1、第一章概 况第一节编制依据一、煤矿安全规程 (2011 版) 、煤矿工人安全技术操作规程 （2006 版）二、 1847 工作面设计三、 1847 回采工作面地质说明书四、鲁班山南矿各工种岗位责任制、安全制度五、安全质量标准化标准及考核评级办法古叙煤田公司版六、鲁班山南矿煤质管理办法七、 1847-2 工作面供电设计说明书第二节工作面位置及井上下关系一、工作面位置（一）井下位置1847-2 工作面开采煤层为 7+8#煤层，位于一水平一采区第四区段东翼， 上覆 2#煤层（层间距约 30m） 1235、 1247 工作面已回采结束， 3#煤层（层间距约 22m）因煤层厚度不稳定、薄化严重未布置工作
2、面，下覆为三采区轨道平巷、回风平巷、运输巷等开拓巷道（最小间距约 70m）；北为 1835 工作面（已回采结束），南为1859 工作面（已布置完成），西面为采区及区段主要运输、回风巷及其保安煤柱，东为1847-1 工作面已回采。（二）地面相对位置1847-2 工作面位于 212# 213#勘探线之间，对应地表为楠竹林楒栗坳一带，多为季节性冲沟和坡地，东面为较大型沟壑孙家沟；工作面对应地表位置有大片林地和耕地，以南有大量民房，无老窑、水体及其它大型建筑物。二、工作面回采对地面和井下的影响工作面煤层埋深为 +230m+290m，工作面对应区域有1 幢民房，西南面有大片林地，回采可能导致地表局部开裂
3、、沉陷、滑坡、水源渗漏等，将影响居民正常生活秩序，开采对地表影响较大。工作面下部为三采区轨道平巷、回风平巷、运输巷等开拓巷道（最小间距约 70m），回采可能导致三采区主体巷道压力增大，局部出现垮顶现象。工作面位置及井上下关系详见表1。水平名称地表标高地面相对位置回采对地面设施的影响井下位置与四邻关系表 1工作面位置及井上下关系表一水平采区名称一采区+770m+875m工作面标高+553.8m +600.7m工作面位于 212#213# 勘探线之间，对应地表为楠竹林楒栗坳一带，多为季节性冲沟和坡地，东面为较大型沟壑孙家沟；工作面对应地表位置有大片林地和耕地，以南有大量民房，无老窑、水体及其它大型
4、建筑物。工作面煤层埋深为 +230m+290m，工作面对应区域有7 幢民房，西南面有大片林地，回采可能导致地表局部开裂、沉陷、滑坡、水源渗漏等，将影响居民正常生活秩序，开采对地表影响较大。工作面下部为三采区轨道巷、回风平巷、运输巷等开拓巷道（最小间距约70m），回采可能导致三采区主体巷道压力增大，局部出现垮顶现象。工作面开采煤层为7+8#煤层，井下位于一水平一采区第四区段东翼，上覆 2# 煤层（层间距约30m） 1235、 1247 工作面已回采结束， 3#煤层（层间距约 22m）因煤层厚度不稳定、薄化严重未布置工作面，下部为三采区轨道巷、回风平巷、运输巷等开拓巷道（最小间距约70m）；北面为
5、 1835工作面（已回采结束），南面为1859 工作面（已布置完成），西面为采区及区段主要运输、回风巷及其保安煤柱，东面为1847-1 工作面正在回采。第三节工作面参数及煤层情况一、几何尺寸2该采煤工作面平均走向长度为 109m，倾斜长度为 144m，煤层倾角 21，斜面积 15696m 二、煤层厚度1847-2 工作面属 7+8#煤层，平均厚度为2.2m。三、煤层产状根据 1847 工作面施工情况，该工作面煤（岩）层产状：130 160 20 22，在断层、裂隙带产状有一定变化。四、煤层物理特性1847-2 工作面为 7+8#煤层分叉区域，煤层结构为：0.7 0.9 （ 0.3 0.7 ）1
