改555B36西翼工作面作业规程

目录目录 1第一章概况 6第一节回采工作面概况 6※风险预控： 6第二节煤岩层情况 7※风险预控： 7第三节煤质情况 7※风险预控： 8第四节煤层顶、底板情况 8※风险预控： 8第五节地质构造情况 9第六节水文地质情况及防治水措施 9※风险预控： 12第七节影响回采的其它地质情况 12一、 瓦斯、煤尘爆炸性 12二、煤层自燃发火情况 13第八节与邻近煤层间距及邻近工作面巷道关系 13第九节煤层的冲击地压 13第十节工作面储量及回采率 14※风险预控： 14第二章采煤方法 16第一节采煤方法的确定 16一、采煤方法： 16二、回采顺序及开采层位 16三、工作面长度的确定： 16四、截深的确定 16第二节矿压参数 16第三节支护设计 17一、工作面支架选型 17二、超前支护 19※风险预控： 19第四节回采工艺 19一、回采工艺： 19二、回采工艺流程： 20※风险预控： 22第三章顶板管理 23第一节工作面顶板管理 23一、工作面顶板管理： 23二、使用单体液压支柱支护，必须符合以下要求： 23※风险预控： 23第二节移架方法 24一、移架顺序： 24二、移架质量要求： 24※风险预控： 25第三节回柱方法 25一、工作面北端头回柱方法、顺序、安全技术措施： 25二、两巷回柱方法、顺序、安全技术措施： 26三、煤壁管理的方法及安全技术措施： 27四、支护材料（设备）的管理及消耗： 27※风险预控： 27第四章生产组织 28一、循环作业方式： 28二、作业方式： 28三、循环作业组织措施 28四、劳动组织： 29五、工作面主要技术经济指标： 30第五章生产系统 31第一节运输系统 31一、运输系统： 31二、运输安全技术措施： 33※风险预控： 34第二节供电系统 35一、供电说明 35二、供电线路 35三、移动变电站及配电点位置的确定： 35四、综采面供电系统确定： 35五、移动变电站的选择： 36六、高低压电缆选择 36七、综采工作面电气设备选择 37八、工作面开关整定计算 38九、高低压电气设备保护 43十、保护接地及漏电保护 43第三节一通三防 46一、通风系统： 46二、防治瓦斯 49三、综合防尘 49四、防灭火 50五、火灾预报及标志性气体的设置 58六、避灾路线 59※风险预控： 60第四节安全监控 62一、 系统概述： 62二、安全监测系统： 62三、防灭火系统 64四、综合防尘： 67※风险预控： 68第六章安全技术措施 70第一节总则 70第二节顶板管理的安全技术措施 71一、工作面初采初放及初次来压的安全技术措施： 71（一）工作面初采初放的安全技术措施： 71（二）工作面初次来压及周期来压期间的安全措施： 76二、顶板管理安全技术措施： 77三、预防冒顶的安全技术措施： 79（一）预防冒顶的安全技术措施： 79（二）处理冒顶的安全技术措施： 80四、井下起吊物料的安全技术措施： 81五、处理上、下端头悬顶安全技术措施： 83六、超前及端头支护的安全技术措施： 84七、人员进入煤帮侧作业及片帮防治的安全技术措施： 86（一）人员进入煤帮侧作业的安全技术措施： 86（二）片帮防治的安全技术措施： 87第三节机电设备安全技术措施 89一、采煤机检修安全技术措施： 89二、液压支架相关措施： 92（一）液压支架检修安全技术措施： 92（二）更换液压支架立柱千斤、推移千斤的安全技术措施： 93（六）更换阀片的安全技术措施： 95（七）更换支架各种销子及销轴的措施： 97三、泵站相关措施： 98（一）乳化液泵站检修的安全技术措施： 98四、刮板输送机、转载机安全技术措施： 99五、收皮带机尾的安全技术措施： 103六、电气设备检修： 106第四节其他安全技术措施 107一、放煤安全技术措施措施： 107二、上、下端头爆破处理三角煤安全技术措施： 109三、爆破安全技术措施： 110四、泵站及油脂管理措施： 118五、防高温的安全技术措施： 119六、物料回收措施： 120七、提高煤质的措施： 120八、防治水安全技术措施： 121九、防尘安全技术措施： 124十、架后处理杂物安全技术措施： 125十一、+555B3-6西翼综采工作面收尾方案及安全技术措施 126十二、+555水平B3-6西综放工作面防上隅角瓦斯安全技术措施 130十三、大洪沟煤矿+555水平西B3-6综采工作面顶板大面积垮落瓦斯突然涌出的安全技术措施 134十四、+555水平B3-6西综采工作面防火专项安全技术措施 1372、针对以上危险源和风险评估结果，安全措施编制如下 138十五、+555B3-6西翼综采工作面防悬顶安全技术措施 142十六、+555水平B3-6煤层西翼综采工作面一通三防安全技术措施 144十七、+555B3-6西翼综采工作面初放安全技术措施 151十八、+555水平B3-6煤层西翼综放工作面防二次冒顶安全技术措施 158十九、其他安全技术措施 160第七章安全制度 161一、班前会制度： 161二、工作面交接班制度： 162三、敲帮问顶制度： 162四、巷道维修制度 163五、瓦斯煤尘管理制度 163六、各种材料回收管理制度 164七、井下水患、水灾防治制度 164八、井下火灾防治制度 165九、顶板事故预防与处理制度 165十、事故汇报制度 166十一、班中现场交接制度 166编制依据：1、二00九年版《煤矿安全规程》2、一九九0年版《煤矿综采放顶煤工作面安全技术规定》3、神华新疆有限责任公司生产技术管理制度4、大洪沟煤矿采煤方法设计说明书5、+555水平B3-6煤层西翼采区地质说明书6、+555水平B3-6煤层西翼综采工作面巷道布置图附件：1、作业规程补充内容（学习和考试记录、月审记录）2、随工作面条件变化修改内容。附图：附图一：+555水平B3-6西翼综采工作面煤层综合柱状图附图二：+555水平B3-6西翼综采工作面设备布置图附图三：+555水平B3-6西翼综采工作面运输及通风系统路线图附图四：+555水平B3-6西翼综采工作面注浆系统图附图五：+555水平B3-6西翼综采工作面注氮系统图附图六：+555水平B3-6西翼综采工作面安全监控布置图附图七：+555水平B3-6西翼综采工作面皮带机头供电系统图附图八：+555水平B3-6西翼综采工作面供电系统图附图九：+555水平B3-6西翼综采工作面作业循环图附图十：+555水平B3-6西翼综采工作面避灾路线图附图十一：+555水平B3-6西翼综采工作面采煤机斜切进刀示意图附图十二：+555水平B3-6西翼综采工作面炮眼布置及爆破参数图附图十三：+555水平B3+6西急救站示意图及使用说明第一章概况第一节回采工作面概况工作面名称+555水平B3-6西翼综采工作面水平名称+555水平采区名称一采区煤层编号3#-6#煤走向长795m分段高度18m可采长度648m地面相对位置本工作面设计开采矿井防洪渠保护煤柱以西至井田西翼边界，标高在+555～+573水平的B3-6煤层。其东以矿井防洪渠保护煤柱西缘为边界，西以井田西翼边界为界，北至B6煤层顶板，南至B3煤层底板。工作面上界为矿井+573水平，下界为+555水平。煤层平均厚度52m，东西走向长795m，可采长度648m。井下位置及邻近采区情况与B3-6煤层相邻的煤层是B3+6煤层，两煤层彼此开采相互无影响。工作面上部+573-+607水平采用综采放顶煤采法回采，已于2009年2月份回采完毕，+607水平以上均采用仓储式采法回采，+573以上采空区大部分已经与地面垮通，工作面以下为原始煤层。