山西省霍州煤电集团汾河三交河煤矿初步设计

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1、前前 言言山西省霍州煤电集团汾河三交河煤矿位于洪洞县万安镇的左木村西侧，为股份制企业。山西省国土资源厅换发的采矿许可证批准该矿开采 2上、2下、9、10、11 号煤层。矿井采用平硐、立井联合开拓方式，主平硐担负煤炭运输，辅助运输，排水、供电，人员运输及进风任务，兼做矿井的一个安全出口；杨坡回风立井担负五采区的回风任务，兼做五采区的第二个安全出口；金山沟回风立井担负三采区的回风任务，兼做三采区的第二个安全出口。井田分二个水平开拓,一水平(+975m 水平)开采上组煤(2上、2下号煤),二水平开采下组煤(9、10、11 号煤层),目前开采上组煤，后期延深开采下组煤。上组煤现生产采区为三、五采区，根

2、据五采区准备巷道揭露煤层条件分析，2上与 2下号煤层在五采区北翼南部合并(层间距小于 1.0m)，合并区走向长度 700-1000m。五采区南翼 2上与 2下号煤层基本全部合并，因此合并区以五采区南翼为主。为了合理开采合并区，提高煤炭资源回收率，实现安全高效，受霍州煤电集团及三交河煤矿委托，我院与煤炭科学研究总院太原分院合作编制三交河煤矿五采区 2上号和 2下号合并区开采设计，采区生产能力 3.0Mt/a。一、一、编编制制设计设计的依据的依据1采掘工程平面图及矿方提供的有关资料；2国家有关煤炭工业的规程、规范和技术政策等：(1)全国人大常委会 1992 年颁发的中华人民共和国矿山安全法；(2)

3、国家安全生产监督管理局、国家煤矿安全监察局 2006 年颁发的煤矿安全规程；(3)国家技术监督局和建设部 2005 年发布的煤炭工业矿井设计规范,(GB50215-2005)； (4)矿山电力设计规范；(5)原中国统配煤矿总公司中煤总安字1990第 171 号文煤矿井下粉尘防治规范(试行)； (6)全国人大常委会 1996 年颁发的中华人民共和国煤炭法； (7)国务院 1996 年批准的中华人民共和国矿山安全法实施条例； (8)其他有关法律法规。3设计委托书。二、存在的主要二、存在的主要问题问题与建与建议议建议加强生产矿井地质工作，全面搜集井下资料，查明古窑老空及采空区积水、积气情况,及时建立

4、有关台帐、卡片，进行综合编录，根据地质规律预测回采工作面地质条件，并对顶板岩性做物理力学测试工作。第一章第一章 采区概况及地采区概况及地质质特征特征第一节第一节 采区概况采区概况一、采区概况一、采区概况五采区位于井田西侧，西、北、南部以井田边界为界，采区东部以三、五采区的采空区为界。五采区开采上组煤 2上、2下号煤层。据调查，采区内东部存在古窑老空及采空区，建议矿方加强探掘工作，探清古窑老空及采空区的范围，为工作面的布置及接替提供可靠的资料。第二节第二节 地质特征地质特征一、煤层及构造一、煤层及构造12上、2下号煤层结构与厚度直接顶：为泥岩、砂质泥岩，局部相变为粉砂岩，夹煤线，灰黑色，含植物化

5、石，厚度 2-10m。老顶：为 K8中砂岩，厚度 3-15m，灰白色中粗粒长石砂岩，中厚层状，致密坚硬，裂隙发育，工作面顶板节理发育，砂泥岩交互处顶板破碎。煤层结构为：1.9-2.3(0.1-1.0)0.5-1.2(0.1-0.8)0-0.7m，煤层结构柱状如表1-2-1。其中：2上号煤层结构简单，厚度稳定，平均厚度 2.1m。2上号与 2下号煤层间距 0.1-1.0m，平均 0.3m，岩性为泥岩，质软,遇水软化成泥状。2下号煤层结构复杂，厚度变化大，上部煤分层厚 0.5-1.2m，平均厚度0.9m，中部夹石厚度变化大 0.1-0.8m，平均厚度 0.5m，岩性为泥岩、砂岩，较坚硬，下部煤分层

6、厚度较小，0-0.7m，平均厚度 0.5m。煤层底板：煤层底板大部分为泥岩，质较软，局部为细砂岩，质硬。本次设计对煤层底板比压进行了测试，为支架选型提供更加可靠的数据。 煤煤层结层结构柱状构柱状图图 表 1-2-1地层岩石名称最小厚度-最大厚度平均厚度(m)岩性描述2上号煤层老顶3-158为 K8中砂岩，灰白色中粗粒长石砂岩，中厚层状，致密坚硬，裂隙发育。2上号煤层直接顶2-103为泥岩、砂质泥岩，局部相变为粉砂岩，夹煤线，灰黑色，含植物化石。2上号煤层1.9-2.32.1结构简单,厚度稳定2上号与 2下号煤层间距(合并区) 0.1-1.00.3泥岩,质软，遇水软化成泥状。2下号煤层上分层0.

7、5-1.20.9中部夹石0.1-0.80.5泥岩，砂岩,较坚硬2下号煤层下分层0-0.70.5山西组2下号煤层底板2.0-8.04.5大部为泥岩，质较软，局部为细砂岩，质硬。2.采区内地质构造五采区未发现大的断层，在巷道掘进和回采过程中揭露数条落差小于6m 的断层。对采区巷道布置和工作面布置影响不大。二、煤二、煤质质根据三采区采取的煤样以及五采区所收集的资料，五采区 2 号煤层物理性质及宏观煤岩特征：黑色块状，条带状和粒状结构，呈弱沥青光泽，该煤层属低灰-中灰，特低硫-低硫，高-特高热值焦煤。三、水文地三、水文地质质根据矿井多年开采实践，井下涌水量很小，只有在雨季涌水量较大。据井下现场观测，五

8、采区巷道干燥，涌水量很小。水文条件属简单。四、开采技四、开采技术术条件条件1煤层顶、底板特征煤层顶、底板特征见前述介绍，五采区现综采工作面回采 2上号煤层，一次采全高，顶板管理采用全部垮落法。根据开采实践，顶板初次来压步距为 30m, 周期来压步距为 14m，顶板较易管理。2瓦斯五采区所采的 2上、2下号煤层由于埋藏较浅，瓦斯含量低，但由于部分地段煤层直接顶板泥岩较薄，K8砂岩距煤层较近，砂岩中裂隙发育，常有瓦斯积聚。采煤工作面的绝对瓦斯涌出量因工作面长度以及其他各种因素影响而有所不同，矿井日产煤 5334t 时，矿井绝对 CH4涌出量为 6.83 m3/min ，相对 CH4涌出量 1.85