6、.0 1.5 。顶部为 7#煤层，以半暗暗淡型无烟煤为主，质地坚硬，富含黄铁矿结核及薄膜；中下部为 8#之一夹矸 0.4 0.6m，中下部为 8#煤层，上分层为暗淡型、中下分层为半亮亮型无烟煤；该工作面区域 7、8#煤层分叉现象较严重，夹矸为 2 3 层 0.5 2.6m 厚的粘土岩或砂质泥岩；煤层下部含少量黄铁矿晶粒和动植物化石碎屑详见表3。五、煤种、煤质7+8#煤系灰黑色半暗暗淡型无烟煤，煤质情况详见表2。表 2煤质情况表fAgrQCS工业牌号WV煤26.796.20603992.154.03Wy2.13质摘自川南煤田筠连矿区鲁班山井田精查地质报告表 3煤层情况表倾角（）2022 /21
7、煤层厚度（ m）2.2m煤层硬度（ f ）24稳定程度较稳定容重（ t/ m 3）1.65结构形式较复杂煤种无烟煤1847-2工作面为 7+8#煤层分叉区域， 煤层结构为： 0.7 0.9（ 0.3 #0.7 ）1.0 1.5 。顶部为7 煤层，以半暗暗淡型无烟煤为主，质地坚硬，富含黄铁矿结核及薄膜；中下部为8#之一夹矸0.4 0.6m，中下部煤层情况描述为 8#煤层，上分层为暗淡型、中下分层为半亮亮型无烟煤；该工作面区域7、8#煤层分叉现象较严重， 夹矸为2 3 层 0.5 2.6m 厚的粘土岩或砂质泥岩；煤层下部含少量黄铁矿晶粒和动植物化石碎屑。第四节煤层顶底板一、煤层顶板详见表 4。表
8、4煤层顶底板情况表顶底板名岩石名称厚度 (m)岩石特性硬度系数称老 顶细砂岩14.5 16.0以浅灰色薄至中厚层状细砂岩为6 8主，夹有少量煤线和泥岩直接顶砂质泥岩2.0 3.5灰色砂质泥岩为主，层理比较明显，4 6性脆易垮落伪 顶粘土岩0 0.2灰色粘土岩，易软化落，局部含有2 4薄层状黄铁矿结核及薄膜直接底泥 岩2.0 2.5灰黄色粘土岩、夹少量砂质泥岩，2 4含大量黄铁矿结核二 、工作面综合柱状图详见附图一第五节地质构造一、断层该工作面地质构造比较复杂，1847 工作面布置巷道时揭露多条断层但不对1847-2 工作面构成较大影响；上覆 2、3#煤层揭露断层对工作面无大的影响。 F8106
9、 正 ：200 60H=2-3m 断层靠近切眼对工作面初期开采有一定影响， F8110 正： 220 60 H=2m靠近停采线对工作面开采无大的影响。第六节水文地质一、主要水源及含水层7+8#煤层位于宣威组上段下部，属于裂隙弱含水层，上部的飞仙关组一段属于裂隙含水层，水文地质条件比较简单。 1847-2 工作面回采主要受上覆的 2#煤层采动影响较大，1235、1247 工作面回采形成垮塌沉陷区和裂隙发育带， 飞仙关组裂隙含水层的大量积水通过裂隙渗入工作面采空区，当 1847-2 工作面回采时，随着顶板垮塌，上覆的 2#煤层工作面采空区积水将通过裂缝渗透入工作面，局时工作面涌水量将增大。因此在回
10、采过程中要严格执行“预测预报，有疑必探，先治后采”的综合防治水措施，加强顶板破碎带支护管理，保持排水系统畅通，杜绝水害事故的发生。二、井下水分析1847-2 工作面上覆有1235、1247 工作面采空区，施工队在回采过程中要加强顶板破碎带支护管理及涌水情况观测，保持排水系统畅通，杜绝水害事故的发生。三、其它水源分析：井下水主要补给水源为地表渗透水，水文地质属简单类型，对回采无大的影响。四、涌水量（一）正常涌水量：（二）最大涌水量：312-20m/h 。330m/h 。第七节瓦斯情况一、工作面及周边瓦斯地质情况根据 1247 工作面工作开采情况，预计 1847 工作面瓦斯涌出量比较小，在断层带附
