采煤作业规程全

第一章概况第一节工作面位置及井上下关系303工作面北邻301工作面采空区，南邻305工作面采空区。301工作面于1999年3月份回采完毕，305工作面于2006年4月份回采完毕。303工作面具体位置及井上下关系如表1所示。工作面位置及井上下关系表 表1水平名称吃73水平采区名称三煤采区地面标髙+46.19〜+47.07m井下标高-L80〜-276m地面相对位置工作面地面为衣田，位于荐秽物村东北约500m泗河东约260mo回采对地面设施的影响工作面回采后,将引起地表塌陷，预计影响地面范mi8om,达到I级破坏丿笠地中央最犬下沉7.2mo工作面内的2条乡村级公路将下沉，靠近停采线阳近的公路将产生裂缝、变形，地面两服衣业灌爲机井将下沉。井下位置及相邻关系工作面北临30L工作面采空区，南临305工作面采空区，西到北总回同巷保护煤拄，东至旳1泄水巷。工作面推逬长度Cm)550面长Gn)102面积腓) 56099水平名称-273水平采区名称三煤采区地面标高+46.19〜+47.07m井下标高-180〜-276m地面相对位置工作面地面为农田，位于椁扌罗树村东北约500m,泗河东约260nio回采对地面设施的影响工作面回采后，将引起地表塌陷，预计影响地面范I制约180m,达到I级破坏，盆地中央最大下沉7.2mo工作面内的2条乡村级公路将卞沉，靠近停采线附近的公路将产生裂缝、变形，地面两眼农业灌溉机井将下沉。井下位置及相邻关系工作面北临301工作面采空区，南临305工作面采空区，西到北总回风巷保护煤柱，东至301泄水巷。工作面推进长度(m)550面长(m)102面积(1112)56099第二节煤层该面所采煤层为山西组三层煤,通过地质资料分析和临近工作面回采证实，该工作面范尉内,三层煤结构简单，稳定可采，煤层的厚度在7.40〜8.20m之间。具体情况如表2所示。303工作面煤层情况表 表2煤层厚度6）7.40〜8.20/7.91煤层结构简单煤层倾角（°）3°〜15。/7°开采煤层3硬度1.91煤 种气煤稳定程度稳定煤层描述询面所采煤层为山西组三层煤硫、低磷、J厘半壳型、条带结构，含少量苗铁矿，具薄层不稳定夹肝。所采煤层低低衣分、高发热星，为良好的动力用煤和炼窪配煤。煤层可采指数1.Q，娈异系数2.53忍煤层厚度（m）7.40〜8.20/7.91煤层结构简单煤层倾角（°）3°〜15°IV开采煤层3硬度1.91煤种气煤稳定程度稳定煤层描述该面所采煤层为山西组三层煤，属半亮型、条带结构，含少量黄铁矿，具薄层不稳定夹秆。所采煤层低硫、低磷、低灰分、高发热量，为良好的动力用煤和炼焦配煤。煤层可采指数1.0,变异系数2.53%。第三节煤层顶底板三煤顶板为细砂岩和粉砂岩互层组成，平均厚度9.43m，顶板属II级2类顶板，底板为IV类中破底板。工作面煤层顶底板岩性表 表3

煤层顶底况顶底板名称岩石名称平均厚度Cm）岩性特征老顶粉细砂岩互层5・T3~15.189.43灰色>含少MFeco3境条带「植物叶部化石』以微波状层理为主』偶见底栖动物通老顶議密坚硬，f=7.0—13.0=直接顶粉砂<-Li石1.0—B.3致密，块状构造丿局部具不潘術水平层理』含较算细线状、星散状黄铁矿.直接顶易破碎冒落，f=4.032.89伪顶无直接底铝质泥岩0.0—1.6灰黑色』含根化石，团块构造，含较多镜煤化植物碎片>»直接底具膨胀性，f=2.0〜4.0a20.80灰黑色』块状，含有杂乱分布的根茎部化煤层顶底板情况顶底板名称岩石名称平均厚度（m）岩性特征老顶粉细砂岩互层5.73〜15.189.43灰色，含少量Feco3质条带，植物叶部化石，以微波状层理为主，偶见底栖动物通道。老顶致密坚硬，f=7.0〜13.0。直接顶粉砂岩1.0〜6.332.89致密，块状构造，局部具不清晰水平层理，含较多细线状、星散状黄铁矿。直接顶易破碎冒落，f=4.0〜6.0。伪顶无

直接底铝质泥岩0.0〜1.620.80灰照色，含根化石，团块构造，含较多镜煤化植物碎片，。直接底具膨胀性，f=2.0〜4.0。老底粉砂岩1.0〜5.03.0灰黑色，块状，含有杂乱分布的根茎部化石。老底硬度f=6.0〜10。附图1：303工作面地层综合柱状图。构造名称构造名称走向(°)倾向(°)倾角(°)性质落差Cm）对回采影响程度树1号斷层1028060正6.0—9.8有较大影响荐楞五导断层185~20095^11040—70正3.4.3有较大影响303F11081870正1.0有一定影响附因Z：30辽作面皮带顺槽、轨道顺槽及切眼素描亂第四节地质构造一、 断层情况以及对回采的影响工作面地质条件复杂，两顺槽在掘进过程中揭露椁秽树二号、五号两条正断层，其中椁稷树二号断层落差6.0〜9.8m,在工作面延伸45m：椁秽树五号断层落差3.1〜4.3m,在工作面延伸120m。另外切眼在掘进过程中揭露303F1断层，落差为1.0m,预计该断层向工作面内延伸约50m。受椁秽树二号、五号断层影响，两断层附近可能发育隐伏小断层。由于断层附近煤层裂隙发育，煤层破碎，因此对回采有较大影响。二、 褶曲情况以及对回采的影响工作面为单斜构造，西北高，东南低，地层走向NW,倾向NE。煤层倾角变化较人（最大15°）,对回采有一定影响。三、 其他因素对回采的影响（陷落柱、火成岩等）根据临近工作面回采资料，303工作面范闱内没有陷落柱和火成岩等侵入。工作面顺槽揭露断层表 表4本文来自：中国煤矿安全网()详细出处参考：httpVA^w.nikaq.cwjishu/czgc/2009/0822/24859_3.htnil椁稷树二号、椁秽树五号断层在305和301工作面回采揭露也证明了椁秽树二号、椁秽树五号断层不富水、不导水。五、涌水量相邻305、301工作面已回采完毕，回采过程中工作面顶板有少量滴水，最大涌水量5m3/h,水源为3煤顶板砂岩水。在303皮顺、轨顺、切眼施工期间,对301、305工作面采空区积水进行了探测:305、301工作面采空区无积水。根据《303工作面回采地质说明书》，工作面回采时预计正常涌水量10m3/h,最人涌水量46.5ni3/ho第六节影响回采的其它因素一、影响回采的其它地质情况影响回采的其它地质情况表瓦斯厘低瓦斯r^o煤尘爆炸指数具有爆炸危险性』爆炸指数40.63%o煤的目燃倾向性自然发火煤层丿发火期3~&个月j有自热发火倾向性，目然发火等级为二韓地温危害地温j无地温危害。瓦斯属低瓦斯矿井。煤尘爆炸指数具有爆炸危险性，爆炸指数40.63%。煤的自燃倾向性自然发火煤层，发火期3〜6个月，有自然发火倾向性，自然发火等级为二级。地温危害地温21C,无地温危害。二、冲击地压和应力集中区山东科技犬学对303孤岛工作面安全开采进行了评估，报告认为紧邻较人采空面枳的轨道顺槽和工作面端头出口附近，在生产过程中要提高对顶板的支护强度。由于孤岛工作面煤体具有较人的应力集中现彖，存在高应力集中区，生产中预计两巷应力集中对巷道和工作面端头顶板管理会带来一定影响。第七节储量及服务年限一、储量工作面几何尺寸、储量计算表储量计块段号面积胖）煤厚狈密度（t/m3）基础储量万t）资源星防t）回采率（X）可采储星厉t）lllb-A-COOl249677.841.3526.4322.732Sll-C-C002(®r)53757.931.355.75Ulb-A-C003(I^)152827.911.3516.328013.06lllb-A-C004O)87547.851.359.25807.402S11-C-CQQ5噺)17217.351.351.82累计5609952.307.5743.19备 注计算范圉:西至设计停采线，南到303轨顺内帮，北到303皮顺内帮「东到切服内帮。