大洪溝煤礦+591水平東翼B1+2煤層綜采放頂煤工作麵設計說明書

大洪溝煤礦+591水平東翼B1+2煤層綜采放頂煤工作麵設計說明書



神華新疆能源有限責任公司
大 洪 溝 煤 礦
二○○七年四月



編製單位：生產技術辦 編製人：魏晉濤


審 批 表

目 錄

第一章：編製依據
第二章：工作麵概況
第三章：煤層地質特征
一、煤層特征
二、煤層頂、底板情況
三、煤層地質構造
四、水文地質
五、煤質
六、瓦斯、煤塵爆炸性
七、煤層自然發火期
八、工作麵煤層生產能力
九、與鄰近煤層間距及鄰近工作麵巷道關係
十、煤層的衝擊地壓
十一、工作麵上部的采空區情況及采動後對礦井或地 麵影響的預測和采取的措施
第四章：工作麵儲量及回采率
第五章：采煤方法及回采工藝
一、采煤方法的確定
二、開采順序
三、工作麵長度的確定
四、截深的確定
五、工作麵設備選擇與確定
六、支架布置及支護
七、回采工藝
八、頂板管理
第六章：礦壓觀測和初次放頂
一、研究內容
二、測站布置及觀測方法
三、觀測儀器
四、初次放頂
第七章：巷道布置及生產係統
一、巷道布置
二、生產係統
第八章：通風安全
一、通風係統
二、防治瓦斯
三、綜合防塵
四、防滅火
五、避災線路
第九章：安全監控係統
第十章 采區供電
一、采區供電
二、高低壓電線的選擇
三、工作麵電氣設備的選擇
四、信號與照明
五、高低壓電氣設備保護
六、保護接地及漏電保護
第十一章：主要技術經濟指標
一、勞動組織
二、指標確定
三、主要技術經濟指標表
四、設備明細表



第一章：編製依據

1、二00六 年版《煤礦安全01manbetx 》
2、一九九0年版《煤礦綜采放頂煤工作麵安全技術規定》
3、神華新疆有限責任公司生產技術管理製度
4、大洪溝煤礦水平延深初步設計說明書
5、大洪溝煤礦采煤方法設計說明書
6、+591水平東翼B1+2煤層采區地質說明書
7、+591水平東翼B1+2煤層綜采工作麵巷道布置圖


第二章：工作麵概況

本工作麵設計開采礦井+591-+607水平防洪渠保護煤柱以東至井田東翼邊界的B1+2煤層。其東界至井田東翼邊界，西以防洪渠保護煤柱東緣為界，北至B2煤層頂板，南至B1底板。工作麵上界為礦井+607水平，下界為+591水平。煤層平均厚度34.84m，東西走向長320米，可采長度270米。
工作麵對應的地表範圍內無建築物、河流、湖泊、水渠、公路通過，隻有+591水平以上煤層回采後形成的塌陷坑，進行過回填處理，塌陷坑內無積水。
與B1+2煤層相鄰的煤層是B3-6煤層，兩煤層相距48.5米，彼此開采相互無影響。工作麵上部+607-+627水平采用網格邁步支架炮采放頂煤采法回采，於98年回采完畢。+627水平以上均采用倉儲式采法回采，+607以上采空區大部分已經與地麵垮通，工作麵以下為原始煤層。

第三章：煤層地質特征

一、煤層特征
本礦井井田內含煤地層為中下侏羅係水西溝西山窯組下段，地層總厚500米，共含煤33層（厚度在0.6米以上）。第四係的黃土覆蓋物廣布全礦區。
1、本工作麵所開采的煤層是本礦井含煤地層中的第一組煤，由B1+2煤層組成。本組含煤二層，自下而上命名為B1、B2煤層。B1+2煤層厚度沿走向從西向東，傾向由淺及深略有變薄，煤層結構西部較簡單，向東夾石層增多，加厚、結構複雜，全區穩定可采。
根據+591水平分層石門揭露的B1+2煤層情況和巷道掘進情況看，在+591水平B1+2煤層產狀：走向北偏東59º，傾向329º，煤層傾角82º左右，且煤層節理發育，結構複雜。全區穩定可采。煤層頂底板多為炭質泥岩和泥岩。
2、 B1+2煤層水平厚度在+591水平最大為39.45米，最小厚度為31.83米，平均有益厚度為34.84米。該煤層內含夾矸11層，夾矸層單層厚度 為0.1-0.4 m。該矸石硬度較小對機械化開采無影響(詳見煤層柱狀圖)。

三、煤層地質構造
大洪溝煤位於準南煤田東南部，烏魯木齊礦區東部，八道灣向斜南翼，為一單斜構造，井田地質條件相對較簡單．根據勘探資料和我礦的開采情況，在本工作麵內無大的斷裂和褶曲構造，無岩漿侵入體、無岩溶陷落柱破壞，屬於賦存穩定，構造簡單型煤層。
四、水文地質
1、煤層含水情況
按井田內含水層的劃分，B1+2煤層屬煤係地層含水層的C組，為裂隙水，煤層內含水量很小，不影響開采和煤質。但我礦在開采+607水平，在位於邊界的地段，通過探放，有大量老空水放出。此工作麵上部已經8年沒有進行回采作業活動，預計積累了一定量的老空水。因此在本水平應進行超前探放水工作。開拓+591水平分層石門未發現有較大的湧水現象。
2、地表河流
該工作麵地表無河流，礦區南部丘嶺地帶降水通過底板截流工程（防洪渠）排出礦區，雖然流經B1+2煤層，但是對該工作麵的回采無影響。
3、地麵雨雪水
該工作麵對應地表的塌陷坑南高北低，南部為山前丘嶺地帶，在B1+2煤層的底板處地表建有防洪設施，但由於將南部丘嶺地帶地表黃土大量推入塌陷坑而損毀了部分防洪設施，地麵雨雪水大部分地表水流入了防洪渠。少量地麵雨雪水流入地表塌陷坑，但經過這幾年的觀測未發現地表塌陷坑大量積水的現象。
4、湧水情況
該工作麵的湧水水源主要是地表大氣降水，大氣降水直接滲入井下或經老塘滲入井下，這部分水也是礦井湧水量的主要構成部分。其次為灌漿防塵水，對礦井湧水無影響（實為井下水循環）。但在掘進及回采過程中要堅持有疑必探、先探後采掘的原則進。，必須要保證井下排水設施完好，保證足夠的排水能力。
五、煤質
本工作麵開采的B1+2煤層以光亮型煤為主，多呈瀝青光澤，多呈條帶狀結構或均一結構。質硬性脆，比重硬度中等，節理裂隙發育，結構單一，煤質牌號為二號弱粘結煤。
該煤的硬度中等，普氏硬度f=0.9-1.2，屬理想的動力及民用煤。

