重庆掩护支架工作面作业规程样本

资料内容仅供您学习参考，如有不当或者侵权，请联系改正或者删除。目录第一章

概

况

2第一节

编制依据

2第二节

工作面位置及井上下关系

2第三节

工作面参数及煤层情况

3第四节煤层顶底板

3第五节地质构造

3第六节水文地质

4第七节瓦斯情况

4第八节影响回采的其它因素

5第九节储量及服务年限

5第二章

采煤方法

6第一节

巷道布置

6第二节

采煤方法及采煤工艺

7第三章

顶板控制

11第一节

支护设计

11第二节工作面顶板控制

13第三节

运输巷、回风巷及顶板支护

15第四章生产系统

17第一节运输

17第二节”一通三防”与安全监控

18第三节排水

22第四节供电

23第五节照明、通讯、信号系统

31第五章劳动组织及主要技术经济指标

31第六章煤质管理

34第七章主要安全技术措施

34第一节一般规定

34第二节顶板

35第三节防治水措施

40第四节爆破

40第五节”一通三防”及安全监控措施

42第六节提升、运输、行人

44第七节机电管理措施

45第八节其它措施

46第八章灾害应急措施及避灾路线

47第九章工程质量保证措施

51第十章

其它部分及附图

52

一、《煤矿安全规程》、《煤矿岗位各工种技术操作规程》及各种相关的管理制度;二、5227工作面设计、开切眼设计;三、5227采煤工作面地质说明书;四、采掘接替计划;五、5225工作面及5227机、风巷开切眼掘进的矿压、瓦斯等相关资料。工作面位置及井上下关系

表1-1-1水平名称+580m水平采区名称522采区地面标高＋1115～1155m井下标高+587～+645m地面相对位置工作面及机、风巷对应的地面位置均在牛儿口至穿心坪一带,地面高低起伏,为高山地带,标高＋1115～1155m,无建筑和河流。回采对地面设施的影响工作面到地面的垂深均在510m,开采对地表无影响。井下位置关系及影响范围本工作面位于李子垭向斜东翼522采区+587～+645m水平。上部为极不稳定煤层,仅布置有5225一个工作面,已回采完毕;北边为5226工作面,正在回采,5227采面为5226工作面的接替工作面;

北面5228机巷正在施工瓦斯抽放孔,5227风巷为沿空留巷巷道。南边为523采区,正在布置开拓主干系统。工作面走向长513m,真倾斜长平均54.2m;风巷标高+640～+658m,机巷标高+580～+590m走向长度(m)513平均伪斜长度(m)86斜面积(m2)44118工作面参数及煤层情况表

表1-2-2煤层厚度(m)1.5结构形式煤(夹矸)煤厚度0.30(0.13)1.13比重(t/m3)1.5煤层硬度(f)1～3煤种瘦煤倾角(°)78稳定程度不稳定煤层煤层情况描述5227采煤工作面主采煤层为K11煤层,煤层类型属半亮型煤,以亮煤为主,暗煤次之,夹少量镜煤条带,煤层硬度在1～3之间,煤层层理清晰,只有标志层与顶板间的软分层相对紊乱。煤层在本工作面范围内走向为N28ºE左右,西倾,平均倾角78º。平均厚度1.5m,夹矸石1～2层,其岩性为黑色泥岩,厚0.04～0.25m,煤层软分层厚度0.3～1.2m,工作面内煤层构造简单。本工作面K11煤层以瘦煤为主,其质量为高灰、中硫、中等发热量。据煤层煤样分析,净煤灰分10.58%、挥发分15.7%、含硫1.98%、发热量4882大卡/千克、磷含量0.012%。该煤层粘结性、结焦性较差,但可满足动力煤要求。煤层顶底板本工作面大部分区域顶板完整连续。煤层顶底板层理清晰,但节理较为发育,局部有小断层,破坏了顶底板的完整性。煤层顶底板详见附图1:5227工作面综合柱状图地质构造本工作面位于李子垭向斜东翼522区。从机风巷实际接露的资料分析,工作面无大的地质构造。工作面机巷遇到三处小断层:(f5227-1)位于5227机巷石门以南23m前,其它状况见表1-3-3;(f5227-2)位于5227机巷石门以南75～133m,断层产状见表1-3-3;(f5227-3)位于5227机巷石门以南165～226m。工作面开切眼中部有一处小断层,(f5227-4)位于5227开切眼距上出口50m左右位置,回采过断层时必须加强工作面支护管理。地质构造情况表

表1-3-3编号构造名称性质走向(°)倾向(°)倾角(°)落差(m)对回采工作面的影响1f5227-1逆断层30297

0.3对煤层顶底板有一定破坏。2f5227-2逆断层32300

0.4对煤层顶底板有一定破坏。3f5227-3逆断层38298

0.3对煤层顶底板有一定破坏。4f5227-4逆断层52300

0.3对煤层顶底板有一定破坏。水文地质本工作面水文地质构造简单。主要预防煤层顶板龙潭组二、四段灰岩含水层水和煤层底板茅口灰岩含水层水,煤层距茅口灰岩10.27m,煤层顶底板未遭破坏时,均能起到隔水作用。预计平均涌水量1m3/h,最大涌水量3m3/h。因此该工作面水害较小。在回采过程中,如遇煤壁有渗水、煤层变湿、变暗或顶板有淋水等透水预兆时,应立即向调度室汇报,而且必须严格执行”有疑必探,先探后采瓦斯情况矿井瓦斯等级鉴定结果绝对瓦斯涌出量为28.06m3/t,K11煤层为突出煤层,本区域煤层瓦斯含量11.21m3/t,瓦斯压力1.2Mpa,煤层吸附瓦斯的能力很强。根据相邻5225工作面及5227机、风巷掘进过程中的瓦斯涌出量,初步预计5227工作面绝对瓦斯涌出量为2.1m³/min。煤层顶板为泥岩和粉砂岩,均属渗透性差、孔隙小的岩石,不利于瓦斯排放。在机巷实际掘进过程中,由于煤层较软,软分层较厚,曾在距5227机巷石门91m处发生上部煤炭垮落,在机巷上部形成4m宽、10m高的孔洞。在回采过程中,过垮落孔洞前60m,地测组下达预测通知书,而且由生技部和通防科编制加强顶板管理、瓦斯防治的安全技术措施,采煤队在回采时,必须严格按编制的安全技术措施执行。回采前,通防科必须制定出防突专项措施,严格执行回采工作面瓦斯治理”应抽尽抽、先抽后采”制度。煤层具有突出危险性,在开采过程中严格按”影响回采的其它因素影响回采的其它地质因素情况表