2、 该面为捉高开采上限工作面，苴中5如~8如防水煤拄內可采11013.06万吨，36m~5血防水煤拄內可采诸量「40万吨。宙于提高开采上限,20.46万吨（⑸1）升级为（Ulb）O3、正常生产吋，工作面割煤回收率97,,放煤回收率80兄，工作面回收率86,<,4、工作面讲入8加防水煤柱后，竟部分限放影响，工作面回恢率创兀B储量计算块段号面积（m2）煤厚（m）视密度（t/m3）基础储量（万t）资源量（万t）回采率（%）可采储量（万Ulllb-A-COOl249677.841.3526.43 8622.73TOC\o"1-5"\h\z2Sll-C-C002（断）53757.931.35 5.75lllb-A-COO3（防）152827.911.3516.32 8013.06lllb-A-C004（防）87547.851.359.25 807.402Sll-C-C005（断）17217.851.35 1.82累计56099 52.307.57 43.19备注1、计算范围：西至设计停采线，南到303轨顺内帮，北到303皮顺内帮，东到切眼内帮。2、 该面为提高开采上限工作面，其中50m〜80m防水煤柱内可采储量13.06万吨，36m〜50m防水煤柱内可采储量7.40万吨。由于提高开采上限,20.46万吨（2S11）升级为（111b）。3、 正常生产时，工作面割煤回收率97%,放煤回收率80%,工作面回收率86%。4、 工作面进入80m防水煤柱后，受部分限放影响，工作面回收率80%本文来自：中国煤矿安全网（）详细出处参考：/jishu/czgc/2009/0822/24859_5.html二、工作面服务年限工作面服务年限=可采推进长度/月设计推进长度=550/（1.2X4X21.5X0.95）=5.6个月第二章采煤方法第一节巷道布置一、 采区设计、工作面巷道布置概况（一） 采区设计概况三煤采区是1995年10月经山东省煤管局批准，将原属于兴隆圧井田六采区的3煤划归杨村矿开采。该采区共分北翼（3煤北上山）、南翼（3煤南上山）和东翼开采，303工作面属于北翼开采。（二） 工作面巷道布置概况工作面两顺槽均沿煤层底板布置。南顺槽为轨道顺槽，沿305工作面采空区留煤柱（宽度4.0m）布置，靠工作面侧设置移动变电站。轨道顺槽通过联络巷与-190轨道巷相连。北顺槽为运输顺槽，沿301工作面采空区留煤柱（宽度4.0m）布置，靠工作面侧设置转载机和胶带输送机。运输顺槽与北总回风巷直接相连。二、 工作面轨道顺槽轨道顺槽属于沿空巷道，为梯形断面，上净宽4g下净宽4.5m,净高为3.2m,净断面枳13.61112,采用锚、网、梯、锚索、喷浆复合支护。支护设计：1、 顶板锚杆22X2200nun，间距X排距=740X800nmi,锚索沿巷中布置一排，间距为2400111111o2、 两帮采用22X2200nmi螺纹钢树脂锚杆、金属网配合钢筋梯进行联合支护，间距X排距=700X800nuno沿空侧锚杆托盘采用规格为长X宽X厚=120X120X20mm的正方形碗状钢板托盘，工作面侧及顶板锚杆托盘采用规格为长X宽X厚=120X120X10nmi的正方形碗状钢板托盘。钢筋梯采用1011U11钢筋加工，金属网为菱形网。轨道顺槽用于工作面进风和运料，巷道内布置有89X4.5111111防尘供水管和＜b57X4nmi风管各一路；4)108X4.5inm注浆管和e108X4.5mm排水管各一路。三、 工作面运输顺槽运输顺槽属于沿空巷道，为梯形断面，上净宽4.0m,下净宽4.5m,净高为3.2m,净断面积13.61112,采用锚、网、梯、锚索、喷浆复合支护。支护设计：1、 顶板锚杆22X2200nun，间距X排距=740X800nmi,锚索沿巷中布置一排，间距为2400111111o2、 两帮采用20X2200nmi螺纹钢树脂锚杆、金属网配合钢筋梯进行联合支护，间距X排距=700X800nmi,锚杆托盘采用规格为长X宽X厚=120X120X10mm的正方形碗状钢板托盘。钢筋梯采用eiOmm钢筋加工，金属网为菱形网。皮带顺槽用于工作面回风和运煤，巷道内布置^4)89X4.5nmi防尘供水管和＜b57X4nmi风管各一路；4)108X4.5inm注浆管和e108X4.5mm排水管各一路。四、 工作面切眼切眼初掘为矩形断面，净宽4.5m,净高2.8m,净面积12.61112,采用锚、网、梯、锚索联合支护(锚索沿初掘断面中线布置两排，间距1600mm)。切眼扩宽后为矩形断面，净宽7.2m,净高2.8111,净断面20.161112o切眼扩宽前，在靠近扩宽帮一侧先支设一排单体支柱，一梁三柱顺切眼方向支设，柱距为1.0m,顶梁采用①200mm的半圆木。扩宽部分顶板在锚网梯支护基础上，增加两排锚索支护，间距X排距=1600X1600111111.3另外，对工作面一侧煤帮采用木锚杆、菱形网支护。五、 联络巷303轨顺联络巷轨顺联络巷为拱形断面，巷道净宽3.6m,墙高1.4m,采用锚、网、喷联合支护，锚杆间距X排距=700X700nmio303皮顺联络巷本文来自：中国煤矿安全网()详细出处参考：/jishu/czgc/2009/0822/24859_6.html支护方式、巷道断面同轨顺联络巷。六、 溜煤眼工作面无直接溜煤眼。附图3：303工作面平面布置图(比例I：2000)o第二节采煤工艺一.采煤方法工作面采用倾斜长壁全部垮落法综采放顶煤一次采全高采煤法。二、 采煤工艺工作面采用两刀一放采煤工艺。工艺过程：割煤f移架f推前溜、拉后溜f割煤f移架f推前溜f放煤f拉后溜。其中：1、 割煤采用双滚筒采煤机割煤，采高2.8±0.1m,截深0.6mo2、 移架（1） 采煤机向卞（上）端正常割煤时，超前采煤机前滚筒1〜2组支架将支架护帮板和前插板收回。（2） 割煤后，支架工滞后煤机后滚筒3〜5组支架开始移架。移架后，及时将支架前插板和护帮板伸出护顶。3、 推前溜（1） 支架工自上（下）而下（上）推移前部刮板运输机，推移步距0.6m,溜子弯曲段长度$15m。（2） 在采煤机向上（卞）斜切进刀切入煤壁规定截深后，将前部刮板运输机按自下（上）而上（下）的顺序推向煤壁，成一条直线。4、 放煤采用液压支架尾梁摆动、插板伸缩放顶煤，放煤步距为1.2m,放煤高度5.11m,采放比：1：1.82o5、 拉后溜工作面放煤结束，经当班质量验收员验收合格后，安排放煤工自上（下）而卞（上）拉移后部刮板运输机。三、 落煤方法1、 采煤机进刀采煤机进刀采用端部自开缺II、斜切进刀的方式，斜切进刀长度30m,进刀深度06m具体操作如下：（1） 采煤机向下（上）割透端头煤壁后，由上（卞）向卞（上）推移前部刮板运输机，使得前部刮板运输机弯曲段人于15m后，将两个滚筒的上下位置调换，向上斜切（卞）进刀,使得采煤机达到正常截割深度（即0.6m）,再按要求将前部刮板运输机推移至平、直状态。（2） 采煤机达到正常截割深度（进完刀）后，将两个滚筒的上下位置调换，向卞（±）割三角煤至割透端头煤壁。（3） 割完三角煤以后，将两个滚筒的上卞位置调换，采煤机空机返回，进入正常割煤状态。附图4：采煤机斜切进刀示意图。2、 采煤机正常割煤采煤机正常割煤采用前滚筒割上部煤，后滚筒割卜•部煤并装煤的方式，正常割煤速度控制在2.0〜4.0mmin。采煤机正常割煤要求煤壁直，无伞檐，顶、底板平，不留底煤。3、 放煤（1）工作面多轮顺序放煤第一轮放煤：打开放煤II,放出数量人约为1/2的顶煤厚度后，关闭放煤口，再进行下一架的放煤，直至第一轮结束，第一轮放煤不见肝石；第二轮放煤：按照第一轮放煤顺序进行第二轮放煤。打开放煤II,等到放出的煤中有明显肝

