11062工作面悬移支架规程

1、- - -第一章概况第一节工作面位置及井上下关系工作面位置及井上下关系表水平名称+50水平采区名称11采区地面标高（m+ 186.7 +208.5井下标高（m）+79.6+45.4地面相 对位置工作面地表位于来集镇陈沟村小王庄村民组。地表地形为丘陵和冲沟，全区 被黄土覆盖，有树木，农作物，有一大冲沟。大致呈西高东低之趋势。回采对地面影响地面地形为丘陵，全区被黄土覆盖，有树木、农田，东部有小王庄部分农户。 没有常年性河流和水体，回采时对地表设施影响不大井下位置及 与四邻关系工作面东部为主井和主井水仓，11皮带巷，西部为11采区未开采区，北部为F22断层，南部为F48断层走向长（m576倾斜长度（

2、m）70面积（怦）40320第二节煤层煤层情况表煤层厚度（m）1-2.41.95煤层结构局部夹矸煤层倾角（ ）8仃。12开采煤层二 1煤种贫煤稳定程度属较稳定型 煤层煤层硬度系数（f）1.5绝对瓦斯 涌出量（m/min ）0.3相对瓦斯涌出量（m3/t）3.54煤层情 况描述二1煤层，黑色，粉末状，半光亮型，11062工作面为复采煤层，煤层底板局部起伏变化，引起煤厚度变化较大，含矸率较咼，部分出现无煤带， F48支断层附近及以东属薄煤带。煤质情况见表1-3表1-3煤质情况表MAVQFCStY工业牌号0.85%9.64%12.97%35.52KJ/Kg0.36%0.85%无烟煤第三节煤层顶底板煤

3、层顶底板情况表顶、底板名称岩石名称厚度（m岩性特征顶板老顶大占砂岩厚度10m灰绿色中粒长石石英砂岩，厚平均为6.5m,以 石英为主，含植物化石及白云母碎片，下部呈 砂泥岩裂隙较发育。直接顶砂质泥岩7.6 17.6m灰绿灰黑色，挤压揉搓现象明显，极破碎， 强度较低。工作面内直接压煤。伪底炭质泥岩0.2 0.5m深灰炭质泥岩，随开采随落。底板直接底砂质泥岩、粉 砂岩或细砂厚度7.41m深黑色，含植物化石和白云母碎片，水平层理 发育。老底L7、L8灰岩厚9m深灰色、隐晶质结构，含黄铁矿、蜒科化石并 发育方解石脉。附图1-1 :工作面地层综合柱状图。第四节地质构造断层情况表构造 名称走向（）倾向 （）

4、倾角 （）性质落差（m对回米的影响F227016070正断层172留设断层煤柱，防治 断层水，造成储量损 失，对回米有一定影 响但不大。会引起工 作面淋水F489518560正断层42留设断层煤柱，防治 断层水，造成储量损 失，对回采有一定影 响。会引起工作面淋 水F227016070正断层172留设断层煤柱，防治 断层水，造成储量损 失，对回采有一定影 响但不大。会引起工 作面淋水F48支4013070正断层17造成煤层底板起伏， 出现无煤带，回采时 过断层破碎带，顶板 支护困难。会引起工 作面淋水图1-2 :工作面运输巷、回风巷、开切眼剖面图。- - -第五节 水文地质、含水层（顶部和底部

5、）分析本工作面水文地质条件中等。该工作面顶板水含水性不强，掘进过程中顶板有少量淋水现象， 随着掘进延伸淋水逐渐减小或消失。 据此分析，11062工作面顶板水不会对正常回采造成影响，该区域L78灰岩含水层富水性较弱，并且经过裴沟煤矿深部开采疏放， 水位-200m,底板水对11062工作面的影响不大； 掘进过程中未发现底板涌水现象， 由此分析， 工作面回采过程中不会出现大的底板涌水， 但局部会出现少量底板渗水和涌水现象，预计正常涌水量为 0.5m3/h ，最大涌水量为 3m3/h 。影响施工的主要为老空水和断层水。 矿井设计正常涌水量 45m3/h ，最大涌水量 76.5m3/h ，目前矿井实际涌

6、水量只有 ,5.7m 3/h 。本工作面预计正常涌水量 3.8m3/h ，最大涌水量 6m3/h 。11062 上付巷正常用水量为 2.3 3/h ，11062 下付巷正常用水量为 1.5 3/h。（1） 、顶板：直接顶厚 7.6-17.6m 左右，遇煤层较薄段或小断层时将有打顶现象，遇顶板裂隙发育段老顶砂岩水将导入巷道内，一般以滴水、淋水为主，预计水量 0.5m3/h ；另外，该面采空区已将顶板水充分疏放，掘进期间，将不受顶板水威胁。2）、底板：直接底炭质泥岩砂质泥岩，互层厚度在 7.41 米左右，老底为 L7-8 灰岩，厚度在 9米左右。经裴沟矿对底板 L7-8 灰岩水已疏放多年，目前水位

7、标高 -200M 因此，掘进期间底板无突水威胁。二、其他水源的分析(1)、断层水：F22、F48、F48三条断层均已揭露，这3条断层无水。2)、钻孔水：该面界内无钻孔分布。3)、老空水：该面均为采空区复采煤。老空区蓄水已疏放，但局部可能还存在有少量积水。 所以，在 1 1 062工作面掘进回采时必须进行探放水。三、涌水量1 、正常涌水量为 3.8m3/h2、预计最大涌水量为 6m3/h- - - -第六节影响回采的其他因素影响回采的其他地质情况表瓦斯2011年瓦斯等级鉴定为瓦斯矿井，矿井绝对涌出量0.44mCO无煤尘爆炸性指数煤尘具有爆炸性，爆炸指数13.08煤的自燃倾向性煤层自然等级为川级，

