m/s)V 201.01.0020 231.0 1.51.00 1.1023 261.5 1.81.10 1.2526 281.8 2.51.25 1.428 302.5 3.01.4 1.62、按照

26、工作面瓦斯涌出量进行计算:根据煤矿安全规程规定，按回采工作面回风流中瓦斯或二氧 化碳的浓度不超过1%勺要求计算：Q采=100X q 采 x KCH3 =104.993 m /min式中：Q采 1909采煤工作面需要风量，nVmin ;q采一一1909采煤工作面回风巷风流中瓦斯的平均绝对涌出量，nVmin，取 0.53 ;KC1909采煤工作面瓦斯涌出不均衡系数，取 1.981 （根据1903回采工作面瓦斯涌出量计算所得）；3、按照工作面温度选择适宜风速进行计算：3Q 采=60x V 采x S 采=60x 13.2X 1.0=792m/min式中：Q采综采工作面风量， m3/min。V采综采工作

27、面风量， m/s,取1.0。 2S采一一综采工作面的平均断面积，m ,取S采=6.0 x240S=240 x 13.20=3168 mi/min333198.00 m /min Q 采=832.43m/min 3168 m/min , 符合要求。故工作面所需风量取 832.43mQ 采=4x 42=168m /min5、按照风速进行验算：15S Q 采240S式中：S工作面平均断面积m2 3；取13.20m2。315S=15 x 13.20=198.00 m/min/mi n，在生产过程中根据瓦斯涌 出量的变化情况，在轨道顺槽回风巷口安装两道调节风门，再进行风量调整。说明：（1）工作面必须以风

28、定产，若生产过程中检测出瓦斯涌出增大， 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）以上几条均由通风部门组织现场测定并提出处理意见。（二）通风路线新鲜风流路线：地面新鲜风流付斜井中央水泵房中央水泵房与南皮带下 山联络巷-南皮带下山-1909皮带顺糟 工作面污浊风流路线：工作面1909轨顺南米回风大巷总回风巷立井附图7:佃09综采工作面通风系统示意图二、瓦斯防治（一）瓦斯检查（设点、次数）工作面每班由瓦斯员进行瓦斯检查， 工作面设有几个点，每班进 行三次检查并把检查情况填写在瓦

29、斯管理牌板上。（二）瓦斯监测1909工作面和回风巷上隅角挂设有瓦斯传感器进行瓦斯检查， 地 面监控中心随时可以掌握井下瓦斯情况。 若有瓦斯超限等现象，地面 监控中心应当立即向矿调度室报告。三、综合防尘系统1、综合防尘由于煤矿肺病对工人身体健康危害极大，必须加强喷雾、洒水降 尘工作，保证设备完好，水量充足，使用正常，必须严格执行煤矿 安全规程规定。工作面及运输两巷组队要及时进行洒水灭尘，做到无煤尘堆积。工作面采煤机司机、拉架移溜工、端头支护工、清煤工、运输 司机必须在作业过程中戴防尘口罩。在皮带巷各转载点设置喷头，且巷道内每50m设一三通，供消防、 洒水降尘使用；回风巷每隔50米设一三通供消防、

30、洒水降尘使用。并 备有25m软管。进、回风巷距工作面30米范围内处始终设置两组净化 水幕，轨道巷内设8组水幕，皮带巷内设9组水幕，采煤机内外喷雾 降尘。工作面每架安装两个喷头，供放顶煤和平时割煤时喷雾降尘。进回风顺槽每天设专人冲洗巷道，清理浮煤。轨道巷铺设一趟四寸静压供水管路，供洒水、喷雾乳化液泵站和 采煤机喷雾用；皮顺巷铺设一趟三寸供水管路，供巷道洒水、各载点 喷雾、水幕用水。静压水管供水必须满足采煤机冷却水、 采煤机喷雾、 及其它巷道用水的要求。供水管路要吊挂整齐，不得影响行人和运输， 管路要经常检修，防止跑冒滴漏，保证喷雾位置和方向符合要求，喷 头齐全完好。保证工作面支架的喷雾降尘装置在