11、近瓦斯涌出量可能增大。二、瓦斯涌出量根据本层 1847-1 工作面开采期间的瓦斯涌出量， 1847-2 工作面相对瓦斯涌出量 1.24m3/t ，绝对瓦斯涌出量为 1.17m3/min 。第八节影响回采的其它因素一、 7+8# 煤层伪顶为粘土岩，局部破碎易软化，易冒落，回采过程中应加强顶板管理工作。二、 1847-2 工作面上覆有 1247 工作面采空区，施工队在回采过程中要加强顶板破碎带支护管理及涌水情况观测，保持排水系统畅通，杜绝水害事故的发生；影响回采的其它因素详见表 5。表 5影响回采的其它因素表影响其它因素对回采工作面的影响回采CH3煤层瓦斯含量 810m/T4的其煤尘爆炸指数无爆炸
12、危险性它地煤层自然发火倾向煤层有自然发火倾向，属于类，发火期一般为46 个月质因地温危害无素冲击地压危害地压对煤层无大的影响三、地质部门建议：（ 1）受上覆的 2#煤层和 1247 工作面采空区影响，局部煤层顶板裂隙较发育，直接顶破碎易冒落，回采过程中应加强顶板支护工作。（2）在顶板破碎带或裂隙发育带，工作面涌水量将会增大，要求施工队做好防水排水的充分准备工作。（3）工作面开采可能导致地表局部开裂、沉陷、滑坡、水源渗漏等，要求地测加强地表开采影响监测，并采取相关安全防护措施，确保采动区域居民的生命财产安全。（4）由于该工作面地质构造比较复杂，可能形成局部瓦斯积聚地带，要加强工作面回采期间通风瓦
13、斯管理和监测监控，发现异常及时采取应对措施。（5）工作面储量计算未扣除内部小型地质构造及回采损失。第九节储量及服务年限一、工作面可采储量：1847-2 工作面工业储量为5.7 万 t，可采储量为 5.4 万 t 。二、工作面服务期限或时间工作面可采储量（万t ）月平均计划（万t ） =服务时间 ( 个月 )5.4 3.22=1.68 （个月 )第二章采煤方法第一节巷道布置一、巷道位置及断面支护1、一采区四号溜煤斜巷：位于一采区第四区段，下部与四号运输平巷相连，巷道坡度为 +23，采用“锚网喷”支护，主要用于四区段采煤工作面通风、运煤、各种管线安设等。2、 1847 机巷：位于一采区四区段东翼，
14、沿煤层走向布置，采用“锚网梁”支护，局部段采用工字钢架料支护，巷道净断面为7.68 ，主要用于 1847 工作面回采时运煤、通风、行人、各种管线安设。3、 1847 风巷：位于 +588m石门东翼，巷道采用“锚网梁”+“锚网喷”支护，巷道净断面为 7.20 ，主要用于 1847 工作面回采时回风、 材料设备运输、 行人、各种管线安设。4、1847-2 切眼 :沿煤层倾向布置，连接工作面机、风巷，切眼采用“锚网梁”+“工字钢梁配单体支柱”支护，主要用于工作面设备安装及初采。5、 +588m石门：巷道采用“锚网喷”支护，主要用于1847 工作面回采时回风、材料设备运输、行人、各种管线安设。三、工作