8、为不易自燃煤层。地温危害地温16.2度，地温梯度为 1.18 /100m,属地温正常区冲击地压危害最大地震烈度为六度，地压正常地质部门的建议1、该工作面北部为F22断层，南部F48断层，掘进、回采时一定留足保护煤柱或采取注浆加固措施;2、要加强水文地质收集工作，必须对采空进行物探，加以控制，必须坚持探放水工作，做到“预测预报、有掘必探、先探后掘、先治后米，物探先行，钻探验证”。3、该工作面部分煤层厚，掘进、回采时，要加强通风管理，防止瓦斯积聚，以免造成瓦斯事故。4、该工作面由于受断层构造影响，掘进、回采时要加强顶板管理工作，以避免产生冒顶。5、该工作面过老井，雨季地表水容易顺井侵入工作面，加强

9、地面裂隙、老井检查及充填工作。6、加强采区、工作面排水管路、设备管理。保证水路畅通。7 、掘进、回采时，采区、取洒水降尘、冲洗煤尘、控制风速等措施，防止煤尘爆炸。8、回采时一定留足村庄保护煤柱。第七节 储量及服务年限、储量一）工作面工业储量1、工业储量为： 15.7 万吨二）工作面可采储量2、工作面回采率为 95%可采储量为： 12.7 万吨 二、工作面服务年限工作面的服务年限 =工作面可采储量 / 月计划产量= 12.7-1.2=10 个月第二章 采煤方法采煤方法及其依据。该工作面采煤方法为走向长壁后退式一次采全高采煤法。全部 垮落法处理采空区。第一节 巷道布置一、工作面巷道布置概况1106

10、2上副巷用途：回风兼运料，沿二 1 煤层底板布置，全煤巷道，巷道坡度 0-3 ， 11062 下副巷用途：进风兼运煤， 。11062 上、下副巷均采用 9m2U29 型钢半圆拱巷道，规格为9m。（详见巷道布置图）。二、工作面运输巷11062工作面下副巷进风兼运煤，副巷采用 9m2U29 型钢半圆拱巷道，规格为9m。下副巷铺设二部SGB-420/22型刮板运输机和一部DSJ650型 皮带运输机。三、工作面回风巷11062上副巷回风兼运料，11062上副巷采用9mU29型钢半圆拱巷道,规格为 9m2。四、工作面开切眼支护形式:采用 ZH2000/18.5/26.5Z 整体顶梁组合悬移液压支架 ,

11、每 架四柱,正常生产时 , 支架中心距 1000mm20mm。- - -支架主要技术参数名称单位参数备注名称单位参数备注支架最大咼度mm2650选用大直径的立柱支架最小咼度mm1850立柱缸径mm?125顶梁用增强型支架中心距mm1000在2031.5MPa之支架长度mm2800泵站额定压力MPa20-31.5间根据实际情况选用支架步距mm800对应控顶距为伸缩梁伸缩长度mm800支护强度MPa0.55-0.712.83.6m最大件重量Kg1200额定初撑力KN760-1939对应 2031.5MPa附图2-1 :工作面及巷道布置图。第二节采煤工艺一、采煤工艺1、回采工艺流程：煤壁注水T落煤T

12、移架T移托梁T移溜。2、落煤采用手镐（风镐）落煤。3、装煤人工装煤。4、运煤工作面切巷选用一部SGB-420/22型刮板运输机，下副巷铺设一部SGB-420/22型刮板运输机和一部DSJ650型皮带运输机。5、工作面支护：(1)支护形式：采用ZH2000/18.5/26.5Z整体顶梁组合悬移液压支架，每架四柱，正常生产时，支架中心距1000m 20mm(2)悬移支架移架过程落煤后护顶(伸前探梁超前护顶)7收回前探梁7提起四根立柱7前移顶 梁及四柱T落四柱支撑顶梁T移托梁。(3)移架操作顺序(见下图)分步前移式移架顺序示意图-ihir223堆后护嗫3、11!曲四愼立授臣顶梁住1粱上6.偉姨干斤应

13、话aWflS回-动ft矯前落煤后伸出前探梁超前护顶，在前探梁掩护下采煤工手工落煤。- - -收回前探梁。操作手柄提起四根支柱，使支柱底盘脱离底板 100mm伸出移架千斤顶活塞， 推动顶梁带动四根立柱同时向前移动 0.8m。顶梁移到位后， 操作手柄落下四根支柱， 使顶梁与顶板严密接触约35秒，以保证足够的支柱初撑力。移架千斤顶活塞收回使托梁整体前移 0.8m，恢复到原来位置。将各操作手把恢复到“零”位。6、移刮板输送机采面放顶结束后， 工作面浮煤、 杂物清理干净， 然后开始移刮板输 送机。移刮板输送机必须从机头或从机尾进行， 严禁从中间往两头移或从 两头往中间移。刮板输送机要做到平、直、稳、正、

14、牢，与煤壁支柱保持0.4m 间距。移刮板输送机后及时打上机头、机尾压 （戗） 柱，盖好机尾盖 板。工作面移机头、机尾时，采面刮板输送机必须停机，机头（机尾）移过后在安全条件下开机。二、工作面正规循环生产能力W=LSh=70X 0.8 X 2X 1.39 X 0.95=147.8式中W正规循环生产能力，t；L工作面长度，m;S正规循环推进长度，mh采高，m丫一煤的容重，t/m m ； c 工作面的采出率， %；第三节 设 备 配 备该采煤工作面采用走向长壁后退式采煤法， 采用人工装煤， 工作面支 护采用 ZH2000/18.5/26.5Z 整体顶梁组合悬移液压支架。 工作面切巷选用部 SGB-4

15、20/22 型刮板运输机，下副巷铺设一部 SGB-420/22 型刮板运输机和一部DSJ650型皮带运输机。附图 2-3 ：工作面设备布置示意图。第三章 顶板控制第一节 支护设计、工作面的支护设计1、支护强度计算：按经验公式计算：P二(48) hYe=(4-8 ) X 2X 2.5=2040t/山式中 : h工作面采高Ye顶板岩石平均容重 2.5 t/ m 3取以上计算的最大值，则合理的支护强度为Pn=40t/ m 2.=0.41Mpa由于 ZH12000/18.5/36.5Z 型顶梁组合悬移液压支架配备 4 根支柱 时支护强度为 0.457-0.533Mpa, 大于工作面最大来压强度 , 所

