11051放顶煤开采设计

目录

前 言 .......................................................................................................... 2 第一章 工作面概况 ............................................................................................. 4 第一节 工作面位置、周边关系及开采情况 .......................................................... 4 第二节 地形地貌 ...................................................................................................... 4 第三节 工作面参数、开采技术条件及煤层赋存 .................................................. 5 第四节 资源储量 ...................................................................................................... 7 第二章 地质构造 ................................................................................................. 8 第三章 顶煤冒放性验证 ...................................................................................... 9 第四章 水文地质 ................................................................................................ 10 第五章 工作面巷道布置 ..................................................................................... 12 第六章 采煤方法及设备配套 ............................................................................. 13 第一节 采煤方法 .................................................................................................... 13 第二节 回采工作面装备 ....................................................................................... 23 第三节 工作面回收 ............................................................................................... 25 第七章 回采工作面主要系统 ........................................................................... 28 第八章 工作面通风系统 ................................................................................... 37 第九章 安全技术措施 ....................................................................................... 39 第十章 技术经济 .............................................................................................. 63

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前 言

一、编制采面设计的依据

1、郑州煤炭工业（集团）工程设计有限公司编制的《新密市东瓦店义兴煤业有限公司技术改造初步设计说明书》2006.2;

2、《新密市煤炭管理局文件》新密煤字【2004】119号； 3、洛阳矿山机械检测检验中心煤样检验报告2008.07； 4、《新密市东瓦店义兴煤业有限公司二1煤层资源储量核查报告》河南省煤田地质局一队2006年1月

5、义兴煤业有限公司生产地质资料；

6、煤炭工业现行的技术政策、规程、规范和国家环境保护、劳动卫生、安全、消防等法律、法规。

二、编制采区设计的指导思想

1、坚持以技术经济合理为中心，贯彻少投入，多产出，提高效率，缩短施工工期和确保安全生产的指导思想；

2、结合采区现有生产系统情况，优化工作面布置，做到布局合理、生产集中、环节简单、系统完善；

3、尽量利用采区已有设施、设备，减少投入，提高矿井经济效益；

4、坚持企业经济效益和社会效益并重的原则，注重水土保持和生态平衡。

三、 设计要点及主要技术经济指标

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1、我矿有11采区,主立井为全矿的提煤运输井，付立井为全矿的提矸运料及上下人员井。皮带运输巷和主井担负全矿井的运煤任务。轨道巷和付立井为运料、行人服务。主立井使用1.5t非标箕斗提升煤炭，付立井使用0.75T矿车提矸运料。

2、工作面运输巷、回风巷使用矿用工字钢梯形支护。巷道断面规格为上净宽2m，下净宽2.8m，净高2.2m。净断面5.5m2，运输巷布置在采面南部，沿煤层底板掘进。运输巷主要用于运煤，进风和行人，巷道铺设30型刮板运输机。开切眼断面规格为上净宽2.4m，下净宽2.4m，净高2m，使用单体液压支柱配“π”型钢梁支护。

3、11051设计回采工作面位于11采区东翼中部，西部为11采区轨道运输巷。工作面设计平均可采走向长201m，平均倾向长度90m，可采面积为1.8万m2。

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11051放顶煤回采工作面开采设计

第一章 工作面概况

第一节 工作面位置、周边关系及开采情况

一、工作面井上下关系 1）、井上关系

11051工作面位于东瓦店村4组境内，地表为丘陵地带，此处地面多为农田，工作面附近北部村庄已经包赔完毕。

2）、井下关系

11051设计回采工作面位于11采区东翼中部，西部为11采区轨道运输巷，东部为矿井边界煤柱，南北为待掘进巷道。

3）、开采情况

11051工作面为11041的接替工作面，目前正在建设中。

第二节 地形地貌

11051工作面所在位置隶属11采区，本区属丘陵区，井田南高北低，冲沟发育，多呈南北向分布，预计地表降雨多顺冲沟流走。地面标高海拨197.1m～248.2m，全区均为第四系黄土覆盖。区内发育有小的冲沟，多呈南北向分布，，雨季地表降雨多顺冲沟流走，区内均被第四系冲积层所覆盖。

矿区北东部的双洎河，发源于登封五指岭山下，流量为 0.03-256m3秒，属于常年性河流，受季节影响流量变化大，其流向为

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东南，经新密、新郑等地，向东南注入颖河，最终汇入淮河，属于淮河水系，对11051工作面开采影响不大。

第三节 工作面参数、开采技术条件及煤层赋存

1、工作面参数

11051工作面平均可采走向长201m，平均倾向长度90m，可采面积为1.8万m2,通过地质资料分析和11041工作面回采推断，该工作面煤层赋存稳定，平均煤厚4.1m，地质储量10.3万吨。

2、煤层顶板

伪顶为炭质泥岩厚度0-0.3m，直接顶为砂质泥岩和细砂岩，平均厚度4m左右，老顶以灰色细粒长石、石英砂岩为主（又叫大占砂岩）微波状层理，厚度在2-10m。层理发育，含大量白云母均匀分布，垂直裂隙内充填方解石脉，呈灰白色有吸水性。

顶板岩性组合特征为Ⅱ顶板，工程地质条件较好，易维护和管理，但在顶底为泥质或炭质泥岩地段，可产生片帮冒顶，泥化等不良工程地质现象。

3、煤层底板

直接底岩性以砂质泥岩为主，次之为泥岩或炭质泥岩，平均厚度2m，呈深灰色和灰黑色，可见点状云母片和黄铁矿结核，并且水平层理较发育。老底为砂质灰岩，平均厚度15m，呈灰黑色薄层状细砂岩加砂质泥岩，含有黄铁矿结核和根茎化石，灰色石灰岩隐晶质蜓科化石。

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各类岩石的饱和抗压强度为：14.7-52.1MPa，砂质泥岩15.7-69.8MPa，即为较稳定底板，生产中易于维护和管理。