15、面及巷道布置平面图附图 2 1847-2工作面及巷道平面位置图（1:2000 ）附图 3 1847-2工作面机巷、风巷断面图（1:50 ）第二节采煤方法及采煤工艺一、采煤方法1、采煤方法：采用走向长壁后退式采煤法。2、采煤工艺：综合机械化采煤。3、采高确定：（1）根据工作面煤层赋存情况和我矿现有设备状况 , 确定该采面采高为 2.0 3.0m。若工作面煤厚局部地段大于 3.0m 时, 则以煤层顶板作为采场顶板 , 留底煤开采。当煤厚为 2.0 3.0m 时，采煤层全高。（ 2）当煤厚小于2.0m 时，采取破底开采使采高达到4、支护形式：选用ZY2500/14/32型的液压支架2.0m。支护顶板
16、。二、作业流程及回采工艺1、落煤（ 1）进刀方式选用 MG300/700-QWD型双滚筒采煤机组，原则上采用端头斜切进刀方式割煤（若现场条件允许，可采用中部斜切进刀方式割煤），双滚筒落煤往返一次割两刀，循环落煤进度为0.6m 。（ 2）机组运行流程机组在工作面从机尾下行斜切进刀上行割煤至机尾下行割煤至机头（跟机拉架、移溜） 机组在工作面下端上行斜切进刀下行割煤至机头上行割煤至机尾进入下一循环。附图4：采煤机进刀示意图（ 3）装煤利用机组滚筒螺旋叶片装煤，机头、机尾和架间残余浮煤由人工进行清理，工作面采用溜子运煤，机道内残余浮煤在推移SGZ-764/320 型刮板运输机时，经铲煤板进入溜子内。2
17、、劳动组织及正规循环图表（ 1）采用“三、八”作业制，一个检修班，二个生产班；实行专业工种与综合工种相结合的作业形式。（ 2）循环进度为0.6m ，生产班2 个循环，昼夜4 个循环，昼夜推进度为2.4m。三、采煤机操作采煤机起动前，司机必须巡视采煤机周围，通知所有人员撤离到安全地点，确认在割煤机滚筒前后 5m范围内无人员和障碍物后，方可按下列顺序起动采煤机：1 、解除工作面刮板输送机的闭锁，发出开动刮板输送机的信号，然后使刮板输送机空转 12 分钟。2 、刮板输送机空转正常后，合上采煤机的隔离开关，按起动按钮起动电动机。电动机空转正常后，停止电动机。当电动机转前的瞬间合上截割部齿轮离合器。3
18、、打开水阀门喷雾及供水。4 、发出起动信号、按起动按钮、起动采煤机，检查滚筒旋转方向及摇臂调高动作情况。5 、经 23 分钟，采煤机空转正常后，发出采煤机开动信号，然后缓慢加速牵引，开始割煤作业。四、控顶方式1、采用 ZY2500/14/32型的液压支架支护工作面顶板，采用单体液压支柱配3.6m长工字钢架设抬棚支护端头顶板；全部垮落法管理顶板。2、根据掩护式液压支架及采煤机截深计算ZY2500/14/32型的液压支架的最大控顶距为 4.09m， 最小控顶距为3.49m；相邻支架中心距为1.5m，移架步距为 0.6m。附图 5： 1847-2 工作面采场支护平、剖图五、工作面生产能力和服务年限（
19、一） 1847-2 工作面正规循环生产能力工作面正规循环生产能力按下式计算：W=LShrcW=1440.6 2.2 1.65 0.95=298(t)式中： W工作面正规循环生产能力，t ；L 工作面平均长度， m；S 工作面循环进度， m；h 工作面设计采高， m；r 煤的容重， t/m 3；c工作面回采率， %。（二）工作面服务期限或时间工作面可采储量（万t ）月平均计划（万t ） =服务时间 ( 个月 )5.43.22=1.68 （个月 )第三节设备配置一、工作面设备配置（一）工作面设备配备为：MG300700-QWD型采煤机组、 SGZ-764/320 型刮板运输机、ZY2500/14/