16、以支架支护- - - -强度满足要求。2、采空区处理采用全部垮落法处理采空区，要求冒落高度普遍大于1.5倍采高，当 采空区冒落不充分(面积超过2X 5m)时，必须采取加固支架措施或制订强制放顶措施。3、控顶距与放顶步距该工作面最大控顶距3.6m,最小控顶距2.8m,放顶步距0.8m。工作面支护断面图i J- r ；、 V * AS * -/TTpr J# u .阵嚅=，尸人严，-y 丢 ”-导 II! 11(_|i G,工作面支护强度可满足安全生产需要。c、护护帮顶 :工艺要求，对顶板、煤壁、老塘实行全封闭管理，保证不漏顶、不片帮、不窜矸。工作面所选支架顶梁规格为：长2800mm宽1000mm

17、, 可以满足护顶要求。护底：护底要求支柱对底板的压强小于底板的比压，否则支柱下要站铁鞋，该工作面直接底为砂质泥岩，抗压强度为29Mpa,支架工作阻力在2000KN时对底板最大比压为6 Mpa,工作面在丢底煤地段支架支柱钻底量大于200mn时支架支柱底部采用？ 300mm勺铁鞋护底，可满足支护要求。d、稳要求支架具有抵抗来自层面方向推力勺能力， 为防止复合顶板推垮冒 顶事故勺发生， 须提高支柱勺初撑力， 控制复合顶板勺初期离层， 增大软 硬岩层间勺摩擦力。P初二hr (cos a +sin a /f ) /G 实式中：P初支柱初撑力KN/ 根h 复合岩层厚度取 2m复合岩层密度2.0t/m3ot

18、煤层倾角取最大 20支护密度1.4 根 / 米 2软硬岩层之间摩擦系数 取 0.5则：P 初=2 X 2.0 X (cos20 +sin20 /0.5)/1.4=4.6t/m= 46kN回采期间泵站压力达到20MPa悬移支架支柱初撑力达到760kN,防止冒顶事故勺发生。二、选择支护材料工作面上 下副巷均 采用 9m229U 型钢 进行支 护，采面采 用ZH2000/18.5/26.5Z 型整体顶梁组合式悬移支架。三、乳化液泵站一）泵站型号、参数11062 采煤工作面选用 BRW-125型乳化泵， 压力 31.5MPa 流量125L/min 电机 75kW。二）泵站设置位置11062采煤工作面乳

19、化液泵站设置在副井底车场乳化液泵站。三）泵站使用规定1、泵站必须水平放置，最大倾角不得大于 5、传动箱内有清洁的 N68 机械油，工作时油位不得低于油标玻璃的 红线，但在绿线之下。、润滑池内有加有清洁，充足的 N46 机械油。、各连接管道无渗漏现象，吸液软管无折叠，各部位的连接螺钉紧 固，泵体无带电现象。、电机专项于所示箭头相同。、泵体无异常噪音、震动、管道泄漏现象。、泵站无串液现象。、安全保护装置齐全，动作灵敏可靠。仪表指示正确。、乳化液泵站使用队组必须每班指派取得操作资格证件者进行看守。10 、乳化液泵站每次使用前， 除检查安装标准所设内容外， 还应检查 一下内容：吸液阀螺堵是否松动。乳化

20、液箱系统各部积垢是否过多。各连接运动部件、紧固件是否松动。11、泵站压力要按照规程要求达到 20mpa。12 、乳化液泵站运行期间应保持一下标准：柱塞表面带液但不滴液或滴液较少。滑块与柱塞之间无间隙。阀组动作的节奏声和压力表跳动正常，近排液阀组完好。油温低于85 C。工作面乳化液浓度应达到3%- 5%13 、泵站无看护人员或看护人员擅自脱岗者， 将给予责任人 100- 200元的经济处罚，如造成影响者，视情况加重处罚。14、由于看护保养不到位造成泵站损坏者， 将给予相关责任人乳化液 泵站带病运转或乳化液浓度配比不足，将给予相关责任人 100 - 200 元的 经济处罚，如造成事故，视情况加重处

21、罚。第二节 工作面顶板控制、正常工作时期顶板支护方式。采用放顶煤支架支护顶板，采空区全部自然垮落法管理顶板。二、正常工作时期的特殊支护形式。1）、上安全出口支护上安全出口 ：采用4对8根长3.5 m n型钢梁配合DW2% 30/100型单体柱支护（安全出口内5棚、上副巷抬口棚1棚），棚距0.6 m，主副梁均为一梁三柱，每对棚 6 根柱。2）、下安全出口支护下安全出口：采用5对10根长4nn型钢梁配合DW2 30/100型单体柱支护棚距0.6m，主副梁均一梁四柱，每对棚 8根柱。2、采面上、下副巷安全出口与巷道连接处超前压力影响范围内，必须采取有效措施加强巷道支护，长度不得少于20m高度不低于1

22、.8m,行 人道宽度大于0.7m，靠近工作面10m在替棚段下采用1米金属铰接顶梁 配DW 25- 22/100型单体液压支柱打双排，其余 10m在U型钢棚下采用DW 2822/100 型单体液压支柱打单排。安全出口处超前支护不得打断，超前支护全部连锁，保证支柱完整无缺，初撑力达50KN以上，高度不低于1.8m。运输巷应留有0.7m宽的人行道。3、两巷超前支护必须连续架设，抬棚要一梁三柱，梁头对接，梁上背实，支柱迎山有力，单体液压支柱采取防倒措施，初撑力不小于50kN。抬棚必须打直， 三用阀注液口背向风流方向。 底板是煤底时， 柱下必须采 取穿木鞋等防支柱钻底措施。 替棚顶空时， 必须采取巷顶充