4、煤层赋存

二1煤层赋存于山西组下部。下距L7石灰岩14.00m，二1煤厚0.50—6.50m，平均4.19m。煤层结构简单，不含夹矸。二1煤层直接顶为深灰色或灰黑色粉砂岩、砂质泥岩，局部为细粒砂岩，平均厚度为6.20m。岩石比重为2.63—2.81g/cm3，容重为2.33—2.66g/c m3,岩石级别为4—5级，普氏硬度系数2—3；岩石内摩擦角63°26′—71°33′，垂向抗压强度13.8—16.8Mpa，抗拉强度2.46—5.34Mpa，软化系数为0.42—0.48。二1煤层老顶为灰白色、含云母较多的细至中粒长石石英砂岩，俗称大占砂岩，普氏硬度系数8—11，岩石内摩擦角82°53′—84°48′。二1煤层直接底板为黑色细砂、粉砂、砂质泥岩及泥岩，平均厚度5.00m。生产中未发生底鼓现象。二1煤层老底为石炭系太原组的L7-8灰岩，平均厚度为14.00m，质坚性脆。

根据地址勘探和探煤点揭露的煤层均可采，无夹矸，结构简单，煤层走向106°—110°，倾向220°，倾角6-9°，

综上所述，二1煤层全区发育，结构简单，全区可采，确定二煤层层位较稳定。

5、瓦斯

据原《技术改造初步设计说明书》中叙述，经钻孔测试，沼气含量为0.038～2.50m3/t，二氧化碳含量为0.018～0.405m3/t。根据郑兴义兴煤业有限公司出具的2010年度瓦斯等级鉴定报告知：矿井绝

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对瓦斯涌出量1.21 m3/min，相对涌出量为4.12 m3/吨,属低瓦斯矿井。

6、煤层自燃、煤尘爆炸危险性

1）、据化验资料该矿二1煤层含硫量为0.29%。根据2008年7月洛阳矿山机械检测检验中心对所采二1煤层自燃倾向等级鉴定报告知：自燃倾向等级为三类，属不易自燃煤层。

2）、煤尘爆炸危险性

根据2008年7月洛阳矿山机械检测检验中心对所采二1煤层所做煤尘爆炸危险性鉴定报告知：该矿煤尘具有爆炸危险性。

3）、地温

据本矿及相邻矿实际资料，矿井地温正常。

结合我矿实际情况和11041工作面煤层赋存情况和生产技术条件，决定采用走向长壁放顶煤的采煤方法。本工作面采用“三八”工作制，“间隔打场”的作业方式，放煤步距为1.0m。工作面采用风镐落煤和放顶煤工艺，其工艺过程为：检查工程—开帮落煤—移主梁（护顶）—运煤—移付梁—放顶煤—整修镏子，风镐落煤采高为2.0m，放顶煤放至大块矸石流出为止。每天1个循环，一个循环推进1.0m。

第四节 资源储量

11051工作面平均可采走向长201m，平均倾向长度90m，可采面积为1.8万m2,通过地质资料分析和11041工作面回采推断，该工作面煤层赋存稳定，平均煤厚4.1m，地质储量10.3万吨。

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1、安全煤柱

11051工作面需要留设的安全煤柱有：巷道保护煤柱，井田边界煤柱。井田内村庄已搬走，暂不考虑村庄煤柱。

井田边界及主要巷道保护煤柱。 按井田边界及巷道两侧各取20m计算。 2、可采储量

可采储量=（工业储量-永久煤柱）×采区回收率

采区回收率：11051采煤工作面所采二1煤层厚度为平均厚度4.1m为厚煤层，采取回收率按93%计算。经计算矿井可采储量为9.65万吨。

工作面服务年限=可采推进长度/月设计推进长度 =201/28m/月 =7.1月。

第二章 地质构造

1、断层情况及对回采影响

本区开采过程中未接口断层。

2、褶曲情况及对回采的影响

本回采工作处于新密复式向斜构造内的北翼西端，呈单斜构造，根据11041工作面回采情况，生产过程中未发生底板鼓起，顶板冒落现象，易于管理。

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第三章 顶煤冒放性验证

影响顶煤易放性的主要因素有开采深度、煤层厚度、煤层结构、夹矸层数多少及其硬度和厚度、煤层顶板岩性及其厚度、老顶岩性及其厚度和岩、煤体裂隙发育程度，还有煤岩层交界面地质构造整合程度。 该工作面顶煤冒放性评价：

1、采深与煤层强度之比值与隶属度值：采深130m/64.3Mpa=2.02，故隶属度值μ1取0.2；

2、直接顶岩性与隶属度值：因直接顶类别属2类（中等稳定），初次放顶步距15m，故隶属度值μ2取0.8；

3、采放比与隶属度值：煤体强度平均0.5～0.9<2.5，采放比1:1，故隶属度值μ3取0.7；

4、煤层节理裂隙间距与隶属度值：煤体强度平均0.5～0.9，节理裂隙间距<0.18，故隶属度值μ4取0.90；

5、夹矸层厚度与隶属度值：夹矸层厚度一般在<100mm，故隶属度值μ5取1.0；

权重Ai=（A1 0.23＋A2 0.12＋A3 0.14＋A4 0.14＋A5 0.12） 5 权重Ai=0.75

隶属度值μi=（μ1 0.2＋μ20.8＋μ30.7＋μ40.9＋μ51） 5

隶属度值μi=0.72

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代入公式：μ=ΣAiμi

μ=0.87

根据上列公式结果，该工作面顶煤冒放性属“好”，为提高整体冒放性，可采取以下措施：煤层超前注水、预采顶分层、降低采放高度比等，在开采过程中，采取上述措施前必须通过现场试验和测试，确保措施的可靠性和有效性

第四章 水文地质

11采区位于新密煤田中西部，地势呈缓坡状，西南高东北低，处于三面环山的箕形盆地之中，矿区北、西部有奥陶系、寒武系灰岩等地层出露，区内以中奥陶系马家沟组石灰岩、太原组L1-4、L7-8灰岩为主要含水层，区内多被第四系所覆盖。

