综采22101工作面作业规程

PAGEPAGE93编号：ZKND-01保存单位：陕西省府谷县能东煤矿工作面名称：22101工作面施工单位：综采队编制人：施工单位负责人:编制日期:2011年11月5日执行日期:2011年12月5日审批意见栏审批意见：会审单位及人员签字：生产部长机电部长安监部长通风队安监矿长机电矿长总工程师矿长《22101工作面作业规程》编制工程会议记录时间2011年地点综采队办公室主持人王光涛组织单位能东煤矿综采队参加会议人员王光涛张秀申赵学斌司家胜武克涛宋洪民韩磊杨宪伟吕传庆王绪江李永强李永明高力军陈泽鹏会议主题：讨论研究22101工作面作业规程的编制会议内容：1、根据能东煤矿所选设备，确定工作面的采煤工艺为综采工艺，即双滚筒采煤机双向割煤，在工作面端部斜切进刀，往返一次进两刀，采煤机螺旋滚筒配合刮板输送机铲煤板装煤，刮板输送机运煤，液压支架支护顶板，全部垮落法管理采空区顶板。2、根据工作面长度，决定配置117架ZY9500/15/30型掩护式中间支架，共用117架液压支架对工作面实行全支护法管理顶板。3、根据生产部门提供的工作面地质资料，经过矿压计算，确定工作面运输巷、回风巷超前支护为20米，工作面回风巷、运输巷各4、拉架方式为本架操作，分段拉架，采取先拉架后推溜的作业方式。5、根据三机配套及刮板机结构特点，确定弯曲段为20米。采煤机进刀方式采用端部自开缺口、斜切进刀（割三角煤）的方式，斜切进刀段长度为35m，进刀深度0.8m。6、矿压观测方面：工作面利用液压支架立柱压力表，设置10条观测线，超前支护每三米一个测点，分别每八小时观测记录一次，由技术人员负责汇总分析，预测预报顶板初次来压、周期来压步距。7、结合风量计算结果，设计回采工作面需配风量为1168m38、根据工作面实际情况，设置安全监测系统，分别对工作面甲烷、一氧化碳、温度、风速进行时时监测，并均起到断电作用。9、为防止煤层自燃发火，决定安装束管监测系统，通过束管监测系统进行监测气体变化情况，必要时采取喷洒阻化剂工艺防止煤层自燃。10、根据《回采地质说明书》提供的水文地质分析：在两顺槽低洼处施工好水仓，安装好排水能力不低于10m11、作业方式：采用“三八”制作业制度，每班作业8小时，一个圆班由二个半生产班和半个检修班组成。每天检修时间保持4个小时。12、根据本矿井巷道布置特点：发生火灾、瓦斯煤尘爆炸避灾线路为：22101工作面→22101工作面运输巷、辅助运输巷→主、副斜井→地面。发生水灾的避灾路线为：22101工作面→22101工作面运输巷、辅助运输巷、回风巷→主、副、回风斜井→地面。13、根据我们以往综采生产经验并结合各设备说明书，制定相关操作方法、及注意事项等。14、本规程仅限于本工作面使用，如遇与现场不相符时，适时进行修改补充，当工作面出现地质资料未提及特殊构造时，必须及时编制专项安全技术措施，确保安全施工。能东煤矿综采队2011年11月3日作业规程学习及考试记录传达学习日期：年月日考试日期：年月日姓名考试成绩签名姓名考试成绩签名姓名考试成绩签名目录作业规程会审记录作业规程学习和考试记录第一章概况……………8第一节工作面位置及井上下关系………………8第二节煤层………9第三节煤层顶底板………………10第四节地质构造…………………10第五节水文地质…………………10第六节影响回采的其它因素……10第七节储量及服务年限…………10第二章采煤方法………11第一节巷道布置……11第二节采煤工艺…………………11第三节设备配置…………………13第三章顶板管理………15第一节支护设计…………………15第二节工作面顶板管理…………16第三节顺槽及端头顶板管理……19第四节矿压观测…………………23第四章生产系统………24第一节运输系统…………………24第二节通防与监控系统…………24第三节排水系统…………………30第四节供电系统…………………31第五节通讯照明系统……………37第五章劳动组织和主要经济技术指标………………38第一节劳动组织…………………38第二节主要经济技术指标表……39第六章灾害预防及避灾路线…………41第七章安全技术措施…………………43第一节一般规定…………………43第二节顶板管理…………………45第三节防治水……50第四节爆破管理……………第五节通防及安全检测…………57第六节机电管理…………………60第七节油脂、设备润滑管理………83第八节其他…………………84第八章事故案例…………………87第一章概况第一节工作面位置及井上下关系22101工作面位于矿井的东翼，为2-2煤采区东翼首采综采面，设计走向长度1378m,倾斜宽200m,面积275600m2工作面位置及井上下关系表表一水平名称一水平采区名称2-2采煤区地面标高+1277～+13工作面标高+1183～+1地面相对位置22101工作面地面位置无村庄，相对地表位置为丘陵地带，沟壑纵横，范围内没有坟地、民房等建筑物。回采对地面设施的影响地面无其他建筑物，回采后对地面设施无影响。井下位置及与相邻关系22101工作面为2-2煤采区东翼第一个综采面，西部为2-2煤辅运大巷；北部为22102面为进行准备，南部为采空区。走向长度(m)1378倾向长度(m)200面积(m2)275600第二节煤层22101工作面煤层从整体来看，煤层厚度相对稳定，结构简单，煤层厚度平均约2.60米（包含夹矸）。煤层倾角小于1度，2-2煤为黑色，条痕褐黑色，弱沥青光泽，中-细条带状结构，水平层理。煤层组份以亮为主，暗煤次之，牌号不粘煤BN31。煤层含夹矸1-2层，厚0.09-0.45M,层位稳定，岩性一般为泥岩和粉砂岩。具体情况如表二所示。煤层情况表表二煤层厚度(m)2.60煤层结构简单煤层倾角（度）﹤1°开采煤层2-2煤稳定程度较稳定煤层层理发育煤质情况2-2煤为黑色，条痕褐黑色，弱沥青光泽，中-细条带状结构，煤岩组份以亮煤为主，暗煤次之。视密度1.30g/cm3.煤层描述22101工作面煤层相对稳定，厚度均匀约2.60米，煤层含夹矸1-2层。倾角小于1附图一：工作面地质综合柱状图第三节煤层顶底板煤层顶底板情况表表三顶底板名称岩石名称厚度（m）岩性特征伪顶直接顶板粉砂岩；2.35老顶细粒砂岩4.93直接底板砂质泥岩1.15老底细粒砂岩12.3第四节地质构造22101工作面顺槽掘进过程中没有揭露断层、陷落柱、褶曲等大的地质构造，基本构造形态为一向西北倾斜的单斜构造，倾角一般0-3度。该矿为低瓦斯矿井。煤尘具有爆炸性危险。该煤层为容易自燃煤层。区地温正常，无地温灾害。第五节水文地质本区是以基岩裂隙水含水层为主的裂隙水矿床。但上部为黄土层和红土层所覆盖，补水条件差，区内无河流，属水文地质条件简单的矿床。在掘进期间没有其它的充水来源，预计22101工作面最大涌水量5立方米，正常涌水量3立方米。第六节影响回采的其它因素影响回采的其它地质情况表表四瓦斯矿井为低瓦斯矿井，采面CH4:0.54;CO2:0.26（m3/t）m3/min煤尘爆炸指数煤尘具有爆炸性。煤的自燃倾向性煤层有自燃发火倾向，煤自燃发火倾向性为Ⅰ级容易自燃地温正常地压正常第七节储量及服务年限储量：储量计算表五储量计算工作面长度(m)工作面宽度(m)斜面积(m2)煤厚(m)容重(t/m3)工业储量（万吨）回采率（％）可采储量(万吨)13782002756002.61.3093.159573.08二、工作面服务年限工作面的服务年限=可采储量／设计月产量＝73.08万t／17.2万t／月≈4.3个月第二章采煤方法第一节巷道布置矿井首采区域内，利用大巷组条带式布置回采工作面。