23、填煤袋或垛设 坑木等措施将顶背实。三、回柱放顶与其他工序平行作业的安全距离。1、移架后采35架。2、推溜后采810架。四、特殊时期的顶板控制。1、初采时的顶板管理初采时要求安全出口不小于700mm超前支护不小于20m严格控制 采高为2.0m。且要求端头支架与过渡支架初撑力都达到设计要求。初采 时必须紧抓工程质量，工作面要求四直、三平、两畅通。初采开始时，要 对上下副巷进行加强支护，使用n型梁和单体液压支柱，一梁三柱进行加 强支护， 在后溜正对位置打设一排密集支柱， 支柱采用木点柱， 点柱中心 距 200mm。2 、来压及停产前的顶板控制。在此期间还需加强工作面矿压观测， 准确测定周期来压步距，

24、 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 20m时停止放顶煤。3、应力集中区的顶板控制。 根据已揭露的资料分析，预计局部的应力集中对正常回采影响不大。4、单体液压支柱有防倒措施；采煤工作面倾角大于 15时，液压支 架有防倒、防滑措施，其他设备有防滑措施；倾角在25以上时，工作面刮板输送机有防止煤（矸）窜出伤人的措施。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、采面上、下副巷安全出口与巷道连接处超前压力影响范围内，必须采取有效措施加强巷道支护，长度不得少于20m高度不低于1.8m,行 人道宽

25、度大于0.7m，靠近工作面10m在替棚段下采用1米金属铰接顶梁 配DW 25- 30/100型单体液压支柱打双排，其余 10m在U型钢棚下采用DW 2825/100 型单体液压支柱打单排。安全出口处超前支护不得打断，超前支护全部连锁，保证支柱完整无缺，初撑力达50KN以上，高度不低于1.8m。运输巷应留有0.7m宽的人行道。2、两巷超前支护必须连续架设，抬棚要一梁三柱，梁头对接，梁上背实，支柱迎山有力，单体液压支柱采取防倒措施，初撑力不小于50kN。抬棚必须打直， 三用阀注液口背向风流方向。 底板是煤底时， 柱下必须采 取穿木鞋等防支柱钻底措施。 替棚顶空时， 必须采取巷顶充填煤袋或垛设 坑木

26、等措施将顶背实。二、工作面安全出口的管理一）支护形式1）、上安全出口支护上安全出口 ：采用4对8根长3.5 m n型钢梁配合DW2 30/100型单体柱支护，棚距0.6 m，主副梁均为一梁三柱，每对棚 6根柱。2）、下安全出口支护下安全出口 ：采用5对10根长4nn型钢梁配合DW2% 30/100型单体柱支护棚距0.6m，主副梁均一梁四柱，每对棚 8根柱。二）质量要求回风巷安全出口长 2.4m,宽1.0 m，高1.8 m。棚距0.6m。运输巷安全出口长3.0m,宽1.0 m 高1.8m。每对棚交替迈步前移,工作面机头与顺槽搭接处架设一对抬口棚。n型钢梁严禁侧向使用，变形或断裂n型钢梁要及时更换

27、。三）与其他工序之间的衔接关系立柱要求打成一排直线，工作面逐架前移，步距为0.8m。三、支护材料的使用数量和存放管理11062工作面采用 25架 ZH2000/18.5/26.5Z 整体顶梁组合悬移液压 支架。附图 2-4 ：工作面、运输巷、回风巷及端头支护示意图（平面、剖面图）第四节 矿压观测、矿压观测内容1、围岩应力2、工作面状况统计3、支柱与支架的载荷与压缩4、采空区上覆岩层移动和破坏过程的观测5、地板比压的测定6、端面顶板宏观参数：工作面中设置端面顶板宏观统计观测点，观测记录工作面顶煤冒落、煤壁片帮、采高、端面距等参数。观测上下副巷所安设顶板离层仪离层变化情况及锚杆、 锚索测力计受力变

28、 化情况。7 、工作面出现异常来压时，进行专项矿压观测，分析原因，总结规 律。二、矿压观测方法1、矿压数据收集方法工作面开始回采后， 定期统计各项观测数据， 直接顶初次垮落后，每班对各项矿压数据统计一次， 直至老顶初次来压结束， 之后每天观测一 次，直至前五个周期来压结束。工作面初次放顶、 过泄水巷及出现异常来压时进行专项矿压观测。、矿压数据整理分析定期对所收集的矿压数据进行整理分析，由防冲办及时进行整理编制工作面矿压观测简报及矿压日报旬报。工作面回采结束后，编制完整的工作面矿压观测报告。第四章 生产系统第一节 运输一、运输设备及运输方式。11062采煤工作面（刮板输送机）7 11062 下副

29、巷运输巷7皮带巷7 主井底煤仓7主井7地面。一）运煤设备及装、转载方式。采用人工装煤； 破碎并垮落到支架掩护梁上方的顶煤， 在插板缩回后 利用自重自溜进入输送机中运出，集中到下副巷皮带输送机上运出。二）辅助运输设备及运输方式。工作面需用的材料、 设备等物资， 采用人工运到工作面。 工作面旧料 采用人工回收上井。二、移溜（转载机、破碎机等）方式。1、本工作面移溜采用单体液压支柱推移刮板运输机的方式。2、采用单体液压支柱推移要由上向下或由下向上推移，严禁从两头向中间推移，推拉方式为依次推移。3、推移刮板输送机步距 0.7m ，推移刮板输送机最长弯曲距离 12m。最大弯曲度不得超过 25。4、刮板运