六、瓦斯、煤塵爆炸性

根據曆年的礦井瓦斯等級鑒定資料和現水平地質報告，+591水平B1+2煤層的瓦斯相對湧出量小於0.52m3/d，所以確定該煤層為低瓦斯煤層。根據集團公司試驗室（國家二級站）的鑒定結果,我礦 B1+2煤層的煤塵爆炸指數為34.10%，表明該煤層具有爆炸危險性。

七、煤層自燃發火情況
該煤層屬變質程度較低，揮發份較高的弱粘結煤，燃點較低，加之煤層裂隙較發育，與空氣接觸麵積較大，極易氧化，自燃傾向性一般以易自燃為主。自燃發火期一般為3-6個月，最短的發火期為38天。
具體情況見附表。

八、工作麵煤層生產能力
根據公式：P=h*γ=16*1.3=20.8t/m2
式中：P-----煤層單位生產能力 單位：t/m2
h------回采高度 單位：m
γ-----煤的容重 單位：t/m3
故該工作麵煤層的生產能力為20.8t/m2。
九、與鄰近煤層間距及鄰近工作麵巷道關係
B1+2煤層的頂板距B3+6煤層底板48.5m，其頂板距B3+6煤層頂板105m。
該工作麵西翼綜采工作麵及北側B3+6煤層東、西翼綜采工作麵均已采完，其它附近隻有B1+2煤層采區集中煤倉及一分層石門。
十、煤層的衝擊地壓
本工作麵內的B1+2煤層無明顯的衝擊地壓，在+591水平B1西翼掘進時工作麵來壓較明顯，使巷道發生較大變形的現象。但本工作麵巷道來壓不明顯，預計對回采不會產生影響，但在回采過程中要預防周期來壓對工作麵的影響。
十一、工作麵上部采空區情況及采動後對礦井或地麵的影響預測和采取的措施。
該煤層在+607水平回采時，采用的是網格邁步支架炮采放頂煤采法回采，對+607以上水平已進行了回采，發現有多處火點。目前不排除局部有火點和高溫點的情況。
工作麵下部均為實體煤。由於該工作麵所回采的煤層地表附近無任何建築物和管線及公路，故工作麵采動隻會造成B1+2煤層的地表塌陷坑進一步擴大麵積，不會對礦井和地麵造成其它影響。

第四章：工作麵儲量及回采率

該工作麵開采的階段高度：+591- +607為16m，工作麵傾向長度：31m，采區走向長度：270m。
工作麵地質儲量：
Q = L×M×H×γ=270×34.84×16×1.3= 19.57(萬噸)
式中：Q----工作麵地質儲量 單位：萬噸
　 L----工作麵走向長度 單位：m
M----煤層平均寬度 單位：m
H----回采高度 單位：m
γ----煤的容重 單位：t/m3,取1.3
根據國家規定，結合我礦的實際情況和兄弟礦的經驗，確定該綜采放頂煤工作麵的回采率為85%。
故可采儲量Q可= Q×n = 19.57×85%=16.63萬噸
式中： Q可----工作麵可采儲量 單位：萬噸
Q -----工作麵地質儲量 單位：萬噸
n -----回采率 取 85%

第五章：采煤方法及回采工藝

一、采煤方法的選擇
自從我礦2001年10月采用綜采放頂煤采煤方法以來，無論在工作麵頂板管理防滅火還是資源回收率都比老的采煤方法有了質的飛躍，機械化采煤的優越性得到了充分的體現，所以本工作麵繼續采用綜采放頂煤采法。
二、回采順序
本工作麵按自東向西的順序後退式進行回采。
三、工作麵長度確定
根據現+591水平東翼B1+2煤層B1皮帶巷與B2軌道巷水平間距28m，確定工作麵長度為31m。
四、截深的確定
根據B1+2煤層的生產能力和我礦現有提升運輸能力以及采煤機的性能情況，截深定為0.6m為宜。
五、工作麵調和選擇及確定
工作麵采煤機、液壓支架等主要配套設備選型如下：
1、工作麵支架選型
( 1 )支架型式的選擇
根據我礦煤層賦存條件及采煤方法，應選用支撐能力大，抗水平推力強，地板比壓均勻，能夠較好放出支架後部頂煤，適合於綜合機械化放頂煤采煤工作麵的支撐掩護式低位放頂煤液壓支架。
（ 2）工作麵頂板壓力估算
Q=S×H×R×K
=6.00×２.4×1.3×10×９.８＝1834.56(ＫＮ)
式中：Ｓ——最大空頂距時懸移支架的支護麵積,取6.00m2.
H--采高 取2.4m.
R--岩石容重 取1.3t/m3.
K--采高的倍數 取10
（3）支架結構高度
在實際使用中，通常所選用的支架的最大結構高度比最大采高大200mm左右,即：
Hmax=Mmax+0.2=2.8+0.2=3.0m
最小結構高度應比最小采高小250-350mm,即:
Hmin=Mmin-0.35=2.4-0.35=2.05m
根據以上計算及我礦的實際情況選擇鄭州煤礦機械廠設計新疆鐵力機械有限責任公司製造的ZFSB4000/16/28型放頂煤液壓支架，其具體技術參數為：
型式：支撐式
操作方式：本架操作
支架支護高度 1600-2800 mm
支 架 中 心 距 1500 mm
初撐力 P= 29.6 MPa 2065KN
工作阻力 P= 34.8 MPa 4000 KN
支 護 強 度 0.75MPa
對 底 板 比 壓 0.87MPa
重 量 13t
支 護 麵 積 6.00m2
過渡支架 :南北端頭各選用兩副 ZFSB5400型支撐式液壓支架
操作方式： 本架操作
支架支護高度 1700-3300 mm
支 架 中 心 距 1500 mm
初撐力 3845KN
工作阻力 5400 KN
支 護 強 度 0.72MPa
對 底 板 比 壓 2.1MPa
重 量 17.9t