31、割煤和放顶煤时能正常使用，坚持煤层注水。第三节供排水一、设备选型采用地面蓄水池静压供水，4寸钢管下井至1909轨顺巷、皮顺巷 口。轨顺巷用3寸静压洒水钢管，皮顺巷为3寸静压供水钢管。用水 地点为两巷道内降尘水幕、冲洗煤尘、各转载点喷雾洒水、煤层注水、 乳化液泵站、采煤机喷雾等，水源为地面水池。1909轨顺巷及工作面：地面高位水池t副斜井t南米区轨道下山t贯眼t副斜井1909轨顺1909皮顺巷：地面高位水池T副斜井T中央水泵房T中央水泵房与南皮带下山t南皮带下山t 1909皮顺巷2、排水系统轨、皮两顺槽巷低洼处根据实际情况布置水仓由小水泵配合2、3、 4寸纳米管排至中央水仓，经主水泵通过 4寸纳

32、米管路由中央水仓排 至地面污水厂处理后排往罗候沟。 每个小水仓配备1台潜水泵，并且 要有备用水泵，必要时配备泥浆泵，排水能力要能满足生产需要。附图&佃09工作面管路系统布置示意图第四节供电一、供电系统工作面1140V设备由三台移动变电站 KBSGZ¥ 1000/10/1.14 供电，所带负荷见供电系统图，其中皮顺的转载机，破碎机及前后刮板输送机机头的电源是通过工作面由移动变电站供电，皮顺皮带1140V由3#变电所移变 KBSGZ¥ 630/10/1.14 供电，其10KV电源来自3# 变电所，轨顺绞车水泵660V低压电源由移变KBSGZY-315/10/0.69为

33、其供电，详见供电系统图。监测监控设备的供电电源取自低压馈电开关电源侧，闭锁该工作 面三路高压馈电开关（1140V供电、660V供电）。二、机电设备配备、布置与管理1、设备列车的布置设备列车布置在轨顺巷中，由移变、各类开关、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2#泵为备用泵，喷雾泵供采煤机、支架动压喷雾及冷却用水。按工作面推进方向，由里向外设备顺序为：电缆车、控制箱、乳化液箱、2#乳化泵、1#乳化泵、喷雾泵、备用开关、2#泵开关、1#泵 开关、采煤机开关、工作面前后刮板运输机开关、2#移变、1#移变等 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。2、供电系统引至中

34、央变电所（详见供电系统图）附图9:佃09工作面供电系统图3、通讯系统工作面安装一部远程监控语声系统。在工作面转载机头、顺槽转载机头、工作面机尾均安设一部矿用 本质安全型电话直通变电所及地面调度室， 工作面刮板及顺槽转载刮 板均安设声光信号装置。轨顺巷各绞车硐室全部安装声光电铃。4、照明系统工作面两顺槽每隔20m安装一隔爆灯管；工作面每隔一架安装一 隔爆灯管。附:通信、照明系统示意图5、机电管理1）供电系统电缆必须吊挂整齐，四线分开，设备面貌清洁，摆 放整齐端正，开关上台上架，信号电铃上板吊挂固定，为用好和管好 设备，线路及设备必须严格包机到人，实行挂牌管理。2）加强对移变及照明灯信号综保的管理

35、，每班由指定的维护人员 对移变低压馈电开关进行一次漏电试验，发现问题及时处理，并将试 验结果交班后填入机电检修记录簿中。3）油脂、绵纱等易燃物品应送到指定地点存放。4）所有动力电缆必须与乳化液泵的胶、铁管分开吊挂，并不得 有脱勾、地交叉、盘圈和挤、压、埋等现象。5）切电气设备必须完好，完好率达 95%以上，杜绝失爆，做 到“三无”即：无鸡爪子、无羊尾巴、无明接头；“三全”即：防护 装置全、绝缘悬挂用具全、图纸资料全；“四有”即：有接地保护、 有过流保护、有螺丝和弹簧垫、有挡板和密封圈；两齐”即：电缆悬 挂整齐，机电峒室设备整齐。6）所有设备的保护要齐全可靠，不准带病运行，一切转动的机 械设备必

36、须有可靠的防护罩，严禁甩掉各类保护不用。7）严禁带电检修和搬迁电气设备，有故障严禁强行送电，严禁 明火操作。8）机电设备检修、验放电时，作业电工必须配带便携式瓦检仪， 检查作业地点20米范围内瓦斯浓度，只有浓度在0.5%以下方可作业。9）各种机电设备必须有专人维护，任何人不准乱动与本工种无 关的机电设备。10）液压系统不准有漏、滴、串液现象，各类“ U”型卡必须双 孔插入，严禁用铁丝或其它物品代替，使用专用容器配制乳化液，且 保证配比浓度在35%范围内。11）检修泵站和液压支架时，必须切断高压释放余电。12）设备车在移动过程中，根据巷道坡度，采取必要的防滑措施， 移动后要及时打好十字掩，设好挡