30、输机布置在架内，落煤后先移架，使刮板运输机靠后排支柱，将刮板运输机前移， 移溜时采用单体液压支柱进行推移， 单体液压支 柱移溜时要加横挡， 以两根支柱的根部作为支撑点， 并对两根支柱进行补 液，撑紧顶板，严禁顶在单独的一根支柱下方进行移溜。三、运煤路线。11062采煤工作面溜子7 11062 下副巷溜子7皮带巷7主井煤仓7主四、辅助运输路线。1、设备安装路线地面7副井7皮带巷7 11062 上副巷7切巷2. 设备撤出路线工作面停采时设备撤出路线（采用绞车运输）停采工作面7 11062 下副巷7皮带巷7副井7地面。材料运输路线副井7皮带巷7 11062 上副巷7工作面。附图 4-1 ：运输系统示

31、意图。第二节 “一通三防”与安全监控一、描述工作面范围内通风设施的安设位置和质量要求。根据工作面生产需要， 为了降低工作面煤尘， 在工作面上、 下副巷分 别设置水幕，在各运输机机头处安装喷雾装置， 工作面实行煤壁浅孔注水。1、矿井通风设施必须坚持工程质量标准，保持完好状态，确保通风系统的正常稳定运行。2、所有通风设施必须编号登记造册，建立卡片，达到实物与账卡相符。、永久密闭用不燃性材料建筑，严密不漏风。（手触无感觉，耳听无声音）。密闭前后5m内无杂物、积水、淤泥，支护完好，无片帮冒顶。密闭前无瓦斯积聚。密闭四周要掏槽，见硬底帮与煤岩接实。密闭内有水的要设反水池或反水管。 有自然发火煤层的采空区

32、密闭 要设观测孔、注浆孔，孔口封堵严实。、密闭前要设栅栏、警标、记事板和检查箱。 （进回风间的挡风墙除 外）墙面平整（1m内凹凸高度差不大于10mm,壁面要勾缝或用灰、泥满 抹，无裂缝、无重裂缝、空缝。、永久风门每组风门不少于两道，行人门间距不小于 5m巷道长度限制的不受此限。 所有的风门都要设反向风门。 风门设在帮顶良好处， 顶帮刹杆上 无悬浮煤岩。风门前后5m内巷道支护良好，无杂物、无积水、无淤泥。门框要包边沿口，有衬垫，四周接触严密，门扇平整，单层门扇要 错口对缝和穿带， 双层板门要夹衬料； 风门要有适当角度， 门扇与门框不 歪扭；风门水沟处要设反水池和挡风帘，电缆孔要堵严。门墙结构要求

33、与永久密闭相同。、永久测风站测风站前后10m内无风流分支、汇合点，巷道无拐弯，无障碍，断 面无变化。记录板填写清楚、齐全、及时。7 、临时性设施）临时密闭密闭设在帮顶良好处，四周要掏槽，见硬底硬帮，与煤岩接实。密闭前后5m内支护完好，无片帮、冒顶，保持清洁卫生。密闭四周接触严密， 木板密闭采用鱼鳞搭接， 闭面用灰、 泥满抹或 勾缝，不漏风。密闭前要设栅栏、警标。密闭前无瓦斯积聚。）临时风门每组风门不得少于两道， 通车门间距不小于一列车长度， 行人门间 距不小于5m （因巷道长度限制不在受此限）。通车门要设专人负责开关；行人门能自动关闭。风门设在帮顶良好处，顶帮刹杆上无悬浮煤岩。风门前后5m内巷

34、道支护良好，无杂物、无积水、无淤泥。门墙四周接触严密， 木板门墙应采用鱼鳞式搭接， 墙面要用灰、 泥满抹或色缝。门框要包边沿口，有衬垫，四周接触严密。门扇平整， 木门扇要错口对缝不透光。 门扇与门框接触严密， 不坠 扇。通风门必须设底坎、挡风帘（包括溜子通风门）。二、风量计算1、按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算； Q= 100k q式中： K 瓦斯涌出不均衡系数 取 1.5q 瓦斯绝对涌出量取 0.3m3/min.则：Q =100kq =100X 1.5 X 0.3=45(m3/min) 2、按工作面同时工作的最多人数计算Q = 4NK式中： N-工作面交接班时的最多人数 , 取 72人。K 修正

35、系数, 取 1.2。则：Q= 4NK= 4X 72 X 1.2 = 345.6m3/min 3、按工作面温度计算；Q1091=60 X V 采 X S 采式中：V采一回采工作面风速，1.2m/sS 采回采工作面平均断面积， 6 .6m 11062回采工作面空气温度为23C，采煤工作面风速为1.2m/s,采煤工作面平均断面积为 6.6m2, 按上式计算如下： 则：Qi09i=6OX V采 X S采=6OX 1.2 X 6.6 475 (m3/min )根据以上计算，工作面风量最大值为 475m3/min, 根据集团公司采煤工作面风量配备有关规定，工作面风量不小于450m3/min 。4、按炸药用

36、量计算；该工作面手镐风镐落煤。5、按风速进行验算；V 小 V 采 V 大=0.25(475-60-6) 4=O.251.25 5ppm 温度：30 C。、瓦斯断电浓度：0.8%。、瓦斯复电浓度：V0.6%。、瓦斯电断电闭锁：当任何一只所测瓦斯浓度0.8%,或安全监测监控设施故障时，切断工作面及回风巷内所有非本质安全型电气设备的电 源并闭锁；当瓦斯浓度V 0.6%,且安全监测监控设施故障解除后，自动解除电气闭锁。、维护、校验、试验采煤队的班组长负责传感器的吊挂、移动，防止传感器、线路损坏，确保监测监控正常运行；监测人员负责每 7 天进行一次瓦斯电断电闭锁试验，并按规定校调传感器。、采掘队长（包括

