1、IIE5-309 综采放顶煤工作面作 业 规 程工作面名称： 11E5-309 综放工作面编 制 人：施工负责人： 矿 长： 批 准 日 期： 2013 年 5 月 日执 行 日 期： 2013 年 5 月 日IIE5-309 综采放顶煤工作面作业规程会审意见会审时间：会审人员：会审意见：目 录第一章 概况3第二章 采煤方法 7第三章 顶板控制 12第四章 生产系统17第五章 劳动组织及主要技术经济指标 21第六章 工程质量要求及煤质管理 24第七章 安全技术措施 25第八章 灾害应急措施及避灾路线 43附 图：供电系统图第一章 概 况第一节 工作面位置及井上下关系一、井下位置及四邻采掘情况I
2、IE5-309 采煤工作面是 5#煤层的首采工作面。地面位置：11E5-305 工作面地面相对位于矿井工业广场东北方向 1100m2500m 范围内，地面标高+700+1210 米，地表为戈壁滩，无植被和建筑物。二、井下位置：11E5-309 工作面运输顺槽井下位于北一回风下山东侧、皮带下山北东侧，煤 层底板标高在 324 米到 345 米。地面相对位置在北圪瘩坡至华子山北侧原毛子沟村一带，地面标高在 550-720 米之间，煤层埋藏深度 210-370 米，地面无重要建筑物。三、工作面巷道布置 工作面采用走向长壁式布置，下巷标高+497.3+442.9m，上巷标高+513.6 +433.2
3、m，工作面切眼 长 150 m，工作面走向长 920 m，煤层倾角 7-14，回风顺槽内采用锚、梁、网、喷浆联合支护，巷道内铺设 22Kg/m 轨道、600 轨距，80 型乳化 泵、 JD-25 型调度绞车、风管、水管、注浆管路及 JSDB-25 型双速绞车辅助运料及设备；运输顺槽内采用锚、梁、网、喷浆联合支护，巷道内铺设 DTS100/702315带式输送机 1 m 宽运煤、及 SZZ.764/160、（43ZA）中双链刮板桥式转载机、DY1000 型皮带 自移机尾、三机配套，轨距 600，轨距12Kg/m 轨道、控制站、移送 变压器、乳化 泵、电缆等设备。第二节 煤层赋存情况一、煤层产状、
4、厚度及煤的物理、化学性质11E5-309工作面布置在侏罗系中统西山窑组5号煤组5-3 #煤层，倾角714。本工作面范围内煤层厚度6.11m6.62m，平均厚度5.87m。（1）煤的物理性质5-3#煤：简单结构，煤层以半亮煤为主，粉状，条带状结构明显，见有钙质薄膜充填裂纹。坚硬度 2.0VN/mm，固性系数 f=23。（2）化学性质原煤：水分（Mad）0.72%-8.16%，平均 4.44%；灰分（Ad）5.58%-14.88%，平均 9.17%；挥发分（Vdaf）35.83%-47.84%，平均41.45%；全硫（Std）0.48%-1.89%，平均 1.185%；发热量（Qgr,d）20.8
5、5-29.88MJ/Kg，平均 25.85MJ/Kg。（3）顶、底板特性5-3#煤顶板：以粉、细砂岩类、泥质粉砂岩为主，顶板抗压强度为 1.86.7Mpa。岩石质量等级为易软化的较软岩-极软岩，围岩稳固性差。5-3#煤底板：为粉、细砂岩、粉砂质泥岩，底板岩石抗压强度为 0.43.1Mpa。岩石质量等级为易软化的较软岩-极软岩，围岩稳固性差。（4）地质构造该区所处在沼和泉地区平缓的褶皱带地段，地层产状平缓，构造较简单，岩层倾角为 420。 根据巷道揭露的情况，区域内遇见较大褶曲，巷道位于煤层背斜轴部附近，顶板较破碎，地质构造相对复杂。（5）水文地质1、老空水：该段尚未开采，无采空区，无老空水威胁
