4802连采工作面作业规程

精品文档精心整理精品文档可编辑的精品文档精品文档精心整理精品文档可编辑的精品文档4802连采工作面作业规程目录：1、4802连采工作面作业规程2、802综采工作面作业规程目录第一章概况 4第一节工作面位置及井上下关系 4第二节煤层 4第三节煤层顶底板 5第四节地质构造 5第五节水文地质 6第六节影响回采的其他因素 6第七节储量及服务年限 7第二章采煤方法 8第一节巷道布置 8第二节采煤工艺 8第三节设备配置 11第三章顶板控制 13第一节支护设计 13第二节工作面顶板控制 14第三节矿压观测 14第四章生产系统 15第一节运输 15第二节“一通三防”与安全监控 15第三节排水 24第四节供电 24第五节通信照明 32第五章劳动组织和主要技术经济指标 33第一节劳动组织 33第二节作业循环 33第三节主要技术经济指标 34第六章煤质管理 35第七章煤矿职业卫生管理措施 36第八章安全技术措施 39第一节一般规定 39第二节顶板 40第三节防治水 41第四节“一通三防”及安全监控 42第五节运输 42第六节机电 44第七节支护安全技术措施 45第八节支巷掘进、回采安全技术措施 46第九节贯通安全技术措施 48第十节防止煤层自燃安全技术措施 48第十一节防止片帮煤伤人及片帮煤处理安全技术措施 49第十二节其它 49第九章灾害应急措施及避灾路线 50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见表1。表1工作面位置及井上下关系表水平名称一水平采区名称三采区地面标高m工作面标高m地面相对位置位于井田西部，地形西高东低,南高北低，地面无大的建筑物，只有少数民间小道，地面全部为草木覆盖。回采对地面设施的影响情况回采工作面范围内地面地势西部较高，地表地势向东北方向倾斜。地面无建筑物或者积水坑，局部有杨柳地.工作面西部有苏家壕至石疙台公路通过，回采过程中若煤柱留设不合理，采空区塌陷或者冒落对公路和会有一定影响。井下位置及与四邻关系该工作面位于矿界与下组煤回风巷之间，北邻下组煤回风大巷,西邻4采区回风巷，东邻4801炮采工作面。走向长度/m312运顺左翼工作面265.5～330.5倾斜长度/m312运顺左翼工作面120面积/㎡312运顺左翼工作面41313.8312运顺右翼工作面215～265.5312运顺右翼工作面95312运顺右翼工作面26653.4第二节煤层工作面煤层情况见表2。表2煤层情况表煤层厚度（m）5.6~6.4煤层结构单一煤层煤层倾角(°)0～2开采煤层2-2硬度≤4煤种长焰煤稳定程度稳定煤层厚度及结构变化综述1.煤层近水平，倾向SW。煤层局部有薄层灰质夹矸，厚度0.05—0.2m不均等变化。2.该工作面煤层厚度整体稳定，仅局部区域可能受原生冲刷影响，煤层厚度略有变化。工作面靠近断层处因受断层和节理发育的影响，大断层以西100米范围内煤层内生裂隙发育且被方解石填充，煤层采掘过程中容易出现离层或片帮，容易引起煤层顶板冒落。3.连采面回采区域煤层顶板向下0.8-1.8m范围内层理发育，层理面明显，连采过程中容易出现离层。第三节煤层顶底板工作面煤层顶底板情况见表3。表3煤层顶底板情况表顶底板名称岩石名称厚度（m）特征老顶312左翼粉砂岩、细砂岩10～14灰色灰白色成分以石英长石为主，细粒结构，厚层状构造，岩石风化裂隙发育。312右翼粉砂岩3～5直接顶312左翼粉砂岩4m～6m灰色灰白色成分以石英长石为主，局部风化破碎，裂隙发育。312左翼粉砂岩、细砂岩5m～10m伪顶泥岩0m～0.3m灰黑色，富含植物化石。伪底泥岩、粉砂质泥岩0~0.3灰黑色，层理明显。遇水易软化，富含植物化石。直接底粉砂岩、砂岩8~11灰色成分以石英长石为主，水平层理。附图1：工作面地层综合柱状图。地质构造工作面整体构造简单，中部略有起伏变化。工作面东部回风巷和运输巷末尾揭露采区大断层，其产状：283°∠65°，推测断层落差10—13米。对该工作面有一定影响。大断层以西一定范围内节理比较发育，煤层内生裂隙大都为方解石填充，部分地段煤层顶板较破碎，并发育有离层。第五节水文地质一、含水层本区位于矿区西部，地形南高北低，地形相对平缓，地面无大的建筑物，也无大的湖泊、河流等地表水体，潜水部分主要接受大气降水补给。含水层为直罗组裂隙潜水、承压水（J2Z),一般厚度25～40m，含水层主要为灰白色砂砾岩、粗中粒砂岩为主，次为粉砂岩及泥岩，钻孔涌水量0.293～0.506L/s，富水性弱。水质类型为HCO3-Ca,或HCO3-Ca-Mg型水，矿化度210～370mg/L。含水层顶部覆盖一层较厚的亚砂土和黄土，厚度5～45m；底部覆盖一层粉砂岩、泥岩及砂质泥岩，厚度10～25m；分别对含水层顶底形成隔水层。二、涌水量通过对之前工作面的涌水量观测与统计，结合本区具体地质地形情况采用经验比拟法预测本区正常涌水量为0.1～5m3/h，最大涌水量为15m3/h。第六节影响回采的其他因素一、影响回采的其他地质情况（表4）表4影响回采的其它地质情况表瓦斯及CO2本区2-2煤层瓦斯含量甚微，每克可燃质（gγ）含氮气为0.36～8.86mm3，甲烷0～0.23mm3，重烃含量0。自然瓦斯成分中，氮气占93.0～100％，二氧化碳占0～6.50％，甲烷占0～7.00％，煤层瓦斯分带属二氧化碳－氮气带。瓦斯的局部聚集仍有瓦斯爆炸的潜在威胁性。煤层爆炸指数测试表明，本区2-2煤层火焰长度均大于400mm，岩粉用量在60%～75%之间，计算得出的煤层爆炸指数在15%以上，属于有爆炸性危险性的煤层。煤的自燃倾向性本区煤层还原样着火点与氧化样着火点之差值在12~42℃之间,均属很易自燃煤层.地温危害结合本区实际采掘情况，本区煤层地温正常，无地热危害。冲击地压危害本区煤层与岩层赋存条件较好，煤层埋藏深度也不深，且煤层顶底板硬度不大，因此采掘活动受冲击地压影响较小。地质部门建议工作面回采中过程中顶板若是较完好或顶板裂隙发育不强，采掘过程中一般不会有矿井涌水。但当采掘影响大或是采后顶板塌陷范围大都会引起矿井涌水，建议回采前工作面排水设施、设备必须齐备、充足。工作面煤层靠近断层附近伴生小节理发育，部分地方煤层顶板比较破碎，离层和片帮可能对回采有一定影响，建议在该区域回采时加强工作面顶板管理和支护工作。该回采区域煤层爆炸指数较高，属易爆煤层，煤尘爆炸将是开采中的一大灾害隐患，建议开采过程中采取切实有效的防尘、降尘措施，防止因煤尘富集而发生事故。连采过程中，注意探顶、底煤，观测煤层厚度变化情况。如果遇到冲刷区，注意观测冲刷区范围，提前留设煤层顶煤厚度，避免出现连采冒顶的情况。连采过程中注意煤层顶底板控制，避免破底伤顶以致岩石混入煤里影响煤质。工作面回采时做好防治水日常管理工作。第七节储量及服务年限一、储量（一）工作面工业储量312左翼工作面工业储量约为33.73万吨，312右翼工作面工业储量约为21.76万吨，312工作面工业储量约为55.49万吨.工作面可采储量312左翼工作面可采储量约为16.02万吨，312右翼工作面可采储量约为10.48万吨，312工作面可采储量约为26.5万吨.二、工作面服务年限工作面服务年限约为4个月。第二章采煤方法第一节巷道布置一、采区巷道布置概况312左翼工作面共布置13条支巷，支巷正常长度为120m。312右翼工作面共布置13条支巷，支巷正常长度为95m。312工作面运输巷长度为330.5m，巷道断面为5.2m×3.6m。312工作面回风巷长度为265.5m，巷道断面为4.6m×3.4m。附图2：工作面及巷道布置平面图。第二节采煤工艺一、采煤工艺连采工作面的采煤包括支巷掘进和支巷回采。（一）、掘进工艺1、落煤工序：选用12CM15-10D型连采机完成落煤工序。掘进工作面循环进度：最大空顶距为11m，最小空顶距为1m，循环进度为11m。