回采对地面设施的影响工作面对应的地表范围内无建筑物、河流、湖泊、水渠、公路通过，在+573水平以上煤层回采后形成的塌陷坑，进行过回填处理，塌陷坑内无积水。※风险预控：1、综采队采煤技术员要配合采煤技术副区长及驻矿地测站相关人员，做好对综采工作面地质情况的勘测，随工作面的推进及时了解相邻采区或相邻采空区的水、火、瓦斯及其他有害气体、有害因素对本工作面所造成的影响以及所带来的危害。2、综采队所有采煤技术相关人员要对驻矿地测站所提供的相关地质资料进行实地验证，并对有可能给该工作面带来危害的异常因素做出相关预控措施。3、综采队所有采煤技术相关人员要配合好生产科及地测站相关人员做好地面观山工作，对于发现的问题及时采取有效措施，以确保工作面顶板安全。第二节煤岩层情况煤层均厚52m煤层结构单一，含11层夹矸，但对生产无影响煤层倾角86.5°可采指数0.94煤层硬度f=1.0～1.2稳定程度较稳定说明根据+555水平分层石门揭露的B3-6煤层情况和巷道掘进情况看，在+555水平B3-6煤层产状：走向北偏西59º，倾向329º，煤层倾角86.5º左右，且煤层节理发育，结构复杂，全区稳定可采。煤层顶底板多为炭质泥岩和泥岩。2、B3-6煤层水平厚度在+555水平最大为61.2m，最小厚度为46.5m，平均厚度为52m。该煤层内含夹矸11层，夹矸层单层厚度为0.1-0.4m。该矸石硬度较小对机械化开采无影响.※风险预控：1、综采队跟班队长、当班班长、技术员要定期对工作面煤层夹矸情况进行了解分析，当采煤机割到对生产有影响的“0.4m”左右的夹矸时要及时提醒煤机司机减速，确保采煤机截齿完好。2、综采队采煤技术相关人员在“一、三、五”流程检查，日常跟班、带班过程中及时观察工作面顶底板平整度以及采高，发现问题及时调整，确保工作面平直，支架支护有效。第三节煤质情况 本工作面所开采的煤层是本矿井含煤地层中的第二组煤，由B3-B6煤层组成。本组含煤四层，自下而上命名为B3、B4、B5、B6煤层。B3-6煤层厚度沿走向从西向西，倾向由深及浅略有变厚，煤层结构西部较简单，向西夹石层增多、加厚，结构复杂，全区稳定可采。※风险预控：1、出煤班放煤工、带班队长每班要对工作面架后煤质进行检查，注意灰分及含矸率不超标。2、放煤工、后溜司机、转载、破碎司机发现放出的煤中有杂物夹杂时及时发信号联系，停机后将杂物捡出。3、每班班长在当班工作快结束时要向区队及时反映当班架后煤质情况，接电话人员要在班前会通知下一班人员，确保对工作面架后煤质心中有数。4、装药人员每班必须将装药产生的杂物例如：纸箱、黄土袋、编织袋、捆条带等带出工作面，严禁在前部刮板输送机上乱丢。第四节煤层顶、底板情况 煤层类别岩石名称厚度（m）岩石特征B3-6顶板伪顶炭质泥岩0.22黑色松软破碎直接顶砂质泥岩0.7深灰色含方解石薄膜老顶粉砂岩5.24灰白色块状结构坚硬底板砂岩5.14灰色块状节理不发育※风险预控：1、综采队采煤技术相关人员每班开工前都要对工作面顶底板、液压支架的载荷进行检查，确认无误后再开工。2、在生产过程要及时检查两端头顶板情况及支护情况，发现端头破碎时要加强支护。3、超前支护每班要进行补压，确保初撑力达到6.4Mpa。4、每班跟班泵工要对工作面液压支架进行检查，前后立柱压力表读数要达到规定值（27Mpa）,支架顶梁要接实顶板，打眼装药时护帮板及时伸出。第五节地质构造情况大洪沟煤矿位于准南煤田西南部，乌鲁木齐矿区西部，八道湾向斜南翼，为一单斜构造，井田地质条件相对较简单．根据勘探资料和我矿的开采情况，在本工作面内无大的断裂和褶曲构造，无岩浆侵入体、无岩溶陷落柱破坏，属于赋存稳定、构造简单型煤层。第六节水文地质情况及防治水措施1、煤层含水情况按井田内含水层的划分，B3-6煤层属煤系地层含水层的B组，为裂隙水，煤层内含水量很小，不影响开采和煤质。我矿在开采+607水平、+591水平、+573水平及掘进+555水平B3-6煤层西翼巷道中均未发现有较大的涌水现象。2、地表河流该工作面地表无河流，矿区南部丘岭地带降水通过底板截流工程（防洪渠）排出矿区，对工作面的回采无影响。3、地面雨雪水该工作面对应地表为塌陷坑，已进行过回填处理，塌陷坑内无积水，在B3+6煤层的底板处地表建有防洪设施，少量地面雨雪水流入地表塌陷坑，但经过这几年的观测未发现地表塌陷坑大量积水的现象。4、涌水情况该工作面的涌水水源主要是地表大气降水，大气降水直接渗入井下或经老塘渗入井下，这部分水也是矿井涌水量的主要构成部分。其次为灌浆防尘水，对矿井涌水无影响（实为井下水循环）。但在掘进及回采过程中要坚持“有疑必探、先探后采掘”的原则。保证井下排水设施完好，保证足够的排水能力。5、其他水源的分析工作面其他水源为工作面喷雾用水、工作面冷却用水以及乳化液泵站用水。据以上煤层含水情况制定以下各项技术措施：·一、地表水的综合治理长期以来我矿对矿井地表水源进行调查和观测，摸清了气候条件，地形和地貌，掌握雨雪水的分布量，这对地表水的防治起到了决定性的作用。基于此，我矿在地表修筑了防洪渠，用以对地表水排放。·二、预先排水疏干经过对水源的调查和探测，B3-6煤层属煤系地层含水层的B组，为裂隙水，煤层内含水量很小，不影响开采，故开采过程中不需要预先排水疏干。·三、地下水的探放地下水的探放措施是保证矿井安全生产，免受地下水危害的重要环节，为此制定以下技术措施；坚持做好地质和水文地质观测工作；及时掌握冲击层和含水层的组成及厚度，各分层的含、透水性能；了解隔水层的岩性、厚度和分布；收集矿井开采后由于顶板受到破坏，引起地表塌陷带、沉降带的高度以及涌水量的变化情况，进而判断透水的可能性；严格观察老窑采空区勘探钻孔对矿井充水的影响；·四、探放水时应采取的安全措施（一）、探水安全措施加强钻孔附近巷道的支护，背好顶帮并在工作面迎头打好坚固的立柱和护板；清理浮煤，挖好排水沟，保证水沟畅通，同时备存相当容量的水仓和排水设备；探水地点与相邻地区的工作点保持信号联系。安设专用电话，一旦出水要通知受水害威胁地区的工作人员撤离危险地点。打钻时，要注意观察钻孔情况，如发现岩壁松动或沿杆向外流水超过正常打钻供水量以及放出有害或易燃气体等现象，要立刻停止钻进（不得移动或拔出钻杆），切断电源，撤出人员，报告矿调度室。（二）、放水安全措施1、放水前，应估计积水量、水位标高、矿井排水能力和水仓容量等。并研究放水顺序和控制放水孔的流量，做出放水设计。2、探到水源后，水量不大时可利用探水孔放水，水量很大时则需要打放水钻孔；3、正式放水前，应进行水量、水压和煤层透水性试验，如发现管壁漏水和放水效果不好等情况，应及时处理；4、放水过程中要随时注意水量变化，出水的清浊和杂质情况，有无有害气体涌出和有无特殊声响等。如发现异常状况应及时采取措施，防止意外事故的发生；5、应事先规定人员撤退路线。保证路线畅通，沿途有良好照明。（三）、对排水系统的要求1、综采队每班要对两巷的水沟进行清理，保证水沟内水流畅通。2、综采队定期对煤门内沉淀池（视实际情况决定是否增设）进行清理，并及时将清理处的杂物升井。3、皮带司机负责对机头张紧绞车处一段水沟的维护，防止水流受阻外涌后流入煤仓，造成溃仓事故。·五、矿井水的堵截1、为预防采煤过程中突然涌水造成全矿淹井事故，在巷道穿过有足够强度隔水层的适当地段上，设置防水闸门和防水墙。·六、其他措施1、工作面在推进、采煤时，坚持有疑必探，先探后采的原则，做好防治水工作。