22401综采工作面采煤作业规程(改后)

/目录TOC＼o"1-2"\ｈ\uHYPEＲＬIＮＫ＼l_Toｃ1４７１第一章概况ﻩ１471-1—HYPERLINK\l_Toｃ45０9第一节编制依据 PＡGEREF_Toc4509—1-ＨYPERLINＫ\ｌ＿Toc283０3第二节工作面位置及井上下关系ﻩPＡGＥRＥF_Tｏc28３０3－１—ＨＹＰERLINＫ\l＿Tｏc1９5９2第三节工作面参数及煤层情况ﻩＰAＧEREF_Toｃ１９592-2-HYPＥRＬINK\l_Ｔoc1２511第四节煤层顶底板ﻩPAGERＥF_Toc12５11－2-HYＰＥRＬINK\l_Toｃ1306０第五节地质构造ﻩPAGEＲEF_Toc1３060-3－HYＰＥRLINK\ｌ＿Toc24９01第六节水文地质ﻩＰAＧEREＦ_Tｏc２4901－4—HＹPERＬＩNＫ\ｌ_Toc1277１第七节瓦斯情况ﻩPAGEREF_Ｔｏc12７７１-5－HＹPＥRLINK\l_Ｔoc406第八节影响回采的其它因素ﻩPＡGERＥF_Ｔoc406—5-HＹPERLINK\l＿Ｔoc４806第九节储量及服务年限ﻩPAGEREF_Tｏc4806－6－HYＰＥRLＩNK\ｌ_Ｔoc20359第二章采煤方法ﻩPAGEＲＥF_Toc２0359—6-HYPＥRLINK＼l_Toc135０7第一节巷道布置ﻩＰＡGERＥF_Tｏc1350７-6-HYPERLINK\l_Ｔoc11587第二节采煤方法及采煤工艺 PAGEREF_Tｏc１1587－7—HYPERＬIＮK\l＿Tｏc6936第三节设备配置ﻩPAＧEREF_Toc6９36-8-HYＰERＬINK\ｌ_Toc71１０第三章顶板控制 ＰAＧEREF＿Tｏc71１0-9—HＹPERLIＮK＼l_Ｔoc２725第一节支护设计 PAGEREＦ＿Tｏc272５—9－HＹＰＥRLINK\l_Toｃ1５61４第二节工作面顶板控制ﻩPAGERＥF_Tｏｃ156１4－10－HYＰERLINK＼l_Toc２9６97第三节端头支护及顺槽管理 PAGEREF_Ｔoc２９697—1１—HYPERLIＮK\l_Tｏc17４07第四节工作面顺槽的管理ﻩＰAGＥRＥＦ_Toc１7４0７－１１-HYPＥＲLINK＼ｌ_Toc5986第五节超前缺口施工 PAGERＥF_Toc５986-１2－ＨＹＰＥRＬINＫ\l_Ｔoｃ11215第六节矿压观测 ＰAGERＥF_Tｏc112１5-14—HYPERLINＫ\l_Toc30907第四章生产系统 ＰAＧEREF_Toc30907－14-HYPEＲLINK＼l_Toc4496第一节运输系统 PAＧＥREF_Toc４４９6—14-11６9７第二节“一通三防”与安全监控 ＰＡGEREＦ_Ｔoc１169７—15—ＨYPERLINK\l_Ｔoc135９7第三节供液和喷雾ﻩPＡGEREF_Ｔoc1３597—22－HYPEＲLＩNＫ\ｌ＿Toｃ7260第四节排水 PAGEＲEＦ_Ｔｏｃ7２６0-２3—HＹＰERＬINK\l_Tｏc３1562第五节供电ﻩＰＡＧERＥＦ_Tｏｃ3156２-23—ＨYＰEＲLIＮK＼ｌ_Toc14574第六节照明、通讯ﻩPAGEREF_Ｔoc14574-３２—HＹPERLINK\l＿Toc2６473第五章劳动组织及主要技术经济指标 ２6４７3-3３—ＨＹPERLＩＮK＼l_Tｏc438第一节劳动组织 PＡＧEREF_Toc4３8—33－ＨYＰERLINK＼l_Toｃ2８103第二节循环作业ﻩPAGEREＦ＿Toc28103-３4－ＨYＰERＬＩＮK\l_Toｃ133３8第三节主要技术经济指标 ＰAGEＲEF_Toc1３338—34—HＹPERLIＮK\l_Tｏｃ202８４第六章煤质管理 PAGEＲEF＿Toｃ2０28４-3５—HＹＰERLINK\ｌ＿Tｏc19067第七章安全措施ﻩＰAＧEREＦ_Tｏc１９0６７－３6—HYPERLIＮK\l_Ｔoc28158第一节一般规定 ＰAGＥREＦ_Tｏc28158-36－HYＰERＬINK\l_Tｏc４642第二节顶板管理 ＰAGEREF_Tｏc464２-36-HＹPERLＩNK\l＿Ｔoｃ2０0６1第三节机电、设备及运输管理ﻩ２0061－37—HYPＥRＬＩNK＼ｌ＿Toc2４9９７第四节防治水 PＡGEＲＥF_Toc24９９7-43－HYPＥRLINＫ\l＿Toc18964第五节“一通三防”技术安全措施ﻩPAＧERＥＦ＿Tｏc1８9６4－43-ＨYPＥRLINK\l_Toc31588第六节其它规定 PAGＥREF＿Ｔoc３１588-52-HYPERLＩNK\l_Toc29５1２第八章灾害应急措施及避灾路线ﻩPＡGＥＲEＦ_Toc29512—53－第一章概况第一节编制依据一、《中华人民共和国矿山安全生产法》二、《煤矿安全规程》(2011年版)三、《煤矿工人安全技术操作规程》四、《２２4０1工作面回采地质说明书》五、《22401工作面供电设计说明书》六、《22４01工作面设计说明书》七、《观文煤矿2０1４年基本建设作业计划》八、观文煤矿各工种岗位责任制、安全制度九、《四川省煤矿安全质量标准化基本要求及考核评级办法》（试行)十、《观文煤矿煤质管理办法》第二节工作面位置及井上下关系开采范围及工作面与地面相对位置的关系见表1-1所示.表1—1工作面位置及井上下关系水平名称一水平采区名称二采区地表标高＋1１7５m～+1358m井下标高+11２0ｍ~+1150m机巷：+996m～+1０１5m地面位置工作面位于109＃~1１0＃勘探线之间,对应地表处于路坎上~湾园子～梁子上一带,工作面对应地表为高山坡地及陡崖,对应地表有大量田地、林木,西北方区域有少量民房。其西北有一泉点（W６１)距离工作面切眼１50m，其他无大型水体及其他建筑设施。工作面西北方接近煤层露头带，可能存在老窑采空区。回采对地面设施的影响预计回采对地面设施无影响。井下位置及四邻采掘情况２２40１工作面开采Ｃ２4煤层（位于煤系地层下部），是一水平二采区第二区段西翼工作面;工作面北面为上覆煤层１19０1工作面(未布置）;南面为下区段1２403工作面(正在布置)，东面为二采区主体上山。上覆无其他采掘工作面布置,下伏地层茅口组（Ｐ1m)已布置C２5煤层3#底板抽放巷(西翼）.走向长度（m）345倾斜长度(m）120斜面积（m2)4１400附图1－2-1:2240１工作面平面布置图第三节工作面参数及煤层情况2２401工作面走向长为345ｍ,倾斜长为1２0m，工作面煤层倾角２4°~30°，平均２7°。面积（斜面积）为414０0m2。煤层最大厚度2.2m，最小厚度1.５ｍ,平均厚度２．0m.C2４煤层位于煤系地层下部,半暗型无烟煤,条带状结构,块状、层状构造，内生裂隙较发育，高灰、中硫,质地坚硬，为观文井田的可采煤层.煤层容重1.59ｔ/m3。工作面的工业储量为：4１400×2．0×1.59=13１６52t。该工作面煤层为薄煤层，工作面回采率为95％,该工作面可采储量为:414０0×1.5９×0．９5×２．0=12５069ｔ。表1－2煤种、煤质煤质（Ｍad）％（Ad）％（Vd）％（Fcｄ）%（St。d)%Qｇr．vdMJ/kg工业牌号0．9831。738．３360。211。1023．5９WＹ03第四节煤层顶底板根据地质说明书结合现场揭露得知,该工作面顶板属Ⅱ类顶板（MT５５4—１９96）,具体顶底板情况详见表１—３煤层顶底板情况。表1－3煤层顶底板情况顶板底板顶底板名称岩石名称厚度（m）岩石特性硬度系数老顶细砂岩２.5～3.22灰色，细粒结构，中厚层状，底部有黑色条纹，含少量黄铁矿结核.裂隙发育，水稳定性较差.为S2砂体。４~6直接顶细粒砂岩泥质粉砂岩１。0～2.6灰色泥质砂岩，层理明显,性脆，裂隙发育，含砂质泥岩，易垮冒4~6伪顶粘土岩炭质泥岩０.5~0。54灰色、灰黑色，泥质结构，发育少量裂隙，岩层破碎易，冒落水稳定性差,遇水易膨胀2~４伪底粘土岩1.0～0.5８灰色,含泥岩，层理明显，裂隙发育,水稳定性差，遇水易膨胀2~4直接底砂质泥岩泥质粉砂岩2.5～3．０6灰色泥质砂岩，中厚层状,局部夹少量泥质及炭质条带,层理明显,裂隙发育，为Ｓ1砂体。4～6附图１－4—2:22４01工作面地层综合柱状图第五节地质构造一、根据二采区+1145m轨道石门、C2５煤层３＃底抽巷西翼、＋10１3m运输石门、2２４01工作面布置过程中揭煤(岩）层情况，该工作面煤（岩)层产状:170°~180°，∠24°~3０°，在断层、陷落柱等构造带产状变化较大。