37、副职）、技术人员、各班班长、流动电钳工、必 须携带便携式瓦斯检测报警仪， 班长将便携式瓦斯检测仪悬挂于工作面回 风隅角。三）回风流及隅角瓦斯治理1 、工作面溜子停止运转时，应尽量将后部输送机开空。2 、加强工作面气体检测， 发现气体情况变化及时处理； 回风隅角悬 挂的便携仪报警时，机尾人员必须立即向班组长汇报。、当回风隅角瓦斯浓度达到 0.6%或回风流瓦斯浓度超过 0.6%时，工作面必须立即停止生产， 切断电源， 撤出人员。 并汇报通风管理部门采 取措施处理。、加强回风隅角瓦斯监测，定期进行取样分析。、指定专人负责检查、维修电气设备、电缆，杜绝失爆。六、综合防尘系统一）防尘管路系统 副井108

38、mn供水管7 11062上副巷50mn供水管宀沿途各洒水点。畐U井108mn供水管7皮带巷7 11062下副巷50mn供水管接至工作面（该管路供下副巷除尘水幕、转载喷雾、架间喷雾、放煤口喷雾、 、工作面洒水 降尘等）。二）防尘措施 进行煤体浅孔注水。工作面两巷要敷设静压水管， 每隔 50n 设一个三通阀门， 防尘工每天要 对巷帮顶洒水降尘。各输送机头洒水降尘设施齐全并坚持使用。上、下副巷定期清扫浮煤，每天 8点班安排专人洒水。进、回风巷防尘水管端距安全出口不得大于 20m向里必须配备20m以上的防尘洒水软管，出煤时及时洒水降尘。米面上、下两巷距切巷20 50m内设置水幕，灵敏可靠。实行个体防护

39、，工作面内的作业人员、回风流中的作业人员及在其它粉尘产生点工作的人员须佩戴防尘口罩，加强个体防护。三）隔绝瓦斯、煤尘爆炸措施 我矿为瓦斯矿井，煤尘不具有爆炸性。七、防治火灾技术措施一）监测系统1、做好发火早期预测预报， 利用束管监测系统对工作面回风进行连续监测，并采用定期人工取样（每周至少一次）对回风隅角co进行分析等方法，做好自然发火早期标志性气体趋势分析 , 加强灾害的预测预报能 力。2、 工作面结束生产时的防灭火措施工作面停采后,? 要立即对工作面进行限风处理，风量降至400m3/min ；工作面停采后必须在 45天内撤出并封闭。 封闭时下副巷、上副巷停采线处预留注氮管路。二）综合防灭火

40、（内因、外因）措施1、外因火灾入井人员不得随身携带烟草、火柴等易燃易爆物品。加强设备管理， 对胶带、 运输机、溜子等高速运转与煤粉摩擦的部 件要经常检查。井下供电必须做到 三无 、 四有 ，即无鸡爪子无羊尾巴、 无明接 头；有过电流和漏电保护装置，有螺丝和弹簧垫，有密封圈和挡板，有接 地装置。井下严禁拆卸、敲打矿灯。2、内因火灾上副巷及下副巷的支护材料要回收干净， 采面能回收的坑木严禁埋 入老塘，竹笆椽杆要回收干净。采面要搞好正规循环作业， 加快推进速度 , 清净浮煤 , 提高回收率。采面要执行采后洒水，防止采空区煤层自燃。工作面舍帮侧必须挡严护好，尽量减少采面漏风，工作面的浮煤, 木料必须回

41、收干净。采面推进至距停采线30m时，由采煤队负责向舍帮洒入黄土 20mm以上，不洒黄土，不准向前推进回采， （严禁超过停采线） 。工作面结束后，由采煤队负责在 45天内，撤出一切设备和材料,进行永久密闭，由通风科监督落实。密闭必须设在煤层坚硬的地点， 严禁设在丁字口或十字口处， 保证 密闭质量 , 采面要及时调整通风设施， 减少进回风的压差， 杜绝漏风， 避 免自燃。及时进行预测预报， 安监负责对主要密闭， 回风巷等重点区域按时 进行CO CH、CO和温度等参数的监测，发现问题及时报告。井下人员若发现煤壁发汗，感觉精神困乏、闷气、头疼、四肢麻木 及闻到煤油、汽油、煤焦油气味时，应立即撤出工作地

42、点，并报告矿调度 室。巷道回收范围及位置，由矿按设计图现场标号，密闭前后5m巷道不准回收，不准替棚。? 工作面采至停采线时，必须采取措施使之冒落严实。附图 4-2 ：通风系统图第三节 排水、根据工作面的最大涌水量，选择排水设备和排水系统。根据 11062 工作面地质说明书提供的数据， 11062工作面最大涌水量为6m/h，我矿在11062下付巷设置有一个水仓，容积约为 100ns，在水仓口安装并配备2台5.5kW潜水泵，做到一备一用，能满足11062工作面 排水要求。二、疏排水路线工作面7下副巷水仓7皮带巷7主井水仓7地面。附图 4-3：排水系统示意图。第四节 供电、供电系统、供电方式 根据设

43、备布置图和变电所位置， 11062 工作面所有用电全部由主井变电 接井底配电室，敷设一趟MY 1KV3*70m+1*25mm供电线路，至11062上付巷总开关处（400A）,供给11062上付巷皮带运输、掘进工作面电器设备 用电，另加两趟 MY 1KV3*35n2+1*10mrT局扇专线。接井底配电室，敷设一趟MY 1KV3*70mm1*25mm供电线路，至11062下付巷总开关处（400A）,供给11062下付巷掘进及工作面回采期间电器设备 用电，另加两趟 MY 1KV3*35n2+1*10mrn局扇专线。详见11062工作面供电系统图。- - -二、设备配备表机械设备名称型号功率台数工作地

44、点可弯曲刮板运输机SGD420/22型22kw2工作面切巷工作面下副巷皮带输送机DSJ-65/20/3030kw1工作面下副巷乳化液压泵BRW-125/20075kw1畐U井底风动钻机ZQS-65/2.52.5m3/min2工作面风镐10工作面液压枪20工作面潜水泵BQS-20-40-5.55.51工作面下副巷潜水泵BQS-20-40-5.55.52工作面上副巷三、负荷统计11062 上副巷：BQS-20-40-5.5 潜水泵 2 台 5.5kW, D46-30*5 多级泵1 台，因此，刀 P上=5.5+5.5+37=48kW。11062切巷及下副巷：2台SGD420/22型溜子机头电动机 2