其配套設備選擇如下：
2、采煤機：選用上海煤科分院設計的MG—150NW型短壁采煤機。其主要技術參數如下：
采 高 2.4-3.0m
工作麵傾角 小於25º
機 體 高 度 1612 mm
搖 臂 擺 角 270º
滾 筒 直 徑 1600 mm
截 深 600 mm
臥 底 量 360 mm
牽 引 方 式 銷齒輪式無鏈牽引
最大牽引力 200KN
牽 引 速 度 0-6 m/min
電 機 功 率 150KW
電 壓 660 v/1140v
3、前部刮板運輸機：選用SGD-730/110型刮板運輸機，主要技術參數如下：
運 輸 能 力 500 t/h
鏈 速 1m/s
功 率 110 KW
長 度 31 m
中部槽規格 1500*730*222 mm
水平彎曲度 +/- 18º
圓環鏈規格 Φ22*86 mm(C級)
破 斷 負 荷 600KN
電 壓 660 V/1140 V
4、後部刮板運輸機：選用SGB-730/110型刮板運輸機。其主要技術參數如下：
長 度 31 m
輸 送 量 500 t / h
電動機功率 110KW
電 壓 660/1140 v
刮 板 鏈 速 1m/s
刮板鏈規格 Z*Φ18*64 mm
破 斷 負 荷 大於313.6 KNB級
中部槽尺寸 1500*730*222mm
5、轉載機：選用SZZ730/90型轉載機，其主要技術參數：
總 長 30m
搭 接 長 度 9.4 m
輸 送 能 力 750t / h
刮 板 鏈 速 1.304m / s
電 壓 660/1140v
中部槽規格 1500 mm*720 mm*222 mm
圓環鏈規格 D22*86-C
破 斷 拉 力 大於85 t
電機功率 90KW
6、順槽皮帶運輸機：選用SSJ1000 型可伸縮帶式運輸機。其主要技術參數如下：
運輸能力 800 t/h
輸送長度 300 m
貯帶長度 50 m
搭接長度 10 m
膠帶規格 1000*8 mm
膠帶型號 1000*3(3+1)*50 /140 mm
膠帶抗拉強度 146 Kg/ cm
7、乳化液泵站及采煤機噴霧泵站