二、在采区中部及工作面东翼揭露F1断层带以及伴生陷落柱、F3正断层，在工作面布置过程中运输顺槽、切眼及回风顺槽区域共揭露断层6条,造成煤层薄化、煤层断失、产状异常、裂隙发育等，对工作面布置及回采有一定影响。三、根据22401工作面回风顺槽、运输顺槽揭露煤层情况，预计22４01工作面回采区域地质构造情况中等，小断层较发育，煤岩层变化大。四、除上述揭露断层外，工作面内部可能存在未揭露的隐伏断层。在断层影响区域,以及邻近断层构造边缘时，煤层产状、结构、厚度可能发生异常。本工作面裂隙较发育。表1-4地质构造构造列表构造名称性质倾向（°)倾角(°）落差对回采的影响程度Ｆ3正断层29565~8510m工作面东翼边界揭露,断层贯穿整个工作面，煤层断失，顶板破碎裂隙发育,伴有淋水现象，对工作面的布置及煤炭回收有较大影响F2４01正断层2７3651.２m工作面运输顺槽西翼揭露，对工作面的布置及煤炭回采有一定影响。F240２逆断层110651.5ｍ工作面运输顺槽西翼揭露,对工作面的布置和回采有一定影响。F2403正断层270702。5m工作面运输顺槽西翼揭露，落差较大,对工作面的布置及煤炭回采有较大影响。F2404正断层120352．5ｍ工作面运输顺槽中部揭露，落差较大，对工作面的布置及煤炭回采有较大影响。Ｆ24０5正断层22０720.5m工作面切眼中部揭露,落差较小，对工作面回采影响较小.F２４06正断层260751。6m工作面回风顺槽西翼揭露,对工作面的布置和回采有一定影响。第六节水文地质一、主要水源及含水层：Ｃ24煤层位于二叠系龙潭组下部（P2l2）,顶底板岩性主要为泥岩、砂质泥岩、泥质粉砂岩、细砂岩及煤层，据地层岩性和泉水流量分析,其富水性较弱.上覆二叠系长兴组(P2c），富水性不均匀,富水性弱，为岩溶－裂隙弱含水层。下伏二叠系茅口组（P1m）,浅部岩溶裂隙及管道岩溶较发育，为富水性弱～中等的岩溶－裂隙含水层。C24煤层距离茅口组灰岩平均距离9。0ｍ。二、井下水分析2２401工作面西北区域为煤层风氧化带，第四系松散层覆盖，埋深较浅。C24顶板岩层水稳定性差易冒落，泥岩、砂质泥岩中局部含水，在裂隙带、构造破碎带、采空区冒落等可能导通上部含水、地表水等，导致工作面回采过程中涌水量增大.三、涌水量预计工作面正常涌水量4～１０m3／ｈ,在多雨季节工作面涌水量将增大。工作面主要充水水源为裂隙水、煤系地层裂隙构造水,地表水以及多雨季节大气降水,回采过程中水文地质条件较复杂，水患威胁一般。回采至断层构造、裂隙发育、顶板破碎等区域或淋水增加时,要求加强探放水工作、加强顶板及煤壁支护,防止顶板及煤壁垮冒，防止水患事故的发生.配备排水设备、设施,保持排水系统畅通。在巷道低洼地段,设计施工放水孔，加强积水排放工作，确保巷道无积水。第七节瓦斯情况C24煤层的最大原始瓦斯含量为１0。067ｍ3/t，工作面通过钻孔预抽后，总预抽率达3１．38％〉30%,计算残余瓦斯含量为６．９m３/ｔ＜8ｍ3／t。预计22401工作面煤层相对瓦斯量为６。9m3／t。第八节影响回采的其它因素一、煤尘爆炸指数C24煤层有一般突出危险性，无煤尘爆炸危险性。二、煤层自燃发火性Ｃ24煤层自燃发火倾向性为Ⅲ类，属不易自燃发火煤层。三、地温影响分析地温正常，无高温区。四、地质部门建议（一）Ｃ２4煤层顶板岩层砂岩、砂质泥岩互存，水稳定性差，裂隙较发育，在构造及淋水区域可能发生顶板破碎冒落,回采过程中应加强构造带、裂隙破碎带顶板及煤壁支护工作.

（二）煤层倾角较大，回采过程中注意大块煤、矸石滚落伤人,加强回采支架防倒防滑动管理.（三）工作面距离煤层风氧化带较近,煤层埋深较浅,多雨季节回采过程中工作面涌水量可能较大。回采过程中确保排水系统通畅，做好防水排水工作。(四）C2４煤层瓦斯含量较高，且有一般突出危险性,加强回采期间通风瓦斯管理工作，特别加强构造带、裂隙发育带的通风瓦斯管理.（五）回采过程中加强地表对应区域民房调查及开采沉陷治理工作。（六）工作面储量为估算值，未扣回采损失及断层构造损失。第九节储量及服务年限一、工作面储量：工作面工业储量为131652万t,可采储量为12５０69万ｔ.二、服务年限：根据我矿现有的开采设备，月平均计划产量为2.５万t;预计２24０１工作面的服务时间为5。5个月。第二章采煤方法第一节巷道布置一、巷道布置方式：２240１工作面运输顺槽、材料顺槽、回风顺槽、切眼均沿Ｃ24煤层顶板按中线控制施工，其中运输顺槽、材料顺槽、回风顺槽沿煤层走向布置，切眼沿煤层倾斜布置.二、巷道用途：运输顺槽主要用于工作面开采期间煤炭运输、行人及通风、瓦斯治理等；材料顺槽用于工作面安装期间设备运输及回采期间材料运输;回风顺槽用于回风；切眼用于安设刮板输送机、割煤机、支架及通风。三、巷道支护方式：切眼采用单体液压支柱配11＃工字钢、运输顺槽、材料顺槽、回风顺槽均采用锚网喷＋锚索组合梁支护。附图２-1－３:22４01运输顺槽支护断面图（1:50)附图２-1-4：22４０1材料顺槽、回风顺槽支护断面图（1：50)第二节采煤方法及采煤工艺一、采煤方法及采煤工艺根据回采地质说明书中采煤工作面煤层赋存条件和顶、底板岩性等条件，结合相邻矿区开采经验，该工作面采用走向长壁后退式采煤方法，综合机械化单向割煤中部进刀的倒“∞”型割煤的采煤工艺进行回采。二、采高确定根据工作面煤层赋存情况和我矿现有设备状况，确定该采面采高为1。6～2．0m一次采煤层全高。工艺流程割煤机中部下行斜切进刀落煤、装煤至下端头→上段推溜→刮板输送机运煤→给机拉架→割煤机上行装煤→下段推溜→割煤机上行割煤至端头→刮板输送机运煤→给机拉架→给煤机下行装煤→割煤机下行斜切进刀落煤、装煤至下端头回采工艺1、落煤（１)割煤与进刀方式工作面采煤机选用MG320/７１０-BＷD型机组，原则采用工作面中部斜切进刀方式上行进刀割煤，双滚筒落煤往返一次割一刀，循环落煤进度为600mｍ.采煤机向前运行时，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤,且滚筒旋转方式采用“前顺后逆”方式进行割煤.(2)机组运行流程1）采煤机割煤至工作面上端口后，调换滚筒位置，反向清理浮煤至工作面中部；2)沿中部输送机弯曲段进刀并进行工作面下半段割煤至下端头，同时从工作面中部向上端头依次推移上半段输送机;３）采煤机转向，调换滚筒位置，上行清理下半段浮煤至工作面中部；４）才没即继续上行，在工作面上段割煤至上端头,同事从中部向下端头依次推移下半段刮板输送机进入下一个循环.2、装煤利用机组滚筒螺旋叶片装煤和采煤机返回时装煤,机头、机尾和架间残余浮煤由人工进行清理.