综采作业规程新改板

PAGEPAGEword文档可自由复制编辑第一章概况第一节工作面位置及井上下关系工作面名称是+1756--+1771水平东翼采区下10煤层，工作面位置及井上下关系见表1—1工作面位置及井上下关系表。表1—1工作面位置及井上下关系表煤层概况煤层名称下10煤层水平名称+175～+1771采区名称东翼工作面名称综采面地面标高+1840.5～+1859.5工作面标高+1756～+1771地面位置工作面位于副斜井筒以东860米范围内(+1756～井下位置及四邻采掘情况位于副斜井筒以东倾向上+1771至下+1756水平米之间，走向860m范围内。上部+1771水平以上主斜井筒以东590m范围已回采完毕，属于采空区，其他区域开采情况资料不祥，下部+1756水平以下该煤层没有开采,东部采区开切巷以东在+1771水平掘进巷道过程中发现火烧区预兆停止掘进已封闭，西部主斜井筒以西32-522m范围+1771水平以上及318-568m范围下+1756水平至上+1771水平米之间已回采采空区，顶部下7煤层没有具体开采资料，下5煤层基本上是全区大面积火烧区。下部下11煤层间距为5.70-6.70m，平均6.20m，该采区回采没有大的危险影响.走向长度（m）860倾斜长（m）80.5面积（m2）69230煤层情况煤层厚度（m）3.58～4.5煤层倾角（°）10--17简单结构，属全区可采的稳定煤层，煤层顶板为细砂岩和粉砾岩和底板岩性为深灰色粉砂岩。第二节煤层一、煤层1、煤层厚度3.58-4.5米，煤层平均厚度4米,自西向东稍有变厚2、工作面平均宽度为80.5米，机采高度3.83、工作面水平标高为+1756--+17714、煤层倾角为10--17度。第三节煤层顶底板煤层顶板详见表表1—2。表1—2煤层顶底板情况煤层顶底板情况顶板名称岩石名称厚度（m）岩石特征顶板细砂岩和粉砾岩15.4—26.7灰白色,坚硬，底板粉砂岩5.7—6.7深灰色，坚硬第四节地质构造井田总体为一宽缓的向斜构造（捷斯德里克向斜），向斜轴近东西向展布，向西逐渐跷起，向东逐渐倾伏，该向斜为一不对称的向斜，南翼地层相对较缓，倾角多在9°-13°之间，一般在10°左右，北翼地层相对较陡，倾角多在20°-40°之间，区断裂构造不发育，井田构造复杂程度属简单类型，即“一类”。本采区情况为向斜南翼,煤层倾角为10°-17°之间。第五节水文地质位于矿区东部的原榆树河煤矿曾发生过两次火烧区透水事故，一次发生在2002年4月，在＋1806米水平（二水平）向西开拓至470m处与火烧区沟通，估计涌水量达3万立方米以上。另一次发生在2005年1月，在＋1749米水平（四水平）向东开拓过程中与火烧区沟通。总之，通过钻孔抽水试验和矿井调查均已证实区内火烧区富水性较强，含下1－下13共计9层煤，地层平均厚度约253.58m。根据6－1孔和9－1孔抽水试验：其水位埋深在28.60－38.42m，标高在1820.41-1824.71m，单位涌水量q＝0.006-0.02567l/s·m，渗透系数K＝0.00408-0.0187m/d，属富水性弱的含水层。水化学类型为SO4·Cl-（K+Na）型水。但该含水层富水性在走向上和倾向上均有明显的差异性，如位于矿区西部的榆树沟煤矿和榆树泉煤矿排水量多在200－300m3/d，而位于矿区东部的宏业煤矿排水量可达1200m3/d以上，在位于矿区中部的6－1孔抽水结果，其平均单位涌水量q＝0.0083l/s·m，平均渗透系数K＝0.00524m/d，而位于矿区东部的9－1孔抽水成果，其平均单位涌水量q＝0.024l/s·m，平均渗透系数K＝本采区水文地质情况来看区内水量不是很丰富,一是采区掘进巷道过程中基本上没有发现淋水现象,二是目前采区+1771水平以上采空区密闭内基本没有发现流水现象,三是采区巷道及开切巷煤体比较干,没有淋水现象,但回采前和回采中仍然需要采取防范措施。防治水措施：该回采工作面初放前，探明上部采空区积水情况方可回采。回采时必须坚持“有疑必探，先探后采”的原则。第六节影响回采的其他因素一、影响回采的其他因素表1—3影响回采的其他因素表影响回采的其他地质情况指标单位参数备注煤层硬度（F）级3-4煤层层理发育煤层节理发育自然发火期月3-6绝对瓦斯涌出量m3·min-10.33CO2绝对涌出量m3·min-10.66煤尘爆炸性40.79为具爆炸性煤尘地温℃16～17冲击地压危害无二、上部火烧区对回采的影响1、工作面开切巷以东在+1771水平往东掘进时发现火烧预兆，停掘已封闭，回采过程中顶板冒落连通火烧区后，可能会加快采空区余留煤的自燃有影响工作面正常推进的可能性，一是在回采中加强观测自燃点的工作，二是尽量把浮煤回收干净，采空区不允许丢煤，三是工作面保持一致稳速推进。2、上部火烧区积水的可能性大,矿井水文地质报告可以看出东部矿区已经两次发生过火烧区透水事故,该工作面也在矿井东翼,虽然在掘进中及上部采空区没有发现水的危险,但是在回采过程中仍然坚持“有疑必探，先探后采”的原则。第七节储量及服务年限一、储量、回采率计算1、地质储量Ｑ地：Ｑ地=L×B×E×P=（464×4×107×1.3）+（396×4×82×1.3）≈42.7万吨式中：L=--采区走向长860mB－煤层平均厚度4E－采区宽度：分别107m，82m（平均宽度）P－煤体容重1.3t/m32、损失量计算：副斜井保护煤柱损失量Q护煤损:Q护煤损＝L护煤×B×E×P＝30×4×86×1.3＝1.34万吨式中：L护煤－保护煤柱走向长30mE－采区宽度：86米（副斜井保护煤柱范围）a、采区巷道煤柱损失量Q巷煤损b、Q巷煤损=L可×B×E×PQ巷煤损=（464×4×16×1.3）+（366×4×12×1.3）≈6.15万吨式中：L=--采区可采走向长830mB－煤层平均厚度4F－采区巷道煤柱宽度：分别16m，12.5m（平均宽度）P－煤体容重1.3t/m3c、工作面机采损失量Ｑ机损:Ｑ机损＝L机采×E×M×P×(1－C1)＝830×[（91+70）/2]×4×1.3×(1-94％)≈2.1（万吨)式中：Ｍ－机采高度3.8L机采-机采长度为830mＣ1－工作面机采回采率94％3、可采储量计算Q可：Q可=Q地-Q护煤损-Q巷煤损=42.7-1.34-6.15=35.2(万吨)4、采区回采率C：C=Q可/Q地×100％=35.2/42.7×100％=82.5％5、工作面回采率P：P={Q可-Ｑ机）}/Q可×100％={35.2-2.1}/35.2×100％≈94％二、工作面日产、月产：1）循环产量Qz：Qz=E×M×F×P×C1=80.5×3.8×0.8×1.3×94％≈299(吨)式中:F=采煤机载深0.8mE－工作面平均宽度80.5m{（91+70）/2=80.5m}余同前2）工作面日产Q日：Q日=Qz×2×3=299×2×3=1794(吨)班循环次数：23）工作面月产Q月：Q月=Q日×t×k＝1794×30×80％=4.3(万吨)式中：t－月生产天数30k－正规循环率80%三、采区生产能力、服务年限：1）采区生产能力A：A=Q月×12=4.3×12=51.6（万吨)2）服务年限T：T=Q可／Q月=35.2／4.3≈8(月)3）工效：a直接工工效=Q日／直接工×87％=1794／51×87％=35(吨／工)b全员工效=Q日／全员工×87％=1890／84×87％=24.6(吨／工)第二章采煤方法本采区下10煤层属缓倾斜煤层，煤层水平厚度为3.58-4.5m，平均厚度为4m，煤层条件、采区巷道布置、矿井设备设施的配备情况适合采用综合机械化采煤方法开采该采区煤层，这种采煤方法回采可以提高回采率，能保证安全生产，所以决定采用综合机械化采煤方法开采第一节巷道布置一、采区巷道布置：采区在+1756水平沿煤层走向布置一条轨道运输巷，西头直接连通已在采区西翼垂直穿煤层顶底板直接通道地面的开掘17°的皮带运输主斜井及轨道运输副斜井，东头经过联络上山连通采区皮带运输巷及工作面开切巷。