2、在采空区灌浆带要控制放煤量，要留有一部分顶煤。3、工作面两巷出现挂汗，温度变化，产生雾气，淋水增大现象，必须立即查明原因，进行处理，若情况不明立即向调度室汇报，停止工作，待处理后再作业。4、洒水装置要在皮带运输机停止运转时及时关闭，巷道内积水要及时排放。5、巷道水沟要经常清理确保水沟畅通。6、工作面回采时，密切注意各处漏水、涌水的变化量，发现有异常时，必须停止施工，待探明水源及水量，并进行处理后，方可回采。7、工作面有积水时应及时排出。8、工作面有淋水时及时保护好电器设备，防止进水。9、支架要完好，杜绝跑、冒、滴、漏现象。10、两巷积水不得超过标准要求。※风险预控：综采工作面要严格执行有疑必探、先探后采的原则。综采工作面必须要保证井下排水设施完好，保证足够的排水能力。地面相关部门要配合好综采队做好地面雨雪水（井下主要水源）的疏通和拦截工作。综采队要对工作面各点的喷雾加强管理，确保该使用时一定要使用，不该使用绝不允许打开。机电部门主排水系统必须保证完好。地测部门定期认真做好防治水隐患排查。第七节影响回采的其它地质情况瓦斯、煤尘爆炸性煤层WfAgVfVr爆炸性实验火焰长度（mm）爆炸性结论备注B32.0831.9832.8349.79≥200有爆炸性B42.596.2036.6340.16≥550有爆炸性B53.1614.0036.2343.73≥400有爆炸性B61.7910.4037.8643.12≥200有爆炸性根据历年的矿井瓦斯等级鉴定资料和现水平地质报告，+555水平B3-6煤层的瓦斯相对涌出量小于0.48m3/d，所以确定该煤层为低瓦斯煤层。根据神新公司试验室（国家二级站）的鉴定结果,我矿B3-6煤层的煤尘爆炸指数为35～41%，表明该煤层具有爆炸危险性。二、煤层自燃发火情况该煤层属变质程度较低，挥发份较高的弱粘结煤，燃点较低，加之煤层裂隙较发育，与空气接触面积较大，极易氧化。自然发火期一般为3～6个月，最短的发火期为38天。具体情况见附表。煤层自燃发火一览表序号煤层煤样编号煤的吸氧量cm3/.干煤自燃倾向性分类备注注容易自燃自燃不易自燃1B3+5550.50自燃2B4+5550.47自燃3B5+5550.5自燃4B6+5550.61自燃第八节与邻近煤层间距及邻近工作面巷道关系B3煤层的底板距B6煤层顶板48.5m。该工作面南侧是B3+6西翼综采工作面，正在进行回采，其它附近有B3-6煤层采区集中煤仓、+555水平分层石门。第九节煤层的冲击地压本工作面内的B3-6煤层无明显的冲击地压，对回采不会产生影响，但在回采过程中要预防周期来压对工作面的影响。工作面上部采空区情况及采动后对矿井或地面的影响预测和采取的措施。该煤层在+573水平回采时，采用的是综采放顶煤采煤方法，对+573以上水平已进行了回采，目前不排除局部有火点和高温点的情况。工作面下部均为实体煤。由于该工作面所回采的煤层地表附近无任何建筑物和管线及公路，故工作面采动只会造成B3-6煤层的地表塌陷坑进一步扩大面积，不会对矿井和地面造成其它影响。第十节工作面储量及回采率该工作面开采的阶段高度：+555～+573为18m，工作面倾向长度：52m，采区可采走向长度：648m。工作面地质储量：Q=L×M×H×γ=648×52×18×1.3=78.8(万t)式中：Q工作面地质储量单位：万吨L工作面走向长度单位：mM煤层平均宽度单位：mH回采高度单位：mγ煤的容重单位：t/m3,取1.3根据国家规定，结合我矿的实际情况和兄弟矿的经验，确定该综采放顶煤工作面的回采率为90%。故可采储量Q可=Q×n=78.8×90%=71万t式中：Q可工作面可采储量单位：万吨Q工作面地质储量单位：万吨n回采率取90%※风险预控：1、通风队瓦检员每班在开工前必须对工作面几个特殊点瓦斯进行详细检查，并将检查结果填写在相应的牌版上。2、综采队跟班队长及班长每班要检查工作面两巷尾巷滞留情况，发现尾巷滞留超过规定值时要及时采取措施，防止火灾和气体事故。3、每班要按照综采面日冲洗规定按时冲洗两巷及工作面煤尘，并将冲洗地点和时间认真填写在综采面日冲洗记录上，防止煤尘聚集造成爆炸事故。第二章采煤方法第一节采煤方法的确定一、采煤方法：工作面采煤方法的确定：根据国家关于煤炭安全生产的方针政策和对矿井采煤机械化程度的要求以及集团公司整体装备水平，各矿采煤实践经验，结合我矿的实际情况确定+555水平B3-6煤层采煤工作面采用综采放顶煤采煤方法。二、回采顺序及开采层位本工作面按自西向东的顺序进行回采。三、工作面长度的确定：根据现+555水平西翼B3-6煤层B3轨道巷与B6皮带巷巷道中心水平间距45m，加巷道宽度4m，即：B6北墙至B3南墙距离共计49米，但采煤机切割煤壁长度只为41米，考虑工作面支架及顶煤炮眼布置，放煤时有效放煤距离为45米，最后确定工作面走向长度为45m。四、截深的确定根据B3-6煤层的生产能力和我矿现有提升运输能力以及采煤机的性能情况，截深定为0.6m为宜。第二节矿压参数矿压观测表（参照+573水平B3-6综放工作面矿压参数及压力分析）：工作面(+555B3-6西翼综放工作面)矿压参数表表2-1项目单位数值项目单位数值直接顶初次垮落步距m10～15工序影响移架m工序对矿压影响不明显，但直接影响超前压力的影响范围初次来压来压步距m10～30支架初撑力平均值MPa27～30割煤最大值30顶板下沉量平均值mm不明显推溜最大值不明显顶板下沉速度平均值mm/h不明显超前压力影响范围上平巷影响m40最大值不明显下平巷影响40周期来压来压步距m20～25全部观测段支架初撑力平均值MPa27支架初撑力平均值MPa26～28最大值30最大值29顶板下沉量平均值mm不明显顶板下沉量平均值mm不明显最大值不明显最大值不明显顶板下沉速度平均值mm/h不明显顶板下沉速度平均值mm/h不明显最大值不明显不明显最大值不明显顶板节理裂隙间距m不明显第三节支护设计一、工作面支架选型(1)支架型式的选择根据我矿煤层赋存条件及采煤方法，应选用支撑能力大、抗水平推力强、顶板比压均匀、能够较好放出支架后部顶煤、适合于综合机械化放顶煤采煤工作面的支撑掩护式低位放顶煤液压支架。（2）工作面顶板压力估算Q=S×H×R×K=6.00×3×1.3×10×９.８＝2293.20(ＫＮ)式中：Ｓ——最大空顶距时悬移支架的支护面积,取6.00m2.H--采高取3m.R--岩石容重取1.3t/m3.K--采高的倍数取10（3）支架结构高度在实际使用中，通常所选用的支架的最大结构高度比最大采高大200mm左右,即：Hmax=Mmax+0.2=2.8+0.2=3.0m最小结构高度应比最小采高小250-350mm,即:Hmin=Mmin-0.35=2.4-0.35=2.05m根据以上计算及我矿的实际情况选择郑州煤矿重型机械厂设计生产的ZF5600/19/38、ZFG5600/19/38型放顶煤液压支架，其具体技术参数为：操作方式：本架操作支架支护高度1900-3800mm支架中心距1500mm初撑力P=31.5MPa4595KN工作阻力P=34.3MPa5600KN支护强度0.79-0.81MPa对底板比压1.97MPa重量16t支护面积6.00m2过渡支架:北端头采用两副ZFG5600/19/38型支撑式液压支架，南端头采用本架代替操作方式：本架操作支架支护高度1900-3800mm支架中心距1500mm初撑力5232KN工作阻力5600KN支护强度0.79-0.81MPa对底板比压2.1MPa重量18t移架方式和操作方式由于工作面产量不大，顶板较稳定，因此采用间隔交错式移架，以加快移架速度，移架顺序为：降柱—移架—升柱—伸侧护板。