一、主要含水层

（1）寒武系、奥陶系灰岩含水层

其中奥陶系灰岩在矿区北部有出露，裂隙溶洞比较发育，该含水层是该区主要含水层，富水性强，在露头处接受大气降水补给，径流方向自西北向东南。正常情况下对开采二1煤层影响不大。

（2）上石炭统太原组灰岩含水层

（3）下段灰岩含水层平均厚32.3米，裂隙溶洞较为发育，为二

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煤间接充水含水层。正常情况下对煤层开采影响不大。

（4）上段灰岩含水层为二1煤层直接含水层，灰岩地表露头位于

双洎河古河床下部，雨季接受地表水补给，对二1煤开采影响较大。

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（5）山西组砂岩裂隙、孔隙含水层

（6）该含水层是二1煤层顶板直接充水含水层，但由于径流条件差，水量不丰富，不足以对矿井安全构成威胁，但往往形成工作面淋水，影响矿井正常生产。

（7）二叠系下石盒子组至三叠系砂岩裂隙、孔隙含水层 岩溶虽较发育，但厚度有限，且距煤层较远，只会对煤层顶部砂岩含水层起补给作用，不会对矿井安全有直接影响。

（8）第四系冲积层含水层及地表水

因发育不均，厚度小，富水性差，仅对煤层顶部砂岩含水层有补给，且距煤层较远，故对二1煤安全生产不会产生不利影响。

二、主要隔水层

对开采二1煤而言，顶板隔水层为砂质泥岩、泥岩，虽有几米厚，但一经采动，即遭到破坏，起不到隔水作用。煤层底板隔水层对矿井安全至关重要，该层厚0.14-15.06m，平均7.2m，为砂质泥岩、泥岩，正常情况下具有一定的隔水能力。

三、水害评价

该工作面经钻探和电法物探资料分析，煤层底板厚度正常，回采过程中有可能出现顶板淋水及底板渗水现象，回风巷口设置水仓，使用水泵排水，对开采煤层影响不大。

四、工作面涌水量

根据11041工作面回采情况推断，该工作面正常涌水量1m3/h，最大涌水量3m3/h.

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第五章 工作面巷道布置

顺槽、切巷及停采线确定依据

根据郑州煤炭工业（集团）工程设计有限公司编制的《新密市东瓦店义兴煤业有限公司技术改造初步设计说明书》2006.2。

工作面回风、进风巷道支护均采用12#矿用工字钢，梯形支护。规格：梁长2300mm，腿长2400mm该工作面掘进工程采用12＃工字钢钢支护，设计断面为上宽2m，下宽2.8m,中高2.2m,棚距中对中为600mm，S净=5.5㎡,S掘 =6.8㎡。

1、工作面回风巷

设计回风巷走向长230m，采用12#工字钢支护，局部顶板破碎地点，使用抬棚加固，用于回采工作面回风，运输使用，巷道布置三台30T刮板运输机。

2、工作面进风巷

设计进风巷走向长230m，采用12#工字钢支护，局部顶板破碎地点，使用抬棚加固，用于回采工作面回风，辅助运输使用，巷道布置注水泵，排水管路等设备。

3工作面切巷

设计进风巷走向长230m，上下出口宽3.4m，采用2梁8柱支护，切巷宽2.4m，采用DW22—30/100单体液压支柱与DFB-2400“π”型钢梁配套使用对棚支护，其中梁下打三根柱的为主梁，梁下为二根柱的为付梁，柱距(中－中)600mm±50mm，采用双抗网配合椽子全封闭

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联合护顶。分别与进、回风巷联通，主要用于采面支护、刮板运输机的安装使用。

工作面停采线设置在距离轨道运输行20m处。

第六章 采煤方法及设备配套

第一节 采煤方法

根据矿井地质构造，结合以往回采实际情况，该工作面采用走向长壁放顶煤风镐落煤法，全部跨落法管理项板。 一、回采工艺

（一）、工艺简述

根据我矿11041工作面煤层赋存情况和生产技术条件，决定采用走向长壁放顶煤的采煤方法。本工作面采用“三八”工作制，“间隔打场”的作业方式，放煤步距为1.0m。

（二）、主要流程

该工作面用风镐落煤和放顶煤工艺，其工艺过程为：检查工程—开帮落煤—移主梁（护顶）—运煤—移付梁—放顶煤—整修修镏，风镐落煤采高为2.0m，放顶煤放至大块矸石流出为止。每天1个循环，一个循环推进1.0m。

（一）、风镐落煤：矿井地面空压机房已安装有两台空压机， LGJ-20/8G型空气压缩机一备一用。自空压机房经付立井、至轨道运输巷用4寸钢管送到工作面运输巷，至工作面30米处安装一个分风器，分风器需安装压力表（压力需达到0.5Mpa）及气水分离器，根据需要安装一个或多个Ф25接头及截止阀，经Ф25高压胶管至工作面，至工作面后每5米安设一个三通，每个三通接截止阀及6米长Ф

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16高压胶管供风镐使用。

该工作面采用手镐配合风镐落煤，Ф16高压胶管接好后，要慢开风门向无人处吹风，排除风绳内杂物，然后再接风镐，并拧紧接头。操作中随时检查接头是否牢固，以免脱扣伤人。风镐在使用前及使用中要注油；

1）管路敷设要求牢固平直,接头严密不漏风。气源接口处要有总阀门，便于设备维护。工作面25#高压胶管需与液压管牢固捆绑为一体，防止管路脱落造成安全隐患。

2）在管路安装的较低点，应安装放水阀，定期排放。 3）要将支护及刹帮顶的材料准备齐全，并顺着巷道的溜子边或人行道摆放整齐，不得乱堆，妨碍行人；

4）检查工作面的中心划线或拉线，决定开帮的宽度。 5）风镐落煤前，应先找好退路，以防片帮或煤矸掉落伤人。 6）风镐开口、推帮、透帮都应在较软弱的煤分层或层理、节理较发育处掏挖煤槽，接着打落顶层煤，再打落底层煤。

