贵州徐矿花秋矿业有限责任公司花秋二矿

1302综采工作面回采作业规程 施工 单位：编 制 人：工程负责人：规程 编号：编制 日期：

综采工区 HQEK-ZCGQ-20110901 2011年9月1日

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作业规程审批签字

编制 单位： 年 月 日 编 制 人： 年 月 日 工程负责人： 年 月 日 防 突 队：机运 工区：通风 工区：工程技术部：安全监察部：地质 副总：机电 副总：通防 副总：生产 副总：安全 副总：总工 程师：

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年 月 年 月 年 月 年 月 年 月 年 月 年 月 年 月 年 月 年 月 年 月 日 日 日 日 日 日 日 日 日 日 日 贵州徐矿花秋矿业有限责任公司花秋二矿 1302综采工作面回采作业规程

集体审查意见

一、审查时间：2011 年 12月 4日 二、审查地点：调度会议室

三、参加人员：张志新 杨欣奇 菜黎明 朱峰 熊先发 冯沛双 邹小林 四、具体内容：

1、应加强工作面及两道矿压观测及冲击地压监测，落实好冲击地压的防治措施，另外每架支架都应配全测压表，支架工每班3检查，形成矿压监测图表台账。

2、工作面下道老唐悬顶长度超过5m，需要强制放顶，在放炮放顶期间，沿放顶线增设1—2排密集支柱，柱距≤0.5m，增加支撑力隔离老塘。支架初撑力必须大于24mp，单体支柱初撑力必须大于11.5mp，打眼人员站在支护完好的安全地点，其它严格安装工作面放炮措施执行。 3、工作面回采期间，日常进行顶板观测，摸清工作面初次来压、周期来压步距，在来压前加大支护密度，提高工作面支架、两道单体支柱的总支撑力。

4、防止矸石从煤机机身滑落伤人，在煤机上安装高0.2m，长5.4m的煤机挡煤板。

参加人员签字：

生产副总 施工单位 工程部 安监部 机运工区 防突队 通风工区

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目录

目录 .................................................................................. - 3 -

附图目录 .......................................................................... - 4 - 花秋二矿简介 .......................................................................... - 5 - 第一章 概况 .......................................................................... - 6 -

第一节 地质说明书 ................................................................ - 6 - 第二节 巷道布臵 .................................................................. - 9 - 第三节 储量及服务年限 ........................................................... - 10 - 第二章 采煤方法与回采工艺 ........................................................... - 11 -

第一节 采煤方法 ................................................................. - 11 - 第二节 回采工艺 ................................................................. - 11 - 第三章 顶板控制 ..................................................................... - 14 -

第一节 支护设计 ................................................................. - 14 - 第二节 工作面顶板控制 ........................................................... - 16 - 第三节 两道及端头顶板控制 ....................................................... - 17 - 第四节 矿压观测 ................................................................. - 19 - 第四章 循环作业、劳动组织、主要技术经济指标 ......................................... - 20 -

第一节 循环作业 ................................................................. - 20 - 第二节 劳动组织 ................................................................. - 21 - 第三节 主要技术经济指标 ......................................................... - 23 - 第五章 主要生产系统 ................................................................. - 24 -

第一节 材料运输系统 ............................................................. - 24 - 第二节 运煤系统 ................................................................. - 24 - 第三节 排水系统 ................................................................. - 24 - 第四节 供电系统 ................................................................. - 25 - 第五节 供液系统 ................................................................. - 41 - 第六节 通风防尘系统 .............................................................. - 42 - 第七节 人员定位监控系统 ......................................................... - 48 - 第六章 防止煤与瓦斯突出措施 ......................................................... - 50 -

第一节 瓦斯地质概况 ............................................................. - 50 - 第二节 瓦斯突出预兆 ............................................................. - 50 - 第三节 “四位一体”安全技术措施 .................................................. - 52 - 第四节 瓦斯综合治理方案 ......................................................... - 54 - 第五节 安全防护措施 ............................................................. - 54 - 第六节 组织机构与职责 ........................................................... - 55 - 第七章 主要安全技术措施 ............................................................. - 57 -

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第一节 一般规定及标准化要求 ..................................................... - 57 - 第二节 顶板管理 ................................................................. - 58 - 第三节 破煤 装煤 ............................................................... - 66 - 第四节 防治水 ................................................................... - 68 - 第五节 运输 ..................................................................... - 68 - 第六节 其它 ..................................................................... - 72 - 第八章 危险源辨识管理 ................................................................ - 84 - 第九章 煤质管理 ..................................................................... - 87 - 第十章 避灾路线及应急预案 ........................................................... - 88 -

第一节 避灾路线 ................................................................. - 88 - 第二节 发生重大事故时的应急预案 ................................................. - 88 -

附图目录

顺序号 图号 图名 比例尺

1 1 1302工作面巷道布臵平面图 2 2 1302工作面井上下对照图 3 3 1302工作面柱状图

4 4 1302工作面两道、切眼地质素描图 5 5 1302工作面通风系统图

6 6 1302工作面供电系统图 7 7 1302工作面设备布臵图 8 8 1302工作面避灾路线图 9 9 1302工作面安全监测监控布臵图 10 10 1302工作面人员定位系统图

11 11 1302工作面运料回收和运煤系统图 12 12 1302工作面运煤系统图 13 13 1302工作面供排水系统图 14 14 1302工作面支架布臵平、剖面图 15 15 1302工作面防突设计钻孔布臵图

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花秋二矿简介

徐矿集团贵州花秋矿业有限责任公司花秋二矿是集团公司支持“西部大开发”投资贵州的几支矿井之一，矿井位于贵州省桐梓县西部，隶属于桐梓县花秋镇、九坝镇管辖。走向长度12.5km，倾向宽约3km，井田面积为35.5km2，南西与花秋一矿相毗邻。目前进矿公路已经全线贯通，与桐梓县二级运煤公路相连，行车至桐梓县城仅需1h，交通较为便利。

矿井于2006年8月破土动工，计划于2011年10月1日正式投入试生产，而此1302综采工作面即为矿井投产的首采工作面。矿井年设计生产能力90万t/a，前期设计生产能力为60万t/a，采掘机械化率为80%以上，地面配套建筑和设施都已具备使用条件。

该矿属于煤与瓦斯突出矿井，因瓦斯限产及煤层有可能突出的原因，首先开采3煤作为解放层，煤层间实行下行开采。前期矿井生产水平为+550m水平。

目前，团结求实、敢于克服困难的二矿人，在董事长兼党委书记唐介岳、总经理孟建兵的团结带领下，正以崭新的精神风貌，高举克难攻关的旗臶，以“科技保障安全”体系为支撑，按照“安全生产、重在落实”的指导思想，求真务实，与时俱进，共同铸造花秋二矿的美好明天！

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第一章 概况

第一节 地质说明书

表1-1-1 地质说明书

煤层名称 工作面 编号 概 况 地面位臵 井下位臵及相邻采掘关系 回采对地面设施影响 走向长（m） 煤层厚度(m) 煤层 煤层状况 简介 煤 Mad(%) 质

3煤 水平名称 地面标高（m） +550m水平 采区名称 工作面标高 (m) 东一采区 1302 850—1061 759—821 采石场，老林沟，龙洞湾，采区边界线以西 西为副斜井保护煤柱，北为煤层露头及FJ301断层，南为未采区。 该面为矿井首采工作面,回采将造成地面缓缓下沉，对龙洞湾、老林沟村庄建筑，采石场有采动有影响。 1200～1250 1225 0.98 倾向 长(m) 煤层 结构 166 平面积(m) 煤层倾角 简 单 (°) 2203350 16～25 21 3煤层区内厚度稳定，结构单一，局部受断层影响煤层变薄，一般厚度在0.24～1.2m，平均0.98m，属结构简单且赋存稳定煤层 gr.ad Ad(%) Vdaf(%) St.d(%) (MJ/kg) 类型 半光亮型 WY3 煤岩 煤种 2.03 19.4 10.49 1.57 - 6 -

27.93 贵州徐矿花秋矿业有限责任公司花秋二矿 1302综采工作面回采作业规程 根据2005年矿井勘探地质报告，结合以上各类指标，采区构造较复杂，结构简状况简介 类 别 单。 岩石名称 泥岩 K1灰岩 泥质粉砂岩 粉砂质泥岩 薄煤 厚度（m） 岩 性 描 述 煤 层 顶 底 板 伪 顶 直 接 顶 老 顶 直 接 底 老 底 0.2～0.35 灰色泥岩胶结层理明显 1.1～1.85 3.37 灰色中厚层状 隐晶质结构，含条带状及星点菱铁矿，产动物化石 灰色薄层状波状层理，中部含菱铁矿岩团块 0.7～0.95 灰至深灰色薄层状，中间夹细砂岩条带 0.2～0.3 灰黑色块状似金属光泽半暗型 地 质 构 造

简 介 工作面总体构造为一向斜，跨轴两翼回采，轴心部位煤层倾角较大，由于FJ301断层的影响。轨顺中小型构造较发育，对回采影响较大，局部地段因受断层影响煤层变薄及减灭。轨顺揭露的12号断层H＞10m与运顺52号H=6.5m的断层为FJ301断层走向连线，对回采工作造成较大的影响。 产状（褶曲或轴面） 走向 （°） NE11 NW7 NW113 NW104 NW7 NW105 NW26 NW17 NW18 NW22 NE10 NE7 NE19 NE7 NW48 NW4 NE4 NW84 NW64 NE12 NE51 NE32 倾向 （°） NE101 NE83 NW23 NW14 NE83 NW15 NW116 NNE73 NE72 NW112 NE100 NE97 NE109 NE97 NW138 NW94 NE94 NW174 NW154 NE102 NW141 NE122 倾 角 （°） 48 11 45 58 30-55 50-55 55 70-79 42 55 48-55 72 65-73 32-40 52-76 48 60 55 60 60 38 37 - 7 -