在+1756水平轨道运输巷上部倾斜南侧布置一条采区皮带运输巷,在+1771水平布置一条煤层走向的直接通道矿井东翼回风大巷的回风巷。二、工作面巷道布置：1、进、回风巷：（1）进风巷：工作面即+1756水平沿煤层走向布置工作面进风巷(轨道运输巷)和+1760水平沿煤层走向布置工作面进风巷(皮带运输巷)，+1756水平进风巷（轨道运输巷）S净=13.5m2、净宽为4.5m，净高为3m，皮带顺槽进风巷（皮带运输巷）S净=12.9m2（2）回风巷：+1771水平和+1774水平沿煤层走向布置工作面回风巷，回风巷S净=5.25m2，、净宽为２.5m，净高为工作面巷道成U型布置以便通风，进、回风巷为锚网支护。+1756水平进风巷进风兼轨道运输．皮带顺槽进风巷为进风兼皮带运输，+1771水平和+1774水平回风巷为工作面回风专用。2、开切巷及其它巷道：（1）开切巷：采东边界垂直煤层两巷布置开切巷，梯形断面使用锚网、锚索。断面为S净=31.5㎡，S毛=32.66㎡。（2）联络上山：距副斜井筒以东垂直距离在171m、315m、415m及594m位置分别布置垂直煤层走向连通进、回风巷的联络上山。3、工作面巷道布置图：（见附图第10页）:第二节采煤工艺一、采煤工艺：采用走向长壁后退式综合机械化一次采全高采煤法。1、采高：3.82、循环进度：0.83、落煤方式：工作面煤壁使用采煤机切割落煤4、装煤方式：采煤机滚筒自行装煤5、运煤方式：工作面SGZ-764/320型刮板输送机→运输顺槽SZZ-764/160型桥式转载机→运输顺槽DSJ100/2*75胶带输送机→运输顺槽DSJ100/2*55胶带输送机→转载上山SGB620/40T刮扳机→+1756水平运输巷SGB620/40T刮扳机→+1756水平绕道巷SGB620/40T刮扳机→+1756水平溜煤眼→主斜井胶带输送机→地面。6、顶板控制方式：工作面采用ZY5600/23/45型支撑掩护式支架支护，工作面上下端头采用ZY6000/23/45型过渡支架支护，两巷超前支护采用单排２0米、双排10米，单体配铰接梁管理。7、初次放顶煤描述：距工作面开切巷西煤壁10米位置超前预爆。8、采煤机割煤方式：采用上行割煤时采煤机滚筒割顶煤不割底煤，割至上端头后下行割煤时，采煤机割底煤，上、下各半刀合为一刀煤。9、采煤机进刀方式：采煤机斜切进刀方式。10、进刀顺序：采煤机斜切进刀→割煤→移架→推刮板运输机→→斜切进刀→割煤→移架→推刮板运输机，这种方式操作方便，尤其对新暴露的顶板能及时支护，人员清煤时安全性较高。11、割煤，进刀方式图.（见附图3）二、液压支架的移架方式：（1）移架方式：带压擦顶追机移架；（2）移架操作顺序：降立柱（立柱降柱幅度在200㎜以内）→收护帮板、伸缩梁→打侧护板→拉移支架→到位后→升立柱→打伸缩梁→护帮板护帮；三、工作面各工序的配合方式：工作面进刀、移架、推移刮板运输机、三个主要工序是及时支护方式，采煤机割完顶刀后滞后采煤机5付支架及时移架支护顶板，割完底刀后依次向前推移刮板运输机，此方式有利于维护顶板。四、回采工艺：采用采、装、运，支一体化，采用采区后退式回采。1、采煤工艺流程图:（见附图4）2、采煤工艺详述：1）推移刮板运输机:进刀前将采煤机行至刮板运输机机尾，推移刮板运输机方式采用首次先机头,后机尾的顺序，第二次则先机尾后机头的顺序，推移步距为采煤机截深（最大800mm），顺序推移。当工作面刮板运输机和转载机搭接正常情况下,推移刮板运输机顺序为机头、机头过渡槽、中部槽、机尾过渡槽和机尾交替进行；当刮板运输机向运输巷与转载机搭接不上时,应先推移机尾,再推移中部槽,最后推移机头,直到搭接合适为止;如果搭接过多时,应将工作面调斜使机头超前机尾,即：使机尾落后于机头,超前距离视具体情况(不宜超过1.6米),而后将工作面慢慢调直。刮板运输机与转载机搭接以伸入转载机槽内150-200mm为宜。推移刮板运输机要求为推移刮板运输机靠液压支架的推移千斤顶来完成，推移工作要安全迅速，并保证平直，推移刮板运输机滞后采煤机12～15米的距离，弯曲段不小于12米（8付架）；2）进刀：采煤机采用斜切进刀方式,采煤机先刮板运输机机头开始往机尾方向斜切进底刀,斜切进刀距离采煤机滚筒深入煤体0.8米点开始一至采煤机全身长度过这点为止,然后采煤机返回到运输机头开始割顶刀,采用上行割煤时采煤机滚筒割顶煤不割底煤，割至上端头后下行割煤时，采煤机割底煤，上、下各半刀合为一刀煤。采煤机速度0～8.7m/min采煤机割煤采取先割顶刀,后割底刀方式,不得出现割底后不平现象,工作面采高必须控制在工作面正常时工作面按正常采煤工艺来推进工作面，如果工作面不正常时（顶板来压，煤壁片帮，遇到地质变化地段）按现场情况合理调整采煤工艺，一是循环进度缩短正常时的一半，二是减慢采煤机进刀速度，三是降低采高，四是强制人工放顶等措施来解决顶板的隐患3）割煤、装煤：采煤机从刮板运输机机头割顶刀行至刮板运输机机尾后停机，将滚筒反向摇至底刀位置，从刮板运输机机尾向机头方向割底刀，并利用采煤机滚筒螺旋叶片自行装煤（机头、机尾人工辅助清煤），要求割煤割满刀（0.84）运煤：工作面SGZ-764/320型刮板输送机→运输顺槽SZZ-764/160型桥式转载机→运输顺槽DSJ100/2*75胶带输送机→运输顺槽DSJ100/2*55胶带输送机→转载上山SGB620/40T刮扳机→+1756水平运输巷SGB620/40T刮扳机→+1756水平绕道巷SGB620/40T刮扳机→+1756水平溜煤眼→主斜井胶带输送机→地面。5）移架：采用单架依次顺序移架方式，操作方法采用追机作业方法。要求采煤机从刮板运输机机头向机尾割顶刀时，滞后采煤机（5付支架）及时打开支架片帮梁支护顶板和煤壁，采煤机从刮板运输机机尾向机头割底刀时，滞后采煤机（5付支架），收回片帮梁前移支架，步距为采煤机截深。但如果顶破碎,必须停机移架,移架时可下降50—200mm.在工作面来压时,必须带压移架,必要时可用单体辅助移架,移架前,应挂好线,坚持按线移架,要清理好架间、底座上方的浮煤和障碍物，便于移架。6）移架要求:（1）移架时，降架幅度以能使支架前移为宜，主顶梁下降量控制在200㎜以内，防止支架咬架或漏顶煤，支架要移直站正。（2）移架后，支架要成一直线，并控制最小端面距不得大于340㎜，升架时，支架必须接顶，初撑力达到24Mpa以上，追机移架时，待移支架滞后不得超过煤机后滚筒5付架，否则必须停止采煤机割煤，等待移架。（3）移架步距控制在800mm7）循环产量确定:循环产量Qz：Qz=E×M×F×P×C1=80.5×3.8×0.8×1.3×94％≈299(吨)式中:F=采煤机载深0.8mE－工作面平均宽度80.5m{（91+70）/2=80.5m}8）生产检修：要求按照综采工作面设备管理规定进行常规班检,日检和周检，按设备要求进行其他检修，以达到综采设备完好要求。