12219综采工作面采煤工艺设计

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1、12219综采工作面综采工艺49 / 49目 录1。 概 况311 编制依据31. 工作面位置及井上下关系31.3 工作面参数及煤层情况31。4 煤层顶底板51。5 地质构造51.6 水文地质617瓦斯情况。8 影响回采的其它因素采煤方法7。1巷道布置72。2 采煤方法及采煤工艺83 设备配置113顶板控制11.1 顶板支护设计1。工作面顶板控制12.3 沿空留巷13.4 机巷、风巷及端头顶板支护14.5 矿压观测54生产系统154。1 运 输42“一通三防”与安全监控64.排 水194.4 供 电145 照明、通信和信号235劳动组织及主要技术经济指标245.1 劳动组织4。 循环作业255

2、.主要技术经济指标6煤质管理266。1煤质指标及要求6。2提高煤质的措施266。3提高采出率措施267安全技术措施271 一般规定2772 顶板安全技术措施87.3 爆破安全技术措施27. 防治水安全技术措施175 运输安全技术措施32.6 机电安全技术措施7.7 “一通三防及安全监控技术措施497。8 其 他528灾害应急措施及避灾路线528灾害应急措施5282 避灾路线1。 概 况1.1编制依据1、中华人民共和国矿山安全生产法、煤矿安全规程（011年版)3、煤矿工人安全技术操作规程4、129上工作面回采地质说明书5、219上工作面供电设计说明书、1219上工作面设计说明书7、安全质量标准化

3、标准及考核评级办法古叙煤田试行版8、石屏一矿煤质管理办法2 工作面位置及井上下关系工作面位置及井上下关系详见表。表1工作面位置及井上下关系表 水平名称一水平采区名称二采区地面标高+9203m 992m井下标高+725+76m_地面相对位置篾匠山一带,系单斜坡地,地表出露地层为1f12。据现掌握资料,地表民房较多,集中分布在篾匠山一带。回采对地面设施的影响工作面埋深为23。5m310m，地表无大型水体,预计回采对地面设施无影响。井下位置与四邻关系工作面东部为已回采的12119上工作面、西部为12采区边界，南部为矿井边界、北部为尚未布置的12工作面。走向长度（m）679倾斜长度()2面积（2)82

4、33 工作面参数及煤层情况。31几何尺寸119上工作面走向长度67；倾斜长度12m；工作面煤层倾角24,平均15；面积8288 m2（斜面积）。13.2煤层厚度及储量1219上工作面煤层厚度最大.2，最小0.6m，平均厚度1.5m。煤层容重为1。453/t。121上工作面煤层储量计算公式为：Z = SLRK式中:工作面可采储量，万t S工作面倾斜长度，m L-工作面走向长度，m M-煤层厚度， m R煤层容重， t/m K-工作面回采率， 该工作面煤层为中厚煤层，工作面回采率为9%，则可采储量为：22(790）.59=161万t1.3煤层产状1219上工作面范围内煤层走向22240、倾向330

5、、倾角624，平均5。.3.4煤层物理特性29上工作面煤层属于较稳定煤层,煤层一般不含矸,局部夹矸1层，岩性为泥岩、砂质泥岩。其下距C19煤层 m，平均1。m。C9上煤层一般为灰黑色、金属光泽、水平层理、层状结构、阶梯状构造、外生裂隙较发育，其坚固性系数(）为16，部分区域与C1煤层层间距变薄，对本工作面回采无较大影响，但对回采C9煤层时有一定影响。13。5煤种、煤质煤层情况详见表2。表2煤层情况表煤层厚度(m）1.5结构形式层状结构容重(t/m3)1。45煤层硬度f12煤种无烟煤倾角(）1稳定程度较稳定煤层情况描述1上煤层属于半亮型3无烟煤，属于低中灰煤、高热值煤。1。4 煤层顶底板1。41

6、煤层顶底板煤层顶底板情况见表3。表3 煤层顶底板情况表 顶底板名称岩石名称厚度（m)岩性特征老 顶粉砂质泥岩、泥岩.228灰色、薄层状粉砂粒砂质泥岩、泥岩.2.5直接顶砂质泥岩、泥岩.13灰黑色砂质泥岩、灰色泥岩,含颗粒状黄铁矿及菱铁矿结核。0。85直接底泥岩3.浅灰色泥岩,泥质结构,不显层理.1。5。4。工作面地层综合柱状图(工作面综合柱状图）见：附图一。1.5 地质构造1.。1断层219上工作面断层较多，主要有条断层，f1断层为逆断层,在1221上机巷23处，产状040，4m,走向长约8m，预计对工作面回采的影响大。2断层为正断层，在12219上机巷1m，产状451,H=1。3m，走向长约