严格按正规循环作业，循环进度为11m，最大空顶距不能超过11m。如果顶板状况不好、顶板煤岩层裂隙发育，顶板易跨落，执行短掘短支，必要时掘1m支1m。无地质构造、无裂隙、无离层、无滑面发育、无顶板淋水、无矿压显现、无片帮、煤层不松软、顶煤留在1.2m～1.5m。工作面锚杆支护质量符合要求并紧固到规定扭矩、巷道工作面工程质量符合要求。当班班长和连采机司机必须时刻注意观察顶板状况，如在掘进过程中发现上述条件不完全满足时，则及时退机支护，防止发生冒顶事故。连采机截割循环、截割方式：掘进巷道前，司机开动连采机调整在巷道前进方向的左侧，并以激光中心线确定位置，开始向正前方煤壁截割，这一工序过程称为切槽，切槽工序完成后退出连采机，调整连采机到巷道另一侧，并以激光中心线确定位置，开始割剩余部分，这一工序过程称为采垛工序。将连采机倒至一条支护完好的巷道内（无空顶），首先将连采机截割头调整至巷道顶板，将截割头切入煤体，然后逐渐调整截割头高度，从上向下切割煤体，当截割头割到煤层底板时，连采机稍向后退，进行拉底，使巷道底板平整，并装完余煤，再将连采机截割头调整在巷道顶板，接着进行下一个截割循环。连采机完成从顶板至底板再到顶板这一过程就称一个截割循环，每进行一个截割循环工作面向前推进约1.2m。这种截割循环反复进行，直至掘进进尺达11m，然后通过扫帮，直至达到巷道设计要求，扫帮时仍然按照前面提到的截割循环反复进行，直至最大空顶距达到11m。为了确保设备、人身安全和煤质，提高掘进效率，在截割过程中必须留底煤掘进，（如顶板状况不好，可根据现场实际情况进行调整沿煤底板掘进），坚持正规循环作业。然后将连采机倒至下一条巷道进行掘进（重复以上工序），同时在上一循环掘进的巷道内进行锚杆支护，这种循环掘进与支护反复进行。2、装煤工序：连采机采用自装煤方式。连采机上装有收集头机构和中部输送机。连采机截割时，煤落入收集头机构，通过耙爪连续运转，将煤耙入中部运输机转运到等候在连采机后面的梭车。运煤工序：工作面采用梭车运煤。梭车往返于连续采煤机和给料破碎机之间，将连续采煤机采出的煤运至给料破碎机上，再由破碎机转运至胶带输送机运出。4、清理浮煤工序：采用防爆铲车清理巷道中的浮煤、淤泥，清出的浮煤必须上系统，禁止乱倒。清出的淤泥或矸石先排至指定地点，确保巷道干净、畅通。5、各工种之间的配合：在正规循环作业中，连采机司机应在梭车停稳接煤时立即开机装煤或割装煤，梭车空车尽可能及时运行到连采机后面等待装煤，以提高连采机的工作效率，梭车严格按照规定的空、重车行走路线行走（靠支巷前进方向的左帮行走）；连采机退出后，锚杆机便立即进入进行支护作业；破碎机司机应保证梭车及时卸煤、破碎、拉出，不影响生产。总之，各工种作业人员应互相协调尽可能安排平行作业，充分利用工时，提高生产效率，特别要坚持正规循环作业，确保工作面安全生产和设备高效运转，从而实现稳产、高产。回采工艺支巷回采遵循“掘二采一”的原则，即回采时后一条支巷必须与312回风巷贯通，待第一条支巷回采结束后，掘进第三条支巷。每3条支巷为一组，每2组支巷中第1组支巷的第3条支巷与第2组支巷中第1条支巷留设15米煤柱。相邻支巷口与支巷口之间的中心距离为14.4m，支巷间煤柱垂直宽度为9m，采硐与支巷成35°角回采，回采深度为11m(由采硐开口中心量至采硐里端中心)，每刀煤回采宽度为3.3m。苏家壕煤矿通往石疙台的公路周围15米的范围不可回采，防止采空区塌陷，损坏公路。支巷掘进高度为4.0m，宽度为5.4m。4、支巷采用单翼后退式回采，支巷回采时，采硐与采硐之间留设1.3～3.1m的小煤柱护顶（采取不均匀布置），如果顶板有构造或其它特殊地质条件以及压力显现严重时，必须及时调整小煤柱的尺寸到3～5m。支巷回采时必须按由里向外的顺序进行后退回采，回采5个采硐后再对前面4个采硐及相应支巷段进行拉底，拉底后底煤厚度为≤0.5m。拉底后必须用防爆铲车及时清理采硐及支巷浮煤，清理完浮煤以后，不得在采硐内停留或二次进入采硐内回采，严禁任何人进入采空区。附图3：连采机进刀方式示意图、正规循环截割11m与支护顺序图附图4：支巷回采示意图二、工作面正规循环生产能力巷道掘进时按正常段循环进度11m计算:（1）掘进时，循环进尺为11m，生产班每班完成2个循环，检修班完成1个循环，全天完成5个循环，掘进进尺55m。（2）按高4m、宽5.4m计算，掘进日产量:55×4×5.4×1.25=1485（t）（3）每月按30天生产时间算，掘进月产量：1485×30=44550（t）（4）支护品架设数量计算方法及要求：所有支护材料在队内要有基础台帐，规格型号、供货渠道、数量及合格证等要有记录，否则不予使用。支护品架设数量每掘100m消耗锚杆400套，树脂400支。回采时:（1）回采时，循环进尺为11m，按高4.5m×宽3.3m计算，每循环可出煤204.19t，每班正常生产时生产班可回采4个循环，出煤816.75t；每循环产量计算:4.5×3.3×1.25×11≈204.19（t）（2）生产班每班回采4个循环，全日可回采8个循环，可出煤1633.52t。回采日产量计算:204.19×8=1633.52（t）（3）每月按30天生产时间算，全月回采时可出煤49005.6t。回采月产量计算：1633.52×30=49005.6（t）每月的煤量以掘进回采循环比为7：5计算，则每月掘进17.5天，回采12.5天，因而每月产量如下:(1485×17.5+1633.52×12.5)=46406.5（t）每月正常生产率按90%计算，可产煤41765.85t。第三节设备配置此次回采，采用连采机及其配套设备进行回采。选用壹台12CM15-10D型连采机来完成割煤和装煤工序，选用壹台CMM25-4四臂型锚杆机完成锚杆的打眼和安装工作，采用循环锚杆支护的掘、支工艺进行施工。选用壹台PZL460-150型履带式给料破碎机完成煤的破碎与转载工作。选用SASC1120型梭车将连采机采出的煤转运至破碎机，破碎机运出的煤通过Dsj-1000胶带输送机运出。选用壹台防爆铲车来完成材料、设备的运送和搬移以及巷道浮煤的清理等工作。从而形成连采机掘进回采工作面割煤、装煤、运煤、支护、材料、设备搬移以及巷道浮煤清理等工序全部机械化作业的施工方法。各设备参数见下表。表512CM15-10D型连采机主要技术特征表技术特征主要参数技术特征主要参数外形尺寸(长×宽×高)11050×3300×2100mm输送机宽度762mm截割滚筒直径1120mm总功率553Kw截割宽度3300mm电压1140V截割头转速50转/分采高2.675～4.6m行驶速度最大0.33m/s溜子摆动角度±45°工作倾角范围±17°总重量58.3T采煤能力15～27T/min生产厂家美国久益公司表6SASC1120型梭车主要技术特征表技术特征主要参数技术特征主要参数外形尺寸(长×宽×高)8890×3050×1310mm回转外半径回转内半径6294mm2463mm额定电压1140v电源最大载重13.6T输送电机功率18.9KW行走电机功率2×22Kw卸载时间28s总质量19T行走速度空、重8、7.2Km/h生产厂家美国久益公司表7PZL460-150型履带式转载破碎机主要技术特征表技术特征主要参数技术特征主要参数外形尺寸(长×宽×高)9144×3632×965mm泵站电机功泵站电机电压75Kw660V给料斗容积6.51m3破碎电机功率75KW履带行走速度15.32m/min破碎电机电压660V输送能力460T/h重量28.08T刮板速度0.46m/s生产厂家太原煤科院表8Dsj-1000型胶带输送机主要技术特征表技术特征主要参数技术特征主要参数运输能力600T/h运输带规格1000×8mm运输距离1000m运输带速度2m/s主电机型号JSB-90液力偶合器YL-500主电机电压660V传