20、32型的液压支架。（二）工作面机、风巷设备1、1847 机巷：SGB620/40 2 刮板输送机一台、 DTL-80/45 2 皮带运输机一台、 ZBZ-4.0型煤电钻一台。2、 1847 风巷：一台 JH-17 型回柱绞车。3、 +588m石门： SQ-80 型无极绳绞车一台。附图 6： 1847-2 工作面设备布置示意图第三章顶 板 控 制第一节顶板支护设计一、工作面采高的确定和支护型式的选择1、采高的确定根据工作面煤层赋存情况和我矿现有设备状况, 确定该采面采高为2.0 3.0m。2、支架选择（1） 根据采高选择原则：在最大采高时，液压支架应能“顶得住”，最小采高时，支架能“过得去” 支
21、架最大结构高度 Hmax和最小结构高度 Hmin，具体由下面经验公式计算：Hmax hmax a 3.0 0.2 3.2 （m）Hmin hmin S2b2.0 0.1 0.1 1.8 （m）式中： hmax煤层最大厚度hmin煤层最小厚度； ma考虑伪顶，煤皮冒落后，支架仍有可靠初撑力所需要的支撑高度的补偿量；中厚煤层可取 200mmS2顶板最大下沉量；选取100mmb支架卸载前移时，立柱伸缩量；选取100mm（ 2）按支架支护强度 q选择：支架单位支护面积上的支撑力。它是衡量液压支架性能的一个重要参数，可由下列方法确定：按经验公式估算：q KH平RKdKa z 4 2.2 2.5 1.4
22、1.2 0.95 0.93 32.7 （ t/m 2）式中： K 作用于支架上的顶板岩石厚度系数；选取4；H平平均采高；在此处取2.2m；R岩石容重；一般取 2.5t/m 3；Kd动载系数，一般取 1.4 ；安全系数，一般取1.2 ；Ka安全阀系数，一般限0.95 ；z 支护效率，两根支护时一般取0.95 。设最小控顶距 l 为 3.49m，支架中心距 la 为 1.5m时，每架支架的支承阻力应为F= qllag=32.73.49 1.5 9.8=1903 (kN)ZY2500/14/32型 掩 护式 液压 支架 额 定 工 作 阻 力 为 2097 2702KN， 故选 用ZY2500/14
23、/32型掩护式液压支架支护采场顶板满足要求。(3)采面上、下端头采用DW30-180/100或 DW25-250/100型单体液压支柱配3.6m工字钢梁成对架设支护端头顶板，每根顶梁下支设三根单体液压支柱，机、风巷密集支护滞后于采面放顶线的距离不得大于1.0m 。(4) 超前支护：机、风巷距工作面煤壁 10m范围内打双排支柱， 10-20m范围内打单排支柱；采用 DW25-250/100、DW30-180/100型单体液压支柱配绞梁，单体液压支柱取60根，铰梁 60 根，超前支护间距1.0m。(5) 机头工字钢梁支柱： 83=24 根（柱）。(6) 机尾工字钢梁支柱： 83=24 根（柱）。(
24、7) 工作面基本支架数：初期安装 74 架后期安装 16 架共计 90 架支架。备用支护材料：支柱 20 根，木料 20 根，楠竹跳板 30 块，铰梁 20 根。故1847-2工作面选用ZY2500/14/32型掩护式液压支架90 架， DW30-180/100 及DW25-250/100型单体支柱128 根，配长3.6m 工字钢梁16 根及HDJA-1200型金属铰梁80根支护顶板。第二节工作面顶板控制一、采场管理1、顶板管理方法采用 ZY2500/14/32型液压支架进行支护，全部垮落法管理顶板。2、控顶方式（ 1）采用 ZY2500/14/32型 型液压支架控制顶板，相邻支架中心距为1.