7、100m，预计对工作面回采的影响较小。3断层为正断层,在1219上机巷40m处，产状734,=1.8,走向长约5m,由于断层面较为平整，断层破碎带较小，预计对工作面回采的影响较小。f4断层为正断层，在221上机巷55处，产状660，=1。m,走向长约94，预计对工作面回采的影响较小.f5断层为正断层，在119上风巷520m处，产状2226，H=m，预计对工作面回采的影响较小.6为断层带,均为正断层，在11上风巷52m处,产状2995，=35，预计对工作面回采的影响大。f7为断层带，均为正断层,在12上切眼23处，产状2643684，H=46m,预计对工作面回采的影响大。(见表4)。.5.2褶曲

8、1221上工作面切眼段受构造影响,煤层反倾,其倾向为0,倾角4，对工作面影响较大。表4 地质构造情况表编号构造名称性质走向（）倾向（）倾角（）落差(m)对回采工作面的影响1断层逆断层03104046大2断层正断层419511。3较小f3断层正断层75345348较小f断层正断层030601。较小断层正断层263661较小断层带正断层292990598435大f断层带正断层26432963236846大1。6 水文地质.6.1主要水源及含水层12219上工作面位于二叠系煤系地层中部，煤系地层为良好的隔水层,无涌水水源,局部区域有少量砂岩裂隙水，涌水表现形式为滴、淋水，对工作面无影响。1。6。井下

9、水分析22上工作面区域内无老窑、采空区积水影响。1。6.3涌水量无涌水.1。7 瓦斯情况1.7。1工作面及周边瓦斯地质情况该工作面瓦斯分带不明显，经过充分预抽,大部分瓦斯被运移和逸散掉,但有部分仍保存在煤层中.相对瓦斯涌出量为2m3td。具有煤与瓦斯突出的倾向性.1.7。2瓦斯涌出量12219上工作面相对瓦斯含量为17.0mt,已抽瓦斯9.4mt,残余瓦斯量为783,该面日产量按7吨计算，则绝对瓦斯涌出量qCH4为:qCH4=077。68(2460）4.（m3/min)1。3瓦斯及二氧化碳影响程度预计由于C19上煤层属于突出煤层，预计该工作面瓦斯对本工作面回采影响较大.1.8 影响回采的其它因

10、素.。1煤尘爆炸指数根据中煤科工集团重庆设计研究院报告，该工作面无煤尘爆炸危险。1.2煤层自燃发火性根据中煤科工集团重庆设计研究院报告，9上煤层无自燃发火倾向。1。8.地温影响分析根据根据地质精查报告，该工作面地温在19左右，对回采无较大影响。1。84冲击地压和应力集中区12上工作面无冲击地压，应力集中区主要位于断层带附近，对回采有一定影响。8.5其它有毒有害气体29上工作面无其他有毒气体。1.8。地质部门建议1）12219上工作面主采C19上煤层，其下部有C1煤层，其层间距在03m左右，建议在回采时每隔一星期在工作面布置一组探眼，以探明C9煤层赋存情况.)该工作面回采中揭露断层影响时须及时通

11、知地测部门。采煤方法。 巷道布置2.1。巷道位置及用途巷道布置方式：工作面机、风巷、切眼、瓦斯尾巷均沿C19上煤层顶板按中线施工布置，其中机、风巷、瓦斯尾巷沿煤层走向布置，切眼沿煤层倾斜布置，顶抽巷在风巷挂口沿工作面倾斜+38布置。机巷用于安设皮带运输机,在工作面开采时输送煤炭至煤仓,同时沿空留巷为1419上工作面风巷；风巷用于运输设备和回风；切眼用于安设刮板运输机、割煤机和液压支架，顶抽巷用于抽放工作面上覆C3、C、C5和本煤层回采后卸压瓦斯。2。12支护断面机、风巷和瓦斯尾巷均为异形断面，机巷宽为。2m、中高.8，风巷宽为3m，中高2.8m，瓦斯尾巷宽为2m、中高2。8m，切眼为矩形断面，

12、切眼宽为6m、高2m，机巷、风巷、瓦斯尾巷采用锚网索支护。2。3瓦斯抽放巷布置12219上工作面在风巷每隔80m施工一条顶抽巷。（12219上工作面抽采系统图)见：附图十14工作面及巷道布置平面图（1221上工作面巷道平面布置图和剖面图）见：附图二。2 采煤方法及采煤工艺2。2。采煤方法根据回采地质说明书中采煤工作面煤层赋存条件和顶、底板岩性,决定采用走向长壁后退式采煤法，全部垮落法管理顶板，(12219上工作面采场布置图)见：附图三.2.2。采煤工艺1）采煤工艺工作面采用综合机械化采煤,MG200/46/W1型采煤机落煤，滚筒和刮板运输机铲煤板联合机械装煤，GZ64/0型刮板运输机运煤，ZY