即2-2煤带式输送机顺槽、辅助顺槽、回风顺槽，两顺槽之间利用联巷贯通。一、22101运输顺槽22101运输顺槽沿煤层顶底板掘进，顶板采用锚网支护。矩形断面，掘进断面为5100mm×2700mm，主要用于该工作面的进风和运煤。运输顺槽内布置一路φ89供水防尘管路，一路φ108排水管路、注氮管路及其它管线，设置转载机、破碎机、胶带输送机以及距切眼120米处设有移变列车等设备。二、22101回风顺槽22101回风顺槽沿煤层顶底板掘进，顶板采用锚网支护，矩形断面，掘进断面为4000mm×2600mm回风顺槽内布置有φ60的供水防尘管路、φ108排水管路、￠89压风管路各一趟。三、22101工作面切眼工作面切眼沿煤层底板布置，矩形断面，净宽7.0m，净高2.7m，断面积18.9㎡，支护方式为锚网索联合支护。附图二：工作面巷道布置图。第二节采煤工艺一、采煤工艺双滚筒采煤机双向割煤，在工作面端部斜切进刀，往返一次进两刀，采煤机螺旋滚筒配合刮板输送机铲煤板装煤，刮板输送机运煤，液压支架支护顶板，全部垮落法管理采空区顶板，为综采工艺。二、采煤方法1、采煤方法：该工作面采用综合机械化一次采全高走向长壁后退式采煤法。2、落煤方式：本面采用MG420/1020-WD型交流电牵引采煤机割煤，循环进尺0.8米。采煤机进刀方式：采煤机的进刀采用端部自开缺口、斜切进刀（割三角煤）的方式，斜切进刀段长度为35m，进刀深度0.8m。具体操作如下：（1）采煤机向下（上）割透端头煤壁后，推移刮板运输机，使得刮板运输机弯曲段为20m后，将两个滚筒的上下位置调换，向上（下）进刀，通过20m的弯曲段至35m处，使得采煤机达到正常截割深度（即0.8m）。按要求推移刮板运输机至平直状态。（2）将两个滚筒的上下位置调换，向下（上）割三角煤至割透端头煤壁。（3）割完三角煤以后，将两个滚筒的上下位置调换，采煤机空机返回，进入正常割煤状态。附图三：采煤机进刀方式示意图3、装、运煤方式：割煤时采煤机滚筒配合工作面运输机前移装煤。运输机运煤→转载机→胶带输送机→井下煤仓→主斜井皮带→上仓皮带→井上煤仓。4、移架、移架：采用及时拉架方式，追机作业，正常情况下，移架滞后采煤机后滚筒3-5架(特殊情况除外）；顶板破碎及片帮时，可及时采取紧跟采煤机前滚筒或拉超前架的方法来控制顶板，拉架步距0.8米，中间架按照先移架，后移运输机的顺序进行，机头（尾）特殊架（端头架、过渡架）采取先拉架后推溜方式，即：当采煤机自上（下）而下（上）割煤时，待机头机尾处拉架后再进行推溜。5、推移运输机，转载机及破碎机方式①移架后顺序推移运输机，采用推溜千斤顶进行移溜，推移步距0.8米，推溜方向沿工作面倾向自上（下）而下（上）推移。②采煤机向下（上）端正常割煤时，按照自上（下）而下（上）的顺序，依次推移刮板输送机，推移运输机滞后采煤机后滚筒20米，即弯曲段长度不得小于20米，弯曲段要均匀过渡。③在采煤机向上（下）斜切进刀切入煤壁达到规定截深后，将刮板输送机按自下（上）而上（下）的顺序推向煤壁成一条直线。④推移刮板机机头的同时，实现转载机的一并前移。⑤胶带输送机机尾通过自移装置实现前移。三、工作面正规循环生产能力Q循环=L*S*M*R*C=200×0.8×2.60×1.40×95%=553吨其中：Q循环-每刀循环产量，吨;L-工作面长度，取200米S-工作面循环进尺，0.8米;M-工作面平均采高，取2.6R-煤的容重t/m3，取1.40t/m3;C-工作面回采率%，取95%。1、工作面日产量：根据本矿实际，工作面采用“三八”制工作制度，两班半生产，半班检修，日生产时间20小时，采煤机开机率按80%，采煤机在端部斜切进刀及割三角煤时牵引速度按1.2m/min，采煤机正常割煤时平均牵引速度按3.7m/min，则每日循环数为：20×80%×60÷(35÷1.2＋(200-35)÷3.7)≈13.根据工作面长度及本矿设备配置，工作面按中、夜班各5个循环，早班3个循环组织生产，每日13个循环。日产量=Q循环×13=553×13=7189吨2、工作面月产量按平均每月生产24天计算，则月产量为：月产量=24×7189=172536吨第三节设备配置一、采煤机选用MG420/1020-WD型交流电牵引采煤机一部。主要技术参数：截深：800mm采高：1800～3400mm;适应角度：≤15°牵引速度：0～11m/min总装机功率：1020KW(截割电机功率：2×420KW;牵引电机功率:2×75KW;泵电机功率：30KW;额定电压：3300V冷却方式：水冷却过煤高度：530mm卧底量：551mm最大生产能力：2200t/h滚筒直径：1600mm整机重量：61吨二、液压支架1、中间支架：型号：ZY9500/15/30型中间支架适应角度：纵向≤9°横向≤15支撑高度：1500～3000mm支护工作阻力：7145KN移架步距：800mm支护初撑力：5067KN支护强度：0.90～0.94MPa支架操纵方式：手动本架操作对地比压（平均）：2.2～2.3MPa推溜力360KN移架力633KN泵站压力31.5Mpa总重量：19.8吨顶梁长度：4130mm总架数：117架三、运输设备1、工作面刮板运输机：一部型号：SGZ800/800型输送机输送能力：2500t/h刮板链速：1.3m/s电机功率：2×400KW（双速）额定电压:3300V冷却方式：水冷长度：200m紧链方式：液压马达紧链2、转载机：一部型号：SZZ900/315转载机输送能力：3000t/h刮板链速：1.8m/s电机功率：315KW电压：3300V冷却方式：水冷却长度：40米紧链方式：液压马达阻链器和伸缩机头辅助紧链总重量：约127吨3、破碎机：一部型号：PCM200型锤式破碎机破碎能力：2200t/h电机功率：200KW额定电压：3300V4、皮带自移机尾：一部型号：ZY2300型适应皮带宽度：1000mm推移油缸行程：2300mm调高油缸行程：250mm水平油缸行程：200mm额定供液压力：31.4MPa总重量：30372kg5、顺槽皮带机：一部型号：DSJ100/280带宽：1000mm带速：3.15m/s电机功率：280KW运输能力：800t/h额定电压：1140V皮带长度：1338米附图四：22101工作面设备布置示意图第三章顶板管理第一节支护设计一、液压支架支护强度验算1、合理支护强度的计算采用经验公式计算：Pt=(4～8)×9.81×h×r=8×9.81×2.6×1.8=367(KN/M2)=0.367MPaPt：顶板对支架的压强（8倍于工作面的采高）;h：采高(m);r:岩石容重（t/m3）计算所得Pt值为0.367MPa，即为工作面合理支护强度。2、工作面选用液压支架工作参数见下表工作面条件与支架适应条件对照表表五工作面条件支架适应条件采高21.9～3.3m倾角0～3°≤15°煤硬度f=2～3≤4支护强度0.367MPa0.90～0.94MPa顶板种类二类二类3、支护强度验算：0.367MPa<0.90MPa，所以选用的ZY9500/15/30型液压支架能够满足工作面支护强度的要求。