42104综采放顶煤工作面
设计说明书
江苏省矿业工程集团有限公司第四工程处青岗坪煤矿 编 制 二○一三年六月二十日 目 录
第一章 编制依据及工作面地质概况 .................................................................................... 1
第一节 编制依据 ............................................................................................................. 1 第二节 地质概况 ............................................................................................................. 1 第二章 采煤工艺、设备选型及巷道布置 ............................................................................ 4
第一节 采煤工艺 ............................................................................................................. 4 第二节 设备选型 ............................................................................................................. 5 第三节 巷道布置 ............................................................................................................. 6 第三章 设计工程量、工作面储量及服务年限 .................................................................. 14
第一节 工程量 ............................................................................................................... 14 第二节 工作面储量 ....................................................................................................... 14 第三节 工作面月推进度及日循环产量、个数、服务年限 ....................................... 15 第四章 顶板管理 .................................................................................................................. 16
第一节 工作面顶板控制 ............................................................................................... 16 第二节 工作面支护及超前支护 ................................................................................... 16 第五章 劳动组织 .................................................................................................................. 20
第一节 劳动组织 ........................................................................................................... 20 第二节 循环作业 ........................................................................................................... 21 第三节 主要经济技术指标 ........................................................................................... 22 第六章 生产系统 .................................................................................................................. 23
第一节 主运输系统 ....................................................................................................... 23 第二节 辅助运输系统 ................................................................................................... 23 第三节 供水及综合防尘系统 ....................................................................................... 23 第四节 排水系统 ........................................................................................................... 24 第五节 照明系统 ........................................................................................................... 24 第六节 瓦斯抽放系统 ................................................................................................... 24
第七节 矿压观测系统 ................................................................................................... 25 第八节 安全避险“六大系统” ..................................................................................... 26 第七章 通风系统 .................................................................................................................. 28 第八章 供电设计 .................................................................................................................. 32
第一节 供电概况 ........................................................................................................... 32 第二节 动力变压器的选择 ........................................................................................... 33 第三节 系统短路电流计算和保护装置的整定 ........................................................... 35 第九章 防灭火 ...................................................................................................................... 41
第一节 外因火灾预防 ................................................................................................... 41 第二节 内因火灾预防措施 ........................................................................................... 43 第三节 综合防灭火措施 ............................................................................................... 43 第五节 汽雾阻化系统 ................................................................................................... 45 第六节 束管监测系统 ................................................................................................... 45 第十章 防治水 ...................................................................................................................... 46 第十一章 职业卫生设计 ...................................................................................................... 47 第十二章 主要安全技术措施 .............................................................................................. 48