构造 性名称 质 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 21 22 正 正 正 正 正 正 正 正 正 正 正 正 正 正 正 正 正 正 正 正 正 正 落差 （m） 1.5 1.5 1 0.8 1.5 1.0-1.2 ＞3.5 0.8 ＞3.0 2.5 1.5-2.2 ＞10 1.2 1.2-2.0 1.0-1.2 0.9 3 1 2.5 ＞4.0 1.6 1.5 控制位臵 1302轨顺 1302轨顺 1302轨顺 1302轨顺 1302轨顺 1302轨顺 1302轨顺 1302轨顺 1302轨顺 1302轨顺 1302轨顺 1302轨顺 1302轨顺 1302轨顺 1302轨顺 1302轨顺 1302轨顺 1302轨顺 1302轨顺 1302轨顺 1302轨顺 1302轨顺 对回采的 影响程度 较大 较大 一般 一般 较大 较大 很大 一般 很大 很大 很大 较大 较大 较大 较大 一般 很大 一般 很大 很大 较大 较大 贵州徐矿花秋矿业有限责任公司花秋二矿 1302综采工作面回采作业规程 地 质 构 造 23 24 25 26 27 28 29 30 31 32 33 34 35 36 37 38 39 40 41 42 43 44 45 46 47 48 49 50 51 52 53 54 55 56 57 58 59 正 正 正 正 正 正 正 正 正 正 正 正 正 正 正 正 正 正 正 正 正 正 正 正 正 逆 正 正 正 正 逆 正 正 正 正 正 正 NW67 NW82 NE62 N0 NE18 NW50 NW4 NW53 NE1 NW98 NE4 NE14 NW26 NW26 NE45 NE22 NE14 NW35 NW35 NW53 NE11 NW25 NE30 N0 NW55 NW27 NW11 NW122 NW125 NW20 NW39 NE55 NE15 NE8 NE23 NW4 NW26 NE23 NW172 NW28 NE90 NE108 NE40 NE86 NE37 NE91 NE8 NE94 NE104 NW116 NW116 NW135 NE112 NE104 NW125 NE55 NW143 NE101 NW115 NE120 NE90 NW145 NE63 NW101 NW32 NW35 NE70 NE51 NE145 NE105 NE98 NE113 NE86 NE84 60 43 65 86 72 54-84 50 56 50 56 60 55 38 41 64 64 85 88 34-64 53 35-48 45-53 65 60 56 46 65 45 55 80 71 44 56-68 48 65-73 43 53-55 3.5 1 1 0.7 ＞1.0 1.8-2.5 2 1.2 2 1.2 2 1.2 0.5 1 1 ＞2 1.2 3 ＞3.0 2 3.5 1 1 1 0.9 5 0.5 1.5 0.5 6.5 ＞3.0 1 2.5 1 0.5-1.0 1.0-1.5 1.5-3.5 1302轨顺 1302切眼 1302切眼 1302切眼 1302切眼 1302切眼 1302切眼 1302切眼 1302切眼 1302运顺 1302运顺 1302运顺 1302运顺 1302运顺 1302运顺 1302运顺 1302运顺 1302运顺 1302运顺 1302运顺 1302运顺 1302运顺 1302运顺 1302运顺 1302运顺 1302运顺 1302运顺 1302运顺 1302运顺 1302运顺 1302运顺 1302运顺 1302运顺 1302运顺 1302运顺 1302运顺 1302运顺 很大 一般 一般 一般 较大 较大 较大 较大 较大 较大 较大 较大 一般 一般 一般 较大 较大 很大 很大 较大 很大 一般 一般 一般 一般 很大 一般 较大 一般 很大 很大 一般 较大 一般 一般 较大 很大 - 8 -

贵州徐矿花秋矿业有限责任公司花秋二矿 1302综采工作面回采作业规程 简 介 水文 地质 工作面水文地质条件比较复杂，大部分为大气降水，因该面距地面91～240m由上游山涧沟透到地下岩层裂隙地表水。1302轨顺回采将受J301断层的派生构造影响，该面为矿井首采工作面，掘进中揭露中小型构造较发育，对回采造成较大困难。 正常涌水量 （m3/h） 最大涌水量（m3/h） 防治 措施 地 温 15 5～10 回采中加强观测，如有突水征兆，及时采取防范措施，建立健全工作面排水系统。 该面为矿井首采面，距地表较近，地温25～28℃ 1302轨顺因受J301断层影响，距地表较近，地压较大。 该面瓦斯自然含量为12.6m3/t。在构造地段及附近瓦斯含量会增大。 煤尘具爆炸性 煤有自然发火危险，一般发火期3～6个月，自然发火倾向为Ⅱ级，着火温度381℃以上。 煤 层 夹 矸 直接顶 工业 储量 可采 储量 直接底 回收 率 地损 率 影响回采其它地质因素地 压 瓦 斯 煤 尘 自 燃 普氏硬度 块 段 号 1 2 3 工字钢梯形架棚支护。 1302轨道顺槽断面规格

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煤储 量 计 算 3 3 3 问 题 及 建 议 层 平面积 （㎡） 倾角 （°） 斜面积 容重 煤厚 （㎡） （t/ m3） （m） （万t） （万t） （%） （%） 9.9 5.7 2.9 9.6 5.6 2.8 97 97 97 3 3 3 59096 34100 17325 21 21 16 63300 36526 18027 1.6 1.6 1.6 0.98 0.98 1.0 1、该面因受J301断层的影响，中小型构造较多，回采时应制定专门的过断层措施，并严格执行。 2、该面回采跨向背斜，压力较大，加强工程质量及顶板管理。 3、该工作面构造复杂，回采工区必须配合有关部门做好构造的探查工作。 4、回采中必须把瓦斯抽排的区域局部防突措施落实到位，加强“一通三防”工作。 5、加强防治水工作，建立完善的排水系统。 第二节 巷道布臵

1、轨道、运输顺槽及切眼巷道布臵形式

工作面两道沿煤层走向定向布臵，按中线掘进；切眼沿煤层倾向并稍带伪斜布臵。 2、轨道、运输顺槽及切眼断面、形状、支护形式

1302工作面巷道采用锚网梁和锚索联合支护，跟3#煤顶板施工；特殊地段采用11#矿用

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锚梁网索：S掘=3.7×2.3=8.51m2

S净=3.6×2.2=7.92m

2

梯形架棚：S掘=（3.7+4.7）×2.3/2=9.66m2

S净=（3.4+4.4）×2.2/2=8.58m2

1302运输顺槽断面规格

锚梁网索：S掘=4.56×2.6=11.85m2

S净=4.46×2.5=11.15m2

梯形架棚：S掘=（4.75+5.33）×2.6/2=13.104m2

S净=（4.45+5.03）×2.5/2=11.85m2

1302切眼断面规格

S掘=5.6×1.9=10.64m

S净=5.4×1.8=9.72m2

2

第三节 储量及服务年限

一、储量

表1-3-1 工作面储量统计表

块段号 1 合计 走向长(m) (游标值) 370 370 倾斜长(m) （常数） 166 斜面积 (m) 61420.0 61420.0 2煤厚 (m) 0.98 0.98 容重 工业储量 可采储量 采高3（m） （t/m） （t） （%） （t） 1.3 1.3 1.6 1.6 127753.6 127753.6 100 100 127753.6 127753.6 回采率

二、工作面服务年限

工作面的服务年限 =127753.6t/(18990.4t/月）=6.7月

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第二章 采煤方法与回采工艺

第一节 采煤方法

一、采煤方法的选择

根据工作面地质资料和采煤技术手段与设备条件，确定工作面采用走向长壁后退式综合机械化采煤方法。 二、采高的确定

根据工作面煤层赋存条件，煤厚平均厚度为0.98m（直接底为粉砂质泥岩，厚度0.7～0.97m），结合ZY3300/09/21和ZYG3300/09/21型掩护式支架Hmin（0.9m）?H?Hmax（2.1m），煤机采高1.1～1.795m，故确定该工作面平均采高为1.3m。煤层厚度变薄时，应跟底破顶回采。工作面上、下端头5～6架范围内采高控制在1.8m左右。

第二节 回采工艺

一、落煤

1、落煤方式：

工作面采用MG-2×125/571-WD型电牵引采煤机，沿工作面双向割煤，前滚筒割采高范围内的顶煤，后滚筒割底煤。

2、采煤机进刀方式：采用煤机自开缺口，端部斜切进刀方式，斜切进刀段长度为20m，进刀深度为0.6m

（1）煤机运行至工作面上端部，采煤机后方15m运输机推至煤壁，调整上下滚筒位臵（图a）。 （2）采煤机反向运行，经过输送机弯曲段进入直线段，滚筒切入煤壁（图b）。 （3）推移运输机弯曲段和机尾，将运输机推直，再调整两滚筒的相对位臵（图c）。 （4）煤机向工作面上端部运行，割通三角煤至端头，再调整两滚筒相对位臵，煤机向下割

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煤（图d）。

（5）煤机切割端部煤时，煤机司机要密切观察顶板及周围情况，滚筒前后5m范围内不得有人。

（6）煤机切割端部煤时，必须超前将碍事单体液压支柱替换掉。

A - AA - AaA - AA - AbA - AcA - Ad图2-1 采煤机进刀方式示意图

A - A

A - A

3、采煤机主要技术特征

表2-2-1 MG-2×125/571-WD型电牵引采煤机主要技术特征表

最大功率 最小采高 牵引方式 截深 571kw 1.33m 交流变频调速无链 0.6m 煤机高度 最大采高 过煤空间 滚筒直径 0.929m 2.3m 281mm 1250mm