二、泵站系统1、泵站及管路选型、数量乳化液泵选用BRW400/31.5A型3台，装备3泵2箱；喷雾泵选用BRW-500/12.5型2台，装备1泵1箱；液压管路选用高压胶管，耐压45MPa以上。①乳化液泵型号：BRW400/31.5A型流量：400L/min压力：31.5MPa功率：250KW供电电压：3300V数量：3台②喷雾泵型号：BRW500/12.5型流量：500L/min公称压力：12.5MPa功率：160KW供电电压：3300V数量：2台2、泵站设备位置：泵站列车安设在22101运输顺槽距离采面120米的位置。3、泵站使用规定：必须保证泵站压力不小于30MPa，乳化液浓度3%-5%，加强支架与泵站的维修，杜绝系统的窜、漏液。第二节工作面顶板管理本工作面采空区采用全部垮落法管理顶板。本工作面配置117架ZY9500/15/30型掩护式支架，对工作面实行全支护法管理顶板。一、正常工作时期顶板支护方式采用追机移架的方法对顶板进行及时支护，在采煤机割煤后，先移支架，后移运输机。正常情况下，采用及时移架少降快移一次到位的方式移架，正常支架前伸缩梁支护顶板滞后采煤机后滚筒3-5架，端面距不大于460mm。顶板破碎及片帮时，要紧跟采煤机前滚筒伸出伸缩梁控制顶板即：当发现片帮严重时，不等采煤机割煤就采用支架前伸缩梁进行临时支护，再进行其它操作，工艺为：支护→割煤→移架→推移输送机。移架顺序为：1、采煤机向下（上）正常割煤时，自上（下）而下（上）滞后采煤机后滚筒3-5架移架。2、采煤机向上（下）正常割煤时，自下（上）而上（下）滞后采煤机后滚筒3-5架移架支护要求：1、工作面应达到动态的质量标准化要求，确保“三直、二平、一净、二畅通”的质量要求。2、采煤机割煤后，要及时伸出前伸缩梁进行顶板支护，且采煤机后滚筒的距离不得超过5架，采取分段拉架的方式时，两段拉架的距离不得低于3架，严禁同时操作相邻支架。3、工作面支架中心距保持1750mm±100mm，支架歪斜不超过±5°，架间距不超过200mm，支架与运输机保持垂直，偏差小于5°，垂直顶底板支撑，拉线移架，支架直线性偏差不得超过±50mm，与顶板仰俯角度不得超过74、泵站压力不小于30MPa，工作面支架初撑力不低于24MPa，顶梁接顶严密，受力状态良好，当支架上顶板冒高超过300mm时，应用木料接顶。5、相邻支架不得有明显错茬（不超过顶梁侧护板高的2/3），支架不挤、不咬、不歪。6、工作面液压支架实行编号管理。二、特殊时期的顶板管理（一）、初采及停采前的顶板管理1、工作面支架液压系统要有足够的压力（不低于24mpa），泵站系统压力不得低于30mpa，乳化液浓度在3～5%范围内，超前支护支柱初撑力不低于11.5mpa。2、支架支护状态良好，系统不渗不漏，安全阀满足要求。3、按正规循环作业，尽量加快推进速度，尽可能减小来压对回采的影响，面前出现地质构造时，要配合板棚背顶控制顶板，严格控制采高，避免支架超高或压死。4、如出现片帮应及时拉超前架并用好护帮板，缩小空顶面积。5、拉架时要做到少降快拉或带压移架。6、加强工作面来压期间矿压预报预测，发现工作面两巷顶板破碎压力大时，提前采取措施加强支护，增加超前支护长度及密度。7、为破坏顶板的完整性，使其尽早垮落，减少初次来压步距，减缓初次来压对支架的破坏作用，工作面正常生产前必须在切眼内进行深孔预裂爆破放顶，届时制定专项安全技术措施。8、工作面停采前，必须创造出停采撤面条件，加强支护并及时制定停采撤面安全措施。（二）、周期来压顶板管理1、工作面工程质量必须达到“三直、二平”的要求，来压时工作面液压支架必须达到初撑力，保证液压支架接顶平严实，避免液压支架出现大的仰俯角。2、来压时工作面严格按支架操作的基本要求操作，根据实际情况，选择合理的拉架方式。3、来压前必须加强设备检修，保证设备在来压期间正常运转。4、来压时加强组织管理，组织快速推进，加快推进速度。（三）、顶板破碎时的顶板管理1、顶板破碎时，采用带压移架以防松动，片帮严重时采取超前支护，减少空顶面积，架前冒顶处应架设木垛或用物料冲填。2、工作面处理局部冒顶事故时，应首先对冒顶区周围进行必要的加固支护，并认真观察冒顶区域的安全情况。3、处理冒顶时必须专人指挥，先进行维护并备好必要的材料，待顶板稳定后，在可靠支护掩护下处理。处理冒顶时先从冒顶区边缘开始，由外向里逐渐进行，处理冒顶时应有两人以上配合操作，当班班组长盯岗，观察顶板及周围安全情况，并清理好退路，确保退路畅通。4、冒顶区移架，首先检查顶板状况，确定正确的移架顺序，确保移架时的顶板稳定。5、处理冒顶时，必须停机停溜闭锁，并设专人看管。6、工作面两顺槽必须备有足够的坑木等处理冒顶所需的材料。7、冒顶范围超过8米，冒高超过1米，片帮深度超过1米时，要另行编制处理冒顶的专项措施。第三节巷道及端头顶板管理一、工作面两顺槽的超前支护1、支护方式：22101工作面两顺槽超前支护均采用单体液压支柱配合金属铰接顶梁的支护方式。超前工作面煤壁不少于20米范围内，回风顺槽排距不大于1.4米，运输顺槽排距不大于1.7米。柱距1.0米，使用木鞋接顶（木鞋规格：0.3*0.2*0.04），顶板破碎时使用板棚背顶（板棚规格：3.5*0.2*0.08），板棚倾向铺设，与两路超前支护互相搭接，板棚间距不大于1.0米。附;两顺槽超前支护平面图2、支护质量标准（1）、支柱纵横成线，偏差不小于±100mm。单体液压支柱最大支设高度小于设计高度0.1m，最小支设高度大于设计高度0.2m，严禁支柱支设成“死柱”或超高使用。（2）、支柱支到实底，走向、倾向方向迎山有力，支设牢固，底板松软支柱出现钻底时必须垫铁鞋或木鞋支设，确保支柱初撑力不低于11.5MPa。（3）、铰接顶梁之间圆销紧固到位，顶板不平处顶梁之上配合木料或枕木垫平，引挂顶梁要尽量避开顶板锚杆盘位置，防止顶梁不平稳、打滑，降低支护强度，支护完后要及时将顶梁间的水平销去除。（4）、两顺槽超前支护及上下端头单体液压支柱全部用尼龙（或2分钢丝绳）防倒绳套对支柱进行防倒，防倒绳套的一端挂在顶梁的吊挂眼内，另一端挂在柱把上，防倒绳不宜过长，必须起到防倒作用。支设点柱时，使用尼龙绳将支柱连锁拴牢，且必须拴在活柱的2/3以上位置，支一棵，拴一棵，所有支柱注液阀方向一致朝向便于回收的方向。（5）、超前支护人行道净高不低于1.8米，人行道净宽不低于0.7米。二、工作面端头支护及安全出口管理1、排头架距上（下）煤帮间距大于1.2米时，必须支设一路单体液压支柱带帽（木鞋）支设，大于2.4米时，支设两路。柱距1.0米，与超前支护末端顶梁支齐。2、上下两端头支架前梁与两顺槽超前支护顶梁间距不大于0.8米。3、上下端头支柱初撑力不低于11.5mpa，放顶线必须支设关门柱，间距不大于0.5米。4、上下端头回柱放顶时，必须清理好退路，使用长把工具远距离操作，卸柱待顶板垮落稳定后，方可回柱。上下端头禁止回柱放顶与拉排头架平行作业。5、上下端头若遇顺槽局部地段宽度变化，人行道宽度变小或无人行道，人员需运料及行人进出上下出口时，要停止工作面运输机、转载机运转。6、前移上下排头架时人员禁止在其排头架靠上（下）帮放顶线侧进行其它工作或逗留。7、严格执行敲帮问顶、先支后回制度，严禁空顶作业，两顺槽及两端头使用单体支柱支护及回撤地段，都要两人以上协同作业，并由专人监护顶板及周围支护情况。8、如工作面顶板破碎，端头回柱时出现拥矸现象，必须使用挡矸帘进行挡矸。