第一节 防治水 ............................................................................................................... 48 第二节 顶板管理 ........................................................................................................... 48 第三节 机电管理 ........................................................................................................... 48 第四节 “一通三防” ................................................................................................... 53 第五节 预防措施 ........................................................................................................... 53 第六节 煤质保障措施 ................................................................................................... 55 第十三章 避灾路线设计 ...................................................................................................... 56
第一节 火灾和瓦斯、煤尘爆炸事故 ........................................................................... 56 第二节 水灾事故 ........................................................................................................... 56
第一章 编制依据及工作面地质概况
第一节 编制依据
42104综采放顶煤工作面设计依据《煤矿安全规程》、《采矿设计手册》、国家煤矿安监局《关于加强煤矿放顶煤开采安全管理工作的通知》（安监总煤行〔2008〕130号）、《42104综放工作面掘进地质说明书》及42104工作面范围内及附近的PK6、PK10、PK17地质钻孔资料编制书。
第二节 地质概况
一、工作面位置
42104综放工作面位于一采区东翼，东为工业广场保护煤柱，西为采区集中巷及保护煤柱，南为42102采空区（区段煤柱宽20m），北为未开采区，地面为中低山森林区，无任何建筑物及设施。
二、工作面地质及水文地质
1、工作面总体形态为单斜构造， 4-2号煤层为黑色，粉色为灰褐色及深棕色。弱沥青光泽，断口阶梯状、参差状；呈条带状、线理状结构；层状构造。内外生裂隙较为发育，并为方解石及黄铁矿薄膜充填。煤层裂隙发育易折帮，煤层夹矸以泥岩为主，局部高角度裂隙发育。
2、与42104综放工作面临近的42102工作面目前老塘涌水量为80-120m³，采空区顶板冒裂带导通洛河砂岩含水层。42104工作面回采期间预计涌水量为50-80 m³。
3、根据3条采区集中巷掘进揭露的地质资料，42104工作面回风顺槽掘进初期可能揭露断层，预计断层落差8-10m，运输顺槽掘进遇见断层的可能性较小。
三、工作面煤层赋存情况
42104综放工作面开采煤层为4-2煤层，煤层结构简单，煤层赋存稳定、平缓，含2-3层夹矸，夹矸厚度0.1-1.5m。工作面内煤层厚度为9.0～15.0m，平均12m，平均倾角4°
四、工作面瓦斯地质
根据煤炭科学研究总院重庆分院2010年10月提交的《陕西旬邑青岗坪煤矿4-2煤
层瓦斯基本参数测定及煤层瓦斯可抽性评价研究报告》，井下共布置两个瓦斯实测钻孔，实测瓦斯涌出量分别为5.02 m3/t和4.27m3/t，揭露煤层后的实测瓦斯含量较地质报告中瓦斯含量有所增加，同时该报告用井下实测煤层瓦斯含量对地勘钻孔瓦斯进行修正，修正后的瓦斯含量在1.38～7.82m3/t之间。本井田属瓦斯矿井。
五、其他开采技术条件 1、煤尘
根据4-2煤层爆炸性试验测试结果，煤尘有爆炸性危险。 2、煤的自燃
本井田4-2煤层自燃倾向试验测试结果：△T1～3℃在16～52℃之间，属不易自燃～容易自燃煤层，变化较大。据邻近矿井资料，4-2号煤层堆放有自燃现象发生，发火期3～6个月。
3、地温
本区未发现地温异常，无热害。 4、煤层顶底板 （1）煤层老顶
岩性为粉砂岩，深灰、黑灰色，泥质胶结，具平行层理，含植物化石及碎片，夹砂岩条带，平均厚度9.5m。
（2）煤层直接顶
煤层直接顶板为泥岩、粉、中粒砂岩互层，浅灰-深灰色，具波状层理，局部夹有紫红色砂质泥岩层，平均厚度10.4m。
（4）煤层底板 煤层直接底
岩性为炭质泥岩，黑色，块状，易碎，局部具有滑面，含碳质，平均厚度2.5m。 煤层老底
岩性为泥岩，灰色、紫杂色块状，易碎，含鲕粒，平均厚度9.5m。 六、工作面接续情况
42104综放工作面是目前正在回采的42101综放工作面的接续面。42104工作面巷道掘进时间为2013年7月至2014年1月，工作面安装时间为2014年2月至2013年4
月，4工作面回采时间为2014年4月至2015年9月，月产量13.3万t。
附：42104综放工作面综合柱状图
42104工作面综合柱状图
42104工作面综合柱状图地层单位代 号统组1：200（m)柱 状厚 度岩石名称岩 性特 征15.0～１4.09.5 1、深灰、黑灰色，泥质胶结，具平行节理，含大量植物化石碎片。20～4.03.4中粒砂岩 2、灰、深灰色，具波状层理。粉砂岩 3、黑灰色，薄层状，含植物化石碎屑。侏30～3.53.0罗延40～5.04.0泥 岩 4、灰色、块状、易碎，具滑面，含黄铁矿。纪安J2中组12.0～15.0513.5统煤 5、黑色，块状，沥青光泽条痕褐黑色，参差状及棱角状断口条带状结构，属半暗-半亮型煤。局部含2～3层夹矸，岩性为泥岩，厚度0.1～1.5米。61.2～3.82.5炭质泥岩 6、黑色、块状、易碎、局部具滑面，含碳质。78.0～11.09.5泥 岩 7、灰色、紫杂色、块状、易碎，含鲕粒。
第二章 采煤工艺、设备选型及巷道布置
第一节 采煤工艺
一、采煤工艺流程
采用后退式走向长壁综合机械化放顶煤开采，全部垮落法管理顶板。 为保证综放工作面采煤的合理性，工作时应严格按照循环进尺800mm进行。 二、进刀方式
采用双滚筒采煤机双向割煤，在工作面两端斜切进刀割三角煤进刀方式，机组正常牵引时，前滚筒割顶煤后滚筒割底煤，截深800mm，采高3.0m,最大割煤高度3.2m，最小割煤高度2.8m,利用滚筒螺旋叶片装煤，溜槽上的铲煤板清除浮煤。
生产工艺流程为：采煤机由机头斜切进刀→移机头→由机头向机尾割煤→移架→推移工作面前输送机→移后刮板输送机→机尾斜切进刀→由机尾向机头割煤→移架→推移工作面前输送机→放顶煤→移后刮板输送机。
1、装煤：
利用采煤机滚筒螺旋叶片装煤，溜槽上的铲煤板清除浮煤。 2、运煤：
煤由工作面前部刮板输送机（SGZ-764/800）和后部刮板输送机（SGZ-800/800）→SZZ830/315转载机→DSJ100/80/2*160型胶带输送机→集中皮带机巷→井底煤仓→主斜井胶带输送机→地面原煤仓。
3、移架：
工作面实行追机移架作业, 距采煤机后滚筒3-6m追机移架，同时伸出护帮板护住煤墙，移架方式为单架依次顺序移架（沿采煤机牵引方向依次前移），移架步距0.8米，将支架移成一条直线。
4、推移前部刮板输送机：
推移前部刮板输送机要滞后拉支架点15m后推移，刮板输送机的弯曲度不大于3°，弯曲段长度不小于15米，推移时只能由一头向另一头推移，严禁由两头向中间推移。
5、放顶煤：
（1）放煤步距
工作面采煤机截深为0.8m，确定放煤步距为0.8m，即一采一放。 （2）放煤方式
井田煤层煤质中硬，为提高顶煤采出率，降低含矸率，根据42102、42101综放面放煤工艺及放煤效果，设计确定采用单轮间隔放煤的作业形式。
（3）工作面机采高度3m，放煤高度9.0m，采放比为1∶3，符合《煤矿安全规程》规定：采放比不大于1:3的规定。
（4）初次放顶煤：
初采期间顶煤破碎状况不好，直接顶未垮落，顶煤不易冒落，可采取以下措施：放慢割煤和移架速度，延长空顶时间，连续升降支架，使顶煤和直接顶离层破碎、跨落，但应注意降架幅度不宜过大。为提高回收率，工作面切眼支护锚杆、索及时采取退锚措施。
6、拉后部刮板输送机：
拉后部刮板输送机时，连续渐进操作2-3个千斤顶，使后部溜槽弯曲长度不小于15m，拉后部刮板输送机距放煤点应控制在15m以上，并保证拉移步距0.8米。
7、支护：
工作面采用ZF-6800/18/35型94架轻型低位放顶煤液压支架支护、6架ZFG7200/20/35 过渡支架及一组ZFD10000/18/35型端头架进行支护，工作面两顺槽自工作面煤壁起向外40m，往里至切顶线架设超前支护棚。超前支护架棚采用DW2.8-30/100型或DZ25-30/110X型单体液压支柱、HDJA-1200型金属铰接顶梁和HDJS-1200型双楔顶梁。
8、采空区处理
采用全部垮落法管理顶板。
第二节 设备选型
一、工作面设备
根据矿井设计生产能力及工作面煤层赋存情况，42104工作面所选用的设备明细如下：
42104综放工作面设备配备一览表
序号 1 2 3 4 5 6 7 名 称 设备型号 电机功率/kw 电压/V 设备台数 1140 1140 1140 1140 1140 1140 1140 1 1 1 1 1 1 1 前部刮板输送机 SGZ764/400（200） 400（200） 后部刮板输送机 SGZ800/800（400） 800（400） 乳化液泵 采煤机 破碎机 转载机 胶带输送机 LRW400/31.5 MG300/730-WD2 PLM-2000 SZZ-830/315 DSJ100/80/2*160 250 730 160 315（160） 160*2 二、运输设备能力验算
1、前部刮板输送运输能力验算：
采煤机型号：MG300/730-WD2，牵引速度按2m/min计，采高3.0m,截深0.8m。则：Q = 2*60*3.0*0.8*1.43*0.95＝391.2t/h。前部刮板输送机型号：SGZ764/400，运输能力800t/h，前部刮板输送机能满足生产的要求。按放煤速度与割煤速度相同进行计算，顶煤产量：2*60*9*0.8*80%*1.43=988.4t/h
2、后部刮板输送机型号：SGZ800/800，运输能力1500t/h,满足生产需要。 3、工作面生产能力：
该工作面选用的SZZ-830/315型转载机、PLM-2000型破碎机，转载、破碎能力均大于1500t/h。可见综采面的所有设备均能满足采煤机割煤、出煤、破煤要求。
第三节 巷道布置
一、工作面巷道布置方式
1、42104综放工作面采用走向长壁布置，单“U”型通风系统。
2、工作面设计运输顺槽与回风顺槽各一条，42104运输顺槽与一采区带式输送机巷贯通，42104运输顺槽联络巷与42102中部车场联通。
42104回风顺槽外部车场与一采区辅助运输巷贯通，42104回风顺槽外段与一采区回风巷联通。42104回风顺槽掘进出煤联络巷与一采区带式输送机巷贯通，用于42104
回风顺槽掘进期间运煤。42104工作面反风路线为：42104回风顺槽→42104工作面→42104运输顺槽→一采区带式输送机巷。
3、为有效控制巷道底鼓，均留底煤掘进，留底煤0.5m。
附图：《42104综采放顶煤工作面平面、剖面、断面图》（1：1000） 二、区段隔离保护煤柱
42104运输顺槽与42102回风顺槽之间煤柱宽20m。 三、巷道断面设计
1、根据《煤矿安全规程》第二十一条：采区内的上山、下山和平巷的净高不得低于2m；第二十二条：生产矿井新掘运输巷的一侧，从巷道道渣面起1.6m的高度内，必须留有宽1m以上的人行道，巷道另一侧的宽度不得小于0.5m；巷道内安设输送机时，输送机与巷帮支护的距离不得小于0.5m；巷道内移动变电站或平板车上综采设备的最突出部分，与巷帮支护的距离不得小于0.3m的规定进行巷道断面设计。