9、m3/t，绝对 CO2涌出量为 3.51 m3/min ，相对 CO2涌出量 0.95m3/t，属低瓦斯矿井。其中五采区日产煤 2000t，绝对 CH4涌出量为 2.10m3/min ，相对 CH4涌出量 1.51m3/t，绝对 CO2涌出量为 1.56 m3/min ，相对 CO2涌出量 1.12m3/t，当五采区生产能力达到 3.0Mt/a 时，经计算绝对 CH4涌出量为9.53m3/min。3煤尘及煤的自燃倾向根据山西省煤炭工业局检测中心 2006 年 6 月 27 日检验报告,该矿 2号煤层煤样火焰长度为 400mm、岩粉用量均为 80%，煤尘有爆炸危险性。2 号煤层吸氧量 0.588

10、8mL/g,自燃倾向为 II 类,属自燃煤层。4地温本区属地温正常区。第二章第二章 采区巷道布置及采煤方法采区巷道布置及采煤方法第一节第一节 采区边界及储量采区边界及储量一、采区边界一、采区边界五采区位于井田西侧，西、北、南部以井田边界为界，采区东部以三、五采区的采空区为界。二、采区储量二、采区储量1资源储量五采区 2上号煤层资源/储量为 25.0 Mt；五采区 2下号煤层资源/储量为11.54 Mt。2可采储量采区可采储量计算公式如下：可采储量=(工业储量-永久煤柱损失)采区回采率式中:永久煤柱损失量为保护井筒、村庄和为保证安全生产的井田边界、大巷等留设的煤柱损失量。采区回采率根据煤炭工业矿

11、井设计规范中的规定选取，中厚煤层 80%。经计算，五采区剩余可采储量为 18.84Mt。三、采区煤柱三、采区煤柱五采区胶带运输巷、轨道巷之间留 25m 煤柱, 回风巷、轨道巷之间留35m 煤柱,巷道两侧留 35m 煤柱，采区边界两侧各留 10m，顺槽之间留 20m煤柱。井筒按级保护，村庄按级保护，再根据表土层和基岩厚度(表土移动角 45，基岩移动角 70)计算保安煤柱。第二节第二节 采区生产能力及服务年限采区生产能力及服务年限五采区生产能力 3.0Mt/a，年工作日 330d，每天四班作业，三班生产，一班准备，日净提升时间 16h。1五采区生产能力大采高综采工作面投产后，五采区以 1 个工作面

12、和 2 个掘进工作面保证 3.0Mt/a 的生产能力。2服务年限经计算五采区 2上和 2下号煤层剩余可采储量 18.84Mt，按 3.0 Mt/ a 生产能力计算剩余服务年限。五采区剩余服务年限按下式计算：T=KAZK式中：T剩余服务年限，a；ZK 可采储量，Mt；A采区设计生产能力，Mt/a；K储量备用系数，取 1.3。则采区剩余服务年限为:A矿= = 4.8aKAZK3 . 10 . 384.18 经计算五采区的剩余服务年限为 4.8a。第三节第三节 采煤方法采煤方法一、采煤方法的选择一、采煤方法的选择1. 采煤方法的比选五采区现在采区北翼布置 1 个走向长壁综采工作面，开采 2上号煤层。

13、采高 2.6-2.7m ,工作面长度 200m。2上与 2下号煤层在五采区北翼南部合并(层间距小于等于 1.0m)，夹矸为泥岩，质软，遇水软化成泥状。具备单一煤层开采条件，走向长度 700-1000m，五采区南翼 2上与 2下号煤层基本全部合并，2上与 2下号煤层合并层最小厚度(含夹矸)2.9 m, 最大厚度(含夹矸)5.3 m。2下号煤层分为上下两个分层，中间夹矸 0.1-0.8m，平均 0.5m, 为泥岩、砂岩，较坚硬，2下号煤层属于优质焦煤，市场需求量大。近几年，煤矿井下工作面装备快速发展，国产化程度不断提高，尤其是大采高综合机械化采煤方法的应用在神华集团、晋城煤业集团所属煤矿的使用中取

14、得了很大的成功，晋城煤业集团寺河煤矿一次采全高最大采高已达到 6.0m。为了提高三交河煤矿的资源回收率，提高矿井的综合经济效益，根据 2上与 2下号煤层的赋存条件，2上与 2下号煤中间夹矸较软，2下号煤层中间夹矸较坚硬，但节理裂隙发育。设计推荐在五采区南北两翼合并区(夹矸小于等于 1.0m)采用大采高综合机械化采煤方法。五采区 2 号层合并区(夹矸小于等于 1.0m)一次采全高，顶板管理采用全部垮落法。2.工作面参数(1) 工作面长度确定综采工作面长度应充分考虑地质条件与工作面技术装备水平，工作面长度的增加，有利于减少辅助作业时间，降低巷道掘进率；有利于提高开机率、采区回采率、工作面单产，从而

15、提高工作面效率。工作面地质条件优越，煤层倾角小、厚度大、顶底板稳定，可将工作面长度适当加大。机械化装备水平越高，要求工作面生产能力越大，工作面长度要与生产能力相适应。工作面长度越长，对工作面机械设备的可靠性的要求越高。确定工作面长度，还应考虑顶板管理，煤层瓦斯含量以及工作面通风等因素，条件受限时，工作面长度不宜过大。综合考虑，确定三交河矿五采区 2 号层合并区大采高工作面长度为200m。首采 505 工作面顺槽巷道已掘成，工作面长度 200m。(2)工作面推进长度提高工作面推进长度，可减少工作面搬家次数，为工作面连续稳定高产创造条件，推进长度受地质因素、顺槽胶带强度、巷道掘进方式及煤层煤柱和边

16、界条件的制约。我国普通综采工作面的推进长度一般为 1000m-1200m，高效工作面长度达到 1500m-3000m，按照三交河煤矿合并区生产能力要求，大采高工作面推进长度五采区北翼约 1100m，南翼约 2700m，大采高工作面主要分布在南翼。二、工作面采煤、装煤、运二、工作面采煤、装煤、运输输方式及方式及设备选设备选型型综采工作面的采、装、运、支工序全部采用机械化。从目前综采的发展趋势看，设计安全高效的综采面要求加大工作面的长度，加大截深，选用能切割硬煤的特大功率采煤机，提高采煤的截割速度，相应要求提高移架速度，与大运量的重型可弯曲刮板输送机相匹配，加强端头支护，采用长距离顺槽胶带输送机。