石时，关闭放煤口，再进行下一架的放煤，直至第二轮结束；第三轮放煤：按照前两轮放煤顺序进行最后一轮放煤。打开放煤II,等到放出的煤中肝石急剧增加时(肝石量约占煤量1/3),关闭放煤【I,再进行下一架的放煤，直至放煤结束。最后一轮放煤主要通过控制插板减小放煤II和尾梁上卞摆动实现找煤，要避免大块肝石放出。工作面后部刮板运输机处于放煤位置时放煤，前后两轮放煤间距$5组支架长度。(2)端头放煤工作面两端头使用端头支架后插板插破金属网的方法将顶煤放出。四、 工作面正规循坏生产能力工作面每口按4个循环组织生产，循坏进尺1.2m,采高2.8111,放煤高度5.11m,按月工作口21.5天，正规循坏率95%计算。工作面实际生产为：口割煤量=LXHlXSXPXrXCl=102X2.8X1.2X4X1.35X0.97=1795(t)口放煤量=LXH2XSXPXrXC2=102X5.UX1.2X4X1.35X0.80=2702(t)口产量=1795+2702=4497(t)月产量=4497X21.5X0.95=91851(t)式中：本文来自：中国煤矿安全网()详细出处参考：(iishu/czgc/2009/0822/24859_7.htmlL—工作面面长；S—工作面循环进尺；H1—工作面采高；H2—放煤厚度；L煤容重；C1—工作面割煤回收率；C2—工作面放煤回收率。五、 工作面末采工作面结束前，距离停采线15m时停止放煤。第三节工作面设备配置一、采煤机MG300/700-QWDMG300/700-QWD2.2〜3.5m630nun300KWX2<l>ISOOnmi0〜7・2in/min型号：采高：截深：功率：滚筒：牵引速度：二、液压支架1、基本支架型号：支撑高度：支撑宽度：ZFPa5400-17/351700〜3200mm1420〜1590mm初撑力：4410RN工作阻力：5400kN支护强度：0.87NIPa插板伸缩量：600nun尾梁摆动量：上摆10°,下摆30°最低外形尺寸：长X宽X高=7・25Xl・5Xl・7m过煤高度：600nun2、过渡支架型 号：ZFP5400—17/32支撑高度：1700〜3200mm工作阻力：5400kN宽 度：1420〜1590mm支护强度：0.7MPa尾梁摆动量：上摆10°,下摆30°3、端头支架型 号：ZTF5400—19/32支撑高度：1900〜3200mm工作阻力：5400kN支护强度：0.7MPa三、刮板运输机1、前部刮板运输机型 号：SGZ-800/630电机功率：315KWX2运输能力：1200t/h链 速：l.lni/s中间槽尺寸： 长x宽X高=1500X800X275111111本文来自：中国煤矿安全网()详细出处参考：/jishu/czgc/2009/0822/24859_8.html2、后部刮板运输机型 号：SGZ-830/630H电机功率：315KWX2运输能力：1200t/h链 速：1.Im's中间槽尺寸：长X宽X高=1500X830X270mm四、转载机型 号：SZZ-830/250铺设长度：50m电机功率：250KWX1运输能力：1500t/h中间槽尺寸：长X宽X高=1500X830X270mm五、破碎机型 号：LPS-1500电机功率：160KWX1破碎能力：1500t/h

破碎后煤的最大尺寸：W300mm外廓尺寸：六、胶带输送机型号：电机功率：运输能力：带速：帀宽：长X宽X高外廓尺寸：六、胶带输送机型号：电机功率：运输能力：带速：帀宽：SSJ-1000/2X75 （皮带数量三部）75KWX2630V112.0nVslOOOnim七、辅助运输设备KSQ-1200系列连续牵引车（轨顺）电机功率：牵引力：绳径：绳速：最人牵引重量：2、JD-25绞车电机功率：静拉力：绳径：绳容量：滚筒直径外形尺寸3、JD-25绞车75KW58KN<l>21.511U111.0nVs24.53t（轨顺联络巷）25KW17.6KN<l>15.511U11400m<1>3101111111438X1217X1255nmi（皮顺联络巷4°上山）皮顺联络巷4。上山上车场JD-25绞车技术参数同上。本文来自：中国煤矿安全网（）详细出处参考：http:〃www・mkaq・ciLjishu/czgc/2009/0822/24859_9・html4、JD—2.5A绞车（皮顺）电机功率： 40KW静拉力： 22.4KN绳径： <l>18.5nuii绳容量： 600m外形尺寸： 1900X2350X1370niin附图5：303工作面设备布置示意图。第四节电牵引采煤机电气系统操作、检修规程一、采煤机电气系统操作（一）、采煤机主机操作1、启动操作：（1） 将左、右截割电机隔离开关手把合上，并将电控箱上停止按钮解锁；（2） 按启动按钮，左、右截割电机所对应的磁力启动器联接成顺序起动方式起动。2、停止操作：采煤机主机停止有五处可以操作，电控箱（兼闭锁），左、右端头站（不兼闭锁），左、右遥控发射机（不闭锁）。需要停止采煤机主机时，按以上五个按钮的其中之一即可。注意事项：在釆煤机的停车过程中，正常情况下先停止牵引，再按“主停S否则将损坏制动器，并对设备有冲击。3、 运输机停止操作：按下采煤机电控箱上SEY运闭按钮（兼闭锁），即将运输机停止。若要重新开运输机，应将此按钮解锁。4、 摇臂调节：（1） 左摇臂升降操作：在左端头站或左遥控发射机上操作。按“左升”则左摇臂升，按“左降”则左摇臂降。（2） 右摇臂升降操作：在右端头站或右遥控发射机上操作。按“右升”则右摇臂升，按“右降”则右摇臂降。（-）采煤机牵引操作1、 正常状态操作：正常状态操作可以在五处进行：电控箱、左、右端头站、左、右遥控发射机，但其中牵引启动操作只能在电控箱进行。（1） 牵引启动：按下电控箱上的牵启按钮，牵引启动。（2） 速度给定：初始状态给定速度为零，由加、减速按钮设置给定速度指令。（3） 选择牵引方向：按下向左或向右按钮。牵引过程中的换向，可直接按下相应的方向按钮，采煤机可自动完成换向。（4） 方式选择：按下方式按钮，采煤机运行于调动状态，采煤机速度可在0〜10m间调节。（调动速度只能用于空车调车用，严禁用于割煤）。（5） 牵引停止操作：可以在电控箱、左右端头站或遥控发射机处操作，执行此操作后牵引速度自动为零。（6） 显示操作：按下显示按钮可循环显示存储的工作参数，放开后可自动回到正常屏幕。注意事项：牵引操作必须在采煤机启动后、并确认有“牵电”信号才能进行，且必须按牵启、速度给定、选择方向的顺序进行，停止牵引时按“牵停”。2、 检修（近控）操作：（1） 打开变频调速箱的中间盖板，将拨钮开关El、B2、E3拨向近控状态，然后盖好盖板;（2） 用速度旋钮G1,选择速度。（3） 用方向旋钮G2选择方向。（4） 牵引停止：将方向旋钮G2回到“停”。注意事项：操作时，必须先选择速度，再选择方向。3、 变频器的其他操作：（1） 漏电试验操作：在变频器未启动前，按卞“试验1”或“试验2”按钮不放，应使变频器主回路真空接触器跳闸，同时相应变频器的显示器上“漏电”灯亮。松开试验按钮，再按卞复位按钮，即可恢复原来状态。（2） 变频器复位操作：当变频器发生故障保护动作及漏电、电压异常等故障，待故障排除、关断牵引操作后，按下“复位”按钮，消除故障记忆。注意事项：当变频器故障保护动作，必须确信排除故障、关断牵引操作（包扌舌近控）后，再复位,重新启动变频器。本文来自：中国煤矿安全网（）详细出处参考：/jishu/czgc/2009/0822/24859_l0.html（3） 牵引急停和牵引复电操作：在运行过程中，遇到特殊紧急情况，如操作开关和按钮失灵等，则可按下“牵引急停”按钮,切断真空接触器，停止变频器和牵引部。牵引急停之后，如已无故障，变频器需要重新送电时，可按“牵引复电”按钮，使主电路得电。