每次移架的长度为600mm，为了移架后快速达到额定工作阻力，尽量减少顶板的破碎度，在移架时只稍降支架阻力，使支架带压移架减少支柱下沉量。二、超前支护由于工作面回采过程中矿压显现剧烈，必须进行超前支护。距工作面30m范围内，在煤层上下顺槽巷道原有锚网、锚索支护的基础上采用DE-2.8、DE-2.5DE-3.15型单体液压支柱配合“一”字型铰接顶梁进行双排加强支护；超前支护的间排距为1×1.5m。※风险预控： 1、综采队跟班泵工每班对液压支架支撑压力要检查三次，并将检查结果认真填写在记录内，并将检查出的问题及时解决，如果当班不能解决需在下一个班开班前会前及时汇报。2、综采队跟班队长及带班班长每班要对工作面两端头认真检查，发现顶板破碎或有跨落迹象时要及时组织人员进行加强支护。3、综采队每班在开工前要认真检查超前支护，保证超前支护单体压力达到6.4Mpa。间排距符合要求，支柱成一条直线。4、移架工在移支架前要对工作面顶板认真检查，每次移架的长度为600mm，为了移架后快速达到额定工作阻力，尽量减少顶板的破碎度，在移架时只稍降支架阻力，使支架顶板带压移架减少支柱下沉量。第四节回采工艺一、回采工艺：综放工作面回采工艺分为：采煤、装煤、运煤、支护、处理采空区。采煤：利用采煤机进行割煤，利用放顶煤液压支架进行放煤，一采一放，割、放煤工序同向平行作业。装煤：利用采煤机配合前部刮板运输机、支架配合后部刮板运输机进行装煤。运煤：利用前后部刮板运输机、转载机、胶带运输机等联合进行运煤。支护：使用ZF5600/19/38型放顶煤液压支架（27台）、ZFG5600/19/38型支撑式液压支架（2台）管理工作面顶板。处理采空区：采用全部垮落法处理采空区。二、回采工艺流程：采煤机采用工作面斜切进刀，双向割煤，液压支架及时支护顶板。工艺流程为：生产检修→进刀→割煤装煤→运煤→拉后溜→移架→推移前部刮板机→循环进5刀（3米后）→打眼装药→爆破松动顶煤→放顶煤。具体操作1）生产检修：每班必须对设备进行维修，早班留两个小时进行检修，检修班必须对设备进行全面的检查和维修，使综采设备达到完好。2）进刀：将停在前部刮板机中部采煤机启动后，将滚筒摇至顶刀位置,开动采煤机直接进刀割顶煤。3）割煤、装煤：煤机割至机头（或机尾），然后向机尾（或机头）方向推进割剩余顶刀部分，割到机尾位置停，将采煤机滚筒反向摇至底刀位置，开动采煤机，从前部刮板机机尾向机头方向推进割底刀，并利用采煤机滚筒螺旋叶自行装煤（机头、机尾处人工辅助装煤）要求必须割满刀，即0.6m。4）运煤：采煤机切割下来的松散煤体和人工放出的顶煤利用前、后部刮板运输机运至B6皮带巷处的转载机，再由转载机转至顺槽皮带运输机运出工作面。5）拉后部刮板机：当一刀割完后，从后部刮板机机头（或机尾）处开始进行拉后部刮板机，待后部刮板机拉到位后进行移架工作。6）移架：采煤机在割顶刀时，滞后3m（两付支架）按顺序从前部刮板运输机机尾向机头追机推出支架的前探梁和护帮板，当采煤机割完底刀停至前部刮板运输机机尾处，推移完前部刮板机后，从前部刮板机机头处开始进行推移支架，采用顺序式推移，将剩下的未移支架进行推移，直至全部支架推移完。7）推移前部刮板机（斜切进刀）：进刀前将采煤机行至前部刮板运输机中部，并将采煤机滚筒置于底刀位置，然后推移前部刮板运输机，推移方式采用首次先机头后机尾的顺序，第二次则先机尾后机头的顺序。推移步距为采煤机截深（最大0.6m）。8）爆破松动顶煤：在该分层，其顶煤厚度为18m，仅靠支架反复支撑不能完全破碎顶煤，必须进行爆破松动顶煤。该工作面采用四台岩石电钻打顶眼（眼径100mm），装炸药爆破顶煤，具体方法为采煤机每完成一个循环进刀任务后，利用岩石电钻在架前垂直顶板向上打炮眼，眼深15-16米，炮眼间距排距均为3m，当工作面支架后立柱推进到炮眼位置时进行起爆。炮眼的装药长度在10-11m，封泥长度不小于3m。对局部煤质较软的地方，视情况适当调整眼距和炮眼排距，打眼爆破松动顶煤。9）放顶煤：在完成移架后，停机，开始放顶煤。放煤方法采用由B3向B6方向多轮间隔式按顺序放煤即先放1、3、5、7……号支架顺序放煤，每次放煤量不宜过大，放煤口出现矸石时应停止放煤。3、放煤步距确定放煤步距是否合理，将直接影响含矸率、工作面单产和回采率，其主要由顶煤厚度、松软程度、破碎机理和工作条件、放煤尺度、矿井生产能力等方面的许多因素决定，本工作面回采段高18m，根据我矿经验和实际情况，放煤步距采用0.6m。顶板管理1、该工作面顶板采用人工强制放顶全部垮落法管理。2、前梁端距煤壁不大于0.30m，最小控顶距4.15m，最大控顶距4.75m。3、初次放顶和放松动炮时对工作面支架和端头过渡支架以及超前支护进行加压补液，局部补打单体液压支柱。4、两顺槽采用锚杆金属网支护，两顺槽超前支护采用双排30m单体液压支柱支护。回采期间除超前支护外，安排专人对顺槽支护进行检查和维修。※风险预控：1、带班队长负责监督综采机司机接班前是否检查工作面底板起伏和梁端距大小，发现其未按照要求作业时，必须要求司机立即进行检查，并汇报检查结果。

2、带班队长发现底板起伏较大、梁端距不符合规定时，必须告知采煤机司机割煤过程中及时整改。

3、采煤机司机割煤前必须检查工作面底板起伏和梁端距大小，底板不平整、梁端距超过660mm时及时进行调整。4、采煤机割煤时要严格按照设计及规程要求进刀，斜切进刀时前溜要有足够的弯曲度，保证煤机截齿不超负荷。5、在遇到煤壁中部较厚的一层碳质泥岩时采煤机要减速运行，保证截齿不受损。6、司机在割煤过程中要控制好顶底板，保证工作面煤壁成一条直线，进而保证支架与顶底板接实，达到其支护效果。7、支架工接班后必须检查确认支架无倒架、咬架，相邻侧护板高差不超过侧护板高度的2/3，如果不符合要求必须立即整改。8、移架工在移架过程中要严格执行神新公司质量标准化规定，架间距、中心距不超标，保证支架成一条直线。第三章顶板管理第一节工作面顶板管理一、工作面顶板管理：+555水平B3-6西翼综放工作面使用27副ZF5600/19/38型放顶煤液压支架支护工作面顶板；北端头采用两副ZFG5600/19/38型支撑式液压支架；采空区采用全部垮落法处理顶板。必须符合以下要求：1、工作面控顶范围内，顶底板移近量按采高不大于100mm/m，工作面不能出现台阶状下沉。2、泵站出口压力不小于30MPa，支架初撑力不得低于泵站压力的90%(27MPa)，前梁及顶梁接顶严密，支架受力状态良好。3、机道梁端至煤壁顶板冒落高度不大于300mm,当支架上顶板冒落高度超过300mm时，应用板梁架设#型抬棚接顶。4、采高严格控制，进刀时争取与设计值一致。5、工作面支架必须排成一条直线，其误差不大于±50mm。6、支架中心距保证在1.5m，误差不大于±100mm，当顶板破碎时必须带压擦顶移架。二、使用单体液压支柱支护，必须符合以下要求：1、严格按照上下端头和两巷超前支护设计进行支护。2、新支设支柱初撑力≥6.4MPa。3、不缺梁、少柱，在用单体支柱不漏夜、不卸载，卸载的支柱必须及时更换。4、支柱要打成直线其偏差不超过±100mm，柱距偏差不大于±100mm,排距偏差不超过±100mm。5、支柱要支设在实底上，底板松软时，支柱要穿柱鞋，钻底量小于100mm。※风险预控：1、带班队长接班后必须检查工作面压力情况，并将检查存在的问题，填写到交接班记录本上。