2、42104回风顺槽主要用于工作面回风及辅助运输。安全间隙不低于1m、运输设备最大宽度1.5m及巷道变形量0.5m，因此宽度为1+1.5+1+0.5=4.0m；支架车高度2.4m、安全间隙0.4m、预留巷道变形量0.2m，因此高度为2.5+0.4+0.2=3.0m，巷道有效断面为4.0*3.0=12.0m2,通过第七章计算42104工作面供风1200 m3/min，巷道断面满足通风需要，断面图如下图所示：
3、42104运输顺槽主要用于工作面进风及运输，皮带机架宽1.4m、安全间隙不低于0.5m、平板车宽度1.5m、行人宽度1m，因此宽度为1.4+0.5+0.6+1.5+1.0=5.0m；巷道变形量0.1m及行人高度2.2m，因此高度为2.2+0.7+0.1=3.0m，巷道有效断面为5.0*3.0=15.0m2，通过计算巷道断面也满足通风需要。断面图如下图所示：
4、42104切眼主要用于安装支架，支架对角线长度7.2米，安全间隙0.4米，因此宽度为0.4+7.2+0.4=8.0m；支架车高度2.4m、安全间隙0.4m及巷道变形量0.2m，因此高度为2.4+0.4+0.2=3.0m，切眼有效断面为8.0*3.0=24.0m2，如下图所示。
四、煤柱
工作面区段煤柱为20m。 五、支护
本工作面地质构造简单，为确保安全生产,在该工作面两顺槽、切眼全部采用锚网梁索进行支护。支护的具体原则：以悬吊理论进行验算，参照42102、42101综放工作面巷道支护技术参数，确定巷道支护形式.
支护参数设计及强度验算 （一）按悬吊理论计算锚杆参数 L＞L1+L2+L3
式中：L-----锚杆总长，m；
L1----锚杆外露长（钢带厚度+托板厚度+螺母厚度+0.01～0.04m,顶帮锚杆均
取0.1m），m；
L2----有效长度（顶锚杆取免压拱高b，帮锚杆取煤帮破碎深度c），m；
L3----锚入岩层内深度（顶锚杆取0.8m，帮锚杆取0.6m），m；
普氏免压拱高：
b=｛B/2+Htan（45°-W帮/2）｝/F顶 c=Htan（45°-W帮/2）
式中：B、H-----巷道掘进跨度和高度，m； F顶-----顶板岩石普氏系数，F顶取3；
W帮-----两帮围岩的内摩擦角，W帮取63.43（勘查地质报告）。
以断面较大的42104回风顺槽外部车场来计算，B取5.0，H取4.5 b=｛2.5+4.5tan（45°-63.43/2）｝/3=1.19m c=4.5tan（45°-63.43/2）=1.06m。
依据上述公式计算得出：
顶锚杆的L顶=0.1+1.19+0.8=2.09m； 帮锚杆的L帮=0.1+1.06+0.6=1.76m。 实际顶、帮锚杆长度2.25m，满足支护要求。 （二）按锚杆所能悬吊的重量校核锚杆的间排距 α = Q / KHγ
式中：α—— 锚杆间、排距， m； Q —— 锚杆锚固力或杆体拉断力中的较小值， 5t；
γ—— 软弱岩层平均容重，t/m3； 取2.25； K-----安全系数， 一般取2。 H-----软弱岩层的厚度， 取0.78m。 α=1.4
各断面实际的锚杆间、排距最大为0.85m，0.85m＜1.4m，满足支护要求。 （三）悬吊理论校核锚索间排距
根据地质资料，直接顶为坚硬的岩层，为防止巷道顶板岩层发生大面积的整体跨落，用Φ17.8mm、L=8000mm的钢绞线，将锚杆加固的组合梁整体悬吊于坚硬的岩层中，校核锚索间排距，冒落方式按最严重的冒落高度大于锚杆的整体冒落考虑。此时靠巷道两帮的肩窝锚杆和锚索一起发挥悬吊作用，在忽略岩体粘结力和内摩擦力的条件下，取垂直
方向力平衡。
以锚索间排距最大的42104运输顺槽为例（锚索间排距为1300mm*2400mm），校验锚索间排距:
L=Nf2/{BHR—(2F1sinα)/L1} 式中： L-------锚索排距，m；
B-------巷道最大冒落宽度，5.1m；
H-------巷道冒落高度，按最严重冒落高度取3.1 m； R-------岩体容重，27KN/m3；
L1-------锚索实际间排距，取大值2.4m； F1-------锚索锚固力，100KN； F2-------锚索极限承载力，取320KN；
α-------肩窝锚杆与巷道顶板的夹角，75°； N-------锚索根数，取3；
L=3×320/{5.1×3.1×27-2×100sin75.°/2.4=2.77m 42104运输锚索间排距小于2.77m,满足支护要求。 支护材料规格见下表
巷道支护材料规格参数
名称 顶部锚杆 规格参数 名称 规格参数 Φ20*2250mm左旋无纵筋顶部锚杆δ10*150*150mm Mn16碟形钢等强螺纹钢锚杆 Φ18*1800mm玻璃钢锚杆 Φ18*1800mm左旋无纵筋托板 板托板 玻璃钢锚杆托盘 帮部锚杆托盘 帮部锚杆 等强螺纹钢锚杆 Φ20*2250mm左旋无纵筋等强螺纹钢锚杆 4000*1000mm菱形孔金属金属网 网，网眼60*60mm 2000*1000mm焊接金属网，网眼100*100mm δ10*150*150mm Mn16钢板碟形托板 CK-2370 锚固剂 Z-2380 名称 锚索 钢带 规格参数 Φ17.8*8000mm钢绞线 名称 规格参数 锚索托盘 ［20*300mm型钢托盘 双抗型塑料网 Φ12mm圆钢焊制的钢筋梯 塑料网 六、支护参数
1、42104回风顺槽：巷道为矩形断面，顶板每排布置6根Φ20*2250mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆，锚杆间排距740mm*800mm；帮部布置8根（每帮4根）Φ18*1800mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆，帮锚杆间排距为850mm*800mm。顶板每排布置3根Φ17.8*8000mm的锚索，锚索间排距为1000mm*2400mm，全断面铺设菱形孔金属网，采用钢带压网。
2、42104回风顺槽外段及外部车场小断面段：全断面每排布置15根Φ20*2250mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆，锚杆排距800mm*800mm；两帮最下面3根锚杆之间间距为750mm，其余锚杆间距700mm；顶板每排布置3根Φ17.8*8000mm的锚索，锚索间排距为1200mm*1600mm，全断面铺设焊接金属网，采用钢带压网；喷浆厚度100mm，混凝土强度C25。
3、42104回风顺槽外部车场：全断面每排布置15根Φ20*2250mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆，间排距800mm*800mm。顶板每排布置5根Φ17.8*8000mm的锚索，锚索间排距为1000mm*1600mm，全断面铺设焊接金属网，采用钢带压网，喷浆厚度100mm，混凝土强度C25。
4、回风顺槽掘进出煤联络巷：每排布置11根Φ20*2250mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆，间排距800mm*800mm；顶板每排布置3根Φ17.8*8000mm的锚索，锚索间排距为1000mm*1600mm，全断面铺设焊接金属网，采用钢带压网；喷浆厚度100mm，混凝土强度C25。
5、42104运输顺槽：顶板每排布置7根Φ20*2250mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆，锚杆间排距770mm*800mm；帮部布置8根（每帮4根）Φ18*1800mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆，帮锚杆间排距为850mm*800mm。顶板每排布置3根Φ17.8*8000mm的锚索，锚索间排距为1200mm*2400mm，全断面铺设菱形孔金属网，采用钢带压网。
6、42104运输顺槽联络巷：巷道为直墙半圆拱断面，全断面每排布置13根Φ20*2250mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆，锚杆间排距770mm*800mm。顶板每排布置3根Φ
17.8*8000mm的锚索，锚索间排距为1000mm*2400mm，全断面铺设焊接金属网，采用钢带压网；喷浆厚度100mm，混凝土强度C20。
7、42104工作面切眼
(a)首次施工：巷道为矩形断面，顶板每排布置6根Φ20*2250mm左旋无纵筋螺纹钢
锚杆，锚杆间排距740mm*800mm；老塘侧帮部布置4根Φ18*1800mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆，间排距为850mm*800mm；煤壁侧帮部布置3根Φ18*1800mm玻璃钢锚杆，间排距为1000mm*1200mm；顶板及老塘侧帮部铺设菱形孔金属网，采用钢带压网，顶板钢带与帮部钢带必须使用帮部肩窝锚杆进行压茬搭接，煤壁侧帮部铺设塑料网。
(b)刷扩施工：巷道为矩形断面，顶板每排布置5根Φ20*2250mm左旋无纵筋螺纹钢
锚杆，锚杆间排距800mm*800mm；煤壁侧帮部布置3根Φ18*1800mm玻璃钢锚杆，间排距为1000mm*1200mm；顶板每排布置3根Φ17.8*8000mm的锚索，锚索间排距为1100mm*2400mm，顶板铺设菱形孔金属网，采用钢带压网，顶板钢带与帮部钢带必须使用帮部肩窝锚杆进行压茬搭接，煤壁侧帮部铺设塑料网。
第三章 设计工程量、工作面储量及服务年限
第一节 工程量
根据采区保护煤柱线及工业广场保护煤柱、巷道布置情况确定42104开切眼位置及两道长度如下表所示：
工程量、规格明细表
序号 巷道名称 断 面 规格宽*掘进断净断工程形 状 高（m） 面（m2） 面（m2） 量（m） 4.8*4.1 18.32 17.21 99 支护形式 直墙42104回风顺槽外部1 半圆车场（采区中部车场） 拱 2 42104回风顺槽掘进出煤联络巷 直墙半圆拱 直墙半圆拱 锚梁网索喷 3.4*3.0 9.77 13.02 13.65 16.12 25.42 - 8.96 24 锚梁网索喷 3 42104回风顺槽 42104运输顺槽联络4 巷 矩形 4.0*3.0 4.0*3.6 12.00 1280 锚梁网索喷 12.68 33 锚梁网索喷 5 42104运输顺槽 矩形 5.0*3.0 6 42104切眼 7 各类硐室 合计 矩形 8.0*3.0 - - 15.00 1363 锚梁网索喷 24.00 - 150 82 3031 锚网索、单体、∏型梁 锚梁网索 第二节 工作面储量
Z = LBHRQ 式中：
Z —— 工作面可采储量， 万t； L —— 工作面可采走向长度， 1196m； B —— 工作面倾斜长度， 150m； H —— 平均煤厚， 12.0m； R —— 煤的容重， 1.43t/m3;
Q 1—— 综合回收率 80％; 循环进尺 0.8m; 代入算得：Z ＝1196*150*12*1.43*80％=246.28万t 循环产量：B*H*R* Q 1 *0.8=1647t
第三节 工作面月推进度及日循环产量、个数、服务年限
循环进尺0.8m，循环个数3.0,正规循环率90%，月推进64.8米。 日生产能力:1647*3.0*90%=4447t 月生产能力：4447*30=13.3万t 服务年限：246.28/13.3=18.5个月
第四章 顶板管理 第一节 工作面顶板控制
一、控顶方法
采用一次采全高放顶煤开采，全部垮落法管理顶板。 二、控顶距离
工作面最大控顶距为5390mm，最小控顶距为4590mm；放顶步距800mm。 三、正常时顶板支护方式 1、移架顺序
（1）煤机向下（上）端正常割煤时，滞后煤机后滚筒3～5架移架（顶板破碎时可紧跟前滚筒移架）。