9、上下两端头及两出口、超前支护转载机桥身下要班班清理，保持卫生清洁、出口人行道宽度不小于0.7米，出口畅通。10、加强端头及两顺槽超前支护质量检查，每班要派人检测，发现失效、漏液支柱及时更换，并每班对支柱进行二次注液。11、两端头顶板如出现冒落不及时，造成悬顶面积大时，提前将放顶线排顶板锚盘卸除，以利于顶板冒落，如顶板仍不冒落，悬顶面积超过20m212、加强工作面及两顺槽支护质量、顶板动态监测工作，做好老顶初次来压，周期来压期间的顶板管理及预测、预报、记录工作；超前支护以外锚杆支护顺槽若出现顶板开裂，离层、破碎等现象时，要及时采取措施用单体支柱配合板梁打点柱或加棚维护。三、支护材料使用、备用数量及存放地点支护材料数量表表六名称规格使用量备用量单体支柱DZ-3100棵50棵单体支柱DZ-70棵顶梁1000mm100棵40棵铁鞋￠250mm100块板棚3.5*0.2*0.08m30块木鞋0.6*0.4*0.150块80块木垛料1.3*0.3*0.15m60块备用材料的存放地点，应保持距工作面200米范围内，在回风顺槽的一侧分类摆放整齐，实行挂牌管理，标明材料名称、型号、数量等内容，并由专人负责。材料存放地点必须保证有0.7m以上宽度的人行道和必需的运输通道。四、工作面及顺槽支护质量规定：工作面及顺槽支护质量规定表表七项目小项名称单位质量规定标准工作面支护支架直线误差mm±50支架中心误差mm±100与面溜垂直误差度±5与顶板的仰俯角度度±7端面距mm≤460上下出口超前支护m≥20高度m≥1.8宽度m≥0.7柱距m1.0移架放顶最大控顶距m5.75最小控顶距m4.95放顶步距m0.8回风顺槽宽度m4人行道宽度m≥0.7高度m2.6运输顺槽宽度m5.1人行道宽度m≥0.7高度m2.6液压参数乳化液配比％3～5泵站压力MPa≥30附图五：工作面、顺槽及端头支护示意图第四节矿压观测一、矿压观测内容22101综采工作面的矿压观测内容主要有：工作面支架阻力观测、顺槽超前支护范围内单体液压支柱阻力观测、支护质量动态监测及地面开采边界塌陷情况观测。根据观测结果对工作面顶板活动规律、来压特征、支架对顶板的适应性和控制效果、超前支撑压力影响范围和分布特点、工作面支护质量等进行分析，并进一步来了解煤、岩体力学参数等基础依据。二、观测方法（一）、支架阻力观测：1、工作面所有支架必须配备压力表，保证一架一表，压力表必须齐全完好，确保压力数据准确无误。2、自工作面机头至机尾，分别在工作面上中下部布置10条观测线，观测支架立柱工作阻力的变化情况。观测线布置：上下端头架各1条，中间基本架8条，由每班专职测压人员负责每8小时根据压力表显示数据记录一次。（二）顺槽矿压观测每班由专职人员对两顺槽超前支护所有支柱进行二次注液。自工作面煤壁开始每隔三米设为一个测点，每隔8小时使用测力计测量压力数据并做好记录。（三）地面塌陷观测测量部门在采区地表设点以观测地表沉降情况，以便及时采取塌陷措施。所有矿压观测数据，必须由技术人员进行汇总、统计，研究并预测顶板运动范围，运动步距，支护工作状况，超前支撑压力的影响范围，为合理确定顶板控制设计方案，超前支护范围提供依据。三、支护质量监测由生产科室领导对工作面和顺槽支护质量不定期进行动态检查，对存在的问题要及时整改。监测内容包括支架初撑力，煤壁片帮情况，梁端距，采高及端面顶板冒落情况，两顺槽单体支柱初撑力，超前支护质量等。第四章生产系统第一节运输系统一、运输设备及运输方式（一）、运煤设备及装载方式采煤机割煤，采煤机螺旋滚筒配合刮板输送机铲煤板装煤，刮板输送机运煤并通过桥式转载机将煤转载到运输顺槽胶带输送机上，运至井底煤仓，通过主斜井皮带、上仓皮带将煤运至地面煤仓。（二）、辅助运输设备及运输方式工作面须用的材料、设备等物资，通过副井，采用无轨胶轮车将物料运至使用地点。二、运煤路线22101回采工作面→22101运输顺槽→2-2煤带式输送机大巷→井底煤仓→主斜井皮带→地面运输系统→各地面储煤点三、辅助运输系统路线地面→副斜井→辅助运输大巷→22101辅运顺槽→22101工作面附图六：22101工作面运输系统示意图第二节通防与监控系统一、通风系统（一）、通风方式本矿井采用中央并列机械抽出式通风，22101工作面运输顺槽及辅助运输巷进风，回风顺槽回风的通风方式。（二）、风量计算工作面长200m，实际采高2.6m，平均控顶距5.35m，工作面回风巷温度15℃～18℃，采煤工作面同时工作的最多人数，按交接班两班人员同时在工作面考虑，取值为50人。按瓦斯涌出量计算Q采=100×q采×KCH4Q采—采煤工作面需要风量，m3/min；q采—采煤工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；2.5K采—工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，机采工作面取kg=1.2-1.6，本面取1.6Q采=100×2.5×1.6=400m②按工作面进风流温度计算Q采=60×V采×S采×K采式中：V采—采煤工作面风速，m/s；S采—采煤工作面的有效平均断面积，m2K采—采煤工作面的长度系数，取1.4Q采=60×1×5.35×2.6X1.4=1168m3③按回采工作面同时作业的人数计算采煤工作面每人供风量不低于4m3/minQ采=50×4=200m3所以，22101工作面需风量取上述最大值1168m3/min④按风速进行验算按最低风速验算Q采=1168m3/min≥60×0.25×S采=15×5.35×2.6=按最高风速验算Q采=1168m3/min≤60×4×S采=240×5.35×2.6=3338根据上述计算，确定22101工作面实际需要风量为1168m3/min。（三）、通风路线地面→主斜井、副斜井→22101主运顺槽、辅运顺槽→22101工作面→22101回风顺槽→回风通道→回风斜井附图七：22101工作面通风系统示意图二、防治瓦斯（一）瓦斯检查工作面回风流瓦斯检查牌板设置在距工作面50米处，瓦斯检查员必须检查以下地点：①采煤工作面上下隅角风流②切顶线附近风流③采煤工作面风流④采煤工作面回风流，以上地点每班检查至少2次，并做好每次检查记录，填写瓦斯牌板和瓦斯日报表，并做到瓦斯检查手册、瓦斯日报表、瓦斯牌板检查数据“三对口”。检查内容：瓦斯、一氧化碳、二氧化碳浓度及风流温度。每次检查结果必须通知现场工作人员。（二）瓦斯监测1、加强对工作面瓦斯的监测，在距工作面煤壁不大于10米的回风顺槽内及回风隅角处各安装安全监测系统的瓦斯传感器，瓦斯报警浓度≥1%、断电浓度≥1.5%、复电浓度＜1.0%，断电范围为工作面及其回风顺槽、运输顺槽内的全部非本质安全型电气设备，传感器每隔7天调校一次。采煤机安装机载式甲烷报警仪，报警浓度为1%。2、各种传感器均布置在巷道的上方，垂直悬挂，距顶板不得大于300mm，距巷帮不得小于200mm。3、工作面回风隅角必须悬挂一多气体检测仪，其CH4浓度不大于1%、CO浓度不大于0.0024、H2S浓度不大于0.00066%、02浓度不低于20%。4、监测系统必须由专人进行维护，确保系统的灵敏可靠。5、当瓦斯超限或监控系统报警时，要按规定安排撤人，并及时查明原因。