2、综采队采煤相关业务人员不定期对综采面的压力进行检查，发现局部压力大，及时要求支架工采取措施。

3、支架工接班后必须检查工作面的整体压力情况，认真观察压力表显示和煤壁的压力显现情况,检查发现连续10架以上支架压力超过27Mpa时，必须采取局部快速推进或降架泄液等措施，快速避开压力。4、支架工接班后必须检查支架是否有倒架、咬架，相邻侧护板高差超过侧护板高度的2/3。5、带班队长负责监督液压支架开工作业前的检查。第二节移架方法采用追机移架支护方式，由本架操作，先降后移，移架滞后采煤机2副支架追机作业，采煤机割煤后及时伸出护帮板护实煤帮；支架保持平行，相邻支架架间不得有明显错差，最大错差不超过相邻支架侧护板的2/3，防止咬架；顶板破碎时，可紧跟煤机带压移架或停机移架，及时支护顶板。一、移架顺序：1、由于工作面产量不大，顶板较稳定，因此采用间隔交错式移架，以加快移架速度，移架顺序为：降柱—移架—升柱—伸侧护板。每次移架的长度为600mm，为了移架后快速达到初撑力，尽量减少顶板的破碎度，在移架时只稍降支架阻力，使支架顶板带压移架减少支柱下沉量。2、移架的动作如下：预先试压→收回护帮板及侧护板→收缩支架后部尾梁→伸出支架后部插板→降支架立柱→移架(收伸缩梁)→用侧护板调架→升起支架立柱→打开护帮板。二、移架质量要求：1、必须严格按上述移架动作顺序按移架操作要求进行移架。2、为保证移架时不致将前部输送机后拉，在移架时，应将邻架的推移千斤顶手把打在推溜位置。3、当煤壁片帮较深或顶煤破碎时，应在采煤机割煤后及时移架或挑起护帮板，及时支护顶板。4、在移架时，必须使工作面支架保持成一条直线，直线最大误差在±50mm以内。支架与输送机保持垂直，其偏差小于±5°；支架中心距控制在1500±100mm；支架垂直于顶、底板，其歪斜度小于±5°；支架顶梁要与顶板平行，其最大仰俯角小于7°；端面距不超过质量标准化规定；相邻支架间不能有明显错差(不超过顶梁侧护板高的2/3)；支架不挤、不咬，架间间隙不超过规定；支架初撑力不低于泵站压力的90%(27MPa)。※风险预控：1、带班队长负责监督检查液压支架工拉架时架前、架间、架内不能人员作业。2、液压支架工拉架前必须检查支架是否有窜液、漏液现象，支架动作是否可靠，发现不完好时，必须立即处理。

3、包机人每天对每台支架进行详细的检查和维护，及时处理液压支架存在的故障，保证台台支架完好。4、液压支架工拉架时，必须认真检查工作面顶板，发现机道梁端至煤壁顶板冒落高度大于300mm时，及时采取措施调整。第三节回柱方法一、工作面北端头回柱方法、顺序、安全技术措施：1、北端头端头支护每刀回收一次。2、北端头端头支护在距离后溜机头1米范围内回收，即先回收端头支柱，后拉移机尾。3、回柱安全技术措施：（1）回风巷拆卸端头支柱时，必须在移过渡支架前进行。（2）工作面南端头回柱时，至少三人作业，一人观察顶板及巷帮情况，两人配合作业。作业时首先清理好安全出口，然后方可回收。（3）回柱前，应先检查巷道顶板、机尾过渡支架和采空区情况，支架支设不合格，有空顶时，必须及时处理或整改达到质量合格，安全可靠后方可回柱。（4）严禁人员进入采空区,分别在南、北端头设置警戒，挂设警戒牌，以阻止人员进入采空区。（5）顶板压力大，支柱一松马上被压下，或遇到死柱子时，要先支上临时支柱以控制顶板，然后采用挑顶或卧底的方法进行回撤，严禁用放炮的方法回撤支柱。当支柱顶着岩块不能下缩，岩块又不好处理时，待顶板稳定后，将柱跟用镐刨开，用撬棍来回转动直至将柱子回出。（6）回柱过程中，如发现顶板来压或局部压力增大，应立即停止回柱，支设点柱及工字钢加强支护。如出现危及人身安全的情况时，应立即通知受威协的所有人员撤至安全地点，并汇报班组长，由班组长清点人数，将现场情况汇报矿调度室，等候处理命令。（7）回柱中发现失效支柱应及时更换。回柱完后，应检查一遍支护是否齐全、有无卸载、空载支柱，如有，必须及时更换或重新升起。二、两巷回柱方法、顺序、安全技术措施：1、南、北两巷超前支护的单体支柱每循环进刀前回收掉南北两巷靠近煤壁处的一根。2、回收两巷超前支柱时，先回收靠煤壁的支柱后回收靠巷帮的支柱。3、回收南北巷加强支护钢梁的安全技术措施.（1）回收加强支护工字钢梁至少有三人配合作业。（2）卸支柱前，先将绑柱绳解开，并用解开的绑柱绳将工字钢梁两头捆吊在顶板锚网上，然后卸下工字钢梁下的支柱。（3）卸工字钢梁时，提前在两端各放置一个铁凳，由两人分别站在两端的凳子上抬住钢梁，另外一人解开棚梁两端绑柱绳，抬梁人员先将钢梁放在凳子上，待人员从凳子上下来后再抬走棚梁。（4）工字钢梁下的支柱卸完后，在卸工字钢梁之前必须先观察顶板，确认顶板稳定时方可卸工字钢梁，以防顶板来压解工字钢梁上的铁丝时工字钢梁掉下砸伤人。（5）在移设端头支架之前不得将端头支架前的加强支护工字钢梁提前回收。三、煤壁管理的方法及安全技术措施：1、综放工作面的煤壁主要靠支架护帮板进行维护，以防止片帮事故的发生。2、合理安排工序，及时移架维护顶板，减小割煤后顶板的空顶时间和空顶面积，以减轻顶板对煤壁的压力，从而控制煤壁片帮程度。3、严格控制采高，严禁超高开采，保证支架接顶严实，确保支架初撑力达到27Mpa以上，以有效支护顶板，减轻顶板对煤壁的压力，从而控制煤壁片帮程度。4、加强工作面工程质量管理，保证工作面“煤壁直且与顶底板垂直、支架直”，采高稳定，避免支架顶梁突然“抬头或低头”，确保支架顶梁仰俯角小于7o，从而有效维护直接顶板。5、煤壁片帮严重造成端面距超宽时，采用超前拉架的方式提前支护顶板。6、合理组织生产，保证一定的推进度，防止加强顶板快速下沉，造成端面顶板破碎。7、其它严格执行《人员进入煤帮侧作业及片帮防治的安全技术措施》。四、支护材料（设备）的管理及消耗：1、南、北两巷的柱鞋、托板应全部回收复用。2、备用材料存放地点：工作面所需的钢梁、柱鞋、单体支柱等必须分类码放在进风巷内，不得妨碍行人，并挂牌管理。3、支架及单体要进行编号管理。※风险预控：1、技术员利用班前会时间对措施进行详细的贯彻，对回撤单体的注意事项和回撤单体的方法进行详细贯彻。

2、端头工回撤单体前应仔细检查巷道两帮及顶板支护情况，及时处理片帮和网兜。