表1-4-4其它因素对回采工作面的影响CH4本区域瓦斯具有突出危险性,煤层厚度变化较大,受应力挤压严重,预计瓦斯涌出量为2.1

m³/min。CO2本煤层CO2涌出量为1.98

m³/min,对回采影响不大。煤层爆炸指数煤尘具有爆炸危险性,其爆炸指数为14.9%。煤层自燃倾向性经煤炭自燃倾向等级鉴定,煤层属于Ⅲ类不易自燃发火煤层。地温危害本工作面距地表较近,受地温影响不大。冲击地压危害本煤层为单一煤层,无冲击地压的危险性。储量及服务年限一、工作面储量:该工作面可采走向长度513m,平均倾斜长度86m,煤层平均厚度按1.5m计算,煤的容重为1.5t/m3,其回采率取95%,可采储量计算如下:513×86×1.5×1.5×95%＝94302(吨)二、服务年限:根据储量的计算本工作面的可采期为:94302÷11610＝8.1(月)一、采区设计、采区巷道布置情况:本采区准备巷道全部布置于底板灰岩中,裸体支护。522一级材料上山坡度为30°,净断面为5.2m2,用于采区设备、材料提升及进风,材料上山采用JD-25型调度绞车进行提升;一级回风上山坡度为38°,净断面积4.86m2,用于采区回风;溜煤上山坡度为60°,断面积二、工作面运输巷:5227机巷布置于5227工作面下部边界,沿工作面走向进行布置,标高在+595～+580m间,机巷净断面为5.4m2三、工作面回风巷道:5227风巷布置于5227工作面上部边界,共有348m为沿空留巷段,标高在+640～+650m间,风巷净断面为4.5m2四、开切眼:开切眼布置于采面边界,贯穿机、风巷,切眼断面为2.8m2五、联络巷:5227机巷石门用于联通5227机巷与522车场,5227风巷回风石门用于联通5227风巷与+700m回风大巷;两石门软岩段均按机巷断面进行掘进,净断面为5.4m2,金属架料进行支护;灰岩段采用裸体支护,其断面为5.2m六、运煤石门:5227机巷运煤石门布置于5227机巷石门内,坡度为20°,断面为4.5m2七、机电硐室、压风硐室、乳化泵站及井下炸药库机电硐室设于522采区车场旁,对522采区所有用电地点进行配送电;压风硐室设于522采区车场与522一级材料上山间的联络巷内,对522采区的所有用风地点进行供风;乳化泵站设于522区采区车场内的煤仓旁;井下炸药库设于511区车场旁,用于井下临时存放爆炸材料。所有硐室均设于煤层底板灰岩中,采用裸体支护。采煤方法及采煤工艺一、采煤方法:根据5227机、风巷实际揭露的资料分析,工作面煤层平均厚度1.5m,且煤层厚度变化大,工作面顶底板岩性软及煤层倾角大、赋存较差,结合当前开采的实际情况,确定采用1.3m的伪斜四边形柔性掩护支架采煤法开采,一次性采全高,区内后退式开采。如煤层变化大:当煤层厚度小于1.30m掩架无法正常推进时,采用卧底方式推进,防止出现挂架、皱架;当煤层厚度大于1.30m时,则采用留底煤,掩架紧靠煤层顶板推进,防止出现漏矸,当煤层厚度达1.8m,且稳定时,采用1.6m掩架回采。留底煤开采时,必须加强控架支柱管理,随时检查支柱质量,倾倒的支柱及时补打。回采时必须严格按质量标准化要求,将工作面伪斜角控制在35°内,允许偏差±3°。工作面在推进过程中,工作面坡度超过规定值时,采用改变炮眼深度或炮眼密度、一次放炮长度进行调整。二、采煤工艺:工艺流程:安全检查→打眼、装药→移架(补支柱)→连线放炮→人工出煤(支护);风巷摆架及超前支护及机巷尾架回拆与工作面工作同步进行(放炮时停止其它一切作业,撤出所有人员)。㈠落煤、装煤、运煤方式:落煤方式为放炮落煤。工作面采用人工攉煤,塘瓷溜槽自溜至机巷皮带输送机内。机巷运煤采用SGB－620/40T型刮板输送机和SPJ-800型吊挂式皮带运输机运输,至5227运煤石门至522采区煤仓,在522采区车场装车,组列后采用蓄电瓶电机车运至地面煤仓。㈡支护及控顶方式:工作面采用四边形柔性掩护支架支护,掩架间距为125mm(8架/m),单体液压支柱控架,支柱应有1～3°迎山角,支柱初撑力不得低于90KN,单体液压支柱每根必须拴好防倒绳。控架支柱在工作面的间距为1.5m;因工作面煤层倾角过大,控架支柱必须采用立柱与横柱共同进行,横柱与煤层顶板呈70。布置(类似反撑支柱),柱顶紧靠掩架下肢,柱底与掩架间距不超过200mm,同时在掩架第二端下方掺打立柱,作为控架支柱,其有效高度控制在1.0m～1.3m之间;遇构造顶板破碎加密至1m;上、下出口10m内及风巷超前摆架段支柱间距为1m。工作面采用全部垮落法管理采空区。㈢巷道联络方式:在回采过程中,针对工作面下出口,掘进超前溜煤眼,后方布置行人通风眼,确保溜煤与行人分道通行。回采过程中,行人眼与下煤眼间留设煤墩,煤墩净宽3.4m,高3～4m。㈣支架的组成及安装:风巷安装超前掩护支架时,掩架顶梁必须紧靠煤层顶板;煤层厚度小于1.3m时卧底;当风巷破顶段掩架平摆在巷道内卧地沟摆架,地沟高度不小于1.1m,控架支柱打在控架梁上。在掩架间工字钢槽内,在支架第二端与第三端分别用400×110×50的卡心料卡紧。使钢丝绳崩紧崩直后再用螺栓、夹板将六根(四组)Φ25mm的钢丝绳(其中上下肢各两根并列使用)牢固的固定在支架上。钢丝绳两端头焊包长度不小于50mm,两根钢丝绳搭接错头长度不小于2.5m,并用至少4付绳卡均匀地将两根钢丝绳卡紧、卡牢绳卡间距为600～650mm,两端绳卡距绳头空余长度为200mm,正负偏差不得大于50mm。钢丝绳搭接处用夹板将钢丝绳压紧。有接头的支架要间隔3～4架错开安设,防止压力集中过载压坏支架。㈤工作面安全出口及两巷的管理工作面及上、下两安全出口及附近20m范围内必须随时保持畅通,其断面有效高度为1.1m,宽度为0.8米,高度、宽度尺寸偏差不超过±100mm,而且下出口人行眼必须安设梯步及保险绳,确保行人安全,对顶板破碎或空顶面积大于1m2的地方必须打点柱进行支护,每班作业时必须将该段的浮煤矸及杂物清理干净,而且上下出口超前20m范围内严禁堆放材料。工作面上下出口20m㈥放架工艺及回架方法:工作面采用人工放架,主要经过调整立柱高度、横柱位置进行放架,作业时,支架下端紧靠煤壁,上肢第一端紧靠顶板,架端距离煤壁不超过00mm,一次放架长度不得超过2m,一次只准卸一根支柱,横柱跟地沟高度控制在1.0m。掩架下放至横柱上方时,对立柱进行注液打牢后,方能卸下另一根支柱。支柱必须打均匀,最大偏差不得超过300mm。待掩架放至距下出口走向密集上方1.5～2.0m时,逐渐将支架调成水平状,并在转弯处打上单体密集支柱,尾架在下煤眼及行人眼上方段采用走向密集支护,走向密集间距250mm,最大不得超过300mm。尾架长度必须控制在10～15m范围内,最后一架掩护支架必须用单体液压支柱控架,尾架回撤时由工作面采空区向煤壁方向逐架回拆,回拆时作业人员必须在防身支柱后方进行操作,掩架拆出后,只有在上方活石清除、顶板稳定后,方能进行其它作业。㈦爆破作业:1．工作面采用两台MZ-12型电煤钻分上、下两段进行分段打眼,电煤钻电压为127V,必须采用专用综合保护装置进行保护。2．炮眼方位平行于煤层走向,由于煤层采高确定为1.3～1.6m,炮眼布置在煤层中部采用双排”三花眼”方式布置,间距均为800m,顶眼距顶板间距0.5m,底眼距底板间距0.3m。当煤层厚度不够或底板出现底鼓,则必须卧底推进,保证足够采高,防止出现挂架。采用1～5段毫秒延时电雷管,煤矿许用三级安全炸药,正向装药,分段大串联分次启爆。装药时,底眼作为掏槽眼,雷管在使用过程中不得跳段使用,炮眼利用率不小于80%。(详见图4:5227工作面炮眼布置图及表2-1-5:分段爆破说明表)3．工作面推进方式:工作面采用整体推进。一次性打眼,分段放炮落煤。爆破落煤每次每段长度不超过20m。爆破顺序由下向上依次分段进行。放炮地点设于5227机巷下煤眼以外100m的新鲜风流中,并于放炮点挂设”放炮执行地点”警示牌。㈧工作面最大日生产能力:AB＝60VS/(Q大/A日)＝60×2.18×4/(353/400)＝608.37

t;式中:AB——按通风确定工作面日最大生产能力,t;

V——工作面允许最大风速,m/s;

S——工作面平均断面,m2;

Q大——工作面最大需风量,m3/min;

A日——工作面日产量,t。分段爆破说明表

表2-2-5炮眼名称顶眼底眼炮眼编号1--1920--39眼深(m)11眼距(m)11抵抗线(m)0.80.8封泥长度(m)0.60.4水炮泥数(个)11炮眼角度