13、280009/21型液压支架支护顶板。2）采高与循环进度根据采面煤层赋存条件,沿煤层顶板进行回采,确定最大采高为1.9m.循环方式为“多刀循环作业”,每个生产班割煤3刀，每刀进尺0，则圆班完成个循环,进尺6m。）割煤方式利用G-20456/D1型双滚筒采煤机组端部斜切进刀,进刀长度为2m,深度为60mm，机组未割煤时牵引速度0 m/minm/mn，割煤时牵引速度0mm6/m,遇构造或顶板破碎地段，牵引速度不得大于4mm;操作割煤机的人员站位，距上、下滚筒不小于5m,(229上工作面采煤机进刀示意图）见:附图四.工作面采用SZ-764/20型可弯曲刮板运输机运煤，机巷采用SZ64/160桥式转载

14、机和DJ0/25可伸缩皮带运输.2。控顶方式1）采用ZY80-09/1型液压支架控制顶板，相邻支架中心距为。5m，最大控顶距5。m，最小控顶距。，放顶步距为0。6m。2）泵站压力31。5MPa，在设计采高状态下，液压支架的初撑力为190728KN，额定工作阻力为44629KN。3）移架方式：采用本架操作，滞后于机组后滚筒1520m逐架进行移架.22工作面开设超前缺口1)工作面上下超前缺口的处理方式工作面上、下出口原则上不设超前缺口,但只要工作面机头、机尾用机组割不穿或上、下出口通风断面不足时就必须设超前缺口，炮眼采用“五花眼”布置，缺口斜长为.5，高度为工作面采高,走向长度保持超前煤壁不小于3

15、m。缺口采用单体支柱配铰接顶梁沿倾向支护，柱距为1。1229上工作面炮眼布置图，见：附图五2)爆破作业方式为(1）采用风钻或电钻打眼,间距0.4。m，深度。5，炮眼与煤壁呈80的夹角。（2）每眼装填15000g煤矿许用级乳胶炸药，使用1毫秒雷管正向起爆，每眼装填一条水炮泥，黄泥充填长度600mm.（3)选用一台M-200型启爆器，串联进行爆破。（）爆破说明书炮眼名称炮眼编号炮眼深度（）炮眼长度(m）眼距(m）炮眼角度(）装药量雷管消耗水炮泥数（个）封泥长度（）爆破顺序联线方式水 平坚 直条/眼小计(kg)雷管段别雷管数量（发）左右仰零俯掏槽眼4、55551990020820。5串联辅助眼138

16、1。50188001226052合计12。1 20 4.0(5）采用绝缘铜芯线作为放炮母线，接头必须使用正规的接线盒,严禁出现明接头。（6）施工超前缺口时,启爆点和岗哨1设在22中部车场起爆硐室内；岗哨2设在121这部车场风门外1m处。搜岗路线：岗哨及起爆点：作业处1221上工作面12219上机巷122回风石门（12轨道石门）122中部车场1处；2搜岗路线：作业处12219上风巷（129上尾巷）12轨道石门121中部车场2处。（7）放炮前，采用皮带、楠竹跳板等对爆破点及附近20m范围内支架的各类油缸、液压元件、供液管路、行走电缆、监测、通讯等缆线进行妥善保护.（）放炮后及时对超前缺口进行支护。

17、（9）放炮后,通过工作面运输系统将煤炭运出地面。2。25工作面生产能力和服务年限）工作面正规循环生产能力用下列公式进行工作面正规循环生产能力的计算。W=Lh=12206.450。95=151t式中:W-工作面正规循环生产能力,t； -工作面平均长度， 2； 工作面循环进尺， 0。6m; h工作面设计采高， 1。5m； r煤的容重， 14t/m3; c工作面回采率, .9%.2）工作面服务时间工作面的回采时间=可采储量/设计月产量=1610(90625）73月开采、结束时间:该工作面预计2013年1月初投产,013年月下旬回采结束，开采期为7.33个月2.设备配置231（12219上采煤工作面设

18、备布置平面图）见:附图六 .顶板控制。1 顶板支护设计.11采煤工作面的支护设计）219上工作面支护强度P的确定:P9。8KSMcs=9。8（1。53.9）5.cos=1246K式中：P支架承受荷载，KN;9。81千克力， N;K支架承受的荷载的采高的倍数， 6;-支架支护的顶板面积, m；顶板岩石容重， 25 t/m3；M采高， ；煤层倾角， ；2)Z2800092型液压支架参数:工作阻力:24462819K;初 撑 力：9072198K;支架强度：0410。48Pa;泵站压力：3.Ma;3）支架选型的验算：工作阻力即：45kN246K；故所选用ZY2800092型液压支架符合要求。3.12