3、回撤单体前必须认真检查单体的完好情况，失效、泄液的单体必须分开存放，标记清楚，及时升井，以免误用。4、回撤单体前要有专人负责检查单体是否完好及上方顶板情况，发现单体损坏或上方顶板破碎时及时采取相关安全措施后再回撤单体。5、端头工回撤单体时，至少三人作业，一人负责对顶板、附近单体完好情况进行检查，另外两人配合回撤作业。6、将单体泄液后，一人扶单体，另一人上梯子将一字梁取下，然后两人缓慢将梯子放在顺槽的底板上。第四章生产组织一、循环作业方式：工作面采用正规循环作业，整个循环包括：割煤、移架、放煤、推移前部输送机、拉后部输送机等主要工序，一采一放，循环进度0.6m。二、作业方式：该工作面采用“四班三运转”作业制度，每班作业8小时。每天早班时间检修必须保证在2小时，中夜班的检修由当班维修工在班中进行。以正规循环作业为基础，采用追机作业。三、循环作业组织措施1、严格进行出勤考核，确保每班出勤人数符合要求。2、严格执行现场交接班制度，保证按时入井。3、入井前及开始工作前做好需要的准备工作，避免因准备不足影响生产。4、加强工人安全技术培训，提高工人技术素质和操作能力，提高工作效率。5、加强工程质量管理，保证工程质量达到标准要求，避免因质量原因进行返工造成的延误工时。6、加强设备的使用、保养、维修管理，降低设备故障率减少设备故障影响，提高开机率。7、建立内部经济考核制度并严格执行，充分发挥跟班队长的作用，充分调动职工的劳动积极性。序号工种一班二班三班四班合计1采煤机司机111142移架111143爆破员111144端头清理工4444165放煤工111146前后溜、破碎机司机111147皮带机司机111148转载机司机111149跟班电工1111410跟班皮带维修工1111411跟班泵工1111412放顶班6613辅助工191914煤机维修工3315综合维修工9916班长9917管理人员99总计1118、加强职工的安全教育培训，提高职工安全意识和自主保安能力，及时处理安全隐患，避免因事故影响生产。9、认真执行追机作业，严格工序管理。10、创造良好的工作和休息环境，使职工保持良好的精神和体力。四、劳动组织：工作面人员配备见劳动组织图表五、工作面主要技术经济指标：序号名称单位数量1工作面可采长度m6482工作面长度m453工作面回采段高m184工作面截深m0.65工作面日推进度m/d36工作面月推进度m/月907工作面平均日产t/d3264.38服务年限月7.79工作面年生产能力吨/年107721910工作面回采工效吨/工日29.711工作面回采率℅9012雷管消耗个/万吨15013炸药消耗Kg/万吨200014坑木消耗m3/万吨415油脂消耗Kg/万吨58016综合消耗kw/t9.517折旧率元/吨2.8718其他支出元/吨34.419吨煤成本元/吨52.6第五章生产系统第一节运输系统一、运输系统：（1）运煤系统：工作面及运输巷运煤设备主要有SGZ-730/90型前部刮板运输机一台，SGZ-730/110型后部刮板运输机一台，SZZ730/110型转载机一台，选用DSJ100/60/2×75KW型可伸缩带式运输机一台，PL-500型连续破碎机一台，前部刮板输送机煤炭由采煤机滚筒装入，工作面顶煤人工操作液压支架，放入后部刮板输送机，煤炭经转载机时经破碎机破碎，其转载方式如下：工作面煤炭→前、后刮板输送机→转载机→运输巷带式输送机→溜煤眼→+535水平机轨合一巷→+535水平运输上山→主井煤仓→主井箕斗→地面.（2）辅助运输设备及运输方式工作面所需用的材料、设备等物资，采用1.0t矿车、平板车、架子车等，通过副井罐笼下放至+535水平车场，人工推运到+535水平石门斜井口，采用绞车送至+555水平分层车场，人工推运到+555B3轨道巷。其具体运输路线如下：材料从地面→+535水平车场→+535水平石门→+535斜井口→+535～+573上山→+555分层车场→+555水平分层石门→+555B3轨道巷→工作面。（3）主要机电设备配备表序号容量（KW）需用系数kdcosφtanφP30Q30S30I30A采煤机300150120192.1108.5前溜9026667.367.347.7后溜126667.394.247.5乳化泵1250.850.850.62170105.4200101.3*2皮带机750.80.750.856.25457235.6转载机17761.698.655.7破碎机76350.140.845.6张紧绞车0.762.9二、运输安全技术措施：使用绞车安全措施：1、用小绞车提升、下放车辆、设备、物料时，严格执行“行车不行人、行人不行车”制度，并且在斜巷两端安全位置由专人放置好警戒工作。2、使用小绞车拉运车辆、设备、物料时必须在通往绞车钢丝绳运行绳道的安全地点设警戒，严禁其它人员进入此段运输巷内。3、小绞车提升要平稳，停车要及时，提升时精力要集中，绞车在运行过程中严禁变速换档位。4、人工撬运车辆、设备、物料时，必须要有专人统一指挥，步调一致，统一协调，车辆、设备、物料运行的前方严禁有人作业或逗留。5、现场处理掉道事件必须是在当班班组长以上的跟班管理人员的监护下进行，严禁私自在无任何安全防范措施下进行处理。6、绞车硐室应符合设计要求，通风良好，其净高不小于1.8m。7、绞车必须设电信号，绞车司机必须接到信号，确认无误后方可提车或放车，否则必须重新联系。8、绞车司机及信号工把钩工必须按《操作规程》有关规定操作。9、绞车提升钢丝绳钩头必须加装护绳桃形环。采用钢丝绳卡子卡接时，卡紧度应使钢丝绳被压扁的尺寸大于1/3直径，前、末端两卡子“U”型螺丝应卡在副绳上，螺丝不滑扣，每一个钩头的绳卡子不少于4个。钢丝绳头不得散股、断丝、变形。钢丝绳头不得散股、断丝、变形。牵引绞车提升钢丝绳按规定的规格使用，钢丝绳在滚筒上排列整齐，不超过牵引绞车滚筒的容绳量，牵引绞车提升必须装设保险绳。10、绞车司机在开车前要检查以下方面：1)绞车刹车是否灵活可靠,闸带有无断裂,闸带磨损厚度不得小于规定值；2)传动机构是否灵活可靠，有无卡住现象或异常杂音，各部螺栓是否齐全可靠，钢丝绳有无断丝（有断丝的断丝数不得超过规定）；3)密封装置是否完整无损，润滑油是否充足；4)开车前要把绞车周围清理干净，使之不得妨碍工作；5）工作服扣好扣子，扎好袖口。11、停车时，先闸好制动闸，松开传动闸后再停电；绞车停机时，可同时操纵刹车手把，从而制动卷筒。开车时，先松开传动闸把，然后送电。12、绞车不允许急开急停，运转时要平稳匀速，不得忽快忽慢。13、电机应设有接地极。14、绞车滚筒上的钢丝绳不准全部放完，至少应在卷筒上保持三圈。15、绞车运行过程中禁止用手或其他西西拨弄绳,司机必须坚守岗位，精心操作。16、信号把钩工在工作前要认真检查钩头及钢丝绳，检查安全设施是否齐全、灵敏、可靠，检查运输线上是否有障碍物。如发现问题必须及时处理、及时汇报当班跟班队长和工长。处理不完，不得挂车提升。17、信号把钩工发出提升信号前，要再检查一遍钩头及联接装置，插销必须插紧、保险绳必须挂好。确认信号无误，方可发出提升信号。18、车辆在运行中，信号把钩工如发现异常，应立即发送紧急停车信号。19、斜坡段“一坡三挡”装置必须齐全，且处于常闭状态，提、放车时安全门和阻车器不准同时打开。提车时，车辆一过安全门必须及时将安全门关住，车辆提到坡上平车场时，只有车辆过了阻车器并且将阻车器关住，待车辆停稳后方可摘钩倒车。放车时，车辆推到平车场，挂好钩，经过信号把钩工检查确认安全无误后方可打信号放车，车辆前轮通过阻车器后方可打开坡上的安全门，车辆下放到距离斜坡下面的安全门5m处时方可打开斜坡下面的安全门，车辆通过后及时关闭安全门，车辆下放到斜坡下面的平巷段待停稳后方可摘钩倒车。※风险预控：1、所有斜井运输人员必须持证上岗。2、所有斜井运输人员必须遵守斜井运输相关规定。3、各水平信号工必须熟记信号，坚决杜绝人车同行。4、其余见安全技术措施。第二节供电系统一、供电说明根据《煤矿安全规程》、《矿山安全法》、《煤炭法》、《煤矿安全监察条例》和大洪沟煤矿+573B3-6用电负荷的实际情况，并适当考虑到煤矿生产的发展，按照安全可靠、技术先进、经济合理的要求，确定移动变压器的容量、类型，选择主接线方案及高低压设备和进出线，确定二次回路方案，对主要电器设备开关一用一备的原则选择低压开关装置并整定保护计算。二、供电线路铁厂沟变电所（615#柜）-矿变电所（7#柜）-3#开关柜-+535中央变电所（1#柜）-2#高压开关柜-+555B3进风巷移动变电站-各分路开关-各用电设备。