第三节设备配置一、工作面“三机”的选型：根据国内综采放顶煤设备选型的实践，结合我矿的地质条件，从综采设备配套手册中选取“三机”如下表：表2—1设备名称型号单位数量工作面设备采煤机MG-300/730-WD台1液压支架ZY5600/23/45型付58ZYG6000/23/45型付4工作面刮板机SGZ-764/320台1二、工作面“三机”主要技术参数1、采煤机：ＭＧ－300/730-WD型短壁采煤机主要参数：采高:3.8适应煤层倾角:≤40°煤质硬度：f≤4机面高度:1摇臂摆角:上摆42.8°，下摆22°滚筒直径:20截深:8卧底量:4最大牵引力:560KN牵引速度:0-8.电机功率:300KW适应电压:660v/1140v牵引方式:交流变频调速式2、刮板输送机：SGZ-764/320型主要参数：输出能力:900t/h链速:1.44功率:320KW长度:65悬空段中部槽规格:(长*内宽*高):1500×722×613落地段中部槽规格(长*内宽*高):1500×722×874爬坡角度:12度爬坡高度:1.2m刮板连速:1.44m/输送量:1000t/h圆环链规格:26×92-C（中双链）破断负荷:≥850KN适应电压:660v/1140V3、液压支架：ZY5600/23/45型液压支架支护形式：支撑掩护式操作方式：本架操作主要参数：支架高度:23初撑力:5064KN(31.5Mpa)工作阻力:5600KN(34.83Mpa)中心距:1500mm支护强度:0.8Mpa对底比压:1.5Mpa适应煤层倾角：＜20°支架宽度：1430-1600三、设备布置图及设备设施表1设备布置图（见附图5第19页）2、设备设施表（见第20页）第三章顶板控制第一节支护设计1、支护强度验算：采用以采高倍数估算法，即作用在支架上8倍的岩石重量来确定支架的工作阻力的国家标准，P=S*M*8*Ct*g其中P-支架工作阻力S-最大支护面积S=3.650*1.5=5.475CT-岩石容重1.4t/m3P=5.475*3.8*8*1.4*9.8=2283.5KN<5600KN故所选支架支护强度满足工作面压力的要求。2、支架规格的验算：顶板下沉量SL=N*M*L其中N-下沉系数，取0.03M-采高3L-最大控顶距3.650SL=N*M*L=0.03*3.8*3.650=0.416HMAX=M-SLHMIN=M-SL-A其中HMAX-支架的最大支撑高度HMIN-支架的最小高度支架的卸载高度100MMHMAX=M-SL=3.8-0.416=1.58m<HMIN=M-SL-A=3.8-0.416-0.1=3.284故所选支架规格满足工作面要求。第二节工作面顶板控制1、采煤工作面：工作面安装4付ZYG6000/23/45型和58付ZY5600/23/45型液压支架支护,支架中心距1.5米，工作面顶板在正常，架后顶板随采随情况下采用支架有效的支撑顶板、支护煤壁。工作面架后顶板不随采随冒，悬顶距离超过30米时，顶板来压，煤壁片帮等不正常时必须采取强制放顶措施，将顶板放下来，控制煤壁片帮及防止冒顶等事故。2、控顶距离：最小控顶距3.650米，最大控顶距4.45米3、工作面初次放顶方案设计一、放顶方法：工作面两巷超前30米沿煤层倾向往硬顶板布置正向松动爆破放顶孔，采空区方向90°由专用二、放顶长度：按工作面走向超前开切巷30米。三、放顶顺序：正向松动爆破孔，从下端头向上端头由东向西。四、放顶步骤：为更好的完成初放工作，决定在进、回风两巷距工作面开切巷西煤壁30米开始布置5排超前松动爆破孔，第一排孔布置在距开切巷西煤壁30米处，第二排孔距第一排孔以西3米处，依次类推布置5排孔。布孔排距为3米，上、下间距为3米。工作面所有设备及各项系统正常运行，工作面液压支架及运输设备调整工作面先进两刀工作面平直后，两巷5排超前松动爆破孔按顺序逐排起爆。爆破全部结束后，工作面推进时观察老顶冒落情况。工作面初次放顶距离定为开切巷西煤壁开始工作面推进到30米接段，初次放顶距离内顶板2/3部分下来就算初次放顶工作成功。如果初次放顶距离内顶板不下来工作面停止回采工作，并五、放顶孔技术参数:1、采空区体积计算：（1）工作面推进30米时的空间体积：C1=30×3.8×91=10374M3（采高3.8m（2）如果放顶高度按5米计算体积：C2=30×5×91=1365C0=C1+C2=10374+13650=24024（3）论证采空区矸石充填程度达到采空和放顶高度之和的2/3即达到目的C=24024×2/3=16016直接顶冒落初始碎涨系数，软岩1.42B=C2×1.42=13650×1.42=1938319383M3>160162、放顶孔布置图(见附图本页)3、放顶孔及炸药直径:直径为ø80,炸药直径为ø70的塑筒防水炸药。第三节运输巷、回风巷及端头顶板控制1、端头支护方式：（1）上端头支护方式：利用ZYG6000/23/45型过度液压支架代替端头支架支护,工作面变宽时,“一字”齿箱形梁配DW31.5-315/100单体液压支柱，或超前支护巷道上帮侧支护到支架尾梁位置再回撤，利用超前支护配合过度支架进行支护。（2）下端头支护方式：利用ZYG6000/23/45型过度液压支架代替端头支架支护，工作面发生变化，过度支架与巷道下帮之间宽度增大时，超前支护靠下帮煤壁侧超前支护到支架尾梁位置再回撤,利用超前支护配合过度支架进行支护。（3）工作面下滑，下端头支护空间减小时因工作面下滑，过度支架与下帮煤壁之间距离缩小，过度支架完全掩盖端头顶板，过度支架靠到下帮煤壁时，移过度支架利用单体支柱扶助过度支架。2、机道支护：采煤机割顶刀时，及时伸出前探梁、打开防片帮梁、支护煤壁端面及煤壁、防止垮顶、漏顶、片帮、不能正常移架时前梁、片帮打出紧贴煤壁.支护，移架前的端面距空间防止漏顶。3、超前支护：进，回风巷支护为锚网支护，为防止采动超前来压造成工作面前部两巷变形或冒顶，采用超前支护的方式来控制两巷顶板，以确保工作面有效通风及两个行人安全出口的安全畅通，两巷进行以下支护方式：（1）工作面正常情况下，在两巷超前距工作面20米范围内支护采用“一”字梁配合单体液压支柱支护，柱距为1米，其中近工作面靠煤壁侧10米为双排支护，剩余10米支护在靠煤壁处为单排。（2）工作面不正常，顶板来压明显时两巷的超前支护长度按现场情况增加并缩小单体间排距来加强两巷支护。单体必须使用≮5mm的钢丝绳防倒措施，以防止单体支柱卸压倾倒后造成人员或者设备、设施损害。所有单体液压支柱的三用阀注液嘴必须朝向老塘方向,并保持三用阀、手把、单体鞋及单体鞋挂钩在一条直线上。超前支护单体必须穿单体鞋，保证支撑力，直径为Φ100≥90KN，Φ80≥60KN。两巷超前支护单体及备用单体必须使用防倒措施，必须使用≮5mm的钢丝绳将单体固定牢固并同时挂牌管理。工作面运输巷必须保证1米以上的安全行人通道。（见附图6下页第四节矿压观测初次放顶后，随工作面推进，直接顶呈悬梁状态，老顶呈双支梁状态。当其跨度和面积不断增大，上覆岩层荷重超过其极限强度时，则老顶产生弯曲、下沉直至断裂垮落，形成初次来压。周期性的矿山压力集中显现即为周期来压。矿山压力集中显现期间老顶的剧烈活动，造成工作面顶板下沉量和下沉速度急剧增加，出现煤壁断裂，煤壁片帮，甚至工作面顶板台阶下沉等事故。为了科学的预报周期性的矿山压力集中现显，更好的指导安全生产，在工作面回采期间要加强矿压观测与预报。一、矿压观测内容矿压观测内容主要有：支架工作阻力观测、两巷超前支护范围内单体液压支柱工作阻力观测、以及支护质量动态监测。根据观测结果对工作面顶板活动规律、来压特征，工作面支架受力特点，超前支撑压力影响范围和分布特点，顶板、煤层稳定性，工作面支护质量等进行定期分析，进而进一步了解煤、岩体力学参数的基础数据。二、矿压观测方法1、观测区及观测线的布置工作面设上、中、下三个测区，中部测区设1条观测线；上、下两测区设置2条观测线，一条布置在超前支护区域，一条布置在端头支护区域。