25、5m，最大控顶距4.09m ，最小控顶距为3.49m，放顶步距为 0.6m 。（ 2）泵站压力为 31.5MPa，在设计采高状态下，液压支架的初撑力为1660 2139KN，额定工作阻力为2097 2702KN，支护强度为0.45 0.49MPa。（ 3）移架方式采用成组整体依次顺序式，每次移一组，每组3 架。二、采空区处理采用全部垮落法处理采空区顶板。第三节端头支护及顺槽管理一、采面端头及出口支护1、端头支护：机头、机尾采用单体支柱配3.6m 的 11#工字钢梁成对使用 , 一梁三柱支护顶板，对距中对中为0.75m, 梁距为 0.2m；抬棚对数根据现场实际情况按上述要求架设；机头、机尾端头支
26、护随工作面推进按步距为0.6m 交替前移。2、采面上、下出口宽度与采面控顶距相同, 出口高度与该范围的采高一致，上、下出口顶板完整稳定时， 出口处的支护采用单体液压支柱配铰梁的形式支护顶板，柱距为 0.6m，排距为 1.2m，当顶板破碎松软时，必须用楠竹跳板将其背接严实。二、机巷工字钢支架回撤采用人工回撤，且与工作面放顶线对齐。回撤的工字钢支架及时运到指定地点堆放整齐, 不能复用的单体液压支柱、铰梁要及时运出地面交机修厂检修。三、工作面刮板输送机与机巷刮板输送机的搭接要求1、工作面刮板输送机与顺槽桥接的搭接高度不低于300mm。2、工作面机头段控制采高，确保溜子与下顺槽的搭接角度不超过105
27、。四、安全出口：在割煤机割不穿机头、机尾时必须打缺口。采用ZBZ-4.0 型煤电钻打眼， 1 5 段毫秒延期电雷管配煤矿安全乳化炸药正向装药大串联爆破，MFB-200型放炮器起爆，人工攉煤，超前出口规格：上出口 3.6m1.2m2.2m；下出口 2.6m1.2m2.2m；采用单体液压支柱加铰梁支护顶板。详见附图 7： 1847-2 工作面开缺口炮眼布置三视图及爆破说明书第四节工作面顺槽的管理一、工作面顺槽维护1、机风巷超前工作面煤壁20m,采用 DW30-180/100及 DW25-250/100型单体液压支柱配铰梁支护顶板（距工作面煤壁10m段设双排， 10m至 20 m 段设单排），超前支
28、护柱距为棚距，没有架棚时柱距为1m。2、工作面机巷从采场煤壁至放顶线之间均必须保留原巷支护和超前支护。3、回采过程中，必须加强顺槽维护, 确保巷道支护完整；机、风巷超前支护20m内巷道净高均不得低于1.8m，超前支护20m以外巷道净高不低于2.0m；进、回风净断面不得2低于 3m，机巷人行侧宽度不低于0.7m。4、及时清理机巷水沟内的浮煤和杂物，确保水沟畅通。二、机、风巷回撤1、机、风巷回撤前，必须提前支设好临时点柱或斜撑支柱，以防煤层片帮或顶板冒落伤人。2、机、风巷护巷支护与采面放顶线对齐，回撤在采面移架后进行；回撤时，回撤点与割煤、移架点的距离均不得小于15m。3、机、风巷回撤时，必须指派
29、专人观察围岩的稳定情况，一旦发现有异常情况时，必须立即停止作业，待处理好以后再恢复作业。第四章生 产 系 统第一节运输系统一、运输设备：工作面 SGZ-764/320 型刮板运输机（2160KW） 1847 机巷 SGB-620/40刮板运输机 1847 机巷 DTL-80/45 2 型皮带运输机四号运输斜巷 SGB-620/40 刮板运输机四号运输巷 SGB-620/40 刮板运输机五号运输巷 DTL-100/45 2 型皮带运输机一采区改造运输巷 DTL-100/75 型皮带运输机三采区运输斜巷皮带 DTL-100/75 2一采区煤仓。二、运煤系统1、煤炭运输路线： 1847-2 工作面