运煤工作面采用SＧZ764/320型可弯曲刮板输送机运煤,机道内残余浮煤在推移刮板输送机时，经铲煤板进入刮板输送机内。4、支护：选用ZＹ３５０0/１５/28型液压支架控制顶板.5、采空区处理：采用全部垮落法处理采空区顶板。五、工作面生产能力和服务年限１、工作面正规循环生产能力用下列公式进行工作面正规循环生产能力的计算.Ｗ=LＳhrc120×0.６×2。0×1。59×0。９5t=２17。5t式中：Ｗ——工作面正规循环生产能力,t；L——工作面平均长度，m；S——工作面循环进尺,m；ｈ——工作面设计采高，ｍ；r——煤的容重，1.59t/m3；c——工作面回采率，95%。２、工作面服务期限或时间工作面可采储量(万t）÷月平均计划（万t）＝服务时间（个月)12。5０6９÷2.５=5。5附图2-2－５:机组进刀示意图第三节设备配置一、工作面设备配置:1、工作面设备配备为:ＭG３２0／7１０－ＢWD型采煤机组、SＧZ7６４/3２0型可弯曲刮板输送机和ZY350０／１5/２8型液压支架97架。2、工作面顺槽设备：(1)运输顺槽:设１台ZＢZ－4煤电钻、SGB62０/40T型刮板输送机及其相关配件、DSJ８００/132×2型皮带运输机1台、1台ＪＨ-１4型回柱绞车.（2）材料顺槽：设JD—1.6型调度绞车２台。（３）回风顺槽:设１台JD—1.6型调度绞车2台、1台ZBＺ-4煤电钻。３、泵站：2套BRＷ－２00/31．5Ｃ乳化液泵（1套使用、1台备用）、2套ＢＰW—320/６。3喷雾泵(1套使用、1台备用）.附图2—３-6：22４01工作面设备布置平面示意图第三章顶板控制第一节支护设计一、采煤工作面的支护设计(一)支护强度Pｔ的确定1、回采时工作面合理支护强度Pt的确定Pt＝９。８1。ｈ。γ.κ式中:Pt……………工作面合理的支护强度,ｋN／m２；ｈ……………采高，工作面最大采高2。0m；γ……………顶板岩石密度，t／m3,一般取2．５t/ｍ3;κ……………工作面液压支架应该支护的上覆岩层厚度与采高之比,一般取4～６，在此取κ=5；故，Ｐｔ=９。81×2.0×2.5×5＝244kN/m22、控顶距的确定根据本工作面采高，拟选用ZY3500/１５／２8型掩护式液压支架,及采煤机截深计算掩护式液压支架的最大控顶距为4.6m,最小控顶距为4．0m，支架中心距为1。5０m,移架步距为0．6m。（二）ZY35００/１5/28型掩护式液压支架的有效支撑能力Rt的确定液压支架最小支撑能力RB=26６3（ＫＮ/架）.液压支架工作系数KG=0。96。ﻩ液压支架承载不均匀系数ＫB=０。965。液压支架增阻系数KZ=０．97。液压支架有效支撑能力RＴ。Rt=KＧ×ＫB×ＫZ×RB＝0.９6×0。965×0.9７×2663=２39３（KＮ/架)(三）液压支架最低支护强度P=Rｔ/ｓ=２3９3/(4。２×1。75)=３２6KN/m2根据以上计算，ZＹ3400/6。５/14Ｄ型液压支架最低支护强度大于工作面设计支护强度，满足支护要求。端头支护及材料数量确定1、采面上、下端头采用ＤW２5-31。5/１0０型单体液压支柱配3.２m工字钢梁(或π型梁）按照四对八梁布置成对架设支护端头顶板，机、风巷密集支护滞后于采面放顶线的距离不得大于１．0ｍ。２、机、风巷超前支护30ｍ，前２０m双排，后1０ｍ单排布置，采用ＤＷ25-31.５／100型单体液压支柱配工字钢梁，单体液压支柱取100根，６0根工字钢梁，超前支护间距1.0m。３、机头工字钢梁支柱:16×3＝48根(柱）。４、机尾工字钢梁支柱：2×3=6根(柱)。5、基本支架数：(1２0—7)÷1.７5＝60（架）.备用支护材料:支柱２0根，木料20根,楠竹跳板30块，铰梁2０根.故22401工作面选用ＺY350０／15/２8型液压支架９7架,DW25－31．5／１00型单体支柱174根，配长3。２m工字钢梁78根及ＨDJA-1200型金属铰梁40根支护顶板.第二节工作面顶板控制一、采场管理１、顶板管理方法采用ZY3５0０/１5/28型液压支架进行支护，全部垮落法管理顶板。２、控顶方式⑴采用ZY350０/15/２8型液压支架控制顶板，相邻支架中心距为1．50m，最大控顶距4．6m，最小控顶距为４．0m，放顶步距为0。6ｍ。⑵泵站压力为31。5MPａ，在设计采高状态下，液压支架的初撑力为2663～2９79KN，额定工作阻力为340０KN，支护强度为0.57～0．63MPａ。⑶移架方式采用依次顺序式及时支护顶板，即采煤机割煤后滞后于机组后滚筒2～3架逐架进行移架。二、机、风巷工字钢支架回撤采用人工回撤,且与工作面放顶线对齐。回撤的工字钢支架及时运到指定地点堆放整齐，不能复用的单体液压支柱、铰梁要及时运出地面交机修厂检修。三、工作面与顺槽刮板输送机的搭接方法1、工作面刮板输送机与顺槽的搭接高度不低于300mｍ.2、若遇工作面支架活柱少于３０0mm时,采取卧底工作面顺槽的方法或者增长刮板输送机斜面的方法确保搭接角度。四、安全出口:在割煤机割不穿机头、机尾时必须提前开缺口。采用Mz—1.2型煤电钻打眼,１～5段毫秒电雷管配煤矿安全乳化炸药正向装药大串联爆破，MＦB—２00型放炮器起爆，人工攉煤，超前出口规格:上出口2m×2m×1。２m；下出口2m×2m×1．2m；采用单体液压支柱配π型梁支护顶板；上下出口巷道高度不得低于2.0m。五、采空区处理采用全部垮落法处理采空区顶板。第三节端头支护一、采面出口及端头支护1、端头支护:机头、机尾采用单体支柱配３.2m的π型梁成对使用,一梁三柱的抬棚支护顶板，棚距中对中为０.8m，梁对之间间距为0。２m;机头、机尾的抬棚梁随工作面推进而交替前移，步距为0.8ｍ。２、采面上、下出口宽度与采面控顶距相同,出口高度与该范围的采高一致,上、下出口顶板完整稳定时，出口处的支护采用单体液压支柱配π型梁的形式支护顶板,柱距为0。8m,排距为1。6m，当顶板破碎松软时，必须用楠竹跳板将其背接严实。第四节工作面顺槽的管理一、工作面顺槽维护1、机风巷超前工作面煤壁30m，采用DW25－31.5／１０0型单体液压支柱配铰梁支护顶板（切眼以东２0m段设双排，10m至20m段设单排），超前支护双排段采用DW25－3１。5/１00型单体液压支柱打在工字钢两端作支撑,且不少于一梁二柱，柱距为棚距。2、工作面顺槽从采场煤壁至放顶线之间均必须保留原巷支护和超前支护。３、回采过程中，必须加强顺槽维护,确保巷道支护完整；机、风巷巷道净高均不得低于2.0m,进、回风净断面不得低于3m2,机巷人行侧宽度不低于0。７m.二、顺槽回撤1、顺槽回撤前，必须提前支设好临时点柱或斜撑支柱，以防煤层片帮或顶板冒落伤人。2、顺槽护巷支护与采面放顶线对齐,回撤在采面移架后进行；回撤时，回撤点与割煤、移架点的距离均不得小于１５ｍ.３、顺槽回撤时,必须指派专人观察围岩的稳定情况,一旦发现有异常情况时，必须立即停止作业，待处理好以后再恢复作业。第五节超前缺口施工一、工作面机头、机尾机组割不穿上、下出口造成通风断面不足4m2时就必须设超前缺口,炮眼采用“五花眼”布置,机头缺口斜长为２m，机尾缺口斜长为2ｍ，高度为1。８m，走向长度保持超前煤壁不小于1．2m；缺口采用单体支柱配铰接顶梁沿倾向支护，柱距为1。0m。工作面下出口支架无法护顶段，采用支设走向抬棚进行护顶，顶梁为11＃工字钢,间距≯1000ｍm,顶梁交错布置.