主油路失压，变频器急停后，需按“牵引复电”，使变频器重新得电。注意事项：正常情况卞，请千万不要用“牵引急停”按钮，以免损坏设备；“牵引复电”之前，必须关断牵引操作。（三）其它操作安全警示1、 停机后，必须按照警告牌警示，再开防爆盖，然后才能维护、维修。“复位”按钮不能随意按下。2、 当变频器等故障保护动作，必须确信排除故障，关断牵引操作（包括近控）后，才能复位。随意按下“复位”按钮，将会使事故扩大。3、 禁止在瓦斯超标的情况卞，开启电控箱。二、采煤机电气系统检修（一） 、日检1、 检查主电缆损耗情况，确保无明显破损；2、 检查牵引电缆损耗情况，确保无明显破损；3、 检查分线盒部位引出电缆，确保无明显破损；4、 检查压力继电器引出电缆，确保无明显破损；5、 检查压力继电器上刻度，并作记录，确保没有松动变化：6、 检查电控箱盖板上按钮，确保可靠通断；7、 检查端头站引线，确保无明显破损；8、 检查遥控器、端头操作站、机身按钮，确保各个指令可靠执行；9、 观察机组上GP显示屏上显示数据，并作5组数据记录，记录各个显示参数的最人值与最小值，观察数据变化规律；10、 观察变频箱内，变频器数字操作键盘显示数据，并作5组数据记录，记录显示参数的最大值与最小值，观察数据变化规律；11、 观察变频箱内，发光二极管显示灯工作情况。（二） 、周检1、 检查电控箱内湿度情况，保持干燥；2、 检查电控箱内各个接线、插头、器件固定牢靠；3、 检查电控箱内各个保险丝、保险管接触牢靠；4、 检查变频箱内湿度情况，保持干燥：5、 检查变频箱内插件板安装牢靠；6、 检查变频箱内接线、插头、器件固定牢靠；7、 检查分线盒湿度情况，保持干燥；8、 检查分线盒接线牢靠；9、 检查电控箱接线腔湿度情况，保持干燥；10、 检查电控箱接线腔接线牢靠，确保控制线与高压线之间的间隙；11、 检查左右截割电机接线腔湿度情况，保持干燥；12、 检查左右截割电机接线腔接线情况，确保温度检测线与高压线之间的间隙：13、 观察机组上GP显示屏上显示数据，并作10组数据记录，记录各个显示参数的最人值与最小值；14、 观察变频箱内，变频器数字操作键盘显示数据，并作10组数据记录，记录显示参数的最大值与最小值；15、检查各个冷却水道，保持畅通。（三）、月检1、 检查牵引电机接线腔湿度情况，保持干燥；2、 检查牵引电机接线腔接线情况，确保町靠接线。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、 支护强度验算（1） 经验公式计算支护强度Q=NXHXFXy=8X2.8X7.3X26=4252（kN）<5400（kN）故所选支架能够满足工作面顶板管理的要求。式中：Q：支架工作阻力N：采高的倍数，一般取6〜8,这里取8H：工作面采高，2.8111F：支架的支护面积，7.31112Y：顶煤与顶板岩石容重，最大取2.65t/ni3（26kN/m3）（2） 选择支架支护强度Pt=Q4-F=42524-7.3=582.5（KN/ni2）式中：Pt：支架支护强度（KN/m2）2、 结论基本支架支护强度870KN,in2.端头及过渡支架支护强度700KN/1112,均人于以上计算所要求的支护强度，因此，所选支架能够满足工作面支护强度要求。3、 支护设备选择本文来自：中国煤矿安全网（）详细出处参考：/jishu/czgc/2009/0822/24859_l1・html工作面选用ZFPa5400-17/35型基本支架58架：溜尾选用ZTF5400-⑼32型端头支架4架，ZFP5400-17/32型过渡支架2架；溜头选用ZTF5400-19/32型端头支架3架，ZFP5400-17/32型过渡支架2架。从皮带顺槽到轨道顺槽依次编号为I〜69#支架。根据工作面条件与支架适应条件对照表7、表8可以看出，选择ZFPa5400-17/35型支架，在满足顶板管理支护强度需要的同时，也能满足底板比压值要求。二、 乳化液泵站（一）泵站及管路选型、数量乳化泵选用GRB-315/31.5型三台，装备三泵两箱。工作面支架和采煤机喷雾降尘选用KPB-315/16A清水泵两台，装备两泵一箱。泵站使用ME15-5微乳型乳化油，主供液管路选用耐压45MPa以上高压胶管（4层钢丝编织）。主要技术参数如下：1、乳化液泵

型 号：GRB-315/31.5（三台）公称流量：31517mm公称压力：31.5MPa电机功率：200KW2、清水泵型 号：KPB-315/16A（两台）流 量：31517mm公称压力：16MPa电机功率：110KW（二） 泵站设置位置泵站安设在轨道顺槽距离采煤面80〜200m位置。（三） 泵站使用规定泵站压力230MPa,乳化液浓度1.5%〜2.5%。必须加强泵站的维修，保证乳化液泵站和液压系统完好，不漏液。参考山东科技大学对303面矿压评估资料，选择本面矿压参数表7

参考山东科技大学对加3面矿压评估资科，选择本面矿压参数表7序号项 目单位同煤层实测本面选取或预计（平均值）1顶底条件直接顶厚度冒落带16基本顶厚度m冒落带10.5直接底原度m0.802直接顶初次垮落步距m8—108〜L03初次来压来压步距m40~4540~45支架工作阻力k»30003000来压显现程度明显明显4周期来压来压步距9〜119—11支架工作阻力k»28002800来压显现程度较明显较明显5平时支架工作阻力k»250025006言接顶悬顶悟况m<1<17底扳容许比压MPa18.316.3S直接顶类型类2类2类3基本顶级别级II级II级10巷道超前影响范围轨顺、皮顺＞30m本文来自：中国煤矿安全网（）详细出处参考：/jishu/czgc/2009/0822/24859_12.htmi工作面条件与支架适应条件对照表 表8工作面条件支架适应条件工作面条件支架适应条件采 高2.8rh（平均）1.7^3.5m倾 角＜7°（平均）底板容许比压1B.3MPa1.7毗采高2.8m（平均）1.7〜3・5m倾角＜7°（平均）底板容许比压16.3MPa1.7MPa第二节工作面顶板管理一、 正常工作时期顶板支护方式（一）支护工艺1、 正常生产时，采用追机移架的方式对顶板进行及时支护。工艺为：割煤一移架一推移前部刮板运输机。移架采用带压移架的方式，移架步距0.6m。2、 顶板破碎时，采用紧跟煤机前滚筒移架或提前拉移超前支架，即当发现片帮、掉顶严重时，不等采煤机割煤，就进行移架。工艺为：移架一割煤一推移前部刮板运输机。（-）支护质量要求1、 工作面做到工程质量动态达标，确保“三直、两平、一净、二畅通”的质量要求。2、 加强对支架的维修，保证支架不窜液、不漏液、不卸载。3、 支架前梁接顶严实，端面距＜340mm,初撑力$24MPa。4、 支架两棵前立柱离开工作面工程线距离差值V50mm。5、 支架垂直顶、底板，当支架歪斜度超过±5。时，验收员及时安排支架工随移架随调架。6、 支架顶梁与顶板平行支设，其最大仰俯角＜7。o7、 相邻支架间不能有明显错差，其值不超过顶梁侧护板高的2/3。8、 相邻支架前梁（指前梁中间部位）间空隙V200mm。二、 特殊时期的顶板管理（一）工作面初次放顶工作面初次放顶必须编制专门安全技术措施。（-）来压及停采前的顶板管理1、 来压期间，工作面支架以及两顺槽所有单体支柱必须达到初撑力，支架使用好伸缩前插板和护帮板，防止端面冒顶。2、 加强工作面煤帮管理，当煤壁片帮深度超过0.6m时，班长必须根据现场实际安排支架工拉移超前支架或在面前支设单体支柱支护顶板，防止出现冒顶。3、 工作面停采前要编制停采措施（撤面造条件措施）。（三）过断层及煤层破碎带时的顶板管理1、 工作面过落差2.0m以上的断层必须编制专门安全技术措施。