6、采煤机甲烷断电仪由司机负责监护，并经常检查清扫，每天使用便携式甲烷检测报警仪于甲烷传感器进行对照，当两者读数误差大于允许误差时，先以读数最大者为依据，采取安全措施，并立即通知安全检测工，在8h内将两种仪器调校好。7、工作面电焊或切割金属制品时，必须编制安全技术措施，经矿领导批准后方可进行施工。三、综合防尘系统（一）防尘供水系统22101工作面的防尘用水，由地面供水管经主、副斜井，主、辅助运输大巷进入22101工作面回风顺槽、运输(辅助)顺槽，供给两顺槽和回采工作面的用水。运输巷供水管路选用￠89mm的水管，每隔50m设一个三通阀门及支管，在水管进入回采工作面巷道口处安装闸门，经防尘水幕、各转载点、泵站及工作面喷雾头和除尘水幕供水。回风顺槽供水管路选用￠89mm的水管，每隔100m设一个三通阀门及支管，在水管进入巷道口处安装闸门，作为回风顺槽防尘用水。（二）防尘措施1、割煤时的防尘措施采煤机的截齿必须齐全完整，喷雾嘴齐全完好不堵塞，内喷雾压力2MPa，外喷雾压力1.5MPa，雾化程度高，特别是外喷雾要能够封闭截割产尘部位。2、架间喷雾降尘采用手动控制方式，实现每组支架有架间喷雾降尘。每个支架前梁下方安装一组喷雾，每组喷雾设两个喷嘴，每天检修班派专人维护管理。工作面煤机割煤时，煤机下风口20m范围内必须保证有3架以上的喷雾头正常工作，并保证雾化效果良好，覆盖全断面。3、煤流运输环节的降尘（1）工作面输送机机头及转载机机头各设一组喷雾头，并正常使用。（2）胶带运输机机头安设一组喷雾，实现运煤过程中的喷雾降尘。（3）破碎机进、出料口喷雾装置齐全，正常使用，每天有检修班进行维护。（4）各转载点喷雾必须停机停水。4、煤尘冲刷：对工作面回风顺槽每旬冲刷一次，进风顺槽每月冲刷一次，工作面、支架及其它部位每班冲刷一次。5、巷道防尘水幕: 在回风及运输顺槽中距工作面煤壁30m处，各安设一道水幕。且雾化良好，6、个体防护:进入工作面和回风侧工作的所有人员必须佩戴毛巾、防尘口罩。7、粉尘测定：测尘员每半月测一次工作面的粉尘浓度。8、所有防尘设备在其他设备安装的同时，要安装完毕，做到降尘效果好。无防尘设施不生产，无防尘用水不准生产。（三）隔绝瓦斯煤尘爆炸措施1、在工作面回风顺槽、运输顺槽、辅运顺槽均安装一组软质隔爆水棚。2、隔爆水棚安装质量要符合《煤矿安全规程》和《防尘规范》要求。 3、每组隔爆水棚长度20m，每棚间距1.0～1.5m，隔爆水袋60L/个，共50个，总水量不得低于3000L，确保单位面积水量不少于200L/M2 4、隔爆水棚距工作面60～20Om，并随工作面推进而移动。 (四)、防止煤层自燃发火技术措施㈠防治措施1、喷洒阻化剂止自燃发火工艺①22101工作面喷洒阻化剂防火方法：使用移动式阻化泵将固体阻化剂按照需要的浓度配置成阻化剂溶液，开动阻化泵，将药液吸入泵体，再由排液管喷洒至采空区及工作面四线（工作面胶带运输巷、辅运顺槽、回风顺槽、始采线、停采线），减少氧与浮煤接触的机会，延长煤的自然发火期。②采用阻化剂防火时应遵守下列规定：a选用的阻化剂不得污染井下空气和危害人体健康。b必须在设计中对阻化剂的种类和数量、阻化效果等组要参数作出明确规定。c应采取防止阻化剂腐蚀机械设备、支架等金属构件的措施。d采取喷洒阻化剂防火工艺时，施工前必须编制专项安全技术措施。2、注氮防止自燃发火工艺①22101工作面注氮防火方法：使用移动式注氮机沿工作面进风巷辐射一趟ø133x5输氮无缝钢管根据采空区温度及有害气体的浓度，采用埋管的方式连续或间歇地往采空区注入氮气。②采用注氮防火时应遵守下列规定：Ⅰ氮气源稳定可靠。Ⅱ注入的氮气浓度不得小于９７％。Ⅲ有专用的氮气输送管路系统及其附属安全设施。Ⅳ有连续不断地监测采空区气体成分变化的监测系统。Ⅴ有固定或移动的温度观测点和监测手段。Ⅵ有专人定期进行检测、分析和整理有关记录、发现问题及时报告、处理。Ⅶ采取注氮防火工艺时，注氮周期为每天注氮一次，每次注氮时间不低于5小时，施工前必须编制专项安全技术措施。3、在工作面回风顺槽敷设束管监测管路，通过束管监测系统进行监测气体变化情况。4、工作面生产过程中，要将采空区内的物料回撤干净，严禁留有物料。5、要定期对两顺槽进行清理，严禁在顺槽内堆积浮煤。6、加强采煤工作管理，保证正规循环进尺，加快推进速度，提高回采率，减少丢煤量。7、回采期间，要加强两顺槽的支护，防止顺槽冒顶，对因冒顶而形成的顶板空洞，要及时充填封闭。8、设备列车、油脂库、带式输送机头等按规定配置灭火器、沙箱及其它灭火工具。9、每周对工作面回风巷上隅角气体取样分析一次，对自燃发火做好早期预测预报。10、当采空区顶板未能冒落存有悬顶时，运输顺槽端头放顶线处应使用旧风袋挂严挡风帘，并随端头回柱及时恢复，尽量减少向采空区漏风。11、当工作面推至停采线时，应及时对采空区进行封闭。12、当工作面回采结束后，在工作面顺槽、回风顺槽口按设计修建永久密闭。㈡监测和检查充分利用安全监测系统和束管监测系统，进行预测预报工作。1、矿井安全监测系统在距工作面不大于10米的回风顺槽内安装甲烷传感器；工作面回风顺槽隅角处各安装一台甲烷传感器、一氧化碳传感器；在回风顺槽出口处各安装一台甲烷传感器、一氧化碳传感器、温度传感器、风速传感器，甲烷传感器报警浓度为≧1%，一氧化碳传感器报警浓度为≧0.0024﹪，温度传感器报警值为30°，当工作面风速低于规定值时，风速传感器应发出声光信号。 2、安全监测系统每班必须由专职人员进行检查，确保监测系统灵敏可靠。3、工作面生产时始终在工作面运输顺槽内及回风隅角分别安装束管采样头，对工作面和采空区的气体成分进行连续监测，对束管监测系统的数据及时进行分析，发现温度上升明显、有芳香族碳氢化合物、CO浓度超过0.0024%或增加较快时，及时采取相应措施。4、所有的束管要做到吊挂平直，不漏气。5、瓦检员每班对工作面的回风隅角和回风流，用CO检测仪至少检查一次CO浓度，对高冒区等易发火地点，必须进行人工取样化验分析。附图八：22101工作面防尘系统示意图附图九：2201工作面安全监测系统示意图第三节排水系统一、设备选型：根据《回采地质说明书》提供的水文地质分析：该工作面水文地质条件简单，顶底板砂岩裂隙水为掘进工作面主要直接充水源，据精查地质报告煤层顶底板砂岩含水性弱，。局部顶板由于隔水层缺失有淋水。据井下污水处理间排水统计矿井涌水量约为5m3/h左右。所以工作面回采前在巷道低洼处施工好水仓，安装好排水能力不低于10m3/h的排水泵及管路，并达到准运行状态，备齐1～2台备用泵，确保有水时能及时排出。二、疏排水系统路线:22101工作面上下两顺槽的积水经排水管路排至中央水仓后排至地面。附图十：22101工作面排水系统示意图第四节供电系统一、供电概述1、工作面电源引自采面变电所高爆配电装置经MYPTJ-6/10KV3*70+3*35/3+3*2.5mm2金属屏蔽绝缘监视型高压电缆接至工作面设备列车移变，供电电压为10KV，根据工作面用电设备容量，分别选取3300V为供采煤机、刮板输送机、转载机、破碎机、乳化泵、喷雾泵供电；1140V双速绞车，照明及集控采用127V电源。2、顺槽皮带电源：引自采区配电点KBSGZY-600/10移动变电站经MYPTJ-0.66/1140V3*70+1*10+3*2.5.给顺槽联络巷真空软启动开关、控制开关、照明综保提供电源，负荷电压为1140V，照明及集控采用127V电源。