6、；2、顶板水：顶板无含水层，本区揭露无水，但有少量顶板裂隙水；第三节 其它地质情况1、瓦斯 ：5-3 煤层瓦斯绝对涌出量 0.12m3/min, 瓦斯相对涌出量 2.52m3/t。该煤层无瓦斯突出倾向。2、煤尘爆炸性，该煤层煤尘具有爆炸性。3、煤层自燃倾向性：煤层自燃倾向性为级，自燃发火倾向性性质为易自燃，掘进时应加强综合防尘及监测工作。4、地温：变温带40m，0100m 为恒温带，以下为增温带，总体地温、地温梯度 0.721.34/hm，因此，本区矿井开采一般不至于产生井下热害。11#煤层位于太原组中下部，属于厚煤层，本采面内煤层基本稳定，煤层厚度 0.83-12.9 m，平均 4.96 米
7、。含夹石 0-4 层，夹石厚度0.1-0.5 米不等，平面分布互不连续，时有时无，时薄时厚，岩性以泥岩、砂质泥岩为主。在采面内分布一薄煤带（煤厚在 0-2.2 之间，110m*160m ）。第四节 地质构造与煤层顶底板本采面内无断裂构造。煤层顶板直接顶以砂质泥岩、粉砂岩为主，厚度 0.5-2.5 米致密、质软软，夹大量植物化石，“近水平层理，含黄铁矿团块二类。老顶以石英砂岩、泥质灰岩、砂质泥岩为主，厚度 2.9-9.9 米，灰岩以灰黑色 为致密、坚硬、垂直裂隙发育，见小渗洞为白色方解石充填好二类。煤层底板以泥岩、铝质泥岩为主，厚度 1.5-3.6 米，质软，遇水膨 胀。浅灰色、致密、 质软、滑
8、面 发育，易风化破碎，水平层理，含黄铁矿结核，夹植物化石。第二章 采 煤 方 法第一节 巷道布置IIE5-309 工作面运 输顺槽、回 风顺槽及切眼内，均采用沿底板留顶煤掘进，采用锚梁网喷浆联合支护方式，其断面从巷口上、下巷开始至工作面切眼止均采用半圆拱形、切眼 150 米范围内全部采用矩形断面、即 锚梁网及锚索支护掘进。两道巷高平均 3.0 m3.5 m，下宽 4.0 4.2m 左右。工作面切眼采用矩形断面锚网索带支护，巷道净宽 7.5m，净 高 2.8m。附图：IIE5-309 工作面平面示意图。第二节 采煤工艺一、采煤方法根据工作面巷道布置及机械设备配备情况,309 工作面采用走向长壁综
9、合机械化放顶煤方法开采，一次采全高，全部垮落法控制顶板。采用 ZF5400/17/32 型中间架 95 架、ZFG6000/18/32 型放顶煤过渡液压支架 6 架支护，MG250/600-QWD 型 电牵引采煤机落煤、装煤（无论采煤机在工作面的上口或下口前进方向前滚筒割上部煤，后滚筒割下部煤并装煤），余煤在推溜过程中由铲煤板铲入工作面前部刮板运输机；顶煤在矿山压力的作用下，沿支架切顶线破碎冒落，并通过支架尾梁自溜自装放入后部刮板运输机；工作面前、后各安装一部SGZ-764/320 型和 SGZ-764/400 型中双链刮板输送机分别运输采煤机落煤与放顶落煤。采煤机斜切进刀。设计采高 2.2m
10、2.6 m，截深0.6m，放煤步距 1.2m，实行“两采一放”的作业方式。采放比为 11.45。二、采煤工艺1、工艺流程： 前探支护、收护帮板割煤前探支护、支护帮板推前溜移架拉后溜收护帮板、割煤前探支护、支护帮板推前溜移架放顶煤拉后溜。当工作面顶煤松软时，要及时支护顶板、煤壁后再推溜、移架。2、回采工艺说明：端头 15 m20 m 斜切进刀方式：（见进刀方式图）工作面采用采煤机下行单向割煤方式，即采煤机开始上行斜切进刀割煤至机尾返回时移前部输送机到煤墙，工作面呈一条直线，采煤机下行切入煤墙割煤至机头后空机返回至离机头，15 m20 m 处再度斜切进刀进行下一循环作业。a、采煤机由端部 进刀，滚
11、筒按照前顶后底方向斜切 进入。b、调整采煤机上、下 滚筒割机尾（机头）三角煤。c、采煤机再次 调整上、下滚筒，截割机身部底煤后，返程开始割机头（机尾）段煤，然后跟机移溜拉架，放煤及拉后部溜子。落煤方式：工作面使用煤机双向割煤，滚筒截深 0.6 米，往返一次进两刀，煤机司机应随时调整滚筒，保证采高 2.2 米2.6 米，并且不留伞檐、不割底板。采煤机过后及时伸出支架前伸缩梁和护帮板，支护煤壁及顶板。装煤方式：采煤机螺旋滚筒割煤并将大部分煤装入前部运输机，余煤在推溜过程中由铲煤板装入运输机；顶煤通过调节放煤板自溜装入后部运输机。运煤方式：工作面采用两部 SGZ-764/320 及 SGZ-764/