19、支护设备、材料选型1)根据上述计算,决定选用ZY200-921型液压支架控制顶板,超前支护采用内径00m的单体液压支柱、3m 型梁作支护材料。)基本支架数:2215=8架.(因机巷沿空留巷故少安设架支架）共计80架.3)备用材料：单体液压支柱60根,木料100根(采用直径10mm的圆木或直径200mm的半圆木），楠竹跳板400块，梁、铰接顶梁各30根。1。支护配套设备。工作面采用台BRM-25/315乳化液泵供液，泵站位于22回风石门风门以里100m处，乳化液采用32m高压管铺设至工作面供液.3。2工作面顶板控制3.2。1正常工作时期顶板支护方式:1）工作面采用ZY28009/1型液压支架控制

20、顶板，相邻支架中心距为1。5m，最大控顶距.4m，最小控顶距为4.，放顶步距为0。6m；机头预留支架段采用L30mm梁、L=1200mm铰接梁架设“三对六梁”、“一梁二柱、“一梁一柱”和密集支柱联合支护顶板.2)泵站压力为31.5MPa，液压支架初撑力为197198KN，额定工作阻力为24469N。3）工作面采场要做到“三直一平、两畅通”，即支架、溜子、煤壁三直,工作面底板平,工作面机风两巷的出口要畅通。）移架方式采用本架操作，滞后于机组后滚筒15m0m逐架进行移架。(2219上工作面采场平面、剖面图)见：附图三3.。特殊时期顶板支护方式）工作面初采及初次来压的顶板控制:（1）加强顶板动态监控

21、,一旦发现有来压征兆，必须及时撤出工作面的所有作业人员至安全地点。（）加强对供液系统的检查、维护，确保供液压力不低于0Ma，支架初撑力达到07281N，单体支柱初撑力不小于90KN。(3）强化对支架立柱及安全阀的检修，确保顶板压力超过支架额定承载能力时,支架能够自动降架卸载,以防止支架活柱受损.（4)初放期间,及时调整支架立柱,保证活柱伸缩量300mm，以防止出现“死架”现象。2）过断层及顶板破碎时的顶板控制（1）采面过断层或顶板破碎时,割煤后及时跟机拉架护顶,确保端面距30mm，且前端接顶严实，以防止发生端面冒顶事故。(2)采面过断层薄化带时,采用挑顶或卧底的方式使采高不低于1.m，保证支架

22、活柱伸缩量30mm，以防出现“死架”。（3)强化对机、风巷超前单体支柱初撑力的管理,确保初撑阻力不小于90N.（4)当采面液压支架底座陷底，移架时先在支架顶梁下支设12根长度适宜的单体支柱，再缓慢降架将底座适度上提，且在底座前端用坑木垫底，最后将支架前移到位，并升架支撑顶板。3）周期来压及过巷(1)在工作面推进过程中如遇周期来压，则在周期来压期间对机、风巷采用单体液压支柱配型梁或者铰接梁进行加固支护。（）工作面过风巷顶抽巷顶板管理（另行补充专项措施）.)工作面末采的顶板管理（另行补充专项措施)。33 机巷、风巷及端头顶板支护331工作面机巷、风巷超前支护)风巷从采面煤壁线往外010m段，采用型

23、梁配单体液压支柱沿走向架设双排“一梁三柱”抬棚支护；从采面煤壁线往外1020段，采用型梁配单体液压支柱沿走向架设单排 “一梁三柱”抬棚支护,单体液压支柱按1.0 柱距布置.2)机巷从采面煤壁线往外020段,采用单体液压支柱配L=0mm的11工字钢,沿巷道走向方向按照8m的排距沿倾向架设“一梁二柱”抬棚支护，所有的支柱必须打在一条直线上;支柱与砌墙之间采用排材进行背接。3)机巷架设的“一梁二柱”抬棚支护推进50m后，根据现场实际情况,如果巷道压力不大，可以对抬棚支护由里向外逐架回撤，要求回撤的抬棚距砌墙施工距离不得小于50m,如机巷沿空留巷段压力显现明显,届时另行补充加固支护措施。3.32工作面

24、上下端安全出口的支护、管理1)上端头支护：采用单体液压支柱配L=3.4m型梁沿风巷走向架设一梁三柱抬棚支护，排距80m.2)下端头支护：工作面下口从煤壁起采用单体液压支柱配L400mm的梁沿机巷走向架设“三对六梁抬棚支护，每对工字钢间距20mm，错距60mm,每对工字钢排距750m，如遇顶板破碎,必须采用跳板或木料背接严实。3)上下端安全出口高度不低于1。m，人行侧宽度不低于0m。4）风巷护巷支护滞后于工作面放顶线的距离不得大于1.m.5）机巷沿空留巷，混泥土砌墙施工未完成时,支护材料不可回撤,遇到顶板破碎地区,需用梁配液压支柱加强支护。6)风巷支护体回撤，当顶板压力小，且完整可靠时，采用人工