附图3—5—7:超前缺口炮眼布置图二、爆破作业方式1、采用电钻打眼,间距0．４～0。6m,深度１。5ｍ，炮眼与煤壁呈92°的夹角。2、每眼装填1５0~30０ｇ煤矿许用3级乳化炸药配煤矿许用毫秒电雷管１-5段正向起爆，每眼装填一条水炮泥，黄泥充填长度≮５00mm。3、选用一台ＭＦB－2０0型起爆器,串联进行爆破。4、爆破说明书炮眼名称炮眼编号炮眼编号（m)炮眼长度(m)眼距m炮眼角度（°)装药量雷管消耗水炮泥个数封泥长度m爆破顺序联线方式水平坚直条/眼小计kg雷管段别雷管数量发左右仰零俯掏槽眼4—81。5１．5５0。9909０0０2０。8１２40。5１串联辅助眼1—36—10１。5１.5０0.9８8８800１1。226120。52合计12.1２。0８164.05、采用绝缘铜芯线作为放炮母线,母线接头必须采用正规的接线盒,严禁出现明接头.6、启爆施工超前缺口时：启爆点及岗哨1设置在2２４01运输顺槽距离作业点200m处;岗哨2设置在C25煤层３#底抽道西翼与224０1运输顺槽联巷岔口处；岗哨3设置在+1071m补进风联巷车场风门外５m处;岗哨４设置在+1０71m人行联巷下平巷与２＃底抽巷岔口处；岗哨５设置在＋1071m轨道石门西翼和22401回风联巷外段岔口处。7、搜岗、撤人、布岗路线放炮前，当班班长将２2４０１切眼内及作业区域内所有人员撤出，在22４01切眼上口处命令所有人员在此待命并指定临时岗哨1，班长带领3名岗哨人员沿２２４0１回风顺槽向东搜索至２２40１回风顺槽与224０1回风顺槽联络巷岔口处设置临时岗哨２，班长沿2240１回风顺槽继续向东搜索至作业点撤出所有作业人员，返回临时岗哨2，班长带领所有人员沿22401回风联络巷、二采区C２５煤层2＃底抽巷西翼搜索至与+１071m补进风联巷岔口处设置临时岗哨3，班长带领1名岗哨人员搜索至＋1071m补进风联巷车场内，在风门外5m处设置岗哨3，班长返回临时岗哨3，带领所有人员沿二采区C25煤层2＃底抽巷西翼搜索至２＃底抽巷与＋1０71m轨道石门西翼岔口处设置临时岗哨４，班长带领１名岗哨人员沿＋107１m轨道石门西翼搜索至与2240１回风顺槽外段岔口处设置岗哨5,班长返回临时岗哨４，带领所有人员继续沿２＃底抽巷向东搜索至+１0７1m回风联巷岔口处设置临时岗哨5，班长搜索+１0７1m回风联巷并撤出里面所有人员，返回临时岗哨5,带领所有人员撤至+1０71m行人联巷下平巷与２#底抽巷岔口处设置岗哨4，班长返回临时岗哨１，带领所有人员从２2401切眼上口向切眼下口搜索，撤出切眼内所有作业人员，然后沿２2401运输顺槽向东搜索至224０1运输顺槽与22４01运输顺槽联巷岔口处设置临时岗哨6，班长带领1名岗哨人员沿2240１运输顺槽联巷搜索至风门外5m处设置岗哨2，班长返回临时岗哨6,带领所有人员沿22401运输顺槽向东搜索至距离切眼2００m处设置岗哨1(起爆点)。附图3－5－8：２2４0１工作面回采期间岗哨布置示意图8、放炮前，采用皮带、楠竹跳板等对爆破点及附近20m范围内支架的各类油缸、液压元件、供液管路、行走电缆等进行妥善保护.9、放炮后，通过工作面运输系统将煤炭运出地面。10、放炮后及时对超前缺口进行支护。附图３—５－9：2240１工作面回采期间（回风顺槽未贯穿）通风系统示意图附图3-５-10:2２40１工作面回采期间避灾路线示意图附图３－5－1１：224０1工作面采场支护示意图第六节矿压观测一、矿压观测内容观测支架的初撑力、工作阻力。二、矿压观测要求1、严格按要求对液压支架安装压力表，工作面每班分别检查一次液压支架的初撑力和工作面阻力。2、矿压观测发现矿压有异常变化时,必须立即汇报队和调度室,队技术员立即到现场查明原因,制定处理措施进行处理，有重大问题时必须立即通知相关科室技术负责人、副总以上领导到现场察看，制定相应措施进行处理。3、每班必须填写综采工作面顶板监测班评估表，定期交技术部门,对工作面开采期间顶板来压规律进行分析。第四章生产系统第一节运输系统一、运煤系统：22４01工作面→22401运输顺槽→＋11１2m运输石门→二采区1＃中部煤仓→运输上山→二采区主煤仓→＋875ｍ东运输大巷→一采区主煤仓→主斜井→地面煤仓。二、运料系统1、地面→副斜井→＋875m东运输大巷→二采区轨道上山→二采区轨道上山上部车场→+1175ｍ进风巷→＋1175m轨道石门→＋１14５ｍ轨道石门→22401材料顺槽→工作面。2、地面→副斜井→+8７５m东运输大巷→二采区轨道上山→二采区轨道上山上部车场→+1１75m进风巷→+1175m轨道石门→+11４5m轨道石门→２240１运输顺槽→工作面。三、行人系统１、地面→一采区行人斜井→+875m东运输大巷→二采区行人上山→二采区行人上山上部联巷→二采区+1112m运输石门→22401－1运输顺槽施工联巷→＋114５m轨道石门→22401探巷→224０1回风顺槽→工作面。2、地面→一采区行人斜井→+875m东运输大巷→二采区行人上山→二采区行人上山上部联巷→二采区+１11２m运输石门→224０1运输顺槽→工作面。第二节“一通三防”与安全监控一、通风系统通风方式：本面为“U”型通风方式（一）进风系统二采区进风斜井→+1１75m进风巷→二采区轨道上山→+１105m轨道石门→+１１１2m运输石门→→22４０１运输顺槽→22401工作面(二)回风系统2２4０1工作面→2２４０1回风顺槽→22401北探巷→22４0１回风联巷→＋11４５m轨道石门→+11７５ｍ轨道石门→+1１７5m-+118０m回风联巷→二采区+118２m回风巷→二采区总回风巷→地面二、风量计算（一）按瓦斯涌出量计算工作面瓦斯涌出情况本煤层查阅2２４０1运输顺槽、回风顺槽掘进时瓦斯涌出情况,未放炮时瓦斯浓度在0。1％～0.2%，放炮瓦斯浓度在０．3％～１.8%。22４0１切眼碛头炮后瓦斯最大浓度为2．83%，依据此炮后瓦斯最大值估算出2２401工作面割煤期间的瓦斯涌出量:放炮进度1．５ｍ,巷道断面8.33m2。瓦斯涌出量＝风量×瓦斯浓度=3０0ｍ3/min×2。4％=8．４９m3/ｍin；=８。4９m３／ｍｉn÷(８．６８m2×1．5m×1。59t/m3）=0.４1ｍ３/ｔ.22401工作面回采时，每分钟割煤最长6m,割煤深度0。8m，平均采高１.0m,计算出22４0１工作面回采期间煤层瓦斯绝对涌出量为：０．４1ｍ3/t×6ｍ/ｍin×0.8m×1.0m×1.５9t/m３＝3。12５m３/min.根据在掘进期间的瓦斯涌出情况及存在的不可预计因素，预计工作面回采时瓦斯涌出量为3。125m３／min,对回采有一定影响.（二)工作面回风流中CＨ４浓度按1。0%进行管理，工作面所需风量Ｑ为：Q合=１０0qk＝1０0×３。125×1.6＝500ｍ3／min式中：ｑ—采煤工作面回风巷中平均绝对瓦斯涌出量K-采煤工作面瓦斯涌出不均衡系数,综采工作面按1.2～1.６取值,考虑该综采工作面切眼长度较大，决定取瓦斯涌出不均衡系数为１.6。（三）按气象条件(即工作面温度）计算Q=60×70％×Vef×Seｆ×kch×kcl式中:Veｆ—采煤工作面的风速，取１.5m/sSｅf-采煤工作面的平均有效断面积，按最大和最小控顶有效断面的平均值计算m2kch—采煤工作面采高调整系数,取1kcl—采煤工作面长度调整系数，取1Q＝６０×7０%×Veｆ×Seｆ×kcｈ×ｋcl＝6０×70%×1。5×1×1×4.５=２83．