17、针对上述要求，对于综采系统设计考虑了以下原则：机械设备的选择首先满足技术先进，生产可靠，提高综采设备的开机率，达到安全高效。同时各设备间要相互配套，保证运输畅通，并增加运输环节的缓冲能力，以期达到采运平衡，最大限度地发挥综采优势。为综采工作面创造快速连续开采的条件，加大工作面推进长度，减少搬家次数，并保证快速搬家。同时做到采准工作快，增大巷道断面特别是顺槽断面，采用掘进机掘进，利用顶板完整，煤层比较坚硬的条件，采用树脂锚杆支护，以提高掘进速度，保证工作面的接替要求。对辅助运输系统，要求系统简单、环节少，把工作人员及材料快速方便地运送至工作地点，作为提高工作面生产能力的一个重要因素考虑，并在巷道

18、布置上加以保证。综采工作面总体配套设计包含以下内容：成套设备生产能力、技术参数的配套计算和校核；根据设备特点对工作面长度和巷道断面进行参数优化；工作面成套设备的合理布置。由于进口设备价格昂贵，后期维护成本高，而国产设备目前已能够满足厚煤层综采工作面的要求，并且在国内很多矿井得到应用，因此本次设计工作面设备中液压支架(电液控制系统进口)、刮板输送机立足国产，为了满足进度的要求，采煤机也选用国产设备。大采高工作面主要采煤设备选择分述如下：1采煤机(1)采煤机截深合理确定采煤机截深，可充分发挥综采设备的效率，提高开机率。加大截深有利于提高循环产量，但增加了采煤机的运行阻力，降低了采煤机的运行速度，对

19、顶板管理不利。目前，我国综采面采煤机截深一般为 0.5-0.6m，高效工作面一般为 0.8-1.0m。由于该合并层工作面煤层中有 2 层夹石，其中 1 层夹石为泥岩、砂岩，截割阻力较大，因此采煤机截深不可过大，将割煤宽度定在煤壁压酥区，可充分发挥采煤机的效率，结合三交河矿的产量要求和设备配套，确定采煤机截深为 0.8m。(2)工作面单刀产量计算工作面产量按 2 号煤层合并区厚度最大 5.3m、最小 2.9m 和平均 4.3m分别计算。 厚度 5.3m 时工作面单刀产量：煤的产量 Q=HLb=3.82000.81.35=820.8(t)式中：H纯煤厚度，m；L工作面长度，m；b采煤机截深,0.8

20、m；煤的容重，1.35 t/ m3。夹矸产量 Q=HLb=1.52000.82.5=600(t) 厚度 2.9m 时工作面单刀产量：煤的产量 Q=HLb=2.62000.81.35=561.6(t)夹矸产量 Q=HLb=0.32000.82.5=120(t) 厚度平均 4.3m 时工作面单刀产量：煤的产量 Q=HLb=3.52000.81.35=820.8(t)夹矸产量 Q=hLb=0.82000.82.5=320(t)(3)工作面开机率计算 满足工作面目标产量的采煤刀数按日产原煤 10000t(含矸)计算：a. 采高 5.3m 时100001420.8=7.03 刀 考虑 0.85 的正规循

21、环率、工作面回采率等因素，取 9 刀b. 采高 4.3m 时100001140.8=8.77 刀考虑 0.85 的正规循环率、工作面回采率等因素，取 12 刀c. 采高 2.9m 时10000681.6=14.67 刀考虑 0.85 的正规循环率、工作面回采率等因素，取 18 刀采煤机割一刀煤的行程长度由于采煤机在工作面端头需往返切割进刀，因此，割一刀煤时，采煤机的割煤行程大于工作面长度。L刀L工+L采+2L弯=200+14+223=260m式中：L工工作面长度，取 200m；L采采煤机最大水平长度，取 14m；L弯输送机弯曲段长度，取 23m。 采煤机采一刀煤需用时间平均割煤速度 6m/mi

22、n 时2606+8(辅助时间)52min 完成目标产量采煤机需用时间：采高 2.9m、4.3m、5.3m 时，完成 10000t 的割煤刀数分别为 18 刀、12刀和 9 刀。完成目标产量分别用时：5218 =936(min)5212= 624(min)529=468(min) 出煤班的开机率计算采煤机日开机时间工作面劳动组织采用“四六制”，3 个出煤班分别为 6h，共计 18h，检修班为 6h。可用的出煤时间为：1860=1080min采高 5.3m 时完成目标产量 10000t，出煤班的开机率需达到：4681080=0.43采高 4.3m 时完成目标产量 10000t，出煤班的开机率需达到

23、：6241080=0.58采高 2.9m 时完成目标产量 10000t，出煤班的开机率需达到：9361080=0.87工作面的日开机率计算一天折算为分钟为：2460=1440min采高 5.3m 时完成目标产量 10000t，日开机率需达到：4681440=0.33采高 4.3m 时完成目标产量 10000t，日开机率需达到：6241440=0.43采高 2.9m 时完成目标产量 10000t，日开机率需达到：9361440=0.65 小结在煤层厚度 2.9-5.3m 条件下，采煤机平均割煤速度 6m/min，工作面设备配套在采煤班开机率达到 43%-87%，日开机率需达到 33%-65%时，

24、可完成日产 10kt，年产 3.0Mt 的产量。表 2-3-1 是不同煤层厚度的开机率和割煤刀数对比。 不同煤不同煤层层厚度的开机率和割煤刀数厚度的开机率和割煤刀数对对比比 表 2-3-1煤层厚度(含夹矸)(m)采煤班开机率(%)日开机率(%)割煤刀数(刀)2.98765184.35843125.343339(4)采煤机的选型 采煤机选型原则a适合特定的煤层地质条件，并且采煤机采高、截深、牵引速度等参数选取合理，有较大的适用范围。b满足工作面开采生产能力要求，采煤机实际生产能力要大于工作面设计生产能力 10-20%。c与液压支架和刮板输送机相匹配，影响采煤机选型的主要因素是煤层的力学特性，厚度

25、和倾角，工作面生产能力。 采煤机性能参数的确定采高的选择采煤机的采高应与煤层厚度的变化范围相适应，根据三交河 2上、2下号煤层赋存条件和合并区开采技术条件，确定采煤机的最大高度为 5.3m，最小采高为 2.9m。截深的确定截深的选取与煤层厚度，煤层软硬，顶板岩性以及支架移架步距，综合考虑取采煤机的截深为 0.8m。滚筒直径的确定双滚筒采煤机的滚筒直径以大于工作面最大采高的 0.5 倍为宜。三交河 2上、2下号层合并区最大采高为 5.3m，所以双滚筒采煤机的滚筒直径大于或等于 2.7m 即可满足使用要求，根据采煤机滚筒直径系列，取滚筒直径D=2.8m。采煤机牵引速度这主要根据工作面设计生产能力来