（附图7）2、监测范围：工作面超前30米范围；回采工作面上、下端头。3、监测方法：在工作面及两巷布置矿压监测站。1）上、下端头出口每10米布设一测杆，监测距离30米。2）每班接班、班中、交班记录一次数据，来监测端头顶底板移近量。3）沿采面平均布置21条监测线，分别为1#（过度支架）、5#、10#5#、20#、25#、30#、35#、40#、45#、50#、55#、60#、62#（过度支架）。4）每条监测线在支架的立柱安设压力自记仪进行连续检测。走架前、后各读取一次数据。5）工作面每台支架安装一台矿压观测表，走架后要保证支架初撑力不小于24兆帕。下一循环时要观察、记录支架工作阻力，以掌握工作面顶板压力情况。三、矿压观测时间要求1、整个回采期间都要对工作面进行矿压观测。2、整个回采期间都要对两巷进行矿压观测。3、整个回采期间都要对支护质量进行观测。四、周期来压采取的措施经过矿井以前老采煤法经验推测，周期来压步距在20～30米左右。为了科学的管理综采工作面，正确的指导生产，在生产中定期完成矿压观测工作，指导生产工作。1、加强矿压观测，科学预报周期来压。2、预报周期来压距离，前10米，工作面进行一次切顶3、加强端头支护和超前支护，采用密集型支护，防止来压摧棚。4、走架时带压擦顶移架，保证支架初撑力。5、加强液压支架维护，保证支架工作性能。6、加快工作面推进速度，以最快的速度通过压力集中区域。第四章生产系统第一节运输一、材料运输系统地面→副斜井→+1756东运输大巷→+1756东轨道运输巷→联络上山→用料地点二、材料回收路线：用料地点→联络上山→+1756东轨道运输巷→+1756东运输大巷→副斜井→地面三、运煤系统工作面→+1760水平转载机→+1760水平2#皮带→+1760水平1#皮带→转载上山转载刮板机→+1756水平运输巷刮板机→+1756水平绕道刮板机→+1756集中留煤眼→主斜井皮带→地面.(见附图9第31页)第二节“一通三防”与安全监控一、通风系统(见附图10第33页)二、煤尘爆炸性煤尘具有爆炸危险性表4—1煤层号样号工业分析爆炸试验结论水份Mad(%)灰份Ad(%)挥发份Vdaf(（%)火焰长度（mm）岩粉量（%）下10煤层3-4-33.057.8029.86200-30055有爆炸性5-3-31.847.9136.97>40085有爆炸性6-2-31.924.3139.29>40085有爆炸性6-4-11.857.1137.80>40085有爆炸性8-1-31.6227.2240.64200-30065有爆炸性榆树泉煤矿3.505.5738.83700/有爆炸性三、煤层自燃倾向性及自燃发火期煤层着火点试验统计表表4—2煤层号样号T氧（℃）T原（℃）T还（℃）ΔT（℃）氧化程度(%)自燃倾向性分类等级下103-4-3318.5338.5347.028.529.8不易自燃5-3-3281.0356.0358.077.02.6很易自燃6-2-3312.0354.0358.046.08.7易自燃7-3-3278.0291.0312.034.061.8不易自燃6-4-1259.0286.0310.051.047.1很易自燃榆树泉主井340347.535919.060.53不自燃榆树沟1号井320328.533616.046.87不自燃根据煤层自燃倾向试验结果，依据煤层自燃倾向性等级分类标准判定：下10煤层属不自燃（Ⅳ）-很易自燃（Ⅰ），根据邻矿生产地质报告中的数据，该区煤层自燃发火期在3-6个月，要特别指出的是，井田内各煤层在地表及浅部大面积火烧，说明引起煤层自燃的因素比较复杂，局部地段易自燃，很易自燃的煤层自燃发火后会迁延自燃，同时也会迁延至上下其它煤层的自燃发火而引发全区煤层自燃。因此，建议煤矿在开采过程中应及时封闭采空区和报废巷道，防止煤层长期暴露在空气之中发生氧化而自燃，造成矿井火灾。对采出的原煤应及时销售，妥善存放，避免堆放时间过长引起自燃。四、煤和瓦斯突出及地温情况采面煤层不属于煤和瓦斯突出煤层，平均地温梯度在2．3～2．4℃／100m左右。五、采区通风（一）通风方式和通风系统1、通风方式：矿井通风方式采用中央并列式通风方式，工作面通风方式采用全负压通风。2、通风系统图（见附图10第33页）（二）工作面通风工作面通风利用+1756水平轨道运输巷和+1760水平皮带运输巷为进风巷兼运输巷，+1771水平巷道和+1774水平巷道为回风巷，工作面U型巷道布置进行通风。六、采煤工作面的风量计算回采工作面实际需要风量，按瓦斯、二氧化碳、涌出量和爆破后的有害气体产生量以及工作面气温、风速和人数等规定分别进行计算，然后取其中最大值。1、低瓦斯矿井的采煤工作面按气象条件或瓦斯涌出量确定需要风量，其计算公式为：Q采＝Q基本×K采高×K采面长×K温式中：Q采——采煤工作面需要风量，m³/minQ基本——不同采煤方式工作面所需的基本风量，m³/minQ基本——工作面最大控顶距×工作面实际采高×70％（工作面有效断面）×适宜风速K采高——回采工作面采高调整系数1.5。K采面长——回采工作面长度调整系数0.8。K温——回采工作面温度调整系数0.9。Q采=4.45×3.8×0.7×1×1.5×0.8×0.9×60=767m2、按瓦斯或者二氧化碳的绝对涌出量计算:该工作面计划平均日产量为1794吨，根据矿井瓦斯鉴定结果，瓦斯、二氧化碳的相对涌出量分别为：0.96和1.92m3/t。QCH4＝QCH4×T日产/1440＝0.96×1794/1440=1.196m3/minQCO2＝QCO2×T日产/1440＝1.92×1794/1440=2.392m3/min所以，该工作面的瓦斯和二氧化碳的绝对涌出量为：qCH4=1.196m3/minQco2=2.392m3/min则所需要风量为QCH4=100×q×K=100×1.196×1.45=173.42m3/minQCO2=100×q×K=100×2.392×1.45=346.84m3/min式中，K——工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，此工作面取1.453、按工作面温度选择适宜的风速进行计算Q采＝60×V采×S采（m³/min）式中：V采——工作面温度15—18度时，采煤工作面合适风速为0.8m/sS采——采煤工作面的平均有效断面积，11.84Q采＝60×0.8×11.84＝568.3m4、按工作面工作最多人数计算每人供风≮4m³Q采＞4N(m³/min)式中：N——工作面最多人数Q＝4N=4×40=160m³5、按风速进行验算：1）工作面风速验算工作面风量：Q=767m³工作面风速：V=Q/60*S=767/60*11.84=1m/s则：0.25m/s﹤1m2）进风巷风速验算工作面风量：Q=767m³进风巷风速：V=Q/60*S=767/60*12.9=0.9则：0.25m/s﹤0.993）回风巷风速验算工作面风量：Q=767m³进风巷风速：V=Q/60*S=767/60*5.25=2.2m/s则：0.25m/s﹤2.446、工作面确定选取风量为Q=767m七、通风设施风门与调节风窗的设计及安装：1、在东翼采区下10煤层+1756水平至+1774水平之间煤层走向布设5个联络上山，工作面最近和最远的两个联络上山分别安设2道正向、两道反向风门,其他三个联络上山合理位置分别安设调节风窗。