说明：因工作面长度发生变化确需人工开缺口时，或巷道撕帮、卧底时，另行制定技术安全措施，编制要求严格按照“顶板管理实施细则”有关内容执行。

二、装煤

采用采煤机滚筒的螺旋叶片配合运输机的铲煤板进行装煤。 三、运煤

1、工作面采用一部SGZ730/400封底型刮板运输机，形式为下山式运输，输送机长度166m，其主要技术特征为：

表2-2-2 SGZ-730/400型刮板运输机主要技术特征

出厂长度 200m - 12 - 转 运 量 700t/h 贵州徐矿花秋矿业有限责任公司花秋二矿 1302综采工作面回采作业规程 链 速 电机型号 电机转速 链条规格 链条间距 牵引方式 中部槽规格 连接方式 卸载方式 1.0m/s YBSS-200 1485r/min 2-φ26/73×92-C 260 齿轮 1500mm×590mm×208 mm 哑铃销 端卸式 减速器型号 速 比 刮板链型式 破断负荷 刮板间距 销轨节距 中部槽结构 紧链方式 JS-200 36.737:1 中双链 ?850KN 1104mm 125mm 铸焊、封底 闸盘紧链

2、搭接工作面的运输顺槽采用一部SGW-40T型刮板输送机连接，长度为60m；运输顺槽

采用二部SDJ-80型胶带运输机，第一部长度为760m，第二部长度为420m；最后选用一部SGW-40T型刮板输送机进入1#溜煤眼，长度为72m。

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第三章 顶板控制

第一节 支护设计

一、矿压观测资料

因为1302工作面为首采面，暂无相关矿压资料，临近矿井也均无相关矿压资料，所以，在工作面回采过程中，应加强巷道矿压资料收集并补充完整。 二、支护控制设计

（一）顶板岩性分析及支护控制方案

1、结合1302工作面综合柱状图分析可知，在工作面8倍采高即10.4m(按采高1.3m计算)范围内自下而上的岩性及厚度依次为：1.95m厚的K1灰岩，2.0m厚粉砂质泥岩，4.4m厚的泥质粉砂岩，1.28m厚的高岭土泥岩，1.35m厚粉砂质泥岩，0.82m厚石灰岩，0.91m厚粉砂质泥岩，54.69m厚的长兴组灰岩。因此可将该面顶板视为“硬、中硬、软、中硬、硬”类型。

1302回采工作面主采3#煤，厚度为0.24～1.2m，平均厚度0.98m（直接底为粉砂质泥岩，厚度0.7～0.97m），煤层平均倾角为21°。故确定工作面的采高平均为1.3m。另外，直接顶板的冒落高度

h=(M-0.2)/(K-1)＝3.33m

式中：M为采高，取1.3m

K为冒落岩石的碎胀系数，取1.3 0.2m为顶底板允许移近量

即直接顶冒落后的矸石能充填采空区。工作面支护必须考虑直接顶的总重量及部分泥质粉砂岩、高岭土岩基本顶的来压强度，防止局部冒顶及压垮型冒顶事故的发生。

2、根据以上分析计算，综合考虑工作面支护的经济、安全及支护设备条件，确定使用ZY3300/09/21型掩护式液压支架（107架）；上端头使用ZYG3300/09/21型过渡支架（2架）,下端头使用ZYG3300/09/21型过渡支架（2架），全面安装支架共111架。

（二）支护密度（强度） 根据支护强度经验公式计算

P0＝?2H/(K-1)?× r=20.32 t/㎡

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P0:支护强度。

H：采高取最大值1.8m。 K：岩石碎胀系数取1.3 r:泥质砂岩的密度：2.54t/m3

ZY3300/09/21型掩护式液压支架的工作阻力P为3300KN，按支架最大控顶面积，3.54×1.5＝5.31m2，折算支架的支护强度为：

P=3300KN/5.31＝621.5KN/m2

P0＝20.32t/m2=203.2KN/m2

则P> P0

表3-1-1 工作面条件与支架适应条件对照表

项目 采高 倾角 煤厚 支护强度 顶板类型 工作面条件 1.3m ＜25° 0.4～1.1 203.2 Ⅲ级1类 支架适应条件 0.8～1.8m 不大于45° 0.8～1.8m 621.5 根据上表可以看出，选用ZY3300/09/21型掩护式液压支架，能满足顶板控制支护强度，符合设计要求。

（三）顶板控制设计参数

表3-1-2 直接顶设计参数

初次垮落步距 厚度(m) (m) 1.1～1.85 ／ ／ ／ 1 悬顶距离(m) 完整性指数 分类(类) 层数 1 有伪顶 岩层 备注 表3-1-3 基本顶设计参数

厚度(m) 3.37 结构形式 拱梁 初压步距(m) ／ 周压步距(m) ／ 基本顶分级 Ⅲ 备注 表3-1-4 底板设计参数

底板种类 粉砂质泥岩 允许比压(MPa) ／ 底板类别 Ⅵ 鞋柱直径 ／ 备注 直接底

三、工作面基本支护

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1、工作面选用ZY3300/09/21型掩护式液压支架（107架）；上端头使用ZYG3300/09/21型过渡支架（4架）,下端头使用ZYG3300/09/21型过渡支架（2架），其主要技术特征为：

表3-1-5 ZY3300/09/21型液压支架主要技术特征表

支架高度 中心距 初撑力 工作阻力 泵站压力 推溜力 支架高度 中 心 距 初 撑 力 工作阻力 泵 压 900-2100mm 1500mm 2616KN 3300KN 31.5MPa 121KN 900～2100mm 1500mm 3984～4137kN 4197～4359kN 31.4MPa 支护宽度 支护强度 对底板比压 操作方式 重量 拉架力 支架宽度 支护强度 对底板比压 操作方式 重 量 1420-1590mm 0.5～0.55MPa 1.31～1.39MPa 邻架 9.1t 265KN 1390-1560mm 0.68-0.70MPa 2.12～2.2MPa 邻架 9.5t 表3-1-6 ZYG3300/09/21型液压支架主要技术特征表

2、支护形式：液压支架沿工作面倾斜方向成直线排列，中心距为1.5m，伸出支架的侧护板，保持支架间隙均匀。推移步距0.6m， 推溜力121KN，拉架力265KN。梁前端面距?340mm，架间隙＜200mm。

第二节 工作面顶板控制

一、工作面顶板管理

1、顶板管理：采用全部垮落法管理顶板。 2、控顶距的确定：

工作面最大控顶距4140mm 最小控顶距3540mm

放顶步距600mm，如支架端面距大于340mm时，及时伸出前探梁。端面距大于1000mm时，使用半圆木一架两梁进行撅顶，顶板破碎时超前过棚。 二、正常生产时期顶板支护方式

采用追机移架的方式对顶板进行及时支护。在采煤机割煤后，先移输送机，再移架，即割煤—移运输机—移架；采用降架插顶移架的方式移架，正常移架要滞后采煤机后滚筒3～5架，不得超过6架。顶板破碎时要紧跟前滚筒移架或人工操作超前移架，即当发现片帮严重时，不等采煤机割煤就进行移架，然后再进行其他操作，工艺为移架—割煤—移输送机，移架步距为0.6m。

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支架要求如下：

1、工作面应达到动态的质量标准化要求，确保“三直、两平、一净、二畅通”的质量要求。

2、加强支架的支护强度，确保支护质量，支架初撑力≮24 MPa。

3、采煤机割煤后，要及时移架，移架与采煤机后滚筒的距离一般不超过6m，防止长时间空顶。

4、工作面出现冒顶时，要及时用木料接顶，并升实支架。 5、工作面支架严禁歪斜和咬架、挤架，否则，要及时调整。 三、特殊时期的顶板控制。

1、来压及停采前的顶板控制

（1）工作面直接顶初次来压前必须编制专门技术安全措施。

（2）工作面直接顶初次来压和周期来压期间，应加强来压的预测预报。

（3）工作面初撑力≮24Mpa，轨道顺槽和运输顺槽所有单体支柱初撑力≮12Mpa，特别注意工作面中部、两端头支架的初撑力及支架状态，确保整体支护强度，预防冒顶。

（4）加强上、下端头顶板控制，打好双排关门柱，柱距为0.5m，排距为0.4m。并穿齐防倒绳。

（5）工作面停采时要编制停采措施，加强顶板控制。 2、过断层及顶板破碎时的顶板控制

根据地质资料分析，本工作面揭露大小断层较多，必须加强断层回采时的顶板控制工作，要控制好采高，断层处的支架要确保初撑力（≮24MPa），并必须编写有针对性的补充措施。当工作面局部地段片帮超过0.6m时，可伸出前探梁，及时支护顶板；在顶板破碎的地段，为了有效地防止顶板冒落，控制煤壁片帮，要带压移架。

第三节 两道及端头顶板控制

一、工作面两道的顶板控制

1、支护要求

工作面两道的超前支护均采用DZ25（28、35）-25/100单体液压支柱配合HDJB-1000型的铰接顶梁支护，双排布臵，柱距1.0m，排距1.5m，支护距离不小于40m。其中，轨道顺槽架棚分别位于距巷道上、下帮肩窝800mm的位臵，运输顺槽上帮架棚位于距巷道上帮肩窝800mm，下帮架棚位于巷道中偏下位臵。同时，支柱垂直于煤层顶板扶设，向上方迎3～5°。另外，铰接顶梁应错开巷道内的锚杆、锚索。

若超前支护两道的锚网索支护段时，应使用3m长工字钢梁，配合三排单体支柱进行支护，靠工作面帮使用2根单体支柱，柱距1m，另一帮距帮800mm打设单体支柱。

超前支护以外的巷道出现煤壁片帮时及时打点柱支护，顶板破碎时扶棚铺笆支护。 2、支护质量标准：

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（1）两道的单体液压支柱要打成一条直线，其偏差不得超过±100mm。采用防倒绳，以防倒柱伤人。

（2）支柱应支到实底上，并做好迎山有力，支柱初撑力≮12MPa。所有的液压单体支柱三用阀方向一致，朝向采空区。

（3）铰接顶梁之间要用圆柱销联好，保持平直，顶梁上方有起伏不平处用木楔接实顶板。 （4）两道的高度不得低于1.8m，行人道宽度不得低于0.8m，单体支柱活柱不得小于200mm。 （5）两道单体支柱均要穿铁鞋支护。