三、移动变电站及配电点位置的确定：根据综采工作面的采煤方式、巷道布置、工作面机械化程度、供电电压及供电距离等因素确定：移动变电站设在+555B3轨道巷内，距工作面80米处。在+555分层石门设一个配电点。四、综采面供电系统确定：由+535水平中央变电所铺设一条高压电缆，通过+535-+555电缆孔到+555分层石门及B3西轨道巷接到移动变电站。再由移动变电站通过两台总馈电开关分别供电至两台组合开关，其中一台组合开关控制采煤机、前部刮板机、1号泵，另一台组合开关控制破碎机、转载机、后部刮板机和2号泵。另一路通过+535-+555电缆孔到+555分层石门及B3西轨道巷送至分层石门配电点总馈，控制皮带机头，为皮带机头总馈、皮带机、张紧绞车、皮带巷照明和信号供电。工作面照明、B3西轨道巷岩石电钻、煤电钻用一路供电，在B3西口从+535中央变电所至皮带机头的电源线处安设一个四通，从四通中接一根低压电缆至+555B3西轨道巷串车，由单独的一台总馈控制。五、移动变电站的选择：根据综采设备供电负荷确定移动变电站选用一台型号为KBSGZY—800/6/1.2型移动变电站。六、高低压电缆选择一）、高压电缆选择1、高压电缆的长时最大负荷电流计算：式中：Ig——长时最大负荷电流Sb——移动变电站最大负荷Ue——供电电压cosψ——加权平均功率因数2、电缆截面计算：Sj=Ig÷Js=57.4÷1.54=37.27mm2式中：Sj——电缆经济断面Js——电缆经济密度取1.54A/mm,故应选35mm2电缆，型号为UGFP—6KV3×25+1×16高压屏蔽电缆。3、校验计算（1）、按长时允许电流校验：查电工手册35mm2高压电缆允许电流值大于Ig（=57.4）（2）、电压损失校验：根据高压电缆允许电压损失5%，即300v，故符合要求。因此按电流经济密度选择的UGFP—6KV3×35+100m。二）、低压电缆选择：根据设备的功率和供电低压选择：1、前部刮板机电缆型号选择前部刮板机电机功率90kw，额定电压1140v根据导线和电缆的经济电流密度表查的jec=2.00A/mm2，因此选择标准截面25mm2，即选UYP-11403×25+1×16，根据设备布置情况选择电缆长度L=100m。根据以上公式可以对一下设备电缆进行选择：2、后部刮板机电缆型号为UYP-11403×25+1×16L=135m。3、转载机电缆型号为UYP-11403×25+1×16L=180m。4、破碎机电缆型号为UYP-11403×25+1×16L=160m。5、乳化液泵站电缆型号为UYP-11403×25+1×16L=30×2m。6、皮带运输机电缆型号UYP-10003×50+1×16L=60m。7、岩石电钻电缆型号为UYP-10003×6+1×4L=300m。8、煤电钻电缆型号为MZ-5003×1.5+1×11.5L=150m9、照明、信号、控制电缆型号为MZ-5003×1.5+1×11.5L=4500m。10、串车至+555分层石门配电点电缆型号为UYP-11403×50+1×16L=400m。七、综采工作面电气设备选择1、1＃KBZ—630/1140（660）型矿用隔爆真空馈电开关一台，作移动变电站出总馈开关，控制1＃组合开关；2、2＃KBZ—500/1140（660）型矿用隔爆真空馈电开关一台，作移动变电站出总馈开关，控制2＃组合开关；3、3＃BKD20—200/1140（660）Z型矿用隔爆型智能化真空馈电开关一台，作工作面照明信号综保、岩石电钻开关、煤电钻综保的总馈开关；4、QBZ—6X200/1140（660）型矿用隔爆型组合真空电磁起动器，控制采煤机、前部刮板机，2＃乳化液泵站用；5、QBZ—6X200/1140（660）型矿用隔爆型组合真空电磁起动器，控制后部刮板机运输机、1＃乳化液泵、转载机、破碎机用；6、QBZ—30N型矿用隔爆型真空可逆电磁起动器四台，作控制四台岩石电钻用；7、ZBZ-4.0Z型矿用隔爆型照明信号综合保护装置一台型，控制煤电钻；8、ZBZ-4.0M型矿用隔爆型照明信号综合保护装置一台型，在移动变电站处作为工作面照明和信号控制用；9、4＃KBZ—200/1140（660）型矿用隔爆型真空馈电开关一台，控制皮带机头开关组；10、QJZ—200/1140（660）型矿用隔爆兼本质安全型真空电磁起动器两台，作控制皮带运输机电机；11、QBZ—80/1140（660）V型矿用隔爆型真空可逆电磁起动器二台，控制皮带机张紧绞车和皮带回收绞车；12、ZBZ-4.0M型矿用隔爆型照明信号综合保护装置一台，控制+555水平分层石门配电点，控制巷道照明用；13、高压电缆接线装置，型号为ABCD—200/6KV，用于高压屏蔽电缆的接线；14、信号采用防爆按钮和防爆电铃，皮带机、转载机、采煤机、破碎机、前、后部刮板运输机、泵站等处均安装信号装置；八、工作面开关整定计算1、KBZ-630/1140总馈电开关整定计算：额定功率约515KW，额定电压1140/660V，额定电流630A负载电缆：UYP-11403×50+1×25L=5m计算电流：Ie＝过流整定为Iz≤Ie，所以Iz＝315A短路整定为：9Iemax＝9×155=1200A2、KBZ-500/1140总馈电开关整定计算：额定功率约870KW，额定电压1140/660V，额定电流500A负载电缆：UYP-11403×50+1×25L=5m计算电流：Ie＝过流整定为Iz≤Ie，所以Iz＝300A短路整定为：9Iemax＝9×150=1008A3、KBZ-200/660总馈电开关整定计算：额定功率约16KW，额定电压1140/660V，额定电流200A负载电缆：UYP-11403×50+1×25L=5m计算电流：Ie＝过流整定为Iz≥Ie，所以Iz＝25A短路整定为：8Iemax＝8×25=200A4、采煤机开关整定计算（QBZ-6×200/1140ZH）：采煤机电机：额定功率：切割电机250KW，牵引电机50KW，额定电压1140V，额定电流180A负载电缆：UYP-11403×70+1×25＋4×6L=100m50㎜2电缆的电阻为R0=0.448Ω/km，电抗X0=0.081Ω/km两相短路电流为：Id（2）＝计算电流：Ie＝过流整定为Iz≤Ie，所以Iz＝180A短路整定为：8Izmax=8×150＝1200A5、前溜电机开关整定计算（QBZ-6×200/1140ZH）：前溜电机（YBS-4）：额定功率90KW，额定电压1140/660V，额定电流68/117A负载电缆：UYP-11403×25+1×16L=100m25㎜2电缆的电阻为R0=0.81Ω/km，电抗X0=0.251Ω/km两相短路电流为：Id（2）＝计算电流：Ie＝过流整定为Iz≤Ie，所以Iz＝55A短路整定为：8Iz＝450A6、后溜电机开关整定计算（QBZ-6×200/1140ZH）：后溜电机（YBS-4）：额定功率110KW，额定电压1140/660V，额定电流68/117A负载电缆：UYP-11403×25+1×16L=100m25㎜2电缆的电阻为R0=0.81Ω/km，电抗X0=0.251Ω/km两相短路电流为：Id（2）＝计算电流：Ie＝过流整定为Iz≤Ie，所以Iz＝65A短路整定为：8Iz＝544A7、转载机开关整定计算（QBZ-6×200/1140ZH）：转载机电机（YSB-110）：额定功率110KW，额定电压1140