7）落煤时一手握镐柄，一手托住镐体，用力向煤壁推压，不要硬顶强冲，不要与煤壁成90度推压，以减轻手臂震动和损坏风镐尖。 8）水平或向上作业时，握镐体的手臂应靠近身体以增加力量。作业时应随时注意输送机及下方，避免输送机开动时块煤、碴、工具、材料等伤害下方人员。

9）复合煤层的工作面，其夹石厚度达到规定分采界限时，必须分层操作，不准煤矸一齐卸落，必须单独采下夹矸并扔入采空区。

10）风镐在正常工作时应每隔2-3小时加注润滑油一次。 （二）、开帮、护顶

开帮落煤之后，进入工作面首先检查所有煤壁柱和中间柱是否有

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支柱松动，倾斜等支护失效现象，如有必须立即整修后方可进入下程序工作。

清理风镐落煤后，掘刷煤壁，沿倾向掘进超前距不得大于0.5m，保证开采深度1.0m，煤壁柱窝打底板不少于0.1m。

开帮时如有矸石，必须将矸石装入舍邦并从柱脚向上用椽子、双抗网将舍帮闭严，防止矸石窜出影响煤质。

（三）、移架

开帮护顶，支架前移，首先将主梁老塘侧支柱回出，站在付梁中部，并对主梁支柱二次注液，将主梁前移1m，并按要求及时用椽子、双抗网护顶，然后攉煤站柱。

当工作面分段采通后，即可将错后付梁前移进行放顶，移付梁应当由下而上逐步进行，作业前首先检查安全情况，退路保持畅通。作业时，先将舍帮柱回出放在煤帮，后卸柱移梁，并进行支护，使其与主梁成对子棚支护，并用双抗网、椽子挡好门。回柱放顶时，不允许将老塘柱全部回出，边回柱边移“π”型钢梁，一般回柱超前移梁三根。

（四）、放顶煤 1、采放比

采高为2m，放煤高度平均2m，即采放比1:1， 2、放煤步距 放煤步距1.0m， 初次放顶安全措施：

1、初次来压和周期来压时，严格控制工程质量。

2、加强工作面矿压观测，每班设专人进行矿压观测工作，工作 面支架一旦有压力异常时，应及时反馈相关部门，分析原因。

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3、初次来压和周期来压前后，认真做好各项参数记录。

4、工作面初次来压和周期来压时，应适应减少放煤量。 5、工作面采用不间断放煤，必要时采用人工强制放顶，以减轻 周期来压对工作面的影响，增加工作面支架的稳定性

6、工作面回采前，生产矿长必须组织有关人员对工作面范围内的巷道及生产系统进行全面检查验收，不符合标准要求的不准移交生产。

7、开帮刷面必须挂线扶柱，装面棚柱不少于二排支架。 8、单体支柱面安装，应自下而上安装，若自上而下，必须有可靠的防倒防抽冒措施。

9、回采面严禁倒扒回采，顶板为中砂岩且边切眼顶不空不冒，采用3－－5档管理顶板时，可反推两档，切眼顶空或有高冒点时，不准反推。

10、从切眼刷面，进入煤壁第二档前，要采用手镐落煤。

11、初次放顶前，生产矿长必须组织有关人员到现场会审，工程质量及安全措施落实达标后方可允许放顶。

12、初放期间，队长跟班现场指挥，小组人员分三班现场把关，监督措施的落实和安全管理。

13、初放期间，工区技术员要及时掌握面上顶板情况，作好初放记录，必要时要及时补充措施。

14、工作面初放、收尾由组长组织现场小组，每班不少于三人，生产科、技术科、安监站、工区带班区长跟班到点，现场交接，直至

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工作面收尾或初放结束方可结束小组活动。

15、矿调度室要专列记录台帐，跟班小组成员上井后要作好现场记录描述。

16、从切眼刷帮起，对支柱的初撑力必须班班监测，必须符合规定要求，且采高不得大于柱子全高的85%。

17、直接顶冒落高度达不到采高的1.5倍时，必须采取加强支护措施，若悬顶跨度超过初次垮落步距时，必须加强支护并采取强放措施。

18、初次放顶必须经矿总工程师组织安全、生产、技术人员现场会审并签字批准，方可认为初放结束。

正常放顶煤措施：

当工作面开通一排巷之后开始放煤，采用分段、分次、间隔多轮放煤的方法，放煤口在巷道底部上20公分处开口放煤，采面保持1—2个放煤口，放煤量必须保证舍帮不空帮为止，放煤顺序由上而下，依次放煤，直至舍帮煤净为止，见矸后用椽子、双抗网闭好放煤口。初次放煤时，放煤口尺寸应是300×300mm，高度从0.5m下移至煤层底板，严禁在支架顶部或高位放煤，开放煤口前必须备有封口材料，放煤中要控制放煤速度，并观察放煤口前后3m内支架及支架上方围岩活动情况。初次放顶煤，在初期来压以后开始放顶煤，即工作面推进到13—15 m以后；工作面推进到停采线以后，停止放顶煤。距下端出口5m，不放顶煤，上端放煤要按工作面要求放净。工作面每推进1.0m，进行一次放顶煤，即放煤步距为1.0m。放顶煤时应有专人观察顶板、瓦斯和设备运行情况，防止瓦斯超限和压死刮板运输机，瓦斯超限时必须立即封堵放煤口停止放煤，并进行处理。

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（五）、整修移镏

顶煤放完后，要对因受顶板压力影响而缩腿变形的支架进行修理，然后清理浮煤，中高保证1.8m，最后将镏子整体移至煤壁，并与煤壁保持0.2m间隙，移镏后及时站中排柱。 二、工作面能力核定及循环作业方式