动滚筒直径630mm主电机功率160Kw传动滚筒个数2个主电机转速1475r/min整机重量93.5T表9工作面其他电器设备特征表序号设备名称规格型号台数功率(KW)1局部通风机FDBY-№6.0/18.5×222×18.52潜水泵QBS-15/30343激光指向仪YHJ-800A24移动变电站KBSGZY-1000/6/1.1415移动变电站KBSGZY-500/6/0.6916风机专用移变KBSGZY-315/10/0.6917真空电磁启动器QJZ-315/1140（660）18馈电开关KBZ-200/114019馈电开关KBZ-400/1140110风机开关QBZ-30/660211照明综保ZBZ-4.0212水泵开关QBZ-303表10CMM25-4型矿用四臂锚杆钻车主要技术特征表技术特征参数技术特征参数外形尺寸6270×3400×5100电压等级1140V总功率110Kw底部间隙0.343mm机重43T最大爬移坡度12°油箱容积576L行走速度35m/min支护高度2.0～4.887m生产厂家太原煤科院附图5：连采工作面设备布置示意图第三章顶板控制第一节支护设计本工作面选用锚杆支护。由于锚杆支护作用原理及受力状态的复杂性，锚杆支护参数的解析计算多以工程类比法及经验并结合理论计算来确定锚杆支护参数。这里按悬吊理论计算锚杆参数。一、锚杆的长度计算：L＝KH+L1+L2式中：L——锚杆长度，m；H——冒落拱高度，m；K——安全系数，一般取K＝2；L1——锚杆锚入稳定岩层的深度，一般可按经验取为0.3m；L2——锚杆在巷道中的外露长度（钢带厚度＋托盘厚度＋螺母厚度＋0.02～0.05），L2取0.07m。冒落拱高度按下式估算，即H＝B/2f式中：B——巷道宽度，取5.4m；f——普氏岩石坚固性系数，查岩石坚固性分级表取f＝4。H＝B/2f＝5.4/（2×4）＝0.675mL＝KH+L1+L2＝2×0.675＋0.3＋0.07＝1.72m类比我队在之前施工过程中支护的实际情况，故选择φ16×2100mm一次性紧固锚杆。二、锚杆的间、排距计算：a＝（Q/KHγ）1/2式中：a----锚杆的间、排距，m；Q----锚杆的设计锚固力，50kN；K----安全系数，取2。H----冒落拱高度，H取0.675m；γ----被悬吊岩石的重力密度，取γ＝21kN/m3。a＝（Q/KHγ）1/2＝〔50/（2×0.675×21）〕1/2＝1.33m根据以往经验，故支巷锚杆间、排距选为1.2m×1.0m。附图6：支巷支护断面示意图。第二节工作面顶板控制一、正常工作时期顶板支护方式正常工作时期，支巷顶板采用锚杆支护，采硐与采硐间留设1.3～3.1m的支撑煤柱。二、特殊支护方式过地质构造时，采取特殊支护方式，支巷顶板采用锚杆、网片联合支护，每采3条支巷留设15m的隔离煤柱，在工作面运输巷与回风巷各砌筑一道密闭。三、特殊时期的顶板控制回采时，采硐间留设3～5ｍ的大煤柱；回采结束后，两组支巷间砌筑防爆密闭。第三节矿压观测一、矿压观测内容使用312运输巷与312回风的顶板离层仪，定期观测顶板下沉量。二、矿压观测方法每掘进两条支巷，在后一条支巷开口处安设一台顶板离层仪，每周观测一次顶板离层仪的数值，如发现异常，每天进行观测一次，达到警戒值时，采取特殊支护。第四章生产系统第一节运输一、运输设备及运输方式（一）运煤设备及装、转载方式工作面采用梭车运煤。梭车往返于连续采煤机和给料破碎机之间，将连续采煤机采出的煤运至给料破碎机上，再由破碎机转运至胶带输送机运出。辅助运输设备及运输方式工作面运料，人员上、下班利用防爆车运输。运煤路线运煤路线：工作面的煤→312胶带运输巷→三采区集中运输巷→209-2皮带运输巷→盘区胶运巷→主胶运大巷→地面煤仓。三、辅助运输路线辅助运输路线：地面→副斜井→盘区辅运→209-1辅运巷→三采区集中运输巷→313运输顺槽→312连采工作面附图7：运输系统示意图。第二节“一通三防”与安全监控通风系统（一）通风方式及风机安设位置连采机工作面支巷掘进采用局部通风机压入式通风，支巷回采时是矿井全负压通风。本工作面设置两台局部通风机，局部通风机设在312胶带运输巷口，局部通风机安设距掘进巷道入风口不得小于10m，全风压供给该处的风量必须大于局部通风机吸入的风量，避免发生循环风（具体详见通风系统图）。风筒采用直径800mm的柔性胶质风筒，风筒均用8#铁线吊挂在顺槽前进方向顶板靠帮一侧锚杆上，风筒接口严密，逢环必挂，吊挂平直，风筒不得落地。I、风量计算1.按瓦斯涌出量计算：Q1=100qk=100×0.31×2=62m3/min。式中：Q1—掘进工作面所需要的风量；q—掘进工作面回风流中瓦斯的绝对涌出量，瓦斯为0.31m3/min;k—瓦斯涌出不均衡通风系数，低瓦斯矿井取2.0。2.按工作面每班工作最多人数计算：Q3=4n=4×24=96m3/min。式中：4—每人每分钟需风量，m3/min。3.巷道掘进时所需风量：Q掘=1.34Q局I=250×2×1.34=670m3/min。式中：I—掘进工作面局部通风机数量；4.按风速进行验算：（1）按最低风速计算，工作面的最小风量：Q312回风巷≥15S=15×21.6=324m3/min。支巷贯通后回采时所需风量为：324m3/min×3=972m3/min（2）按最高风速计算，工作面的最大风量：Q高＜240S=240×21.6=5184m3/min。5.确定工作面风量、风速：根据上述工作面贯通后支巷的风量取最大值为972m3/min，故工作面配风量为972m3/min。工作面风速计算：V=Q6/60S=972/60×21.6=0.75m/s局部通风机选型经计算，选用两台型号为FBDY№6.0/18.5×2对旋隔爆轴流式局部通风机即可满足支巷掘进时的通风要求,其主要技术参数为：表11局部通风机技术参数表型号电动机功率（Kw）风量(m3/min)全压（pa）最高全压效率(%)噪声dB(A)FBDY№6.0/372×18.5250-500440-550080≤95III、风筒出口与掘进工作面的最大距离风筒出风口距工作面最大距离一般为巷道断面积开平方的4～5倍，由于本矿井属低瓦斯矿井，加之连采机设有喷雾装置和除尘风机，锚杆机本身有吸尘装置，因此，风筒出风口距工作面的最大距离（不超过第一循环涡流区的范围）按巷道断面积开平方计算:即：L=5×21.61/2=23.2m；故风筒出风口距支巷掘进头的最大距离确定为23m。（二）通风路线新鲜风流→副井口→辅运大巷→盘区辅运巷→209-1运输巷→三采区集中运输巷→312胶带运输巷（313回风巷）→工作面；工作面乏风流→312回风巷→三采区集中回风巷→总回风大巷→立风井→地面。（三）通风设施本工作面局扇在313运输巷与三采区集中运输巷岔口附近设置局部通风机2台；312胶带运输巷安设风筒60节。二、瓦斯防治（一）瓦斯检查（设点、次数）瓦斯检查点设置在312工作面及其周围巷道（支巷掘进时迎头30—50米范围内），检查每班不少于2次。（二）瓦斯监测1、掘进支巷时在支巷口往里15m范围内设置一组甲烷传感器，传感器距顶板不得大于300mm，距巷道壁不得小于200mm，报警瓦斯浓度≥1％，断电瓦斯浓度≥1％，在滞后掘进头5m范围内巷道风筒出风口对面设置一组甲烷传感器和一氧化碳传感器，传感器距顶板不得大于300mm，距巷道壁不得小于200mm，报警瓦斯浓度≥1％，断电瓦斯浓度≥1.5％，复电浓度＜1%。断电范围：工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备。2、312回风巷中，甲烷传感器设置在距贯通支巷往外≤10m的位置，距顶板不得大于300mm，距巷道壁不得小于200mm，报警瓦斯浓度≥1％，断电瓦斯浓度≥1.5％，复电浓度＜1%；一氧化碳传感器、温度传感器、风速传感器设置在距风桥10～15m的位置，一氧化碳报警浓度为≥24ppm。