(°)水平左3535右

竖直仰

零00俯

装药量眼数(个)1920眼装药量(条)12总装药量(条)1940总装药量(Kg)3.88雷管段数12雷管数量1920联线方式分段大串联一次起爆一、柔性掩护支架设计:㈠支架的确定:L≤M+△M

则L≤1.5+0.1≤1.6;式中:L—支架高度,m;

M—煤厚,m;

△M—伪顶厚,m;由于5227工作面受地质构造影响煤层不稳定,根据工作面顶底板岩性软及煤层倾角大、赋存差等特点,结合当前开采的实际情况,确定采用净高1.3m的伪斜四边形柔性掩护支架。㈡根据风速进行检验:S采＝L

净(l－b)Kd＝1.3×(1.29－0.09)

×1.4＝2.18

m2;

式中:S采—采面净断面,m2;

L—支架高度,m;

l—支架跨度,m;

b—支架厚度,m;

Kd—断面修正系数,根据本矿实际情况取Kd=1.4。V采＝Q采/(60S采)＝350/(60×2.18)=2.67式中:S采—采煤工作面的平均断面积,m2;

Q采—回采工作面实际需风量,m3/min;

V采—采煤工作面风速,m/s。㈢支架钢梁的可靠性分析:1.钢梁上单位载荷:q＝ΓH＝×2.4＝4800

N/m;式中:Γ—支架后方松散岩体的容重,N/m2;H—作用在支架上的松散岩体高度,由于煤层倾角为78°,伪斜角38°,取2.4m。2．钢梁最大弯矩:Mmax＝1/8ql2＝1/8×4800×1.32＝1014Nm;式中:q—钢梁上单位载荷,N/m;l—钢梁的支撑跨度,m;3．支架钢梁的可靠性分析:Mmax/［σ］＝1014/300＝3.389＃矿工钢的断面模数:W＝16.5,得出W≥Mmax/［σ］,则用9＃矿工钢制成的1.3m掩护支架能满足支护强度要求。三、支护材料选型及有关数量:支护材料选型及数量表

表3-1-6支护材料型号、规格用途使用量备用量掩护支架1.3m用于工作面支护、风巷超前摆架及下出口尾架850架170架单体支柱DW16-30/100用于工作面控架支护60根12根DW20-30/100用于工作面下出口走向密集、反撑支柱及点柱40根8根钢绳Φ24.5mm(10m/根)将工作面的掩架连接成整体80根16根夹板186×56×8(mm)用于钢绳与掩架间的连接3400块680块螺栓Φ16mm将夹板固定于掩架上3400颗680颗卡心木400×110×50(mm)将掩架与掩架间卡紧,防止架间错动及掩架后方稳固。850块170块400×110×50(mm)850块170块掩架采用9#矿用”工”字钢进行加工,工作面单体液压支柱采用DW16-30/100、DW20-30/100型,根据其性能及技术特性显示的工作阻力均为300kN。而工作面所需的支护强度为:P＝K·M·R·COS(a)=5×1.6×2.5×COS(67°)=7.81T/m2工作面上部支护宽度一般取0.8m,则支护长度L＝30/(0.8×7.81)＝4.8mL为控架支柱的间距4.8m,为保证支护安全可靠,防止出现皱架,确定控架支柱间距为2.0m。式中:Ｋ系数一般为采高的4～8倍,根据岩石性质取K=5,M:采高取大值为1.6m,R:岩石容重为2.5T/m3,a:煤层倾角为67°。四、支护材料配套设备选型及有关要求:根据单体液压支柱的初撑力,选用RB80-20型乳化泵2台,一台工作,一台备用,额定压力20Mpa,流量80L/min,选用乳化液作工作介质,其中浮化液浓度为2%～3%,使用乳化液自动配比器,现场必须有专门的检查手册,乳化液泵站设于522采区车场内;泵站至工作面选用Φ25mm无缝钢管作主管,工作面及支路选用Φ10mm或Φ16mm的钢编软管。主管全长600m,阻力损失:0.2Mpa,能满足单体液压支柱的初撑力≥90KN的需要。乳化液泵站和液压系统必须完好,不漏液,压力≥12Mpa。液压系统:机巷乳化液输送路线:液压泵站→5227(5228)机巷石门→5227机巷→工作面;风巷乳化液输送路线:液压泵站→522一级材料上山→+640m中车场→5227风巷→工作面。支护材料配套设备统计表

表3－2－7配套设备型号、规格额定功率使用台数备用台数用途乳化泵RB80-2037KW11对5227工作面各用液地点进行供液工作面顶板控制一、正常工作时期顶板支护方式:工作面采用掩护支架配合单体液压支柱进行支护,控架支柱间距为1.5m,其偏差不得大于300mm。掩护支架随采随移,工作面掩护支架紧靠顶板,掩护支架紧靠煤壁。进入工作面作业前及放炮后,及时清理煤壁松散煤矸,并对长度超过1m、最大突出部分超过200mm或长度小于1m、最大突出部分超过250mm的伞檐进行清找。回采过程中不得破坏煤层顶板。二、正常工作时期顶板特殊支护方式:如遇煤层厚度增大时,则掩架必须扣拢煤壁,防止出现窜矸。架端至煤壁顶板冒落高度不得大于0.2m,否则必须用半圆木或其它材料支护接顶,防止出现窜矸。当掩架未扣拢煤壁,沿工作面2m长的范围内局部空顶面积大于0.5m2时,还必须加打点柱进行支护,点柱间距为1.0m当采空区悬顶沿走向达8m,沿倾斜长度达10m时,而掩架后方垫层厚度小于0.5m时,立即停止对工作面的推进。并加强对工作面支护即:每隔1根控架支柱打设一根反射支柱后,防止采空区大面积来压压坏工作面掩架;并采取强制放顶,其措施另行专门制定。三、平行作业的安全距离及有关要求:打眼、装药是同时进行的,所有打眼人员与装药人员间的距离不得小于3m。工作面放架在工作面眼打好后进行,放架人员在打眼、装药人员上部进行放架,因此放架时,必须在放架点下方2m内用溜槽设置一道横档,而且打眼人员上方10m范围内也必须设置一道横档,其高度不得小于300mm。放架人员与打眼、装药人员间的距离不得小于15m。放架时,必须仔细检查放炮脚线,防止挂断脚线,导致瞎爆。四、特殊时期的顶板控制:㈠工作面初采及初次来压的顶板控制工作面初采前,必须制定专门的初采安全技术措施。初次放顶期间,工作面必须加强支护,控架支柱间距缩小至1.0m,确保支护强度。若顶板长期不垮落,导致柔性掩护支架背面无垫层或垫层厚度低于0.8m时,工作面必须加强支护,掩护支架下肢紧靠底板,上肢紧靠煤壁,在采空区悬顶面积大时,还必须加打立柱加强控架,立柱间距为1.5m。并另行制定专门的安全技术措施对悬顶段进行处理。回采过程中,必须定期对顶板进行观测。若工作面出现周期来压明显、工作面压力大、煤壁片帮严重时,必须立即将控架支柱间距加密至1.0m,并在控架支柱间加打一根反射支柱,防止采空区大面积来压控造成挤架或掩架后抑。来压时立即停止作业,撤出人员,待动压稳定后,经检查无安全隐患后方能进入工作面组织正常生产。㈡过断层及构造带时的顶板控制:工作面若遇断层及构造带等特殊地质条件时,首先必须加强控架管理,遇地质构造段将控架支柱间距缩小至1.0m,而且掩架应扣拢煤壁,严禁出现挂架,防止出现窜矸;其次当工作面顶底板的完整性被破坏或出现底鼓等情况时,必须采用破底或顶等方法保证工作面正常推进,并根据实际情况及时另行制定专门的补充措施,以确保安全。㈢应力集中区的顶板控制:工作面下出口应力比较集中,当工作面下出口悬顶面积大于0.7m2时,必须加打单体支柱以加强顶板支护,严禁空顶作业,点柱间距0.8m㈣工作面末采的顶板控制:工作面收尾前,必须提前将坡度逐渐调至40°,工作面收尾由生技部提前标定工作面停采线位置,其措施生技部另行专门编制。㈤工作面回采过沿空护巷段的顶板控制:工作面风巷过沿空护巷段前20米时,必须有生技部现场标定上段采空区位置,并对护巷段进行支护检查,发现压力明显增大,必须掺打抬棚、支柱,同时在护巷段交接前后5m范围掺打单体支柱进行加固;工作面推进至护巷段时,掩护支架超摆段长度必须达9m,垫层达0.8m,回拆滞后架端4架支架,防止垮穿采空区,矸石窜入工作面地沟。一、工作面运输巷、回风巷的顶板控制:㈠工作面运输巷、回风巷超前支护:风巷距超前掩架端头20m范围内必须打设超前点柱支护(前10m为双排,后10m为单排),点柱间距为0.8m,超前掩架长度控制在7～9m范围内,摆一段(一架料长)掩架回拆一架支架,同时超前掩架端头往外6架料范围内都必须掺料加固(掺料方法:在原架料间采用两根单体支柱配合挑梁进行架设)。机巷距工作面下煤眼20m范围内必须进行加固,前10m范围内采用掺料加固(掺料方法:用两根单体液压支柱配合金属支架腿进行架设),后10m段采用单排支柱进行加固,支柱打在原支架梁上柱梁之间必须垫木(夹心料)。超前支柱随工作面推进相应前移,超前支护必须拉绳打直打牢,机巷所掺架料保持到尾架回拆时回拆。㈡工作面运输巷、回风巷加强支护:当机、