乳化液泵：選用WRB200/31.5型乳化液泵
噴霧泵：選用XPB-250 / 55型采煤機噴霧泵
泵箱：選用MEX乳化液箱
這兩個泵站均采用兩泵一箱，其主要技術參數如下：
1）WRB-200/31.5型乳化液泵
型 式 三柱塞臥式往複泵
工作壓力 31.5 MPa
額定流量 200 L/min
電機功率 125 KW
2)XPB-250 /55 型采煤機噴霧泵
型 式 三柱塞臥式往複泵
工作壓力/進口壓力 55/1-20 Kg/ cm2
流 量 250 L/min
電機功率 30 KW
3）WRB乳化液箱
容 量 1500 L
最高過濾精度 80目
工作介質 3-5%乳化油中性溶液
外型尺寸 2100 mm*500 mm*1015 mm
重 量 500 Kg
8、回柱絞車：選JM-14型絞車，其主要技術參數如下：
滾筒直徑 800 mm
牽 引 力 140 KN
繩 速 5.65-10.75 m/min
容 繩 量 150 m
電 壓 380 v /660 v
8、 超前支護：由於工作麵回采過程中礦壓顯現明顯，必須進行超前支護。距工作麵20m範圍內，在煤層上下順槽巷道原有錨網支護的基礎上用采用DE-2.8型單體液壓支柱配合鉸接頂梁進行雙排加強支護。單體液壓支柱主要技術參數如下：
最大支撐高度 2800 mm
最小支撐高度 1700 mm
工 作 行 程 800 mm
工 作 阻 力 24.5KN
六、支架布置及支護
一）支護方式：
工作麵南北端頭各采用兩架ZFSB5400過渡支架支護，工作麵中間采用14副ZFB4000/16/28液壓掩護式支架，支架中心距為1.5 米，整個工作麵安裝 18付支架，超前支護采用單體液壓支柱配鉸接頂梁支護，距工作麵20 米以內上下順槽打兩排支柱，支柱間排距為1×1米。
二）移架方式和操作方式
由於工作麵產量不大，頂板較穩定，因此采用間隔交錯式移架，以加快移架速度，移架順序為：降柱—移架—升柱—伸側護板。每次移架的長度為600 mm，為了移架後快速達到額定工作阻力，盡量減少頂板的破碎度，在移架時隻稍降支架阻力，使支架頂板帶壓移架減少支柱下沉量。
七、回采工藝
一）采用水平分層綜采放頂煤方式，采、支、裝、運一體化，區段內後退式采煤。
二）工藝過程
1、工藝流程為：推移前部刮板機—進刀—割煤裝煤—運煤—移架—放頂煤—生產檢修—爆破鬆動頂煤
2、具體操作
1）推移前部刮板機：進刀前將采煤機行至前部刮板運輸機機尾處，並將采煤機滾筒置於開切巷中部空間內，然後推移前部刮板運輸機，推移方式采用首次先機頭後機尾的順序，第二次則先機尾後機頭的順序。推移步距為采煤機截深（最大0.6 m）遇特殊情況可分兩遍推移到位，每次0.3 m。
2）進刀：采煤機開至前部刮板機中部,將滾筒搖至底刀位置,開動采煤機直接斜切進刀割底煤。
3）割煤、裝煤：采煤機在前部刮板機機尾進入割頂刀，向機頭方向推進，割到機頭位置停將采煤機滾筒反向搖至底刀位置，開動采煤機，從前部刮板機機頭向機尾方向推進割底刀，並利用采煤機滾筒螺旋葉自行裝煤（機頭、機尾處人工輔助裝煤）要求必須割滿刀，即0.6 m。
4）運煤：采煤機切割下來的鬆散煤體和人工放出的頂煤利用前，後部刮板運輸機運至B1皮帶巷處的轉載機，再由轉載機轉至順槽皮帶運輸機運出工作麵。
5）移架：采煤機在割頂刀時，滯後3 m（兩付支架）按順序從前部刮板運輸機機尾向機頭追機推出支架的前護頂板，當采煤機割完底刀停至前部刮板運輸機機尾處，推移完前部刮板機後，從前部刮板機機頭處於始進行推移支架，采用間隔式推移，即隔一付移一付再從前部刮板機處，將剩下的未移支架進行推移，直至全部支架推移完。
6）移後部刮板機：當推移完前部刮板機，從前部刮板機機頭處於始進行推移支架，采用間隔式推移，後部刮板機隨液壓支架同步向前推移。
7）放頂煤：在完成移架後，停機，開始放頂煤，放煤方法采用由B1向B2方向多輪間隔式按順序放煤即先放1、3、5、7……號支架順序放煤，每次放煤量不宜過大，時間不宜超過5分鍾，放煤口出現矸石時應停止放煤。
8）生產檢修：每班必須對設備進行維修，早班留兩個小時進行檢修，檢修班必須對設備進行全麵的檢查和維修，使綜采設備達到完好。
9）爆破鬆動頂煤：在該分層，其頂煤厚度為13.6m，僅靠支架反複支撐不能完全破碎頂煤，必須進行爆破鬆動頂煤。該工作麵采用的三台岩石電鑽打頂眼（眼徑100mm），裝炸藥爆破頂煤，具體方法為采用岩石電鑽在采煤機割完底刀後，移架後在支柱前護頂板下方向架後方向以傾角87º向上打11-12m左右高的炮眼，炮眼間距為3m，炮眼排距2.4-3.0m，當工作麵支架後立柱推進到炮眼位置時進行起爆。炮眼的裝藥長度在8-9m，封泥長度不小於2.5m。對局部煤質較軟的地方，視情況適當調整眼距和炮眼排距，打眼爆破鬆動頂煤。
3、放煤步距確定
放煤步距是否合理，將直接影響含矸率、工作麵單產和回采率，其主要由頂煤厚度、鬆軟程度、破碎機理和工作條件、放煤尺度、礦井生產能力等方麵的許多因素決定，本工作麵回采段高16m，根據我礦經驗和實際情況，放煤步距采用0.6 m。

八、頂板管理
1、該工作麵頂板采用人工強製放頂全部垮落法管理。
2、前梁端距煤壁不大於0.34 m，最小控頂距3.5m，最大控頂距4.1m。
3、初次放頂和放鬆動炮時對工作麵支架和端頭過渡支架，超前支護進行加壓補液，局部補打單體液壓支柱。
4、兩順槽采用錨杆金屬網支護，回采期間除超前支護外，安排專人對順槽支護進行檢查和維修。

第六章：礦壓觀測和初次放頂

綜采工作麵應建立礦壓觀測係統，通過觀測工作麵支護動態質量，進行礦壓預報，以有效防止周期來壓對工作麵造成危害。
一、研究內容
1、工作麵三量觀測
2、頂板破碎度
二、測站布置及觀測方法
1、工作麵三量觀測：
1）使用的儀器、儀表
在工作麵每副液壓支架的前後支柱分別安裝直讀式礦壓觀測表。 2）觀測
對直讀式礦壓觀測表顯示的支架初撐力、最大阻力等參數要求每兩小時觀測記錄一次，對循環經曆時間、支架運行時間特性進行03manbetx 上圖，以便及時掌握礦壓顯現規律。
2、頂板破碎度
1）測參數a、b、c、d、h（冒高h大於100mm方可統計），在地麵計算各參數平均值，求得無支護寬度ｓ=ａ+ｂ+ｃ，再求和線性方程：E=A=BS。（E為冒落靈敏度）
2）觀測方法和範圍，使用的工具、儀器：
采取每班觀測一次，範圍是1、4、7、10、12、15支架。
3、觀測方法兩順槽巷道位移規律：
觀測方法：采用單體液壓支柱專用壓力表觀測端頭支護的支架力和工作阻力。
4、工支架和單體液壓支柱的標準支撐力：
單體：12 t/根 （額定25 t/根）
支架：190 t/根 （額定220 t/根）
三、觀測儀器：
1、直讀式礦壓觀測表80台；
2、皮尺
四、初次放頂：
根據我礦在上水平對B1+2西翼煤層的回采經驗，該煤層煤質鬆軟破碎，較易自然垮落。所以工作麵采用兩個∮800拉開自由麵，之後按正規循環進行排炮放頂煤，當工作麵推進到放完第四輪炮位置時，空頂麵積已達400m2左右，對工作麵支架進行加壓補液和打單體液壓支柱，然後出放頂煤，但要保證架後墊層的厚度。此時工作麵頂板自然垮落的可能性極大。對地表工作麵對應位置進行觀測，當工作麵對應地表塌陷坑出現下沉和垮落，即表明頂板垮落，完成初次放頂，工作麵進入正常生產，（具體的初次放頂方案措施在工作麵投入生產時有專門設計）。