45、2kW 一部DSJ65/20/30胶带输送机电动机 30kWBQS-20-40-5.5潜水泵1台5.5kW。因此:工 P 工乍面=17*2+30+17+5.5=69.5kW。四、2#干式变压器的容量验算开关型号KBZ4-400,变压器容量500KVA 用途：11062工作面采掘期间供电，额定电流 400A,Ue=660V,调档范围：过载5A-400A档，短路1-9倍档最大启动负荷：40KW启动电流:I Qe=40X 1.15 X 7=322A总功率:P 总=30+40+3+3+40+4=120KW过载整定:Iz=120X 1.15=138A过载取值:过载整定150A。短路整定:IId1-1-2

46、= I Qe+I 匸e =322+ (120-40) X 1.15=414A短路取值:450A短路整定取3倍档供电方式:单回路供电灵敏度校验：电缆90mm实际长度为450m 70mm实际长度为320m50mm实际长度为70m 35mm实际长度为90m 10mm实际长度为20m折算后长度为 450X 0.44+320 X 0.73+70+90 X 2+20X 4.98=780m,经查表得I d1-1-2 =926A。W)上1-1-2926依据公式 K= 1=450=2.06 1.5经校验整定符合要求。因此，变电所2#KBSG-400/6型干式变压器，能满足生产要求。五、低压电缆的选择按工作面主要

47、用电设备：两部胶带运输机、两部溜子、排水泵运行时,电缆长时允许工作电流大于长时工作电流来选择电缆截面即I Y Ig, Ig按公式Ig =氐X工PX 1000/X UeXcos计算：(1)运输设备低压电缆选择运输线总开关由变电所2-1馈电开关出线，经三个馈电开关分别控制 皮带上山二部皮带、11062下付巷排水设备及运输设备。运输主线电缆选型:取值=0.4, cos=0.6,工P运输1=242kW ,Ue=660,将已知数据代入公式得I g运输1=KX2 P运输1X 1000/石X UeX cos=0.4 X 242X 1000/ 1.732 X 660X 0.6=142A。查表3 X 70+1X

48、 25矿用橡套电缆长时允许电流为 215A大于142A,因此,运输主线选用3 X 70+1X 25电缆可满足要求。一部皮带后电缆选择:取值=0.4, cos=0.6,工P运输2=101.5kW ,U e=660,将已知数据代 入公式得I g运输1=KX2 P运输2X 1000/ 虫X UeX cos=0.4 X 101.5 X 1000/ 1.732 X 660X 0.6=59.2A。查表3 X 50+1X 25矿用橡套电缆长时允许电流为 173A大于59.2A,因此，二部皮带后电缆选用3 X 50+1X 25电缆可满足要求。六、按允许电压损失校验所选电缆截面用公式 Uz二府X Ig X LX

49、 cos/ Y X S进行计算校验。Ig 工作电流；L电缆长度;cos一功率因数，0.85 ；Y 电导率，42.5m/ Q - mmS导线截面，70mm(1)运输线电缆压降计算根据负荷配备及供电距离，下付巷供电设备最多、距离最远，故效验 此线路。已知：A2=50mm L 2=120m=0.12km2A1=70mmL1=100m=0.21km查表得K1%=0.093K2%=0.125 U%二P LK%入 公式: U2%=101.5*0.12*0.125=1.52% U1%=242*0.1*0.093=2.25% U%U1%A U2%=1.52%+2.25%=3.77% 1.5合格。八、开关选择1

50、、下副巷总开关选择取值 Kc=0.4,cos =0.6, E P 下 i=101.5kW,Ue=660V,代入公式I e=KX E P 下X 1000/ 石 UeX cos =0.4X 101.5 X 1000/1.732 X 660 X 0.6=51.2A故选择KBZ-400馈电开关满足要求。开关整定计算:过流整定计算：已知最大负荷为 30KWIZ=|Q+ W Ie =30*1.15*6+71.5*1.15=289.2A2-1-1馈电开关过载整定为120A,短路整定360人2、下副巷胶带输送机、刮板输送机开关的选择(1)下付巷皮带开关选择Pe=30kV； Ue=660V cos =0.6 ;

51、 因此：le二Pe X 1000/ 罷 x Uex cos =30 X 1000/ 1.732 X 660X 0.6 =43.7A ;因此选择QBZ-80开关可满足要求，开关整定为45A。(2)下付巷及工作面刮板运输机开关选择Pe=22kW Ue=660V cos =0.6 ;因此：le二Pe X 1000/ 晶 X UeX cos =22 X 1000/ 1.732 X 660X 0.6 =32A ;因此选择QBZ-80开关可满足要求，开关整定36A。九、乳化泵站电缆、开关选择计算11062工作面用一台乳化泵站安装在副井底，乳化泵站型号为BRW-125/200电机功率75kW乳化泵站电源取自

52、变电所1-1馈电开关。1、乳化泵站电缆选择取值Kx=0.4, cos=0.6,工P=75kW ,Ue=660,将已知数据代入公式 得 I g 运输 1=Kx X 工 PX 1000/ 舅 X UeX cos =0.4 X 75X 1000/ 1.732 X 660X 0.6=43.7A。查表3 X 35+1X 25矿用橡套电缆长时允许电流为 138A大于43.7A,因此，选用MY-3*35-1*25矿用橡套电缆满足要求。2、乳化泵站总开关选择取值 Kx=0.4,cos =0.6,工 P=75kW ,Ue=660V,代入公式 I e=K Q2Q2=K1X K2X NX Q3m3/minQ2=1.