37、车装置。13）绞车闸把、电机护罩等必须齐全，压柱牢固有效，钢丝绳必 须完好无损。14）机械设备的启动、停止必须有可靠的信号装置，信号不清不启动，各类管线吊挂整齐，电缆严禁用铁丝吊挂。15）检修米煤机时，把米煤机停在顶板完整无片帮的地段，把支架移到最小控顶位置，将滚筒离合器、手把和电机隔离开关手把打到零位并闭锁后，方可作业。16）严禁人员乘坐刮板输送机、皮带输送机和严禁在此“两机”运行时，跨越运送料物料。17）各工种持证上岗，建立包机责任制。18）认真执行油脂管理制度。19）各种机电设备定期检修，严格按机电质量标准进行，严把机电入井关，不完好设备不进坑。20）严格执行煤矿安全规程机电管理部分的有

38、关规定，并认 真填写检修记录。三. 安装与日常使用维护1、设备应放置平稳，排列整齐，顶部不得有淋头水，底部不得 有积水，开关应放在架上，日常洒水不得洒在电气设备上，要保持设 备外表洁净。2、电缆要悬挂整齐，电缆与供水管在巷道同一侧敷设时必须敷 设在管子上方，并保持0.3米以上。3、新安装的接地装置，在投入运行前应检测其接地电阻值，正常运行后每季至少进行一次接地电阻测定，照明信号综保，高压电缆连接器，设备列车等接地装置，勤检查，勤维护使之符合细则细 则要求。4、生产前要做好试运行工作，检查开关，照明信号综保的漏电， 短路，过载，断相等保护是否正常，发现问题及时处理，严禁甩掉保 护，使设备在完好状

39、态下运行。5、照明信号综保等保护装置，每天应进行一次调闸试验，在瓦 斯检查员的配合下，每月至少做一次远方人工漏电调闸试验。6、各台设备的控制开关要按煤矿井下低压电网短路保护装置 整定细则整定，不得调的过大，严禁甩掉保护。7、电钳工要按井下防爆电气检查标准做好设备的检查，维 护工作，发现问题及时处理，使设备台台完好。&采煤机与工作面刮板输送机，在事故和紧急情况下，采煤机 司机应能停止工作面刮板输送机和防止工作面刮板输送机起动。9、各工种司机要随身携带操作证，严禁无证上岗，不得违章作 业。10、非专职电气人员不得检修电气设备。11、严禁带电搬迁（检修）电气设备，包括电缆。12、检修电气设备

40、必须严格执行测瓦斯、停电、验电、放电、连 地线的安全作业程序，普通型携带式电气测量仪表，只准在瓦斯浓度 1 %以下的地点使用，并实时检测使用环境的瓦斯浓度。13、本工作面不仅大都是新设备，而且生产队组使用经验不足， 所以投入运行前有关人员要培训，要掌握操作规程，要按使用说明书 的要求进行维护。14、全体工作人员要树立安全第一思想，严禁违章作业，违章指 挥，违反劳动纪律，严格执行煤矿安全规程。15、1909工作面属于综采工作面，特别是该工作面负荷大，工 作面电缆多，给移动，维护和管理都增大了工作量，要求队组加强管 理，杜绝工作面电缆挤压，损坏，从而造成机电事故，影响生产。16、新标准规定，“安全

41、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。宜为井下安全监控设备提供 专用供电电源。”附图9: 1909工作面供电系统示意图第五节通信照明一、通信系统工作面安装一部远程监控语声系统。在工作面转载机头、顺槽转载机头、工作面机尾均安设一部矿用本质安全型电话直通变电所及地面调度室， 工作面刮板及顺槽转载刮板均安设声光信号装置。轨顺巷各绞车硐室全部安装声光电铃。二、照明系统工作面两顺槽每隔20m安装一隔爆灯；工作面每隔一架安装一隔爆灯。附图10:1909通信系统示意图第六节压风一、设备选型1909工作面采用4寸压风管从南轨道下山接至工作面，4寸钢管 下井至1909轨顺、皮顺