第七章：工作麵巷道布置、生產係統

一、工作麵巷道布置：
1、 工作麵幾何尺寸和參數，見表7-1

開切巷：布置在工作麵的起始線，即井田東翼邊界處，垂直於煤層走向及南北兩順槽，全長31米，淨斷麵s=7×2.5=17.5 m2，采用錨杆鋼帶與錨索聯合支護，其間安裝液壓掩護支架，前、後部刮板運輸機、采煤機。
吊裝硐室：作為組裝液壓支架用，布置在開切巷以東巷道延伸10m的北順槽（即B2軌道）內，淨斷麵s=3.2×(3.2+4.0)÷2=11.52 m2，采用工字鋼金屬棚子支護。
絞車硐室：硐室內安裝絞車，用於拉移支架、刮板運輸機和采煤機等設備。硐室布置在北順槽（B2軌道巷），采用錨網支護。
南、北順槽：沿B1+2煤層頂、底板與走向基本平行，是兩條相互平行巷道，間距28米。北順槽（B2軌道巷）作串車巷和進設備人員用，鋪設正規軌道，串車上有移動變電站、開關、乳化液泵站、噴霧泵站等設備，南順槽（B1皮帶巷）為回風巷和運輸巷，安裝有可伸縮皮帶運輸機、轉載機、破碎機，同時北順槽也是進風巷和供電電纜及供水管路的安裝巷道；其淨斷麵均為s=9.22m2,采用錨杆金屬網支護。
二、生產係統
1、材料運輸係統
1）材料從地麵—+607水平車場— +607水平石門— +607上部車場— +591～+607上山— +591分層車場— +591分層石門—B2軌道巷—工作麵；
2）煤炭運輸係統
工作麵煤—B1皮帶巷—采區煤倉—+535水平機軌合一巷—煤倉上山—主井煤倉—主井箕鬥—地麵；
3、通風係統
新鮮風從副井—+535水平井底車場— +535- +573上山—+573- +591上山—+591分層車場— +591分層石門—B2軌道巷—工作麵；
4、排水係統
工作麵水—B2軌道巷— +591分層石門— +591- +535泄水孔— +535水平機軌合一巷— +535南石門— +535中央水倉—地麵；
5、供電係統
地麵變電所— +535水平中央變電所— +535水平井底車場—+535機軌合一巷— +535- +591小眼— +591分層石門— +591B2移動變電站—工作麵各用電點。

第八章： 通風 安全

一、通風係統
該工作麵采用全負壓通風。
1、工作麵通風線路（具體見通風係統圖）
新鮮風從副井—+535水平車場—+535-+607上山—+591分層車場—+591分層石門—B2軌道巷—工作麵；
汙風從工作麵—B1皮帶巷—+591回風煤門—+591-+607風井—+607-+627風井—+627回風巷—+627-+740暗風井—+740-+750上山—+750總回風石門—風井—地麵；
為防止風流短路，在+591分層石門B2軌道巷和B1皮帶巷之間設置正反向四道風門；
2、工作麵風量計算
1）低瓦斯礦井的采煤工作麵按氣象條件或瓦斯湧出量（用瓦斯湧出量計算，采用高瓦斯計算公式）確定所需風量，其計算公式為：
Q 采= Q基本×K采高×K采麵長×K溫
Q基本 =工作麵控頂距×工作麵實際采高×70%×適宜風速
=60×4.2×2.4×0.7×1
=388.08m3/min
Q 采= Q基本×K采高×K采麵長×K溫
=388.08×1.5×1.0×1.0
=582.12m3/min
式中
Q采——采煤工作麵所需風量 m3/min
Q基本——不同采煤方法工作麵所需的基本風量 m3/mm
Q基本——工作麵控頂距×工作麵實際采高×工作麵有效斷麵70%×適宜風速（不小於1m/s)
K采高——回采工作麵采高調整係數 取1.5
K采麵長——回采工作麵長度調整係數 取1.0
K溫——回采工作麵溫度調整係數 取1.0
2)按瓦斯（或二氧化碳）湧出量計算:
Q采=100 ×q回采×K回采通
=100×1.22×1.45
=176.9m3/min
式中:
Q回采——單個回采工作麵需要的風量 m3/min
q回采——回采工作麵回風流二氧化碳的絕對湧出量，經實際測定為1.22 m3/min
K回采通----二氧化碳湧出不均衡通風係數（正常生產條件下，連續觀測1個月，日最大絕對二氧化碳湧出量與月平均二氧化碳絕對湧出量的比值）。經實際測定為取 1.45
3)按工作麵溫度選擇適宜的風速進行計算:
Q采=60×V采×S采
=60×0.6×9.24
=332.64m3/min
式中:
V采----采煤工作麵風速溫度１６℃時，工作麵所需風速取0.６ｍ/ｓ　
S采----采煤工作麵平均斷麵積 取9.24ｍ2
4）按回采工作麵同時作業人數計算需要風量：
每人供風≮4m3/min
Q采＞4N=4×60=160 m3/min
N----工作麵同時工作最多人數
5）按炸藥消耗量計算需要風量：
Q采＞25t=25×60=1500 m3/min