2、 工作面隐伏小断层分布见《杨村煤矿303工作面巷道无线电磁波透视成像探测报告》。生产过程中，当遇到隐伏小断层或煤层破碎带而出现工作面局部地段煤壁片帮和顶板破碎时，必须采取拉移超前支架方法管理顶板。3、 工作面过断层及煤层破碎带时其它顶板管理措施见第七章《安全技术措施》部分。第三节两顺槽及端头顶板管理一、轨顺超前支护1、 支护材料一字顶梁（规格为DJB—1000单楔梁）、单体液压支柱。2、 超前支护距离轨道顺槽超前支护距离＞50mo3、 超前支护方法采用三排较接一字顶梁与单体液压支柱配合进行超前支护。（1） 支护方法偏巷道中线0.1m支一排一字顶梁，距离巷道两侧煤帮（上顶）0.5m各支设一排一字顶梁。本文来自：中国煤矿安全网（）详细出处参考：http:〃www・mkaq・cn/jishu/czgc/2009,,,0822/24859_l3・html（2） 单体支柱支设要求每条一字顶梁下采用对柱方式（即每条一字顶梁下支设2棵单体支柱）支护，柱距0.5m。b、 当受到鼓帮和鼓底影响，靠两帮侧的单体支柱支设时允许柱头往巷道中间方向迎5°〜10°O二、 皮顺超前支护1、 支护材料十字顶梁（规格：0.8X06n）、一字顶梁（规格：DJB—1600单楔梁）和单体液压支柱。2、 超前支护距离皮带顺槽较接顶梁超前支护距离230m。3、 超前支护方法采用较接十字顶梁、一字顶梁与单体液压支柱配合进行超前支护。（1） 支护方法跨转载机两侧（横向）使用十字顶梁和中间一条一字顶梁相互较接（形成网状梁）支护巷道顶板，棚距0.6m。（2） 单体支柱支设要求单体支柱在十字顶梁（中）下支设，柱距06m为防止拉移转载机时出现挤、挂单体支柱，十字顶梁下支设的单体支柱允许柱头往巷道中间方向迎5°〜8°。b、 当受到破碎机飞轮护罩或转载机拉移「斤顶影响时，单体支柱可以在十字顶梁的长臂下支设。4、 前溜头外区域巷道顶板管理超前工作面煤帮外5m,在转载机人行道侧的每条一字顶梁下垂直支设一棵单体支柱。5、 单体支柱（点柱）超前支护方法在皮顺超前支护范I制内，靠人行道侧巷帮支设单体支柱（点柱）。单体支柱采用旧皮子（规格：长X宽=0.25X0.2m）接顶，柱距0.6m。当受到鼓帮和鼓底影响，单体支柱支设时允许柱头往巷道中间方向迎5°〜10°。三、 端头顶板管理（一）支护形式1、 轨顺端头支护形式（1） 端头采用69#端头支架支护巷道顶板。（2） 当69#架边空顶间隙＞500mm宽时，应在69#架边（指前梁、主顶梁架边）再支设一架2.0m木棚或挂一排一字顶梁支护。2、 皮顺端头支护形式（1） 皮顺端头采用1#端头支架和较接顶梁支护巷道顶板。（2） 当1#架边空顶间隙＞500mm宽时，应在1#架边（指前梁、主顶梁架边）再支设一架2.0m木棚或挂一排一字顶梁支护。（3） 前、后部刮板运输机溜头距离范I制内，在转载机人行道侧挡板边支设单体支柱，柱距0.6m,顶棚为一字顶梁。（4）密集支柱与转载机机尾护罩后沿齐，柱距0.4nio3、工作面端头支护形式（1） 上、下端头各2〜3个端头架要求联单网（完全处在巷道内的端头支架不联网），单网为菱形金属网,规格：长X宽=3.0X1.0m。（2） 工作面端头支架、过渡支架必须接实顶板。（3） 端头支架联网与巷道搭接0.5m以上，防止出现端头冒顶。（二）与其他工序之间的衔接关系端头支护的前移、支设应在端头支架移架完成后方可进行。附图6：303工作面端头与两巷超前支护示意图。四、 皮顺扩帮顶板管理针对皮顺鼓帮量大的特点，各班组织3〜4人从转载机头皮带承载段位置处对沿空侧煤帮进行扩帮。扩帮宽度0.6〜1.0m,高度22.2m,长度人于本班溜头推进进尺。每次扩帮后，应及时补联顶网、边网（都为单网，网扣隔扣相联），支设单体支柱（贴帮柱），柱距0.6〜O.Smo扩帮过程中，要采取挂网、背帮等临时护帮措施，执行敲帮问顶作业制度，防止出现掉顶、片帮伤人。五、 两巷支护质量管理（一）单体液压支柱支护参数 表9型号DZ25—250/100DZ28—250/100DZ31.5—200/100DZ35—150,缸径（mm）(plOO(plOO(plOO(plOO程(mm)800800800800额定工作阻力<KN）250250200150支撑高度（mm）L700〜25002000〜28002350^31502700—35型号DZ25—250/100DZ28—250/100DZ31.5—200/100DZ35—150/100缸径（mm）<1>100<1>1004）1004）100行程（mm）800800800800额定工作阻力（KN）250250200150支撑高度（mm）1700〜25002000〜28002350〜31502700〜3本文来自：中国煤矿安全网（）详细出处参考：/jishu/czgc/2009/0822/24859_14.html（二）两巷支护质量控制标准1、 两巷出口高度保证行人道畅通。2、 较接顶梁圆销必须插到位，悬臂梁必须插水平销。顶梁必须接实顶板，较接率达到90%以上，不得出现连续不较接顶梁。3、 单体支柱每排齐直成线，偏差W±50mim单体支柱均应穿铁鞋，三用阀应方向一致，朝向老塘。5、单体支柱初撑力规定：超前支护单体支柱初撑力260KN,端头支护单体支柱初撑力$90KN。6、 单体支柱必须拴好防倒板。防倒板规格：长X宽X厚=3.0X0.08X0.02m。绑扎要求：防倒板用双股14#联网丝绑扎一道,高度距巷道底板1.4〜1.8m。当巷道出现起伏时，防倒板绑扎高度可适当调整，但必须保证成一直线，不准出现上歪下斜现象。7、 两巷靠沿空侧煤帮单体支柱防崩措施：采用拴一道2分细钢丝绳防崩。8、 不得使用己损坏的较接顶梁和单体支柱。9、 当巷道出现超高或超低时，应及时更换相应规格的单体支柱支护顶板，不出现“死”柱子，不出现超高支设。单体支柱支护时“活柱”行程要求：150mmW行程W700mm。六、 两顺槽应力集中区顶板管理两顺槽属于沿空掘巷，生产中预计局部的应力集中对巷道和工作面端头支护会带来一定影响。1、 巷道两帮超前工作面挂旧皮带（块）护住煤帮锚杆，防止锚杆头断裂或锚杆盘鼓出伤人。挂旧皮带（块）范围：轨顺超前工作面50m,皮顺超前工作面30nio2、 检查巷帮金属网，发现网子断裂、破网或撕网时，需要对巷帮重新补联单层金属网，网扣隔扣相联，每扣拧三圈。3、 发现巷道鼓帮影响行人道畅通或出丨I高度＜1.8m时，班长必须及时安排专人扩帮或卧底。4、 对顺槽明显表现出应力集中的地段，应支设贴帮支柱（单体液压支柱，柱距Wl.Om）加强支护。七、 超前支护外两巷顶板管理1、 当超前支护外两顺槽处于构造复杂区出现掉顶或顶板明显破碎时，必须采取支设半圆木棚（长度3.5m,小头直径＞180nun）或用单体支柱加密支护等方法，加强巷道顶板管理。2、 对超前支护外巷道锚网支护要进行检查，检查内容包拾巷道变形量、原支护状况、顶板离层变化等情况。当发现支护失效或不能满足要求可能危及安全时，必须向矿分管领导和业务部门汇报，及时采取治理或整改措施。八、 支护材料的使用数量和存放管理1、支护材料的使用数量轨道顺槽超前支护需要300棵单体支柱，150条一字顶梁（规格：DJB—1000单楔梁）；端头支护需要40棵单体支柱，16条一字顶梁（规格同上）。皮带顺槽超前支护需要270棵单体支柱，120条十字顶梁（规格：0.8X0.6m）,60条一字顶梁（规格：DJB—1600单楔梁）；端头支护需要25棵单体支柱，10条十字顶梁，15条一字顶梁（规格同上）。