26、选择Vg=Qh/60MBr=4.8(m/min)式中：Qh工作面小时产量，1639.38t/h；Vg采煤机所需牵引速度，m/min；M采高，5.3m；B截深，0.8m；C煤的容重，1.35t/m3。所选工作面采煤机牵引速度 VVg，取 6m/min。装机功率的确定根据统计资料，开采 1t 煤所需能量为 0.7-0.8kWh，厚度 5.3m 时工作面单刀产量：a厚度 5.3m 时工作面单刀产量：煤的产量 Q=HLb1=3.82000.81.35=820.8(t)夹矸产量 Q=hLb2=1.52000.82.5=600(t)采煤机割一刀需用 52min,计算采煤机的小时产量为 1639.68t/h

27、。采煤机理论装机总功率最大应为 1639.680.8=1311.74kW。在实际生产中，采煤机的装机功率要比正常割煤时所需的功率要大，还要考虑采煤机过地质构造时的破岩能力，这样采煤机的装机容量应考虑富裕系数，取1.3，因此，厚煤层大采高一次采全厚采煤机的总功率为1311.741.3=1705.26kW，取整为 1800 kW。通过上述分析，对采煤机的选型技术参数要求如下：采高 2.9-5.3m，截深 0.8m，滚筒直径 2.8m，装机功率 1800kW，牵引速度 6m/min，额定电压 3300V，频率 50Hz。据调查，目前我国生产大采高采煤机的企业有西安煤机厂和太原矿山机器集团有限公司，其

28、中太原矿山机器集团有限公司生产的MGTY750/1805-3.3D 型大采高采煤机在平朔煤炭公司安家岭井工矿一号井和神华集团神东公司得到成功应用，取得了很好的经济效益。设计推荐三交河煤矿选用 MGTY750/1805-3.3D 型采煤机。采煤机尺寸详见图 2-3-1。其主要技术参数见表 2-3-2。经计算，综采工作面小时能力约为 1700t左右。在选择配套刮板机、转载机、顺槽可伸缩胶带输送机等运输设备时，考虑了生产矿井实际使用情况和计算的生产能力两方面因素，并遵循 “运煤系统的能力外部要大于采面 20为宜”的原则。 采煤机技采煤机技术术特征表特征表 表 2-3-2 型号采高(m)电机功率滚筒直

29、径截深(mm)牵引速度机面高度重量(t)(kW)(mm/个)(m/min)(mm)MGTY750/1805-3.3D2.6-5.518052800/28000-24.8752.工作面可弯曲刮板输送机 工作面刮板输送机选型需满足三个方面要求： 一是运输能力与采煤机生产能力相适应，根据前述计算采煤机生产能力为 1700t/h。 二是外型尺寸和牵引方式与采煤机相匹配。 三是运输机长度与工作面长度相一致。 选用 1 部 SGZ1000/2700 型可弯曲刮板输送机，其主要技术参数见表2-3-3。 刮板刮板输输送机技送机技术术特征表特征表 表 2-3-3型号铺设长度(m)输送能力(t/h)刮板链速(m/

30、s)中部槽(长宽高)(mm)电机功率(kW)电压等级(V)备注SGZ1000/270025025001.317501000352700233003.顺槽转载机和破碎机顺槽转载机的转载能力要与工作面的生产能力相适应，并要求与工作面刮板输送机和顺槽可伸缩胶带输送机相配套，为此选 SZZ1000/375 型刮板转载机。其主要技术参数见表 2-3-4。转载转载机技机技术术特征表特征表 表 2-3-4型号出厂长度输送能力电机功率电压等级备注顺槽破碎机的破碎能力亦应不小于工作面的生产能力，并与刮板转载机相配套，为此选用 PCM375 型高效破碎机。其主要技术参数见表 2-3-5。 破碎机技破碎机技术术特征

31、表特征表 表 2-3-5型号破碎能力(t/h)最大给料尺寸(mm)最大排料尺寸(mm)电机功率(kW)电压等级(V)PCM3753500120010003003751140/6604.液压支架(1)选型原则影响液压支架选型的主要因素有顶板(直接顶，老顶)和底板岩性，煤层可采厚度，煤层倾角，煤层瓦斯含量等，支架选型遵循 4 个原则：a支护强度与工作面矿压相适应；b支架架型结构与煤层赋存条件相适应；c与底板的比压与底板的抗压强度相适应；d支架通风断面与工作面通风要求相适应。(2)支架支撑高度的确定：HmaxMmax+0.2(1)HminMmin-(0.20.3)(2)式中：Hmax、Hmin支架最

32、大、最小高度，m；Hmax、Hmin工作面最大、最小采高，m。则支架最大高度 Hmax5.3+0.2=5.5m支架最小高度 Hmin2.9-0.3=2.6m确定支架高度 Hmax=5.5m Hmin=2.6m(m)(t/h)(kW)(v)SZZ1000/3757022003753300(3)支架支护强度的计算按岩石自重法计算P=6mr 计算，取 6 倍采高式中 m 为最大采高，5.3m；r 为顶板岩石容重，26kN/m3；则 P=6mr=65.326=826.8kN/m3(取 0.827MPa)根据国家煤炭行业标准 MT554-1996 规定的综采工作面支护强度方法计算老顶周期来压步距3tRL

33、Hq带入数值得老顶周期来压步距 L=13.6m按照各级基本顶的额定支护强度计算方法，计算公式为：P=72.3hm+4.5L+78.9Bc-10.24N-62.1式中：P额定支护强度kN/m2hm煤层最大采高5.3mL周期来压步距13.6mBc支架最大控顶距4.6mN直接顶与采高之比 0.56代入数据经计算得 P=739.5kN/m2(0.74MPa)。取上述计算的最大值，支架支护强度应小于 0.827MPa。(4)支架工作阻力计算液压支架工作阻力下限应为：F=PSCBC/K式中:F支架工作阻力kN/架P额定支护强度取 827kN/m2SC支架中心距1.75mBC支架最大控顶距4.6mK支撑效率