（2）煤机割煤并移架后，及时将支架的伸缩梁伸出护顶。
（3）煤机进刀，向上（下）正常割煤时，自下（上）而上（下）滞后煤机后滚筒3～5架移架（顶板破碎时可紧跟前滚筒移架）。
（4）在煤机割煤时，超前煤机前滚筒3架将护帮板收回，并滞后煤机前滚筒3架，将护帮板伸出紧贴煤壁。
2、支护要求
（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、两畅通”的质量要求。
（2）加强支架的支护强度，确保支护质量，支架的初撑力达到24MPa。
第二节 工作面支护及超前支护
一、支架选型
矿井4-2煤层基本顶以砂岩为主，饱和单轴抗压强度平均10.3MPa，为软弱的易冒落顶板。煤层直接顶板以泥岩为主，部分为粉砂岩。细粒砂岩饱和单轴抗压强度16.00MPa，属软弱的不稳定顶板。4-2号煤层底板，以泥岩为主，遇水易膨胀。饱和单轴抗压强度20.8MPa，为软弱岩石。
综上所述，根据本矿井4-2煤层顶、底板条件设计选用ZF6800/18/35型放顶煤支架，
主要技术参数如下：
支架高度：1.8～3.5m； 支架中心距：1.5m； 工作阻力：6800kN； 初撑力：6181kN；
支护强度：0.96～1.02MPa； 对底板比压：2.43-2.59MPa； 支架重量：23t。
1、根据42104综放工作面综合柱状图,初步选用支撑掩护式液压支架。支架的支护强度≥1000kpa，取支架支护强度为1000Kpa。
2、支架工作阻力的确定：
支架工作阻力： Q=Z b（l+c） （KN） 式中： Z——选定支护强度，取1000kpa； b——支架中心距，取1.5m；
c——顶梁前端至煤壁距离，取0.2m； l——顶梁长度，取4.25m。
Q=Zb（l+c）=1000×1.5×(4.25+0.2)=6675KN 3、支架初撑力的确定
由于42104工作面顶板煤层直接顶板以泥岩为主，部分为粉砂岩为主，故确定支架的初撑力不小于工作阻力的80%，即为5340 KN。
4、液压支架的高度计算 （1）支架的最大支撑高度
考虑到顶板有伪顶冒落或局部冒落，支架的最大支撑高度应是煤层最大开采厚度再加200mm，即：
hmax=Hmax+200mm=3000+200=3200 mm Hmax——煤层开采的最大高度，mm。 （2）支架的最小支撑高度
支架的最小支撑高度为最小开采高度减去200mm。 hmin=Hmin-200mm =2000-200=1800 mm
Hmin——煤层开采的最小高度，mm。
根据以上参数，选用ZF6800/18/35型支撑掩护式低位放顶煤液压支架及ZFG7200/20/35型放顶煤过渡液压支架。
5、42104综放工作面安装ZF6800/18/35型掩护式低位放顶煤液压支架94架和ZFG7200/20/35型过渡液压支架6架。
二、端头支护、超前支护形式 端头支护与出口超前支护
1、支护方法：工作面上、下端头采用ZFG7200/20/35型过渡支架支护，两端头各安装过渡支架3架，下出口支护以ZFD10000/18/35型端头支架为主，上、下出口超前支护均采用单体液压支柱、铰接顶梁架设走向架棚。
2、布置方式：
（1） 工作面下出口布置2趟超前架棚，偏巷道下帮布设，距巷道中心线分别为中—中500mm、1700mm；上出口布置3趟超前架棚，与巷道中心线的距离分别为中—中400mm、900mm和1400mm。
（2）超前架棚支护范围：两顺槽自工作面煤壁起往外40m，往里至切顶线（下出口靠巷中的1趟架棚从端头支架外端起往外布置）。遇到出口压力大、顶板下沉等情况时，支护范围扩大至覆盖压力影响区，或者采取局部增棚、增柱等措施加强支护。下出口端头支架至巷帮的距离小于1.2m时，其间的走向架棚可以取消。
（3） 超前架棚支护材料采用DW2.8-30/100型或DZ35-30/110X型单体液压支柱、HDJA-1200型金属铰接顶梁和HDJS-1200型双楔顶梁，组合形式为一梁一柱一鞋，支柱支设在顶梁距老塘端300～400mm的牙口内。回风顺槽靠下帮的1趟超前架棚使用双楔顶梁，其他均用普通铰接顶梁。
（4）工作面下出口端头支架与过渡支架之间的间隙控制在500 mm之内，上出口过渡支架与超前架棚的间隙不超过500mm。
（5） 运输顺槽转载机机头处以托棚代替超前架棚，托棚采用4m长Π型钢梁和单体液压支柱架设，一梁二柱，随转载机拉移而挪移，转载机拉移后及时补充超前架棚。
3、备用支护材料
工作面备用支护材料见下表。
工作面备用支护材料表 材料名称(单位) 1.单体液压支柱 2.单体液压支柱 3.铰接顶梁 4.双楔顶梁 5.水平楔和调角楔 6.钢化塑料鞋 7.半圆木 8.圆木 9.板枇或条棍 规 格 DW2.8-30/100 DZ25-30/110X HDJA-1200 HDJS-1000 （带链） Φ280mm 长度2 m 长度2～4 m 长度0.8～1.6 m 数 量 50根 20根 30根 20根 10对 30个 50根 10根 100根 备 注 1.所有备用材料均存放在回风顺槽距工作面150～200m范围内，分类上料架，码放整齐，挂牌标识，料架距轨道不小于1m。 2.备用材料由专人管理，根据备用量要求及时补充。 自切顶线至煤壁区域，在两排走向架棚中间加扶3棚走向架棚支护，其排距中-中0.7m；自煤壁向外扶30m走向超前架棚支护。矿压较大地点可适当加密支护。
第五章 劳动组织 第一节 劳动组织
一、作业方式
1、作业方式：专业工种追机作业，综合工种分段作业，专业工种和综合工种分工协作。
2、作业制度：工作面采用“三八”工作制，早班检修，中夜班生产。 二、劳动组织
劳动组织和配备表
劳 动 组 织 序号 工 种 夜 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 合计 煤机司机 支架工（移架、推前溜） 放煤工（放煤、拉后溜） 出口维护工 机电维护工 支架维护工 控制站工 防尘工 清理工 运输司机 排水工 验收员（兼铁管员） 班长 队长 工区干部 2 2 2 4 1 1 1 1 5 2 1 1 1 1 25 班 次 早 2 2 1 4 5 3 1 0 0 5 2 1 1 1 3 31 中 2 2 2 4 1 1 1 2 5 2 1 1 1 1 26 总计 6 6 5 12 7 3 3 2 3 15 6 3 3 3 5 82 在册 9 9 7 17 11 5 5 3 5 21 9 4 3 3 5 116 第二节 循环作业
一、42104工作面循环作业图表（见下表）
第三节 主要经济技术指标
工作面主要技术经济指标（参见下表）。
序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16
名 称 工作面倾斜长度 工作面走向长度 可 采 储 量 煤 层 厚 度 机 采 高 度 机 采 回 收 率 放 顶 煤 高 度 顶 煤 回 收 率 循 环 进 度 日 循 环 个 数 循 环 产 量 正 规 循 环 率 平 均 日 产 量 月 产 量 月 推 进 度 工作面服务年限 单 位 m m 万t m m % m % m 个 t ％ t 万t m 月 数 量 150 1195 246.28 9～15/12 3.0 95 9.0 75 0.8 3.0 1647 90 4447 13.3 72 18.5 备 注 可采 极小～极大/平均
第六章 生产系统 第一节 主运输系统
运煤路线：工作面前后部刮板输送机→42104运顺转载机→42104运顺皮带→集中皮带→井底煤仓→主斜井皮带→地面选洗系统。 42104运顺使用DSJ100/80/2×160胶带运输机。
第二节 辅助运输系统
一、运料路线
1、地面→副斜井→井底车场→一采区辅助运输巷→42102中部车场→42104运顺联络巷→42104运顺→42104工作面。
2、地面→副斜井→井底车场→一采区辅助运输巷→42104中部车场→42104回顺→42104工作面。
二、主要运输设备
1、副斜井使用2JK-4/30绞车。
2、一采区辅助运输巷使用蓄电瓶机车运输支架及支护材料。 3、42104回顺使用SQ-80（110B）型无极绳绞车。 4、42104运顺使用JD-1.6调度绞车。 5、轨道型号均为30Kg/m。
第三节 供水及综合防尘系统
一、42104工作面综合防尘系统 1、系统管路为DN100钢管 2、供水路线
消防水池→副斜井→井底车场→一采区辅助运输巷→42102中部车场→42104运输顺槽；
消防水池→副斜井→井底车场→一采区辅助运输巷→42104回风顺槽。
二、供水量计算
1、注氮需水量：10m/h。 2、支架喷雾需水量：4m3/h。 3、乳化液补水需水量:1m3/h。
4、巷道冲洗、水幕、转载点喷雾需水量：3m3/h。 5、煤机及各部电机冷却水需水量：4m3/h。 总需水量合计为：22m3/h。
经实测从地面至工作面静压供水水压达2.8MPa以上，流量150m3/h，满足工作面要求。
3
第四节 排水系统
一、概述
根据水文地质报告及42102综放工作面实际涌水量，预计1111综放工作面正常涌水量为50m3/h，最大涌水量为80m3/h。
二、运输顺槽排水系统
在运输顺槽巷道低洼处挖设临时水仓，规格：长×宽×深=3.0m×3.0m×2.0m，按需设置三台15kw（BQS60-30-15，排量60m3，扬程30m）潜水泵潜水泵排水，经Φ159mm管路排出。
三、回风顺槽排水系统
42104回风顺槽根据巷道的高低起伏在低洼处，按需设置三台7.5kw（BQS50-25-7.5，排量50m3，扬程25m）潜水泵，敷设Φ108mm排水管排至一采区辅助运输巷水沟。
四、排水线路：
42104综放工作面运顺→一采区辅助运输巷→井底水仓→地面污水处理厂 42104综放工作面回顺→一采区辅助运输巷→井底水仓→地面污水处理厂
第五节 照明系统
各转载点及设备列车处安装防爆照明日光灯，支架每隔10架装一盏防爆日光灯。
第六节 瓦斯抽放系统
一、 本矿建立井下瓦斯抽放站
抽采设备为井下移动式瓦斯抽放泵站，集中安装在一采区瓦斯抽放泵站硐室内，共布置4套，其中ZWY-230/280-G型和ZWY150/200-G型各2套；瓦斯抽放主管路采用Φ355mmPE管1趟，由一采区瓦斯抽放泵站硐室经一采区回风巷铺设至42104回风顺槽，其中一趟延接至工作面回风隅角，用于回风隅角埋管抽放及插管抽放。
二、管路敷设路线
42104回风顺槽（工作面回风隅角）→一采区回风巷→一采区瓦斯抽放泵站硐室→瓦斯抽放泵站→一采区回风巷→回风斜井
三、当瓦斯浓度≥0.8％时，可以立即投入使用。
第七节 矿压观测系统
一、工作面的矿压观测
工作面支架液压载荷工作阻力测定，在工作面支架前后立柱上下分别安装支架压力防震表（型号：YHY -60），每天专人对其测试的数据进行观测记录，分析记录工作面周期来压步距，并在超前支护醒目位置挂设牌版，标识周期来压步距，指导生产。
二、顺槽的矿压观测
巷道围岩变形观测：在采煤工作面两顺槽设置巷道变形观测点及顶板离层仪，通过对两顺槽巷道顶底板、两帮移近量，掌握巷道顶板稳定情况及回采工作面对超前巷道的变形影响。
三、周期来压
1、矿压组和综采工区加强矿压观察预报工作，掌握顶板周期来压规律。
2、老顶来压期，采高控制在2.8m～3.0m。
3、周期来压期间，顶板破碎时移架做到少降快移，分组移架，确保顶板完好。 4、顶板破碎段控制煤机割煤速度1m/min。 5、加快回采进度。
6、班中每2h进行一次加压补液，支架工必须确保支架的初撑力≥24MPa。 7、工作面移架、推溜使用单体液压支柱助推时，单体液压支柱必须支设牢固，操作人员采取远距离供液，其他人员躲在5m以外安全地点。
8、施工人员严防煤壁片帮、顶板漏矸伤人，进入煤壁前必须使用长把工具（≥2m）
进行找掉，同时打开护帮板，必要时扶好背帮柱。人员严禁进入无支护区或不安全地点作业。