25、回撤风巷的支护材料,使用单体支柱配40链子时，必须将链子用螺栓扣紧稳固后（扣链位置根据现场定)，在远距离（安全点处）进行注液操作；当顶板压力大或顶板破碎松软时，必须采用回柱绞车进行回撤。3.支护材料的使用数量和存放管理）ZY00021型液压支架80架。2)内径1mm单体液压支柱2根.3）备用材料:内径10mm单体液压支柱6根,木料300根（采用直径10m的圆木或直径00m的半圆木），楠竹跳板00块，备用材料堆放在距工作面上下出口100m处,堆放整齐并挂牌备用.(229上工作面、机巷、风巷及端头支护示意图）见附图七。3.4 沿空留巷12219上机巷采用规格为500mm2mm20mm混凝土块施工沿

26、空留巷墙体，按照测量施放中线牵线砌墙，砌墙宽度为00m、砌墙高度为接顶，砌墙迎山角为15，各混凝土块间采用水泥砂浆错缝砌筑，要求混凝土块接顶、接底严实，保证施工后,巷道净中宽为300mm;混凝土砌墙与巷道接顶处采用木楔子背接。3。矿压观测3.1矿压观测内容观测支架的初撑力、工作阻力。3.5.2矿压观测方法1）在工作面每架支架立柱上设置一个压力表。2)工作面每天观测一次观测线处支架的矿压数据.3）观测数据必须每周做一次曲线图表并组织认真分析后,上报公司相关部门。)观测数据必须真实可靠，不得弄虚作假，并将其填入班评估采面顶板压力观测表,数据必须清楚。）矿压观测发现矿压有异常变化时,必须立即汇报队和

27、调度室，队技术员立即到现场查明原因,制定处理措施进行处理，有重大问题时必须立即通知相关科室技术负责人、副总以上领导到现场察看，制定相应措施进行处理。4。生产系统4.1运 输4。1。运输设备及运输方式1)运煤设备及装载方式工作面采用SZ4/30刮板运输机进行运煤,机巷布置一台SZZ764/160型桥式转载机进行装载,通过DSJ63-/627带式输送机进行运煤。2）辅助运输设备及运输方式机巷材料运输通过矿车运送至皮带尾再人工转运至工作面,风巷材料通过SQ80无极绳绞车运输至工作面。1。工作面刮板运输机采用推溜油缸推移至煤壁，桥式转载机采用桥式转载机自移装置推移，机巷皮带运输机采用0T回柱绞车迁移皮

28、带尾架.4。1。3选矸点设置及矸石的运输选矸点设置在工作面溜子机头,所选矸石充填采空区，多余矸石集中堆放,采用矿车装运出地面。4.1。4运煤路线工作面刮板运输机2219上机巷2运输石门12运输平巷采区运输上山1采区煤仓45运输大巷+m矿井煤仓出煤平硐地面煤仓.4。1。辅助运输路线地面435大巷2采区轨道上山下车场2轨道上山轨道斜井下车场轨道斜井21轨道石门119上风巷1221上工作面。（12219上工作面运输系统示意图)见附图八。2 “一通三防”与安全监控4。2。1通风方式29上工作面为“+L”型通风方式,一进两回（机巷进风，风巷和尾巷回风)。1）风量计算（1）按瓦斯涌出量计算：2219上工作

29、面相对瓦斯含量为7。09mt，已抽瓦斯9。1m/t，残余瓦斯量为7.68m3/t，该面日产量按907吨计算，则绝对瓦斯涌出量Q为：Qg907768/（360)3。2(m3mi)工作面回风流中CH浓度按1。0进行管理，工作面所需风量为=10q式中:-回采工作面绝对瓦斯涌出量，/min 工作面瓦斯涌出不均匀系数，k取1.4(。216)Q=10qk=10。161=826(m3/in）（2)工作面每班工作最多人数计算Q4K4371.3599。8 m3/mi式中：Q-工作面总供风量，ms N-井下掘进工作面同时工作的最多人数，取7人 每人每分钟供风标准，m3/in人 K-风量备用系数，K=1.5（3）按

30、工作面温度计算Q=60VSKi式中:-为工作面平均过流断面，取8.6m2 V-为某t下，良好气候条件而得到的最佳风速，取25/(1.01.5m/） ki-回采工作面长度校正系数，约为1Q=60 VSKi=61.5.61。0=64 /mi(4）按风速验算 按工作面最低风速验算最小风量Q采00。25S=600259。644（m3/ min） 按工作面最高风速验算最大风量Q采604。0S=04.07.68 183.2(3/ min)工作面风速为：V=825.6/0s/61。6m/s根据计算14(（m/ in)256 (m3/ min）843。(（m3 mi）满足煤矿安全规程对采煤工作面的风速规定。（