风巷支架变形或歪斜严重时,必须用单体支柱对原支架梁进行加固。当架间笆片、排材损坏严重时,重新进行背帮接顶;局部漏矸、掉渣位置,要求用笆片、排材重新支护。二、工作面上下端安全出口的支护、管理:㈠支护形式及质量要求超前摆架段断面必须符合质量标准化规定(规格:高×宽＝1.0m×0.8m),不得将控架支柱打在通道中间影响行人,而且保持出口畅通。当达不到规定高度时,必须卧地沟,将浮煤矸抛在掩架背部作垫层。下出口尾架段留设煤墩,以超前眼与机巷相联,超前眼采用箍密盘支护,煤墩上部采用打接架支柱方式控制掩护支架,其数量不得少于3根,间距0.8m。空顶位置必须采用点柱进行控制,点柱控顶面积不得大于0.7m2工作面下出口行人通道高度不得低于1.6m,采用掘超前眼将下煤眼与行人眼分开,超前眼由机巷向工作面方向掘进(沿煤层顶板真倾斜向上),超前眼与行人眼中对中为5m。超前眼掘进断面为:1.6m×1.6m,净断面为:1.28m×1.28m。遇煤层薄化时,顶底板方向盘料长度根据煤层厚度进行调整,但净断面不得小于1.28m×1.0m。超前眼采用木盘料边掘进边箍密盘进行支护,箍盘段高度不得小于2.5m,在遇到煤层松软或顶板破碎时箍盘高度不得小于3米。木盘料规格为:长×宽×厚:1600mm×1600mm×160mm,盘料接头为:160mm×160mm×40mm,盘料间必须扣搭严密,并用铁抓钉抓牢,保证牢固可靠。起盘与转正盘呈扇形,外侧设盘墩,盘墩规格0.3m×0.16m×0.16m。当盘料与煤壁间有空隙时,必须用笆片隔离、用煤矸对空隙部分进行充填。超前眼在掘进过程中,必须对眼内采用局部通风机进行供风,并按规定检查瓦斯,严禁无风或微风作业。㈡与其它工序间的衔接关系:工人进入工作面作业前,必须先对两巷及上、下安全出口的支护情况进行检查,发现问题立即处理,待处理完毕后方可进入工作面进行其它作业,回采时必须严格按回采工艺流程进行作业。工作面在推进前,超前眼上部必须掺打完控顶支柱,其间距为800mm,当工作面推进至原超前眼时,下煤眼作为行人眼。三、支护材料的使用数量和存放管理:支柱碰倒或损坏时,必须及时恢复对拆出的支架或支柱,应运至宽敞的地点堆放整齐并挂牌管理,不用或损坏的支护材料应及时运出,以免影响人员安全通行。本工作面单体液压支柱备用量为使用量的20%,备用材料必须完好,备用支柱存放在机、风巷宽敞的地方,不得影响行人和运送材料。规格不相同的要分或更换,而且必须建立专门的支护台帐。在同一工作面中不得使用不同类型和不同性能的支柱。分别存放,并挂上标志牌。支护材料及回柱设备使用统计表

表3-3-8材料(设备)型号、规格使用数量备用数量用途回柱绞车JH－142台1台用于5227机、风巷架料回拆盘料1600×160×160mm96根32根用于超前眼支护用铁抓钉

96颗32颗用于超前眼支护使盘料间连接牢固单体支柱PDZ22/100115根23根用于机、风巷超前加固及尾架维护运输一、运输设备及运输方式:㈠运煤设备及装载方式:工作面采用人工攉煤,塘瓷溜槽自溜至机巷刮板输送机内。机巷运煤采用一台SGW－40T型可弯曲刮板输送机和一台SPJ-800型吊挂式皮带运输机运至5227机巷运输石门岔口再经过管架皮带转至522区煤仓(固定运输设备在使用过程中,要求安放平稳,刮板输送机机尾打压柱,机头采用圆环链与皮带机尾捆绑,而且各转载点及下煤点必须有”声光信号”)。在522采区车场装车,组列后采用蓄电瓶电机车运至地面煤仓。㈡辅助运输设备及运输方式:工作面所需的材料及设备由蓄电瓶电机车运至522一级材料上山下车场,机巷所需的材料及设备:由JD－25型调度绞车经522一级材料上山运至＋640m中甩车场,再由JD－25型调度绞车经＋640m小斜坡运至5227机巷石门,最后经机巷石门运至机巷、工作面;风巷所需的材料及设备:由JD－25型调度绞车经522一级材料上山运至＋700m中车场,再由JD－11.4型调度绞车经＋700m小斜坡运至5227风巷石门,最后经风巷巷石门运至风巷、工作面。二、刮板运输机及皮带运输机的移动方式:皮带运输机采用张紧绞车进行牵引缩短,工作面每推进15m缩一次皮带,移一次机尾。皮带机尾及刮板运输机采用JH－14型回柱绞车进行牵引移动,刮板运输机随工作面尾架的回拆而前移,移动距离视现场情况而定。三、运煤路线:运煤路线:5227工作面→5227机巷→522采区煤仓→东翼南大巷→+580m运输石门→主平硐→地面。五、辅助运输路线:工作面所需材料、设备运输路线:地面→主平硐→＋580m主运输石门→东翼南大巷→一级材料上山→5227风巷→工作面;或:地面→主平硐→＋580m主运输石门→东翼南大巷→5227机巷石门→5227机巷→工作面;回拆出的材料、设备运输路线:由5227风巷→522一级材料上山→东翼南大巷→主运输石门→主平硐→地面(机巷拆出的掩架及钢绳:由5227机巷运到5227机巷石门→东翼南大巷→经过一级材料上山→＋640m中甩车场→5227风巷运→工作面,循环使用)。一、通风系统:本工作面采用”U”型后退式通风方式,风流在工作面内的流向为上行通风。在工作面机、风巷分别设置一道测风点,测风点长度不得小于4m,前后10m范围内断面不得发生变化,测风点位置要求架料完好,测风点前后10m范围内不得堆放材料或设备。㈠风量计算:

1．根据瓦斯抽采用的实际情况计算:Q采=100×qKCH4×(1－K抽采率)=100×3×1.8×(1-34.6%)=353(m3/min)2．按工作面温度选择适宜的风速进行计算:Q采=60V采S采＝60×1.0×2.18＝130.8(m3/min)3．按同时工作的最多人数计算:Q采=4N=4×32=128(m3/min)4．按工作面最大炸药消耗量来算:Q采=25A=25×11.8=295(m³/min)以上各公式中:q----根据相邻5225工作面及5227机、风巷掘进过程中的瓦斯涌出量确定,5227工作面绝对瓦斯涌出量取3.0m³KCH4-----采煤工作面瓦斯涌出不均衡系数,取1.8;K抽采率-----工作面瓦斯抽采率为34.6%;V采-----根据本采煤工作面温度在20℃以下,本工作面适宜风速取1.0mS采-----采煤工作面平均断面积,2.18m2N-------工作面同时工作最多人数,32人。A-------工作面一次起爆炸药消耗量,11.8kg5．按风速验算:⑴按工作面最低风速验算最小风量Q采小=15S采＝15×2.18＝32.7m³⑵按工作面最大风速验算最大风量Q采大=240S采＝240×2.18＝523.2m³6．工作面实际需风量的确定经过风量计算,工作面所需风量最大值为353m³/min,因此确定该面的需风量:

Q采＝350m3㈡通风路线分进、回风路线:1．进风路线:地面→2#进风斜井→521采区车场→东翼南大巷→5227机巷石门→5227机巷→5227工作面;2．回风路线:5227工作面→5227风巷→5227风巷石门→521一级回风上山→+700m回风大巷→+580m集中回风石门→总回风斜井→+850m风井→地面。二、瓦斯防治:㈠瓦斯抽采:1．根据本工作面实际情况,确定采取本煤层顺层预抽瓦斯,坚持”应抽尽抽,先抽后采”的原则,回采期间边采边抽。在机巷布置钻孔沿煤层真倾斜方向,孔间距为1.6m～2.4m,钻孔角度按机巷地质情况平均为78°(煤层真倾角),孔深60m,孔径Φ65mm,共计317个。钻孔采用ZY-150型钻机施工。打完一个孔后即封孔,封孔长度12m。预计瓦斯抽出量大于44万m3。2．瓦斯抽采管路系统5227机巷→522一级回风上山→＋700m回风大巷→521一级回风上山→+580集中回风石门→511回风上山→+850风井→地面㈡瓦斯检查:1．检查地点有:工作面、进风风流、下出口尾架端、回风风流(沿程)、上隅角、地沟、上隅角悬顶区、风巷回柱绞车处等。2．瓦斯检查次数:⑴采煤工作面及进、回风风流中的瓦斯浓度每班至少检查三次瓦斯;⑵采煤工作面瓦斯涌出量大或异常时,必须经常检查;⑶采煤工作面上隅角和巷道等每班至少检查一次,采煤工作面上隅角如果瓦斯超限,则必须增加检查次数;⑷每次打眼前或放炮前、后必须对工作面上隅角、回风风流(沿程)及其回风流中的电气设备附近的瓦斯浓度进行检查。㈢防止瓦斯积聚:1．采煤工作面上隅角易发生瓦斯积聚,必须加强上隅角的瓦斯检查;如出现瓦斯长期超限,则必须在上隅角设置风障或采用正压通风的方式进行处理。2．各类电气设备在开启前必须检查电机及其开关附近10m范围内的瓦斯浓度,刮板输送机还必须检查其底槽的瓦斯浓度。3．瓦斯管理必须严格按《煤矿安全规程》第136条、138条的相关规定执行:①工作面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,撤出所有人员,及时向调度室汇报,并采取可靠措施进行处理。②工作面爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.0%时,严禁爆破。③电气设备安设地点附近20m以内风流中的瓦斯浓度达到1.0时,必须停止任何作业,立即切断电源、撤出所有人员,并采取措施进行处理。④在巷道内,体积大于0.5m3的空间内积聚的瓦斯浓度达到2.0%时,附近20m⑤对因瓦斯浓度超过规定被切断电源的电气设备,必须在瓦斯浓度降到1.0%以下时,方可通电开动。三、综合防尘㈠防尘供水系统及防尘方式:1．防尘水源来自+850m风机房消防水池,其容量300m3。防尘供水主管道由风井至+700m中车场间铺设一道直径100mm的铸铁管,再采用6″焊管接通至5227机、风巷,而且在机、风巷每隔50m留设三通阀门。工作面下出口、机巷各转载点分别安装喷雾洒水设施,当运输出煤时,各转载点必须正常使用防尘设施。并在5227机、风巷各设两道风流净化水幕,一道设于距上下安全出口约30m位置,另一道设于距石门约50m位置,工作面放炮时必须开启净化水幕。当工作面推进到距水幕15～20m2．防尘供水网路:⑴机巷:+850m风井防尘消防水池→总回风斜井→511人行辅助器上山→主运输石门→东翼南大巷→5227机巷石门→5227机巷各防尘点;⑵风巷:+850m风井防尘消防水池→总回风斜井→511人行辅助器上山→主运输石门→东翼南大巷→522一级材料上山→+640m中甩车场→5227风巷石门→5227风巷各防尘点。㈡隔爆设施:隔爆水量计算:⑴机巷:G机=g·S机=200×5.4=1080(m3)⑴风巷:G风=g·S风=200×4.5=900(m3)式中:G—总水量,L;

S—断面,m2;G—每平方米巷道所需水量(辅助水棚),L/m2。2.本矿使用的隔爆水袋,单个容量为30L/个,水棚排距1.6m,棚区长度均大于20m,为了更好地隔爆,机巷共需安设36个,隔爆水袋水量共计1080m3;风巷共需安设30个隔爆水袋,水量共计900m3。分别安设于距机、风巷石门约50～四、防灭火系统防尘水兼作为防灭火用水,而且必须在5227机巷皮带机头配置一根30m长的防火胶管,胶管只能用于防灭火,不能挪作它用,在各转载点还必须配置一台灭火器。而且风巷还必须安设一氧化碳传感器,安设位置同T2瓦斯传感器相同,当浓度≥0.0024%时报警。五、监控系统:1．瓦斯监测设备的布置及安装要求该工作面机、风巷必须安装瓦斯监测设备,监测中分站分别设在522区5228机巷进风石门处和+640m中甩车场内,T1瓦斯传感器设在距工作面上出口5～10m位置,T2瓦斯传感器设在距回风石门10～15m位置,T3瓦斯传感器设在距工作面下出口10m位置(见监测监控系统图)。瓦斯传感器的悬挂距巷顶不小于0.3m,距巷道壁不小于0.2m。2.瓦斯传感器的管理T1瓦斯传感器:瓦斯报警浓度CH4≥1.0％,断电浓度CH4≥1.5％,复电浓度CH4＜1.0％,断电范围为5227采面及回风巷的所有非本质安全型电气设备;T2瓦斯传感器:瓦斯报警浓度CH4≥1.0％,断电浓度CH4≥1.0％,复电浓度CH4＜1.0％,断电范围为5227采面及回风巷的所有非本质安全型电气设备;T3瓦斯传感器:瓦斯报警浓度CH4≥0.5％,断电浓度CH4≥0.5％,复电浓度CH4＜0.5％,断电范围为5227机巷的所有非本质安全型电气设备。3．瓦斯超限管理:当瓦斯浓度超过相关规定时,自动切断断电范围内的所有非本质安全型电气设备电源,撤出人员,进行处理;只有瓦斯浓度低于断电值,并经瓦检员检查确认方可人工复电,恢复生产。六、冲超前眼通风使用5.5kw局扇Φ400mm风筒供风,局扇必须按三专管理,不得与机巷动力电源共用供电回路,局扇安装位置距超前眼施工位置不小于100m,冲眼直至贯穿工作面形成负压风之前,必须保证正常通风。排水一、工作面在回采前,在5227机巷靠工作面第一个最低点挖一个水坑,水坑规格:长×宽×深:1m×0.5m×0.5m。安设两台水泵(水泵功率≮7.5KW,排水量≮24m3/h),一台运行一台备用,同时安设一趟排水管路(管径≮50mm二、排水路线:5227机巷→5227机巷石门→东翼南大巷→主运输石门→主平硐→地面。供电电压等级、供电方式的确定采面用电设备电压为660V,煤电钻及照明电压为127V。由于522采区负荷较大,在522变电所安装两台KBSG－315／6干式变压器,一台供5227采面和5228综掘面设备,另一台供一级绞车和人行辅助器(均含信号照明)、瓦斯抽放、压风机、乳化泵以及其它掘进面及动力设备。对所有设备采用干线式供电,在5227机风巷石门各设立一配电点。根据采面设备配备情况见表4-1－9。5227采面用电设备技术特征表表4－1－9序号设备名称型号电机型号数量额定功率电压等级用途1可弯曲输送机SGW－40TDSB-40240660用于机巷运煤2顺槽皮带输送机SPJ-800YB225-4,37KW12×37660用于机巷运煤3乳化液泵RB80-20YB225-4,37KW237660提供支护用的乳化液4煤电钻MZ-12型MZ2－1.221.2127用于工作面打炮眼5回柱机JH－14YBK－225S－8318．5660用于机风巷回架或移刮板输送机、皮带机尾6调度绞车JD-25YKB－25－4125660用于机巷斜坡提升材料7照明综保ZXZ8-2.5-1