3、连采机和锚杆机上都挂设一台便携式瓦斯检查仪，报警瓦斯浓度≥1％。4、当瓦斯超限必须按下列规定处理，并向矿调度室及通风科汇报。①工作面进风流中的瓦斯浓度超过0.5%,回风流中的瓦斯浓度超过1%或二氧化碳浓度超过1.5%时，所有人员必须停止工作，撤出人员，采取措施，进行处理。②工作面及其他作业地点风流中，电动机或开关安设地点附近20m以内风流中的瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。③工作面及其他巷道内，体积大于0.5m3的空间内积聚的瓦斯浓度达到2.0%时，附近20m内必须停止工作，撤出人员，采取措施，进行处理。④对因瓦斯浓度超过规定而被切断电源的电器设备，必须在瓦斯浓度降至0.5%以下时方可开通电开机。⑤工作面回风流中二氧化碳浓度达到1.5%时，必须停止工作，撤出人员，查明原因，制定措施，进行处理。（三）防止瓦斯积聚的措施1、局部通风机；支巷掘进时禁用扩散通风；临时停工地点，不得停风，否则必须切断电源，设置栅栏、悬挂警示牌，禁止人员入内。停风区内瓦斯达到3％时，不能立即处理，必须在24小时封闭完毕；对不用的盲巷、废巷要及时封闭；井下风机禁止带病运转，不得随意停开，因停电、检修等停止的局扇，开启前，首先应由瓦检员检查风机开关附近10米范围内的瓦斯，停工区瓦斯符合要求后方可由风机工重新起动局扇；加强风机管理，风筒吊挂平直、风筒断开应及时接好，破口处应及时缝补，井下不能及时缝补的风筒应拿上地面进行修补；工作面风筒口末端距工作面不准超过23m。2、瓦斯检查做到实时用甲烷检测报警器监控瓦斯含量、井下瓦斯牌板、瓦检员记录本、瓦斯报表“三对口”，杜绝空班漏检和瓦斯超限作业；瓦检员必须持证上岗。三、综合防尘系统（一）防尘管路系统312胶带运输巷安设一趟消尘管路，每隔50m设一组三通阀门。312回风巷安设一趟消尘管路，每隔100m设一组三通阀门。313运输巷安设一趟消尘管路，每隔100m设一组三通阀门。（二）防尘措施连采机利用截割部的喷雾系统以及吸尘通道进行洒水消尘，要求连采机内喷雾装置的使用水压不得小于3MPa，外喷雾装置的使用水压不得小于1.5MPa。锚杆机有除尘系统，使用效果良好。在皮带的转载点及皮带巷每隔500m设置一道全断面防尘水幕，每道喷雾设有五个喷嘴，安设在巷道顶部。皮带巷严格执行消尘管理制度，每月对巷道消尘不少于3次。应加强粉尘作业场所员工的个体防护，凡是进入粉尘作业场所的员工都应配备个体防护用品。312胶带运输巷内破碎机卸料端设置一组全断面喷雾，皮带机头转载点处设置一组全断面喷雾。312回风巷内安设2组喷雾降尘，其中一组距风桥20m范围内，另一组距支巷与312回风巷贯通处不大于50m的地方。隔绝瓦斯、煤尘爆炸措施1、工作面各处喷雾及水幕要有效地打开使用，且喷雾效果要良好.2、在312胶带运输巷、312回风巷、313运输巷各设置一组隔爆水袋并且定期检查，隔爆水袋安装质量要符合《煤矿安全规程》。隔爆水袋做到经常清刷和充水，保证水量符合要求。根据巷道断面面积计算需要配备隔爆水袋数量如下：312、313胶带运输巷：5.2×3.6×200÷40≈93（个）。312回风巷：4.6×3.4×200÷40≈78（个）。防治煤层自然发火技术措施（一）监测系统充分利用束管监控系统，进行预测预报工作。工作面回风巷采空区预先埋设束管，每天对回采工作面采空区内的气体成分进行一次分析。发现温度上升明显、有芳香碳氢化合物、CO浓度超过0.0024%或增加较快时，要及时组织撤人、进行防灭火处理。（二）综合防灭火措施312胶带运输巷安设一趟4寸消防水管，消防水管每隔50m安设一个三通阀门，并接好阀门作为消防降尘使用。312回风巷安设一趟消防水管，消防水管每隔100m安设一个三通阀门，并接好阀门作为消防降尘使用。工作面设备、油脂存放点每一地点至少配备有一台8Kg干粉灭火器和装满沙子不小于0.2m3的沙箱。每个循环完毕必须将巷道内的浮煤清净。1、氮气防灭火选择氮气防灭火系统作为2-2煤层连续采煤机工作面的防灭火技术措施之一。采用井下移动式制氮装置防灭火系统。1）、氮气防灭火系统主要技术参数（1）注氮防灭火惰化指标根据《煤矿安全规程》的有关规定和我国制氮设备能力及其它矿井氮气防灭火的成功经验，本矿井注氮防灭火惰化指标选取为：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%；注入的氮气浓度不小于97%，且气源稳定可靠。（2）注氮量计算矿井防灭火注氮量受多种因素制约，主要根据防灭火区的空间大小及自燃程度确定。按工作面的产量、吨煤注氮量、瓦斯量、氧化带内氧浓度进行计算。①按产量计算防火注氮量按产量计算的实质就是在单位时间内注氮充满采煤所形成的空间，使氧气浓度降到防火惰化指标以下，可按下面的经验公式计算：Qn=[A/(rtη1η2×24)]·(C1/C2－1)式中：Qn—注氮量，m3/h；A—年产量，取450000t；t—年工作日，取330d；r—煤的容重，1.25t/m3；η1—管路输氮效率，取90%；η2—采空区注氮效率，取70%；C1—空气中的氧浓度，取20.9%；C2—采空区防火惰化指标，取7%。则Qn=[450000/(1.25×330×0.9×0.70×24)]×(0.209/0.07－1)=143.7m3/h。②按瓦斯量计算防火注氮量Qn=60QcC/（1.0－C）式中：Qc—工作面通风量，取994m3/min；C—工作面回风流中的瓦斯浓度，取1%。则Qn=60×994×0.01/（1.0-0.01）=602.42m3/h。③按采空区氧化带氧浓度计算防火注氮量Qn=60Qv(C1-C2)/(Cn+C2-1.0)式中:Qv—采空区氧化带的漏风量，取12m3/min；C1—采空区氧化带内平均原始氧浓度，取12%；C2—注氮防火惰化指标，取7%；Cn—注入氮气的浓度，取97%。则Qn=60×12×(0.12-0.07)/(0.97+0.07-1.0)=900m3/h。④.灭火注氮量计算扑灭采空区火灾和巷道火灾所需氮气量的多少，主要取决于发火区域的几何形状、空间大小、漏风量、火源范围和燃烧时间的长短等诸多因素。a.扑灭巷道火灾巷道火灾绝大部分是外因火灾，火势发展快，危险性大，易酿成恶性事故，因此必须采取有效措施迅速扑灭。对于巷道火灾，可按巷道空间量及漏风量计算，根据国内经验，扑灭巷道火灾所需氮气量为巷道空间量的1.33～3倍，用氮气灭火抑爆的实际氮气用量为火区封闭空间的3倍。本设计扑灭巷道火灾按巷道空间量的3倍计算注氮量。b.扑灭采空区火灾扑灭采空区火灾在灭火工艺上要比扑灭巷道火灾复杂得多，且所需的氮气量也较大。如果按火区体积的3倍计算注氮量，则在短时间内要向采空区注入大量的氮气，目前普遍采用的方法为:注氮的同时，必须加强均压和堵漏，控制火区漏风，并探明火源位置，向火源点范围连续注入一定量的氮气，使氮气长时间流经火源点，造成火源点缺氧而窒息。对于扑灭采空区火灾，注氮量可按下式进行估算:Qm=Q0C1/C2-Q0式中：Qm—注氮量，m3；Q0—火区体积，m3；C1—火区原始氧浓度，根据经验取7%；C2—注氮后欲达到的氧气浓度，取3%。Q0=工作面长度×采高×火区沿煤层的走向长度×回采率而火区沿煤层走向长度为工作面宽度、次氧化带长度、氧化带长度之和。设计取工作面宽度为7m，次氧化带长度为20m，氧化带长度为70m。则Q0=200×7.0×97×0.85=115430m3；Qn=115430×0.07/0.03-83110=153907m3。火区惰化时间如取为7d(168h)。则扑灭采空区火灾所需注氮量Qn=153907/168=916m3/h。