42、口。南轨顺用 110的无缝钢管压风，两巷 风管均使用3寸的无缝钢管。二、压风管路线1909轨顺巷及工作面：地面-主斜井-管子道-采区皮带口-消防材料库-井底车场-南采区轨道下山-1909轨道巷1909皮顺巷：地面主斜井管子道南皮带下山1909皮顺巷第七节安全监控本工作面采用KJ95瓦斯监控系统，KJF16B型号分站、KGJ16B型瓦斯传感器，且探头设置应符合一通三防实施细则规定要求。1、安设位置根据煤矿安全规程工作面安装一套 KJ95安全监控系统。分站两台：型号KJF16B安装在1909进风巷口，且配备两台分站电源，断电后可保证供电不小于2h,两台断电器甲烷传感器9个：在1909工作面安装1个

43、甲烷传感器；1909上隅角安装1个甲烷 传感器；1909工作面回风处安装1个甲烷传感器，距工作面10m-15m 处；1909顺槽回风口安装1个甲烷传感器；1909轨顺内绞车处各安 装一个甲烷传感器，共4个；1909工作面采煤机机组安装1个甲烷 传感器。其它传感器：在1909轨顺（距调节风门10-15m处）安装1个温度传感器；1909 轨顺总开关安装2个馈电传感器；1909轨顺行车风门安装1个套风 门传感器、1个声光报警器，1909皮顺安装1个COW感器，1个烟 雾传感器；在1909轨顺测风站安装1个风速传感器。2、电缆的位置：电缆铺设要求不得与高压电缆交叉，距高压电缆30cm三值范围瓦斯传感器

44、设置位置报警浓度断电浓度复电浓度断电范围上隅角CH4>1.0%CH4>1.5%CH4<1.0%工作面及其回风巷内全部非本质安全型电器设备工作面、工CH4>CH4>CH4<工作面及其回风巷内作面回风1.0%1.5%1.0%全部非本质安全型电器设备轨顺回风CH4>CH4>CH4<工作面及其回风巷内1.0%1.0%1.0%全部非本质安全型电器设备采煤机机CH4>CH4>CH4<工作面内全部非本质组探头1.0%1.5%1.0%安全型电器设备绞车处CH4>CH4>CH4<电气设备电源1.0%1.0%1.0%3、各类

45、传感器的用途：1、瓦斯传感器的型号为KGJ16B监测煤矿井下空气的瓦斯含量。2、温度传感器的型号为 KG3007A检测该区域的温度情况。3、CO传感器的型号为KGA5检测该区域的CO浓度。4、馈电传感器的型号为KDG15A-1,检测瓦斯电闭锁是否有电。5、风门传感器的型号为KGE22检测两道风门是否同时打开。6、声光报警器的型号为 KXH18检测两道风门同时打开时，声光 报警器报警，提醒人们关风门。7、烟雾传感器的型号为 KGN1检测当巷道内产生烟雾时，传感 器报警，提醒人员及时处理。8风速传感器的型号为KGF3-15,检测巷道内的风量是否充足。4、安设要求及安全措施：1、分站安装在顶板良好、

46、无滴水、支护完好的进风巷内2、探头悬挂位置距顶板不得大于 300mm距煤帮补得小于200mm3、 监控电缆要与高压电缆分开悬挂，距高压电缆300mm4、监控系统严格按照AQ1029-2019的标准执行。5、安全监控设备必须定期进行调试、校正。每月至少 1次。甲烷 检测设备每7天必须用标准气样和空气调校一次，每7天必须对甲烷 超限断电功能进行测试。6、采煤工作面巷道内及回风流中所有非本质安全型电器设备都必 须同甲传感器实现瓦斯电闭锁，监控工负责安设瓦斯电闭锁，施工单 位负责电器电源线和控制线的开关指定， 接线端得日常维护，严禁将 瓦斯电闭锁私甩开不用。7、采煤工作面上隅角传感器由施工单位负责随回

47、采后退而前移。8洒水降尘时，严禁将水洒到传感器和接线盒上，以免造成传感 器的损坏引发事故。附图11： 1909综采工作面监控系统示意图第五章劳动组织和主要技术经济指标第一节劳动组织一、作业方式依据工作面顶板稳定程度和我矿开采经验以及工作面所配备的回采机械设备、支架型号，确定循环进度为0.6m ;全天“三八制”作业，两班生产，一班检修；班进4循环，日进8循环，日推进4.8m, 正规循环率不低于80%。二、劳动组织劳动组织表生产班核定人员1检修班核定人员副队长1副队长1带班长1带班长1安全员1安全员1采煤机司机3采煤机司机2泵站司机1泵站司机1皮带司机1支架检修6转载司机1运输机检修6工作溜司机2