5m3/miｎ（四)按工作面同时作业人数验算：Ｑ≧4Ｎ式中:Ｎ—-——－为采面同时工作的最多人数,N=40人4每人每分钟供风标准m３/minQ=4N=４×40=１60（m3/ｍｉｎ)三、风速验算(一）按最低风速验算Ｑmiｎ≥１5S＝１５×４．9×1＝73.5m3/mｉn式中：S—--——最大控顶时有效断面（二)按最高风速验算:Qmax≤2４0s=24０×４。１×１m＝984m3／ｍin式中:ｓ-－－-－最小控顶时有效断面注：《规程》第一百零一条中规定:综合机械化采煤工作面，在采取煤层注水和采煤机喷雾降尘等措施后,其最大风速可高于4m/s，但不超过５m/s。四、风量确定经以上计算,采煤工作面选定需风量Ｑ=500m３/miｎ>Qmin=73。5m３/min,Ｑ＝500ｍ３/miｎ〈Qmax＝984ｍ3/miｎ，可知工作面所需风量满足允许风速要求.综上述计算及现场实际情况，决定224０１工作面供风量为5０0m3/ｍin,生产过程中，根据采面CH4涌出实际变化情况,若需对配风量进行适当调整,必须经总工程师同意。五、监测监控（一)在22401工作面安设四个甲烷传感器1、上隅角：甲烷传感器T0安设在工作面上隅角随工作面推进而移动,其瓦斯报警浓度为≥1。0％,断电浓度为≥1。5％,断电范围为工作面及运输、回风顺槽中全部非本质安全型电器设备电源，复电浓度小于１.0％;2、224０1回风顺槽:甲烷传感器T1安设在工作面上出口以东5－1０m范围内,随工作面推进而向东移动，其瓦斯报警浓度为≥1。0%，断电浓度为≥１．5％,断电范围为工作面及其运输、回风顺槽中全部非本质安全型电器设备电源，复电浓度小于1．０％；甲烷传感器T２距回风流第一合流点1０～15m，其瓦斯报警浓度为≥1。０%，断电浓度为≥1。０%，断电范围为工作面及回风顺槽中全部非本质安全型电器设备电源，复电浓度小于1.0％;运输顺槽：甲烷传感器T3安装距工作面下出口以东5-10m范围内，随工作面推进而向东移动，瓦斯报警、断电浓度为≥0．5%,复电浓度＜0。5％，Ｔ3断电范围为2２4０１运输、回风顺槽内全部非本质安全型电气设备电源。风速传感器：设在距第一合流点以里10~15m处，报警范围为＜0。25m/s、〉4ｍ／s。(二)其它1、在回风顺槽内,距回风流第一合流点10～1５m甲烷传感器T２处安设一个温度监测探头T温度和一氧化碳监测探头TCO;２、在+１１75m轨道石门、+111２m运输石门,各安设一个风门开关传感器T开关，保证风门语音系统完好；3、在运输顺槽皮带滚筒回风侧10m－１5m处安设一台烟雾传感器;4、分别在运输顺槽、回风顺槽的动力电源总开关处各安设一台馈电传感器；５、在采煤机的动力电缆上安设一台设备开停传感器；6、在采煤机上安设一台瓦斯断电探头其瓦斯报警浓度为≥１。0%，断电浓度为≥1。５％，复电浓度为〈1.0％；７、在运输顺槽、回风顺槽距工作面30m处各安设一台直通调度指挥中心的电话;8、在2240１运输顺槽甲烷传感器T3处安设一台风速传感器。（三）由施工队和瓦斯队按职责范围管理和使用好监测装置,任何人不得随意损坏或甩掉监测装置不用,否则严格按照制度查处.附图4—2-12：2240１工作面回采期间监测、监控示意图六、瓦斯防治（一）开采期间工作面瓦斯治理1、2２401工作面机、风巷顺煤层瓦斯抽采预抽钻孔;２、２２401穿层拦截瓦斯抽采钻孔；3、22４01运输顺畅高位钻场网格抽放钻孔；4、相关技术要求:抽采队回撤顺层抽采钻孔不得超过距工作面６m，回撤后立即对钻孔进行封闭上好堵头,保证顺层预抽效果.抽放队根据回采情况，及时调节２2401拦截钻孔抽采负压和浓度。5、检测放水:抽采队加强检测放水工作,每天应分早、中、夜班安排检测、放水,每天测定抽采负压、瓦斯浓度，每周测试瓦斯流量,保证抽采负压和流量，坚持正常抽采。（二）防止瓦斯积聚１、坚持在工作面上、下隅角使用风障导风排除上隅角瓦斯及减少采空区漏风半径。上、下隅角风障由瓦斯检查员负责维护，凡发现风障未挂好时,瓦斯检查员和施工队必须及时恢复；无风障时，瓦斯检查员或准备一队值班队干必须及时汇报,并在下一班内必须带到现场，保证风障正常使用.2、瓦斯检查员在巷道冒落处设置一个检测点，每班对CH4等气体情况进行检查,如遇巷道冒落处或其它地点瓦斯超限时，必须采取引风措施，及时排除冒落空洞内的高浓度瓦斯，防止瓦斯积聚。３、在22４01工作面回风顺槽铺设一趟Ø159mm矿用ＰE管作为抽放管路,抽采22４01工作面上隅角瓦斯。抽放管路通过移动抽放泵抽放，抽放负压大于１０KPa。(三）防止瓦斯爆炸1、加强瓦斯管理，避免瓦斯超限作业：本工作面瓦斯立足于风排,保证风流连续稳定,且有足够的风量和风速。当工作面风流中瓦斯浓度达到1.0％，必须停止使用电钻打眼;工作面回回风顺槽中瓦斯浓度达到1.０％或二氧化碳浓度达到1.5％时,必须停止工作，切断电源,撤出人员，采取措施进行处理.２、加强电器设备管理，搞好电器防、失爆管理工作:施工队电工每班检查电器设备,施工队每班至少一次检查运输顺槽皮带运输系统电器设备，必须杜绝电气失爆。机运部和安质处每周不小于两次检查，并有记录可查。(四）瓦斯检查1、生产班派两名专职瓦斯检查员对本工作面区域进行检查，一人跟随割煤机检查,一人流动检查。２、跟机检查人员检查的主要地点为：工作面、割煤机及滚筒附近;流动检查人员检查的主要地点为:工作面上下隅角、运输顺槽、回风顺槽电器设备附近、运输顺槽、回风顺槽风流中瓦斯浓度、顶板冒落空洞、工作面密闭及其它通风不良容易造成瓦斯积聚的地点。3、启动割煤机前,必须由瓦斯检查员检查割煤机及滚筒附近瓦斯浓度,只有在瓦斯浓度小于１．0％的情况下方可启动割煤机，割煤过程中，专职瓦检员应跟机连续检查割煤机附近瓦斯浓度，一旦达到1。0％必须立即通知割煤司机停止割煤，待瓦斯浓度降低到１。0%以下后，方可启动割煤机继续割煤.4、割煤过程中,流动瓦检员一旦检查到回风流中瓦斯浓度超过1。０％，必须立即通知割煤司机停止割煤，撤出回风流中的工作人员,待瓦斯浓度降低到1.0%以下后，方可继续割煤。5、每班检查瓦斯的次数不少于３次,严禁假检、漏检，并向信息站汇报，做到瓦斯检查“三对口"。6、检查内容:瓦斯、二氧化碳、温度、一氧化碳等有毒有害气体浓度，通风设施完好情况，通风系统是否稳定等。7、施工队电工、割煤司机、班长及值班队干、当班瓦斯检查员必须佩带便携式瓦斯检测仪.七、防突方面（一)区域突出危险性预测１、22401工作面区域突出危险性预测情况：根据通风部设计的区域突出危险性预测钻孔，2013年8月在2240１运输顺槽取煤样2份对22401工作面煤层瓦斯含量进行了测定，测得的煤层原始瓦斯含量分别9。345６m³／t、10.0674m³/t.2、区域预测结论：根据《防治煤与瓦斯突出规定》第四十三条,该区域实际测定煤层原始瓦斯含量超过８ｍ³/t，故将2240１工作面回采区域划分为突出危险区。(二）区域防突措施１、采取顺层瓦斯预抽区域防突措施对工作面瓦斯进行消突.(1）第一段：在22401运输顺槽东、西两翼分别施工顺层钻孔对该工作面回采区域进行预抽。２2４01运输顺槽于２0１3年7月30日开始施工顺层钻孔,2０13年8月１7日形成抽放,始抽负压２6ＫPa，始抽浓度28％,纯量０.97m３/mｉｎ;截至2014年1月10日（共１48天)，该段顺层钻孔预抽瓦斯量为２067２6m３。该段顺层钻孔使用地面瓦斯抽放泵抽放，评差系数按０．8计算，评差后该段预抽瓦斯纯量为16538１m3。（2）第二段:在22401回风顺槽施工顺层钻孔对该工作面回采区域进行预抽。