30、1847 机巷四号运煤斜巷四号运输机平巷一采区改造运输巷三采区运输斜巷一采区煤仓+475m运输大巷地面煤仓。2、矸石处理：甩入采空区。三、运料系统1、地面 +475m运输大巷一号主石门一采区轨道上山四号中部车场185 材料回风上山 1847 机巷 1847-2 工作面。2、地面 +475m运输大巷一号主石门一采区轨道上山二号中部车场123 材料回风平巷 1846 风巷 +588m石门 1847 风巷 1847-2 工作面。四、行人系统1、井口 +475m运输大巷一号主石门车场一采区轨道上山二号中部车场123材料回风平巷 1846 风巷 +588m石门 1847 风巷 1847-2 工作面。2、
31、井口 +475m运输大巷一号主石门车场四号施工道四号运输平巷四号运煤斜巷 1847 机巷 1847-2 工作面。第二节供液系统在一采区四号中部车场安设两台 MRB-125/31.5C型乳化液泵一台水箱，两台泵一台使用，一台备用；供采场的支护和推溜用。供液线路：泵站 185 材料回风上山 1847 机巷 1847-2 工作面。管子采用 577m无缝钢管，距工作面 20m范围类采用高压胶管。泵站压力不小于 30MPa，乳化液浓度不低于 3%-5%。第三节排 水排水系统： 1847-2 工作面水由机巷毛水沟直接排水，经石门经 +475m运输大巷自流至地面水处理站。1859 边界上山排至一采区主第四节
32、供 电一、供电设计1、供电方式：根据工作面设备布置情况，在一采区3#变电所设置一配电点，设置1台 KBSGZY-T-1000/10型移变供割煤机组。2、电压等级：详见表5 供电设备和使用设备表3、设备选型：工作面选用MG300/700-QWD型双滚筒采煤机组1 台、SGZ-764/320 刮板运输 1 台， ZY2500/14/32型液压支架 92 架，机巷选用 SGB620/402 型刮板运输机 1 台（ 70m）、DTL-80/45 2 型皮带一台（ 200m）、运输机四号运煤斜巷及四号运输机平巷SGB620/40型刮板运输机各1 台、一采区改造运输巷DTL-100/75 型皮带运输机 1
33、 台三采区运输斜巷皮带DTL-100/75 2 型皮带运输机 1 台。二、电力负荷计算和电缆选择：详见附表一表 5 供电设备和使用设备表序号设备名称型 号数量额定功率电压等级用途1双滚筒割煤机MG300/700-QWD1 台700KW1140V落煤2刮板输送机SGZ-764/3201 台320KW1140V运煤3刮板输送机SGB620/403 台40KW660V运煤4皮带输送机DTL-80/45 21 台90KW660V运煤5皮带输送机DTL-100/45 21 台90KW660V运煤6皮带输送机DTL-100/751 台75KW660V运煤7皮带输送机DTL-100/75 21 台150KW
34、660V运煤8乳化液泵MRB125/31.5C2 台752KW1140V供液9绞车JD-11.41 台11.4KW660V提升10绞车JD-251 台22KW660V提升11回柱绞车JH-171 台11KW660V提升12回柱绞车JHSB-2001台18KW13煤电钻ZBZ-4.01打眼14移动变电站KBSGZY2-T-1000/10 11000KVA15干式变压器KBSG2-T-400/101400KVA16干式变压器KBSG2-T-315/101315KVA三、供电系统附图 8： 1847-2 工作面供电系统示意图第五节照明、通信和信号一、照明：在各个转载点及工作面机头位置设置照明灯。二、