48、注油工1端头支护工（回收）8验收员1移架工6朝前支护3移溜工6运料工3电检机检2抽水洗巷工2质量标准化1质量标准化1排水工1监控员1监控员1电工4合计42 X 2合计34注：队设队长1名；考勤调度2名；领料员1名。第二节作业循环方式一、一、本工作面循环进度为0.6m，班进4循环，日进8循环, 正规循环率不低于80%二、最大、最小控顶距确定工作面采用ZF3600/16/31/型四连杆支架支护，其最大控顶距为 4400mm最小控顶距为3800mm三、循环个数1、两循环时间T=K.t 割+t 入+t 移(min)t 割二L/v 上+L/v 下(min)式中：K 每刀影响系数，取1.4；t 割纯割一刀

49、煤所需时间，min ；t入一一采煤机进刀时间，30min ；t 移移机头、机尾时间，30min ；L 工作面长度，取160m；采煤机平均割煤速度，2m/min ；采煤机平均割煤速度，2m/min;则t割二L/v上+L/v下= 160/2+160/2=80+80=160mi nT=K.t割+t入+t移= 1.40 X 160+(30+30)=284mi n故纯割四刀煤所需时间为284min。2、循环方式每班2个循环，每日4循环，日平均推进2.4m四、循环产量、日产量和月产量循环产量二工作面长度X(采高)X循环进度X容重=160 X 2.2 X 0.6 X 1.35=285.12t日产量二循环产量

50、X日循环个数=285.12 X 8=2280.96t月产量二日产量X月生产天数=2280.96 X 25=57024t五、可米期与回米工效可米期=可米储量/平均日产量= 1456X 160X 2.2X 1.35/2280.96=691891.2/2419.2=286回采工效二平均日产量/日应出勤人数=2419.2/119=20.329"人应在册人数二日应出勤人数出勤率= 119- 0.9+4= 136附图12:工作面正规循环作业图表第三节主要技术经济指标主要经济技术指标表项目单位数量备注1走向长度m1135(1526+1577) /2=15512可米长度m1455去掉保安煤柱及不可米

51、的部分3工作面长度m160工作面长度为160m4煤层倾角度2° 4°工作面煤层倾角3° 5°不等5煤层厚度m2.26采高m2.2采煤机割煤厚度为2.3m7工业储量Kt737.27(1526+1577) /2 X 160X2.2X 1.359可采储量Kt691.41455X 160X 2.2 X 1.351循环进度m0.601循环产量T270.8640.6 X 160X 2.2 X 1.35 X 0.9511日产量T2166.9121月产量T54172.831可采期月12.1251455/12041日出勤人数人11951回采工效T/人20.32920.32

52、961应在册人数个13613271回采率%959581坑木正常消耗m3/万449量吨20截齿消耗个/万吨882乳化液消耗Kg/万2002001吨第六章煤质管理一、煤质指标和要求煤质指标为：灰分小于18%水分小于5%二、提高煤质的措施1、严格控制工程质量，加强顶板管理及质量标准化工作，杜绝漏、 冒顶事故发生。2、采煤队成立煤质管理领导小组，以队长为中心，各管理人员全 部参加，提高全员煤质意识，加强产品质量管理。3、各队制定煤质管理具体措施，并严格执行。4、在各溜子机头设立拣矸点，保证大块矸石不出井。5、机组割煤过程中，严禁割破底板。6、非煤物品（木料、铁器）严禁扔入输顺机内。7、工作面若遇地质变化带，如断裂破碎带或煤质变薄带等时，必 须加强工作面支护强度，工作面煤岩必须分装分运，矸石填充采空区, 尽量避免矸石出井。&各转载点必须开机洒水，停机停水，以免增大煤的水份。9、浮煤损失在2m2内其平均厚度不超过30mm。10、严格控制工作面设备的冷却水和架间的喷雾水，严格做到“停 机即停水”杜绝常流水，两巷有积水时，设专用水泵进行抽水，严禁 将水抽入皮带。三、提高采出率措施1