根据上述①、②、③、④对防灭火注氮量的计算结果，按注氮量取最大值的原则，并考虑一定的安全备用系数，确定本矿井工作面的防灭火注氮量为900m3/h，氮气浓度不小于97%。2）、注氮工艺系统及设备连采工作面正常回采期间，防灭火采用拖管间歇注氮方式，根据发火征兆适时注氮。矿井设计生产能力0.45Mt/a，井下装备一个连续采煤机工作面。工作面需要注氮量900m3/h。计入输氮管路漏损和海拔高度对制氮机组空气压缩机排气量的影响等因素后，设计计算需要制氮设备氮气产量1312.2Nm3/h。选用DM400型煤矿移动式膜分离制氮装置，设置一套制氮机向工作面注氮。表12DM400型煤矿移动式膜分离制氮机主要技术特征表技术特征主要参数技术特征主要参数外形尺寸(长×宽×高)3200×1900×1400mm额定功率160Kw氮气流量400Nm3/h额定电压660V/1140V氮气纯度≥97％氮气压力1.12MPa表13MLG-20/13G型矿用螺杆式移动空气压缩机主要技术特征表技术特征主要参数技术特征主要参数外形尺寸(长×宽×高)3600×1900×11950mm额定功率156.8Kw排气量20m3/min额定电压660V/1140V转速2516r/min排气压力1.2MPa制氮设备放置在312运顺一联巷内，通过输氮管路将氮气送至连续采煤机工作面。氮气输送管路选用DN100无缝钢管。氮气输送管路及管件均应做防腐处理。输氮管路沿工作面进风巷底板铺设。矿井注氮工艺采取拖管注氮和密闭注氮。氮气防灭火观测点设置在已采工作面运输及回风巷道的密闭处，当采空区发生火灾及存在隐患时，利用密闭墙上预留的注氮管向火区或隐患区实施注氮。回采工作面则在工作面进风巷一侧，注氮管路随工作面推进而移动，根据采空区温度及有害气体浓度，连续或间断地向采空区注入氮气。2、阻化剂防灭火系统1）、阻化剂选择选用阻化药剂采用CaCl2或MgCl2。2）、喷洒工艺系统采用阻化剂雾化方式，向采空区喷洒阻化剂。采用移动式用输液管把药液送到工作面，及时向采空区喷洒，系统随工作面推进移设；由输液管道经过支巷向采空区喷射。系统由储液箱、吸液管、发射泵、输液管、压力表、阀门开关、三通及雾化器和喷嘴组成。3）、参数计算（1）阻化剂溶液浓度根据目前一些矿井调研及试验结果证明，药剂浓度越大，防灭火效果越好，但吨煤成本也将提高。一般使用浓度为10～20％能满足防灭火的要求，超过20％，阻化效果提高不大，而成本将大幅提高。设计综合本矿井煤层特点和开采方法等，初始选用15％浓度。（2）阻化剂溶液用量工作面每天喷洒一次则：G＝K1K2LbhA式中G—按重量计算一次喷洒，；K1—一次喷洒加量系数，取1.2；K2—松散煤（浮煤）的容重，1.25t/m3；L—工作面长度，109.4m；b—一次喷洒宽度，m；h—底板浮煤和顶板浮煤厚度，m，取0.2m；A—原煤（浮煤）的吸药液量，Kg/t；则工作面一次喷洒量为：G＝K1K2LbhA＝1.2×1.25×109.4×5.4×0.2×5＝886.14Kg工作面一次喷洒所需阻化剂用量为：G阻＝G×p＝886.14×15%＝132.921Kg表14BH40/25型矿用灭火液压泵主要技术特征表技术特征主要参数技术特征主要参数最大流量40L/min电机功率22Kw最高压力25MPa额定电压660V（三）特殊时期的防灭火要求1、本工作面煤的自然发火期为30天，在正规回采期间，应尽量保持设计的推进度，在临时停产期间，要加大综合防灭火措施。2、由于本工作面在断层附近，必须对断层破碎带进行重点处理，加大阻化剂喷洒量等。3、工作面采过的联巷，必须在10天内封闭。4、工作面停采、结束生产后的其他工作期间，风量降至300m3/min以下。附图8-1：通风系统图。附图8-2：防尘、消防管路注氮系统图、系统图。附图8-3：安全监测监控系统（设备）布置图。第三节排水一、设备选型312工作面的正常涌水量为0.1~5m3/h，根据该涌水量，选用DN100排水管，4KW水泵可满足排水需要，根据实际涌水量增加水泵的数量即可。但预计最大涌水量为15m3/h，应按照15m3/h进行排水设防，放置备用水泵2台。4KW水泵主要技术参数见表15。表154KW水泵主要技术参数表型号功率（KW）排水量(m3/h)扬程（m）QBS-15/3041530排水路线管敷设在312胶带运输巷左帮。排水系统：工作面积水、涌水→4KW小水泵→DN100排水管→三采区11联巷水仓→中央水仓→地面。附图9：排水系统示意图。第四节供电一、供电系统1、所有设备的总负荷约为1263KW，通过类比，选用三台变压器，一台1000KVA，变压器的变比为1140V/6KV的KBSGZY-1000/6型移动变压器；一台500KVA，变压器变比为660V/6KV的KBSGZY-500/6型移动变压器，一台500KVA，变压器变比为660V/6KV的KBSGZY-500/6型移动变电站，其中一台500KVA移变为风机专用变压器；电缆选用95mm2，70mm2、50mm2、35mm2、16mm2五种规格电缆。2、供电系统：三采区1联巷移变硐室—312胶带运输巷—工作面各设备供电。工作面供电有1140V和660V两种电压等级。二、各设备选择本设计是针对连采队将要施工的312连采工作面供电进行设计的。考虑到井下施工的实际情况，在确保安全的前提下，本着通风良好、方便实用、经济可靠的原则，将变电硐室设在盘区辅运二联巷，硐室装有向外开的铁栅栏门。硐室内各设备间及设备与隔墙间维修通道的宽度，不得小于0.8米。若无需从两侧或后面检查时可以不留通道。高压电源取自中央变电所300A高开，采用三台移变向采区供电，500KVA（1＃）移变向采区风机提供电源，500KVA（2＃）移变向所需电压为660V的负荷供电，1000KVA（3＃）移变向所需电压为1140V的负荷供电。（一）、变压器的选择（1）由需用系数法求变压器的计算容量式中Sb――――变压器的计算容量（千伏安）；――――由变压器供电的所有用电设备额定功率之和（千瓦）；Kx――――需用系数；――――加权平均功率因数。如示意图所示，则：=18.5×2+18.5×2=74kW=160×2+4×10＝360kW=553+89+110+150＝902kW对于1＃移变取＝0.7，＝0.8 那么对于2＃和3＃移变取＝0.5，＝0.7那么求出变压器的计算容量后，考虑到移变要有一定的余度容量，根据我矿现存移变实际情况，我们选择1＃移变为KBSGZY-500/6/0.69型，变比6000/690V，额定容量500KVA；2＃移变为移变为KBSGZY--500/6/0.69型，变比6000/690V，额定容量500KVA；3＃移变为KBSGZY-1000/6/1.2型，变比6000/1200V，额定容量1000KVA。（二）、电缆的选择电缆芯线具有一定的阻抗。运行中电流流过电缆会产生电压降，并使电缆发热。为了满足使用要求，保证电缆本身正常工作，在确定低压电缆截面时，应按以下四条原则进行：（1）在正常工作时，电缆芯线的实际温升应不超过绝缘所允许的最高温升，否则电缆将因过热而缩短其使用寿命或迅速损坏。橡胶电缆导体允许温升为65℃，铠装电缆导体允许温升为80℃。为了满足这一要求，电缆芯线的实际最大长时工作电流必须小于或等于它所允许的负荷电流；表16各种矿用橡胶电缆长期允许负荷表主芯线截面（mm2）4610162535507095长期允许电流（A）36466485113138173215270（2）正常运行时，电缆网路实际电压损失必须小于或等于网路所允许的电压损失。为保证电动机的正常运行，其端电压不得低于额定电压的95％，否则电动机、电缆网路等电气设备将因电压过低过热而烧毁。为此应选足够大的电缆截面，以使电压损失不超过允许值；（3）鼠笼电动机起动时，启动电流很大，使电缆线路电压损失增大，尤其当大容量电动机起动时，这种影响更为显著。