12、400 型刮板运输机，运顺采用一部 SZZ.764/160（43ZA ）型中双链刮板桥式 转载机运输。推前溜：滞后采煤机后滚筒 6 架(9 米)开始推移，推移时一次推移到位，保证足够 0.6 m 载深要求依次上行，距采煤机不少于 5 m 向距。并使溜子的水平弯曲段不小于 15 米，垂直弯曲度不大于 3。移过前溜后，要将前溜与支架之间的浮煤攉入前部运输机，清理干净框架内及支架内浮煤，为 拉架做好准备。移架支 护：正常情况下，煤机后滚筒割煤后距后滚筒 3 m5 m 及时追机移架，移架滞后采煤机最大距离不少于 15 架，移架前，认真观察现场、支架各部及顶板状况，结合现场实行进行移架操作，移架过程中要
13、坚持使用带压擦顶移架方式，尽量减少支架下降高度，移架后支架必须及时伸出伸缩梁，有效控制顶板，保持顶板完整和全封闭顶板，保持顶板完整和全封闭顶板管理。前滚筒割过 12 架即伸出支架前探梁及时支护顶板，防止顶煤冒落，并及时打开护帮板，防止煤壁片帮。机头、机尾的过渡支架必须滞后工作面支架一个循环步距（0.6m）。放顶 煤：放煤步距 1.2 米，即两采一放。放煤方法：在采煤机跑空机或停机状态下，由 专职放煤工采用自下而上隔一架放一架。多轮循环，间隔放煤。具体操作：自机尾向机头方向，利用支架尾梁升降及插板伸缩放煤，由专 人依次分别放单号、双号支架顶煤。具体为：其中一人操作单数支架(87、 85、83)放
14、煤，另一人操作双数支架(86 、84、82)。两人间隔 810 架距离。反复操作，直至见矸（其中由顶板过渡到底板段支架、机尾过渡架禁止放顶煤）。确保顶板均匀缓慢下沉。放过顶煤后，放煤工要及时将支架间及前后的浮煤清理干净。顶煤未放净不得进行拉后溜作业，更不能进行下一循环割煤。拉后溜：工作面放顶煤作业见矸关闭之后，由跟班队班长（或验收员）同意方可进行拉后溜工作，拉后溜应从机头顺序上行至机尾，中间停止作业时及时停止下方 10 架拉后溜操作手柄恢复零位。，开始拉移后溜，一次拉移溜长度不得少于 15m。转载 机的拉移：工作面每割两刀，运输顺槽的转载机必须用推移大油缸千斤顶拉移一次，拉移进度每次 1.2
15、米。移工作面运输机机头、机尾：煤机割透端头煤壁后，退出机头（机尾）2530 米，待拉完架，清理机头（机尾）和过渡槽的浮煤，用过渡架推移千斤顶推移机头（机尾），推移点 5 米范围里不得有无关人员，特别注意：煤机在割透上下两端头煤壁期间，要停机及时将割下来的锚杆拣出来、集中按照单位所规定地点、靠帮分类码放整齐，锚杆托板留回收复用，严禁将锚杆锚杆、托板、网子拉入溜子及皮带输送机内、以防撕坏皮带、造成机械事故而影响生产的正常进行。在生产推进后，随顶板及煤体的自行垮落即可进行正常的放顶煤作业，工作面收尾阶段距停采线 30 m 处开始进行抬溜工作，15 m结束放顶煤作业，沿顶板推进。三、工作面正规循环生产
16、能力W=LSHRC=1501.25.391.28851056 吨式中：W 工作面正 规生产能力，t；L工作面长度，150 米；S工作面循 环进尺，1.2 米H工作面采高加放顶煤厚度 5.39 米R煤的视密度，1.28t/m 3C采出率，85第三节 设 备 配 置一、设备配备情况（见设备布置示意图）序号 设备名称 型号 功率（KW） 数量1 采煤机 MG250/600-QWD 600 1 台2 液压支架 ZYF5400/17/32 18 吨/架 95 架3 过渡支架 ZFG6000/18/32 21.5 吨/架 6 架4 刮板输送机 SGZ-764/320SGZ-764400 2320（400）