W=L×S×h×γ×c

式中 W—工作面正规循环生产能力，t; L—工作面设计平均长度，90m; S—工作面循环进尺，1.0m; h—工作面设计采高，4.1m； γ—煤的视密度，取1.4t/ m3； c—工作面回采率，93%；

代入数据，计算得工作面正规循环生产能力为480.4t。 三、回采工作面的顶板管理及支护

（一）、工作面顶板管理方法 工作面采用全部垮落法处理采空区。 （二）、顶板管理具体要求： 1、采煤时，煤顶护严，严防冒顶。

2、工作面支柱必须在硬底板上打有深度不少于100mm的柱窝，不见底时必须穿木鞋或塑料柱鞋。支柱迎山角2°— 4°，初撑力不得小于90KN，采高不超过2m，以1.8m为宜。

3、工作面放顶线外侧，必须有破碎的煤或矸石自然形成的稳定充填掩护带，严禁采空区悬空。

4、工作面最大控顶距为3.4m，最小控顶距为2.4m，支护密度2.45根/m2，上、下安全出口最大控顶距为5.0 m,最小控顶距为4.0m。

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5、工作面支架质量要求

1)、采面支柱要打成直线，其偏差不超过±50mm柱间距不超过±100mm。

2)、“π”型钢梁与顶板平行支设，最大倾角不大于5°，不得有扭梁现象，梁头高、低整齐，相临支架的梁不平度不大于50mm。

3)、保证棚距（中—中）0.6m，净棚距0.4m，允许偏差±50mm。 4)、帮顶用椽子、双抗网背严，不准有空帮空顶，以全封闭为标准。

5)、有损伤、漏液支柱及钢木混用支架严禁使用。 (三)、顶板来压的支护措施

1、在采煤过程中，必须检查并注意顶板及周围情况，若发现明显来压现象必须停止采煤工作，加强工作面支架的维护，适当加密工作面支架，并按0.4m间距加密切顶斜抬棚和贴帮支柱，沿采空区一排支柱打一排戗棚，正常情况下一梁一柱，并使用木鞋板打紧戗支棚，当顶板压力增大时，加密支柱，实现一梁二柱。

2、回柱采空区顶板不垮落，其悬顶沿走向大于5m，要按0.4m间距在该处及其上下各3m的范围内加密斜抬棚腿。

当其悬顶长度大于10m时，则在工作面悬顶段沿倾斜方向每5m架设一组丛柱，每组丛柱不得少于5根支柱；当悬顶段达15m时，每5m架设一个木垛，回采时根据实际情况及时补充强制放顶安全技术措施。

（四）、回柱放顶方法及回柱工艺

采用垮落法处理采空区，人工回柱放顶。回柱放顶顺序严格执行由下而上、由里向外的原则，回柱时采用由下而上依次分段作业，分段长度不小5m，在分段交接处必须提前沿走向打好挡矸支柱，坚持

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先支后回，放顶处用椽子、双抗网挡在新打好的支柱处，防止大块矸石垮落后滚下伤人。

1、支护强度的确定

关于支护强度通常采用计算法和实测法，本设计首先采用计算法计算，待现场矿压观测数据出来后再做调整。这里利用最危险状态的近似计算分析来确定工作面支护强度Ｐ。

Ｐ≥Ｋ1(r1h1+r2h2)cosa 式中a──煤层倾角，7°

Ｋ1──老顶增载系数，取1.6； r1──二1煤容重；

h1──煤层平均厚度，h1=4.1m； r2──直接顶岩石容量，r2=2.6t/ m3； h2──直接顶厚度，h2=4m。

由Ｐ≥1.6×(1.4×4.1+2.6×4)cos7°=25.83(t/m2) 2、支护密度的确定

所选DW ZZ—30/100型支柱额定工作面阻力为30t/根，考虑到其它因素的影响，其支柱有效支撑力Ｔ用下式计算

Ｔ＝Ｔe.Ｋg.Ｋz.Kb.Kc.Ｋq 式中Ｔe──支柱额定工作阻力，t； Ｋg──支柱工作系数，取0.99； Ｋz──支柱增阻系数，取0.95； Ｋb──不均衡系数，取0.9； Ｋc──采高系数，取0.95； Ｋq──倾角系数，取0.9；

则Ｔ=30×0.99×0.95×0.9×0.95×0.9＝21.7(t)

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顶，及时移梁支柱，严禁空顶。

3、顶板破碎压力大或煤壁片帮较严重时，及时靠煤壁架设临时支柱或一梁二柱倾斜棚。片帮较多地段，使用大双抗网和坑木及时背帮，防止大面积垮落。

4、工作面上端上方第一架支架及下端头下方第一架支架与运输巷内支架的距离不得大于0.5m.

5、回柱放顶时,回收的支柱及时打在新切顶线内侧的梁下,使用时随用随取.

6、工作面运输巷、回风巷每班班长要加强检查，出现烂帮、烂顶等情况时，立即派人使用双抗网、椽子护顶、帮。巷道变形严重，支柱歪扭变形的地段必须扩茬维修，当巷道出现冒顶情况时在安全的前提下，及时疏通巷道，保证工作面有新鲜风，防止瓦斯超限，班干部组织人员利用备用坑木及时架设木垛并用双抗网背顶，防止煤炭或矸石冒落。

（五）、通过构造时的安全措施 1、掘进过断层安全措施

（1）、生产中，地质部门给出防突预测图上标注断层（日地质预报），生产技术科长、总共审签；并下发给施工单位贯彻到每一个职工，生产技术科或者区队技术员根据断层情况制定过断层安全技术措施。过断层安全技术措施必须发放到各相关施工单位，并严格执行。 （2）、在断层预计揭露位置前20m，执行边探边掘措施，根据提供的断层产状，判断断层实际落差；将防突钻孔资料交于生产技术科