因此必须验算当大型电动机起动时，能否保证其它用电设备对电压的最低要求；（4）电缆的机械强度必须满足要求，特别是移动电气设备供电的橡胶电缆。制造电缆时考虑了煤矿设备对机械强度的要求。根据现场长期工作的实践经验，对不同的用电设备按表（2）所示的数值来选择电缆截面，即可满足机械强度的要求。总之，采区低压电缆只要满足上述四个条件，便能保证可靠供电。采区低压电缆截面按允许负荷电流选择，并以容许的电压损失进行校验。表17橡套电缆机械强度要求的最小截面用电设备名称满足机械强度要求的最小截面/mm²各种采煤机组50-95刮板机、带式输送机、转载机25-50一般小容量刮板机10-25回柱绞车、装岩机、装煤机16-25小调度绞车、照明干线4-16手持电钻4根据选择电缆截面中必须满足的条件，实际流过电缆的工作电流必须小于或等于它所允许的负荷电流，即：式中―――电缆的长期允许负荷电流（安）；―――实际流过电缆的工作电流（安）。对于向单台或两台电动机供电的电缆，其实际工作电流可取电动机的额定电流或电动机的额定电流之和。对于长时容量与小时容量不同的电动机，取小时容量所对应的额定电流作为电缆的实际工作电流。由于皮带电机的实际工作电流为131A那么根据矿用电缆的长期允许电流、机械强度，结合我矿现存电缆的实际情况，选择50mm2的铜芯电缆，因此选用MYP3×50+1×25型号的电缆即可满足要求。锚杆机随机电缆的选择：由于锚杆机的实际工作电流为39＋39＝78A那么根据矿用电缆的长期允许电流、机械强度，并且锚杆机电缆经常受到较大的拉力，结合我矿现存电缆的实际情况，选择16mm2的铜芯电缆，因此选用UJ3×16+1×16型号的电缆即可满足要求。同理可选择其它支线电缆的型号。（三）、保护装置的选择低压电气设备的选择原则：1、用电设备的额定电压应与其所在的电网的电压等级相符。开关的额定电流应大于或等于用电设备的实际工作电流。2、作馈电用的总开关或分路开关，应选用KBZ系列或其他系列的自动馈电开关。3、直接控制电动机或其他动力设备的开关，应选用隔爆型真空电磁起动器，其具体结构，型号应分别根据工作机械及控制方式，按下述原则定：a、对需要远方控制的生产机械，如运输机、采煤机等，均应选用真空磁力起动器。b、对需经常进行远方控制正、反转的生产机械，应选用QJZ-80N等系列可逆磁力起动器。c、对于向电钻、照明设备供电的开关，一般应选ZBZ-4.0M系列综合保护装置。4、开关电器的继电保护装置，应与电网和生产机械的要求相符，具体选择原则为：a、配电点的总开关，除需有短路、过载保护外，还应设有漏电闭锁或选择性检漏保护装置。b、向机械化采煤工作面馈电的移动变电站的低压馈电开关，除应有短路、过载保护外，还应当设有漏电闭锁和漏电保护装置。c、直接控制电动机的各种起动器，一般均应有短路、过载、断相的保护装置。d、井下低压真空开关，应有过电压保护装置。（四）馈电开关的选择隔爆馈电开关是带有自动跳闸装置的供电开关，主要用于煤矿井下低压配电线路中，其通常用于干线电路中配送电能。根据此馈电开关所控制负荷的额定电流来计算，馈电开关的额定电流要大于此馈电开关控制负荷额定电流之和。——馈电开关的额定电流——馈电开关所控制所有负荷的额定电流之和供电系统图所示在破碎机和梭车的干线上加有馈电开关，由于该干线的工作电流为因此，结合我矿现存设备的实际情况，考虑到留有一定的负荷余量，我们选择KBZ-200型馈电开关。由于Iek=200A根据以上计算Iek＞∑Ief，故选择200馈电开关是合理的。同理，选择KBZ-200型馈电开关做为胶带运输机干线的控制开关。（五）控制胶带机驱动电机的真空电磁开关的选择低压隔爆磁力起动器用于控制和保护井下机械设备的电动机。同理根据选择馈电开关的方法一样，起动器的额定电流大于所控制负荷的额定电流，即：Iek＞IefIek——开关的额定电流 Ief——开关所控制负荷的额定电流由皮带电机的额定电流为184A，结合我矿现存设备的实际情况，我们选择QBZ-200型真空电磁起动器。由于Iek=200A，根据以上计算Iek＞Ief，故选择200开关是合理的。同理结合我矿现存设备的实际情况，张紧电机选择QBZ-30真空电磁起动器;风机开关选用QJZ-30矿用隔爆型真空电磁起动器;水泵开关选用QJZ-30矿用隔爆型真空电磁起动器。（六）照明综合保护装置的选择根据照明灯的功率0.07kW，考虑到我矿现存设备的实际情况，我们选择ZBZ-4.0M型综合保护器作为照明综保。三、电器整定计算保护的整定计算1）、起动器的整定计算对于JDB系列综合保护器的整定，应根据负荷的大小，整定值应等于或稍大于电动机机的额定电流。由于皮带电机的额定电流为：184A，因此，可整定为185A即可。同理，张紧电机控制开关QJZ-30真空电磁起动器可整定为5A; 风机控制开关QBZ-30真空电磁起动器的整定值为25A;水泵控制开关QJZ-30整定值为5A。2）、馈电开关的整定计算保护电缆干线可按下式选择：式中――――保护电动机的额定电流之和（安）。式中――――所保护干线中最大容量电动机的额定起动电流。对于有数台电动机同时起动的工作机械，若其总功率大于最大容量电动机功率时，则为几台电动机额定起动电流之和（安）；――――其余电动机的额定电流之和（安）。由于这台馈点开关保护的是电缆支线，如供电系统图所示，最大容量的电动机为破碎机电机，其额定起动电流约为75×0.67×6＝301A，其余电动机额定电流之和为：89×0.67＝59.5A，那么可得：考虑到实际情况，分别取，同理可得胶带运输机馈电开关整定值为：，对于三台综保，结合其实际工作电流，其一次侧、二次侧可分别整定为5A、15A。3）、移变的整定计算：500移变的保护整定低压侧：过负荷保护装置按保护变压器过负荷来整定，其整定电流为：式中：——过负荷电流A——变压器二次测额定电流A——变压器二次测平均电压A——变压器容量KVA==528.16AKBSGZY-315移动变电站低压侧额定电流为528.16A，其过载保护的整定范围为0.1～1倍的配电箱额定电流，由于变压器所配的低馈头不同，现以额定电流为500A的为例，来计算过载整定值。因此过负荷整定为0.1倍的额定电流，此时过负荷保护的实际整定值为：=0.1×500A=50A短路保护的整定值为：式中：——容量中最大一台电机的额定起动电流A——除最大一台电机外，其余用电设备额定电流之和A则：=21×6+21=147A短路保护装置的整定范围为1～10倍的配电箱额定电流，因此过载整定为1倍的额定电流，此时过负荷保护的实际整定值为：=1×500A=500A高压侧：过负荷保护整定为：==60.7A所配高馈头以额定电流为200A的为例，取实际整定值为0.1倍的配电箱额定电流，即=0.1×200A=20A短路保护的整定值为：==20.2A取实际整定值为1倍的配电箱额定电流，即：=1×200A=200A。同理可得：500KVA移变的整定为：低压侧：＝0.3×800＝240A，＝2×800=1600A;高压侧:＝0.1×200＝20A，=1×200=200A。1000KVA移变的整定为：低压侧：＝0.8×800＝640A，＝2×800=1600A;高压侧:＝0.5×200＝100A，=1×200=200A。4）、短路电流的计算式中：———两次短路电流（A）；———二次额定电压（v)；———变压器每项电阻（Ω）；———电缆线路的电阻（Ω）；———短路点的电弧电阻，计为0.01Ω；———变压器每项电抗（Ω）；———电缆线路的电抗（Ω）；通过计算或查表可得各短路点的两相短路电流，如供电系统图所示。附图10：供电系统示意图。第五节通信照明一、通信系统本工作面在312胶带运输巷皮带机头、破碎机附近各设一部防爆电话，队干各配备一部小灵通与调度室总交换机相连，井上下反馈生产、安全信息。