12.5127对照明、信号进行供电8张紧绞车

YKB-11.415.5660用于伸缩皮带9调度绞车JD-11.4YKB－11.4－4111.4660用于小斜坡提升材料10水泵BSQ15-30

17.5660用于机巷排水二、电力负荷的计算与确定1．5227采面机巷负荷的计算。P30=Kx∑Pe/COSΦpj=0.4×(40+37+5.5+40+18.5×2+1.2+2.5+7.5+25)/0.7=111.83KVAKX需用系数,取0.4。COSΦpj加权平均功率因数取0.7。2．5227采面风巷负荷的计算。P30=Kx∑Pe/COSΦpj=0.4×(18.5+1.2+11.4)/0.7=17.78KVAKX需用系数,取0.4。COSΦpj加权平均功率因数取0.7。故5227采面总负荷为:P30总=111.83+17.78=129.61KVA三、供电系统选择5227采面总负荷为129.61VA。根据供电系统的拟定原则,初步确定5227采面供电系统如图一所示。机巷设备由315KVA变压器供电,其只供5227机巷和5228机巷掘进。风巷由另一台315KVA变压器供电,包括其它掘进移动设备及采区上山提升设备。四、采面低压开关的选择:KBSG－315／6矿用隔爆型干式变压器低压侧供电系统电压为690V,故该供电系统所选低压开关额定电压为660V等级;照明、信号和手持式电气设备的供电额定电压不超过127V;开关的额定电流按电气设备长期工作电流确定低压馈电总开关及分路开关选DW80型矿用隔爆型馈电开关;控制40KW及以上的电机开关选用真空磁力起动器;需要远方控制和经常起动设备的开关选用QC83系列;需要正反转控制的设备选用QC83-8ON系列磁力起动器;向电煤钻供电选用BBZC-2.5-1型隔爆煤电钻综合保护器。照明选用ZXZ8-2.5-1型照明综合保护器;各种开关的继电保护应符合电网和工作机械及<<煤矿安全规程>>的要求:采区变电所低压馈电总开关应有过流和漏电保护,变电所配出分路开关和配电点总开关应有过流保护,控制37KW及以上的电动机开关应采用电机综合保护器,具备过负荷、短路、欠电压和漏电闭锁保护功能;选择的各低压开关接线喇叭数目应满足电网接线的需要,一个喇叭口只能许引一条电缆,喇叭口的内径与电缆外径相适应。根据低压电气设备的选择原则,采面低压开关选择结果及技术参数见表4-2－10。5227采面供电设备表

表4－2－10被控制的设备低压开关型号额定电压(V)额定电流(A)522变电所分馈DW80—2006602005227机巷配电点馈开DW80—2006602005227风巷配电点馈开DW80—200660200刮板输送机QCZ—120660120皮带运输机QCZ－200660120调度绞车QC83－80N66080回柱机QC83－80N66080张紧绞车QC815-60N66060小水泵QC815－6066060煤电钻综保ZBZC-2.5-1660/1275/20照明综保ZXZ8-2.5-1660/1275/20五、5227采面干线电缆截面的选择:1．支线电缆截面的选择由于支线电缆经常移动,因此按照机械强度要求及设备额定电流进行选择。即机械强度要求的电缆允许截面和电缆长期允许电流大于设备额定电流。其技术数据见表4-3－11。5227采面低压供电网络电缆一缆表

表4－3－11电缆用途名称型号数量机巷干线电缆聚氯乙稀绝缘软电缆MY0.38/0.66KV3×50+1×16800m风巷干线电缆聚氯乙稀绝缘软电缆MY0.38/0.66KV3×50+1×16320m聚氯乙稀绝缘软电缆MY0.38/0.66KV3×16+1×6280m皮带机支线电缆聚氯乙稀绝缘软电缆MY0.38/0.66KV3×25+1×65m刮板机支线电缆聚氯乙稀绝缘软电缆MY0.38/0.66KV3×16+1×65m14T回柱机支线聚氯乙稀绝缘软电缆MY0.38/0.66KV3×6+1×420m8T回柱机支线聚氯乙稀绝缘软电缆MY0.38/0.66KV3×6+1×420m水泵支线电缆聚氯乙稀绝缘软电缆MY0.38/0.66KV3×6+1×430m煤电钻支线煤电钻专用电缆UZ－500－3×4+1×4150m11.4KW调度绞车聚氯乙稀绝缘软电缆MY0.38/0.66KV3×6+1×45m照明聚氯乙稀绝缘软电缆MY0.38/0.66KV4×2.5500m张紧绞车支线聚氯乙稀绝缘软电缆MY0.38/0.66KV3×6+1×45m

2．干线电缆截面的选择⑴．按允许电压损失选择电缆截面计算ΔUZ值时选择配电点中线路最长、容量最大的线路计算。660V系统允许电压损失为63V。①．刮板运输机支线电缆电压损失。ΔUZ=KfPeLZ×103/(UevAzηe)

=1×40×10×103/(660×42.5×16×0.89)=1.001V②.KBGS-315/6变压器的电压损失ΔUB%=(SB/Se)×〔Ur%COSΦpj+UxSInΦpj〕

=(225/315)×〔0.6×0.65+3.95×0.76〕

=2.42ΔUB=2.42×690/100=16.69V干线允许电压损失ΔUgyΔUgy=63-ΔUZ-ΔUB=63-16.69-1.=45.31VAg={kf1Pe1L1+kf2Pe2(L1+L2)+kf3Pe3(L1+L2+L3)}/(ΔUgyvUeηpj={37×320+40×800}/(45.31×42.5×0.66×0.91)=42.64mm2选MY0.38/0.66KV

3×50+1×16的电缆。③按起动条件校验刮板运输运输机是重负荷起动,也是采区中容量最大、供电距离较远的用电设备,选择的电缆截面按起动条件进行检验。电动机最小起动电压为:UQmin=Ue(KQ/aq)-2=660×(1.4/2.5)-2=493.8V式中取KQ=1.4;aq=2.5。起动时工作机械支路电压损失ΔUgy=1.732Kf{IQLZ

COSΦQ/(vAZ)+IQ(L1+L2+L3)COSΦQ/(vAg)+Ie2COSΦ2(L1+L2)/(vAg)+Ie1L1COSΦ1

/(vAg=1.732×{219.2×5×0.58/(42.5×16)+219.2×800×0.58/(42.5×50)+42×320×0.89/(42.5×50)}=98.21V式中:IQ-电机实际起动电流,A;IQ=IQe

UQmin/Ue=293×493.2/660=219.2ACOSΦQ-电机起动功率因数,取COSΦQ

=0.58,SINΦQ=0.81。起动是变压器的电压损失ΔUBQ%=(IBQ/IBe)×〔Ur%COSΦBQ+UxSInΦBQ〕

=(257.8/275.56)×(0.44×0.65+3.72×0.76)

=2.95ΔUBQ=2.95×690/100=20.36V式中IBQ-起动时流过变压器的电流,A,IBQ={(IQCOSΦQ+∑Ii

COSΦpj)2+(IQSINΦQ+∑Ii

SINΦpj)2}-2

={(219.2×0.58+42×0.84)2+(219.2×0.81+42×0.54)2}-2=257.8A

COSΦpj-其余电动机加权平均功率因数,0.84;SINΦpj-0.54;∑Ii其余电动机正常工作电流之和,42A。COSΦBQ-起动时变压器的加权平均功率因数,COSΦBQ=(IQCOSΦQ+∑Ii