17、 2 部5 桥式转载机 SZZ.764/160 160 1 部6 乳化液泵 YBKZ-315/31.5 2200 3 台7 胶带运输机 DSJ100/702/2315 315 1 部8 喷雾泵 BPW320/10M 75 1 台9二、主要设备技术参数1、MG250/600-WD 型采煤机序号 设备名称 单位 参数1 采煤机 MG250/600-1.1D2 滚筒直径 mm 1600 强力滚筒3 滚筒截深 mm 630/6864 机身高度 mm 14415 适用煤层倾角 0166 牵引电机功率 KW 2407 截割电机功率 KW 22508 泵站电机功率 KW 209 摇臂回转中心距 mm 763
18、010 牵引力 KN 58035011 牵引速度 M/min 07.712.812 牵引方式 电牵引13 卧底量 mm 30014 过煤高度 mm 6302、SGZ-764/320200 型中双链刮板输送机类别 单位 参数 类别 单位 参数电机功率 KW 2200 输送能力 T/h 700链速 m/s 0.94 电压 V 660/1140中部槽尺寸 mm 1500688275 铸焊式封底溜槽3、SZZ764/160 型转载 机类别 单位 参数 类别 单位 参数电机功率 KW 110 输送能力 T/h 900链速 m/s 1.2 电压 V 660/1140刮板间距 mm 864 爬坡角度中部槽尺
19、寸 mm 688 宽4、液压支架主要技术参数序号设备名称参数备注1 液压支架 ZYF5400/17/32 95 架2 过渡支架 ZFG6000/18/32 6 架3初撑力 P=31.5MPa4596KN4工作阻力 P=35.75MPa5400KN5 支护强 度（2.02.8m ） 0.83MPa6 底板比压 2.0-3.0m 2.1MPa7 适应倾角 1128 尾梁最大摆转角度 509支架高度 1.7 3.2M10 支架宽度 1.43 1.6M6、ERW315/31.5 乳化液 泵类别 单位 参数 类别 单位 参数安全阀压力 MPa 34.736.2 电机功率 KW 2200转速 r/min
20、650 电压 V 1140公称压力 MPa 31.5 公称流量 L/min 315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支架支护强度验算：采用经验公式计算：Pt= 9.81hk9.81 2.22.56323.73KN/m 20.32MPa式中： Pt-工作面合理的支护强度，KN/m 2；h-采高，m；-顶板岩石容重，T/m 3，一般取 2.5T/m3；k-工作面支架支护的上覆岩层厚度与采高之比，一般为48。支架实际支护强度计算：P0Z/s4000/7.66 522.19KN/m2式中：Z 支架工作阻力，KN；S支架有效支护面积，m 2。本支架支护强度为 0.50.61M
21、Pa，完全满足工作面的支护要求。二、乳化液泵站泵站选型、数量工作面采用三台 BRW315/31.5 型乳化液泵（其中一台工作，一台备用、一台 检修），配 备 一台 RX1500 型乳化 泵箱，供液管均采用32K 的高 压胶管，回液管采用 38K 的高压胶管，电机功率2250KW，泵压 30Mpa，流量 315L/min。泵站设置位置泵站安设：在运顺距离工作面 150 米左右。泵站使用规定1、泵站司机必须持证上岗，严格执行操作规程及交接班制度。2、乳化液泵部件完好，系统各管路不漏液，有专人负责检修。3、泵站压力 30Mpa，乳化液浓度达 3%5%，乳化液 泵站司机必须坚持使用 RQ-25 型乳化
22、液自动配比装置，且 泵站周围不得有积水、杂物。4、严禁开空泵，油箱必须有过滤网，正常情况下油箱盖必须盖好。5、开泵前检查泵站和液压系统各部件，达不到完好标准不准开泵。6、乳化泵的工作位置要保持水平且基础实在。7、检查电机与泵的同轴情况，两联轴间应有 24的间隙。8、交接班期间检查泵体润滑油位是否正常，柱塞箱上渗油槽内是否有足够的润滑油。9、注液枪及管线设专人管理维护，管线吊挂整齐，注液枪使用后应悬挂在人行道两侧，不得放在地上。10、液压管路无跑、冒、滴、漏现象，密封圈和油管损坏后及时更换。11、泵压由检修工调定，其它人员不得调整，正常情况下只准开一台泵，另一台泵备用，若有损坏应及时修复。12、