二、照明系统312胶带运输巷机头、破碎机转载点设置一防爆荧光灯，灯具完好，进行照明，以保证生产、运料、行人安全。附图11：通信、照明系统示意图。第五章劳动组织和主要技术经济指标第一节劳动组织一、作业方式采用“三八”制作业形式，即2个生产班、1个班检修准备。二、劳动组织（表18）表18劳动组织图表班组人数工种生产一班（人)生产二班（人)检修班(人)小计(人)班长1（兼职）1（兼职）11连采机司机221（兼职）4锚杆机司机222（兼职）4梭车司机221（兼职）4破碎机司机111（兼职）2皮带机司机111（兼职）2电工0055检修钳工//1313司机//22文明生产人员//1（兼职）0队干44合计882541第二节作业循环见作业循环图表。附图12-1：工作面掘进正规循环作业图表（循环进尺11m)附图12-2：工作面回采正规循环作业图表第三节主要技术经济指标工作面主要技术经济指标见表19。表19主要技术经济指标表序号项目单位指标备注１煤层编号2－2煤2煤层倾角度0～23煤层厚度M6.28平均4煤的容重t／m３1.35煤的硬度F≤46支巷总长度m27957巷道断面m221.68工作面回采率%47.759循环进度M11/11掘进/回采10日循环个数个5/8掘进/回采11日产量t1485/1633.52掘进/回采12月产量t41765.8513在册人数人4114回采工效t／工39.8415地质储量万吨55.4916施工期月417巷道支护方式锚杆支护18锚杆消耗量套／m419消耗油脂公斤／吨0.00120截齿消耗个／m0.121水耗m３／吨0.1914m3/h22配件消耗元／吨2.3223电耗度／吨2.524煤质灰份％5.625煤质水份％13.0第六章煤质管理一、煤质指标和要求灰份小于6%，水分小于14%。提高煤质的措施（一）、降低煤质中灰份的具体措施：1、正常情况下，回采拉底后，底煤厚度≤0.5m，严禁破顶、破底。2、锚杆机集尘箱内的粉尘，全部装入编织袋中，及时放入指定的联巷内。3、清理巷道底板超标的浮煤，全部排入指定联巷内，严禁上破碎机，并尽量控制铲车刮底板现象。4、加强顶板管理工作，坚持正规循环作业，防止发生冒顶事故。（二）、降低煤质中水份的具体措施：1、连续采煤机和各部输送机转载点的喷雾装置必须完好，并做到“开机开水、停机关水”。严格控制外来水进入煤中，供、排水管路严禁出现跑、冒、滴、漏水现象。2、排水管路紧跟破碎机后，胶带输送机巷积水深度不超过下托辊，低洼积水处设好水泵；冲洗供水管路的污水及时排出，每班固定人员按时抽水。（三）、防止杂物上皮带的具体措施:1、皮带巷内及工作面原有的杂物全部回收升井处理。2、工作面及所辖范围内严禁有任何杂物，将生产过程中产生的杂物及时收放到指定的垃圾箱内。3、皮带件严禁放在上皮带上，防止皮带开起时，将皮带件拉入煤仓中。第七章煤矿职业健康管理措施一、连采队职业健康安全管理目标分解1、不发生重伤及以上伤亡事故，轻伤事故不超过1起。2、不发生职业病病例。3、现场安全隐患整改率在时限内达到100%。4、特种作业人员和特种设备操作人员全部持证上岗。5、安全设施、安全标志、安全警示的齐全率、设置率、规范率达到100%。二、连采队职业健康安全管理目标①、负责连采队的安全生产工作，保证连采队全年不发生轻伤及以上事故。②、搞好本单位职工职业卫生防护和教育培训；检查本单位职工个体防护用品佩戴，监督本单位职工按规定进行定期职业健康体检，全年不发生职业病病例。③、保证连采队特种作业人员和特种设备操作人员必须全部持有效证件上岗。④、加强职工的安全教育培训工作，保证管辖范围内的所有新工人上岗前必须经三级安全教育培训，并必须经考试合格后方可上岗作业。⑤、负责管辖范围内的安全生产工作，教育职工严格执行“三大规程”，保证工程质量，确保安全生产。⑥、加强现场管理，消除事故隐患，严格制止“三违”现象。对生产过程中存在的安全隐患，及时组织有关人员制定措施进行处理。现场安全隐患整改率在时限内达到100%。⑦、加强管辖范围内的机电设备管理，搞好机电设备检修与维护工作，设备完好率达到规定标准，消灭失爆现象。⑧、每旬检查一次本队各种台帐和记录，组织分析各项生产指标，完成情况和材料、配件等消耗情况。⑨、每月月底召开一次队委会议及全体职工大会，总结本月的生产情况、存在问题，提出下月的生产任务生产安排和解决问题的措施等。⑩、负责管辖范围内的安全设施、安全标志、安全警示的齐全率、设置率、规范率达到100%。三、连采队职业健康安全管理目标实施方案1、连采队成立“职业健康安全管理目标实施方案”工作领导小组组长：段小乔副组长：黄振京庞小刚鲁海军成员：高利军李续东王建雄靳博张宝平田亚平领导小组下设办公室，办公室设在连采队值班室，庞小刚具体负责日常管理工作。2、队长与各队干、班组分别签订职业健康安全生产责任状，明确各对干、班组负责人为职业健康安全生产责任人，对本区队职业健康安全生产工作负责，实行一票否决制。3、所有特殊岗位都必须持证上岗，如发现无证人员上岗，立即辞退无证人员，并对相关责任人处以1000元/人罚款。4、队长或其他队干组织安委会成员，每月对连采安全生产状况进行检查、评比，并对职业健康安全目标完成情况进行总结，根据检查评比情况进行奖罚。5、区队组织各种形式的职工职业健康安全培训活动，各班组不低于1次/月，区队不低于1次/季，年内使职工安全意识有明显提高，为我连采队保质保量地完成各项职业健康安全目标打下坚实的基础。6、经常（每月不低于1次）利用广播、录像、讲课、标语、板报、安全知识竞赛等手段进行职业健康安全生产宣传活动，以提高职工的生产技能和安全自保意识。7、跟班队干每天入井对矿井职业健康安全生产和工程质量进行验收检查，并提出整改意见，对工程质量较差人员和违章人员根据情节处以罚款，对工程质量较好的人员进行奖励。四、奖惩规定1、入井人员必须戴安全帽，随身携带矿灯和自救器，严禁携带烟草和点火物品，严禁酒后入井。违反任一项罚款500元。2、运输巷、回风巷、切眼、等主要巷道，必须设置路标，标明所在地点，指明通往安全出口的方向；无路标罚款200元，路标缺失内容罚款100元。3、各支巷、切眼、必须按照设计标准进行施工，发现一个不合格罚款500元。4、采掘工作面不得出现伤顶、伞檐现象，更不得有台阶式顶板；片帮、顶板离层要及时处理；否则，采掘工作面内出现伤顶罚款100元/处；在主要通道内（主要大巷、顺槽、切眼等）片帮一处未处理罚款100元；顶板离层一处未处理罚款200元；由于人为因素，故意留设台阶式顶板，每处罚款200元。5、井下干燥，浮尘较大的巷道，必须洒水降尘。不采取洒水降尘措施罚款200元/次。6、一个班组连续在两个月内无任何一项罚款，奖励该班组1000元，安检员100元。7、对于工作面的违章现象或一些隐患能及时汇报者奖励100元。8、各个班组每月进行一次内部职业健康安全管理检查。9、区队每个季度进行一次职业健康安全管理总结评比，对职业健康安全管理方面取得好的班组给予表扬或奖励，对职业健康安全管理方面差的班组给予批评或处罚。10、2013年年底区队全面进行一次职业健康安全管理总结评比活动，对职业健康安全管理方面取得好的班组给予奖励2000元，对职业健康安全管理方面差的班组给予处罚2000元。第八章安全技术措施第一节一般规定1、所有职工必须熟练掌握煤矿“三大规程”及施工具体要求，熟悉工作场所的所有工序、生产系统和避灾路线，必须严格履行入井、升井登记程序。2、各岗位工种必须经过专门培训，经考试合格取得上岗资格证后方可作业，严禁无证操作，兼职人员必须有所兼职岗位的操作证，否则不得兼职。3、凡入井人员必须携带好自救器和安全帽，严禁携带烟草和点火物品，严禁穿化纤类衣服入井，入井前严禁喝酒，安全帽系带必须系好。4、每班班长、安全检查员，负责工作面的水、火、瓦斯、煤尘、机电、运输、顶板等隐患的监督检查工作，发现问题，及时汇报，并组织处理。