34、0.9代入数据 F=7397.06kN，取 7400kN。则支架工作阻力应不小于7400kN。选取支架支护阻力为 7600kN。(5)支架主要参数支架型号 ZZ7600/26/55支架型式两柱掩护式支架高度2600-5500mm支架工作阻力7600KN支护强度不小于 0.827MPa支架中心距1750mm支架控制方式电液控制(进口)支架重量约 28.6t(6) 支架设计特点a架型选择两柱掩护式。b 支架采用整体顶梁，带双侧活动侧护顶(单侧使用)。c 顶梁前端带两级护帮顶。d 支架结构采用高强度板材，确保支架高可靠性，并降低支架重量。e 采用刚性整体底座，配提底千斤顶。f 本工作面底板较软，支架

35、底座结构设计力求降低对底板比压。g采用电液控制系统。 液液压压支架技支架技术术特征表特征表 表 2-3-6型 号工作初撑力支护支护支护对底板重量阻力(kN)(kN)高度(mm)宽度(mm)强度(MPa)最大比压(MPa)(t)ZZ7600/26/5576006150-63222600-550016500.82728.6另选用 3 架过渡支架，3 架排头架和 3 架排尾架。液压支架尺寸详见图 2-3-2、2-3-3。5.顺槽可伸缩胶带输送机a胶带输送机的输送能力应大于或等于工作面刮板输送机的输送能力。b胶带输送机的机尾部要与转载机的配套尺寸相适应。c胶带输送机的输送长度要根据运输巷道的长度、坡度

36、、以及输送机功率等因素综合考虑。如果第 1 个大采高工作面布置在五采区北翼的 505 工作面，2上、2下合并层顺槽长度为 1072m，经计算选用 SSJ-1400/2000/2502 型可伸缩胶带输送机，如果第 1 个大采高工作面布置在五采区南翼的 502 工作面，2上、2下合并层顺槽长度为 2715m，经计算选用 SSJ-1400/2000/5602 型可伸缩胶带输送机，主要技术参数见表 2-3-7。选型计算详见第五章第二节。 可伸可伸缩缩胶胶带输带输送机技送机技术术特征表特征表 表 2-3-7顺槽超前支护选用 DW45-150/110 型单体液压支柱配合木柱帽支护顺槽顶板。建议矿方在大采高

37、工作面投产后,开展超前支架支护的论证工作,条型 号输送能力(t/h)输送长度 (m)带速(m/s)带宽(mm)电机功率(kW)电压等级(V)SSJ-140/200/2502200010723.15140025023300SSJ-140/200/5602200027153.5140056023300件具备时超前支护改用超前支架。工作面回风顺槽配备 BRW400/31.5 型乳化液泵 2 套，3000L 型乳化液箱 2 个；配备 BPW516/13.2 型喷雾泵站 2 套；配备 MYZ-200 型注水钻 2 台,MZB-100/150A 型注水泵 3 台。技术特征详见表 2-3-8、2-3-9。

38、乳化液乳化液泵泵技技术术特征表特征表 表 2-3-8型 号额定流量(L/min)额定压力(MPa)泵箱容量(L)电机功率(kW)电压等级(V)BRW400/31.540031.530002501140 喷雾泵喷雾泵站技站技术术特征表特征表 表 2-3-9型 号额定压力(MPa)额定流量(L/min)泵箱容量(L)电机功率(kW)电压等级(V)BPW516/13.213.25163000751140工作面主要设备配备见表 2-3-10,及图 2-3-4、2-3-5。工作面主要工作面主要设备设备一一览览表表 表 2-3-10序号设备名称型 号单位数量备注1双滚筒采煤机MGTY750/1805-3.

39、3D部12掩护式液压支架ZZ7600/26/55架1083端头液压支架架9过渡、排头、排尾架4可弯曲刮板输送机SGZ-1000/2700部15乳化液泵BRW400/31.5套26乳化液箱3000L台27带式输送机SSJ1400/2000/2502(5602)部18破碎机PCM375台19回柱绞车SDJ-25T台210单体液压支柱DW45-150/110根18211阻化剂泵WJ-24台312喷雾泵BPW516/13.2套2三、工作面回采方向与超前关系三、工作面回采方向与超前关系根据开拓、采区布置及采用的采煤方法,采煤工作面采用后退式开采,即自井田边界或采区边界向采区巷道方向推进。四、采煤工作面的

40、循环数、月进度、年进度及工作面长度四、采煤工作面的循环数、月进度、年进度及工作面长度根据煤炭工业矿井设计规范,结合三交河煤矿技术、管理水平等因素，确定工作面长度 200m，工作面工作制度为“四六制” ，三班生产、一班准备, 按煤层平均厚度 5.3m 计算，每天回采 9 个循环，循环进度为 0.8m，按 85%的正规循环率，年推进度为 2020m。按煤层平均厚度 4.3m 计算，每天回采12 个循环，循环进度为 0.8m，按 85%的正规循环率，年推进度为 2693m。按煤层平均厚度 2.9m 计算，每天回采 18 个循环，循环进度为 0.8m，按 85%的正规循环率，年推进度为 4039m。五

41、、回采率五、回采率据煤炭工业矿井设计规范规定， 2上、2下号层合并区工作面回采率为 93%，采区回采率为 75%。第四节第四节 采区布置采区布置一、采区布置方式一、采区布置方式(一)采区巷道布置13喷雾泵水箱3000L台214注水泵MZB-100/150A台315注水钻MYZ-200台216刮板转载机SZZ1000/375台117污水泵80WG台222kW五采区胶带运输巷、轨道运输巷沿 2 号煤层底板布置，采区回风巷沿2 号层顶板布置。505 工作面运输、回风顺槽(为已掘巷道),均沿 2上号煤层底板布置，运输顺槽直接与胶带运输巷相接，工作面回风顺槽通过联络巷与采区回风巷、采区轨道运输巷相接。如

42、果首先大采高工作面布置在 505 工作面,需对工作面顺槽进行扩帮和超底。(三)采区开采顺序采区内工作面采用前进式开采方式，工作面采用后退式开采方式。二、移交生产和达到设计能力时的工作面个数及生产能力计二、移交生产和达到设计能力时的工作面个数及生产能力计算算(1) 矿井移交生产时，在五采区布置 1 个大采高综采工作面，满足 3. 0 Mt/a 的生产能力。(2) 回采工作面能力计算：回采工作面原煤生产能力按下式计算：Q采=labM1rc式中：l工作面长度，m；a工作面日推进度，分别为 7.2m、9.6m、14.4m；b年工作日,330d；M1工作面纯煤厚度，m；r煤的容重，t/m3；正规循环率，