以上材料分别按正常使用量的30%计算其备用量，见表10o工作面料场备用支护材料表 表10名 称备用数量名 称备用数量单体支柱DZ31.5—200/100型60棵铁鞋170块单体支柱DZ35—150/100型50棵菱形网100m2(35块)单体支柱DZ28—250/100型60棵半圆木(长3・5m, 180mm)24根(1.2m3)十字顶梁(0.8X0.6m)39条木棚(长X宽％厚=1.4X0.15X0.Im)238根(5m3)一字顶梁(DJB—1600)50条木棚（长X宽％厚=2.0X0.15X0.Im）167根(5m3)一字顶梁(DJB—1000)23条本文来自：中国煤矿安全网（）详细出处参考：/jishu/czgc/2009/0822/24859_l5.html2、存放管理要求（1） 备用材料存放在工作面料场，要求材料分类摆放整齐，实行挂牌管理。按照矿“十六线”定置管理文件要求，实现标志牌板一条线，备品配件摆放一条线。（2） 材料存放地点必须保证有0.7111以上宽度的人行道。第四节矿压观测一、 矿压观测内容工作面的矿压观测内容主要有：支架初撑力和工作阻力连续记录，顺槽超前支护范I制内单体液压支柱工作阻力观测。二、 工作面矿压观测方法工作面每个支架安装一组KBY-60II型直读式数字压力表（双表），对支架初撑力、工作阻力进行检测。另外，工作面安装五组KBY-60III型综采支架工作阻力连续记录仪，中部安装3个，两端头各安装1个，对支架初撑力、工作阻力连续观测，每天采集一次数据，分析掌握工作面矿压显现规律。三、 支护质量监测工区每班由质屋验收员对工作面支架、两顺槽超前单体支柱进行观测，并在现场填写记录,对存在的问题，由工区立即整改。四、 观测时间要求1、 工作面：观测到基本顶初次来压。2、 支护质量监测：整个生产期间。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、转载方式前、后部刮板运输机运煤到桥式转载机、破碎机，最后从皮顺的胶带输送机上运出。工作面前、后机头链轮中心线与转载机中心线之间距离控制在0.50〜0.75m,保证前、后部刮板运输机机头底链不拉循环煤。（二）、辅助运输设备及运输方式工作面材料运输采用It矿车和15t平板车，两顺槽联络巷运输设备、材料选用JD-25型绞车；轨顺运输设备、材料选用SQ-1200（75KW）系列连续牵引车；皮顺运输设备、材料选用JD—2.5A型绞车。二、 运煤路线煤机割煤（放煤）f前（后）部刮板运输机〜转载机〜胶带输送机〜北总回皮带巷〜2、3号煤仓一东皮带石门一1号煤仓一主井一地面。三、 辅助运输路线1、 轨道顺槽运输路线井底车场〜-273北轨道大巷一三煤北上山一-190轨道巷一305联络巷〜303轨顺联络巷〜轨道顺槽〜工作面。2、 皮带顺槽运输路线井底车场〜-273北轨道大巷〜三煤北上山〜-190轨道巷一303皮顺联络巷一皮带顺槽〜工作面。附图7：303工作面生产系统图。附图8：303工作面运输路线图。第二节通防与监控系统一、通风系统（一）、风量计算1、 根据兖州矿业集团公司风量计算细则Q=60XVXSXK=60X1.4X8.5X1.0=714ni3/inin式中：Q—工作面所需风量，m3/minV—工作面合理风速，工作面平均温度为24°C,取V=1.4m/sS—工作面平均有效通风断面，取S=&5m2K-工作面面长调整系数，取K=1.0根据上述计算结合集团公司放顶煤开采经验，选取303工作面配风量为720m3/min。2、 按瓦斯和二氧化碳涌出量、人数进行风量验算（1）按瓦斯、二氧化碳涌出量验算Q=100XqXk=100X0.283X1.5=42.451113/inin<720m3/nmio式中：q—瓦斯或二氧化碳绝对涌出量，303工作面瓦斯绝对涌出量为0mhmin：二氧化碳绝对涌出量q=0.283m3/nun。k—瓦斯（二氧化碳）涌出不均匀备用风量系数，取k=1.5o（2）按工作面每班工作最多人数验算Q采=4XN=4X70=2801113/min<720m3/min。本文来自：中国煤矿安全网（）详细出处参考：/jishu/czgc/2009/0822/2485916.html式中：N一工作面每班工作的最多人数，取70人。通过验算，工作面配风量选取720m3/min是合理的。3、风量确定根据上述原则，确定303综放工作面实际需要风屋为720ni3/nmio（二）、通风线路工作面采用轨道顺槽进风，皮带顺槽回风。具体通风路线为：1、 新鲜风流副井一井底车场〜-273北轨道大巷一三煤北上山〜-190轨道巷一303轨顺联络巷〜轨道顺槽〜工作面。2、 乏风流工作面〜皮带顺槽〜北总回风巷 采回风巷〜-190总回风巷一北风井一地面。附图9：303工作面通风系统示意图。二、防治瓦斯（一） 、瓦斯检查1、 瓦斯检查工巡回检查瓦斯，每隔3〜5小时检查一次，生产班进行生产时，每班至少检查2次，未进行生产时，每班至少检查1次，并及时汇报，当瓦斯浓度超限时，必须按照《煤矿安全规程》中第136〜140条处理。2、 瓦斯检查工按规定要求巡回检查工作面瓦斯浓度，各班班长必须认真履行瓦斯检查工瓦检手册签字制度，及时掌握工作面有害气体变化情况，必要时按要求组织人员撤离。3、 瓦斯检查牌板设置在回风顺槽中距工作面50m以内，检查结果要及时填写，并及时向有关人员汇报。4、 瓦斯检查点为：（1）工作面风流；（2）工作面回风流；（3）工作面回风隅角。（二） 、瓦斯监测1、 瓦斯的预测预报由于303工作面为孤岛工作面，瓦斯涌出来源增加，瓦斯涌出强度不均衡性加剧，因此在开采过程中，要根据采场条件变化预测瓦斯涌出量，以便及时采取针对性措施。2、 利用KJ-90安全监控系统进行连续监控在工作面皮带顺槽距工作面10m以内及工作面回风隅角分别设置甲烷传感器，报警浓度为>1.0%，断电浓度为$1.0%,断电范闱是工作面及皮带顺槽中全部非本质安全型电气设备,复电浓度值<1%。甲烷传感器每7天调校一次。3、 利用便携式甲烷检测报警仪进行瓦斯监测（1） 采煤机司机必须携带便携式瓦斯监测报警仪，悬挂于采煤机上，对工作面瓦斯进行监测。（2） 各班班长必须携带便携式瓦斯监测报警仪，悬挂于工作面回风上隅角处，对工作面瓦斯进行监测。4、 利用Kss-2100型束管色谱监测系统进行有害气体情况分析（1） 利用Kss-2100型束管色谱监测系统对皮顺气体进行口常监测分析化验，分析内容有:CH4、CO2、CO、02、N2、C2H2、C2H4、C2H6等，并建立监测分析档案。（2） 每周对皮顺回风隅角取样进行色谱化验分析，分析内容有：CH4、CO2、CO、02、N2、C2H2、C2H4、C2H6等，并建立监测分析档案。5、 加强顶板初次来压时的瓦斯监测和安全防护顶板初次来压时，为防止采空区瓦斯人量涌出，矿压部门应及时搞好矿压显现、来压时间、放顶步距等的预测预报，通防部门搞好气体监测工作，保证工作面系统稳定，风量符合设计要求。6、 搞好均压通风，控制瓦斯涌出科学管理，优化矿井通风系统，搞好采空区均压。在轨顺和皮顺端头老塘侧封门柱子处悬挂挡风帘，降低工作面两端的压差，控制采空区瓦斯涌出。7、 加强机电设备的管理与维护加强对工作面及皮带顺槽的电器设备的维护、检修，杜绝失爆现象。（三）、KJ-90型安全监控系统1、 安全监控设备种类（1〉温度、风速、有害气体（甲烷、一氧化碳）监控设备。（2） 机电设备开停监测设备。（3） 风门开关监测设备。（4） 断电馈电监控设备。2、 传感器种类及数量（1） KG9701型甲烷传感器2台；（2） KG9201型一氧化碳传感器1台；（3） KG9301型温度传感器1台；（4） CW-1型风速传感器1台；（5） KG92-1型风门开关传感器2套。3、 KJ-90安全监控设备的安装及监控3.1安装位置1） 、分站（1） 在三煤5#变电所安设1台KFD-2型分站（14#分站）；本文来自：中国煤矿安全网（）详细出处参考：http:〃www・mkaq・cn/jishu/czgc/2009,/0822/24859_l7.html（2） 在303轨顺移动变电站处安设1台KFD-3型分站。