31、5）确定工作面实际需要风量：根据上述对风量计算和验算确定2219上采煤工作面配风量为826m/min，在生产期间根据采面瓦斯涌出及防灭火情况可进行调整。2）通风路线12采区运输上山、轨道斜井、2采区人行上山22运输平巷1运输石门2回风石门、2轨道石门1221上机巷21上工作面12219上风巷2回风石门12采区回风斜井地面。4.2瓦斯防治1）瓦斯抽采（排放）路线，预计抽采量(1)机巷抽采管线路：地面抽放泵站工业广场主平硐+35运输大巷12采区回风斜井12回风石门1221上机巷.(2）风巷抽采管线路：地面抽放泵站工业广场主平硐+45运输大巷12采区回风斜井1回风石门12上风巷.（3）预计抽采量：1

32、229上工作面瓦斯储量30150。5m,于201年5月投抽，截止至2012年1月共抽出瓦斯量654.64m，工作面瓦斯预抽率为5。06。2)工作面冒顶和上隅角、容易发生瓦斯积聚的瓦斯防治和处理方法(1)工作面上、下隅角必须使用挡风帘，以减少采空区瓦斯涌入工作面。上、下隅角挡风帘由瓦检员负责维护，挡风帘要按要求吊挂，发现无挡风帘时，瓦检员或施工队跟班队长、班长要及时向调度室汇报.(2）遇巷道冒落处等地点瓦斯超限时，必须采取引风措施，及时排除冒落地点内的瓦斯，防止瓦斯积聚.4。2.综合防尘系统1)防尘管路系统12采区地面高位水池12采区回风斜井122回风石门12219上机巷工作面。12采区地面高位

33、水池1采区回风斜井12回风石门1219上风巷工作面.2）综合防尘措施(1）工作面在生产过程中做到人人配戴防尘口罩。（2）施工队定期对机、风巷冲刷积尘.(3）在工作面机、风巷及各转载点必须设置洒水防尘装置,并保证采煤机内、外喷雾装置完好。4。2。4防止煤层自然发火技术措施由于1229上综采工作面无煤层自然发火倾向,故不采取防止煤层自然发火技术措施。42监控系统）在1219上回采工作面上隅角安设一个瓦斯监测传感器T,0报警瓦斯浓度1,断电瓦斯浓度。5%，复电瓦斯浓度1.；断电范围:工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备。2)在129上回采工作面风巷安设两个瓦斯监测传感器:T1安设在工作面上出口

34、10m范围内，随工作面推进而移动，其瓦斯报警浓度为1.0，断电浓度为15%，断电范围为工作面及回风巷中全部非本质安全型电气设备电源,复电浓度小于1。0%；T2安设在巷道距回风流第一汇合点115m,其瓦斯报警浓度为1。0，断电浓度为。%,断电范围为回风巷中全部非本质安全型电气设备电源,复电浓度小于1。3）在12219上机巷距离工作面10m范围内安设一个瓦斯监测传感器3，其瓦斯报警浓度为0.5%，断电浓度为0。，断电范围为工作面及机巷中全部非本质安全型电气设备电源,复电浓度小于0.%。4)在上瓦斯尾巷距离回风第一合流点安设一台瓦斯监测传感器T，其瓦斯报警浓度为.5%，断电浓度为2。5，断电范围为工

35、作面内全部非本质安全型电气设备电源，复电浓度小于2.。5）在1229上机巷碛头（沿空留巷里段）0m范围内安设瓦斯监测传感器T,其瓦斯报警浓度为0.%,断电浓度为0。%,断电范围为工作面内及其回风巷内全部非本质安全型电气设备电源，复电浓度小于.5.6）在19上风巷距离回风第一合流点10-1m范围内设置风速传感器,设置位置在巷道前后10m内无分支风流、无拐弯、无障碍，在超限时应发出声、光报警信号。)在121上风巷回风第一合流点向内-1m安设一个CO传感器，监测回风流中CO浓度,报警浓度为24pm。8）在122上机巷内距工作面0-15范围内安设烟雾传感器，能发出声光报警。9）在工作面带式输送机滚筒下