43、0.85；c工作面回采率,0.93。则:回采工作面生产能力为：合并层厚度为 5.3m 时：采 1=2007.23303.81.350.850.93=1.93(Mt/a)合并层厚度为 4.3m 时：采 1=2009.63303.51.350.850.93=2.37(Mt/a)合并层厚度为 2.9m 时：采 1=20014.43302.61.350.850.93=2.83(Mt/a)工作面夹矸生产能力按下式计算：Q矸=labM2rc式中：l工作面长度，m；a工作面日推进度，9.6m；b年工作日,330d；M2夹矸平均高度，分别为 1.50m、0.75m 和 0.30m；r夹矸的容重，2.5t/m3

44、；正规循环率，0.85；c工作面回采率,0.93。则:工作面矸石产量为：合并层厚度为 5.3m 时：矸 1=2007.23301.502.50.850.93=1.41(Mt /a)合并层厚度为 4.3m 时：矸 2=2009.63300.752.50.850.93=0.94(Mt /a)合并层厚度为 2.9m 时：矸 3=20014.43300.302.50.850.93=0.57(Mt /a)合并层厚度为 5.3m 时：1=采+ Q矸=1.93+1.41=3.34(Mt /a)合并层厚度为 4.3m 时：2=采+ Q矸=2.37+0.94=3.31(Mt /a)合并层厚度为 2.9m 时：3

45、=采+ Q矸=2.83+0.57=3.40(Mt /a)工作面满足 3.0 Mt /a 的设计生产能力。如果首采工作面布置在 505 工作面，已有顺槽沿 2上号煤层顶板布置，顺槽起底后净高为 4.0m，工作面 2上、2下合并层厚度大于 4.0m 时，工作面刮板输送机存在底过渡问题，要损失掉一部分三角煤，按最大采高 5.3m 计算，三角煤的损失量为 3.1%,按采高 4.3m 计算时，三角煤的损失量为 2%，采高 2.9m 时，没有三角煤的损失。厚煤层工作面的回收率最低为 93%，考虑 7%的损失率，所以本次设计生产能力计算时没有再考虑三角煤的损失量。后续大采高工作面顺槽在顶板条件适合时，尽量沿

46、 2下号煤层底板布置，尽量避免底板过渡，减少煤的损失量。三、工作面运输、通风、排水、压风、给水、排水系统三、工作面运输、通风、排水、压风、给水、排水系统(1)毛煤运输系统毛煤：回采工作面(可弯曲刮板输送机)工作面运输顺槽(转载机-破碎机-胶带输送机)五采区胶带运输巷(胶带输送机)。(2)运料系统材料:五采区轨道运输巷材料联络巷工作面轨道(回风)顺槽回采工作面。(3)通风系统新鲜风流:五采区胶带、轨道运输巷工作面运输顺槽回采工作面。污风:回采工作面工作面轨道(回风)顺槽五采区回风巷 (4)给水系统五采区轨道运输巷工作面运输、轨道顺槽(给水管)给水管网通过阀门、三通向用水点供水。(6)排水系统积水

47、：工作面(小水泵、排水管)顺槽(小水泵、排水管)五采区轨道运输巷。第五节第五节 巷道掘进巷道掘进一、工作面巷道断面及支护形式一、工作面巷道断面及支护形式505 工作面运输、回风顺槽现采用矩形断面，锚网(加钢带)锚索支护，净宽 4.0m，净高 2.5m，净断面 10.0m2，掘进断面 11.34m2。大采高首采工作面如果布置在 505 工作面，根据大采高设备安装要求，对运输、回风顺槽进行扩帮和起底，断面加大后，运输顺槽净宽 5.0m，净高4.0m，净断面 20.00m2，掘进断面 21.84m2，轨道(回风)顺槽净宽 4.5m，净高4.0m，净断面 18.00m2，掘进断面 19.74m2。顺槽

48、支护仍采用锚网(加钢带)锚索支护，帮锚杆直径 18mm，长度 L=1700mm，间排距 10001000mm，工作面开切眼净宽为 8.3m，净高 2.9-5.3m,平均 4.3 m，顶板采用锚网锚索支护。锚杆采用金属树脂锚杆，锚杆直径 20mm，长度 L=2400mm，间排距 800800mm，锚索采用钢绞线，锚索直径 15.24mm，长度 L=7300-12300mm，间排距 16001600mm。以上支护参数为设计推荐参数，霍州煤电集团三交河煤矿已委托太原理工大学矿业学院开展大采高工作面顺槽及开切眼支护方式及支护参数的试验研究，具体支护参数以支护研究报告提供的参数为准。后续工作面运输顺槽采

49、用矩形断面，净宽 5.0m，净高 4.0m，净断面20.00m2，掘进断面 21.84m2，支护采用锚网(加钢带)锚索支护，轨道(回风)顺槽采用矩形断面，净宽 4.5m，净高 4.0m，净断面 18.00m2，掘进断面19.74m2，支护采用锚网(加钢带)锚索支护。工作面开切眼净宽为 8.3m，净高 2.9-5.3m,平均 4.3 m，顶板采用锚网锚索支护。顺槽断面详见图 C1665-122-01。二、巷道掘二、巷道掘进进指指标标根据设计规范结合本地区矿井现场施工实际情况，确定掘进进度指标如下：顺槽：综掘 500m/月；采区巷道：综掘 500m/月，炮掘 200m/月；顺槽及采区巷道扩帮：50

50、0m/月；开切眼:综掘 300m/月。第三章第三章 回采工回采工艺艺第一节第一节 回采工作面的回采工艺回采工作面的回采工艺一、割煤一、割煤采用双向割煤法，即采煤机往返一次为两个循环。进刀方式：采用端部斜切割三角煤进刀,详见图 3-1-1。进刀方法：1机组割透机头(机尾)煤壁后，将上滚筒降下割底煤，下滚筒升起割顶煤，采煤机反向沿溜子弯曲段斜切入煤壁。2采煤机机身全部进入直线段且两个滚筒的截深全部达到 0.8m 后停机。3将支架拉过并顺序移溜顶过机头(机尾)后调换上、下滚筒位置向机头(机尾)割煤。4采煤机再次割透机头(机尾)煤壁后，再次调换上、下滚筒位置，向机尾(机头)割煤，开始下一循环的割煤，割