第八节 安全避险“六大系统”
一、监测监控系统
1、42104综放工作面安装监控分站1台、瓦斯传感器3台、CO传感器1台、温度传感器1台、风速传感器1台。
2、3台瓦斯传感器安装位置分别在工作面（距上出口外10～15m)、回风隅角、回风顺槽。瓦斯传感器报警点设置为瓦斯浓度≥0.8％、断电点设置为瓦斯浓度≥0.8％、复电点设置为瓦斯浓度＜0.8％；CO传感器和温度传感器安装在距42104回风顺槽回风出口以里10～15m 处，CO传感器的报警点设置为24PPm;温度传感器的报警点设置为26℃; 风速传感器的报警值设置为≥4m/s和＜0.25m/s。安装在42104回风顺槽巷道前后10m断面无变化，无障碍，能准确计量风速的地点。
3、安全监控系统路线
地面中心机房→副斜井→井底车场→一采区辅助运输巷→42104工作面各监测点。 二、通讯联络系统
1、工作面通讯系统采用KTT103.1通讯设备，每15m装一组扩音电话。
2、42104综放工作面上下出口、运顺皮带机尾、机头、开关列车位置分别安装调度电话，与矿内部调度电话并网。
三、供水施救系统
供水施救系统与矿井防尘洒水系统合用，供水施救终端安装位置在皮带机头1套（6个供水施救嘴），开关列车2套， 42104回风顺槽距离工作面50米1套，运顺紧急避难硐室4套，回顺每个紧急避难硐室4套，总计供水施救终端12套。
四、压风自救系统
分别在42104综放工作面运顺、回顺各布置一趟Φ108mm无缝钢管压风管路，并与矿井压风系统相连，增加压风自救终端，确保在42104综放工作面工作的全体人员每人一个压风嘴，与供水施救终端联合布置。终端安装位置在皮带机头1套（6个压风自救嘴），开关列车2套， 1111回风顺槽距离工作面50米1套，运顺紧急避难硐室4套，
回顺每个紧急避难硐室4套，总计压风自救终端12套。
五、人员定位系统
在进入42104工作面两道的必经之路安装人员定位系统分站，实现定位信息的实时收集、处理、存储、统计、显示及上传通讯等功能。
六、紧急避险系统
在42104综放工作面两道距切眼900m处施工紧急避难硐室，共计2个，规格（宽*高*深）：4m*3m*6m,出口2m处安装一道防爆密闭门，有效面积：16m2,用于工作面在发生灾害时供人员躲避。避难硐室接入压风、供水、通讯联络、人员定位、监测监控、照明系统。配备的食品发热量不少于每人5000KJ/d，饮用水不少于1.5L/d。1111综放工作面运顺避难硐室按避难人数20人，回顺按照避难人数20人,储备不少于4天的食物与饮用水。配备的自救器为隔绝式，有效防护时间不低于45min，数量不低于额定人数的1.2倍。采用压风管路进行通风，确保巷道内风的流通，以防止瓦斯等有害气体积聚。
第七章 通风系统
42104综放工作面设计为运输顺槽进风、回风顺槽回风的 “U”型通风系统。
一、 风量计算 通风
1、工作面需要风量计算
根据《矿井风量计算细则》，每个采煤工作面的需要风量，应按瓦斯、二氧化碳绝对涌出量和爆破后有害气体产生量以及工作面气温、风速和同时作业人数等规定分别进行计算，然后取其最大值。
（1）按气象条件确定需要风量
Q采1＝Q基本×K采高×K采面长×K温 （m3/min）
式中：Q采1—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，放顶煤工作面取1.5； K采面长—采煤工作面倾斜长度调整系数，面长为150m，取1；
K温—采煤工作面温度与对应风速调整系数，工作面温度18℃，取1。
Q基本＝60×V采1×S采max×70% （m3/min）
式中：V采1——采煤工作面适宜风速，V采1取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，m2。
工作面最大控顶距为5.39m，工作面实际采高为3.0m，1部输送机所占面积为0.4 m2，支架所占面积为5.5 m2。则：
S采max＝5.39×3.0－0.4－5.5＝10.27 （m2） Q基本＝60×1×10.27×70%＝431.34 （m3/min） Q采1＝431.34×1.5×1×1=647（m3/min）
工作面最小控顶距4.59m，最大控顶距为5.39m，工作面实际采高3.0m，1部输送机所占面积为0.4 m2，支架所占面积为5.5 m2，后尾梁上部所占面积为0.5 m2，故
S采max=5.39×3.0-0.4-5.5-0.5=9.77m S采min=4.59×3.0-0.4-5.5-0.5=7.37 m2 S采平均=（9.77+7.37）/2=8.57m2 Q基本=60×V采1×S采max×70% =60×1×9.77×70% =410.34 m³/min
Q采1=Q基本×K采高×K采面长×K温 =410.34×1.5×1×1 =553.96 m³/min
表1 K采高——采煤工作面采高调整系数 采 高(m) 系 数(K采1.0 高) 表2 K采面长——采煤工作面倾斜长度调整系数 采煤工作面倾斜长度＜150 (m) 调整系数(K长) 1.0 1.0～1.3 1.3～1.5 150～200 ＞200 1.1 1.5 <2.0 2.0～2.5 ≥2.5及放顶煤工作面 2
表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 （2）按瓦斯涌出量计算
Q采2＝100×q采CH4×KCH4
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 ＝100×6.0×2.0＝1200 （m/min）
式中：Q采2——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绝对瓦斯涌出量，本工作面采取本煤层预抽、采空区高位抽放、隅角埋管抽放等措施抽采瓦斯，工作面回采期间将绝对瓦斯涌出量中的风排部分控制在6.0 m3/min以下；
K采CH4——采煤工作面瓦斯涌出不均衡系数，取2.0。
3
（3）按采煤工作面温度选择适宜的风速计算
Q采3＝60×V采3×S平均
＝60×1.0×14.97=898.2（m3/min）
式中：V采3—采煤工作面风速，温度20℃，取1.0m/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，经计算为14.97m2。 （4）按采煤工作面同时作业人数计算 每人供风量≮4m3/min：
Q采4＞4N （m3/min）
式中：N——工作面同时工作的最多人数，取35。
Q采4＝4×35＝140（m3/min）
取经上述计算结果的最大值得：Q采＝1200 m3/min。 （5）按采煤工作面风速进行验算
15 S采平均≤Q采≤240 S采平均 （m3/min）
式中：S采平均—工作面平均断面积，为14.97 m2。
（15×14.97≈225）＜（Q采＝1200）＜（240×14.97≈3593） 故工作面风速符合要求。
因此，42104工作面所需风量为1200 m3/min。 2、通风路线
主（副）斜井→井底车场→一采区辅助运输巷、一采区皮带输送机巷→42104运输顺槽→42104工作面→42104回风顺槽→一采区回风巷→回风斜井→地面。
3、通风设施
控制影响42104工作面的通风设施主要有42104回风顺槽外段的2道风门和42104
回风道的调节风墙。
二、通风设施及路线 1、通风设施及管理：
根据该地区通风系统分析，控制影响该面的通风设施主要有: 42104回风顺槽外段的2道风门和42104回风道的调节风墙。以上通风设施对保证该面系统稳定极为重要，任何人都不得随意损坏或将两道风门同时打开，以防风流短路，威胁工作面安全。 2、通风路线如下：
主（副）斜井→井底车场→一采区辅助运输巷、一采区带式输送机巷→42104运输顺槽→42104工作面→42104回风顺槽→一采区回风巷→回风斜井→地面。
第八章 供电设计 第一节 供电概况
42104综放工作面位于一采区东翼，南为42102综放工作面采空区。其余三面皆为未采区。工作面设计采用综采放顶煤工艺，其设计原则按照最大供电负荷计算。运输道顺槽皮带由一台KBSJZY-1250/10变压器供电，工作面电气设备由两台KBSJZY-2000/10移动变压器供电,两道660V低压供电系统由一台KBSJZY-1250/10变压器供电，三台移变高压侧电源均来自一采区变电所。移动变电站和控制站距切眼约100m。
2、电压等级：
高压系统电压等级为10KV，工作面电气设备的电压等级为1140V，工作面材料道、运输道电气设备电压为660V，照明信号电压为127V ，42V及36V为控制电压。
表5-1负荷统计表： 电电机 实际使使用 机设备设备名称 设备型号 用功率 备注 地点 电压 功率台台数 （KW） （V） （KW） 数 采煤机 MG300/730-WD2 工作面 1140 730 5 1 730 SGZ764/400400(20前部溜子 工作面 1140 2 1 400 （200） 0) SGZ800/800(40800(40后部溜子 工作面 1140 2 1 800 0) 0) 315(16315(16转载机 SZZ830/315 工作面 1140 1 1 0) 0) 一用两乳化泵 LRW400/31.5 工作面 1140 250 3 3 750 备 一用一防尘泵 WPZ320/6.3 工作面 1140 45 2 2 90 备 破碎机 PLM2000 工作面 1140 0.09 1 160 忽略不通讯信号 KTC2 工作面 127 0.09 1 计 合 计 3245 胶带输送DSJ100皮带 运输道 1140 160×2 4 2 640 机 不常使张紧绞车 JH-14 运输道 1140 18.5 2 2 37 用 回柱绞车 JH-30T 运输道 660 45 1 1 45 调度绞车 排水泵 排砂泵 合 计 排砂泵 JD-25 QSK-22 QSK-7.5 QSK-7.5 运输道 660 运输道 660 运输道 660 材料道 660 25 22 7.5 7.5 22 110 25 55 4 2 2 3 1 1 2 1 4 2 2 3 1 1 2 1 100 44 15 881 22.5 22 110 50 55 259.5 4385.5 排砂泵 QSK-22 材料道 660 无极绳绞SQ-80（110B） 材料道 660 车 调度绞车 JD-25 材料道 660 乳化泵 合 计 总 计 BRW80 材料道 660 3、供电方式：
工作面照明采用DJC18/127L(A)型矿用防爆多功能支架灯，通讯信号采用KTC2型控制设备，支架灯、通讯电话站的安装间隔为15米，总数为10只，照明、信号的127V电源由控制站的ZBZ-4.0综保提供的127V电源供电。
第二节 动力变压器的选择
（按需用系数法计算变压器容量和台数）
1、工作面1140V系统：
PMAX =400×2（后部溜子两台400KW电机同时起动）=800KW ΣPN =3245KW KX =0.4+0.6×800/3245=0.55 取KX = 0.6 加权平均功率因数COSΦPJ =0.7
选用两台KBSJZY-2000/10型移动变电站分别供电。
1#移变：工作面煤机、1#乳化泵、工作面前部刮板输送机、破碎机，负荷为： ΣP1=730+250＋400+160=1585KW
Sj= KX×ΣP1/ COSΦPJ =0.6×1585/0.7=1359KVA β1= Sj /Se=1359/2000=0.68
2#移变：工作面后部刮板输送机、转载机、2#乳化泵及两台防尘泵，负荷为： ΣP2=800+315+250+90=1455KW
Sj= KX×ΣP2/ COSΦPJ =0.6×1365/0.7=1247KVA
β2= Sj /Se=1247/2000=0.6 2、运输道皮带输送机1140V系统：