5)風速驗算
工作麵最低風量：Qmin=15×9.24=138.6m3/mim
工作麵取最大風量

Qmax=240S=240×9.24=2217.6m3/mim
經過驗算：15S=15×9.24＜582.12(Q采）＜240S＝2217.6m3/min
滿足要求
式中S-----工作麵平均斷麵積 取9.24m2
通過以上計算確定該工作麵的風量為582.12m3/min。
二、防止瓦斯
1、確保工作麵的風量和風流穩定，工作麵生產後及時對工作麵的實際瓦斯湧出量進行測定，並從此調整風量，使風量滿足要求。
2、加強對工作麵通風設施的管理，風門必須安裝閉鎖裝置和正反向風門，並加強對通風設施的檢查和維修。
3、工作麵設專人進行瓦斯檢查，每班至少檢查四次，出現異常情況時安排救護隊員進行現場監護，工作麵設便攜式瓦斯報警儀進行監測，工作麵兩端頭後設風障，並設便攜式瓦斯報警儀監測，發現氣體超限，工作麵立即撤人斷電，由專門人員和救護隊員進行氣體排放。
4、嚴禁在局部冒高區打眼放炮，嚴禁無風、微風作業，放炮時必須使用水炮泥，炮眼封孔長度必須符合2006年版《煤礦安全01manbetx 》規定，工作麵實行“一炮三檢”和“三人連鎖放炮”。
5、嚴格執行瓦斯巡回檢查製度和井下現場交接班製。
6、工作麵必須安裝瓦斯電閉鎖裝置，實現停風，瓦斯超限斷電撤人。

三、綜合防塵
1、工作麵防塵管路係統
地麵水池—副井—+607水平車場—+607B6巷道-+607-+591小眼—+591石門—B1、B2兩順槽—工作麵；防塵管路每隔50m ，設置一個三通。
2、工作麵清水管路
地麵飲用水管路—副井—+607水平車場—+607B6巷道-+607-+591小眼—+591石門—B2軌道巷—乳化液泵站—采煤 機噴霧泵站加壓—工作麵采煤機。
3、工作麵進、回風口分別設置一道淨化水幕，每副支架的放煤口上方均設置噴霧頭、轉載機頭、前後部刮板運輸機機頭、破碎機機頭、可伸縮皮帶運輸機機頭均設置噴霧裝置。
4、采煤機必須保證內外噴霧設施齊全缺噴嘴或嘴不噴霧要立即更換，保證水量充足，水壓符要求，霧化好否則采煤機不準開機運行。
5、在放頂煤時必須打開放煤口的噴霧，運煤時刮板機、轉載機、破碎機、皮帶機的噴霧必須打開進行噴霧。
6、工作麵在打鬆動頂煤炮眼時，必須在其風流下口設置噴霧進行噴霧降塵。
7、采煤機的截齒必須經常進行檢查，發現磨損超出規定，立即更換，減少產塵量。
8、放炮必須使用水炮泥，每班必須對兩順槽和工作麵進行衝洗，防止煤塵堆積。
9、工作麵工作人員必須佩帶個體防護，減少吸塵量。
10、在兩順槽內分別設置隔爆設施，水量必須符合2006年版《煤礦安全01manbetx 》。
四、防止外因火災
1、嚴禁工作麵電氣設備失爆，嚴格按電氣設備容量選擇電纜，並按規定懸掛設電纜，所有電纜必須懸掛整齊。
2、隨時清理刮板機、轉載機、皮帶機的浮煤，防止浮煤堆積。
3、電氣設備檢查修後，應將檢修點的雜物清理幹淨，電氣設備表麵不能有油汙，不能把用過的廢油倒在巷道和工作麵內，因及時進行回收。
4、皮帶機必須使用阻燃皮帶，並經常檢修，對損壞不轉的托輥及時更換，皮帶跑偏要及時調整。
5、移動變電站、泵、臨時配電點必須備有滅火器和沙子、黃土、皮帶巷每隔100米備兩台滅火器，分層石門設一個消防材料庫，存放一定數量的消防材料。
2）防止內因火災
該工作麵上方采空區局部有火或高溫點，根據我礦的防滅火方法和設備，采用地表塌陷坑回填堵漏，工作麵超前預注漿，架後注氮等防滅火措施，以保證工作麵順利回采。
五、按規定在綜采工作麵B2巷道口設置安全監分站，在進回風巷設置甲烷、一氧化碳、溫度、風速傳感器，對礦井的瓦斯濃度進行實時的、連續不斷的監測和監控，發現異常必須及時查明原因並及時處理。
六、避災路線
1、當工作麵發生火災的避災路線為：
工作麵—B2軌道巷—+591分層石門—+591-+607上山—+607石門：
1）副井—地麵
2）+607候罐硐室—+607- +687行人天槽— +687車場— +687-地麵行人走巷—地麵

2、工作麵發生水災時的避災路線為：
工作麵災區—B2軌道巷（或B1皮帶巷）—+591分層石門—+591-+607上山—+607水平石門—+607B6巷道—+607A6石門—+607- +627軌道上山—+627回風巷—+627- +687暗風井—+687-+740暗風井—+740-+750回風巷—+750回風石門—+750-+765行人天槽—+765-地麵安全出口—地麵
2）工作麵災區—B1皮帶巷—回風煤門—+591- +607暗風井—+607 A6石門—+607- +627軌道上山—+627回風巷—+627- +687暗風井—+687-+740暗風井—+740-+750回風巷—+750回風石門—+750-+765行人天槽—+765-地麵安全出口—地麵