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分析，以准确判断断层的落差。

（3）、如突然出现断层或煤层异常变化（突然变厚、变薄），首先进行打钻探孔作业，探水探瓦斯，把瓦斯及水赋予情况分析清楚，再制定专项措施进行掘进。

（4）、掘进工作面施工前的探孔和卸压钻孔过程中，出现的见岩等情况，防突员和瓦斯检查工必须在钻孔验收单上详细记录，说明岩石性质，并向通风调度和防突队汇报。

（5）、掘进工作面预测钻孔倾角必须严格按巷道煤层倾角要求施工必须穿岩，进入另一盘煤，判断煤层的顶底板，并预测另一盘煤的瓦斯情况。

（6）、预测过程中，若钻孔内出现涌水，必须立即向防突班和通风调度汇报，并记录钻孔出水时的深度。

（7）、如预测出工作面前方有断层，必须根据钻孔探测资料，至少留5m预测钻孔，并超前（若预测孔煤孔深度小于5m，则立即停头）施工卸压钻孔。施工卸压钻孔第一班，应有地质人员跟班，确保钻孔施工到另一盘煤。如判定另一盘煤厚度小于2m，则施工一排卸压孔；若煤厚度大于2m，则施工两排卸压孔。

（8）、若工作面遇落差大于煤厚度的断层，采用风动钻机无法穿过岩层时，应立即停头，用液压钻机施工探煤钻孔，准确探清煤层层位，将钻孔资料及时交地质科分析。然后，根据地质预报的断层情况采取防突措施。一般，在距离煤层法距3m前，施工防突钻孔，并采集钻孔煤样进行分析，确定煤层的突出危险性。

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（9）、过断层前施工的各类钻孔，如出现顶钻、喷孔等异常现象时，应立即向通风调度汇报，通风队长要及时到现场确认。若确实为喷孔，现场则应立即停头，施工卸压钻孔

2、掘进过空区安全措施

（1）、各班组架棚支护前必须严格执行敲帮问顶制度，将顶板活矸、活煤处理掉，确认安全后方可继续作业。

（2）、架棚支护时，必须使用前探梁护顶，由跟班一线监督员现场监管，严格按工艺施工。

（3）、作业时人员必须统一听从口令，分工明确，严格按规定施工。

（4）、架棚时，棚梁迎山必须站照，不歪扭，棚距符合规程要求，并保证架棚支护的有效性。

（5）、棚顶活地段用扦椽刹顶，刹顶严密不漏矸，保证支护安全可靠。

（6）、每班一线监督员、班长要检查打设的连锁是否合格，如有松动及时安排班内处理。

（7）、工作面备用材料按要求运送到位，如遇底空需穿木鞋，帮顶空或较活地段需用短木、双抗网、椽子、钎椽背实、背牢后方可进行下循环作业。

（8）、交接时，做好本班记录，并向下一班交代清楚当班存在问题及处理情况。

3、采面过断层安全措施

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（1）、工作面内揭露的小断层落差小于采高的，采用平推硬过的方法过断层，由于这几条断层的影响，使工作面局部不能沿底推采或采顶板、破底推采。大于采高的另行补充措施。

（2）、放炮时要单联单放，必要时用镐刨向前推进。及时挂网、及时移梁护顶，片帮时支设贴帮点柱。

（3）、因断层的影响，不沿底的地段必须穿木鞋，使支柱有足够的支撑力。

（4）、支柱时无论从纵向上、横向上都必须同顶梁垂直，并连续支设铰接顶梁、顺山抬棚。

（5）、当工作面压力变大，支架变形时，视支架变形的方向支设戗棚或单体斜撑柱。

（6）、过断层处的采高最大不超过2.0m，最小不低于1.8m。 （7）、工作面由断层上盘推至下盘，要加大上盘控顶区的控顶强度。

（8）、工作面由下盘推至上盘时，除加大支护密度与强度外，还要用斜撑柱护好断层面。

（9）、工作面推至断层处，尽量减少对断层破碎带的震动，采取少装药爆破法或直接用镐刨推采。

（10）、过断层时，根据断层性质，如果需要，除执行以上措施外，另行补充过断层措施。

（11）、过断层期间，风巷支护材料准备充足。

（12）、对断层处冒顶较高时，必须提前在支架顶梁上打好木垛，

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使木垛与顶梁升紧，有效支护顶板。

（13）、在打木垛及架设走向抬棚时，安排有经验人员操作，现场有专人观山，跟班干部或班组长现场指挥。

（14）、贴帮柱的柱窝必须挖好，站在实底上，支柱初撑力不得小于90KN，支柱迎山角度符合要求。 4、采面过空区安全措施

（1）、空巷里的支架,由于时间长和受工作面超前压力的影响,支护受到破坏,顶板破碎,容易冒顶,应加强管理。

（2）、在空巷出口处架设木垛，防止人员进入造成意外，并悬挂警示牌。

（3）、工作面过空巷时，要先使用单体液压支柱配2米坑木支起护顶后，方可拆除原有支护，拆除后将工作面л型钢梁及支柱架设到位，并将护顶坑木置于л型钢梁之上，帮顶备严备实，在该处煤帮及舍帮架设抬棚。

（4）、工作面备用材料按要求运送到位，如遇底空需穿木鞋，帮顶空或较活地段需用短木、双抗网、椽子、钎椽背实、背牢后方可进行下循环作业。

（5）、工作面推进时，工作面与空巷相交的上下要增加支架密度同时还要加快推进速度,以减小顶板压力。

（6）、工作面所在空巷位置上下5m范围内应采用手镐落煤，及时掏窝移梁过顶支护。

（7）、过空巷期间，原则上不准放炮，确需放炮时，每次只准起

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支护密度n＝p/γ＝25.83/21.7=1.19(根/m2)

在实际工作中，可能出现支撑系统刚度差，尤其在松软底板岩层的条件下，随着煤层的开采推进，顶板下沉使支柱钻底而活柱下缩量小，缸体内的液体压力增量小，支护阻力上不去，使其不能在额定工作阻力下工作而达到预期支护效果，故在老顶，周期来压时期，顶板会出现台阶下沉破碎，容易导致工作面沿煤壁处切顶，推面危险。因推进速读缓慢，顶板下沉量就越大，顶板越破碎，推进就越困难，这样就形成了一个恶性循环。