该段于201３年8月2１日开始施工顺层钻孔，２013年9月1５日形成投抽,始抽负压２３KPa，始抽浓度27％,纯量0.81m3/min；截至2014年１月10日（共118天）,该段顺层钻孔预抽瓦斯量为1376３5m3。该段顺层钻孔使用地面瓦斯抽放泵抽放，评差系数按０.8计算,评差后该段预抽瓦斯纯量为110108m3。２、采取顺层抽放的效果评价（1)２24０1工作面区域抽采情况分析2２40１工作面区域抽采控制范围:根据224０1工作面区域防突顺层瓦斯预抽钻孔设计可知，224０1工作面顺层钻孔设计是依据《防止煤与瓦斯突出规定》,运输顺槽段控制范围为走向508。2m、倾向73.5m,控制面积为３7352.7ｍ2；回风顺槽段控制范围为走向472m,倾向50m，控制面积23600m2。22401工作面区域煤层瓦斯储量:根据地质资料可知，2240１工作面煤层厚度为0。６ｍ~0.９５m，平均按0.75m计算，煤体容重按1。５9t/m3计算，围岩瓦斯含量按煤层瓦斯的20％计算，由此可知钻孔控制范围煤层瓦斯含量见下表：地点煤层SＨrQ煤层瓦斯量m2mt／m3ｍ3/ｔm322４01运输顺槽钻孔控制段C2４３7３5２。7０.75１.5910。06744484３３岩层8968６22401回风顺槽钻孔控制段C２4２360０0。７51.５9１0.０67428３３27岩层56665（2)计算C24煤层瓦斯预抽率和残余瓦斯含量第一段：Ｃ２4煤层抽采率(％）=C24煤层抽采量／C2４煤层瓦斯储量=１6５３81/５3８１19=3０。７4％。C２4煤层残存瓦斯含量=原始瓦斯含量×（１-抽采率）=10．0６7４m3/t×（1－30。74%）=６．9７27m３/t.第二段:Ｃ２４煤层抽采率（％）＝C２4煤层抽采量／C24煤层瓦斯储量=1１０108／3３9992=32。３9％。C2４煤层残存瓦斯含量=原始瓦斯含量×（1－抽采率）=10．06７4ｍ3/t×（１-32.39％）=6.80６６ｍ3/t。总抽采率（％)=C24煤层总抽采量/Ｃ24煤层总瓦斯储量=2７548９/878111=31．38％总残存瓦斯含量＝原始瓦斯含量×（1-总抽采率)＝10.0674m３/t×(1-31.38%)=６。9083ｍ3/t.224０1工作面回采区域经过顺层钻孔预抽后，总预抽率达3１．３8%＞3０％、计算残余瓦斯含量为6。９083ｍ3／t＜8m３／ｔ.(三)区域措施效果检验２24０１工作面采用实测煤层残余瓦斯含量进行区域措施效果检验。22401工作面由于倾斜长度未超过120m，所以沿工作面推进方向每间隔３0~５０m布置1个检验测试点。若实测煤层残余瓦斯含量〈8m3/t，则区域防突措施有效,该区域为无突出危险区,可以进行区域验证；若实测煤层残余瓦斯含量≥8ｍ３/t,则区域防突措施无效,该区域为突出危险区，必须再执行区域防突措施。第三节供液和喷雾一、设备选择（一）根据供液情况及乳化泵性能参数表可得,选取BRＷ-200／31。5型乳化泵作为224０1工作面供液设备,选BPＷ315/6.3L型喷雾泵作为22401工作面喷雾设备。（二）根据要求乳化液泵站应配备两泵一箱，乳化液泵和乳化液箱均应水平安装，在正常情况下，一台泵工作、一台备用（检修）.（三）根据要求坚持使用自动配液装置,以确保配备的乳化液符合规定.二、设备安设位置乳化泵和喷雾泵安设于+１00０m车场内。三、管路铺设采用φ３１。5mm高压管作供液管,采用φ38mm高压管作回液管。四、乳化液路线供液路线：＋1000ｍ车场→C25煤层３＃底板抽放巷西翼→22４01工作面运输顺槽→22401工作面.回液路线：224０1工作面→2２4０1工作面运输顺槽→Ｃ25煤层３＃底板抽放巷西翼→＋1000m车场。附图4—3—13：224０1工作面液压系统示意图注意事项（一）供液管路要吊挂整齐,保证送液、回液畅通。（二）随时检查乳化泵运转是否平稳，声音是否正常。（三)卸载阀、安全阀的开启和关闭压力是否符合规定。（四)过滤站的脏物指示器是否正常,进、出口压力指示的压力差是否在1。5—3。０MＰ之间。（五）电流表、压力表的指示是否正常、准确。（六）柱塞润滑是否良好,齿轮箱润滑油压力是否在2×10５Pａ以上。（七）经常检查齿轮油泵的工作油压,若低于0。1MPa应及时停泵处理。（八）各接头和密封是否严密、无滴漏。（九）乳化液箱中自动配液的液位开关及低液位保护开关是否灵活可靠。(十）控制按钮、信号、通讯装置是否灵敏可靠。（十一）泵站司机必须经过专业培训方可上岗。第四节排水一、采煤工作面最大涌水量预计工作面正常涌水量４~10m3/h，最大涌水量2０m３/h.回采至断层构造、裂隙发育、顶板破碎等区域或淋水增加时，要求加强探放水工作、加强顶板及煤壁支护,防止顶板及煤壁垮冒,防止水患事故的发生。配备排水设备、设施，保持排水系统畅通.在巷道低洼地段，设计施工放水孔，加强积水排放工作，确保巷道无积水。严格执行“预测预报,有疑必探，先探后掘,先治后采”的防治水措施。坚决杜绝水害事故的发生。二、确定排放水方式、排水路线内容:(一）排水方式为:运输顺槽和回风顺槽均采用机械排水.（二）排水管路：采用φ5０mm镀锌铁管作排水管。（三）排水路线:运输顺槽：22401工作面→2２401工作面运输顺槽→+111２m运输石门→+1１05m—+111２m行人联巷→+1１05m轨道石门→二采区轨道上山→+８75ｍ东运输大巷→+875ｍ排水平硐→地面水处理站。回风顺槽：22４0１工作面回风顺槽→+1１45m轨道石门→排水孔→二采区轨道上山→+８７5ｍ东运输大巷→＋875m排水平硐→地面水处理站。第五节供电一、选择电压等级、供电方式、防爆设备的选型根据现场的情况而定，２2401运输顺槽采用DＴL-1０0／6３/２×55型可伸缩皮带运输机两台,SGB—620/４0T型刮板输送机一台,工作面选择SGＺ７６4/320型可弯曲刮板输送机一台，MG３20/７１0—ＷD２型电牵引采煤机一台。泵站选择二台BRＷ-200/3１.5C型乳化液泵和二台PＭＢ—３20/6。5型喷雾泵,分别一台工作，一台备用.调度绞车JＤ—2。５、JD-1。6各一台、运输绞车ＪDY—5×1。４型一台;双速多用绞车JSDＢ－16一台、ＪSDB—１3三台。根据设备的选择，选择MＧ320/3６0—PWD型电牵引采煤机、SGＺ６30／２20型刮板输送机、SGB—６20／40T型刮板运输机、乳化液泵、喷雾泵，其电压等级为１１40V，选用ＫＢＳGＺY-8００型移动变电压器；可伸缩皮带运输机电压等级为660V,选用KBSＧ—630／10/０。6９型干式变压器;绞车等电压等级为6６0V，由+1175变电所移动变电站供电。照明、信号等其电压等级为127Ｖ。因此选KＢSＧＺY－12５0／1０/1。2移动变压器向采煤机和工作面刮板输送机、顺槽刮板输送机、乳化液泵站、喷雾泵供电；+1036变电所2＃干式变压器(型号为KBSG—630／10/0。69）向顺槽带式输送机、石门带式输送机供电；回风顺槽内的绞车由11７5变电所内６３０KＶA(KBＳGZY—630/10/0.69)移动变电站供电。配电点选择ＫＢZ系列馈电开关，作为断电和保护；机巷皮带、SＧB－６20／４0Ｔ型刮板输送机采用QBZ－8０/66０和ＱＢZ－１20/1１40型矿用防爆开关；机、风巷绞车电控采用QBZ-120（200、80）N矿用防爆开关;采煤机、工作面刮板运输机电控采用型号为QJＺ2-400/1１40型矿用防爆开关;乳化液泵采用QJZ２-200／1140型矿用防爆开关；喷雾泵采用ＱBＺ－80／11４0型矿用防爆开关；照明、信号综保选用ＺBＺ系列防爆开关。