3、當工作麵發生冒頂時的避災路線為：
當發生冒頂時，立即佩帶好自救器，當衝擊波過後從工作麵—B2軌道巷—+591分層石門—+607-+535上山—+535水平車場—副井—地麵
工作麵—B2軌道巷—+591分層石門—+591- +607上山—+607水平車場—副井—地麵
4、當工作麵發生瓦斯燃燒或煤塵爆炸時的避災路線為
工作麵人員立即趴倒，佩帶好自救器，當衝擊波過後從工作麵—B2軌道巷—+591分層石門—+607- +535上山—+535水平車場—副井—地麵
工作麵—B2軌道巷—+591分層石門—+591-+607上山—+607水平車場— 副井—地麵
5、當工作麵發生災害且副井絞車故障時的避災線路
1）工作麵—B2軌道巷—+591分層石門—+591- +607上山—+607水平車場— +607- +687安全出口—+687- 地麵安全出口—地麵
2）工作麵—B1軌道巷—+591-+607風井—+607水平A6石門—+607- +627軌道上山—+627回風石門—+627- +687風井—+687- +740風井— +740回風巷—+750回風石門—+750-地麵安全出口（另有專門通風設計）。

第九章 安全監控係統

根據《煤礦安全01manbetx 》及《神華新疆能源有限責任公司礦井安全監控係統管理實施細則》的規定要求，按照標準對我礦+591B1+2東翼綜采工作麵安裝安全監控係統，現將監控係統的安裝設置說明如下：
一、 安裝傳感器的種類、數量及型號：
1、 瓦斯傳感器1台（KG200G型）
2、溫度傳感器1台（KG05型）
3、 一氧化碳傳感器1台（KG04型）
4、 風速傳感器2台（KGF-2型）
5、 開停傳感器4台（KGKT-C10-X1）
6、 饋電傳感器2台（KGT16-E）
7、 風門傳感器3套（KGE12-1）
8、 斷電控製器2台（KDG3D型）
9、 井下分站3台（KG2007G型）
二、安裝傳感器安裝位置、控製範圍及相關參數設置
1、瓦斯傳感器安裝在綜采工作麵端頭至回風巷10m處，傳感器距離頂板位置小於300mm,距離巷道側壁大於200m；參數設置：報警值為：1.00％；斷電值為：1.50％。控製+591B1+2綜采工作麵所有電氣設備在瓦斯氣體超限時斷電。
2、一氧化碳、溫度傳感器安裝在回風巷內，傳感器距離頂板小於300mm，距離巷道側壁大於200m；一氧化碳傳感器報警濃度參數為：0.0024％（24ppm），溫度傳感器報警參數為：30℃；實時反映+591B1+2綜采工作麵的一氧化碳氣體濃度、溫度情況。
3、風速傳感器安裝在進風巷、回風巷測風站，前後10m無障礙物處。報警參數為：0.25m／s；實時反映綜采工作麵進風、回風風量情況。
4、開停傳感器分別安裝在+591B1+2皮帶機頭控製開關、前溜控製開關、後溜控製開關、采煤機控製開關負荷側。反映設備運行、停止情況。
5、饋電傳感器分別安裝在綜采移變電站和皮帶機頭點源總饋負荷側，參數設置：高電平（表示設備有電）低電平（表示設備斷電），反映設備有無電流情況。
6、風門傳感器一組安裝在+591B1+2石門進風與回風風門處，一組安裝在+591B1+2第一聯絡巷風門處；反映風門開、關狀況。
7、斷電控製器分別安裝在綜采移變電站和皮帶機頭電源總饋負荷側，一路控製+591B1+2回風巷所有設備電源斷電，一路控製+591B1+2進風巷所有設備電源斷電。斷電器斷電觸點容量AC660V 0.3A，本安輸入信號：電平型，控製電源總饋常開點。
8、分站安裝3台，1台分站安裝在綜采工作麵串車上（可接4路模擬傳感器，4路開停傳感器），2台安裝在+591B1+2回風巷石門處（可接8路模擬傳感器，8路開停傳感器）。