COSΦpj)/(IQ+∑Ii

)=(219.2×0.58+145.82×0.84)/(219.2+145.82)=0.68SINΦBQ=0.729。40T刮板运输机起动时电压损失ΔUgy+ΔUBQ=98.21+20.36=118.57V118.57V<690-493.8=196.2V故满足起动要求。④．按长期允许电流校验电缆截面I30=77/(0.66×1.732×0.86)=79.1AMY0.38/0.66KV

3×50+1×16的电缆芯线最高允许温度65℃,长期允许负荷电流198A＞79.1A六、电气开关保护整定计算:1．短路电流计算5227机巷最远点短路电流计算,根据电缆拆算长度,查《煤矿井下供设计》得I(2)d3=682A。同理得5227风巷最远点短路电流为I(2)d4=320A。2．各开关保护整定计算⑴．5227机巷石门配电点总馈过流保护整定计算IOPO≥ISTN.NM+∑IN.re=40×1.15×6+(37+5.5+7.5+18.5+1.2+2.5+40)×0.4×1.15=405.03A取IOPO=400A。灵敏度校验:Kr=I(2)d3/IOPO=682/400=1.705＞1.5故满足要求。⑵.5227风巷石门配电点馈开过流保护整定计算IOPO≥ISTN.NM+∑IN.re=11.4×1.15×6+(7.5+1.2)×0.4×1.15=82.66A取IOPO=200A。灵敏度校验:Kr=I(2)d3/IOPO=320/200=1.6＞1.5故满足要求。⑶.5227机巷供电在522变电所分馈过流保护整定计算IOPO≥ISTN.NM+∑IN.re=40×1.15×6+(37+5.5+7.5+18.5+1.2+2.5+40)×0.4×1.15=405.03A为了满足选择性,故取IOPO=600A。灵敏度校验:Kr=I(2)d3/IOPO=2170/600=3.6＞1.5故已满足要求。⑷.皮带运输机控制开关过流保护整定IOPO≥1.1IN.re=1.1×37×1.15=取IOPO=50A,动作时限取TS=6s。⑸.刮板运输机控制开关过流保护整定IOPO≥1.1IN.re=1.1×40×1.15=取IOPO=50A,动作时限取TS=5s。⑹.保护机巷小斜坡25KW调度绞车电机熔体额定电流计算IN.F=IQe/2=122/2=61A取IN.F=60A⑺.保护14T回柱机熔体额定电流计算IN.F=IQe/2=130/2=65A取IN.F=80A⑻.保护风巷小斜坡11.4KW调度绞车电机熔体额定电流计算IN.F=IQe/2=95.8/2=47.9A取IN.F=60A⑼.煤电钻综保熔体额定电流计算IN.F=1.25(IQe/2)/KB=1.25×54/(2×4.96)=6.8A取IN.F=10A照明、通讯、信号系统回采前必须在5227机巷输送机各转载点及放炮执行地点、5227风巷石门风门外及风巷距上出口50m位置分别安设一台电话,而且各通讯电话必须与地面调度室连通,通讯系统必须随时畅通。采用矿用隔爆型照明及信号综合保护装置给照明及信号提供电源,其二次侧电压等级为127V,在回采工作面的机巷每隔50m设置矿用隔爆型白炽灯一盏供机巷照明,而且各运输设备机尾、机头应安设一盏矿用隔爆型白炽灯和信号铃。另外小斜坡提升还必须设置”声光信号”。输送机的信号为”一停、二起”,张紧绞车和回柱绞车的信号为”一停、二紧、三松绳”。作业方式:本工作面采用”三八”制进行作业,边采边准。劳动力组织及配备见表5-1-12;主要技术经济指标见表5-2-13;工作面正规循环作业方式见附图19:5227工作面正规循环作业图。劳动力组织及配备表

表5-1-12

1打眼、放炮工333

9

2出煤、放架工444

12

3溜子司机111

3

4皮带司机222

6

5乳化泵司机111

3

6瓦检员(1)(1)(1)

(3)专职(通风队)7跟班副队长11114

8队管人员

44

9摆架、拆架工

66

10其它辅助工

22

11材料、核算员

11

12电钳工

66

13轮休人员444416

14合计1616162371

主要技术经济指标表表5-2-13注:每个月工作日为25天1工作面走向长度m513

2工作面平均倾斜长度m86

3煤层厚度m1.5

4煤炭容重t/m³1.5

5工作面煤炭储量万t9.4

6采高m1.3～1.6平均1.5米7煤层生产能力t/m22.13

8回采率%95

9循环进度m0.8

10循环产量吨154.8

11月进度m47

12日产量吨464

13月产量(净煤量)吨11610

14月正规循环数(循环率)个(%)75(83.3)

15工作面可采期月8.1

16在册人数人71

17日出勤人数人55

18出勤率%77.5

19回采工效t/工·日6.54

20炸药定额kg/万t3230

21液压支柱数量及丢失率根(%)258(0.1)

22乳化液消耗kg/万t150

23煤质牌号

瘦煤(SM)