23、更换液压管或液压管密封，必须停泵卸压后方可进行。第二节 工作面顶板控制一、顶板支护工作面支护根据工作面长度布置 ZYF5400/17/32 型放顶煤液压支架（基本架）95 架，ZFG6000/18/32 型过渡支架 6 架（机头 3 架，机尾 3 架），共计101 架支架，支护工作面顶板。支架中心距为 1.5m。工作面最大控顶距为 7.6m，最小控顶距为 6.5m，移架推溜步距 0.6m。工作面开始回采时，支架由切眼逐渐过渡到煤层底板，由地质资料得知平均煤厚 5.4m，工作面采高 2.6m，煤机每前进 0.6m 卧底200mm，倾 角不得大于 10，预计工作面向前推进 10m 后支架沿底推采。
24、端头支架伸出运回顺，支架不接顶时，必须采用排梁、圆木绞顶支护。相邻支架 间侧护高度落差不大于 100mm。见：工作面支护示意图 剖面图端头支护：采面两端头采用 ZFG6000/18/32 型过渡支架支护。机尾最后一架过渡支架与回风顺槽正帮齐，机头第一架过渡支架中心距巷道中心1.12m 的位置。当端头支架距两顺副帮间距 过大时，采用加长 4.5m 长钢梁配合 3.15m 单体液压支柱支护，长钢梁必 须成对使用，一梁四柱，迈步前进。二、特殊支护：工作面长度变化，支架距两顺槽巷帮距离增大时，及时采用单体支柱配合圆木或 3.6m型钢梁接顶进行支 护，一梁四柱。顺槽巷道超高支架不接顶时，必须使用圆木接顶
25、并另行制定安全措施。过断层、顶板破碎、初采、初放 应力集中区以及停采前的顶板管理另行编制专项措施。周期来压支护：两顺的超前支护必须严格按规定执行，拉架时要带压擦顶移架。煤机速度不得大于 3m/min，以便能够及时拉架。第三节 运输顺槽、回风顺槽及端头控制一、工作面运顺、回 顺的顶板控制两顺超前支护：运顺超前支护及回顺超前支护长度均为 30m。回顺自煤壁向外020 米范围内,采用平行切眼巷道架设 3.6m型钢梁配合1802400mm 圆木梁，顺巷道方向 3.6m 型钢梁配合 DW35-250/100 单体柱支护，一梁四柱，柱距 1.0m 打两道（顶板破碎时，保证一梁四柱，柱距 1m）。运顺架设二
26、道 3.6m型钢梁配合单体支护，其中，靠运顺正、副帮 0.3m 各架设一道，在巷道中心距转载机 0.3m 处架设一道。回顺利用 3.6m型钢梁或工字 钢棚段超前煤壁 0 m20 m 范围内支护采用架设单排 型钢梁及圆木梁支护，钢梁与工作面切眼平行，一梁四柱，支柱使用 DW35-250/100 型单体支柱，所有超前支柱必须柱梁联锁。若超前支护压力增大时双排支护可多打 1015m。由里向外，逐架进 行，作 业时 三人一组，配合操作，其中必须指定一专人监护顶板安全，确保巷道畅通无阻。超前煤壁 2030m 范围内架设 3.6m型钢梁。运顺单体柱打在转载机旁，靠人行道侧，回顺靠煤壁侧。两 顺 超前支护地
27、段所打单体液压支柱下，必须穿规格为长 宽厚 400mm200mm150mm 的木鞋（见支护示意图）。两顺的回柱放顶：运顺放顶线滞后转载机机尾 0.6 米；回顺与过渡支架尾梁齐。回撤下隅角单体必须在停电闭锁转载机及工作面前、后溜子后进行，并坚持先支后回之原则，切顶线处打上足够的单体点柱，点柱间距 0.3米，排距 0.8 米，放 顶步距不得超过 0.6m。支、回柱工艺支设单体支柱时，必须 3 人配合完成，超高处必须先稳固操作平台后，操作人员方可站在平台上进行升柱作业，由 1 人扶柱并观察顶板变化，1 人扶住梁子一端，将另一端搭在支柱的顶部，1 人操作注液枪，将支柱缓慢升起，且升柱时要将三用阀注液口