2、调节风窗分别安装在风门中部和档风墙上方中间位置，风窗内径为30cm×20cm八、工作面防灭火设计（一）氮气防灭火工艺1、封闭式注氮：当工作面出现自燃发火征兆，此时采空区已经出现高温点，CO气体大量渗入工作面或工作面已经出现明火，可在工作面进回风巷构筑密闭，注氮管插入密闭直接向火区注氮。2、注氮时间的确定注氮时间一般根据从采空区氧化带采样分析其氧含量来确定。3、防止氮气泄漏氮气防灭火的关键在于保证采空区氧化带具有充足的高浓度氮气，使氧含量低于8%，因此必须做好防止采空区内的氮气泄漏工作，减少氮气损耗。4、注氮量的确定根据氮气防灭火系统采用注氮流量经验公式：Ｑ1=Q2K1/K2-Q2注：Ｑ1：注氮流量Q2：采空区氧化带漏风量<8%K1：漏风流中氧浓度15%K2：煤易氧化临界值8%将以上数据代入上式，则：Ｑ1=8×15%/8%-8≈7m3（二）注氮的安全措施1、采空区注氮防火标准，视其下列情形之一，必须进行注氮：1）采空区气温或煤温超过30度，或每天温度上升１度时。2）采空区内CO含量超过0.0024时，或三天内CO浓度升值超过0.001时。3）采空区内水温度达到25°4）综采面局部地方发现火灾征兆，如挂汗、焦油味或烟气味。5）综采面因故停产，过断层，停采撤架时。6）当采空区或上层采空区的火烟及有毒气体窜入工作面，严重影响生产时，必须进行注氮灭火。7）注氮灭火火区的熄灭和启封标准按《煤矿安全规程》关于火区熄灭和启封标准执行。2、安装注氮管路注意事项：1）加强管路接头管理，软管与铁管，软管与软管连接时，连接套管必须有尾槽并插入管子深度不少于20cm，并用专用卡子加固三道，连接三道，防止管口脱开。2）注氮管路安装，主管分岔支管进出口必须设置阀门，以便于在发生意外时能立即停氮。3）为进一步防止管路开关被随意停开，应在开关上挂“注氮危险”警告牌，并对所有开关加锁。4）停注氮必须有申请通知书，经批准后方可按预定时间停注氮，特殊情况请求当天总值班后方可执行。3、注氮程序：1）通风队提出注氮申请报告2）报告报批后，通风队注氮工作人员做好注氮准备工作（连接管线检查等）。3）注氮工作人员做完注氮准备工作后，向通风队值班干部汇报。4）通风队值班干部接到注氮工作人员注氮准备工作做好后，立即向当班矿调度员汇报。5）矿调度员打电话通知氮气站供氮，并通知通风队注氮工作人员检查现场注氮情况。4、停氮程序：1）根据采空区的注氮灭火情况，由通风队向矿长、总工提出停氮请求报告，经同意后，约定停氮时间，由通风队负责，通知井下注氮组做好停注氮准备及停氮后的气体测定工作。2）到达停氮时间由通风队通过调度室通知氮气站停氮。3）氮气站接到通知后立即将氮气排空，停止氮压机，关闭注氮阀。4）停氮后四小时内，仍按注氮要求管理工作面，八小时后无异常情况方可解除监护，摘去注氮牌。5、对工作面进行注氮时注意事项：1）工作面注氮必须在工作面两巷道进回风口挂“工作面注氮”文字警告。2）撤出工作面及回风路线所有人员，对需封闭的区域停电。3）由救护队与注氮组将注氮管路接到预定位置，然后一起退出，用红砖、砂子、水泥进行封闭。4）注氮前保持密闭外低于密闭内的20－40Pa或±0Pa，注氮后严禁密闭内高于密闭外350Pa，必要时对密闭给予加固。5）注氮工作面所有巷道进回风巷设栅栏并挂注氮警示牌，严禁人员进入。6）注氮开始，由救护队进行24小时监护，测定密闭内外压力，CO、CO2、O2、水温、气温每小时测定一次，异常情况连续测定并及时汇报。7）保证密闭封闭质量，严禁漏气、泄氮，同时检查维修外围可能漏气泄氮的密闭。8）注氮过程中，要有专人巡查，防止氮气管路漏氮，一旦发现漏气，应立即采取措施进行处理。9）对工作面进行注氮时，设好栅栏、挂好警示牌，并在栅栏处由救护队员进行24小时监护、检查工作。10）工作面启封必须有启封报告和安全技术措施11）为防止采空区漏风，堵漏工作一定要做好。（三）注氮系统说明矿井使用移动式注氮站,注氮系统管路从主斜井安装Φ50mm焊管+1771水平回风巷道接到距工作面30米的地点。九、防尘设计1、运输巷采用Φ50mm焊管，全部法兰连接。工作面附近20m采用胶带软管进行洒水灭尘，在胶管与铁管连接处设阀门控制用水，管路每隔100m设一处三通阀门。运输巷设置净化水幕，，第一道净化水幕距工作面不大于30米，每个转载点设置喷雾装置，其它地点巷道每100米设置一道全断面喷雾。2、工作面回风巷距工作面30米范围安装全断面净化水幕一道，30米以外每100米设置一道全断面喷雾。放煤时煤尘飞扬。3、工作面前溜机头处和各转载点安装一组喷雾装置消除卸载点煤尘飞扬。十、隔爆设施巷道断面5.25m2，水袋容量n=5.25×200/30×4=9排（进、回风巷各设置覆盖全断面的隔爆水袋，距工作面200米位置，工作面推进距设置地点50米时往后移）。十一、安全监控为了保证综采工作面的安全生产，必须装备安全监控设备，井下工作人员要正确维护，发现问题及时汇报处理，确保安全监控系统正常发挥作用。矿调度室安装梅安科技研制生产的KJ73N型安全监测监控系统分站其位置安设在+1756水平中央变电所和运输大巷联络巷，支电缆由分站处向工作面各传感器安设地点连接。为保证安全监控系统的正常工作，其供电电源必须取自采区总馈电电源侧，应当采用专用电缆独立供电。综采面区安设GJG10H型红外甲烷传感器1台，其安设位置是：回风巷距工作面不大于10m处。当瓦斯超限时能发出声光报警，并实现断电器的断电功能，其设定值如下：报警值≥1%CH4，断电值≥1.5%CH4，复电值＜1%CH4。综采面安设BK2B、KDG3D型断电器各一台，当瓦斯浓度≥1.5%时实现断电功能。工作面面设KG04型一氧化碳传感器一台，其安设位置是：距回风巷出口10-15m处。其报警值≥24ppm。工作面安设CW－1型风速传感器一台，其安设位置是：回风巷测风站处，实现风速的监测，防止无风、微风或风速超限。综采面安设KW50A温度传感器一台，实现该区温度的监测，当温度超限时会发出声光报警。安全监控系统井下瓦斯、一氧化碳、温度、风速等传感器应设置在巷道上方，垂直悬挂，距顶板（顶梁）不大于300mm，距巷道侧壁不小于200mm（甲烷、一氧化碳传感器以进气口为准）。十二、安全措施一、通风安全措施1、保护好通风设施，不得随意损坏或移位。2、严禁将风门随意敞开。3、工作面两巷和工作面有效的通风断面保持畅通，保证工作面提供足够的风量（最底不能小于作业规程选定的风量要求）。4、工作面供风要合理，防止工作面供风量过大或过小，采空区气体积聚或抽出气体。5、对下井工作人员进行“一通三防”安全教育培训，要求熟练掌握发生“一通三防”事故时自救技能，否则，不准下井工作。二、防尘措施1、粉尘产生点防尘1）工作面推进时两巷需要放炮挑顶煤，必须湿洗打眼，使用水炮泥，放炮前后洒水降尘。2）采煤机割煤时内外喷雾要使用正常，内喷雾压力必须达到1.5MPa,外喷雾压力不小于2MPa,当内喷雾不能正常使用时,外喷雾压力不小于4MPa。3）运煤路线的转载点必须安设喷雾洒水装置。2、两巷的防尘1）工作面进、回风巷距工作面30米范围内安设全断面喷雾，两巷其它地点煤100米安设全断面喷雾。2）对工作面进风巷每周一次洒水降尘，回风巷每班洒水降尘。3、其他防尘措施1）做好个体防护、工作面作业人员必须佩带防尘口罩。2）工作面选择风量要符合要求，控制煤尘飞扬。3）进、回风巷必须安设足够的隔爆水袋设施。4）定期对工作区域的粉尘情况进行测定。三、防爆措施1、建立、健全“一通三防”管理责任制和奖惩考核制度。2、加强电气设备管理，消灭失爆。3、严格火工品管理，井口检身制度，井下放炮规定。4、保证工作面有足够的风量，保证采区通风系统合理稳定。5、减少浮游煤尘的产生，将煤尘消灭在尘源地点附近，防止煤尘飞扬和进入风流中。