（6）超前支护范围内严禁堆放闲臵设备及杂物。 二、工作面端头及安全出口的管理

1、正常工作面生产期间两端头支护形式

上、下端头各采用2架端头过渡支架。另外，在上、下端头采用双楔金属铰接顶梁支护，使用双楔梁支护，楔的斜面与弧形槽的斜面相吻合，两楔应对打，并打紧打实，覆盖运输机电机、减速箱、运输机尾的双楔梁，梁上必须有双楔，不得出现二根悬梁，悬梁间柱与柱间距不得超过2m。上、下端头应在切顶线的顶梁末端处支设一排密集支柱，柱距不大于0.5m。也即在切顶线的外延10m范围内为双楔梁支护，向外的30m使用单楔梁，并配套工字钢梁及单体进行支护，也即两道超前支护形成双楔梁10m、单楔梁30m的支护形式,超前支柱初撑力?50KN,无空载及失效支柱。

使用铰接顶梁支护，圆销小头必须沿工作面倾斜向上，铰接顶梁大头应在煤帮侧；靠煤帮侧一档的顶梁上要打齐水平楔；工作面挂梁时，必须使用水平楔；顶梁应铰接使用，铰接率必须＞90%，不得出现连续不铰接顶梁。

2、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前进行。运输顺槽40T刮板输送机机尾到切顶排之间采取单体支柱与铰接顶梁配合支护，与端头支柱π型钢大棚及溜子道维护单体支柱的间距不大于0.5m。 三、支护材料存放管理

1、支柱、顶梁要建账统一管理，现场牌板与实物相符。

2、支柱、顶梁码放整齐，损坏的柱、梁不得使用，及时更换上井。 3、工作面用料及备用支护材料

按工作面正常使用量的10%准备备用支护材料，支护材料存放于轨道顺槽距工作面50～80m处，距轨道不少于0.5m，有0.8m以上的人行道和必需的运输通道，专人负责挂好标志牌。使用备用料时必须经综采工区区长同意，并于次日补齐。

表3-3-1 工作面备用支护材料表

ZY3300/09/21型掩护式液压支架（架） 2

DZ-28型单体液压支柱（根） 30 DZ-25型单体液压支柱（根） 50 - 18 -

DZ-22型单体液压支柱（根） 20 半圆木（根） 100 接顶料（根） 200 贵州徐矿花秋矿业有限责任公司花秋二矿 1302综采工作面回采作业规程

附图5：1302工作面层面示意图

4、金属梁柱管理

（1）设专职铁管员负责梁柱等的管理工作，梁、柱、鞋及水平楔要编号，对号使用并建立台帐。

（2）每班都必须对“三铁”严格管理，做到帐物相符，编号管理。

（3）下井的梁柱必须进行检修、除锈和试压，不经检修、试压及失效的梁柱不得下井，工作面内不得使用和存放失效、损坏的梁柱，不得使用支柱三用阀偏斜超过规定的支柱。 （4）铁管员对补充和回收的梁柱要严格进行现场交接验收，清点数量，办好交接手续。 （5）铁管人员要严格执行现场交接班制度，做到帐物交清接明，否则不得离开现场。

第四节 矿压观测

一、矿压观测内容

1302工作面的矿压观测主要内容有：支架阻力观测、两道超前支护范围内单体支柱阻力观测、工作面老塘顶板下沉量观测以及支护质量动态监测。根据观测结果对工作面顶板活动规律、来压特征，工作面支架受力特征点，超前支承压力影响范围和分布特点，顶板、煤层稳定性，工作面支护质量等进行定期分析，并进一步了解煤、岩体力学参数等基础数据。 二、矿压观测方法

1、工作面的矿压观测

工作面每架安装一组压力表，监测支架立柱的阻力情况。每班工人在操作支架时，都必须将支架升实，保证支架的初撑力。每班验收员对支架的初撑力情况进行检测并记录。 2、巷道的矿压观测

两道的单体液压支柱的阻力观测采用单体测力计进行检测，检修班打完超前维护后由验收员对单体的初撑力进行测量，生产班验收员对端头及超前维护的单体初撑力进行测量并记录。

3、工作面老塘顶板下沉量观测

每班移架后，老塘的顶板均产生不同程度的顶板下沉，每班验收员对老塘顶板下沉情况进行观测并记录。 三、支护质量监测

每旬由生产技术科不定期对工作面和两道支护质量进行动态检查2次，对检查存在的问题，由工区负责立即整改。

监测内容要包括支架初撑力、煤壁片帮情况、端面距、采高及端面顶板冒落情况、两道单体支柱初撑力、超前支护质量等。

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第四章 循环作业、劳动组织、主要技术经济指标

第一节 循环作业

一、循环方式

每一刀为一个循环，采用多循环的作业方式。 日进4刀，即中、夜班各2刀，早班检修。 一个循环进尺：0.6m

一个循环产量166×0.60×1.3×1.6＝207（t） 日产量：207×4＝828（t) 日进尺：0.60×4＝2.4（m） 二、作业方式

采用“三八制”作业，两班采煤，一班检修。 三、循环作业图表

表4-1-1 循环作业图表

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第二节 劳动组织

一、劳动组织形式

采用专业工种追机作业和综合工种全断面分段作业相结合，中、夜班为采煤班，早班为检修班。

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二、劳动组织和出勤图表 表4-2-1 劳动组织（出勤表） 书记 区长 管理人员 副区长 技术员 材料办事员 工种 班长 安全验收员 煤机司机 刮板机司机 皮带机司机 泵站工 机电维护工 支架工 出口维护工 铁管员 放炮员 打眼注水校检工 运、回料工 出勤人数 早班 2 1 1 1 4 2 4 1 4 9 29 1 1 3 1 1 中班 2 1 2 3 2 1 2 6 3 1 1 2 26 夜班 2 1 2 3 2 1 2 6 3 1 1 2 26 7人 日出勤81+7＝88人，88×0.2＝18人（工休）；（81+18）总 计 ×10％＝10人（探、年、病、伤、矿）；组织正常循环作业在册人数：81+7+18+10=116人。

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第三节 主要技术经济指标

表4-3-1 主要技术经济指标表 序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 21 22 23 24 25 26 总称 工作面走向总长度 工作面倾斜长度 工作面倾角 煤层厚度 循环进尺 日循环个数 循环产量 日产量 生产方式 平均日进尺 月产量 可采天数 坑木消耗 电力消耗 乳化液消耗 油脂消耗 截齿消耗 炸药消耗 雷管消耗 含矸率 灰分 煤的容重 回采率 循环率 日出勤人数 可采储量 3

备注 可回采有效长度660m 单位 m m ° m m 个 t t m t d m/kt °/万t Kg/万t Kg/万t 个/万t Kg/万t 个/万t ％ ％ t/m ％ ％ 人 t 3数量 1225 166 21 0.98 0.6 4 207 828 2.4 24840 214 5 170 85 10 300 600 24.62 10.99 1.6 100 100 77 平均 平均 二采一准 按30天计算 按构造数量预算 按体积预算 127754 - 23 -

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第五章 主要生产系统

第一节 材料运输系统

一、进料系统

地面料场→副斜井→第二中部车场→1302轨道顺槽联络巷→1302轨道顺槽→1302工作面 二、回料系统

1、1302工作面→1302轨道顺槽→1302轨道顺槽联络巷→第二中部车场→副斜井→地面 2、1302工作面→1302运输顺槽→第三中部车场→副斜井→地面

第二节 运煤系统

一、采区运煤路线

1302工作面→1302运输顺槽→1301运输顺槽联络巷→1#溜煤井→主斜井→地面 二、运煤机械设备名称及运输长度

1、工作面采用一部SGZ730/400封底型刮板运输机，下山式运输，输送机长度166m。

2、运输顺槽采用一部SGW-40T型刮板输送机连接工作面刮板输送机，长度为60m；运输顺槽采用二部SDJ-80型胶带运输机，第一部长度为760m，第二部长度为420m；最后选用一部SGW-40T型刮板输送机进入1#溜煤眼，长度为72m。

附图：1302工作面运料回收和运煤系统图

第三节 排水系统

一、排水设备及管路

1302两道在低洼处分别施工了2.5m×2m×1.0m的水仓7个，其中轨道顺槽3个，运输顺槽4个。

水仓内臵一台22KW潜水泵。

污水经4寸钢管排至外部水仓，最后进入副斜井水沟，再自流至+550m水平大巷水沟，最后进入井底水仓，而由井底泵房排至地面污水处理站。 二、排水路线

1302轨道顺槽水仓→1302轨道顺槽联络巷水沟→第二中部车场水沟→副斜井水沟→+550m水平大巷水沟→井底水仓→地面污水处理站。

1302工作面→1302运输顺槽水仓→第三中部车场水沟→副斜井水沟→+550m水平大巷水沟→井底水仓→地面污水处理站。

附图：1302工作面供排水系统图

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第四节 供电系统

一、工作面主要设备

表5-4-1 工作面主要设备一览表 名称 采煤机 可弯曲刮板运输机 乳化泵 喷雾泵 可弯曲刮板运输机 回柱绞车 回柱绞车 固定式胶带运输机 固定式胶带运输机 可弯曲刮板运输机 调度绞车 调度绞车 调度绞车 小水泵 钻机 无极绳绞车 型号 MG2*125/571-WD SGZ730/400 DRB200/31.5 BPW250/6.3K SGB-40T JH-20 JH-30 DTL-800 DTL-800 SGB-40T JD-2.5 JD-1.0 JD-1.6 BQW25-60/2-7.5 JWB-110BJ 数量 1 1 2 2 1 2 1 1 1 1 4 1 1 4 2 1 功率(kw) 571 200×2 125 37 80 22 45 40 2×40 40×2 40 11.4 25 7.5 5.5 110 电压(V) 1140 660 1140 1140 660 660 660 660 660 660 660 660 660 660 660 660 位臵 工作面 工作面 工作面 工作面 工作面（转载） 运顺 轨顺 运顺 运顺 运顺 运顺 轨顺 轨顺 轨顺 二、供电系统的确立

1、移动变电站的选择

确定工作面移动变电站容量

KrS??PNCOS? (10-3-1)

综采工作面需用系数：

K r=0.4+0.6

其中?PN.m?PN (10-3-3)