PMAX =160×2（两台160KW电机同时起动）=320KW ΣPN =677KW KX=0.4+0.6×320/677=0.68 取KX = 0.7 加权平均功率因数COSΦPJ =0.7
选用一台KBSJZY-1250/10型移动变电站供电，负荷具体分配见供电系统图。 Sj= KX×ΣPe/ COSΦPJ =0.7×677/0.7=677KVA β= Sj /Se=677/1250=0.54 材料道及运输道660V系统：
PMAX =110KW（无极绳绞车110KW电机起动功率最大） ΣPN =463.5KW KX=0.4+0.6×110/463.5=0.54 取KX = 0.6 加权平均功率因数COSΦPJ =0.7 （1）材料道：ΣPe=259.5KW
Sj= KX×ΣPe/ COSΦPJ =0.6×259.5/0.7=222.4KVA （2）运输道： ΣPe=204KW
Sj= KX×ΣPe/ COSΦPJ =0.6×204/0.7=174.9KVA β= Sj /Se=（174.9+222.4）/630=0.63
矿用橡套电缆的长时允许载流值：
主芯线截面（mm2） 长时允许载流值（A） 1、电缆型号确定
根据采区供电电压、工作条件、敷设地点及电缆型号确定原则，本采区电缆型号确定如下：
从一采区变电所到移动变电站采用MYPTJ-3×95＋3×50＋3×2.5-1750m矿用监视型屏蔽电缆，从移动变电站向采煤工作面电气设备供电采用MCP系列屏蔽橡套电缆，工作面控制电缆采用MYQ-3×4＋1×2.5型，通讯电缆采用MHYV-4×2.5型，从采区变电所到材料道、运输道的干线电缆及从起动开关到电动机电缆均采用MY系列矿用橡套软
4 36 6 46 10 64 16 25 35 50 70 95 85 113 138 173 215 260 电缆。
2、长度的选择：
高压电缆长度按L实=1.05L巷来选择；1140V和660V系统橡套电缆按L实=1.1L巷来选择。
3、电缆截面的选择及校验：
（1）从采区变电所到移动变电站采用MYPTJ-8.7/10KV 3×95＋3×50/3＋3×2.5，其长期允许载流量为260A。电缆的持续工作电流为：
Sp3245Ia187＜260A3UN310,合格。
（2）煤机是工作面负荷最大、供电距离最远的设备，电缆选用MCP-3×95+1×50型两根，其长期允许载流量为260A，使用两根长期允许载流量为520A。对其电流校验：
KdePN1030.6730103ICA248A＜520A3UNCOSwm312000.85 ，合格。 （3）考虑到长时间允许载流量电压损失、短路保护灵敏度等因素，对660V 系统主干线均选用MYP-3×70+1×25的橡套电缆。其长期允许载流量为215A，具体长度和截面见供电系统图。
以供电负荷最大的运输道第二线路校验：
IcaKdePN1033UNCOSwm0.6260103186.5A215A36900.7合格。
其它线路经校验均合格,计算略。
第三节 系统短路电流计算和保护装置的整定
1、运输道两部顺槽皮带1140V供电系统 一部皮带机电机为160*2KW， 根据公式：I=KfPn/η
cosΦ=0.75×320/3×0.95×1.14×0.75=172A（其中3U
Kf取0.75、CosΦ取0.75）。
二部皮带机开关电源、负荷电缆截面及开关选择：
根据公式：I=Kx∑Pn/3UcosΦ 式中：I-------该线路最大长时工作电流， A ΣPn---该线路用电负荷总功率， KW Kx—需用系数，取0.75 U--额定电压等级，KV
CosΦ—加权平均功率因数，取0.75 I=0.75×320/3×1.14×0.75=210A。
根据计算结果到二部1米皮带机开关电源电缆选用1根MYP0.66/1.14-3×95＋1×25橡套电缆（电缆长时载流量260A），对应的开关整定值190A。短路整定值：IZ=190*8=1520A。
2、 材料道、运输道660V系统
（1）回风巷的无极绳绞车负荷电缆截面的选择：
回风巷的无极绳绞车电机为110KW， 根据公式：I=KfPn/η
3U cosΦ=0.75×110/3×0.95×0.66×0.75=71A（其中Kf
取0.75、CosΦ取0.75）。
根据计算结果，回风巷的无极绳绞车电机负荷电缆选取MYP--0.66/1.14--3×25＋1×16橡套电缆1根，对应的开关整定值70A。短路整定值：IZ=70*8=560A。 （2）回风巷最远电缆换算长度=600*1.91=1146M
查表得Id1(2)=1043A,
回风巷KBZ-400馈电开关整定：Iz=IQe+Kx*∑Ie=73*7=511A 灵敏度系数校验：Id(2)/IZ=1043/511=2>1.5，符合要求。 （3）、运输巷最远电缆换算长度=40*0.53=21M 查表得Id2(2)=4658A,
运输巷KBZ-400馈电开关整定： IZ=Iz=IQe+Kx*∑Ie=192*7=1344A
灵敏度系数校验：Id(2)/IZ=4658/1344=3.5>1.5，符合要求。
因两道660V供电系统均采用干线式供电，各起动开关的负荷线较短，计算时忽略不记。同理整定和校验其它各开关整定值均合格，计算从略。
（4）带两道660V系统的轨道大巷变压器低压侧馈电开关的保护整定：
变压器低压侧选用BXBD-630/1140型矿用隔爆型低压保护箱，采用PLC综合保护器。 其过载整定值按实际负载电流值整定: ΣPN=463.5KW
IZ1= Kde×ΣPN×1.15= 0.4×463.5×1.15=213A 取IZ1=220A 其短路整定原则按IZ2= 8IZ1整定: 取 IZ2= 8IZ1=1704A
灵敏度校验为：ID1(2)/ IZ2=8701/1704=5.1> 4.3 合格。 3、工作面1140V系统：
(1)1#变压器所带负荷采煤机、前部刮板机、破碎机与乳化液泵站组合控制开关电源、负荷电缆截面及开关选择：
根据公式：I=Kx∑Pn/3UcosΦ 式中：I-------该线路最大长时工作电流， A ΣPn---该线路用电负荷总功率， KW Kx—需用系数，取0.75 U--额定电压等级，KV
CosΦ—加权平均功率因数，取0.75 I=0.75×1540/3×1.14×0.75=780A。
根据计算结果带采煤机、前部刮板机、破碎机与乳化液泵站移动变电站到组合开关的电源电缆选用4根MYP0.66/1.14-3×95＋1×25橡套电缆（电缆长时载流量260A），控制开关选用QJZ-2000/1140(660)-9组合开关，能够满足要求。
采煤机截割电机负荷电缆截面及开关的选择： 根据公式：I=KfPn/η
3U cosΦ
其中 I------设备长时工作电流，A Kf----设备负荷系数，取0.7 Pn---设备的额定功率，KW η-----设备的效率，取0.95 U-----设备的额定电压等级，KV
CosΦ—用电设备的功率因数，取0.75 I=0.70×730/0.95×3×1.14×0.75=363A
根据计算结果选取MCP0.66/1.14--3×95＋1×25橡套电缆2根作为采煤机主副电源线，开关选用组合开关，对应的开关整定值350A。短路整定值：IZ=350*8=2800A
前刮板机负荷电缆截面及开关的选择： 前部刮板机电机高速为200KW，低速为100KW。 根据公式：I高速=KfPn/η I低速=KfPn/η
3U cosΦ=0.75×200/3×0.95×1.14×0.75=107A； cosΦ=0.75×100/3×0.95×1.14×0.75=54A（其中3U
Kf取0.75、CosΦ取0.75）。
根据计算结果，由于前部刮板机双电机，前刮板机电缆选取MCP--0.66/1.14--3×50＋1×25（高速用）及MCP--0.66/1.14--3×35＋1×16（低速用）橡套电缆各2根，开关选用组合开关，对应的开关整定值100（50）A。短路整定值：IZ=100*8=800A（400A）。
乳化液泵站负荷电缆截面及开关的选择： 乳化液泵站电机为250KW， 根据公式：I=KfPn/η
cosΦ=0.75×250/3×0.95×1.14×0.75=134A（其中3U
Kf取0.75、CosΦ取0.75）。
由于是2台乳化液泵站，根据计算结果，乳化液泵站电缆选取MYP--0.66/1.14--3×50＋1×25橡套电缆两根，开关选用组合开关，对应的开关整定值140A。短路整定值：IZ=140*8=1120A。
破碎机负荷电缆截面及开关的选择： 破碎机电机为160KW， 根据公式：I=KfPn/η
3U cosΦ=0.75×160/3×0.95×1.14×0.75=85A（其中
Kf取0.75、CosΦ取0.75）。
根据计算结果，破碎机电缆选取MYP--0.66/1.14--3×35＋1×16橡套电缆，开关选用组合开关，对应的开关整定值80A。短路整定值：IZ=80*8=640A。
(2）2#变压器所带负荷工作面后部刮板输送机、转载机、2#乳化泵及两台防尘泵组合控制开关电源、负荷电缆截面及开关选择：
根据公式：I=Kx∑Pn/3UcosΦ
式中：I-------该线路最大长时工作电流， A ΣPn---该线路用电负荷总功率， KW Kx—需用系数，取0.75 U--额定电压等级，KV
CosΦ—加权平均功率因数，取0.75 I=0.75×1365/3×1.14×0.75=691A。
根据计算结果带工作面后部刮板输送机、转载机、2#乳化泵及两台防尘泵移动变电站到组合开关的电源电缆选用4根MYP0.66/1.14-3×95＋1×25橡套电缆（电缆长时载流量260A），控制开关选用QJZ-2000/1140(660)-9组合开关，能够满足要求。
后部刮板机负荷电缆截面及开关的选择： 后部刮板机电机高速为400KW，低速为200KW， 根据公式：I高速=KfPn/η I
低速
3U cosΦ=0.75×400/3×0.95×1.14×0.75=214A； 3U cosΦ=0.75×200/3×0.95×1.14×0.75=107A；
=KfPn/η
（其中Kf取0.75、CosΦ取0.75）。
由于是双电机机，根据计算结果，后刮板机电缆选取MCP--0.66/1.14--3×95＋1×25（高速）及MCP--0.66/1.14--3×50＋1×25（低速）橡套电缆各2根，开关选用组合开关，对应的开关整定值200（100）A。短路整定值：IZ=200*8=1600A（800A）。
转载机负荷电缆截面及开关的选择： 转载机电机为315KW，低速为160KW‘ 根据公式：I高速=KfPn/η I低速=KfPn/η
3U cosΦ=0.75×315/3×0.95×1.14×0.75=168A； 3U cosΦ=0.75×160/3×0.95×1.14×0.75=85A（其
中Kf取0.75、CosΦ取0.75）。
根据计算结果，转载机负荷电缆选取MYP--0.66/1.14--3×70＋1×25及MYP--0.66/1.14--3×50＋1×25橡套电缆各1根，开关选用组合开关，对应的开关整定值160（80）A。短路整定值：IZ=160*8=1280A（640A）。
防尘泵负荷电缆截面及开关的选择： 防尘泵电机为45KW， 根据公式：I=KfPn/η
cosΦ=0.75×45/3×0.95×1.14×0.75=24A（其中Kf3U
取0.75、CosΦ取0.75）。
根据设计控制站准备两台防尘泵，根据计算结果，防尘泵负荷电缆选取MYP--0.66/1.14--3×25＋1×16橡套电缆2趟，开关选用QBZ-80N开关，对应的开关整定值20A。短路整定值：IZ=20*8=160A。
第九章 防灭火
本矿井4-2煤层属不易自燃～容易自燃煤层，变化较大。为做好工作面防火工作，主
要采取以下措施。
第一节 外因火灾预防
一、一般性防火措施