2） 、传感器（1） KG9701型甲烷传感器：安设在303皮带顺槽，距工作面＞10m处及工作面回风隅角。甲烷传感器布置在巷道的上方，垂直悬挂，距顶板不得人于300mm,距巷帮不得小于200mm。（2） KG9201型一氧化碳传感器、KG9301型温度传感器：安设在303皮带顺槽距北总回风巷10〜15m处。（3） CW-1型风速传感器：安设在303皮顺前后10m无障碍、断面变化不大，无分支风流、能准确计算风量的地点。（4） KG92-1型风门开关传感器：安设在-190轨道巷末端风门上及303轨顺和北总回之间的联络巷风门上。3） 、KDD-2型断电器KDD-2型断电器安装在303皮顺联络巷内。3.2电缆敷设1）、信号电缆（1） 由传感器到KFD-2型人型分站，用PUYVRP1*4*7/0.52型电缆敷设；（2） 由KDD-2断电器到三煤5#变电所KFD-2型分站（14#分站），用PUYVRP1*4*7/0.52型电缆敷设；（3）由轨顺移动变电站KFD-3型分站到三煤5#变电所KFD-2型分站（14#分站），用PUYVRP1*4*7/0.52型电缆敷设。2） 、电源电缆（1） 三煤5#变电所14#分站：由变电所供分站电源开关到14#分站用U-1000-3X6nmi2+lX6miii2型号电缆敷设。（2） 303轨顺分站：由移动变电站馈电开关电源侧到分站用U-1000-3X6iniii2+lX6nmi2型号电缆敷设。（3） KDD-2型断电器：KDD-2型断电器电源来自303皮顺设备供电开关电源侧，用U-1000-3X6imn2+lX6nun2型号电缆敷设。3） 、控制电缆（1） 由KDD-2型断电器到303皮顺用电开关，用U-500-3X1.5mm2+lX1.5mm2电缆敷设。（2） 由轨顺移动变电站分站到移动变电站继电器，用U-500-3X1.5nmi2+lX1.5nmi2型号电缆敷设。3.3控制区域1） 、轨道顺槽KFD-3型分站：工作面全部非本质安全型电器设备和皮顺的破碎机、转载机。2） 、三煤5#变电所14#分站：皮带顺槽皮带运输机。3）、KDD-2断电器：皮带顺槽其余非本质安全型电器设备。4） 、皮顺甲烷传感器：报警浓度M1.0%；断电浓度$1.0%；复电浓度＜1.0%。4、设备管理（1） 拆除或改变与监控设备关联的电器设备的电源线及控制线，检修与监控设备关联的电器设备，需要设备停止运行时，需报告调度室，并征得通防科同意，制定安全技术措施后方可运行。（2） 监控设备必需定期进行调试、校正，每月至少一次；瓦斯传感器和便携式甲烷检测报警仪，每七天使用校准气样和空气样调校一次：每七天必须对瓦斯超限断电功能进行测试。（3） 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，进行处理。（4） 监控设备发生故障时，必须及时处理，在故障期间通防科必须制定安全技术措施。（5） 监测系统必须由班组长进行维护管理，严禁任何人员随意更改、破坏。（四）、加强通风管理1、 与该面通风系统有关的风门都必须设置风门闭锁装置，保证两道风门不能同时打开。2、 按规定测定工作面风量，保证设计风量，特别是在采区通风系统发生变化时，应及时测定和调整工作面的风量。附图10：303工作面安全监控系统图附图11：303工作面安全监控设备布置图三、综合防尘系统（一）、防尘供水系统1、 地面-*副井f-273北轨道人巷（89X4.5nun）三煤北上山（①89X4.5mm）--190轨道巷（a）89X4.5mm）〜303轨顺联络巷（a）89X4.5mm）〜轨道顺槽（①89X4.5mm）-*工作面（q）51mm）。2、 地面-*副井〜-273北轨道人巷（89X4.5nun）三煤北上山（①89X4.5mm）--190轨道巷（<P89X4.5mm）-*303皮顺联络巷（O89X4.5mm）—皮带顺槽（<I>89X4.5mm）〜转载机（q）25mm）。本文来自：中国煤矿安全网（）详细出处参考：http://www.mkaq.cn/jishu/czgc/2009/0822/24859_18.html3、 为了保证防尘用水的清洁，分别在轨道顺槽和皮带顺槽供水管路中各安装一个水质过滤器，同时在转载机及泵站前端各安装一个水质过滤器，水质过滤器可反冲洗，过滤网不低于120并定期进行冲洗。4、 轨道顺槽铺设（4>89X4.5mm）钢管520m,每隔100m设置三通阀门一个，供采煤机冷却及内外喷雾用水、煤层注水、轨道顺槽净化水幕、架间喷雾、放煤II喷雾、工作面洒水和泵站用水，并于轨道顺槽每隔300m安设一个管路截止阀（巷道入口安设一个）。5、 皮带顺槽铺设（e89X4.5mm）钢管500m,每隔50m设置三通阀门一个，供巷道洒水、皮带顺槽消防、皮带顺槽净化水幕及各转载点喷雾用水，并于皮带顺槽每隔300m安设一个管路截止阀（巷道入口安设一个）。6、 防尘管路安设平直，距地面高度不小于300nmi,吊挂牢固，拐弯处设弯头，不拐死弯，无漏水（滴水成线）现彖。7、 在轨顺、皮顺防尘供水管路上各安装一个压力表，压力表距工作面不人于300nio（二）、防尘方式1、 煤层注水通过煤层注水，能够达到湿润煤体，增加煤体水分，减少原生煤尘和次生煤尘目的。（1） 煤层注水方式采用轨道顺槽长钻孔静压注水方式。（2） 煤层注水系统煤层注水水源来源于轨道顺槽防尘供水管路，采用"25m高压胶管连接，并安装压力表、流量表。（3） 煤层注水参数a、 孔深：为工作面长度的三分之二，为70nub、 孔径：为①55mm,封孔段10m扩为O75mm。c、 孔间距：孔间距为15mod、 注水压力：煤层注水为静压注水，水源直接由轨道顺槽防尘用水供给，压力为1.8〜3.0MPa之间。e、 注水量：注水后设计煤体水分增加率不低于1.0%,则每孔所需注水量不少于136m3。f、 注水要求：选择注水超前距离为30〜50m,终止注水超前距离为10m；工作面生产前，距面50m内，提前进行煤层注水。g、 注水封孔：使用ZBSB型矿用砂浆封孔泵，用水泥沙浆封孔，封孔深度10m,封孔器进入孔「I不小于5mo材料配比：硅酸盐水泥,水泥：水=1：0.4。2、 采煤机内外喷雾降尘采煤机必须具备良好的内、外喷雾系统，无堵塞及缺喷嘴的现彖，内喷雾系统必须检查完好后方可下井。采煤机做到开机开喷雾，停机停喷雾。3、 架间喷雾降尘工作面供水由轨顺＜b89nun供水管路至清水泵加压后通过"51mm高压胶管引至轨顺端头处。沿工作面支架前敷设一路《b25mm高压胶管，每架设一个三通液控阀，液控阀和4个喷嘴的架间喷雾，该装置用13nun高压胶管连接，架间喷雾固定在支架前探梁上，实现移架自动喷雾。采煤机割煤时，由班长安排专人负贵及时开启煤机卞风侧2〜3组支架的架间喷雾。4、 放煤口喷雾降尘放煤II喷雾供水管路与架间喷雾共用一条＜i）25nmi高压胶管，每架设一个液控阀和一组2个喷嘴的放煤II喷雾装置，该装置用213mm高压胶管连接，实现放煤自动喷雾。5、 转载点防尘（1） I作面前后部运输机头各安设一组转载点喷雾，每组喷雾不少于3个喷嘴，喷嘴间距为200〜300mm,并固定牢靠，喷雾覆盖运输转载点机头和落煤点。（2） 破碎机必须采取封闭措施，并安设喷雾装置，喷嘴不少于5个。（3） 转载机、皮带机头各安装一组喷雾，每组喷雾不少于3个喷嘴，并固定牢靠，喷雾覆盖运输转载点机头和落煤点。另外，皮带机头转载点安设全封闭式防尘罩。各运输转载点做到开机开喷雾、停机停喷雾。