6、采区运输大巷、回风上山设置净化水幕，工作面及进、回风巷的产尘点及煤仓的上下口设喷雾，生产时打开喷雾降尘。7、优化工作面的通风系统，防止工作面瓦斯积聚，防止工作面出现瓦斯事故引发的煤尘爆炸事故。8、在工作面运输巷及回风巷、回风上山中安设主隔爆棚。9、严格按《煤矿安全规程》选择电器设备，执行消除明火的规定，防止出现电器火源和其它各种引燃瓦斯的火源。10、按设计要求在主要进、回风巷工作面设测风站，控制风量风速，避免煤尘飞扬。11、严格管理爆破器材和火工产品。四、瓦斯灾害防治设计开采东翼下10层煤，煤层倾角10-17°，煤层层间距较大。为有效防止瓦斯、煤尘事故，矿井主要采取以下防治措施：1、建立矿井瓦斯、二氧化碳和其它有害气体的检查制度，配备专职瓦斯检查员,每班不少于两次进行瓦斯检查。2、按设计要求对回采工作面配风，保证井下作业地点有足够的风量。3、所有进入该工作人员必须配戴完好的压缩氧自救器。4、定期对矿井的主要通风巷道进行维修，及时消除高冒区，防止瓦斯积聚和工作面的瓦斯积存。发生冒顶时，采用挂风幛、安设导风筒或局扇通风等方式，排放该地点的瓦斯。5、进、回风巷设测风站，10天一次风量.根据测风结果和设计要求对工作面风量进行调整。6、加强对井下通风构筑物的管理，提高通风设施的可靠性。7、矿长、技术负责人、爆破工、采掘区队长、通风区队长、工程技术人员、班长、电钳工下井时，携带便携式甲烷报警仪，随时检测井下巷道的瓦斯浓度。8、工作面两巷安装瓦斯断电仪.9、井下电器设备按《煤矿安全规程》选型，并配备保护装置，电气设备、测量仪检修搬迁时必须切断电源，且由专职电工操作。10、井下电器设备布置在进风巷道中，安放地点有足够的新鲜风流。回风流中的设备选型均按规程要求达到了防爆等级。11、增加对工作面的配风量，快速排除工作面放炮、放顶及其它原因产生的有毒有害气体，防止工作面瓦斯积聚、瓦斯超限事故的发生，创造给作业人员安全和良好的作业环境。12、加强对井下其它能引燃瓦斯的火源的管理。13、井口房和通风机房附近20m内，不得有烟火或用火炉取暖。14、严禁采用可燃性材料搭设临时操作间、休息间。五、煤的自燃预防措施由于回采煤层易燃煤层，采空区遗煤存在，给煤层自然创造了条件，尤其在工作面回收时工作面采空区发火率较大，我矿主要采取一是回收前进行注氮灭火，二是加快工作面推进，加快回收进程。具体如下：1、完善氮气管路，发现一氧化碳立即封闭注氮。2、工作面前方每隔20米打一个探孔，掌握上部发火情况，发现一氧化碳气体立即进行注浆或注氮，并1#支架处设自燃发火预测牌板正常预测。3、抓好工作面机电设备的检修工作，提高工作面的推进速度。4、及时清理三角处的浮煤，防止发火。六、防止瓦斯、煤尘爆炸的安全措施1、建立、健全“一通三防”管理责任制和奖惩考核制度。2、设专人管理通风、瓦斯、防尘设施，保证“一通三防”设施正常使用。3、严格瓦斯管理和检查制度，按照通风科每月绘制的瓦斯巡回检查路线图形注明的地点和时间，瓦斯员认真检查，并汇报通风调度，发现异常及时向调度室汇报。4、严禁瓦斯超限作业，若瓦斯超限，由矿总工负责组织和处理，并当作事故追查、处理。5、加强电气设备管理，消灭失爆。6、严格火工品管理，井口检身制度，井下放炮规定。7、保证工作面有足够的风量，保证采区通风系统合理稳定。七、为确保安全监测系统正常运转的安全措施1、当瓦斯浓度达到1%时，瓦斯传感器会发出声光报警，同时地面中心机房也会发出报警，调度员要及时通知瓦斯员检查该区域气体情况，并采取有效措施降低瓦斯浓度，确保工作面的安全。2、当瓦斯浓度达到1.5%时，瓦斯传感器会发出声光报警，断电器会自动断电，调度员要立即通知工作面人员全部撤出，并通知救护队员检查该区域气体情况，并采取有效措施降低瓦斯浓度，气体浓度没有降到1%以下不能送电。3、当工作面监测设备出现故障时，调度员及时通知监测工立即赶赴现场及时处理。4、工作面的瓦斯检查员随时检查传感器位置，一旦发现位置不符合有求，立即责令现场跟班干部或班组长改正。5、采掘工作面跟班干部或班组长，随工作面的推进及时调整传感器的位置，确保其符合《规程》的要求。6、一旦发现传感器报警，跟班干部或班组长立即向矿调度室汇报，矿调度室立即安排瓦斯员或救护队员检查气体。7、瓦检员检查气体后确定气体正常，探头仍处于报警状态时，矿调度室立即安排安全监测专职人员进行维修，维修后再送电。8、严禁工作面人员擅自强行送电，一旦发现违章的必须立即制止。第三节排水1、排水路线：工作面→+1760水平进风巷（皮带运输巷）→3#联络上山→+1756水平轨道运输巷→+1756水平运输大巷→+1756水平水仓→+1756水平水泵→主斜井排水管路→地面.2、排水系统示意图(见附图11第48页)第四节供电一、供电系统：运输巷：地面变电所→主斜井（6000V）→+1756水平井下中央变电所(1140/660V)→东翼+1760水平移动变电站→+1760水平采区运输巷→工作面用电设备。二、工作面供电设计工作面平均斜长80.5m，服务年限8个月，装机容量大，为了确保该采面的安全可靠的供电，综采工作面的供电系统主要由高压供电系统、变电系统和低压配电系统三部分组成，高压（10KV）由中央变电所高爆开关（BGP47-10/200)通过MYPTJ-8.7/10(3×35+3×16/3+3×2.5)阻燃移动式橡套屏蔽电缆（全长1400m，电压10000V）直接送往综采工作面容量为1250KVA移动变电站。工作面低压动力电源额定电压等级为1140V，顺槽皮带机头低压动力电源额定电压等级为660V，电源从中央变电所主变直接送往运输顺槽皮带机头低压配电点，主要供顺槽皮带机、张紧绞车等，该电缆选用MY3*50+1*25橡套矿用阻燃电缆供给，全长400m综采工作面用电负荷计算用电负荷统计表：表4—3名称功率（KW)数量胶带输送机2×752双滚筒采煤机7301乳化泵电机1322刮板机2×1601破碎机1101转载机1601张紧绞车7.51煤电钻1.22岩石电钻1.53照明信号综保31合计1751.4总负荷为1751.4KW，其中：移动变电站所带总负荷为1584KW，同时工作的最大负荷为1542KW。中央变电所低压负荷为167.4KW，同时工作最大负荷为153KW。一、计算工作面电力负荷并选择移动变压器1、工作面电力负荷按下式计算：式中：ΣP——移动变电站所供设备功率之和，1542KWKx——共用工作系数cosφ——工作面电力负荷平均功率因数可取0.7Pd——工作面最大一台电机的额定功率，采煤机730KW2、根据工作面用电负荷计算：S=1507KVA，选用KBSGZY—1250/10/1200/693防爆移动变电站和KBSGZY—630/10/1200/693各一台。3、确定采区电缆的截面、芯数及长度（1）根据实际情况选择电缆截面应满足下列条件：a、电缆的正常工作负荷电流应等于或小于电缆允许持续电流；b、应对距移动变电站最远，容量最大的电动机（如采煤机、工作面运输机等）起动时，应保证电动机在重载下起动。如采掘机械无实际最小起动力矩数据时，可按电动机起动时的端电压不低于额定电压的75%校验；c、正常运行时，电动机的端电压应不低于额定电压的7%—10%。由于采区的用电设备一般属于间歇性负荷，允许在正常运行时电压降可略低一些，一般电缆截面取决于起动情况；d、电缆末端的最小二相短路电流应大于馈电开关整定电流值的1.5倍。（2）电缆长度的确定a、铠装电缆所需要的实际长度L，应比敷设电缆巷道的实际长度增加5%；b、固定敷设的橡套软电缆的实际长度L，应比敷设电缆巷道的实际长度增加10%；c、移动设备用的橡套软电缆的长度L，除应按实际使用长度选取外，尚需增加一段机头部分的活动长度，约3—5米左右。（3）10KV高压电缆的选择根据综采工作面负荷选择高压进线电缆：计算电流:式中：I30——工作面计算电流，AP30——工作面计算负荷（能同时启动的最大负荷），KWCosφ——工作面电力负荷平均功率因数MYPTJ-8.7/103×35+3×16/3+3×2.5电缆的长时允许负荷电流为138A。所以高压电缆选择型号规格MYPTJ-8.7/103×35+3×16/3+3×2.5的一根。（4）所选高压电缆的验算