28、统一调整到指向老塘侧。当梁子接触到顶板时，由操作注液枪的人继续操作，另 2 人撤至 3m 以外的安全地点，使支柱逐渐达到初撑力。严禁将支柱快速升起，以防倒柱伤人，所有支柱必须柱梁联锁、拴牢防倒绳。采煤机端头进刀时，严禁支、回 单体支柱。回撤顶板压力较大地段的支柱时，必须采用远距离回柱法，具体为：使用 3m 长柄工具，一端插入支柱三用阀 后，人员站在 3m 外的安全地点，将支柱降下，并钩至支柱完整的安全地点，然后人工将其抬出。回撤支柱时，必 须 停电闭锁前、后部运 输 机和转载机。二、工作面安全出口的管理两顺安全出口，每班设专人对其清理维护，工作面与顺槽落差大于 0.5m 时，必 须提前对顺槽巷
29、道进行清理卧底。确保巷道高度不低于 1.8m，人行道宽度不小于 0.7m。超前支护范围内的巷道高度保证不低于 2.4m。超前支柱穿齐柱鞋，支柱初撑力不小于 90KN。因回顺与工作面有落差，回顺超前支护应根据煤层厚度情况，可在支柱下穿底梁，防止支柱钻底、滚落。工作面所备用（更换）的支护材料和机电设备配件或其它杂物等必须及时运出工作面煤壁 30m 之外，并靠帮分 类码放整齐，定期回收升井。第四章 生 产 系 统第一节 运 输一、运煤系统（见运煤系统图附图示）工作面各转载点及外围皮带洒水防尘系统必须正常使用，严禁煤尘飞扬堆积。运煤路线：309 工作面309 运输顺槽北一集中皮带下山集中一部皮带机储煤
30、井主斜井皮带地面。二、运料系统（见运料系统图附图示）地面副斜井+600 水平井底车场 运输轨道大巷北一轨道下山309 回风联络巷道309 回风顺槽309 工作面。工作面设备回收沿上述路线逆行返回。第二节 通 风一、通风系统（见通风系统图附图）进风路线：新鲜风流由地面主皮带斜井（或副斜井）轨道运输大巷（皮带下山）北一轨道下山（集中皮带下山）309 运输联络巷道309 运输顺槽309 工作面。回风路线：污风流经 309 工作面309 回风顺槽北一回风巷总回风巷风井地面二、风量计算（1）按瓦斯涌出量计算Q=100qK=100111.5=1650m3/min式中：q-预计回采期间的平均涌出量 m3/m
31、inK-瓦斯涌出不均衡系数，取 1.5。（2）按工作面适宜的气候条件计算：Q=60VS=601.510=900m3/min式中 V-风速取(1.5m/s) S-平均断面 m2（取 10）（3）按人数计算Q=4N=490=360m3/min式中：N- 工作面同时工作的最多人数，取 90 人。（4）风速验算Vmax=4m/s Vmin=0.25m/sQmax=60VmaxS=60410=2400m3/minQmin=60VminS=600.2510=150m3/min根据验算可知 Q 采必须小于 Qmax，大于 Qmin。因此采面可按1420 m3/min 进行配 风，在开采 过程中，通 风部门必
32、须根据采面瓦斯实际涌出量的大小，随时调整配风量。通风队瓦斯检查员按规定做好工作面瓦斯检查工作，并认真填写瓦斯牌板。瓦斯检查报表必须有瓦斯检查员签字，检查地点的瓦斯记录必须做到瓦检手册、牌板、报表三对照，不得空班、漏检、假检。三、综合防尘工作面各转载点洒水消尘系统必须正常使用，当回风顺槽瓦斯浓度达到 1时，必须切断工作面及回风顺槽一切电源，并每班有专人在回风巷洒水防尘，严禁煤尘堆积。严格控制风速0.25V4m/s，通 风设 施完好，无瓦斯 积聚，无煤尘堆积、无煤尘飞扬。各运 输转载点设置灵敏、可靠、有效的 喷雾设施，做到开机开水、停机停水。在进 、回风顺槽距工作面 30m 处各设一道净化水幕，在