6、 净化风流（1） 在轨顺风流汇合点以里20m处安设第一道净化水幕，第二道净化水幕安设在距工作面不超过50m处。水幕雾化效果好，灵敏可靠且封闭全断面。（2） 在皮顺转载机头处安设第一道净化水幕，和转载机喷雾实现联动，并随工作面推进前移；第二道净化水幕安设在距回风II20m处。水幕雾化效果好，灵敏可靠且封闭全断面。本文来自：中国煤矿安全网（）详细出处参考：http://www.mkaq.ciL〔iishu/czgc/2009/0822/24859_19.html7、 洒水降尘（1〉轨顺每月冲刷巷道一次，清除堆枳的浮煤，并做好记录。（2） 皮顺距工作面100m范|制内及工作面每班冲洗一次，并做好记录。（3） 皮顺每天冲刷巷道一次，清除堆积的浮煤，并做好记录。8、 个体防护工作面采煤机司机、放煤工、移架工及在回风巷中工作的其他人员均佩带过滤式防尘II罩。9、 粉尘测定测尘工按规定每半月测定一次工作面的粉尘浓度，并做好记录。（三）、隔爆措施为了有效地隔绝可能产生的煤尘爆炸，在工作面轨顺和皮顺各设置一组软质隔爆水棚，隔爆水棚参数见表11：隔爆水棚参数 表11巷适名称断面52）水袋容星CL）数星（个）水袋性质排距Cm）毎排数星（个）棚区长度Cm）总水星CL）首排与面柜韶（m）单位面积水量（L）皮顺13.640691.53322760不水于60203轨顺13.640691.53322760不小于60203巷道名称断面(m2)水袋容量(L)水袋数量(个)水袋性质排距(m)每排数量(个)棚区长度(m)总水量(L)首排与面距离(m)单位面积水量(L)皮顺13.64069软质1.53322760不小于60203轨顺13.64069软质1.53322760不小于60203附图12：303工作面防尘、注浆图。四、防治煤层自然发火技术措施(一)、综合防灭火方式1、 撒阻化剂工作面安装期间对工作面切眼和嗣室撒阻化剂(MgCL2)；工作面停采时，对停采线和碉室橄阻化剂(MgCL2),撇阻化剂量(MgCL2)>2Kg/ni2°2、 汽雾喷洒阻化剂在轨道顺槽安设汽雾阻化泵，在保证阻化剂(MgCL2)浓度15%〜20%的前提卞，在进风隅角用高压喷枪进行汽雾阻化处理。加强工作面中间部位防灭火管理，若303工作面因地质构造、综机设备检修或其他因素影响工作面正常推进时，必须加人汽雾阻化量。汽雾喷洒阻化剂(MgCL2)量：>100Kg/do3、 注阻化泥浆防火本文来自：中国煤矿安全网()详细出处参考：/jishu/czgc/2009/0822/24859_20.html采用地面注浆站集中制浆，静压注阻化泥浆方式。轨顺向采空区预埋12m长的508X4.5mm的钢管，实现工作面轨顺埋管注浆；皮带顺槽埋管注浆方法同轨道顺槽。注浆路线地面注浆站一注浆钻孔((t>127X5nmi)—北总回风巷(①108X4.5mm)f皮带顺槽(①108X4.5nmi)-*采空区；地面注浆站f注浆钻孔(^127X5min)-北总回风巷(a)108X4.5mm)f轨道顺槽(①108X4.5nmi)-*采空区。注浆参数注浆倍线N=L/H式中:N-注浆倍线，L-进浆管口至灌浆点距离，mH-进浆管口至灌浆点垂高，m经计算注浆倍线N在7.96至8.3之间，注浆相对较为容易。水土比根据兖州矿区注浆经验，结合本矿实际情况，水土比取4:1〜5:1为宜。同时，为保证阻化效果，所加阻化剂(MgCL2)浓度不小于2.0Kg/ni3o注浆量万吨煤注浆量不少于150m3,同时，注浆量根据工作面推进度、工作面地质条件等做相应调整。4、喷浆、喷涂防灭火对工作面顺槽上部煤层的高冒区、顶板松动区域应及时采用喷射混凝土处理，喷厚不小于50inmo（二） 、自然发火预测预报1、 根据自然发火矿井和兖州矿区三煤开采的经验，最易自然发火的地点为开切眼、停采线和两顺槽。对于工作面来说，局部放煤段因回采率低，浮煤多极易产生自燃，且303工作面两巷沿空,增加了自燃发火的危险性，所以应把上述地点作为预测预报和防灭火的重点。2、 每周对回风隅角气体进行取样，化验分析一次，分析的内容有：CH4、CO2、CO、02、N2、C2H2、C2H4、C2H6等，并建立监测分析档案。3、 在工作面回风隅角、停采线密闭内安设束管探头，利用kss-2100型束管监测系统进行口常连续监测分析，并根据监测结果做好自然发火的预测预报工作。4、 利用KJ-90型矿井安全监测系统在回风流中设置CO和温度传感器，连续监测。5、 加强对相临301、305工作面采空区有害气体的监测利用轨道顺槽向305采空区施工钻孔、皮带顺槽向301采空区埋设束管，每周进行温度监测和取样分析，取样分析的内容有：CH4、CO2、CO、02、N2、C2H6、C2H2、C2H4等，并建立监测分析档案。6、 对安全监测系统和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，要及时组织进行撤人、采取相应的防灭火措施。（三） 、特殊时期的防灭火要求1、 工作面煤的自然发火期为3〜6个月，在正常生产期间，必须加强采、放工序管理，保证工作面推进速度，减少丢煤，提高煤炭回收率。在临时停产期间，要加人综合防灭火措施,并加强监测。2、 开采初期（前200m）采取的防灭火措施（1） 在皮顺埋设束管，每天对开切眼附近的气体进行取样分析，并建立监测分析档案。（2） 轨顺自切眼起每隔50111,在工作面端头施工一道炉渣袋隔离墙。（3） 对工作面开切眼实施注浆防灭火，注浆量不少于6001113..3、 工作面过断层（影响工作面推进速度）期间防灭火措施（1） 接近断层前50m,在两顺槽预埋注浆管路，过断层100m范围内注浆量不少于500m3。（2） 工作面非正常生产期间和过断层期间，轨顺每隔50m在工作面端头施工一道炉渣袋隔离墙。（3） 接近断层前50m,在皮顺预埋100m束管，对过断层100m范围内，每天对断层附近的气体进行监测分析。4、 末采期间（距停采线100m）采取的防灭火措施（1） 在轨顺、皮顺埋设100m束管，每天进行取样分析。（2） 轨顺每隔30m在工作面端头施工一道炉渣袋隔离墙。（3） 在轨顺、皮顺埋设注浆管路，实施注浆防灭火，注浆量＞6001113o5、 停采期间防灭火措施本文来自：中国煤矿安全网（）详细出处参考：（iishu/czgc/2009/0822/24859_21.html（1） 利用轨顺、皮顺埋设的束管，每天进行取样分析。（2） 在轨顺、皮顺端头各施工一道炉渣袋隔离墙。（3） 埋设注浆管路，实施注浆防灭火，注浆量不少于10001113o工作面回采结束后，必须在40天内回撤完毕。停采期间，及时调整工作面风量，风量降至360m3/mm以下。6、 工作面回撤后采取的防灭火措施在轨顺、皮顺停采线煤壁处各施工一道5m长沙袋隔离墙。工作面回撤后5天内，完成工作面永久封闭，封闭按《兖矿集团有限公司采空区永久封闭管理规定》执行。在轨顺、皮顺防火墙上部预留注浆管路，注黄泥浆和灌注胶体泥浆，分别不少于6001113c沿工作面停采线，轨顺、皮顺各敷设2路束管，以加强监测分析，且利用束管监测系统每天对皮顺日常监测分析。7、 加强通风设施的管理与维护，按规定测定工作面风量，保证设计风量。8、 在采区通风系统发生变化时，及时测定和调整工作面的风量，尽量减少工作面两端的压差，减少采空区内漏风范围和漏风量。附图13：303工作面束管监测图第三节排水系统一、 设备选型根据工作面地质构造及现场水文地质条件，正常涌水量10m3,11,最人涌水量46.5m3/11。因此，决定在轨顺和皮顺各安一台DA1125X6型排水泵。工作面排水设备选型计算见《303工作面排水设计》。DA1125X6型水泵主要技术参数：排水能力：Q=90ni3/h扬程： H=138ill电