PN=571+400+125×2+37×2+80=1375(KW)

PN.m=571(KW)

Kr=0.4+0.6×571/1375=0.65

综采工作面

cos?=0.7 （表10-3-1）

S=1375×0.65/0.7=1277(KVA)

因采煤机功率为571KW,工作面刮板输送机功率为400KW,根据我矿实际，采用一台

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1000KVA移动变电站和一台630KVA移动变电站给工作面供电。

其中1000KVA移动变电站带采煤机、乳化泵、喷雾泵；

?PN=571+125×2+37×2=895（KW）

Kr=0.4+0.6×571/895=0.78

cos?=0.7

S=895×0.78/0.7=997（KVA） 满足要求。

其中630KVA移动变电站带工作面刮板输送机和超前刮板输送机; ?PN=400+80=480（KW）

Kr=0.4+0.6×400/480=0.9

cos?=0.7

S=480×0.9/0.7=617（KVA） 满足要求

两道顺槽采用干线分布式供电，两道顺槽总负荷:

?P=25+110+11.4+5.5*2+7.5*4+45+22*2+40+80+80

+40*4+11.4=647.8(KW) 可按照一般机采工作面选择

Kr=0.286+0.714

PN.m?PN=0.286+0.714×110/647.8=0.41

cos?=0.7

S?Kr?PCOS?= 0.41×636.4/0.7=373(KVA)

采用一台400KVA移动变电站供电可以满足供电要求。 三、工作面及两道顺槽供电系统图

MY-0.66/1.14 70mm2来自686变电所12#高防开关120m150m30m40m530m530m40m轨顺2mQBZ-80N去工作面移变绞车绞车无极绳绞车水泵水泵钻机绞车回绞MY-0.66/1.14 70mm105m50m40m125m220m315m110m10m120m运顺400m100m溜子绞车皮带水泵绞车水泵绞车绞车皮带绞车回绞回绞

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四、电缆的选择

工作面移动变电站供电电缆可采用MYPTJ(10KV)型煤矿用移动金属屏蔽橡套软电缆,实际供电距离 1200m L1=1.05×Li0=1260m

移动设备电缆，增加5m,有两个接头，再增加6m, L=1260+4+6=1270m

两道顺槽供电电缆可采用MY型矿用移动橡套软电缆。

工作面采煤机供电电缆可采用MCP-0.66/1.14KV型煤机专用屏蔽电缆330m，工作面运输机分别为160m、330m乳化泵40m、喷雾泵40m、超前刮板输送机80m采用MYP型矿用屏蔽电缆。

高压电缆的选择 1）

按允许持续电流选择 KIp?Ia (10-3-6)

PMSM571?400?80?250?74?3?10?0.7 Ia= 3UN 3UNCOS?==113(A)

35mm2电缆IP=148A

井下温度25°，K=1

35mm2高压10K电缆给工作面供电即可（取50 mm2）

2） 按热稳定性校验电缆

2

L1 L2

（计算电路图）

取 Sb =100MVA Ib=5.5KA

已知上级电源短路容量SKS=3819MVA

Sb100 XS*=SKS=3819=0.0262

2 2

架空线LGJ-120,12KM, XX’=0.0292 XX* =0.0292×12=0.3504

us%Sda7.5100 6300KVA变压器的相对基准电抗X*T*da=100SN.T=1006.3=1.19

查表（2-2-2）《煤矿电工手册》（矿井供电）（上）

X′=0.08 ?/KM

查表（2-2-13）

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R1′=0.11/km (150mm2 )

R2′=0.24/km (70mm2 )

Sb100 L1 :X*el1′= X′L Ub2=0.08×0.96×10.5?10.5=0.0697

100 L2 : X*el2′=0.08×0.45×10.5?10.5=0.0327

L1 : R *el1′=R′L=0.11×0.96=0.1056 L2 : R* el2′=0.24×0.45=0.108

j0.0262 j0.3504 j1.19 0.1056+j0.0697 0.108+j0.0327

（等值电路图）

? ?R*?0.1056+0.108=0.2136

0.0262+0.3504+1.19+0.0697+0.0327=1.669

X*? ?Z*?0.21362?1.6692=1.6826 Ib5.5Z*1.6826 Id3=?==3.269(KA) 查表(10-3-3) C=93.4 tf=0.65s

tf0.65 公式（10-3-8）Amin? Id3 c=3.269×93.4=28.2mm2

选择50mm2电缆供电满足要求 低压电缆的选择

1）

按允许持续电流选择

选干线电缆

KIcc?In (10-5-1)

Pwd=571+125+37=733(KW)

In?Pwd*1000733?10003Un*cos?=1.732?1140?0.8=459.6(A)

查表（12-2-29）选95mm2两路电缆供电 250×2=500>459.6(A)满足供电要求

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选煤机电缆

KIcc?In (10-5-1)

517?1000 In= 1.732?1140?0.83=315.5(A) 选120 mm2电缆供电

335>315.5(A) 满足供电要求

选工作面输送机电缆

200?1000 In= 1.732?660?0.85=205（A）

选70 mm2电缆供电

215>205(A) 满足供电要求

2）

按起动条件校验电缆截面

校验采煤机电缆 ○1电机最小起动电压的确定 满足最小起动转矩

? Ust.min= 采煤机起动转矩倍数K=1.1 ； 起动转矩/额定转矩?=2.5

UNK1.1 Ust.min=1140 2.5=756（V）

按满足起动器吸力线圈有足够的吸持电压进行校验 煤机在最小电压下的起动电流

Ist756 Ust.min=Ist.n UN=315.5×6 ×1140=1253.4(A)

煤机支线电压损失

?Ubl.st?3Ist*COS?（V）

Lb1st*?Abl330=1.732×1253.4×0.5×42.5?120=70.2

其中起动功率因数COS?st =0.5 ?=42.5

Ust.min+?Ubl.st=756+70.2=826.2?0.7UN=0.7×1140=798V

满足起动器吸持电压的要求，所以取采煤机电动机端子的最小起动电压为756V 。 ○2起动时电缆的电压损失

支线电缆的电压损失 ?Ubl.st 干线电缆的电压损失

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?70.2V

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?Ums.st?Kde?PNre?1000Lms(3Istcos?st?)?AmsUN

40=42.5?95?2?3?1253.4?0.5?0.88?155?10001140)=6V

125 其中其余设备 Kde=0.4+0.6155=0.88

变压器的电压损失

KBSGZY-1000KVA/10/112/0.693变压器的技术参数：

?pNT

?5400W ; Ud%=4%

?pNT5400?100?100SNT1000000 ur%===0.54

ux%= (Ud%)2- (ur%)2= 4*4-0.54*0.54=3.96 ?UT.st%1=

KdeI2N.T?ur%(Istcos?st?Kde?PN.re?1000UN3)?

ux%(Istsin?st+?PN.re?1000tan?wm.re)3UN=481（A）

?

ST I2N.T= U2N.T3 sin?st= 取 有

1?0.5*0.5=0.87

cos?wm.re=0.7

tan?wm.re=1.02

=

?UT.st%3.96(1253.4?0.87?1?0.88?155?10000.54(1253.4?0.5?)??481?1.732?1140

0.88?155?1000?1.02)?1.732?1140=3.2(%)

?UT.st?UT.st%3.2U2N.T?1200=100=100=38.4(V)

采煤机起动时的总电压损失为：

??U=?Ubl.st+?Ums.st+?UT.st%=115(V)

采煤机起动时其电动机端电压为：

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U2N.T-??U=1200-115=1085(V) ?756(V)

由以上计算知，所选电缆截面满足采煤机起动条件要求。 校验工作面刮板输送机电缆 (计算最远的330m电缆)

○1电机最小起动电压的确定 满足最小起动转矩:

Ust.min= 工作面刮板输送机起动转矩倍数K=1.4

起动转矩/额定转矩?=2.5

UNK?1.4 Ust.min=660 2.5=494（V）

按满足起动器吸力线圈有足够的吸持电压进行校验: 刮板输送机在最小电压下的起动电流

Ist494 Ust.min=Ist.n UN=205×6 ×660=920(A)

In= 205(A)

刮板输送机支线电压损失

1?Ubl.st?3Ist*COS?st*?LbAbl330=1.732×920×0.5×42.5?70=88（V）

其中起动功率因数COS?st =0.5 ?=42.5 Ust.min+?Ubl.st=494+88=582?0.7UN=0.7×660=462V

满足起动器吸持电压的要求，所以取刮板输送机电动机端子的最小起动电压为494V 。 ○2起动时电缆的电压损失

支线电缆的电压损失 ?Ubl.st 干线电缆的电压损失

?88V

?Ums.st?Kde?PNre?1000Lms(3Istcos?st?)?AmsUN

40= 42.5?95?2?3?651?0.5?0.83?280?1000660)=4V

200 其中其余设备 Kde=0.4+0.6×280=0.83

变压器的电压损失

KBSGZY-630KVA/10/112/0.693变压器的技术参数：

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?pNT?3680W ; Ud%=4%

?pNT3680?100?100SNT630000 ur%===0.58

ux%= (Ud%)2- (ur%)2= 4*4-0.58*0.58=3.96 ?UT.st%1=

KdeI2N.T?ur%(Istcos?st?Kde?PN.re?1000UN3)?

ux%(Istsin?st+?PN.re?1000tan?wm.re)3UN=527（A）

?

ST I2N.T= U2N.T3 sin?st= 取 有

1?0.5*0.5=0.87

cos?wm.re=0.7

tan?wm.re=1.02

=

?UT.st%3.96(651?0.87?1?0.83?280?10000.58(651?0.5?)?527?1.732?660?