51、过煤后及时移架顶机头(机尾)移溜。机组进刀总长度控制在 30-50m 左右。质量标准：割过煤后工作面要保证煤壁平直，无伞檐(长度超过 1m，最突出部分不超过 200mm)。顶底板平直，每循环顶底板与上一个循环顶底板错差不能超过50mm。机头、机尾各 10m 要平缓过渡，防止出现台阶，支架顶梁必须接顶严实。二、二、 移架及推溜移架及推溜1移架及推溜方式本工作面设计拟采用电液控制支架，可实现以下两种移架方式：(1)双向邻架移架(2)手动移架同时本工作面可实现三种推溜方式：(1)双向邻架推溜。(2)双向成组推溜。(3)手动推溜。2.根据本工作面的地质条件及工人的操作习惯，拉架采用双向邻架移架，每次移

52、一架，推溜采用双向成组推溜，每组设置为 10 架。3.质量标准质量标准：支架拉过后必须成一直线，其偏差不得超过50 mm。架间距要均匀，中心距偏差不超过100mm，相邻支架间不能有明显错差(不超过顶梁侧护板高的 2/3)，支架不挤不咬，架间空隙不大于 200 mm。拉架滞后底滚筒 3-5 架，如果顶板压力过大或有冒顶危险时，应及时追机拉架(滞后上滚筒 3-5 架)以防顶板冒落；如移架过程中顶板破碎或片帮严重要及时拉超前架并打出护帮板；移架要保证支架移到位，梁端距依据采高变化保持在作业规程规定的范围之内；移架过程中要及时调整支架形状，如发生倒架咬架等现象，需在移架过程中及时利用侧护板进行调整。对

53、工作面刮板输送机的要求：刮板输送机在推移后必须保证成一直线，保证刮板输送机平整，不得出现飘溜，凹溜和局部起伏过大等现象。刮板输送机的机头机尾推进度保持一致，且必须保持推移步距为 0.8m，以确保截深及产量和工程质量。推移工作面刮板输送机时，必须距采煤机底滚筒大于 15m 进行，不得出现急弯，除进刀所需外其它地段不准出现弯曲，若推移刮板输送机困难时，不应强推硬进，必须查明原因并处理后再推移刮板输送机。清煤工必须滞后移溜 10 个架宽的距离，距采煤机大于 50m，清煤人员必须面向机尾注意刮板输送机、顶板、煤帮情况，以防发生意外。三、正规循环作业组织三、正规循环作业组织回采工作面循环进度为 0.8m

54、。采用“四六”工作制，三班生产、一班准备，正规循环作业。劳动组织采用专业工种作业形式，工人出勤及劳动组织见劳动组织表3-1-1。四、工作面回采方向及超前关系四、工作面回采方向及超前关系五采区回采采用前进式，工作面回采方向采用后退式。五、主要技术经济指标五、主要技术经济指标回采工作面主要技术经济指标详见技术经济指标表 3-1-2。 劳动组织图劳动组织图表表 表 3-1-1班次生产一班生产二班生产三班检修班定员采煤机司机333211移架推溜工333211工溜司机11114转载机司机11114泵站司机11114胶带司机11114端头维护工333312清 煤 工22206班 长22228验 收 员11

55、114电 工11158合 计1919191976在册人数111 主要主要经济经济技技术术指指标标表表 表 3-1-2序号项目单位数量1工作面长度m2002采高m2.9-4.3-5.3 3煤的容重t/m 31.354循环进度m0.85循环产量t681.6-1420.86日循环数个9-12-187日产量t100308月产量t3009009月正规循环率%0.8510回采工效t /工131.9711坑木消耗m 3 /万 t10-2012油脂消耗kg/万 t12513截齿消耗个/万 t5-1516回采率%9318定员人7619在册人数人111第二节第二节 提高煤质和采出率的措施提高煤质和采出率的措施为了

56、提高煤质和采出率，主要采取以下措施：1加强顶板管理，采煤机割煤后及时移架支护或打出支架护帮板，防止漏、冒顶事故。2严禁随意割底板矸石，减少含矸率。3工作面过陷落柱、断层时要制定详细的安全措施。4采煤机、刮板输送机停止运转后及时关闭电机冷却水和喷雾防尘水，采煤过程中的其它水流不得进入煤流系统。5煤炭运输系统中严禁杂物混入煤流，已混入的及时拣出。6煤仓上口要安设 300mm300mm 网格的铁篦子，并设专人管理，处理大块矸石和木料等杂物，防止其进入煤仓。第四章第四章 通通风风和安全和安全第一节第一节 概概 况况本本矿矿通通风风方式方式为为分区通分区通风风方式，主平方式，主平硐进风硐进风， ，杨杨坡

57、回坡回风风立井、金山沟回立井、金山沟回风风立立井回井回风风。其中。其中杨杨坡回坡回风风立井服立井服务务五采区，金山沟回五采区，金山沟回风风立井服立井服务务三采区，三采区，风风机工作机工作方法方法为为机械抽出式。机械抽出式。第二节第二节 采区通风采区通风一、采区通一、采区通风风系系统统五采区 2上和 2下号煤层合并区(夹矸小于 1.0m)拟采用大采高综合机械化采煤方法，工作面采用一进一回的“U”型通风方式，工作面运输顺槽作为进风巷，工作面轨道(回风)顺槽作为回风巷。回采工作面通风计算如下：二、回采工作面二、回采工作面实际实际需要需要风风量量1按工作面气象条件选择适宜的风速计算：Q采=Q基本K采高

58、K采面长K温(m3/min)式中:Q采采煤工作面实际需要的风量，m3/min；Q基本不同采煤方法工作面所需的基本风量，m3/min；K采高回采工作面采高调整系数 1.5。K采面长回采工作面长度调整系数 1.3。K温回采工作面温度与对应风速调整系数 1.03。Q基本=60工作面控顶距工作面实际采高70%适宜风速。Q基本=604.05.30.71.17=1041.77(m3/min)Q采=1041.771.51.31.03=2092.40m3/min2按工作面温度(风速)计算Q采=60VS式中:Q采回采工作面实际需要风量，m3/s；V 工作面风速，温度取 21，对应速度为 1.1m/s；S工作面平

59、均断面积，2 号煤层为 18.55m2。则：Q采=601.118.55=1224.3(m3/min) 3按瓦斯涌出量计算Q采=100q采Kc式中：q采工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min,根据矿井五采区瓦斯检测资料， 2 号层相对瓦斯涌出量为 1.51m3/t。推算五采区达到 3.0Mt/a的生产能力时绝对瓦斯涌出量为 9.53m3/min，本次设计暂按低瓦斯矿井设计, 工作面绝对瓦斯涌出量按采区绝对瓦斯涌出量的 60%计算，工作面投产后根据瓦斯鉴定结果及时修改通风设计。Kc备用风量系数，取 1.6。故 Q采=1009.530.61.6=914.88m3/min4按人数计算：Q采=4N式中：N回