53、2X 1.2 X 76X 0.1Q2=10.94m3/min式中：Q1气源供风能力 m3/minQ2 需风量 m3/minK1压风管路漏风系数，取1.2 ;K2区域工作人员不均衡系数，取1.2 ;N区域工作最多人数;Q3-人均压缩空气供给量，每人按0.1m3/mi n;供气源的风压为0.30.7Mpa。2、管路要求管路规格：工作面两巷压风自救管路为DN50m啲钢管。管路敷设牢固平直，每节采用双股铁丝吊挂，接头严密不漏风；气源接口处有总阀门，便于压风自救的维护。必须在管路上设置油、水分离器（小风包），保证供风清洁，防止压风自救装置喷头堵塞。3、自救装置安装上副巷距切口 25-40m范围内设置十组

54、压风自救装置，每组5个呼吸器；然后每隔 50m 设置一组压风自救装置，下副巷在距切口 25-40 m范围内设置十组压风自救装置，（详见压风自救布置示意图）压风自救装置要安装在地点宽敞、支护良好、没有杂物堆积的人行道侧。人行道宽要保持在 0.8m 以上。压风自救装置下有水沟 的地方应加设盖板。压风自救装置的安装高度按照距底板 1.2-1.3m ，便于现场人员自救用。4、系统的调试 压风自救管路接好后，在压风自救装置安装前要进行通气试验，将管路的杂质及锈蚀粉吹出，并测量供风量，压风自救装置装好后， 由安装人员逐个检查调试，保证压风自救系统稳定可靠。5、使用管理使用单位指定专人每天对压风自救系统进行

55、检查，及时处理压风自救系统存在的漏气、堵塞等问题 ,保证压风自救系统处于完好 状态。压风自救系统的气源总阀门必须处于常开状态，无特殊情况严禁关闭。使用单位要加强职工培训，现场每个施工人员必须熟练掌握压风自救装置的正确使用方法。通风科要认真监督检查压风自救系统的安装和日常管理工作。三、供水施救系统一体化净水器（Q=10m/h，N=0.75KVy处理，处理后经专用 DN100 焊接钢管，输水至井下各供水施救站。供水施救站离采煤工作面和掘进工作面迎头不得大于50m采面工作面上下副巷和掘进巷道每隔 50m 设一组供水施救站，每个施 救站分接阀门 3 个。平地静压水池f副井f皮带巷f11062工作面上下

56、副巷各个供水施救装置。四、紧急避难系统 1 、我矿井下避难硐室建在副井底，具备安全防护、氧气供给、避难硐室内外环境参数监测、通讯、照明及指示、基本生存保障等 功能，保证在无任何外部支持的情况下维持避难硐室内额定避险人 员生存96h以上。并与监测监控、人员定位、压风自救、供水施救、 通信联络等系统相连结，确保在矿井突发紧急情况下遇险人员能够 安全避险。五、描述通信联络系统 1)矿井通信矿井内部选用SW-2000D型矿用行调合一程控交换机 1台，供 地面和地面、地面和井下各通信点之间通信交换。井下通信采用 KTH17B型矿用本安型电话机，经过程控交换机 与各方进行通信；井下和地面的重要部门之间，可

57、设置成直通用户。地面通信采用普通电话机，经程控交换机与内外进行通信。对外通讯可利用行调合一程控交换机与乡镇邮电所交换机中 继连接，也可采用 1 部或几部程控电话直接进入公用电讯网，或用 无线话机进行无线通讯，实现矿井对外通讯。信道：信道均为音频信号传输，矿井对外采用HUJYVfe信电缆， 井下采用 MHYAV(1%2X 0.8)和HUVV(1X 2X 0.8)信号电缆，地面工 业广场通信线网与地面低压动力照明线网可同杆架设，也可采用普 通通信电缆。)信号及控制矿井安全监控系统选用 KJ95N 型一体化监控系统，配置相应的分站和各种监测传感器，收集生产、安全信息，对全矿生产、安 全进行全面监测监

58、控。副井绞车采用具有通话功能的 KXH-1 型声光信号通讯装置。生活水池、消防水池及防尘水池水位选用相应的液位信号装置 监测监控水位。）电话机安设地点在主斜井绞车房、井底车场、调度室、水泵房、采区运输上山绞车、井下主硐室等主要机电设备硐室、采煤工作面上下副巷和采掘工作面以及 采区、水平最高点，应安设电话。井下避难硐室（救生舱） 要水泵房和采掘工作面及爆破时撤离人员集中地点等，安设直通矿 调度室的电话。六、描述监测监控系统根据煤矿安全规程 、煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理 规范、郑煤集团“一通三防”管理手册等规定，在工作面共安装四种安全监控设备：一个监测分站（S）, 一个馈电传感器，一个 瓦

59、斯电闭锁，三个甲烷传感器（T0、T2、T3）。监测分站（S）安装 在 11 运输下山的新鲜风流中，馈电传感器安装在中央变电所，并与 平地瓦斯监测系统联网，瓦斯电闭锁由监测分站完成。一台安设在 工作面上隅角处，报警浓度0.6%，断电浓度0.8%，复电浓度V 0.6%，断电范围为工作面及回风巷内全部非本质安全型电器设备； 一台安设在工作面上安全出口处 510m范围内，报警浓度0.6%,10 15m断电浓度0.8%，复电浓度V 0.6%，断电范围为工作面及回风巷内 全部非本质安全型电器设备；一台安设在上副巷距回风巷 处，报警浓度0.6%，断电浓度0.8%，复电浓度V 0.6%，断电范 围为工作面及回风巷内全部非本质安全型电器设备。在11062工作面上副巷回风口以里10-15m处，安装1台一氧化碳传感器，报警浓度0.0024%。瓦斯报警或断电后必须立即停止工作， 切断电源， 撤离人员， 进行处理。待瓦斯浓度降到安全范围后，经瓦斯检查员确认，方可送 电，恢复生产。第九章 灾害应急措施及避灾路线、灾害应急措施1、灾害处理程序事故发生后，现场人员要了解和判断灾害的性质、发生地点和发展程度，迅速报告矿调度室。