0.83?280?1000?1.02)?1.732?660=6.38(%)

?UT.st?UT.st%6.38U2N.T?690100100===44(V)

刮板输送机起动时的总电压损失为：

??U=?Ubl.st+?Ums.st+?UT.st%

=88+4+44=136(V)

刮板输送机起动时其电动机端电压为： U2N.T-??U=690-136=554(V) ?494(V)

由以上计算知，所选电缆截面满足刮板输送机起动条件要求。

校验顺槽电缆

长期运行设备见下图：

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220刮板输送机胶带运输机40胶带运输机无极绳绞车

供电电缆采用原660V系统70mm2、上下顺槽各一根。

表5-4-2 设备名称 刮板机 胶带机 胶带机 无极绳绞车 校验运顺电缆

查表知：70mm2电缆 r0=0.315 (?/km) x0=0.078(?/km) 有下图：

功率（kw） 80 80 40 110 cos? 0.8 0.88 0.88 0.85 sin? S(kVA) 100 91 45 129 无功功率(kvar) 60 43 21 68 0.6 0.47 0.47 0.53

整个线路的电压损失为:

1???P1R1?P2R2?P3R3)?(Q1X1?Q2X2?Q3X3）?W?UN

?U? =1/0.693(200*0.033+120*0.028+40*0.283)+

1/0.693(124*0.008+64*0.007+21*0.07+)=35<63 (v) 满足要求 校验轨顺电缆

无极绳绞车电压损失为：

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?UW?

L(Pr0?Qr0)0.3(110?0.315?68?0.078)UN=0.693=17<63（V）

满足要求 五、电气设备的选择

1、供给工作面移动变电站用高压防爆开关选用PBG1-10 (100A) 其额定短路开断电流为12.5KA >3.269(KA)满足要求 其额定热稳定电流12.5>3.269×1.84=6.013(KA)满足要求 其额定动稳定电流31.5，额定热稳定时间2S,则 Its2t=31.52×2=1984.5 假想作用时间取10S,有

ISS2×ti=3.2692×10=106.86 有： Its2t> ISS2×ti 满足要求 该馈电开关具有瓦斯断电仪本安控制功能，满足“瓦斯-电”联锁要求。 2、低压电气设备的选择

三车场400KVA 移动变电站处放臵一台KBZ-400馈电开关给两道供电；在两道外头各放臵一台KBZ-400馈电开关给两道设备供电；皮带机及溜煤眼用QBZ-120起动开关控制；11.4电绞用QBZ-80N控制；水泵用QBZ-80控制；

其余绞车及回柱绞车用QBZ-120N开关控制；无极绳绞车用QBZ-200N开关控制；工作面设备使用两台QJZ2-1600/1140(660)-8型隔爆兼本质安全型真空组合开关。

另配备一套通讯控制与工作面照明设备KTC2。 六、保护装臵的整定计算

1、短路电流的计算

us%U22N.T?SN.T 变压器，ZT= 100U22N.T?PN.T2SN.T RT= XT=

ZT2?RT2 表5-4-3 变压器型号 KBSGZY-400/0.69 KBSGZY-630/0.69 KBSGZY-1000/1.2 SF11-6300/35 损耗（w） 空载 1900 2300 2950 7400 短路 3000 4600 7000 35000 阻抗电压（%） 4.5 5.5 6.5 7.5 Z 0.0540 0.1257 0.0936 0.1313 X 0.0532 0.1246 0.0931 0.0908 R 0.009 0.0167 0.0101 0.0972

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表5-4-4 编号 截面（mm2） 1 2 3 4 5 6 150 70 50 95 120 70 长度 （M） 970 450 1270 2×20 330 330 千米电阻 （?/km） 0.12 0.26 0.37 0.19 0.15 0.26 0.08 千米电抗 （?/km） 电阻 （?） 0.1164 0.117 0.4699 0.0019 0.0495 0.0858 电抗 （?） 0.0776 0.0208 0.1016 0.0008 0.0264 0.0264 RX0.09720.11640.09080.07760.1170.46990.01670.00190.08580.02080.10160.12460.00080.02641230.01010.0931446 溜子5 煤机0.04950.0264

计算短路电流

煤机电缆最远端两相短路电流的计算： （阻抗折算至1.2KV侧）

?R=(0.0972+0.1164+0.117+0.4699)0.0131+0.0101+

0.0019+0.0495= 0.072

?X=(0.0908+0.0776+0.0208+0.1016)0.0131+0.0093+0.0008+0.0264=0.2108（?）

22Z?=(?R)?(?X)=0.2227（?）

Uav1200(2)2ZId=?=2?0.2227=2694 (A)

工作面刮板输送机最远端两相短路电流的计算： （阻抗折算至0.69KV侧）

?R=(0.0972+0.1164+0.117+0.4699)0.0043+0.0167+

0.0019+0.0858=0.1044

?X=(0.0259+0.0908+0.0776+0.0208+0.1016)0.0043+

0.1257+0.0008+0.0264=0.1601

22Z(R)?(X)???==0.191（?）

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Uav690(2)2ZId=?=2?0.191= 1806(A)

刮板输送机组合开关进线处短路电流的计算：

?R=(0.0972+0.1164+0.117+0.4699)0.0043+0.0167+

0.0019=0.0186

?X=(0.0259+0.0908+0.0776+0.0208+0.1016)0.0043+

0.1257+0.0008=0.1265

22Z(R)?(X)???==0.1277 UavId(2)=2Z?=2701A)

表5-4-5 工作面设备 名称 采煤机 刮板运输机 乳化泵 喷雾泵 可弯曲刮板运输机 型号 MG2×125/571-WD SGZ730/400 DRB200/31.5 BPW250/6.3K SGB-40T 功率(KW) 571 200×2 125 37 40×2 电压(V) 1140 660 1140 1140 660 额定电流（A） 315.5 205×2 74.5 23 26×2 功率因数 0.83 0.8 0.85 0.85 0.8 I工作面总电流?=81.4(A)(折算至10.5KV侧) 1、

保护装臵的整定计算

○1高压防爆开关的整定。 过负荷保护的整定

Iop.o>1.1×81.4=90(A) 整定范围为0.4—2.0倍Ie 取 Iop.o=100(A) 短路保护的整定

Ica.m Ist.N.m IOP.S=1.2×(Ica-Kt+Kt)

0.8?76?26?76?210101.2IOP.S=1.2×(81.4-+1.2)=176.3(A)

Ica.m为配电箱所控制负荷中最大容量电动机的长时工作电流，即采煤机截割部负

荷系数为0.8时的额定工作电流。

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Ist.Nm为配电箱所控制负荷中最大容量电动机的额定起动电流，即采煤机截割部

的起动电流。

整定范围为1-16倍Ie 取IOP.S=200（A）

灵敏度校验

由于高压防爆开关所带负荷是两台移动变电站，校验时按灵敏度最小的移动变电站低压侧两相短路电流来校验。

Is3.minKTIop.s(2)274110.5?2001.2==1.56>1.5满足要求

○2 低压开关的整定 采煤机开关的整定

过负荷保护的整定 取Iop.o= IN=350(A)

短路保护的整定

IOP.S ?Ist.n=76×2×6=912(A) 可整定为1000（A） 灵敏度校验

I?2?D2694IOP.S= 1000=2.69>1.5满足要求

工作面刮板输送机的开关的整定

尾机：

过负荷保护的整定 Iop.o=IN=205(A) 短路保护的整定

IOP.S ?Ist.n=205×6=1230(A) 可整定为1200(A） （溜子基本空载启动） 灵敏度校验

I?2?D1806IOP.S= 1200=1.51>1.5满足要求

首机：

过负荷保护的整定 Iop.o=IN=205(A) 短路保护的整定

IOP.S ?Ist.n=205×6=1230(A)

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可整定为1250（A） 灵敏度校验

I?2?D2701IOP.S= 1250=2.16>1.5满足要求

乳化泵开关的整定

过负荷保护的整定 Iop.o=IN=74.5(A) 短路保护的整定

IOP.S ?Ist.n=74.5×6=447(A) 可整定为500（A） 灵敏度校验

I?2?D2741IOP.S= 500 =5.5>1.5满足要求

喷雾泵开关的整定

过负荷保护的整定 Iop.o=IN=18(A) 短路保护的整定

IOP.S ?Ist.n=18×6=108(A) 可整定为200（A） 灵敏度校验

I?2?D2741IOP.S= 200 =13.7>1.5满足要求

转载运输机开关的整定

过负荷保护的整定 Iop.o=IN=26(A) 短路保护的整定

IOP.S ?Ist.n=26×6=156(A) 可整定为200（A） 灵敏度校验

I?2?D2741IOP.S= 200 =13.7>1.5满足要求

无极绳绞车开关的整定

过负荷保护的整定 Iop.o=IN=113(A) 短路保护的整定

IOP.S ?Ist.n=113×6=678(A) 可整定为1000（A） 查表I(2)d=2770(A) 灵敏度校验

I?2?D2770IOP.S= 1000 =2.77>1.5满足要求

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七、供电安全措施

1、根据质量标准化和安全规程要求，供电系统中整个线路必须吊挂整齐四线分开，不同电压等级的电缆应间隔电缆0.1m以外，同电压等级的电缆应间隔50mm,设备面貌清洁，摆放整齐端正，开关必须穿鞋（最好带帽），信号电铃上板吊挂、固定，线路和设备必须严格包机到人，实行挂牌管理。井下巷道内的电缆，沿线间隔一定距离、拐弯或分支、穿墙两边都应注有标志牌。

2、为确保安全供电整个供电系统中的电气设备、五小设备等完好率不得低于100％，电缆吊挂合格率95％，运行中的电缆（包括四小线）要吊挂整齐，不破皮、漏电、无埋、挤、压等现象。迎头与放炮警戒线之间电缆（包括电气设备）一定要做好防护措施，预防崩坏，消灭鸡爪子、羊尾巴、明接头，杜绝电气设备失爆现象。

3、要求单位机电区长、班长、维护电工、输送机司机对整个供电系统必须全面掌握，并做到心中有数。

4、井下电器设备不得带电检修挪移，在进行检修，改线、增容等工作前要提申请经机运工区有关人员批准后方可。工作中严格按照停送电程序执行,在瓦斯浓度低于0.5％时，方可工作。