1、不准存放汽油、煤油和变压器油。使用过的润滑油、棉纱、布头和纸屑等，必须存放在带盖的铁桶内，并由专人定期送至地面处理，不准乱扔乱放，严禁将剩油和废油泼洒在井巷和硐室内。
2、各机电硐室、变配电点、车场、皮带机转载点应备有足够数量的灭火沙箱和灭火器。
3、消防管路系统应每隔50m设置一个三通阀门。
4、皮带运输机要有完好的综合保护装置，并设专人维护，要清理干净浮煤，保证托辊的正常运转，防止皮带跑偏、托辊损坏产生摩擦发热起火，严禁皮带重载启动和托运大块煤。
5、所用皮带必须使用阻燃皮带。
6、井下供电必须做到“三无、四有、两齐、三全、三坚持”的原则。三无：无鸡爪子、无羊尾巴、无明接头；四有：有过电流和漏电保护、有螺丝和弹簧垫、有密封圈和挡板、有接地装置；两齐：电缆悬挂整齐、设备硐室清洁整齐；三全：防护装置全、绝缘用具全、图纸资料全；三坚持：坚持使用漏电继电器、坚持使用煤电钻信号照明综合保护、坚持使用局部扇风机风电闭锁和瓦斯电闭锁、坚持使用漏电保护器和煤电钻综合保护装置，严格执行停、送电制度。机电设备检修、停送电前必须检查线路及设备是否完好，并认真跟踪检查瓦斯，只有在绝缘符合要求，瓦斯不超1%时，方可送电。
7、机电设备，必须使用安全隔爆型机电设备。
8、油脂存放地点，环境保持清洁并定期进行清理，油污不得污染巷道。 9、生产技术科对投入使用的工作面设备、通风设备及所有消防设施进行验收。 10、每月由安全矿长组织安全、保卫、通防等有关单位，对消防器材的配备情况进
行一次全面检查。
二、机电硐室的防火措施
应用不燃性材料支护，硐室内存放足够数量的干粉灭火器及不少于0.2m3沙箱。硐室内严禁存放各类油脂及易燃品。
三、工作面的防火措施
1、工作面电气设备必须有专人负责管理。高压设备、移变、电缆入井前必须经机电工区进行防爆性能检查，耐压试验，绝缘电阻测定，不合格严禁入井。
2、新安装的电缆、电气设备，安装完毕后，由机电工区组织有关单位进行验收，合格后方可送电运行，严禁带电移动、搬运电气设备和电缆。
3、严禁使用失爆电器。发现失爆，必须落实专人进行处理，并追究使用单位管理人员的责任。
4、工作面配电点均应配备一定数量的消防器材、体积不少于0.2m3的灭火沙箱、消防工具等。
5、电气设备防爆性能受到损坏的严禁继续使用，必须立即处理或更换。加强对机电设备的检查和管理，发现的问题立即汇报解决，不处理完不得生产。
6、非专职人员或非值班人员不得擅自操作电气设备。
7、工作面的照明必须使用综合保护装置，皮带、溜子等机械严禁超负荷运行。 8、做好工作面采空区的防灭火管理工作，及时封闭与采空区相通的老硐，防止采空区自燃发火。
9、加强对高冒及采空区漏风的管理和工作面隅角、回风风流中CO气体的观测，做好防火的预测预报工作。
10、一律采用直径不小于50mm的防尘管路，并按规定配置“三通”阀门，既作防尘用，又作消防用。所有防火墙前10m范围内必须配有“三通”阀门，并正常供水。
11、工作面必须配足完好的消防器材。 四、机械摩擦火灾事故的预防
1、所有机械设备轴承、减速箱，严禁缺油运行。
2、斜巷有完好的“一坡三挡”（即：阻车器和上、下挡车栏），严禁放飞车。 3、皮带必须有防跑偏、烟雾、撕裂、断带、堆煤、温度等保护装置及转载点喷雾、
洒水装置，托辊、滚筒转动灵活，皮带不跑偏，不打滑。
4、皮带机头、机尾落实专人，清理干净，否则不能开动皮带。
5、皮带机头、机尾、设备硐室、油脂库等配足常规灭火器材（灭火器2台，沙箱内沙子不少于0.2m3）。皮带机头必须配备长度不小于25m的消防软管，并定期进行检查，确保齐全完好，水量、水压符合规定要求。
第二节 内因火灾预防措施
一、工作面上、下顺槽、转载点、推采线、停采线、联络巷处的浮煤必须随时清理干净。浮煤厚度超过规定，安全检查人员或瓦安员有权停止工作，责令进行处理。
二、回采工作面坚持正规循环作业，采空区禁止留顶煤，上下顺槽及时退锚。 三、喷洒阻化剂严格按《作业规程》规定，杜绝漏喷现象。由于特殊原因造成漏喷的，必须当日补喷。工作面防火设施不到位不得生产。
四、发现高温点，通防工区要组织力量，全力以赴，按有关措施尽快将其消除。 五、加强井下烧焊措施的现场落实兑现工作，加强采掘现场的放炮管理，装药放炮严格按爆破图表执行，严格执行放炮制度，水炮泥和封泥长度要符合《煤矿安全规程》规定。
第三节 综合防灭火措施
一、防火除进行封、堵、灌的基础外，还要结合通风管理，加强风压调整、减少漏风量。
二、要做到预防为主，精查细验，发现发火征兆及时采用局部封闭、注水、注阻化剂或掺阻化剂灌浆等措施进行处理。
第四节 注氮防灭火
一、注氮系统
注氮设备：PSA98-600型变压吸附制氮机组2套，每套制氮机组氮气生产量为600m3/h，一用一备，安装在风井工业场地的制氮机房内。
注氮管路敷设：地面注氮机站→回风斜井→一采区回风巷→42104运输顺槽→42104工作面采空区。其中地面注氮机站→一采区回风巷采用Φ159钢管，42104运输顺槽采用Φ108钢管，至工作面下出口位置改用Φ57钢管。
二、注氮方法
采用埋管40m方式随采随注的注氮方法。
三、计算回采所需的注氮量 1、按产量计算：
QN = [A/(24pTh1 h2)]×(c1/c2 -1)
=[1330000/(24×1.43×330×0.9×0.8)]×（0.2/0.07－1） = 303.37(m3/h)
式中：
QN —注氮流量,m3/h
A —年产量,133万 t;(13.3万t/月) T —年工作日,330d P —煤的密度,1.43t/m3; h1 —管路输氮效率,90% h2 —采空区注氮效率,80 %
c1 —空气中氧含量,20%； c2 —采空区防火惰化指标,7%。 2、按吨煤注氮量计算 QN ＝ 5×Ak/(330×24)
＝ 5×1330000×0.80/（330×24） ＝ 672(m3/h)
式中：
Qn —注氮流量 m3/h； A —年产量 t； K —工作面综合回采率 80%。
经计算最大注氮量为672m³/h，矿井制氮装备能力为1200m3/h，满足注氮防灭火需求。
第五节 汽雾阻化系统
一、在42104工作面运输顺槽设备控制站安装汽雾阻化装置， 沿进风顺槽铺设汽雾管路（Φ19）至工作面喷雾点，在喷雾点安设汽雾发生器进行喷雾。 二、汽雾发生器安装数量及位置
根据我矿实际，结合工作面漏风情况，沿工作面支架布置管路，每隔10架甩出一个汽雾发生器，同时在工作面上、下隅角老塘侧各安装一个汽雾发生器，通过漏风将雾化液带到采空区，起到防灭火作用。 三、汽雾阻化工艺过程
将氯化镁按质量比20%的比例加入储液搅拌箱中溶解后（溶剂为水），经过滤进入喷雾泵，加压后进入各喷雾点，经汽雾发生器将药液转化为汽雾，随漏风带入采空区。
第六节 束管监测系统
一、本矿井安装JSG-8束管监测系统一套，用来监测采空区气体含量变化趋势以
便及时做出分析，对工作面防灭火有着重要意义。
二、系统敷设路线
束管监测系统中心机房设在地面，主干系统敷设1100m到一采区三角门处，1趟单芯束管敷设至42104回风隅角。定期对工作面回风隅角的气体进行抽取或人工取样进行分析。
副斜井→井底车场→一采区辅助运输巷→42104回风顺槽外部车场→42104回风顺槽→42104工作面采空区（回风隅角）。
三、束管监测要求
1、束管监测系统每天正常运行，专人进行分析、整理记录，发现问题及时报告、处理。
2、时刻注意设备运转情况，当设备运转出现异常时，要立即停机，进行检查处理。
第十章 防治水
一、工作面运顺掘进从42102采空区积水区通过期间严格按照“有疑必探，先探后掘”的防治水原则进行施工，坚决做到不安全不生产，事故隐患不处理不生产。
二、加强生产期间水文地质收集、分析及工作面出水后涌水量的观测,及时分析预测出水动态，采取相应处理措施。
三、预计本面回采期间正常涌水量50m3/h，最大涌水量80m3/h。为此在42104运输顺槽低洼处施工一个临时水仓，容积不小于50m3，排水设备采用扬程40m 、流量120m3/h 的30KW水泵， 2用1备；排水管路为φ150mm无缝钢管。
四、工作面过钻孔（PK6、PK10)期间，应制定过钻孔措施并严格按措施施工。
第十一章 职业卫生设计
一、青岗坪煤矿职业卫生防治主要有三方面：1、粉尘防治。2、有毒有害气体防治。3、噪音防治。
二、粉尘防治的主要措施有七项：1、湿式作业。2、洒水防尘。3、安装除尘风机。4、安装捕尘网。5、为职工发放合格防护用品，并监督其正常使用。6、每年组织职工进行职业病体检，并建立健康档案。7、加强通风管理工作，合理分配风量。 三、有毒有害气体防治措施主要有六项：1、加强通风管理工作，优化通风系统，合理分配风量。2、对有毒有害气体加强监测监控。3、为职工佩发压缩氧隔离式自救器。4、维修和保养好防毒装置，使它们发挥作用，降低有毒有害气体带来的危害。5、积极探索和利用新工艺、新设备，降低有毒有害气体的危害。6、加强管理，坚持正常使用防毒装置，确保防护效果。
四、噪音防治主要措施有三项：1、维修和保养好防噪音装置，使它们发挥作用，降低噪音带来的危害。2、积极探索和利用新工艺、新设备，减少噪音的危害。3、加强管理，坚持正常使用防噪音装置，确保防护效果。
第十二章 主要安全技术措施
第一节 防治水
一、加强现场水文地质资料的收集，发现异常，立即采取措施处理。
二、作业规程中必须有防治水措施，回顺、运顺掘进期间，必须坚持“有疑必探，先探后掘”的原则。
三、控制各洒水点用水量，禁止用成股水防尘，坚持有水就排，严禁巷道积水。 四、加强掘进、回采期间排水设施的检修维护工作，确保设备正常运行。
第二节 顶板管理
一、加强顶板安全管理，坚持“敲帮问顶”制度，及时处理活矸危石，锚、网、梁、索支护巷道一次成巷，杜绝顶板事故。
二、及时支护，严禁空顶作业。
三、加强矿压观测及资料分析，做好预报工作。
第三节 机电管理
一、一般安全技术措施
1、严禁带电搬迁、检修电气设备。
2、各种带电设备严禁出现“鸡爪子、羊尾巴、明接头”，杜绝井下防爆电气设备失爆，设备保持完好。
3、不得随意停、送电，停、送电要有措施；停、送电作业，必须严格按操作规程操作，在停电开关上悬挂“有人工作，禁止合闸”标志牌。
4、井下供电系统的设计、安装、验收、运输、检修、调试等工作必须符合《煤矿安全规程》及《电业作业安全规程》规定。
5、防爆电气设备必须经检修、验收合格，持下井合格证后方可下井。
安装完成后必须验收，设备完好，电缆吊挂合格，防爆率100%方可投入使用，防爆性能受到破坏后必须立即更换。
6、所有电气设备必须有可靠的防爆性能和接地装置。
7、安装、改线、增容、减容必须有经审批的增减容报告，严禁擅自增减负荷。 8、电气设备不得超额定值运行。
9、检修或处理电气事故必须按规定，由专职维护员处理，整定值必须根据计算进行整定，不得随意调整。
10、维修、保养电气设备按文件规定的强制检修时间进行。
11、开关上架管理，电机不得被埋压，耐热良好，不能连续点动操作，保护严禁甩掉不用。
12、信号照明必须使用具有捡漏、短路、过负荷保护的综合保护装置 。信号、照明综保的综合保护装置在每班使用前必须进行一次跳闸试验。漏电保护装置每天做一次跳闸试验，并记录。
13、做到持证上岗，控制台值班电工启、停设备操作时，必须与工作面相关人员联系，确认无误后，方可操作。
14、其他未尽事宜严格按照《煤矿安全规程》执行。
二、高压安全技术措施
1、高压电气设备的主回路必须通过低压控制器进行控制，严禁用控制主回路的通、断来控制设备的起、停。
2、所有高压电气设备必须保护齐全，保护不完好严禁使用。
3、所有高压电气设备必须挂设备标志牌，注明型号、容量、电压、电流及其他技术参数。
4、根据负荷情况，调整好各种保护的整定值，每月校验一次。
5、所有高压电气设备的外壳，必须装设可靠的保护接地，并与局部接地极可靠连接，局部接地极应采用截面不小于25mm2的铜线或截面不小于50mm2的镀锌铁线，或厚度不小于4mm、截面不小于50mm2的扁钢。