3、移动变电站、集控台、组合开关、泵站等设备设在设备列车上，设备列车设在距工作面120米处，随着工作面的推进每隔40～50m移动一次。二、工作面及顺槽设备布置1、工作面设备1）采煤机采用鸡西煤矿机械有限公司MG420/1020-WD型电牵引采煤机，总装机功率1020KW，其中2台截割电机，每台功率420KW，额定电压3300V，额定电流90A/台；2台牵引电机，每台功率75KW，额定电压380V，额定电流为143A/台；1台调高泵电机30KW，额定电压3300V，额定电流为2）工作面刮板输送机采用中煤张家口煤矿机械有限公司生产的1）中煤张家口煤矿机械有限公司生产的PCM200型破碎机，额定功率为200KW，额定电压3300V，额定电流为44A。SGZ800/800型输送机，机头及机尾采用额定功率400/200KW的双速电机，额定电压3300V，额定电流为87/582、皮带顺槽机电设备2）中煤张家口煤矿机械有限公司生产的SZZ900/315型转载机，额定功率，额定电压3300V，额定电流为66A3）中煤张家口煤矿机械有限公司生产的ZY2300型皮带自移机尾适应皮带宽度：1000mm，推移油缸行程：2300mm。ZY1100推移装置，推移油缸行程：1100mm3、设备列车设备1）乳化泵采用两用一备其中：南京六合煤矿机械有限公司生产的BRW400/31.5型乳化泵3台，额定功率250KW，额定电压3300V，额定电流为53A，流量400L2）喷雾泵采用南京六合煤矿机械有限公司生产的BRW500/12.5型喷雾泵2台，额定功率160KW，额定电压3300V，额定电流为34A，流量500L，压力3）山西长治贝克生产的8SKC9215-1600/3300型组合开关3台，控制采煤机、刮板输送机、转载机、破碎机、乳化泵、喷雾泵。4）盐城华盛变压器制造有限公司制造的KBSGZY-3150/10型移动变电站一台，给采煤机，刮板输送机、乳化泵、喷雾泵、转载机、破碎机提供电源。5）盐城华盛变压器制造有限公司制造的KBSGZY-315/10型移动变电给双速绞车、集控、照明灯提供电源。6）KTC101-Z型集控装置1套。4、顺槽皮带机及机电峒室设备1）顺槽皮带机采用西北煤机二厂胶带机DSJ100/280型皮带机，额定功率280KW，额定电压1140V，额定电流为161.7A，带宽1000mm，长度2）皮带张紧：采用徐州五洋制造的ZYJ型胶带自控液压张进装置，功率5.5KW，供电电压1140V，额定电流4.15A；卷带装置功率15KW，额定电压1140V，额定电流为10A，卷带量3)矿用交流真空软起动启动器一台4）矿用隔爆可逆真空启动器一台5）矿用隔爆本质安全型真空控制开关一台6）矿用照明综保保护装置一台7）KTC101-Z型集控装置1套。5、两巷排水：馈电开关KBZ2-200/1140(660)2台；潜水泵19台，QBZ-30/660真空磁力启动器19台。三、负荷统计与移变容量的选择1、负荷统计表：3150KVA移动变电站所供负荷序号设备名称电机台数电机型号功率/KW额定电流/A电压/V最大工作电流/A总功率/KW2YBCS-4204209033001采煤机2YBOYS4-7575折合至3300V时电流32A330021910201YBRB-30306.633002刮板输送前电机1YBSD-400/200-4/8G40087/583300878003刮板输送后电机1YBSD-400/200-4/8G40087/583300874转载机1YBSD-315/16031566/46.53300663155破碎机1YBSS2-200200443300442006乳化泵3YB335L2-42505333001597507喷雾泵2YB2-315L1-4160343300683208功率∑pn/KW3405KBSGZY-600/10移动变电站所供负荷序号设备名称电机台数电机型号功率/KW额定电流/A电压/V最大工作电流/A总功率/KW1皮带机1YBK2-355L1-4280161.71140161.72802拉紧装置1YBK2132M2-65.54.1511404.155.53涨紧电机1ZYJ-5005.54.1511404.155.54卷带电机1YBK2-160L-41510114010155功率∑pn/KW306KBSG2Y-315/10移动变电站所供负荷序号设备名称电机台数电机型号功率/KW额定电流/A电压/V最大工作电流/A总功率/KW1绞车2YBK2-225M-82215.8114031.6442功率442、根据用电设备容量及用电设备的电压等级选用2台移动变电站，其型号为KBSGZY型，其容量分别确定：1)向采煤机、刮板输送机、转载机等供电设备的移动变电站，其需用容量计算为：Sb=kx.∑pe/cosøpj=3405.kx/0.75=3405*0.58/0.75=2633.20(kvA)式中：kx=0.4+0.6*pd/∑pe=0.4+0.6*1020/3405=0.58Pd-最大一台电机功率KWCosøpj-负荷组平均功率因数。查表取0.75故选用一台KBSGZY-3150/10/3.4型移变一台满足要求2）向皮带机供电的移变Sb=kx*∑pe/cosøpj=306*kx/0.75=388kvA式中：kx=0.4+0.6.pd/∑pe=0.4+0.6*280/306=0.95Pd-最大一台电动机功率KWCosøpj-负荷组平均率因数查表取0.75故选用一台KBSGZY-600/10型移变3）向绞车供电的移变Sb=kx*∑pe/cosøpj=41.07kvAKx=0.4+0.6pd/∑pe=0.4+0.6*22/44=0.73、10KV高压电缆截面选择1）按长时允许电流选截面选用MYTJ-6/10KV3*70+3*35/3+3*2.5mm²型高压屏蔽电缆供电，其长时允许电流为：Ip=260A(1)采煤机的额定电流为IN1=90*2+32+6.6=219（2）刮板输送机的额定电流为IN2=87*2=174（3）转载机的额定电流为IN3=66A(4)破碎机的额定电流为IN4=44A（5）乳化泵的额定电流为IN5=2*53=106A（6）喷雾泵的额定电流为IN6=2*34=68A3150KVA移动变电站低压侧总负荷电流为I′N1=IN1+IN2++IN3+IN4+IN5+IN6=219+174+66+44+106+34=643A600KVA移动变电站低压侧总负荷电流为:I′N2=IN1=161.7A折算至10KV侧电流为∑I=I′N1(U2N/U1N)+IN2(U2N/U1N)=577*(3.3/10)+361*(1.2/10)=212.19+43.3=255.49A变压电缆的允许电流IP=260A＞∑I=255.49A满足要求2）按经济电流密度校验考虑高压负荷的需要用系数Kde=0.75,则高压电缆长时负荷电流为：Ica=Kde∑I=0.75*233.7=175.3A取经济电流密度J=2A/mm²，则经济截面为A=Ica/J=175.3/2=87.6mm²所选标准截面为95mm²满足要求实际安装时选用MYPTJ-6/10KV,3*70+3*35/3+3*2.5mm²高压屏蔽型电缆5、3300V低压电缆选择5.1、按长时负荷电流和机械强度要求初选电缆截面负荷名称机械强度要求最小截面mm²长时负