60、采工作面同时工作的最多人数，N=19 人。Q采=419=76m3/min取上述计算的最大值 Q采=2092.40m3/min，取整为 2100 m3/min。5按风速验算回采工作面风量应满足:15ScQ采240Sc最大通风断面时，Sc=18.55 m215Sc=1518.55=278.25m3/min240Sc=24018.55=4452m3/min最小通风断面时，Sc=13.14 m215Sc=1513.14=197.1m3/min240Sc=24013.14=3153.6m3/minQ采=2100 m3/min 符合风速要求。经计算胶带运输顺槽的进风量为 2100 m3/min，回风顺槽的

61、回风量为 2100 m3/min。胶带、轨道(回风)顺槽净断面分别为 20.00 m2、18.00 m2，胶带顺槽、轨道(回风)顺槽的风速分别为1.75m/s、1.94m/s，满足煤矿安全规程第 101 条的规定。第三节第三节 灾害预防及安全装备灾害预防及安全装备一、预防瓦斯爆炸措施一、预防瓦斯爆炸措施1必须加强矿井通风管理，矿井通风必须做到连续、稳定、有效，各巷道和工作地点的瓦斯浓度严格控制在煤矿安全规程规定的范围内，并要及时处理局部积存的瓦斯，避免瓦斯超限。定期检查瓦斯容易积聚地点：主要有工作面上、下出口、电动机附近、顶板冒落空洞、断层边缘、工作面进回风流巷道中、采煤工作面上隅角。上述地点

62、检查次数每班不少于 4 次(含临时停产期间)。炮掘工作面所有区域放炮都必须执行“一炮三检制”、 “三人连锁”放炮制，凡因瓦斯超限，断电仪动作切断电源后，只有瓦斯降到复电浓度以后，才准人工复电。2矿方必须及时根据实际需风量进行风量调节，以确保回采及掘进工作面的风量，并且必须确保通风设施完好无损，以减少漏风损失。3在采掘工作面有机电设备和瓦斯易于积聚的地方，均要安装瓦斯报警仪，设专人对各工作地点进行巡回检查，以确保矿井安全生产。4在生产过程中，应及时密闭生产废弃巷道，以防瓦斯涌出和工作人员误入造成伤亡。封闭时必须做到“三断”。5瓦斯监测系统：在采掘工作面以及与其相联接的上下顺槽中设置瓦斯报警仪，监

63、测风流中的瓦斯动态，并将信息及时传送到地面控制室。在主要工作地点设置瓦斯断电仪，当瓦斯浓度超限时，及时自动切断电源,并停止工作,撤出人员。此外，配备个体检测设备。6防止瓦斯灾害事故扩大：回风立井井口设置防爆门，以防冲击波毁坏风机。井下建立完善的隔爆设施。7跟班干部、班长、安检员、机组司机、电工、端头工必须佩带便携式瓦检仪，并保持常开状态，经常检查工作面及回风巷瓦斯浓度，严格执行煤矿安全规程中的有关规定。8跟班干部、班长、安检员、机组司机、电工、端头工必须爱护便携式瓦检仪，不得摔碰，严禁在井下拆卸便携仪。9工作面及顺槽的瓦斯传感器悬挂位置必须严格按规定悬挂，并随工作面推进及时前移。10必须保证工

64、作面及顺槽的瓦斯传感器完好、灵敏、可靠。并定期校检，不合格立即更换。11所有人员必须保护、维护好监测监控线路。12工作面上隅角瓦斯浓度达到或超过 1.0%，必须及时停止作业，切断电源，撤出人员，采取有效措施，处理好后，方可再次作业。13除瓦斯传感器调校人员外任何人员严禁调定瓦斯传感器，瓦斯传感器必须按照规定挂好，严禁乱挪乱放。14当瓦斯涌出量大造成断电时，必须待瓦斯浓度降到规定值时方可送电，严禁甩掉瓦斯闭锁强行送电。15保护好监测监控系统，严禁随意挪动、碰撞、私自调校等。16工作面每推进 200m 时将回收监测监控线，不足 200m 将线盘好吊挂在距底板不低于 2m 的巷帮行人侧。17严禁破坏

65、通风设施，如发现有损坏、丢失时，及时向通风科汇报。18机组必须使用机截断电仪。19加强监测监控系统管理，确实保护好监测监控系统设备设施，杜绝监测监控系统无计划停电或失控事故发生。20安全监测监控设备发生故障时，必须及时处理，在故障期间必须采用人工监测等安全措施，无安全措施必须停产,待监测监控系统恢复后，方可生产。21在运送瓦斯传感器的过程中，必须轻拿轻放，禁止碰撞，同时有防止煤尘、煤泥堵塞瓦斯传感器气室进气孔的措施。22井下作业现场必须备用 2 台以上瓦斯传感器，瓦斯传感器应存放在安全、干燥、清洁的地方，当班人员发现传感器出现故障后，要立即使用备用传感器，同时将故障传感器送有关部门检修。凡经检

66、修的传感器，必须经计量检定合格后，方可下井使用。23严禁瓦斯超限作业，每班工作面瓦斯断电，必须停止作业，采取有效措施进行处理。二、预防煤尘爆炸措施二、预防煤尘爆炸措施1井下巷道要定期清扫，并要冲洗煤、岩尘、喷洒石灰水。2严格控制进回风巷道风速，特别是回采巷道及回采工作面风速，以减少煤尘飞扬。3对掘进面工作人员进行个体防尘，必须配备防尘安全帽、防尘口罩。4回采工作面回风顺槽配备煤层注水钻、注水泵，预湿煤体，降低煤尘发生量。5井下设有完善的防尘洒水系统：在井下设有消防、洒水供水系统，系统采用合流制，枝状管网布置，由主平硐引入井下，沿大巷采区巷道敷设，送至各用水点。在管网上每隔 100m(胶带巷为 50m)设一三通管，并设阀门，为清洗巷道用。在主变电所、水泵房、爆炸材料库附近设置消火栓；在工作面、掘进头、转载煤仓等处设置了洒水喷雾装置，在回风巷、井底回风巷设置风流净化水幕，以净化空气。6采煤工作面回风巷中设置风流净化水幕。7在转载点等地必须安设喷雾装置或除尘器，作业时进行喷雾降尘或用除尘器除尘。8液压支架必须安装喷雾装置，降柱、移架时同步喷雾。破碎机必须安装防尘罩和喷雾装置或除尘器。9采煤机