33、进、回风顺槽距工作面 60200m 范围内各安设一道隔爆水棚。煤机割煤前后要派专人洒水消尘。采面消 尘、 泵站用水，由供水管引至使用地点，由通风部门定期对两顺煤帮冲洗消尘。工作面作业人员必须配戴防尘口罩。工作面煤体浅孔注水措施:1、工作面每天检修期间对煤壁进行一次煤体注水。2、注水眼距底板 0.91.2m。注水眼的角度与煤壁方向垂直。眼距 6m，眼深 5m，泵压 保持在不大于 5Mpa，每孔注水时间不少于5min，以相 邻注水孔出水 为止。3、注水人员必须每班填写好注水台帐，具体由通风负责实施。4、工作面注水采用喷雾泵，通过对封孔器供液进行煤体注水。5、采用风煤钻由工作面两端向中部打眼，钻头直
34、径 41mm。封孔器直径 38mm，长度 1.5m。6、打眼前，先执行敲帮问顶工作，清除煤壁伞檐、活石。7、作业人员进入煤墙作业时，要求专人在现场监护，。8、打眼时，应闭锁工作面溜子。9、领钎工不准戴手套。、封孔器要全部放入孔内，严禁露在孔外注水，以防拉坏封孔器及伤人。11、注水时，管路压力要与封孔器匹配，防止水压过大，损坏封孔器。12、注水时，严禁进行支护作业， 严禁运行煤机和工作面溜子。13、打眼使用的风煤钻应保证两台正常工作，一台备用。工作面进回风巷各布置一趟供压风管路。四、瓦斯管理建立可靠的通风系统，进回风不得有阻碍风流的障碍物；309 回风联络巷两道风门严禁同时打开，防止风流短路，禁
35、止用矿车等直接撞击风门，以免撞坏风门，引起漏风，风门落实综采队管理。工作面必须有专职瓦检员进行巡回检查，严禁空班漏检；在工作面上隅角处、回风巷距安全出口不大于 10m 处、距回风流与全风压混合处 1015m 处，分别距顶 板不大于 300mm，距煤帮不大于 200mm 处安 设瓦斯监测探头 T1、T2、T3，断电装置灵敏可靠；若工作面上隅角积聚瓦斯，必须采取措施进行处理；工作面回风中瓦斯浓度不超过 1%，CO2 浓度不超过 1.5%，否则必须停止作业，撤出人员，切断电源， 进行 处理；班组长 、煤机司机、电钳工入井应携带瓦斯便携仪，对工作地点进行瓦斯检查。工作面上隅角每班必须悬挂瓦斯检测探头，
36、位置为距回风巷副帮 800mm，距工作面切 顶线 800mm，距工作面 顶板不大于 300 mm。瓦斯管理严格按照煤矿安全规程136141 条执行。五、防灭火系统1、注氮系统（详见附图）（1） 、注氮方法在工作面回采期间，在309工作面运输巷靠釆面下出口转载机尾部、采用预埋管路方式进行采空区注氮，消除自燃发火事故隐患。（2） 、注氮管路铺设路线注氮系统：地面制氮房经总回风斜井注氮管道+600m 水平一采区回风下山309 运输顺槽 309 工作面。2、灌浆系统（详见附图）（1） 、灌浆方式在工作面回采期间，根据采空区氧化情况，利用上隅角埋管方法对采空区每三天进行一次预防性灌浆；并随着工作面的向前
37、推进，及时将埋入老塘深部的浆管甩掉，并及时将新的浆管埋入老塘；工作面回采结束封闭后，利用预埋管路进行采空区灌浆，消除采空区自燃发火隐患。（2） 、灌浆管路铺设路线风灌浆系统：地面灌浆站总回风斜巷+600 水平回风大巷不一回风下山309 回风顺槽309 工作面上出口 309 工作面上巷老塘。3、防灭火束管监测系统（详见附图）在工作面形成后回采前，由通风防火队负责，从地面监控室主斜井3#束管分路箱采用单管延接，铺设路线为：地面束管泵房主斜井-+600 水平井底车场集中皮带运输大巷 3#束管分路箱北一皮带巷309 回风联络巷309 回风顺槽309 工作面风巷上隅角。第三节 排 水 排水系统（见排水系
38、统图附图）1、本工作面充水因素为煤层顶板 K2 砂岩裂隙水，局部以淋水的形式涌入工作面，涌水量预计为 0.5m3/h2、由于本工作面为走向开采，工作面涌水主要进入运顺转载机机尾采空区。3、工作面共设置排水管路一趟，运顺各设 159mm 钢管一趟。用以抽排运顺的积水。4、工作面运顺如有积水处、必须安设水泵，回风顺槽应备用一台水泵，以便于端头处或工作面积水时，可以及时抽排。5、涌水量发生异常时，要及时采取有效措施。第 4 第 供 电309 综采放顶煤工作面供电设计计算一、已知资料：309 工作面所在煤层为 IIE5-3 煤，水平为一水平，盘区为三盘区,309 工作面走向长度 920m，工作面倾向长