第十章：工作麵供電

一、供電
1、移動變電站及配電點位置的確定：
根據綜采工作麵的采煤方式、巷道布置、工作麵機械化程度、供電電壓及供電距離等因素確定：
移動變電站設在+591B2軌道巷內，距工作麵30米處。在+591分層石門設一個配電點。
2、綜采麵供電係統確定：
由+535水平中央變電所鋪設一條高壓電纜，通過+535- +591電纜孔到+591分層石門及B2軌道巷接到移動變電站。再由移動變電站通過兩台總饋電開關分別供電，其中采煤機、前部刮板機、泵站、噴霧泵站、B2軌道巷回柱絞車、岩石電鑽、煤電鑽，工作麵照明信號用一路供電，另一路通過B2軌道巷送至分層石門配電點，為皮帶機、破碎機、轉載機、後部刮板機、B1皮帶巷回柱絞車、B1皮帶巷照明、信號供電。由+535中央變電所另鋪設一根低壓電纜至+591分層石門配電點，為均壓風機和其他用電供電。
3、移動變電站的選擇：
根據綜采設備供電負荷確定移動變電站選用一台型號為KBSGZY—800/6/0.69型移動變電站。
二、高低壓電纜選擇
1、高壓電纜選擇
1）高壓電纜的長時最大負荷電流計算：
Ig=Sb/3 ×Ue×cos￠ =×800×1000/√3 ×1140 ×0.7= 57.4 A
式中：Ig——長時最大負荷電流
Sb——移動變電站最大負荷
Ue——供電電壓
cos￠----加權平均功率因數
2）電纜截麵計算：
Sj= Ig/÷Js = 57.4÷1.54 = 37.27 mm2
式中：Sj——電纜經濟斷麵
Js——電纜經濟密度 取1.54 A/mm,故應選35mm2電纜，型號為UGFP—6KV 3*35高壓屏蔽電纜。
3）校驗計算
①、按長時允許電流校驗：查電工手冊35mm2高壓電纜允許電流值大於Ig=57.4
②、電壓損失校驗：
根據高壓電纜允許電壓損失5%，即300v，故符合要求。因此
按電流經濟密度選擇的UGFP—6KV 3*35+100m。
2、低壓電纜選擇：
根據設備的功率和供電低壓選擇：
⑴前部刮板機電纜型號為UYP—1.14KV 3*25+1*16 橡套電纜長度100 m。
⑵後部刮板機電纜型號為UYP—1.14KV 3*25+1*16橡套電纜長度100 m。
⑶轉載機電纜型號為UYP—1.14KV 3*25+1*16 橡套電纜長度140 m。
⑷破碎機電纜型號為UYP—1.14KV 3*25+1*26 橡套電纜長度120 m。
⑸乳化液泵站電纜型號為UYP—1.14KV 3*35+1*16橡套電纜長度50 m。
⑹回柱絞車電纜型號為UYP—1.14KV 3*16+1*10 橡套電纜長度為B3軌道巷150 m。
⑺ 噴霧泵站電纜型號為U—1.14KV 3*25+1*10 橡套電纜長度100 m。
⑻ 皮帶運輸機電纜型號為U—1.14KV 3*25+1*10橡套電纜長度100 m。
⑼ 岩石電鑽電纜型號為UYP—1.14KV 3*4+1*4 橡套電纜長度400 m。
⑽ 煤電鑽電纜型號為MZ—0.5KV 礦用3*4 橡套電纜長度100 m。
⑾照明、信號電纜型號為U—3*2.5 橡套電纜長度500 m
3、供電回路
該工作麵供電有兩個回路。移動變電站為一個回路，又被分為兩個部分，其中一個總饋電開關供采煤機、前部刮板機、B2軌道巷的回柱絞車，兩台岩石電鑽，兩台煤電鑽，工作麵照明信號用電；另一個總饋電開關接出一根電纜到+591分層石門配電點，在配電點通過饋電開關分為兩路，一路供皮帶機、B2皮帶巷的回柱絞車、後部刮板機用電，一路供轉載機、破碎機、B1皮帶巷照明信號用電。從+535水平中央變電所接一條低壓電纜至+591分層石門配電點饋電開關為一個回路，供其它用電點用電。

三、綜采工作麵電氣設備選擇
選用：
1、礦用真空開關，型號為 KBZ—500/1140兩台，作移動變電站出總饋開關；
2、礦用真空開關，型號為KBZ—300/1140兩台，作移動變電站至+591分層石門配電點的開關；
3、礦用真空開關，型號為QBZ—120/660兩台，皮帶運輸機和其它用電地點的總開關；
4、礦用真空開關，型號為QBZ—200/1140三台，作為控製采煤機前後部刮板機用；
5、礦用真空開關，型號為QBZ—200/1140五台，作為控製兩台乳化液泵、兩台噴霧泵、、轉載機、破碎機用；
6、可逆真空磁力開關，型號為BQD—80N四台，用於控製兩台回柱絞車，兩台岩石電鑽用；
7、高壓電纜接線裝置，型號為ABCD—200/6KV十二個，用於高壓屏蔽電纜的接線；
8、煤電鑽綜保兩台，型號BZB-2.5作為控製兩台煤電鑽；
9、照明、信號綜保兩台型號BZB-2.5，一台在移動變電站處作為工作麵照明和信號控製用，一台在+591分層石門配電點作為B1皮帶皮帶巷照明和信號控製用；
10、工作麵照明采用防爆式日光燈，每付支架均安裝一盞。B1皮帶巷照明采用防爆式日光燈，每隔20m設一盞，各機頭和移動變電站、泵站均安裝防爆式日光燈；
11、信號采用防爆按鈕和防爆電鈴、皮帶機、轉載機、采煤機、破碎機、前後部刮板運輸機、泵站等處均安裝信號裝置；
12、在移動變電站和+591分層石門配電點安裝低壓檢漏繼電器和電度表。

四、高低壓電氣設備保護
控製移動變電站的+535水平中央變電所高壓具有短路、過電流及失壓保護。其660V低壓配電設備也具有短路過負荷保護。

五、保護接地及漏電保護
1、保護接地
局部接地極設置於巷道水溝或其它就近的潮濕處。
移動電氣設備和接地通過鍍鋅扁鐵與接地網相連。
局部接地極和總接地網形成一個閉合的接地網絡。
移動變電站和變壓器外接地與高低壓開關外接地連在一起，在至局部接地極。
2、漏電保護
移動變電站高壓側開關本身具有漏電，監視保護裝置。
660V低壓配電設備也具有漏電保護，向綜采設備送電的各饋電開關分別安裝有選擇性漏電保護裝置。
對於煤電鑽綜保和照明保證綜保，自身具有檢漏、短路、過流及運距離控製綜合保護。

第十章：主要技術經濟指標
一、勞動組織
1、勞動組織：采用每日三班，每班八小時工作製。
2、勞動定員：78人。（具體見附表）
3、循環方式：采用日進刀9次，日推進度為5.4 m。

二、指標計算
1、工作麵日產量：
A = L×S×M×C×K = 31×5.4×16×1.3×85% =2959.63噸
式中： A—工作麵日產量 單位：噸
L—工作麵長度 取31米
S— 工作麵日推進度 取5.4米
M—工作麵回采段高 取16米
C—煤的容重 取1.3噸/立方米
K— 工作麵回采率 85%
2、工作麵月產量和年產量：
Q月= t×A=27×0.2960= 8.0萬噸
式中：Q月——工作麵月產量
t —— 工作天數 取27天
Q年= T×Q月= 8.0×12 = 96萬噸
式中：
Q年——工作麵年產量 單位：萬噸
T——年工作月份 ，按12個正常生產月份計。

三、主要技術經濟指標和設備表（見附表）