5、312工作面有下列情况之一者，不得进行施工：1）工作面风量不足；2）工作面及回风流中瓦斯浓度超过1.0％；3）没有综合防尘措施或措施没有落实到位；4）工作面安全情况不好，事故隐患未处理；5）工作面空顶距离超过《作业规程》规定；6）出现冒顶、水灾等预兆，事故隐患未处理。6、每班跟班队干及班长必须对工作面进行安全评估，发现有不安全隐患时，必须立即进行处理，确认安全后，方可进行作业。7、每班班前会对职工进行安全教育，做到安全生产“三不伤害”即不伤害自己；不伤害别人；不被别人伤害。并针对全班生产实际情况，详细讲解安全注意事项，让职工做到心中有数，杜绝“三违”，做好安全生产基础性工作。8、井下检修设备时，特别是在有油缸支撑的设备下检修时，采用支撑套管支撑，防止油缸自卸下落伤人。9、接风筒、回收风筒时，人员应站在锚杆机上，保证站稳站实，防止掉下伤人。拉铁线时，用力不能过猛，防止滑手后从锚杆机上掉下来伤人，10、人力扛物料时，重件要多人合作，统一口令，步调一致；单人作业时，物料重量不得超过自身承受能力，同时要小心谨慎。11、各工种司机在操作设备时，必须按《操作规程》作业，严禁将身体伸出驾驶室外，严禁超速行驶。工作人员严禁乘坐和跨越运行中的皮带。12、梭车、防爆铲车运行时，严格执行“行人不行车，行车不行人”制度，严禁载人，在梭车运行时，所经过的联巷、必须设置警戒线，并吊挂禁止入内牌板。13、所有移动设备岗位人员离开驾驶室前必须切断电源，严禁任何人员接近运转设备或有张力的部位处理故障。14、更换液压油管前，必须先释放压力，发现管路堵塞必须及时处理，所选用的液压管管件必须与系统额定压力相匹配，严禁低压液管向高压供液，严禁使用劣质液管。15、回撤局部通风机和安设局部通风机时，必须采用防爆铲车配合，用钢丝绳将局部通风机固定牢固后，方可进行移动，局部通风机搬迁过程中必须有专人统一进行指挥。16、工作面必须做到“三平”、“两直”、“三无”（顶底、联巷平，两帮直，无淤泥、无积水、无杂物），确保留顶留底，漏顶必须采取补强支护措施。17、禁止任何人进入空顶区、无风区、采空区，若工作岗位上发现有人擅自进入上述区域，必须立即制止。18、严禁闲杂人员进入生产工作面。参观、检查人员进入工作面，所有设备必须立即停止作业，等待检查结束后，方可进行作业。19、生产区域内有其它单位人员工作时，在入井前先必须通知队值班人员，并在井下与现场带班领导取得联系，明确双方责任与注意事项；各单位的带班领导，必须将此注意事项向全班人员交待清楚，确保安全后方可进行作业。第二节顶板1、依据《苏家壕煤矿技术改造安全设施设计》，采空区顶板管理采用全部垮落法管理顶板。在312胶带运输巷与312回风巷15m的大煤柱处砌筑防爆密闭。砌筑防爆密闭的支巷两端各留5m的保护煤柱。回采过程中若遇特殊地质条件必须及时退出设备，留隔离煤柱再进行回采，回采时随时观察采硐间信号煤柱的情况，发现煤柱出现片帮，垮落现象时，立即将人员及设备撤出到安全地带，并挂禁止入内牌，停止作业。2、空顶区、采空区、无风区必须及时设好栅栏揭示警标，严禁任何人进入。若连采机在空顶区下发生故障，必须先采取在连采机机身上和两侧架木垛或打木点柱的办法进行临时支护，确保安全后方可进行检修作业。3、掘进和回采时，留设好掘进和回采的边界煤柱，严格按设计要求施工。4、回采时随时观察刀与刀之间信号煤柱的情况，发现煤柱出现片帮，垮落现象时，立即将人员及设备撤出到安全地带，并挂禁止入内牌，停止回采该条支巷。5、连采机司机随时注意观察顶板和倾听连采机截割的声音，发现顶板异常，立即停机，并将连采机退至有永久支护的巷道内，同时汇队部、调度室和相关科室。6、各生产班必须按顺序回采，严格按要求回采，禁止破坏煤柱，回采进刀前要把人员行走范围内的离层煤皮、活矸、片帮煤处理掉，确保人员安全后再回采，回采完毕后将连采机退到顶板完好有支护的巷道内。7、采硐的方向必须一致，煤柱不能留成三角形。8、班长、连采机司机及时观察顶板情况，根据顶板压力及时调整煤柱尺寸，始终保持采空区压力显现滞后工作地点30m以上距离。发现顶板有异常情况时，班长及时把人员及设备撤到安全地点，并向队值班领导及调度室汇报。9、连采机司机必须坐在驾驶室内操作，严禁身体任何部位探出驾驶室外，且离机必须断电。10、支巷煤柱回收过的区域，严禁人员从巷道抹角或联巷三角区通过。11、支巷回采进刀时，严禁在顶板留台阶。12、一条支巷回采完以后，严禁任何人在回采过的支巷口停留或进入回采过的支巷做其它任何工作。13、交接班时，设备必须停止运转并停在顶板支护完好的巷道内，在设备运行区域以外进行交接，并把当班存在的问题和敲帮问顶情况向下一班交接清楚。14、随时注意观察倾听采空区顶板状态，发现异常及时汇报调度室，跟班队干要现场采取措施，必要时撤出人员，或组织人员就地卧倒，防止工作面大面积来压飓风伤人。15、处理设备上的大块煤时，必须首先停机停电，并观察和处理顶板及帮部活煤后，联系当班跟班队干及班长，在确保人员、设备安全的情况下再根据现场具体状况采取相应的措施。第三节防治水1、各转载点等喷雾洒水装置在停机后要及时关闭，高压管、防尘管出现漏水时要及时更换。2、钻探水孔必须由地质人员及时在312采面平面图上标明钻孔的宽度、深度及方向。3、在工作面回采时，密切注意各处漏涌水变化量，发现涌淋水有异常时，必须停止施工，待探清水源及水量，并进行充分处理后，方可继续正常回采。4、工作面有积水时，安设水泵，及时排除积水。5、工作面或巷道有挂红等突水预兆时，必须停止作业，立即报告矿调度室，及时采取措施，撤出所有受水威胁地点的人员。6、有淋水时及时保护好电器设备，严防进水。7、两巷喷雾水管和阀门不得漏水，出现漏水时必须进行处理。8、两巷积水不得进入煤流系统。第四节“一通三防”及安全监控1、工作面局部通风供电必须严格管理，对有计划的停风必须制订安全措施，报矿总工程师批准。停风前必须撤出人员，切断电源，并设置栅栏、警标。2、恢复通风前，瓦检员必须检查瓦斯。只有在局部通风机及其开关附近10m以内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5%时，方可人工开启局部通风机。3、工作面回风巷风流中瓦斯浓度超过1.0%或二氧化碳浓度超过1.5%时，必须停止工作，撤出人员，采取措施，进行处理。工作面及其它作业地点风流中、电机或其开关安设地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理。4、局部通风机必须指定专人负责管理，保证正常运转。严禁其他任何人随意停开，并实行挂牌管理。5、312工作面每回采3条支巷后必须及时在312（313）胶带运输巷、312（313）回风巷中留设的15m隔离煤柱处及312（313）胶带运输巷、312（313）回风巷间的联巷处砌筑1m的密闭墙。在下一组工作面回采结束前，必须封闭。第五节运输1、人员上下班乘坐车辆时，必须遵守矿有关规定，不准扒车、蹬车、跳车，上、下车时必须待车辆停稳后，人员方可依次上、下。2、车辆的刹车、灯、警铃装置不完好，严禁使用。各种车辆在井下行驶时，严格执行“行车不行人，行人不行车”的规定，车辆两侧严禁站人；车辆行驶过程中遇行人，车辆必须立即停止，等行人过后，方可开车。若车辆两侧有人时，严禁操作各种车辆。3、生产中若发生紧急情况，人员急需通过行车巷时，必须提前10m发出声、光信号，即左右晃灯和大声喊叫，确认对方明白信号且车辆停止运行后，方可通过。4、缩短皮带时，扛运皮带托辊、纵梁和Ｈ架时，要注意脚下打滑和防止碰手碰脚；安装皮带时，防止将手夹伤；吊挂皮带时，要采用导链或皮带支撑架，将皮带吊挂、支撑牢靠。5、搬运大型设备时，必须有专人指挥，进行装卸，并且有不少于一人监护并遵守以下安全措施。1）大型物件装卸，车辆动作时装卸人员及