36、风侧10-15m处设置CO传感器,报警浓度为24ppm.(12219上工作面通风系统图）见:附图九。(12219上工作面抽采系统图)见:附图十。(12219上工作面消防管路及防尘系统图）见：附图十一。(129上工作面安全监控系统图)见:附图十二。4 排 水4.31采煤工作面最大涌水量预计121上工作面无涌水。432排水系统采用自流排水，排水将沿着工作面1219上机巷放水孔12119底抽巷2119底抽巷中部车场12采区人行上山+435运输大巷主平硐地面。4。4 供 电4。41供电设计1）选择电压等级、供电方式、防爆设备的选型根据我矿现有设备情况和1221上综采工作面设备布置情况，确定122上工作

37、面供电系统设计方案,其负荷分配如下:()KBSGZY-500/1变压器（1140）供工作面采煤机（46kW)。()BSG630/10变压器（140）供工作面刮板输送机（2)、桥式转载机（60）。（3）胶带输送机（150kW)、泵站设备由2采区72m变电所内KBSG2T-5010/0。69变压器（66V)供电.(4）风巷SQ8无极绳绞车(7k）、20回柱绞车设备由12采区21变电所内KBG50/069变压器(660)供电.12219上工作面供电设备和使用设备表详见表6。表6 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备注1采煤机组MG0/456WD1156kW140V采煤液压支

38、架Z280009180架支护3刮板运输机SGZ64321m2160kW1140V运输4桥式转载机SZZ-764/1601160kW1140V运输5可伸缩皮带机DSJ100/317175kW0运输喷雾泵B20/631套245k660V喷雾降尘7乳化液泵BRM-25/15套2*7566升压8无极绳绞车SQ80175kW1辅助运输9回柱绞车JH20A12k1回柱0移动变电站KBSGZY5001200VA1140/660V采煤机/风巷设备供电1移动变电站KBG2-6/0130kVA66V刮板/桥转/回柱绞车供电12隔爆型高压真空配电装置PJ4310/01660V胶带/泵站供电2采区2变电所13矿用隔爆

39、真空馈电开关KBZ630/6/1142控制设备14矿用隔爆真空馈电开关BZ-00/6/144控制设备15矿用隔爆真空磁力启动器QJZ0/60/1142控制设备6矿用隔爆真空磁力启动器Z-000/1403控制设备17矿用隔爆真空磁力启动器Q12N1控制设备矿用隔爆真空磁力启动器Q-8N2控制设备19矿用隔爆真空磁力启动器QBZ-002控制设备2矿用隔爆真空磁力启动器QBZ82控制设备21照明综保Z-4。0M24.kVA照明和信号22煤电钻Z8L4。11。2kW打钻2）工作面电力负荷和选择电缆（）1229上工作面主要电负荷统计如下：采煤机 456k刮板输送机 2*10kW桥式转载机 160W胶带输

40、送机 27kW乳化液泵 2*75kW喷雾泵 2*45kW(）1229上工作面电缆造型表详见表7.表7 供电电缆表序号电缆名称型号长度（）用途电压等级（）备注1矿用橡套移动屏蔽兼监视电缆MYPT-30316/3+32.41022 变电所7高开1#变压器1002矿用屏蔽橡套电缆MYP+35 101变压器1111403矿用屏蔽橡套电缆YP-395+15 60111-1111404矿用屏蔽橡套电缆P-3512442001采煤机11405矿用屏蔽橡套电缆PT350+36/3+32.11变压器2#变压器006矿用屏蔽橡套电缆2YP-39+15 52#变压器-1117矿用屏蔽橡套电缆MYP95+13 60-

41、12-111140矿用屏蔽橡套电缆YP3+1620211转载机电机1140矿用屏蔽橡套电缆MYP395+15102111140矿用阻燃橡套电缆MYP3501161022刮板输送机电机1011矿用阻燃橡套电缆MY-35+116102121114012矿用阻燃橡套电缆MP-6+110521324114013矿用阻燃橡套电缆M420014照明信号11014矿用橡套移动屏蔽兼监视电缆MJV22-335+1101采区变电所8高开3#变压器100矿用屏蔽橡套电缆Y35+13103#变压器316016矿用屏蔽橡套电缆MY-3+30-13-116017矿用阻燃橡套电缆M350+1168-113116018矿用

42、阻燃橡套电缆MYP3511623-11输送机电机6619矿用阻燃橡套电缆MY30+165313-112662矿用阻燃橡套电缆M310+1620112张紧绞车电机6021矿用阻燃橡套电缆M-310163123-3662矿用阻燃橡套电缆-446903113照明信号6023矿用阻燃橡套电缆MY35+11603131604矿用阻燃橡套电缆MY3516103-13116605矿用阻燃橡套电缆MY-31611053121喷雾泵160矿用阻燃橡套电缆MY350+165113-22607矿用阻燃橡套电缆MY-316+1105312喷雾泵266028矿用阻燃橡套电缆MY-32+116031223123029矿用