/660V，额定电流69/120A负载电缆：UYP-11403×25+1×16L=150m25㎜2电缆的电阻为R0=0.81Ω/km，电抗X0=0.251Ω/km两相短路电流为：Id（2）＝计算电流：Ie＝过流整定为Iz≤Ie，所以Iz＝65A短路整定为：8Iz＝550A8、破碎机开关整定计算（QBZ-6×200/1140ZH）：破碎机电机（DSB-90）：额定功率75KW，额定电压1140/660V，额定电流66.8/115.6A负载电缆：UYP-11403×25+1×16L=120m25㎜2电缆的电阻为R0=0.81Ω/km，电抗X0=0.251Ω/km两相短路电流为：Id（2）＝计算电流：Ie＝过流整定为Iz≤Ie，所以Iz＝45A短路整定为：8Iz＝450A9、乳化泵开关（QJZ-200/1140）整定计算：乳化泵电机（YBK2-315L2-4A）：额定功率125KW，额定电压1140/660V，额定电流80/138.6A负载电缆：UYP-11403×25+1×16L=20m25㎜2电缆的电阻为R0=0.81Ω/km，电抗X0=0.251Ω/km两相短路电流为：Id（2）＝计算电流：Ie＝过流整定为Iz≤Ie，所以Iz＝75A短路整定为：8Iz＝600A10、皮带机开关整定计算皮带机电机（DSB-75）：额定功率75KW，额定电压660V，额定电流58.5/101A负载电缆：UYP-6603×25+1×16L=135m25㎜2电缆的电阻为R0=0.81Ω/km，电抗X0=0.251Ω/km两相短路电流为：Id（2）＝计算电流：Ie＝过流整定为Iz≤Ie，所以Iz＝80A短路整定为：8Iz＝640A11、绞车开关整定计算：绞车：额定功率7.5KW，额定电压660V负载电缆：UYP-6603×6+1×6L=80m6㎜2电缆的电阻为R0=3.69Ω/km，电抗X0=0.095Ω/km两相短路电流为：Id（2）＝计算电流：Ie＝过流整定为Iz≤Ie，所以Iz＝9A短路整定为：6Iz＝54A12、煤电钻开关整定计算：煤电钻：额定功率1.2KW，额定电压127V负载电缆：MZ-5003×1.5+1×11.5L=100m1.5㎜2电缆的电阻为R0=13.12Ω/km，电抗X0=0.1085Ω/km两相短路电流为：Id（2）＝计算电流：Ie＝过流整定为Iz≤Ie，所以Iz＝5A短路整定为：6Iz＝42A13、照明信号综保整定计算：负荷功率约500W，额定电压127V负载电缆：MZ-5003×1.5+1×11.5L=100m1.5㎜2电缆的电阻为R0=13.12Ω/km，电抗X0=0.1085Ω/km两相短路电流为：Id（2）＝计算电流：Ie＝过流整定为Iz≤Ie，所以Iz＝5A短路整定为：8Iz＝24A14、岩石电钻开关整定计算（QBZ-30N）：岩石电钻：额定功率2KW，额定电压660V计算电流：Ie＝过流整定为Iz≤Ie，所以Iz＝2.75A短路整定为：8Iz＝24A九、高低压电气设备保护控制移动变电站的+535水平中央变电所高压具有短路、过电流及失压保护。其660V低压配电设备也具有短路过负荷保护。十、保护接地及漏电保护一）、保护接地1、局部接地极设置于巷道水沟或其它就近的潮湿处。2、移动电气设备和接地通过橡套电缆和接地蕊线于接地网相连。3、局部接地极和总接地网形成一个闭合的接地网络。4、移动变电站和变压器外接地与高低压开关外接地连在一起，在至局部接地极。二）、漏电保护移动变电站高压侧开关本身具有漏电，监视保护装置。660V低压配电设备也具有漏电保护，向综采设备送电的各馈电开关分别安装有选择性漏电保护装置。对于煤电钻综保和照明综保，自身具有检漏、短路、过流及运距离控制综合保护。三）供电设备及电缆选择明细表序号设备名称容量（KW）电缆型及长度1采煤机300UYP-11403×70+1×25＋4×6L=150m2前溜90UYP-11403×25+1×16L=150m3后溜110UYP-11403×25+1×16L=150m4乳化泵125UYP-11403×25+1×16L=2×30m5转载机110UYP-11403×25+1×16L=190m6皮带机75UYP-6603×25+1×16L=60m7破碎机90UYP-11403×25+1×16L=170m8张紧绞车7.5UYP-10003×6+1×6L=80m9照明、信号控制4KVAUYP-5003×1.5+1×1L=4500m四）低压开关选择及整定序号型号电压（V）电流整定值（A）控制范围数量（台）11＃KBZ—630/114011403151＃组合开关；1台22＃KBZ—500/114011403002＃组合开关；1台33＃BKD20—200/1140（660）Z66025工作面照明信号综保、岩石电钻开关、煤电钻综保1台41＃QBZ—6X200/1140（660）1140180、55、125采煤机、前部刮板机，2＃乳化液泵站用1台52＃QBZ—6X200/1140（660）114075、65、45、651＃乳化液泵、转载机、破碎机用、后溜1台6QBZ—30ND6602.75四台岩石电钻4台8ZBZ-4.0Z1275煤电钻1台9ZBZ-4.0M1275工作面照明和信号1台105＃KBZ—200/660660200皮带机头开关组1台11QJZ—200/66066080皮带运输机开关两台2台12QBZ—80/6606609皮带机张紧绞车1台13ZBZ-4.0M1275巷道照明用1台第三节一通三防一、通风系统：+555水平B3-6西翼综放工作面位于+555水平采区北翼，大洪沟煤矿北翼3#-6#煤层第三个分层采煤工作面，煤层平均厚度52m，走向长795米，可采长度648米。B6胶带运输巷位于＋555水平，巷道设计断面11m2，B3进风巷位于+555水平，设计断面9.59m2。1、通风系统说明：+555水平B3-6西翼综放工作面采用全负压进行通风，通风系统采用Ｕ型通风系统。（1）新鲜风流：新鲜风流由副井进入→+535井底车场→+535轨道石门→+535水平至+555水平上山→+555水平分层石门→+555水平B3轨道巷→+555B3-6西翼综放工作面（2）污风风流：+555B3-6西翼综放工作面→+555水平西翼B6回风巷→+555水平B6西翼回风巷回风井→地面2、工作面风量计算1）低瓦斯矿井的采煤工作面按气象条件或瓦斯涌出量（用瓦斯涌出量计算，采用高瓦斯计算公式）确定所需风量，其计算公式为：Q采=Q基本×K采高×K采面长×K温Q基本=60×工作面控顶距×工作面实际采高×70%×适宜风速=60×2.8×3×0.7×1=352.8m³/minQ采=Q基本×K采高×K采面长×K温=352.8×1.5×1.0×1.0=529.2m³/min式中Q采——采煤工作面所需风量m³/minQ基本——不同采煤方法工作面所需的基本风量m³/mmQ基本——工作面控顶距×工作面实际采高×工作面有效断面70%×适宜风速（不小于1m/s)K采高——回采工作面采高调整系数取1.5K采面长——回采工作面长度调整系数取1.0K温——回采工作面温度调整系数取1.02)按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算:Q采=100×q回采×K回采通=100×0.35×1.34=46.9m3/min式中:Q回采——单个回采工作面需要的风量m³/minq回采——回采工作面回风