向综采工作面供电的高压10KV电缆的选择，应根据经济电流密度、长时允许负荷电流、允许电压损失校验。按线路电源端产生的最大稳定短路电流校验热稳定。由于现在工作面采用矿用阻燃高压屏蔽电缆，根据计算电流127A，选用型号为MYPTJ-8.7/103×35+3×16/3+3×2.5型一根。按经济电流密度验算:由我国规定的导线和电缆经济电流密度表可查得，TMAX=3000—5000h,j=2.25A/mm21507KVA我国规定导线和电缆经济密度表：表4—4线路类别导线材料年最大负荷利用小时3000以下3000—50005000以上架空线路铜3.002.251.75铝1.651.150.90电缆线路铜2.502.252.00铝1.921.731.54按允许电压损失校验10KV及以下高压线路中的电压损失按《全国供用电规册》，在正常负荷下的电压偏移不得超过±7％，具体可以用下式从地面主变电所逐段计算到井下高压最远点，即移动变压器的进线端。要求：△U%=∑KP≤7%△U%——高压线路中的电压损失百分数K——兆瓦公里负荷距电缆中电压损失百分数P——各串级连接电缆长度，km7%——允许电压损失百分数允许压降：ΔV=10000-10000*0.93=700V①移动变电站高压一次侧工作电流计算：Ig==≈85A根据实际工作电流Ig=85A，考虑高压供电距离1000m，有一定的电压损失及电缆强度，高压安全可靠的要求和《煤矿安全规程》第四百六十七条条规定，移动变电站电缆必须采用监视型屏蔽橡套电缆，选用10000V高压监视型屏蔽橡套电缆。根据高压电缆选型规定：电缆允许载流量大于或等于通过电缆的最大持续工作电流，UGSP3*35+1*16/3+3*2.5电缆的允许载流量为138A，所以高压电缆选择型号规格为UGSP3*35+1*16/3+3*2.5.截面：35mm②电压损失允许压降：ΔV=10000-10000*0.93=700V实际电压损失：ΔVL=（R0cos￠+X0sin￠）=1542*1（0.588*0.7+0.078*0.7)/10≈72V式中：L—高压电缆的实际长度1000mRo—每公里电缆的电阻0.588欧姆/KmXo—每公里电缆的电抗0.078欧姆/Km经计算实际电压损失ΔVL=72V，在允许压降ΔV=700V范围内，选用UGSP3*35+1*16/3+3*2.5型屏蔽高压电缆是合理的低压电缆选择 低压总负荷为167kw，其满载工作电流最大为Ig==196A，根据电缆选型规定：电缆允许载流量大于或等于通过电缆的最大持续工作电流的原则，选用U10003*70+1*25型电缆敷设。供电电源应符合《煤矿安全规程》的相关规定，供电电源由中央变电所中加装了漏电保护的总馈单独馈出。同时应装设使用瓦斯电闭锁保护装置中央变电所变压器验算：Sb==167*1/0.85=196.5KVA式中：ΣP——变电所变电器所供设备功率之和，167KwKX——共用工作系数1COSdg——加权平均功率因数0.85根据工作面用电容量计算：Sb=196.5KVA，选用KBSGZY-500/6变压器能够满足需要。二、电气设备的选用：井下电气设备的选用必须符合《煤矿安全规程》第444条，454条、455条的规定，该工作面选用的电气设备为矿用隔爆型电气设备，该工作面选用两台QBZ-6*200组合开关,分别向采煤机、乳化液泵、破碎机、转载机、刮板输送机（前溜），刮板输送机（后溜）供电，该开关具有短路、过载、断相、漏电闭锁、过压、欠压等保护，符合《煤矿安全规程》的要求。低压馈电开关选用KBZ矿用隔爆型真空馈电开关，该开关具有过载、短路、漏电、欠压、风电闭锁保护功能，符合《煤矿安全规程》的要求，真空磁力启动器选用BQD、QBZ、QJZ系列的矿用隔爆型真空磁力起动器，该起动器具有过载、短路、漏电、欠压、保护功能，具有分断能力强，寿命高等特点，适合频繁操作的煤矿机械设备，符合《煤矿安全规程》的要求。三、电气设备配套表(表4—5第56页)四、设备具体安装位置如下：(1)在配电点:安装1台馈电开关,3台真空磁力起动器,2台照明信号综保(2)工作面：安装回柱绞车1台,安装乳泵液泵站(两泵一箱),移动变电站2台,刮板输送机)1台,采煤机1台,液压支架62副.安装破碎机1台,转载机1台,顺槽皮带机2台。 电气设备配套表表4—5序号开关型号数量所控设备序号开关型号所控设备1QBZ-10*2002采煤机3ZBZ-44照明信号乳化液泵4QBZ-30N1张紧绞车破碎机5QJZ-3151胶带输送机转载机6QBZ-30N1回柱绞车刮板机7QBZ-30N4岩石电钻2BKD-10-4002总馈8QJZ-3151胶带机备用合计189QBZ-30N1备用五、电动机负荷电缆选择根据电动机的正常工作负荷电流应等于或小于电缆允许持续电流的原则，来选择各电气设备的供电电缆。1、采煤机功率：730KW工作电流计算：Ig==430/1.732*1.14*0.85≈256A式中：V1—电网额定电压1.14KV所以电缆选择MCP3×95+1×25+4×10采煤机专用电缆，电压等级1140V/660V。Ig==300/1.732*1.14*0.85≈179A式中：V1—电网额定电压1.14KV所以电缆选择MCP3×75+1×25+4×10采煤机专用电缆，电压等级1140V/660V。2、工作面刮板运输机功率：160KW工作电流计算：Ig==160/1.732*1.14*0.85≈95A式中：V1—电网额定电压1.14KV所以电缆选择MYP3×25+1×10电缆，电压等级1140V/660V。3、转载机功率：160KW工作电流计算：Ig==160/1.732*1.14*0.85≈95A式中：V1—电网额定电压1.14KV所以电缆选择MYP3×25+1×10电缆，电压等级1140V/660V。4、破碎机功率：110KW工作电流计算：Ig==110/1.732*1.14*0.85≈67A式中：V1—电网额定电压1.14KV所以电缆选择MYP3×25+1×10电缆，电压等级1140V/660V。