43、阻燃橡套电缆Y-325+1153-123乳化泵16603矿用阻燃橡套电缆MY-325+653-131260矿用阻燃橡套电缆Y-251153-124乳化泵26632矿用橡套移动屏蔽兼监视电缆MYJV22-35+116102采区121变电所6高开#变压器100033矿用阻燃橡套电缆M37+12510变压器416603矿用阻燃橡套电缆MY30+12504-141260矿用阻燃橡套电缆Y70+151412416036矿用阻燃橡套电缆M25+11614-121无极绳绞车电机66037矿用阻燃橡套电缆MY350+1164-1112638矿用阻燃橡套电缆M4470422照明信号6603矿用阻燃橡套电缆MY-

44、350+11750424123640矿用阻燃橡套电缆MY316+110104-12回柱绞车电机641矿用阻燃橡套电缆MY36+1051234-466042矿用阻燃橡套电缆MY-42004-124照明信号66043矿用阻燃橡套电缆M311110-44-1266044矿用阻燃橡套电缆MZ3420045煤电钻603）电气保护整定值1229上工作面供电系统开关保护整定统计如下：开关编号开关型号额定电流最大电机的起动电流（)其它电机的额定工作电流（）过流保护整定(A）短路保护整 定(A）12采区12变电所7#高开PJG100/1108100 65.88 00A（1倍)300（3倍)11KZ6368602

45、41401-11QJ4401606021KBZ6630602.53201920211QJ0006000-12Z-4004003110。518108012采区122变电所8#高开JG4310/10100964272535（0.3倍）30（倍）3-KBZ630304.4352.92601503-111JZ-2020482.480。45090314QBZ80N80482.4004801采区1变电所8高开PG43-100/010616520A（倍）200A（2倍)41KB-63063060316521290421ZN142.4。0484125ZZ8L4。012.02124.4.2（供电系统示意图）见:

46、附图十四。.5 照明、通信和信号4.。1照明121上工作面控制系统及照明采用2台ZBZ4照明信号综合保护器供电,输出电压为7V，各卸载点必须设置两盏防爆日光灯.4.5.通讯1229上工作面刮板输送机机头、机尾、泵站、皮带头各安设一部电话,电话可直接与调度室接通。4.5.3提升、运输、转载信号装置的种类和用途12219上工作面提升、运输信号装置选用防爆型声光对讲信号装置，型号为KXJ162,此装置在打点时具有显示声音、光提示。另外，还必须安设在提升、运输设备运行过程中起警示作用的防爆警示红灯.（照明、通信、信号系统示意图）见:附图十五。劳动组织及主要技术经济指标5.1劳动组织5.1。1采煤作业方

47、式采用三八制作业，两班生产，一班检修.5。1。2劳动组织组织方式、劳动力配备、出勤率等详见表8劳动组织表。表8 劳动组织表序号工种班次在册人数出勤人数备注合计班长622262移溜、拉架62263电钳工101104桥转司机313工作面溜子司机311136割煤司机622267泵司机3138皮带司机31139端头工、浮煤工1555510沿空留巷工550015由巷修队施工1瓦检员7222612队干82263合计854220825。2循环作业5.（正规循环作业图）见：附图十六.5。3 主要技术经济指标工作面主要技术经济指标见表。表9 主要技术经济指标表序 号项 目单 位指 标备 注1工作面走向长度m79

48、2工作面倾斜长度223煤层厚度m0.62。24煤炭容重t/m1.455工作面煤炭储量万t16。616采高m1.57煤层生产能力m228循环进度m0.69循环产量t15110月进度m9日产量t9071月产量t2251月循环数（循环率）个（）9514工作面可采期月7.315在册人数人86出勤人数人17出勤率618支柱数量及丢失率根/万01顶梁数量及丢失率根/万t020柱鞋数量及丢失率根/万t)1煤层牌号C19上6煤质管理6煤质指标及要求根据每月矿井生产计划中规定的煤质指标要求进行管理,保证煤质.6.2提高煤质的措施.2。在回采过程中必须严格控制采高,平均煤厚小于15m时,采高不超过1.5m，严禁破顶、底开采. 6.2在回采过程中发现断层,必须立即停止回采，制定专项方案措施后，方可恢复回采。（如煤层平均夹矸厚度达到0。8时，必须实行分层开采）6.23凡断距超过煤厚1/3时,按矿制定煤、矸分运方案或措施执行，以实现过断层期间煤矸石的分采、分装、分运、分堆，严禁煤矸混割。2综采工作面必须跟机移架,以防止机道发生冒顶事故污染煤质。6。2。5采煤工作面生产过程中，必须加强工作面用水管理，坚决做到煤水分家，严禁用水管直接向煤炭内洒水。626超过0m0mm矸石，必须人工筛选,选矸点设置在工作面溜子机头，所选矸石充填采空区,多余矸石集中堆放