6、非专职或非值班的电气人员不得擅自操作电气设备。所有操作高压电气设备的电工，必须进行专业培训，培训合格方准上岗操作。
7、操作高压电气设备主回路时，操作人员必须戴绝缘手套，并穿电工绝缘靴。 8、维护员必须每天清理电气设备上的灰尘，保证其清洁，并不得在电气设备上堆
放任何杂物。
9、所有电气设备不得带电检修。停电检修时，必须严格按停送电操作规程操作，做到谁停电谁送电。
10、检修时必须停上一级电源，先停带负荷的设备开关再将上一级电气设备的开关打到停电位，并闭锁挂停电牌，派专人看护。
11、停电后必须做好以下工作：
（1）验、放电：必须用与电源电压相适应的验电器验电，确认无电后，方可进行导体放电。
（2）挂牌：当切断供电电源后，必须在其隔离开关手把上悬挂“有人工作，不准送电”字样的警示牌，只有切断电源的人员才有权取下停电牌送电。
（3）安排专人看管停电的隔离开关直到检修工作结束，防止有人擅自操作误送电。 （4）在电气设备检修地点，检查瓦斯浓度＜1％方可验电、放电，确定无电后方可检修，检修过程中摇测电缆绝缘时，瓦斯浓度必须＜1％。
（5）设备检修完，必须由检修负责人检查验收合格后方可合盖。 （6）所有设备检修完毕，经反复检查无误后，方准安排专人送电。
三、采煤机检修
1、一般规定
（1）检修人员必须具备一定的钳工基本操作及液压基本知识，经过技术培训并考试合格后，方能持证上岗。
（2）检修工作必须按设计要求及部颁检修质量标准进行，保持正常的检修时间。 （3）控制液压系统不得在井下进行检修，如特殊情况需在井下检修时，必须提出书面报告并经矿机电总工程师批准后方可执行。
（4）检修地点必须安全宽敞。 （5）液压件入井前应有防污染措施。
（6）检修工作（含周检、月检）必须有检修计划，并有检修纪录。 2、检修前的准备
（1）检修人员应配齐需用的工具、仪器、仪表、绸布、海棉、棕刷、清洗油等用品，日检修所需的材料、备件数量要充足。
（2）检修负责人应向全体检修人员讲清检修内容、人员分工及安全注意事项。 （3）检修前要将采煤机及相关设备停电、闭锁、挂停电牌，并与相关设备的司机及相关环节的人员进行联系。
（4）清理采煤机壳上的煤尘，工作地点周围应洒水灭尘。
（5）检修部位上方及进风侧的工作帐篷、检修人员工作服、工具及零件要清洁。 （6）检修前除原有装置外，还要设临时可靠的防滑安全固定装置。 3、操作
（1）在煤壁侧、机身上或机身两端检修时，应设专人进行监护，不准单人检修。 （2）对常用工具无法或难以拆除的部位和零部件要使用专用工具，严禁破坏性拆除。
（3）拆下的零部件及使用的工具应放在专用箱内，不准随地乱放，以防污染、丢失或落入机体内部。
（4）更换的零部件必须是合格产品，不准代用。 （5）安装骨架密封时应使用导向装置，防止翻唇。
（6）主要紧固件应使用力矩扳手。重要结合面及禁固螺栓应按要求使用防松胶。 （7）检修后必须清洗油池，注入油池的油必须经过过滤。 （8）试车前，检修人员不得将手伸入机体内部触摸可转动部位。 （9）采煤机电气部分的检修按电气设备检修操作规程进行。
（10）恢复送电前，检修人员必须撤离运转部位，并向相关人员发出送电开机的通知及开车信号后，方可送电，并由采煤司机按规定开机。
4、收尾工作
（1）检修完毕，必须经全面检查后方可撤去临时防滑安全固定装置。 （2）进行全面试车，观察是否有异常。
（3）清点工具及剩余的材料、备件、更换下来的零部件并升井，做好详细记录 四、液压支架检修 1、一般规定
（1）检修人员必须具备一定的钳工基本操作及液压基础知识，经过技术培训并考试合格后，方可上岗。
（2）检修人员必须熟知液压支架的结构、性能及完好标准。 （3）综采工作面所有支架要编号管理，要分架建立检修档案。 2、检修前的准备
（1）检修人员入井前，要向有关人员了解支架运转情况。
（2）准备足够的备件、材料及检修工具；凡需专用工具拆装的部件必须使用专用工具。
（3）检修负责人应向检修人员讲清检修内容、人员分工及安全注意事项。 3、 检修操作
（1）检修时，各工种要密切配合；必要时采煤机和刮板输送机要停电、闭锁、挂停电牌，以防发生意外。
（2）在拆卸或更换安全阀、测压阀及高压软管时，应在各有关液压缸卸载后进行。 （3）在更换管、阀、缸体、销轴等需要支架承载件卸载时，必须对该部位采取防降落、冒顶、片帮的安全措施。
（4）向工作地点运送的各种软管、阀、液压缸等液压部件管路件的管路连接部分，都必须用专用堵头堵塞，只允许在使用地点打开。
（5）液压件装配时，必须用乳化液冲洗干净，并注意有关零部件相互配合的密封面，防止因碰伤或损坏而影响使用。
（6）处理单架故障时，要关闭本架的截止阀，处理总管路故障时，要停止泵站，不允许带压作业。
（7）组装密封件时，应注意检查密封圈唇口是否完好，加工件上有无锐角或毛刺，并注意密封圈与挡圈的安装方向必须正确。
（8）管路快速接头使用U型卡的规格、质量必须合格，严禁单孔使用或用其它物件代替。
4、收尾工作
（1）检修工作完毕后，必须将液压支架认真动作几次，确认无问题后方可使用。 （2）检修时卸载的立柱、千斤顶要重新承载。 （3）检修完工后，各液压操作手把要打到零位。 （4）认真清点工具及剩余的材料、备件。
（5）向下班次支架工交接。
第四节 “一通三防”
一、加强矿井通风管理,确保通风系统安全、稳定、可靠。
二、抓好瓦斯的防治和现场管理工作。
三、每半月对作业场所进行一次粉尘测定，发现粉尘超标地点及时采取措施进行处理。
四、注氮时，首先关闭注氮阀门，打开排气阀门，将管道内空气排净，经测定管道内氧气浓度不大于3%时，方可打开注氮阀门，开始向采空区注氮，严禁将空气注入采空区。
五、注氮工作人员，必须认真负责并详细检查，管路开始排气、停止排气时间、气体浓度、温度、注氮开始及停止时间、压力变化等均需记录清楚，注氮期间若发现异常情况，必须及时汇报通风调度室，以便立即采取相应措施。
六、回采期间，汽雾阻化必须班班进行喷洒，喷头分别设在20#、40#、60#、80＃、100＃架间并喷向采空区，做到雾化良好。
第五节 预防措施
一、井下水灾预防
1、矿井正常涌水量155m3/h，最大涌水量657.3m3/h进行排水设计。矿井一旦发生水灾事故，立即启动“青岗坪煤矿矿井水灾事故应急救援预案”。
2、加强矿井、采区、工作面排水设备检修，确保设备运正常行。
3、加强采空区、回采工作面涌水动态监测，发现异常及时查明原因，采取相应处理措施。
二、井下火灾预防
防火重点是预防煤炭自燃，同时应加强工作面明火、电流短路、磨擦等原因引起的火灾，具体措施如下：
1、在火灾隐患严重的地点布置消防三通，并配备有关的消防器材。 2、在巷道中铺设消防洒水系统，每隔50m设有消防三通。
3、采用阻燃和防静电胶带、阻燃电缆、风筒，在胶带输送机机头和主要机电硐室
配备灭火装置(沙箱及配套工具、灭火器)。
4、井下擦抹机械用过的棉纱和布头等放在盖严的桶内，定期送往地面处理。 5、设计采取以黄泥注浆为主，注氮防灭火、喷洒阻化剂的综合防灭火措施，同时建立束管监测系统，并确保各防灭火系统正常运行。
三、瓦斯爆炸事故预防
1、确保工作面具有安全、可靠的通风系统，配备合理风量。
2、工作面回采时，每班设专职瓦安员一名，严格按照瓦斯检查点设置计划，每班巡回检查不得少于三次。发现瓦斯超限严格按《煤矿安全规程》规定执行，瓦斯检查做到记录本、瓦斯牌板和日报表三对口，严禁空班、漏检和假检。
3、瓦安员要严格执行现场交接班制度，该面现场交接班地点设在工作面上隅角附近，对现场存在的“一通三防”问题必须交清接明；工作面回风隅角建立“压风喷雾稀释瓦斯系统”，以降低局部区域的瓦斯浓度。
4、工作面切顶线里段若出现较大范围的悬顶，采煤单位必须采取切实可行的放顶措施。顶板放不下来时，必须使用不燃材料砌墙，确保无瓦斯积存空间。
5、加强初次来压时瓦斯检查和安全防护，初次来压时为防止采空区大量气体涌出造成事故，要根据瓦安员检查的情况做好随时断电、撤人的工作。
6、为使工作面悬顶及时垮落，工作面两道必须根据规程措施要求将锚杆托盘及锚索托盘、锁具全部超前拆除，由现场瓦安员监督此项工作的执行。
7、按《煤矿安全规程》规定选用井下电气设备，严禁不防爆设备进入井下。
四、 煤尘爆炸事故预防
1、减少生产、运输过程中煤尘在空气中的浮尘量：
（1）加强通风管理，严格控制工作面的风速；
（2）采煤机割煤时开启内、外喷雾，各转载点在运煤时开启转载点喷雾及上、下两道净化水幕，移架时开启支架喷雾；
（3）每班对工作面进行防尘洒水，定期对上、下两道进行防尘洒水。
（4）每半月对作业场所进行一次粉尘测定，发现粉尘超标地点及时采取措施进行处理。
2、防止引爆煤尘：
井下所有电气设备必须防爆，各种电气设备要保持完好状态，严格执行《煤矿安全规程》的规定，预防井下火灾发生。
3、限制煤尘爆炸范围扩大： 按有关规定设置隔爆水棚。
五、顶板事故预防
1、长壁综采放顶煤工作面选用支撑掩护式液压支架，采用全部垮落法管理顶板。 2、工作面运输巷和回风巷距工作面40m范围内必须加强支护，并有专人维护，发生支架断梁折柱、巷道底鼓变形时，必须及时更换、清挖；对金属顶梁和单体液压支柱入井时间8个月后，必须上井进行检修。检修好的支柱，必须进行压力试验，合格后方可使用。
3、加强工作面顶板管理，移架时要及时迅速，片帮严重端面距±340mm时，及时移超前架支护。顶板破碎时，要紧跟煤机前滚筒立即移架，保证顶板完整，防止支架前梁漏、冒顶，必要时采取使用半圆木或铺网措施处理。相邻支架顶梁要升平，不得出现明显的高低差，空顶处及时接顶并达到规定要求。支架工与煤机手要配合好，不得出现煤机滚筒割支架前梁或护帮板等现象。
4、采煤机采煤时必须及时移架。采煤和移架之间的悬顶距离，应根据顶板的具体情况在作业规程中明确规定；超过规定距离或发生冒顶、片帮时，必须停止采煤。
5、处理倒架、歪架、压架以及更换支架和拆修顶梁、支柱、座箱等大型部件时，必须有安全措施。
第六节 煤质保障措施
一、割煤时严禁割底。 二、放煤原则“见矸关门”。
三、按规定防尘喷雾，严禁工作面无节制用水。 四、严禁将杂物混入煤流，已混入的及时拣出。
第十三章 避灾路线设计
当工作面在回采期间发生灾害时，现场人员要沉着冷静并且根据现场情况佩戴自救器，在当班班组长、跟班区长的带领下，有条不紊的撤离工作面。
第一节 火灾和瓦斯、煤尘爆炸事故
一、现场处置原则
爆炸事故初发瞬间，现场人员应背对声源方向就地卧倒，屏住呼吸，待冲击波过后，立即佩戴好自救器，按照避灾路线撤离危险地点，撤离过程中，力所能及地携助伤者共同撤离灾区。
工作面发生火灾后，初期火源较小，现场作业人员应立即采取一切可行的方法直接灭火，利用洒水管、灭火器等灭火材料灭火，另外及时报告调度室。当火势过猛不能扑灭时，立即通知工作面、回风巷以及受火灾威胁的作业人员，尽可能迎着新鲜风流方向，有序撤离危险区域，同时注意风流的变化。
当发生火灾、瓦斯煤尘爆炸时，位于事故地点的进风侧人员，逆风流撤退；位于下风侧的人员必须迅速佩戴自救器，迅速撤离到进风巷道中，再逆风流撤退。
二、避灾路线
（1）位于火源或爆源上风侧的人员：
42104回风顺槽→42104工作面→42104运输顺槽→一采区辅助运输巷→井底车场→副斜井→地面
（2）位于火源或爆源下风侧的人员：
应迅速佩戴好自救器，尽可能穿过火源或爆源点到达上风侧，然后按照上述避灾路线撤退；如果无法穿越火源或爆源点，则按以下路线撤离受灾区：
42104运输顺槽→42104工作面→42104回风顺槽→一采区辅助运输巷→井底车场→副斜井→地面
第二节 水灾事故
一、现场处置原则
当发生水灾事故时，应先撤离到水平较高的巷道中，再进行撤退。
二、避灾路线
42104工作面→42104回风顺槽→一采区辅助运输巷→井底车场→副斜井→地面 三、如若无法及时通过避灾路线逃生，应本着就近躲避的原则，及时进入工作面两顺槽避险硐室中，进行联系或等待救援。
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