39、度 150m，倾角 02，煤层厚度 67m，平均厚度 6.5m，容重 1.28 kg/ m3，采煤方法为走向长壁后退式放顶煤。1. 设备选用1）工作面设备（1）采煤机：天地科技股份有限公司上海分公司生产的 MG250/600系列电牵引采煤机。总装机功率为 600kW，其中 2 台截割电动机，每台功率 200kW，额定电压 3300V，额定电流 136A；额定功率因数(cos)：0.85，2 台交流牵引电动机，每台功率 90kW，额定电压直流 380V，额定电流 169A，额定功率因数(cos)：0.87，两台截割电动机不同时起动。（2）工作面刮板输送机，采用宁夏天地奔牛实业集团有限公司制造的
40、SGZ1000/1400 型输送机，机头及机尾其额定功率为 700/350，额定电压(V)：3300 伏的双速电动机，其额定电流 150/74A。2）顺槽机电设备（1）转载机，采用宁夏天地奔牛实业集团有限公司生产的SZZ1000/315 型转载机，其额定功率为 160kW，额定电压 1140V，额定电流 204.75A。（2）顺槽带式输送机，采用贵州煤机厂生产的 SSJ-1000/315 型输送机，每部带式输送机额定功率为 2315kW，额定电压 1140V，额定电流 120.8A。带速 3.15m/s，带宽 1m。（3）乳化液泵，无锡威顺煤矿机械有限公司产 BRW400/31.5X4A 型3
41、 台，额定功率 250kW，额定电压 1140V，额定电流 146A。（4）喷雾泵，BPW400/16 型，2 台，额定功率 125kW，额定电压1140V，额定电流 46.4A。回柱绞车，JH-30 型 1 台，额定电压660V，额定电流 76A。（5）采煤机、刮板输送机控制开关，采用 8SKC9215-3300-9 型磁力真空起动器，额定电压 3300V，额定电流 2800A（双回路） 。（6）转载机、乳化泵、喷雾泵控制开关，采用 8SK9215-1350/1140-9 型磁力起动器，额定电压 1140V，额定电流4450A（四回路） 。二、工作面设备布置如附图示综采工作面供电系统负荷计算
42、：1. 电压等级：中央变电所经过 2540 米送来高压 10kV，经过采区移动变电站分别向用电设备供电。（1）1140V 电压，采煤机和刮板输送机。（2）1140V 电压，转载机、破碎机、泵站。（3）660V 电压，绞车、水泵等。2. 负荷统计:根据用电设备电压等级、设备的布置位置，拟选用 4 台移动变电站，按移动变电站分组进行负荷统计。综采工作面负荷统计1#移动变电站设备名称 部位 电动机型号 电动机数 额定功率 /kW 额定电压/V 额定电流 A 额定功率因数 cosNMG650/1620-WD 型采煤机截割电机 YBCS-650A 2 65023300 1362 0.85牵引电机 2 9
43、02 380 1692 0.87调高电机 1 40 3300 10.8 0.86小 结 功率PN 1520KW加权平均功率因 coswm 0.852#移动变电站设备名称 型号 电动机型号 电动机数 额定功率 /kW 额定电压/V 额定电流 A 额定功率因数 cosN刮板输送机 SGZ1000/1400 YBSD-700/350-4/8（双速电动机2 700/3502 3300 150/742 0.82小 结 功率PN 1400KW加权平均功率因 coswm 0.823#移动变电站设备名称 型号 电动机型号 电动机数 额定功率 /kW 额定电压/V 额定电流 A 额定功率因数 cosN转载机 SZZ1000/315 YBSS-3151 3151140 204