荷电流A长时负荷电抗要求最小截面mm²初选截面mm²长度m过载电流（105倍额定电流）A短路电流A转载机16~3524835501552601884破碎机16~3515035501851581200乳化泵16~35150355055+47+431581200喷雾泵16~3580355032+2885640采煤机5024270704002541936刮板输送机351525070410+50016012165.2、按允许电流损失选择电缆截面5.2.1、允许电压损失为△UP=U2N-0.95UN=330V5.2.2、变压器及线路阻抗1）移动变电站已知额定容量SN=3150KVA,额定电压U2N=3465V,二次额定电流I2N=527A,已知阻抗电压U%=5.5%,负载损耗△UN=12800W变压器每相电阻为：RT=△PN.U²2N/S²N=12800*3.465²/3150²=12800*12.006/9.9*106=0.015488Ω变压器每项阻抗为ZT=U%.U²2N/SN=5.5*3.465/315²=5.5*3.465/992250=0.20963Ω变压器每项电抗为：XT=√Z²T-R²T=√0.20963²-0.015488²=EQ\R(2,0.0437059)=0.20906Ω2)给采煤机供电的电缆阻抗已知电缆规格型号MCPTJ-3300,3*70+1*25+3*2.5mm²长度 L=400m,经查表3-13知ro=0.230Ω/Km,Xo=0.076Ω/Km电抗Xst3=XoL=0.076*0.400=0.0304Ω电阻Rst3=roL=0.230*0.400=0.092Ω阻抗Zst3=√R²st+X²st=√0.092²+0.0304²=EQ\R(2,0.00938816)=0.0969Ω3)给刮板输送机供电的电缆阻抗已知电缆规格型号MCPTJ-3300,3*70+1*25+3*2.5mm²长度 Ljt=410,Ljw=500查表3-13知ro=0.230Ω/Km,Xo=0.076Ω/Km机尾：电抗Xst4=XoL=0.076*0.410=0.03116Ω电阻Rst4=roL=0.230*0.410=0.0943Ω阻抗Zst4=√R²st+X²st=√0.0943²+0.03116²=EQ\R(2,0.00986)=0.0993Ω机头：电抗Xst4=XoL=0.076*0.5=0.038Ω电阻Rst4=roL=0.230*0.5=0.115Ω阻抗Zst4=√R²st+X²st=√0.115²+0.038²=EQ\R(2,0.001468)=0.0383Ω5.2.3、按允许电压损失选择干线电缆截面1）采煤机供电系统（1）变压器内部压损失为：△UT=√3IN1(RTcosør+XTsinør)=√3*242*（0.015488*0.85）+0.20906*05268=419.144*(0.01316+0.11)=419.144*0.1233=51.7V(2)支线电缆上电压损失为：△Ub3=PNLb1(ro+xotanøn)/UN=1140*0.4*(0.23+0.076*0.6197)/3.3=38.3V(3)干线允许电压损失为△Upt1=△up-△uT-△Ub3=330-51.7-38.3=240V(4)干线电缆需要的最小截面为：At1min=kde∑PNLt1.103/rsc△UP，t1UN=1*1140*0.4*103/42.5*240*3300*0.9=456000/3029=15.05mm²At1min=15mm²＜Aca=95mm²所选电缆满足电压损失的要求2）刮板输送机供电系统（1）变压器内部电压损失为△UT=√3IN1(RTcosør+XTsinør)=√3*304（0.015488*0.85+0.20906*0.5268）=526*（0.01316+0.011）=526*0.123=64.6V（2）支线电缆上电压损失为：△Ub3=PNLb1(ro+xotanøn)/UN=1400*0.5*（0.23+0.076*0.6197）/3.3=1400*0.5*0.277/3.3=58.8V(3)干线允许电压损失为：△Upt1=△up-△uT-△Ub3=330-64.6-58.8=206.6V(4)干线电缆需要的最小截面为：At1min=kde∑PNLt1.103/rsc△UP，t1UN=1*1140*（0.5+0.41）/42.5*206.6*3300*0.9=1037400/26078.085=39.78mm²At1min=39.78mm²＜Aca=70mm²所选电缆满足电压损失的要求。附图十—：22101工作面供电系统图第五节通讯照明系统一、通讯系统及有关配置22101工作面运输顺槽皮带机头、转载机机头、控制台处各安装一台直通地面调度室的生产电话。工作面转载机头、转载机尾及整个工作面每间隔15米安装一台扩音电话与控制台联系。二、照明系统及有关配置22101工作面运输顺槽由皮带机头处照明综保引出照明线路向运输巷和皮带机头的照明灯供电。运输顺槽照明灯每隔50米一盏，工作面照明灯每隔15米一盏。附图十二：22101工作面通讯、照明系统示意图第五章劳动组织和主要经济技术指标第一节劳动组织一、作业方式22101工作面采用“三八”制作业制度，每班作业8小时，一个圆班由二个半生产班和半个检修班组成。每天检修时间保持4个小时。附图十四：22101工作面正规循环作业图表二、劳动组织综采工区配备区长、副区长、采煤技术员、机电技术员各一名。22101工作面每班有一名跟班班长负责组织生产，配有副班长、采煤机司机、维修工、三机工等相关工种的操作人员若干名。在册人数101人，出勤78人22101工作面人员配备见劳动组织图表表十工种班次夜班中班早班合计跟班班长111=SUM(LEFT)3副班长1113采煤机司机2226集中控制司机机1113刮板机司机1113转载机司机1113泵站司机1113顺槽皮带司机1113电工2248拉架工3339推溜工2226端头支护工3339清煤工1113下料工0033抽水工1113注氮防火工0033质量验收员1113阻化剂工0033材料员0001合计=SUM(ABOVE)22=SUM(ABOVE)22=SUM(ABOVE)34=SUM(ABOVE)78第二节主要经济技术指标22101工作面的主要经济技术参数详见下表：主要经济技术指标表表十一序号名称数量序号名称数量1工作面走向长度137814月进尺22工作面倾斜长度20015月循环个数312个3煤层倾角﹤1°16月产量1723804煤容重1.30t/m317可采期4.3个月5煤硬度f=2～318正规循环率>80%6割煤高度2.19在册人数101人7地质储量93.15万吨20日出勤78人8可采储量73.08万吨21出勤率80%9回收率95%22工作面效率92t/工10循环进尺0.8m23坑木消耗3m311循环产量553吨24截齿消耗15个/万t12日产量7189吨25油脂消耗300kg/万t13日进尺10.426乳化液消耗200kg/万t第六章灾害预防及避灾路线一、火灾预防及措施1、《规程》允许井下存放的油脂，必须按使用地点，专人管理，集中存放。2、加强对机电设备的管理，杜绝各种失爆现象，防止各种明火及火花的产生。3、当工作面发生火灾时，应视火灾性质、灾区通风和瓦斯情况，立即采取一切可能的方法直接灭火、控制火势，并迅速汇报调度室。