5、必须加强对照明综保的管理，每班由指定的维护员，对照明综保进行一次漏电试验，发现问题及时处理，并将试验结果，填入记录簿中。

6、运行中的设备应保持完好，包机到人。开关严禁使用明保险，电气设备严禁超压、超容作业。

7、三大保护装臵必须齐全、灵敏可靠、符合井下“三大保护细则”要求。 8、馈电开关整定值除机运工区专职人员外，任何人不得调整。

9、开关群位臵必须装设局部接地极，所有油脂、炸药、雷管等易燃易爆物品应远离配电点或开关群10米以外存放。

10、必须严格执行电工操作规程，不得带点检修或挪移电气设备、开关群，移动及设备检修时，要有相应的措施，接地装臵应按规定敷设好，施工完毕经检查确认无问题，再恢复原供电，刮板输送机等设备检修时，必须把相应的开关打至停电位臵，并锁死。并设有专人看管，检修电气设备时维护人员必须携带瓦斯便携仪，工作完毕由专人联系送电试运行。 11、所有电缆必须分开吊挂不得有脱钩、落地、交叉盘圈和挤埋、挤压现象。电缆吊挂按照新标准执行，采区两道40mm扁铁钩子间隔1.5m/个。

12、接地系统必须按要求敷设和压接，并指定当班维护人员每班至少进行一次表面检查，发现问题及时处理，特别是设备移挪后，必须注意接地装臵的安装和检查，电气设备的保护接地未修复前禁止送电。

13、所有的机电设备操作工、维护人员，必须由经过专业培训和考试合格并取得合格证的人员担任，并持证上岗，认真执行先检查后工作制度。跟班维护员每小班必须对本区域的电缆、设备巡视检查不小于1次，发现问题应及时处理并汇报，否则不得交接班。 14、对所有的机电设备、电缆吊挂，现场应有专人进行每天检查，发现问题及时汇报及

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时处理。

15、煤机上的溜子急停开关应正常使用，不得甩掉。煤机、溜子各项保护齐全，不得甩掉不用。

16、必须保护好工作面电缆，不得挤压、爆破伤害，发现破皮应及时修补，不得带病作业。经常检查煤机电缆确保不被拉拽。

第五节 供液系统

一、乳化液泵的选型及参数

1、根据支架的支撑力?24MPa和工作面的需液量要求，选用DRB200/31.5型乳化液泵。

2、DRB200/31.5型乳化液泵的技术参数：

表5-5-1 RB200/31.5型乳化液泵的技术参数表

型号 DRB200/31.5，二泵一箱（200L） 功率（kw） 125 电压（kw） 1140 全套设备 3、泵站设臵位臵

泵站安设在运输顺槽，随动力列车移动。 4、泵站使用规定

（1）卸载阀整定值为31.5MPa，严禁随意调整安全阀的整定值。

（2）使用乳化液自动配比装臵，乳化液浓度保持在3%～5%之间，并经常用折射仪检查配比浓度。

（3）要加强泵站设备、管路的维修和保养，保持液压系统的完好，杜绝跑、冒、滴漏、窜液现象。

二、供液管路的选型

由公式d=4.63

Q v其中d—管径；Q—流量，315L/min；v—最大允许流速（m/s），查表取7m/s。 则管径d=4.63

200=31.05 7选取Φ25高压胶管，耐压40MPa以上。

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三、供液系统图

第六节 通风防尘系统

一、通风系统与风量计算

根据集团公司《徐州矿务集团有限公司矿井风量计算细则》，回采工作面供风计算： ⑴按采煤工作面气象条件计算:

Q采=Q基本×K采高×K采固长×K温 （m3/min）

式中：Q采——采煤工作面需要风量，m3/min；

Q基本——不同采煤方式工作面所需的基本风量，m3/min。 K采高——采煤工作面采高调整系数（见表1）； K采固长——采煤工作面倾斜长度调整系数（见表2） K温——采煤工作面温度调整系数（见表3）。

Q基本=60×V采×S采max×70% （m3/min）

式中：V采——采煤工作面适宜风速，取V采?1m/s；

S采max——采煤工作面最大控顶时净断面积，m2。

S采max =采煤工作面最大控顶距×工作面实际采高－输送机、支架(支柱)、梁子

等所占的面积

Q基本=60×V采×S采max×70%=60×2.0×9.72=1166.4（m3/min）

Q采=Q基本×K采高×K采固长×K温=1166.4×1.0×1.3×1.0=1516.3（m3/min）

表5-6-1 K采高——采煤工作面采高调整系数

采 高(m) 系 数(K采高) <2.0 1.0 2.0～2.5 1.1 ?2.5及放顶煤工作面 1.5 - 42 -

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表5-6-2 K采固长——采煤工作面倾斜长度调整系数

采煤工作面倾斜长度(m) 调整系数(K长) ＜150 1.0 150～200 1.0～1.3 ＞200 1.3～1.5 表5-6-3 K温——采煤工作面温度与对应风速调整系数

采煤工作面空气温度（℃） <18 18～20 20～23 23～26 26～28 28～30

⑵按照瓦斯绝对涌出量计算：

根据《煤矿安全规程》规定，结合贵州省的规定，按采煤工作面回风流中瓦斯浓度不超过0.8％的要求计算：

Q采=125×q采CH4×K 采 CH4 （m3/min） 式中：Q采——采煤工作面实际需要风量，m3/min；

q采CH4——采煤工作面回风巷风流中日平均瓦斯绝对涌出量（正常生产条件下，

连续观测1个月，取月平均日瓦斯绝对涌出量），m3/min；

K 采 CH4——采煤工作面瓦斯涌出不均衡系数。（正常生产条件下，连续观测

1个月，日最大瓦斯绝对涌出量与月平均日瓦斯绝对涌出量的比值）。 125——采煤工作面回风流中瓦斯浓度不超过0.8%所换算的常数。

Q采=125×10.2×1.3=1657.5（m3/min） ⑶按采煤工作面温度选择适宜的风速计算: Q采 =60×V采×S平均 （m3/min）

式中：V采——采煤工作面风速，（见表3），m/s；

S平均——采煤工作面最大和最小控顶距净断面积的平均值，m2。

Q采 =60×1.6×8.3=797.9（m3/min） ⑷按回采工作面同时作业人数计算: 公式：Q采＝4×N

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采煤工作面风速（m/s） 0.3～0.8 0.8～1.0 1.0～1.5 1.5～1.8 1.8～2.5 2.5～3.0 配风调整系数K温 0.90 1.00 1.00～1.10 1.10～1.25 1.25～1.4 1.4～1.6 贵州徐矿花秋矿业有限责任公司花秋二矿 1302综采工作面回采作业规程

4——每人供风量，4 m3/min； N——工作面同时作业最多人数 Q采（1302）=4×45=180 m3/min 1302工作面风量，取最大值1657.5m3/min

按最小、最大风速验算：15S＜Q采＜240S 式中：S——工作面平均断面积，

1302工作面：15×9m3/min＜1657.5m3/min＜240×9=2160m3/min 经验算，符合要求。 二、通风系统及路线

⑴通风系统

附图:1302工作面通风系统图

⑵通风路线：新鲜风流→主、副斜井→第四中部车场→1302运输顺槽→1302回采工作面。 1302工作面泛风→1302轨道顺槽→1302轨顺回风联络巷→回风斜井→抽风机→地面。 三、防治瓦斯

⑴该工作面每班必须至少设一名专职瓦斯员，工作面遇到特殊地质构造，若要爆破时，瓦斯员必须严格执行“一炮三检”和“三人联锁爆破制”，严格执行现场交接班制度，杜绝空班、漏检、假检现象。

⑵瓦斯员必须熟悉并掌握该地区的通风系统和通防设施管理，发现问题及时汇报处理。 ⑶管好、用好为本工作面服务的通防设施。

⑷工作面两道必须经常有人清理，保证有效通风断面不低于7m2，防止因断面小影响工作面风量，造成瓦斯积聚。

⑸工作面前期回采时，支架必须悬挂挡风帐，防止风流从支架后进入采空区，从而带出采空区瓦斯。

⑹工作面上隅角必须悬挂便携式瓦斯报警仪，当便携式瓦斯报警仪发出声、光报警信号时，立即查明原因进行处理，并汇报调度室和通风值班室。

⑺该工作面必须严格执行高瓦斯、防突管理的各项措施，严格做到先抽后采。 ⑻工作面若需爆破时，必须严格执行“停电”爆破制度，工作面及回风区域的所有电器设备必须进行停电闭锁，工作面爆破管理严格按照1302首采工作面防突设计及安全技术措施执行。 四、防火

⑴工作面两道超前出口必须配备两台灭火器，并挂牌管理放臵在醒目处，皮带机头、油脂库、乳化液泵站、开关群处均必须配备至少两台灭火器，并挂牌管理放臵在醒目处。

⑵皮带机头必须安装烟雾报警、超温洒水等四大保护，皮带底部必须经常进行清理距巷道底板高度不小于200mm，各皮带托滚必须运转正常，防止皮带长期摩擦产生造成火灾事故。

⑶两道距工作面向外60-200m范围内必须安装隔爆水槽，水槽排距1.2m，水槽数量符合200L/m2的断面要求，水槽棚区长度不小于20m。

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⑷严禁在回采工作面范围内存放变压器油、汽油、煤油，使用过的棉纱、布头，严禁乱扔在采空区内，必须存放在专用箱内，并定期清理上井。

⑸回采工作面两道内凡发生高冒超过2m或有空洞体积超过6m3，均要对高冒处或空洞采取妥善处理，防止发生自燃火灾事故，现场进行挂牌管理。

⑹对工作面回风道及上隅角，定期抽样检查CO、CO2等气体浓度，发现出现CO时，立即停止生产，查明原因进行处理。

⑺工作面回风道必须安装一台一氧化碳监测探头，监测探头必须与地面监控中心联网。 ⑻工作面建立防灭火注氮系统，发现问题及时对采空区进行注氮(暂无)。 ⑼工作面严禁留顶炭回采，回料时，浮煤必须清理干净，防止浮煤进入采空区。 ⑽工作面两道必须安装消防甩头及消防软管，消防软管长度各大于面倾斜长，交施工单位管理使用，消防甩头随工作面推进及时挪移，1302两道防尘管路兼作消防管路，每隔50m设一个三通阀门，三通阀门要保证能正常开启灵活，防尘管路要保证水压不低于1MPa。