针对这种情况做出以下措施提高支护刚度：

1、支柱穿鞋，防钻底。在实际工作中，为了防止支柱钻穿底板，一般使用200×200×15㎜的铁板鞋，强度大，不易受压力作用受损。

2、根据工作面煤层倾角加大底座直径，采用平底座，底座上部分面积与支柱脚的面积相等可采用螺栓将底座的上部与支柱的下部相连，回柱时，利用它将铁鞋回收复用，简化垫回鞋的工序，提高铁鞋的回收利用率。

（五）、工作面端头支护和平巷超前支护

（1）采煤工作面端头是指采煤工作面与工作面运输巷和工作面回风巷接合的部位，它包括工作面机头和机尾的设备区。巷道端头区即巷道与工作面交叉部位，工作面前方支承压力影响区。煤壁后方支承压力影响区。工作面上下端头支护采用DFB-4000“π”型钢梁，上端头支护成四对八根架设，下端头支护成五对十根架设，上下端头支护始终超前煤壁1.2m,每对二梁七柱，用DW22—300/100型单体支柱， 其采煤、放顶与工作面2.4m“π”型梁相同，上、下出口净高不低于1.8m，保证行人通畅，必要时应给柱子穿鞋。

（2）工作面运输（回风）巷超前工作面挂1—2列铰接顶梁，顶

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梁下架设单体液压支柱，实现一梁一柱，超前工作面煤壁20m范围内的运输（回风巷）架超前支护，临近工作面10m超前支护架设双列铰接顶梁，后10m架设单列铰接顶梁，超前支护巷道内支护完整无损，其高度不得低于1.8m。

（六）、端头的特殊支护

工作面运输（回风）巷中，从工作面煤壁至放顶线之间，原梯形梁靠工作面侧架设走向抬棚。移工作面输送机机头时，撤除靠工作面侧的棚腿。放顶线后方运煤巷的维护长度不得超过1.0m，原巷道上帮距梯形棚梁端0.5m处支设一排走向挡矸支柱。机尾后方1.0m处支设倾斜支柱，柱距为0.25m。

（七）、运输巷、回风巷支架的回撤

工作面支架均随工作面放顶进行回撤，要求该支架后方与工作面切顶线整齐。运输巷回棚在缩短输送机后进行，采用人工回撤梯形棚，用单体支柱托住棚梁然后拉出棚腿，在护身支柱保护下远距离卸载，顶板垮落稳定后用长把钩取出棚柱，为防止瓦斯积聚，必须要对工作面回风巷支架可超前切顶线一排或半排进行回撤，回撤后回风巷上帮以下4m范围的切顶线要加特殊支柱，柱距为0.25m，以确保上出口行人安全。

（八）、备用支护材料数量及存放地点

回风巷距工作面30m～100m范围内必须经常存放有备用材料，其中单体液压支柱60根，“π”型钢梁20根，坑木2.0m2，以备抢险时急用，此材料随用随补，严禁短缺。工作面每日所需的双抗网等应根据工作面需用量每班运到，并在回风巷内码放整齐，不得影响通风、行人和运料。

（九）矿压观测

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加强矿压观测，成立矿压观测小组。 观测小组必须做到以下要求：

（1）要求人员组织到位，培训到位，观测仪器落实到位。 （2）矿压观测人员每班测出的数据，由班组长负责收集、整理，要及时将工作面情况向生产矿长、安全矿长、总工汇报，采取应急措施。

（3）观测人员要不定期对支柱抽查，发现支柱初撑力低，有权让现场作业人员进行二次补液，否则不准作业。

（4）观测人员发现支柱工作阻力达到额定阻力或有相当一部分支柱安全阀开启现象，提醒作业人员采取措施撤离工作面，并向调度室和矿长汇报。

第二节 回采工作面装备

一、工作面支护设备

（一）、工作面采用采用DWZZ—30/100单体液压支柱与DFB-2400“π”型钢梁二梁五柱(对梁迈步式前进)支护，其最大控顶距3.4m，最小控顶距2.4m，若取棚间距为0.6m时，实际支护密度为2.45根/m2。

（二）、乳化泵站设计

泵站及管路选型：乳化液泵站设置在平地，管路选用直径为19㎜的钢管。

泵站使用及管理规定：

1、泵站司机持证上岗，严格执行操作规程及交接班制度，必须配带乳化液浓度仪且认真填写乳化液浓度检查记录。

2、坚持使用乳化液浓度配比仪，乳化液浓度保证3%—5%，曲轴

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箱内润滑油合格，油位在油位线之间，油槽内润滑合格，油绳放置合理，并有合格的过滤网。

3、泵站压力表动作灵活，压力达到额定值，必须保证不低于18Mpa。

4、泵件、泵箱、液压管路无漏、串液现象。

5、曲轴箱内温度不得高于65摄氏度，不低于5摄氏度。 6、开泵前检查泵站和液压系统各部件，达不到完好标准不准开泵。

7、泵箱的自动给液装置应配备齐全完好，严禁开空泵、漫油箱。 8、液压枪及管线设专人管理维护、管线吊挂整齐，注液枪使用后应悬挂在人行道两侧，不得放在地上。

9、泵压有检修工调定，其他人员不得调整，正常情况下只准开一台泵，另一台备用，若有损坏及时修复。

10、更换液压管或液压管密封圈，应停油泵或关闭断路阀。 二、工作面采煤设备

风镐落煤：矿井地面空压机房已安装有两台空压机， LGJ-20/8G型空气压缩机一备一用。自空压机房经付立井、至轨道运输巷用4寸钢管送到工作面运输巷，至工作面30米处安装一个分风器，分风器需安装压力表（压力需达到0.5Mpa）及气水阀，根据需要安装一个或多个Ф25接头及截止阀，经Ф25高压胶管至工作面，至工作面后每5米安设一个三通，每个三通接截止阀及6米长Ф16高压胶管供风镐使用。