从回采及设备运输、回撤、供电可靠性等方面考虑，采煤机、溜子以及乳化泵、喷雾泵配电点设在二采区3＃底抽巷联巷.二、计算电力负荷和选择电缆等（一）根据电气设备的选择,MＧ320/３60－ＰWD型电牵引采煤机、SGZ63０/２２０型刮板输送机选用MＹP型矿用橡套屏蔽电缆,机巷DSＪ80/６3/2×１32可伸缩皮带运输机、ＳGB—620／40Ｔ型刮板输送机、绞车、乳化液泵等供电电缆应选择MYP型矿用６6０V橡套阻燃电缆.（二)2２401的负荷统计224０1的负荷统计表设备名称规格型号台数电机功率KW备注割煤机MG３20/7１0—WD21台71０KW１280KＷ（１1４０Ｖ）可弯曲刮板运输机SGＺ７6４/3201台32０KＷ乳化泵BRW—200/31.5C１台1２5KW刮板运输机SGB—６20/４０×21台80KＷ喷雾泵BPW—３20/6．５1台45KW照明综保ZXZ-４.01台4.0KW４。0KW(127V)可伸缩皮带DＴＬ-10０／6３/2×552台165KW4１9KW（660V)JD型调度绞车JD—1。6/ＪD-2．52台６0KW运输绞车JＹB-5×１.４１台75KW双速多用绞车JＳDＢ—133台66KW双速多用绞车JＳDB－1６1台3７KW潜水泵BOS30—30—５。5２台11ＫW三、负荷计算及变压器容量验算本采用综合机械化采煤,为保证供电质量和安全，根据采区巷道布置,按需用系数法计算变压器容量.1、采煤机、溜子、乳化泵、喷雾泵变压器选择：S1＝ΣPeKxKｃ/cosφpｊ＝1280×0．65×1/0。85=10０５．７KVA式中：ΣPｅ——供电设备额定功率之和Ｋx——需用系数，Kx=0。55coｓφpj——加权平均功率因率,按综采，取０。７Kｃ——采区重合系数,取1选取1台KBSGZY－12５０/１0/1.2矿用隔爆型移动变电站，额定容量为12５0ＫVA＞1０05．７KＶA,满足供电的要求。2、顺槽和石门内带式输送机变压器选择:Ｓ2=ΣPeKxＫc/ｃosφｐｊ=16５×0.8５×1/0.7＝201。４ＫVＡ式中：ΣPe——供电设备额定功率之和Ｋx——需用系数，Ｋx＝0．85cosφｐj-—加权平均功率因率，按综采，取0.７Kc-—采区重合系数，取1选取1台KBSＧ-6３0/10/０。69矿用隔爆型干式变电站，额定容量为630kVA＞201。４kＶA，满足供电的要求。绞车变压器选择Ｓ2＝ΣPeKxKc/ｃosφpj＝243×０。58×1/0．7=201．3KVＡ式中：ΣPｅ-—供电设备额定功率之和Ｋx-—需用系数，Kx＝０.58ｃosφｐj——加权平均功率因率，按综采,取0。７Kｃ—-采区重合系数，取1选取1台ＫＢＳGZY-６30／１０/0.69矿用隔爆型移动变电站，额定容量为630kVA＞２０１。3kVA，满足供电的要求。四、采区供电系统的确定按照采区供电系统拟定原则和《煤炭电工手册（修订本）》第二分册、《煤矿井下低压电网短路保护装置的整定细则》、《煤矿安全规程》、《煤炭工业矿井设计规范》确定采区供电系统图，如图22401供电系统图所示。五、采区低压供电网路的计算（一）电缆型号确定根据供电电压、工作条件、敷设地点环境，确定电缆型号为:ＭYＰ、MY、MYCP型。其中MYP型电缆用于额定电压为11４0Ｖ的设备,ＭYＣP用于采煤机组及刮板运输机真空磁力启动器至电动机的电缆，其余所需电缆用ＭＹ型。（二)电缆长度确定由式:Lz=α·LX式中：α—系数,橡套电缆取α＝１．1，铠装电缆取α=１。0５ＬＸ—巷道实际长度m计算电缆实际长度结果见供电系统图（三)按长期允许负荷电流初选电缆截面 １、按如下公式计算通过电缆的实际工作电流。(1)采煤机电缆(L）选择： 式中ΣPN—参加计算的所有用电设备额定功率之和，kW；Kde－－需用系数；CosΦ—参加计算的电力负荷的平均功率因数；根据矿用橡套电缆长时允许载流量查表得１20mｍ2电缆为３10A>30１A满足要求.（２）SGZ７64/３2０型刮板运输机电缆(L）选择:根据矿用橡套电缆长时允许载流量查表得７0mm2电缆为2１5Ａ＞162。1Ａ满足要求。(３）４0T刮板输送机电缆（L）选择:根据矿用橡套电缆长时允许载流量查表得16ｍｍ2电缆为85A>５0.6４A满足要求。（4)可伸缩胶带输送机电缆（L）选择:根据矿用橡套电缆长时允许载流量查表得16ｍm２电缆为85A＞６8.7Ａ满足要求。2、根据电缆中通过的实际工作电流按允许截面初选电缆截面K×Ｉp≥Iｎ式中：Ｋ—-环境温度校正系数取1Ｉｐ—环境温度为25ｏＣ时电缆长期允许负荷电流其Ｉp值见下表:允许负荷电流主芯线截面mm246101６253550７095长期允许电流A3646６48511317３19８2１5２603、初选电缆截面结果如下：负荷名称长时负荷电流（A)长负荷电要求截面(ｍm2）初选截面（mm２)备注采煤机30112012０ＳGＺ７６4/３20刮板运输机162.17０7040Ｔ刮板运输机50．６4１616可伸缩胶带输送机6８。7161６４、按机械强度要求校验电缆截面机械强度要求采煤机电缆允许最小截面35—5０mm2,工作面可弯曲刮板输送机为16—35mm2,一般输送机为10-２５mm2均满足要求。5、短路电流计算短路电流计算时，其电压取平均电压，各电压等级的平均电压见下表标准电压等级的平均电压值标准电压/kV0.12７0。220.380.6６1.1４0３.３6103５平均电压／kV0。1３30．230。400。６9１。２0３。46.3１0．５37（１）2台移动变电站源方进线端最小两相短路电流Ｉd０；（2)1#移动变电站二次出线端最小两相短路电流Id1ﻩﻩ(3）2#移动变电站二次出线端最小两相短路电流Id２ﻩ（4）采煤机电机处两相短路电流Ｉｄ3采煤机电缆阻抗查表,得电缆MYＰ3×95＋1×35－１0９0米每相单位阻抗值0＝0。０８Ω/km。短路回路的总阻抗(５）630刮板输送机电机处两相短路电流Ｉd４刮板输送机电缆阻抗查表,得电缆MＹP3×95+1×2５-１０90米每相单位阻抗值0=０．08Ω／kｍ．短路回路的总阻抗（6)乳化液泵站电机处两相短路电流Iｄ8刮板输送机电缆阻抗查表，得电缆ＭＹP3×５０＋1×1６-30米每相单位阻抗值0=0.0７5Ω/km。短路回路的总阻抗（7)喷雾泵站电机处两相短路电流Id9刮板输送机电缆阻抗查表，得电缆ＭYＰ3×35+1×16－3０米每相单位阻抗值０＝0.0７Ω／ｋｍ.短路回路的总阻抗6、控制开关保护整定（1）采煤机总馈开关（KBＺ－400)和控制开关(QJZ－４０0)保护整定：（KＢZ—4００）过负荷保护装置的动作电流：ﻩ过流保护装置的动作电流:ﻩ25７A时限取8S(QJZ—40０)过流保护装置的动作电流:过流保护装置的动作电流：ﻩ235A时限取7S（KBＺ—400)和（QJZ—400)短路保护装置的动作电流：短路整定值取686Ａ动作电流倍数，取=2倍。按采煤机电机处最小两相短路电流校验灵敏系数,灵敏系数〉2，满足要求（2）工作面刮板机和运输顺槽刮板机总馈开关(KBZ—４00)和机组刮板机控制开关（QＪZ－400）保护整定:(KBZ－40０)过负荷保护装置的动作电流：ﻩ过流保护装置的动作电流：ﻩ２36Ａ时限取8Ｓ(ＱJＺ－４０0）过流保护装置的动作电流：过流保护装置的动作电流:ﻩ144Ａ时限取7S（KBＺ-400）短路保护装置的动作电流：短路整定值取５５0A动作电流倍数,取=２倍。按采煤机电机处最小两相短路电流校验灵敏系数,灵敏系数＞2，满足要求（QJZ－40０）短路保护装置的动作电流:短路整定值取４７2Ａ动作电流倍数,取=２倍。