⑾综采支架严禁超前或拖后，防止风流串入采空区，造成采空区浮煤氧化，并将采空区内瓦斯带入作业场所，致使工作场所瓦斯超限。

⑿1302工作面在回采时，如发生煤与瓦斯突出事故后，突出的浮煤要及时清理干净，严禁留顶煤回采，防止老塘遗炭自燃。

⒀工作面建立束管监控系统，时时监控采空区遗煤的发火情况，并将监测数据上传至井上。

⒁工作面结束后，在45天内必须全部封闭。 五、综合防尘

1、工作面防尘系统（四寸管路）：

地面水池 →副斜井→第四中部车场→1302运输顺槽→1302回采工作面 地面水池 →副斜井→第一中部车场→1302轨道顺槽→1302回采工作面 2、需要水量计算：

根据《徐州矿务局矿井用水量计算细则》规定对工作面进行用水量核算。 ⑴净化水幕用水量

QJ=qJ〃SJ〃n L/min 其中QJ：单位巷道断面净化水量 取qJ=0.6~0.7L/m2min

SJ：巷道断面 取8.88m2 则有Qj=0.6×8.88×2 =10.66 L/min ⑵架下喷雾用水量：

QD=qd〃sd〃n L/min 则有QD=0.6×6.48×11 =42.8 L/min

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⑶采煤机喷雾洒水量

Qr=qt〃qm=VT〃B〃H〃r〃qm L/min qt—每分钟割煤量 T/min V—采煤机牵引速度 取2.4 m/min B—截深 取0.6 m qm—吨煤洒水量 qm=20~30L/T r —煤的容重 T/m3 H—工作面的采高 取1.8m 则有Qr=2.4×0.6×25×1.35×1.8 =87.5L/min ⑷其他用水量

(1)转载点喷雾 皮带Qz=7L/min 二部溜子Qz=8L/min (2)巷道冲洗 QC2= 8~18L/min ⑸1302工作面总需用水量（按生产期间计算） QJC=Ab（QJ+QD+Qr+N+Qz+QC2） L/min Ab—各用户同时工作系数 Ab=0.95~1

QJC=0.95×(10.66+42.8+87.5+15+10)=157.66L/min=9.46T/h

根据现场实际测定供水量为18.26T/h，因此，在1302运输顺槽，1302轨道顺槽各铺一趟四寸防尘管路，供水量能满足生产需要。

3、供水水压要求：

根据《煤矿安全规程》第六十九条规定：采煤机必须安装内外喷雾装臵。截煤时必须喷雾降尘，内喷雾压力不得小于2MPa，外喷雾压力不得小于1.5MPa，喷雾流量应采煤机型相匹配。

4、防尘设施的安装要求：

⑴每部转载点均必须安装自动化喷雾装臵，设施要相对固定。

⑵工作面两道出口向外20-30m范围内各设臵一套封闭全断面的净化水幕。 ⑶工作面内每架安装一组移架自动喷雾。

⑷1302工作面回风巷、运输巷每隔50m设臵一个三通阀门。 ⑸煤机从回风巷供水，架下喷雾采用两道联合供水方式。 5、安全技术措施

⑴工作面生产前必须有完整可靠的防尘系统，防尘管路安设平直，吊挂牢固，接头严密不漏水，工作面内每隔20m、两道每隔50m设一个“三通”阀门，管路杜绝“跑、冒、滴、漏”现象，煤机内外喷雾压力符合《煤矿安全规程》第六十九条规定。

⑵工作面两道距工作面20-30m范围内应安装风流净化水幕，水幕应覆盖全断面，灵敏可靠，生产期间安排专人进行管理，正常喷雾；各转载点、卸载点必须安装喷雾洒水装臵，出

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炭时打开喷雾防尘。各转载点、卸载点必须安装喷雾洒水装臵，割煤出炭时打开喷雾防尘，严禁无水或水压不足进行施工。

⑶采煤工作面如果打眼必须使用湿式打眼，爆破使用水炮泥和爆破喷雾。 ⑷工作面两道及工作面内必须每班按冲洗制度洒水防尘，消灭积尘。 ⑸工作面移架时，打开架下喷雾装臵，洒水降尘。 ⑹工作面割煤时，必须使用煤机内外喷雾降尘。

⑺工作面严格执行煤层注水措施，具体短孔注水参数待测定后在确定。

⑻所有防尘设施实行移交制度，工作面投产前，防尘洒水设施不齐全，工作面不得投产。 六、煤层注水

煤层含水量低于4%要求注水，工作面采用短孔注水方式。 （一）钻孔的布臵方式：

从1302轨道顺槽下帮3m或1302运输顺槽上帮3m起，沿工作面倾斜方向每隔5m布臵一个注水孔，孔深为5m，注水孔使用煤电钻施工，孔径为42mm。注水孔位于煤层的中部，工作面推进必须预留2m注水超前距。

（二）注水人员及管理：

⑴采煤工区负责短孔施工和注水工作。

⑵注水时间：以相邻钻孔出水或每孔注水时间大于15分钟。 ⑶现场瓦斯员负责监督。

⑷每天早班8:00-13:00为工作面注水时间。每次注水为两组，每组两人。 （三）注水器具：用F（Z）胶囊封孔器注水，注水压力不少于8MPa 。 （四）注水要求：

⑴工作面注水必须配备注水加压泵及管路。

⑵每天注水时，采煤单位必须固定专人负责打钻、注水。 ⑶工作面不注水或注水未结束，工作面严禁生产。

⑷工作面煤层注水必须达到集团公司规定要求，否则工作面必须重新进行注水。 七、通风监测系统

工作面必须按照《矿井通风安监装臵使用管理规定》要求，在工作面上出口向外不大于10米处设臵T1回风瓦斯探头、回风巷外口回风三角门向工作面方向10-15米处设臵T2回风瓦斯探头，在工作面上隅角处设臵T3瓦斯探头，其中T1、T2、T3瓦斯探头（CH4浓度）报警值0.8%、断电值0.8%；断电范围：工作面、回风巷道内的所有非本质安全型电器设备，复电值为小于0.8%；工作面下出口向外3~5米处分设臵T4进风瓦斯探头，报警值、断电值均为0.5%，断电范围：进风巷内的所有非本质安全型电器设备，复电值为小于0.5%。其他有关技术参数符合《矿井通风安监装臵使用管理规定》要求，所有监测监控探头必须与地面联网，每周进行一次标准气样效验。

在1302运顺皮带机尾设臵一氧化碳传感器T5，在1302轨顺回风口附近设臵一氧化碳传感器T6，T5、T6一氧化碳传感器报警值为0.0025%。并在回风巷外口回风三角门向工作面方

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向10-15米处设臵T7温度传感器，报警值为26℃.

第七节 人员定位监控系统

一、安全监测监控系统

1、1302首采工作面安全监控系统安装情况:在1302运顺切眼10-15米处安装一个瓦斯传感器作工作面进风传感器，在1302轨顺上隅角安装一个瓦斯传感器，在1302轨顺切眼10-15米安装一个瓦斯传感器，在1302轨顺回风流安装一个瓦斯传感器、一个一氧化碳传感器、一个温度传感器。且安装了1302两道断电控制动力电瓦斯电闭锁功能系统，为矿井安全生产增添了一道安全保护屏幕。

2、监控系统使用及维护情况

本煤矿安全监控系统能正常运行，井下传感器显示数据与监控电脑显示数据对应准确，为了加强监控系统日常巡查维护，维持系统正常运行，每7天对在用传感器进行调校及断电试验。矿井安排专职维护24小时值班，一旦发生馈电异常、误差值超过规定，中心站值班员立即安排维护人员下井处理，在安全监控系统没有恢复正常运行前该头不得生产。

3、该套系统为矿井安全生产起到重要指导作用，有力防范井下施工人员的安全，能大力提高矿井安全生产效率。 二、人员定位系统

1、目前，我矿已按照《煤矿井下作业人员管理系统使用与管理规范》（AQ1048-2007）的要求，已安装井下人员定位系统。系统概况如下：人员定位整套系统由北京龙德时代科技发展有限公司提供，设备名称：KJ225人员定位（含KJ387智能连锁放炮）系统，该系统满足《煤矿井下作业人员管理系统通用技术条件》（AQ6210-2007）的要求，已取得煤矿矿用产品安全标志。定位分站、接收器等相关设备符合相应的标准。

2、1302首采工作面的安装情况：在1302两道分别安装了人员定位系统及放炮系统，在1302轨顺安装了一个人员定位监控分站、一个放炮监控分站、五个定位跟踪接收器；在1302运顺安装了两个定位监控分站和一个放炮监控分站、八个定位接收器。以上系统设备构成了整个工作面人员定位系统，该系统运行稳定，可靠，可以实时监测人员跟踪轨迹，有效达到人员定位系统作用，为井下施工人员的安全起到防护作用。 三、系统设备的使用和维护情况

使用情况：以现代无线电编码通讯技术为基础，应用现代无线电通讯技术中的信令技术及无线发射接收技术，结合目前流行的数据通讯、数据处理及图形展示软件等技术。作用（1）：系统能够及时、准确的将井下各个区域人员和移动设备情况动态反映到地面计算机系统，使管理人员能够随时掌握井下人员和移动设备的总数及分布状况；系统能跟踪干部跟班下井情况、每个矿工入井、出井时间及运动轨迹，以便于企业进行更加合理的调度和管理。作用（2）当事故发生时，救援人员可以根据系统所提供的数据、图形，及时掌握事故地点的人员和设备信息，也可以通过求救人员发出呼救信号，进一步确定人员位臵及数量，及时采取相应的

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救援措施，提高应急救援工作的效率。

维护情况：每天进行系统设备的巡检、清理工作及检修工作，保证系统设备完好，维持系统正常运行，有效指导井下人员安全作业，为矿井安全生产起到重要作用。

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