在现场，工区跟班人员要依照矿井灾害预防和处理计划的规定，将所有受火灾威胁地区的人员撤离危险区域并组织人员利用现场的一切工具和器材进行灭火。人员撤离时必须遵守下列规定：①位于事故地点进风侧的人员，应迎着风流撤退。②回风侧人员，可佩戴自救器或用湿毛巾捂住鼻、口，以最快的速度，通过捷径进入新鲜风流中。③在迫不得已，而且火势很小时，也可冲过火源撤退。④无论沿什么路线撤退，当爆炸波与火焰袭来时，都应面部向下卧倒或俯卧于水沟中，避开爆炸波与火焰后再撤退，以减轻烧伤。⑤在撤退过程中，如果遇到道路被冒顶堵塞或有害气体浓度高时，则应尽快进入躲避所，等待营救。4、电气设备着火时，应立即切断电源，在电源切断前，只准使用不导电的灭火器材进行灭火。5、调度室在接到井下火灾报告后，立即通知有关人员，组织抢救灾区人员和灭火工作。二、水灾预防及措施1、当工作面或其它工作地点发现有挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气、水叫、顶板淋水加大、顶板来压、底板鼓起或产生裂隙出现渗水、水色发浑、有臭味等突水预兆时，必须停止作业，采取措施，立即报告矿调度室，撤出所有受水威胁地点的人员。2、发生水灾时，除立即报告上级领导外，应在班、组长或老工人指挥下，迅速组织抢救。3、矿领导接到透水报告后，应立即通知矿山救护队出动救援，同时根据水灾可能波及的范围，通知有关人员撤离危险区域。4、井下排水设备在透水后应全部启动排水，水泵司机和维修工必须发扬高度负责精神，坚守岗位，精心看管和维护排水设备，使其始终处于完好状态。5、发现有透水征兆时，必须遵循“有疑必探，先探后采”的原则，并编制专项措施进行探放水。三、瓦斯、煤尘爆炸事故的预防及措施（一）瓦斯爆炸事故的预防及措施1、合理安排生产计划，优化通风设计，杜绝不合理串联通风。2、回采工作面的风量、风速必须符合《煤矿安全规程》要求。3、停电、停风后需恢复通风或排放瓦斯时，必须制定切实可行的安全措施，并严格执行。4、加强瓦斯检查，如发现瓦斯异常区，要加强瓦斯异常区的通风管理工作。5、当工作面局部出现瓦斯超限现象，首先查明原因，采取调整工作面风量等相应措施，杜绝瓦斯超限。6、采煤工作面回采结束后，必须及时进行永久性密闭。7、工作面进风隅角必须设全断面挡风帘，以减少向采空区漏风。8、必须严格执行“一炮三检”的瓦斯检查制度。9、瓦斯检查手册、牌板、报表做到“三对口”，严禁空班、漏检和假检。10、矿井安全检测系统中的瓦斯、一氧化碳等传感器应按规定位置进行安设，并正常使用。（二）煤尘爆炸事故的预防及措施１、井下要有完善的防尘供水系统，防尘用水均应过滤，并保持足够的供水量。２、总回风顺槽和采区回风顺槽内各设一道净化水幕，必须覆盖雾化巷道全断面。３、定期冲刷积尘，保证积尘不超过规定。４、工作面顺槽内必须使用有效的喷雾装置。做到定期冲洗煤尘和清扫浮煤。５、采煤机的内外喷雾装置必须正常使用，各转载点喷雾必须齐全、位置恰当、使用正常。６、工作面主、辅运顺槽及回风顺槽距工作面60－200m必须安设隔爆设施，并随工作面推进及时向外移设。７、加强通风管理，维护好通风设施。四、避灾路线（一）发生火灾、瓦斯煤尘爆炸避灾线路22101工作面→22101工作面运输顺槽、辅助运输顺槽→主、副斜井→地面（二）发生水灾的避灾路线22101工作面→22101工作面运输顺槽、辅运顺槽、回风顺槽→主、副、回风斜井→地面五、其它1、工作面出现灾害事故时，应及时向调度室汇报，能采取措施处理的必须及时进行处理，要防止灾情进一步扩大，不能处理时应按照避灾路线尽快撤离灾区，躲入安全地点，必要时尽快升井。2、发现有人遇险能采取救援措施时，必须救援；人员处于灾区的回风侧不能按避灾路线及时撤离时，应及时佩戴好自救器背离灾区，尽快撤到安全地点，并设法与调度室或其他人员联系，寻求进一步救援。附图十五：22101工作面避灾路线示意图第七章安全技术措施第一节一般规定1、所有上岗人员必须严格执行《煤矿安全规程》、《煤矿安全技术操作规程》和《22101综采工作面作业规程》，严禁违章指挥、违章作业、违反劳动纪律。2、所有特殊工种都必须持证上岗，严格执行岗位责任制，现场交接班制、设备维修制、质量验收制、事故分析制，各岗点要认真填写运转日志。3、工作面回采工程质量和顶板管理，要严格按照质量标准化和工作面工程质量标准的各项要求施工，做到动态达标、安全生产、文明生产。4、所有上岗人员上岗前都必须学习本规程，学习后人人签字并进行考试，不合格不得上岗。5、加强工作面机电设备管理，要按照设备完好标准进行检修和保养，保证设备处于完好状态。6、所有机电设备的安全设施，都必须按照设备的自身安全使用要求进行安装调整，并保证完好可靠，正确使用，任何人不得以任何理由随意撤除，在生产过程中，发现失灵立即更换，更换后再恢复生产。7、为防止重大事故的发生，工作面的各监测系统、通风系统、防尘系统、通讯系统，应时时保证完好，并坚持正常使用。8、人员需跨越的运输设备上方，要安装牢固的人行过桥，并悬挂醒目的标志牌。9、严禁人员进入运转的运输机、转载机里侧和上方作业，必须进入作业时，要停机闭锁，维护好顶板和煤帮，并设专人看管闭锁和观察顶帮后方可进行。10、所有人员在处理各种高压胶管前必须关闭截止阀，严禁带压作业。11、当工作面风量不足或有害气体超限时，要立即停止工作，将人员撤至安全地点，清点人数，并汇报调度室及队值班人员，未经瓦斯检查员、安监员同意不准入内。12、若工作面发生灾害时，要迅速判明灾害性质，所有施工人员立即按各种灾害的避灾路线组织撤离，并清点人数，发生煤尘、瓦斯爆炸必须及时戴好自救器。13、所有人行道宽度确保在0.7m以上，安全出口高度不低于1.8m，行人跨越转载机、皮带的地点要设过桥。14、保护好通风设施，过风门时要注意运行车辆，过后随手关门，不得同时敞开两道风门，不得进入盲巷及设备警标棚栏的巷道。15、井下备用材料齐全，码放整齐，并挂有标志牌。16、井下备用设备、配件应在地面检验合格后方可下井，对有可能碰伤的齿轮、轴承、结合面、油缸径等一定要妥善保护好，以防损伤。17、井下应建立配件库、各种配件要上架且码放好，液压管头、阀组、液控阀等要包扎好，且要挂好标志牌。18、两顺槽设置的开关峒室及油脂库要用阻燃性材料支护，要有灭火砂及干粉灭火器等。19、维修设备时，坚持停送电制度，停电挂牌专人看守，谁停电谁送电。设备运转时，首先发出报警信号。检修更换大件时，要有专人指挥。20、所有人员，严禁酒后下井，严禁带烟火下井，严禁穿化纤衣服下井。21、所有下井人员应严格执行矿上的各种规章制度，并对工作地点经常坚持敲帮问顶，发现不安全隐患，立即处理。第二节顶板管理一、一般顶板管理⑴工作前，班组长、安全监察员必须对工作场所安全情况进行全面检查，严格执行敲帮问顶制度，确认无危险后方准工人进入工作面工作。⑵生产过程中，工作人员必须经常检查工作地点的顶板、煤壁、支架等情况，发现问题必须立即采取措施；对特殊地点的工作人员要提出特殊要求和安排；凡存有隐患的地方，由班长、安监员和工人共同处理，隐患不排除不能离开现场。⑶人员进入机道工作时必须首先敲帮问顶，及时用长把工具摘除顶帮部悬危煤矸，并采取有效的护帮护顶措施，确认无危险后，方准作业。用长把工具摘除悬危煤矸时，人员要躲开煤矸滑落可能波及的