35、通讯：在泵站、皮带机头、工作面机风巷位置各安设一台防爆电话。三、提升、运输、转载信号装置的种类和用途：提升使用电铃，用于提升运输信号联系。运输及转载点设置电铃，用于生产期间设备开停联系。第六节“一通三防”与安全监控一、通风系统：（一）风量计算：1、工作面风量计算根据 1847-1 工作面开采情况以及1847 机、风巷掘进情况，预计工作面绝对瓦斯涌出量为 1.17m3 /min 。(1) 按绝对 CH4 涌出量计算所需风量：Q 100qk3式中： q-工作面绝对瓦斯涌出量，m/min ；k-工作面瓦斯涌出不均衡系数，k 1.6 ；3Q 100qk100 1.17 1.6 187.2m /min(
36、2) 按工作面温度计算所需风量：Q 60vs式中 :s-为工作面控顶距断面积平均值。v-为工作面风速，取1.0m/s ；3Q 60vs 601.0 7.13=427.8 （m/min ）(3) 按同时作业人数计算：Q 4N式中 :N-为采面同时工作的最多人数；N50 人。3Q 4N450=200（ m/min ）按以上计算取最大风量Q采 427.8m3/min 。2、风速验算：(1) 按最低风速 0.25m/s 验算：Q低=V 低 S 大 =0.25 4.09 3.2=3.27m3/s=196m3/min(3) 按最高风速 4m/s 验算：Q高=V 高 S 小 =43.49 2.0=27.92
37、m3/s=1675m3 /min333），符合规程规定。Q低（ 196m/min） Q采 （427.8m /min ） Q高 （1675m/min3、风量确定：经上计算和验算 : 确定 1847-2 工作面初期风量为3427.8m /min 符合要求。（二）通风路线：新风：地面进风斜井一采区运输机上山四号运输平巷四号运煤斜巷1847 机巷 1847-2 工作面污风： 1847-2 工作面 1847 风巷 +588m石门 1846 风巷 123 材料回风平巷二号回风联络巷龙塘回风斜井地面。详见附图9： 1847-2工作面通风系统、放炮岗哨及避灾路线示意图二、瓦斯防治工作面上隅角、容易发生瓦斯积聚
38、的瓦斯防治和处理方法：1、在工作面机头、机尾设置挡风帘，将巷帮与支架端点挡设严密。2、在上隅角设置引风障引风，防止上隅角瓦斯积聚。3、瓦斯队每小班派一名专职瓦斯检查员，每小班检查瓦斯不低于3 次，并向通调汇报并作好记录。三、综合防尘系统（一）防尘管路系统：用 50mm水管在工作面机、风巷内安设一趟专用水管。风巷防尘供水路线：+675m高位水池一采区轨道上山二号中部车场123 材料回风平巷 1846 风巷 +588m石门1847 风巷 1847-2 工作面。机巷防尘供水路线： +675m高位水池一采区轨道上山+475m运输大巷四号施工道四号运输平巷四号运煤斜巷1847 机巷。（二）综合防尘措施1
39、、工作面割煤时必须开启割煤机内外喷雾。2、在工作面内及回风流中的作业人员坚持佩戴防尘口罩作业。3、工作面割煤时必须开启机、风巷的防尘喷雾。（三）喷雾和洒水防尘点的设置及有关要求1、风巷离煤壁线50m设置一组移动防尘，以后每100m安设一组，随工作面推进而前移，回风第一合流点以里50m设置一组防尘喷雾，机巷各转载点设置一组防尘喷雾；每组喷头不得低于 3 个，喷雾水能覆盖巷道全断面。2、每班生产前必须先开启各个喷雾装置后方可开机割煤。无防尘水或水压不够时，严禁割煤。四、防止煤层自然发火技术措施1、加强浮煤回收管理，严禁随意留设煤柱和留顶煤开采。局部区域或地质构造带，确需留顶底、煤开采，必须制定专项防火措施报总工程师批准。采场及两巷的浮煤回收工作，