5、乳化液泵功率：125KW工作电流计算：Ig==125/1.732*1.14*0.85≈75A式中：V1—电网额定电压1.14KV所以电缆选择MYP3×25+1×16电缆，电压等级1140V/660V6、顺槽皮带机（两台）功率：2*75KW工作电流计算：Ig==2*75/1.732*0.66*0.80≈2*82A式中：V1—电网额定电压0.69KV所以电缆选择MYP3×50+1×25电缆，电压等级1140V/660V六、短路电流计算：1、移动变电站（KBSGZY-630/10）二次出口端的短路电流Id计算变压器二次电压为1140V，容量为630KVA，系统短路容量按50MVA计算，查表得系统电抗XX=0.028810KV电缆长度为0.8KM高压电缆的电抗和电阻：Rg=L/DAi=800÷42.5÷35=0.5378Xg=0.08*0.8=0.064KBSGZY-630/10变压器的电抗和电阻：Rb=4100*1.192/6302=0.0146Xb=10*3.95*1.192/630=0.0888kb=8.8∑R=0.5378/8.82+0.0146=0.0215∑X=0.0288+0.064/8.82+0.0888=0.1184Id1=1200/2=4986A2、乳化液泵1）乳化液泵短路电流计算电缆截面：MYP25mm2L=0.03KMR=0.937*0.03=0.02811X=0.088*0.03=0.00264∑R=0.0215+0.02811=0.04961∑X=0.1184+0.00264=0.12104Id4=Ue/2=4587A乳化液泵开关的整定：Pe=125KWUe=1200VIe=75A（1）过流保护：Iz=75A（2）短路保护Id=8*Iz=600A（3）灵敏度系数效验Id4/8Iz=4586/600=7.6>1.2满足灵敏度的要求（4）根据开关特性，过负荷整定为：75A短路整定为6Iz=450A3、转载机1）转载机短路电流计算电缆截面：MYP35mm2L=0.15KMR=0.616*0.15=0.0924X=0.084*0.15=0.0126∑R=0.0215+0.0924=0.1139 ∑X=0.1184+0.0126=0.131Id3=Ue/2=3456A2）转载机开关的整定：Pe=160KWUe=1140VIe=95A(1)过流保护：Iz=95（2）短路保护Id3=8*Iz=760（3）灵敏度系数效验Id/8Iz=3456/760=4.5>1.2满足灵敏度的要求（4）根据开关特性，过负荷整定为：95A短路整定为6Iz=570A4、破碎机短路电流计算电缆截面：MYP25mm2L=0.13KMR=0.937*0.13=0.12181X=0.088*0.13=0.01144∑R=0.0215+0.12181=0.14331∑X=0.1184+0.01144=0.12984Id7=Ue/2=3103A破碎机开关的整定：Pe=110KWUe=1200VIe=67A（1）过流保护：Iz=67A（2）短路保护Id=8*Iz=536A（3）灵敏度系数效验Id7/8Iz=5.8>1.2满足灵敏度的要求（4）根据开关特性，过负荷整定为：67A短路整定为6Iz=402A5、刮板机机头电机1）短路电流计算电缆截面：MYP35mm2L=0.15KMR=0.616*0.15=0.0924X=0.084*0.15=0.0126∑R=0.01374+0.0924=0.1061 ∑X=0.0806+0.0126=0.0932Id3=Ue/2=4248A2）转载机开关的整定：Pe=160KWUe=1140VIe=95A(1)过流保护：Iz=95（2）短路保护Id3=8*Iz=760（3）灵敏度系数效验Id/8Iz=4248/760=5.6>1.2满足灵敏度的要求（4）根据开关特性，过负荷整定为：95A短路整定为6Iz=570A6、刮板机机尾电机1）短路电流计算电缆截面：MYP35mm2L=0.15KMR=0.616*0.15=0.0924X=0.084*0.15=0.0126∑R=0.0215+0.0924=0.1139 ∑X=0.1184+0.0126=0.131Id3=Ue/2=3456A2）转载机开关的整定：Pe=160KWUe=1140VIe=95A(1)过流保护：Iz=95（2）短路保护Id3=8*Iz=760（3）灵敏度系数效验Id/8Iz=3456/760=4.5>1.2满足灵敏度的要求（4）根据开关特性，过负荷整定为：95A短路整定为6Iz=570A7、采煤机1）采煤机短路电流计算MCP95mm2L=0.120KMR=0.491*0.120=0.05892X=0.081*0.12=0.00972kb=10000/1190=8.4∑R=0.01374+0.05892=0.07266∑X=0.0806+0.00972=0.0898Id2=Ue/2=5194A2）采煤机开关的整定计算Pe=730KWUe=1200VIe=435A(1)过流保护：Iz=435A（2）短路保护Id=8*Iz=3480A（3）灵敏度系数效验Id2/8Iz=5194/3480=1.5>1.2满足灵敏度的要求（4）根据开关特性，过负荷整定为：435A短路整定为6Iz=2610A8、KBSGZY-1250/10的二次短路电流变压器二次电压为1140V，容量为1250KVA，系统短路容量按50MVA计算，查表得系统电抗XX=0.0.028810KV电缆长度为0.8KM，高压电缆的电抗和电阻Rg=L/DAi=800÷42.5÷35=0.5378Xg=0.08*0.8=0.064KBSGZY-1250/10变压器的电抗和电阻：Rb=0.0068Xb=0.051∑R=0.01374∑X=0.0806Id=Ue/2=1200/2=7336A三、供电系统示意图(见附图12第98页)第五节通信照明一、通信系统为保证工作面通讯正常，工作面安装3部KHT17型电话，分别安设在工作面运输巷转载机机头、工作面回风巷距刮板输送机机尾10米处和皮带运输巷中部处，2*1.5型通讯电缆从运输巷及联络上山向各电话处辐设安装。二、工作面照明系统在工作面串车上设置两台型号为ZXB-4的照明信号综保，主要负责工作面架间和端头照明及运输巷照明，工作面架间每3付支架设置一盏照明灯，转载机机头、刮板机机头、机尾、运输巷道每隔30米设置一盏照明灯。第五章劳动组织及主要技术经济指标第一节劳动组织一、工作面循环作业方式：采用“三八”制，两个半班生产，半个班安排准备。二、劳动组织：采取分工种作业、集中组织、联合生产的方式。即把工作面各个工种按照生产工序分成各个单元进行劳动组织。劳动组织图表表5—1工种早中夜合计班长1113采煤机司机3339支架工55515转载机司机1113刮板机司机44412皮带司机1113端头支护工66泵工1113小班机修工、电工2226大班机修工、电工88文明卫生工66放炮工1113区队管理人员77合计46191984劳动定员：84人，直接工人51,辅助工26人,管理人员7人。第二节作业循环第三节主要技术经技指标采煤工作面主要技术经济指标汇总表表5—2序号技术经济指标单位数量备注1工作面走向长米8602煤层水平平均厚度米43地质储量万吨42.74可采储量万吨35.25工作面回采率%946机采高度米3.89循环进度米0.810正规循环率%8011工作面日产吨179412工作面月产万吨4.313生产能力万吨51.614服务年限月815直接工效吨/人3516全员工效吨/人24.617采区定员人84第六章煤质管理一、水分控制1、开机前，清理机头积水，控制积水混入煤中。2、各转载点喷雾、煤机内外喷雾、架间喷雾，作到停机停水，减少外在水分。3、采煤机停机冷却后关闭冷却水、喷雾水。4、班班清理水沟，工作面涌水及时排除。二、灰分控制1、采煤机司机要掌握好提、卧刀幅度，控制割顶、底板。2、避免矸石流入煤中。三、煤溜杂物控制1、两端头进刀前提前将三角煤区域锚网剪去。2、采煤机在割通两端头后，维护人员及时将割出来的锚杆、托盘等杂物及时清理干净，防止混入煤溜。3、检修班检修后的棉纱、废油、废弃物件在指定地点存放，及时回收，不得乱丢。4、工作面设备、物料、工具要分类码放整齐，固定作业场所必须设置垃圾箱，正常使用，定期清理。第七章安全技术措施第一节一般规定一、所有人员必须牢固树立“安全第一、预防为主”的思想，认真执行《煤矿安全规程》、《煤矿安全质量标准化标准及考核评分办法》、《煤矿工人技术操作规程》