按采煤机电机处最小两相短路电流校验灵敏系数，灵敏系数＞2,满足要求(3）泵站总馈开关（KBＺ—4０0）保护整定：过负荷保护装置的动作电流: 过流保护装置的动作电流： 210Ａ时限取8Ｓ短路保护装置的动作电流：短路整定值取8２７A动作电流倍数2.1,取=2倍。按泵站电机处最小两相短路电流校验灵敏系数,灵敏系数＞２，满足要求六、井下高低压开关的选择1、2２４０1工作面割煤机、刮板运输机供电电压为1140V,所选低压开关额定电压为114０V等级；其它供电电压为66０V，所选低压开关额定电压为66０V等级；照明信号监控等供电电压为127V，所选低压开关额定电压为127V等级。2、开关的额定电流按电气设备长期工作电流确定。３、低压分路总开关选KBZ系列。4、控制电动机的开关选用隔爆真空磁力启动器:(１)需要远方控制和经常启动的设备如采煤机、刮板运输机选用ＱＪZ系列真空磁力启动器，机巷带式输送机及刮板运输机选用QＪＺ系列真空磁力启动器。（2)需要正反转控制的回柱绞车及内齿轮绞车选用ＱBZ磁力启动器。5、各种开关的继电保护应符合电网和工作机械的要求：(1）变电所低压馈电开关总开关应有过流和漏电保护。(2)变电所配出分路开关和配点总开关应有过流保护。（3）保护工作机械的开关应有短路保护。（4）移动变电站低压开关应能完成过负荷、短路、欠电压和漏电闭锁.6、采区高压开关选用PJG隔爆高压开关.七、低压电网短保护装置的整定使用过流继电器的真空开关灵敏度值应大于1。５,熔体的磁力开关灵敏度值应大于等于4~7.开关内的熔断体按标准配置，在发生短路起到保护作用。八、安装技术要求及注意事项1、660V低压动力电缆、1140V机组电缆、信号电缆、通讯和监控电缆、风水管路、液压管路按2２4０1机巷断面图进行悬挂，电缆与电缆的间距和长度严格按《煤矿安全规程》要求执行。2、所有的控制开关必须上台,电气五小必须按标准化的要求悬挂。3、电气安装必须达到完好标准，严禁出现电气设备失爆，按规定做好电气设施的接地工作,接地符合规程规定。4、安装SＧB-６２0/40T刮板输送机必须达到平、稳、直,机头搭接高度、长度必须达到要求，挡煤板和回煤坑按《煤矿安全规程》和矿有关规定设置.5、安装刮板运输机零部件、螺栓必须齐全、紧固,刮板运输机安装完毕后，必须达到完好要求.附图4-5－14：2240１工作面供电系统图第六节照明、通讯一、照明:所有作业人员佩带防爆矿灯。22401机巷胶带输送机采用1台ZBＺ—4.0Ｍ照明信号综保供电,输出电压为127V。按照规定要求，在胶带输送机机头卸载点安设一盏防爆照明灯，保证卸载点充足的照明.二、通讯:２2401机巷胶带输送机机头、机尾各安设一部电话;224０1工作面提升、运输信号装置选用防爆型声光对讲信号装置，型号为ＫXJZ１6-1２7，此装置在打点时具有显示声音、光提示，工作面每隔20ｍ设一台语音控制器,机巷胶带输送机机头、机尾各安设一部防爆型声光对讲信号装置,便于联系。另外,还必须安设在提升、运输设备运行过程中起警示作用的防爆警示红灯。附图4－６—15：2２４01工作面照明、通信、信号系统示意图第五章劳动组织及主要技术经济指标第一节劳动组织一、作业方式：1、采用“三八”制作业，两班生产，一班检修,实行专业工种与综合工种相结合的作业形式。2、循环进度为0。6m,2个生产班割煤4个循环，昼夜4个循环，昼夜推进度为2。４m。二、劳动组织：组织方式、劳动力配备、出勤率等:劳动组织图表序号工种在册人数出勤人数备注ⅠⅡⅢ合计1班长８322７2割煤司机6２２263运输机司机933394泵站司机311135拉架工62226６浮煤工51１2４7电钳工１05228８端头工６22269值班队干822２610瓦检员722２６合计6８２3１９２0６1循环作业一、正规循环作业:工作面生产坚持正规循环作业生产,减少生产影响.二、采用正规循环作业，提高工时利用率。附图5—2-1６：２2401工作面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:序号项目单位指标备注1工作面走向长度m３４52工作面倾斜长度m1２03煤层厚度m平均2.０4煤炭容重t/ｍ31．５9５工作面煤炭储量t1２50６96采高m2．07煤层生产能力t/m21．５98循环进度ｍ0.69循环产量t2２９１0月进度ｍ６2.411日产量t91612月产量万t２.413月循环数个104１4工作面可采期月5。515在册人数人681６出勤人数人6117出勤率%8518回采工效t/工13。519坑木消耗ｍ3／万t20支柱数量及丢失率根/万t21顶梁数量及丢失率根/万ｔ２2柱鞋数量及丢失率根/万ｔ２3炸药消耗ｋｇ/万ｔ２4雷管消耗发／t25煤层牌号C24２6含矸率%27灰分％主要技术经济指标表第六章煤质管理一、提高煤质措施１、若遇过断层、夹矸增厚等特殊地质条件时，或顶、伪顶垮落等原因造成大量矸石,必须实行分装分运分堆放.2、综采工作面必须跟机移架，以防止机道发生冒顶事故污染煤质3、加强选矸工作，机巷派专人对大于２００ｍｍ矸石必须停机搬出，放入采空区.4、机组、变频调速箱、溜子、转载机、皮带等防尘冷却水必须随机开停,并保证煤仓口的防尘水正常使用，加强机风巷排水管理，防止水进入原煤中。5、加强、上、下出口、转载机、皮带输送机沿线的浮煤清收.二、提高采出率措施1、在正常情况下，采煤机严禁割顶板岩石；不留顶底煤，防止煤炭落入采空区丢失。2、局部煤层变薄时，割煤司机要及时调整采高，不得随意破顶开采。3、未尽事宜，按矿《煤质管理办法》执行。第七章安全措施第一节一般规定一、一般管理规定1、每班进班前必须开好班前会，了解上班工作情况及存在问题，讲清当班安全注意事项及处理办法，并做到分工明确、责任落实和定人、定岗。2、严格执行队干、班长现场安全、质量检查验收制度.3、各类特种作业人员必须持证上岗,且由操作熟练的人员担任，否则不得安排对设备进行操作，每班值班队干落实。4、加强敲帮找顶工作，找净危岩活矸,对一时无法找下的危岩必须打好可靠的临时支护后，才准进行作业。５、各班在作业前，当班队干必须对整个工作面范围进行安全、质量检查，对不符合要求立即进行整改.6、各工种严格按《操作规程》相关条款进行操作.二、交接班时安全检查的内容和有关规定每班交接班时必须做到现场手上交接班,交班值班队长及各特殊工种，对上一班所做工作、存在隐患、处理情况、遗留问题等做仔细交接。第二节顶板管理一、加强敲帮问顶,严禁空帮、空顶.各工种人员作业前，首先落实专人检查作业场所及附近支护情况，找净危岩活石,补齐所缺支护,确保支护齐全、可靠.二、割煤时煤帮侧严禁行人。凡更换截齿、检修设备、打卸放孔、煤体注水、松动爆破、清收浮煤等需要进入煤帮作业时,必须将支架移到最小控顶距，清除顶板及煤帮危岩活矸,在煤体松软易片帮地段，必须支设斜撑戴帽支柱，间距小于2.0m。经检查确认无安全患隐后,人员方可进入煤帮作业。三、严格控制采高，严禁切割煤层顶、底板；顶板破碎地段，必须停机带压移架.四、及时清除煤壁伞檐，保持煤帮平直;每次割煤后，必须及时追机移溜、拉架支护顶板。五、在生产过程中，一旦煤壁侧出现端面距超过规定值,且支架暂时无法移至煤壁时，必须及时支设贴帮戴帽点柱.六、支架及时随推进拉架，拉架时须带负荷拉架,严禁支架立柱全部收缩完后拉架.七、加强顶板动态监控，掌握地质构造和顶板压力规律;保证泵站系统的供液压力达到要求，支架初撑力必须符合规定，防止因顶