24含矸率%8

25灰分%38

一、煤质指标及要求:5227工作面煤质要求含矸率不得大于8%,灰分必须控制在38%以内,并严格按《加强煤炭质量管理》的通知,南煤生[]3号文件执行。二、提高煤质的措施:㈠正常情况下1．对运煤石门安设流塞。2．加强矿车管理,矸石与煤分装分运,白矸车不得装煤;3．采用人工进行手选矸。㈡特殊条件下:1．下出口攉煤工在攉煤时,对于工作面下溜至刮板输送机内的大块矸石及时用橇棍撬出,加强皮带机刮板输送机中途选矸力度,以提高煤质;2．当工作面遇断层、破碎带、陷落柱等对煤质有较大影响时,应适当的采取少打顶板眼、增大炮眼间距,放架时加强支护,避免采空区矸石翻出来混合影响煤质。三、提高采出率措施:1．工作面不得随意留设底煤,在安全可靠的前提下,尽量将工作面的煤炭采净;2．工作面下出口煤墩必须严格按规程规定留设,不得随意增大煤墩;3．加强工作面下出口的溜子机尾的浮煤管理,必须严格按质量标准化要求随时将机尾的浮煤清收干净。一般规定1．工作面回采前,所有作业人员都必须认真学习本《作业规程》和其相关的规定,并经考试合格签字后方可开始上岗作业,所有特殊工种均必须持证上岗。2．进入工作面的所有人员必须严格按《煤矿安全规程》第54、55条规定执行,进行敲帮问顶检查,发现安全隐患,及时处理。3．认真开好班前会,队值班领导组织当班的跟班队长、班长、班员必须在班前会上详细介绍清楚工作面的安全情况及存在的安全隐患,跟班队长在交接班前向队值班领导汇报下一班工作过程中应注意的事项和隐患的处理意见。4．开工前,由瓦检员、跟班队长及班长对工作面的安全情况及存在的安全隐患作一次全面检查,发现隐患及时处理,待处理好后,确认无危险时才能安排其它工作人员进入工作面作业,同时对安全情况做好交接班安全记录。5．在溜煤反眼处铺设钢轨网及护栏,钢轨网规格300×300焊接而成,边缘与基岩搭接长度不小于500mm,护栏采用Φ30㎜钢管或同等强度的其它材料焊接而成。防止人员坠落入溜煤眼,另外要挂设防坠落物标志牌。输送机运行过程中,发现输送机里有大件、长件时,必须停止输送机,并将其取出后,方可重新启动。防止大件、长件经溜煤反眼进行煤仓,造成煤仓堵塞。顶板一般规定:1．工作面不得出现窜矸、皱架、挤架现象当掩架被拉稀后,间距超过200mm的必须用Φ8mm钢丝绳编网。当机、风巷出现空帮漏顶,必须用笆片、排材重新背帮接顶,并充填严实;当架料翘脚严重时,必须用单体支柱进行加固;沿空护巷段必须对鼓帮、鼓顶地点或排材和笆片不完好地点全面进行掺料加固,防止漏矸堵断巷道危及安全。2．工作面采用单体支柱作为控架支柱,支柱必须严格按规定打稳、打牢,保证有1～3°迎山角,其柱距不大于2m,架尾及煤墩上方控架支柱间距不得大于0.8m,工作面下出口转弯处往上5m段及风巷超前掩架控架支柱间距不得大于1.0m。3．严禁使用折损的挑板、损坏的掩护支架及失效的单体液压支柱。新单体液压支柱入井前和进入工作面前必须逐根进行压力试验。在其使用时间超过8个月时必须校检,压力测试必须在90KN以上。4．在工作面内每隔30m采用溜槽设置一道横档,横档高度不得小于300mm,防止上部滚落的煤矸伤人。5．单体支柱配套的注液枪及卸液用的手把分班、组进行管理,液压枪不得漏液,注液枪及手把使用过程应悬挂在单体支柱或掩架夹板上,防止损坏。不用时必须放至工具箱内。二、单体支柱使用措施1．工作面所有单体支柱必须拴防倒绳,防倒绳一头作成绳扣拴在单体支柱手把上,另一头拴在牢固的压板上;人行眼与下煤眼上方的点柱及走向密集支柱必须采用绳子连接成整体,防止支柱卸载倾倒伤人。2．工作面单体支柱及金属支架要实行统一管理,每班进行清理,坏支柱或失效支柱应及时运出检修,工作面严禁出现空载支柱。3．所有使用单体支柱的人员,无论是支护还是回拆,作业人员必须站在支柱的上方作业,防止支柱倾倒伤人。4．工作面在出煤过程中,必须严格按要求对放炮冲倒的支柱进行补打,每出完一段,立即补打一段。三、柔性掩护支架的安装1．工作面初次铺设安装掩护支架的措施另行专门制定。2．煤厚大于支架的最大高度时,采用留底煤方式采煤,掩护支架上肢必须紧靠顶板,下肢紧靠煤壁底板推进,防止漏矸伤人。3.工作面上出口拐点处,伪斜角必须减缓,不能过大,从工作面到风巷要均匀变坡,圆滑地过渡到风巷,防止掩护支架在上出口打皱。4．若工作面遇压力大、构造、煤层变薄、皱架、断架、断绳等情况时,控架支柱加密到1m/根,并加强支护。若遇煤层变厚时,当厚度超过1.6m时,则控架支柱加密至1m/根。四、掩护支架放架1．掩护支架在工作面放炮后边出煤边下放,每出完一段,即放一段架,一次放架长度不大于2m。放架时采用单体支柱调整、控制支架位置,保证掩架到煤壁的距离不小于0.8m。放架或顶板来压时人员不能与单体支柱平行站立,且人员必须站在支柱上方,防止顶板来压,单体支柱推脚挤伤人员。2．若遇掩护支架不能自然放架时,首先将单体液压支柱反撑掩护支架的下肢(靠底板侧)控架,然后将单体控架支柱逐渐卸载,使支架上肢移近煤壁,再将单体支柱支撑在掩护支架的上肢处,给支柱注液使掩护支架脱离底板向下运动,达到规定位置。五、掩护支架拆架1．工作面掩护支架放至下出口形成尾架,尾架应控制在10～15m范围内,严禁超过15m,尾架拆架前必须先打好控架支柱,拆架工作必须是经过培训的至少2人以上,方可进行作业。回拆掩护支架的人员必须在清理好退路,搞好下出口支护的情况下方可进行拆架工作,拆架时每次最多只能松3架的螺丝压板,由采空区向煤壁逐架回撤。2．回撤下的掩护支架及其它材料必须及时运到工作面回风巷堆码整齐备用。不得存放在工作面机巷。回架退路空间规格:高度不小于1.6m,宽度不小于1.0m,回撤退路中,其材料与杂物必须全部清理干净,确保退路畅通。六、两巷梯形支架回拆措施1．机巷内金属支架的回拆不得与掩护支架安装拆架等作业平行。机巷支架的回拆滞后于工作面尾架回拆必须严格控制在2～5m范围内,风巷摆架位置应保证超前风巷支架回撤位置3～4m以上,以防止回撤支架上方冒落的矸石窜入未摆架的巷道内。2．机、风巷随采随废,巷道内金属支架随采随回。支架采用JH－14型回柱绞车回拆,回柱绞车安设在距回拆点不小于20m的支护完好且受载及支护力度可靠处。回柱绞车的稳固支柱不少于4根(采用木支柱,其直径不小于Φ150mm),而且必须对回柱绞车及与回柱点间的梯形支架进行加固,防止回柱时拉垮回柱点后方的支架。回柱绞车每班使用前,司机必须认真检查回柱绞车及稳固支柱(稳固支柱必须打在巷道实顶上)和钢丝绳是否安全可靠,发现问题当班必须及时处理。3.回拆工作安排专人进行,回架时,回架工先套好铁链,人员站到安全地点,再信号通知回柱司机,回柱司机接信号后,发出开车信号,开始拉架。回柱信号为”一停、二拉、三退绳”,最后移出支架。移出支架时必须先观察周围情况,确定安全后才能移架。4.回拆工作必须由里向外逐架进行,回拆前,先疏通好退路,若遇险情时,人员能及时安全撤退。每次只准拆一架料,回拆前必须先对回拆点后方不完好的支架进行加固。拉架时,人员必须站在安全的地点。回拆时,必须随时观察回拆点的架料、支护及顶板、煤矸变化情况,发现险情时回拆点的人员必须立即撤出。5.摆设风巷超前掩护支架前,先用单体液压支柱在靠顶板侧梁头不影响摆架位置处支撑一根单体支拄,并撤出顶板侧梯形支架的腿子,撤除腿子时,只能撤除一架,立即摆好该段掩架后,再撤除下一架。摆架时,必须将地沟浮煤清理干净,严禁摆在浮煤上。七、防止扣架、窜矸的措施1．每班进班后,跟班队长必须认真检查工作面的控架支柱质量,发现支柱有脱落或卸载,必须及时补打。损坏的支柱必须及时更换。控架支柱不合格时严禁放炮。2．加强控架支柱管理,必须做到安全可靠,控架支柱角度应根据工作面情况进行调整,尽量做到放炮后掩架能下放扣拢煤壁。放炮后当掩架未扣拢煤壁,出煤时采用人工放架,将架放拢煤壁。当架不能放拢煤壁时,则该段应适当减少炮眼深度及个数;如间距过大,则该段应停止打眼,如空顶面积0.5m23．打眼过程中,炮眼间距及深度应尽量保持一致,防止出现煤壁不直,造成部分掩架不能扣拢煤壁造成窜矸。4．若煤层较厚,采用留底煤开采时,还必须对控架支柱进行穿鞋,保证控架支柱不钻底,防止支柱钻底出现扣架。5．当工作出现扣架窜矸时,采用排材或盘料对掩架上方进行支护,将控架支柱间距缩小至1.5m/根,而且推进时,应尽快将架升起来,应在当班处理完毕。八、工作面过机巷垮塌孔洞的措施1．工作面在过孔洞前,生技部地测组必须提前预测预报,将孔洞的位置、高度,在现场标定出来。在过孔洞前,由工作面先探后采,向孔洞打探眼,探穿孔洞,孔洞内形成负压通风,释放孔洞瓦斯,防止误穿孔洞发生事故。探孔水平布置不少于3个,深度不小于4m,探孔间距不大于1.5m,孔洞10m范围先探穿,形成负压通风,瓦斯浓度不超限时,方能进行开采。2．工作面在过孔洞期间,瓦检员必须加强对工作面内的通风瓦斯检查(特别是孔洞段),每次放炮前,必须对孔洞口内瓦斯情况进行检查,杜绝瓦斯超限作业。3．必须加强支柱控架和顶板支护;跨孔洞期间,工作面孔洞10m范围,控架支柱间距缩小到1.0m,并对掩架顶底用支柱加强支