三、工作面原煤运输设备及辅助设备

工作面使用ZQHS--20/1.1型风煤钻打眼，选用DZ22—30/100型单体液压与DFB-2400“π”型钢梁配套使用对棚支护，工作面使用

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一架SGD-30T型刮板运输机，运输巷使用3架SGWD-30T型刮板运输机送煤。

第三节 工作面回收

一、回收前的准备工作：

1、停采前，保证工作面每15m沿走向开一联络小眼与回风上山连通，工作面长62m,共开3个联络小眼。

2、停采前的最后一个生产班，必须严格加强采面的工程质量的管理，排距、柱距及端面距符合作业规程的规定，若遇端面距超过规定的地段，必须打上顺山托梁加强支护。

3、停采前的最后一个生产班，必须保证采面煤壁平直、无伞檐，采面的浮货必须全部清扫干净，保证采高不低于l.6米。

4、停采前的最后一个生产班，溜子只往前移动200毫米～300毫米，支柱打在新挂的顶梁的中间。

5、必须待整个工作面基本柱全部打齐，浮货全部清扫干净且班队长对全采面的工程质量进行认真检查确认全部达到合格后方可回收第四排支柱，回收下来的多余柱梁必须及时运出采面。

二、撤采面镏子

1、回收采面溜子前，必须把采煤工作面的浮煤全部清扫干净，保证采面的高度不小于1.6m，方可回收采面溜子。

2、回收顺序：由采面机尾往下逐块进行回收，将拆下的链条、溜槽从最近的联络小眼或进、回风巷运出，摆放到指定位置。

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换为Ф51钢管，工作面进回风巷和掘进工作面均按要求安装ZYJ型矿用压风自救装置。

1、回采工作面回风巷在距采面回风巷上安全出口以外25～40m范围内设置一压风自救装置，其数量应比该区域工作人员数量多2台，向外有人固定作业地点安装一组压风自救装置，其数量为5～8台；进风巷在距采面下安全出口以外50～100m范围内设置一组压风自救装置，其数量应比该区域工作人员数量多2台。

2、管路敷设要牢固平直，压风管路每隔3m吊挂固定一次，岩巷段采用金属托管配合卡子固定，煤巷段采用钢丝绳吊挂。压风自救系统的支管不少于一处固定，压风自救系统阀门扳手要在同一方向且平行于巷道。

3、在主送气管路中要装集水放水器。在供气管路进入与自救系统连接处，要加装开关，后边紧接着安装汽水分离器。

4、空气压缩机供气量应能保证井下人员使用，并能在10min内启动。

5、压风自救系统阀门应安装齐全，能保证系统正常使用。进入采掘工作面巷口的进风侧要设有总阀门。

十二、供水施救系统

供水施救系统由地面专用蓄水池供水，排水管路采用Ф108钢管，蓄水池容量为230m3。主、副立井敷设的主供水管路为Ф108；井下各主运输、回风巷道、各采区进回风巷道敷设供水管路为Ф50钢管，采煤工作面进回风巷和掘进工作面敷设供水管路为Ф25钢管。

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1、供水施救系统安装在机电运输设备机头处掘进工作面巷道和回采工作面巷道内压风自救处，安装地点应在宽敞、支护良好、没有杂物堆的人行道侧。

2、管路敷设要牢固平直，供水管路每隔3m吊挂固定一次，岩巷段采用金属托管配合卡子固定，煤巷段采用钢丝绳吊挂。压风自救系统处支管不少于一处固定，供水施救系统阀门扳手必须齐全、开启灵活。

3、安装要求：

1）供水施救装置：系统供水压力不小于1.5Mpa. 2）设备的安装与使用 （1）设备的安装

1．根据本矿实际情况，井下压风管路安装地点有： a采区主要大巷 b采煤工作面两顺槽 c掘进巷道内 2．安装须知：

a安装必须符合《煤矿安全规程》（2010年版）的相关规定。 b安装时必须安好法兰垫片，防止漏气。

c安装时，必须以“安全第一”为中心，严把质量关。 d安装过程中，必须保证每50米留设三通，阀门。 十三、通讯联络系统

矿井使用交换机为 JSY2000-06d型数字交换机。中心站主机2

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台，1台运行，1台备用。全部正常使用，且符合国家标准和《煤矿安全规程》要求。 2、通讯联络系统的主机设在调度监控室，使用双机，双回路供电，24h不间断监控，备机在3分钟内启动，备用电源保证2h以上，调度室24h值班。调度通信系统具备录音、群呼、强插、强拆、监听、电话会议等功能，录音保存时间超过三个月，各种功能使用正常。并符合《煤矿生产调度通信系统通用技术条件》（MT 401-1995）要求。

1、通信设备安装位置要求：

（1）平地矿办公室、董事长办公室、五职矿长办公室、安全副总办公室、生产副总办公室、技术总工办公室、机电副总办公室；安全科、生产调度室、通风科、技术科、地测防治水科、机电科；采煤队、掘进队、机电队；地面变电所、地面通风机房、地面压风机房、地面乳化液泵站、地面副井绞车房均已安装能与平地和井下各个地点及调度监控室互通电话机。

（2）井下主要水泵房、井下配电点、主副井井底及各掘进工作面、采煤工作面进、回风巷、机电设备硐室、各运输设备转载点处均已安装KTH3本质安全型自动电话机，号码不重复、不串号，并能与矿调度室直接联系。

（3）临时作业区域也应单独设置电话。

（4）回采工作面的电话设置在距工作面15m 范围内的安全地段,掘进工作面的电话设置在距工作面50m 范围内的安全地段,并保证距现场作业人员不大于15m,保证通讯畅通。

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（5）电话设置地点设有明显的电话标志。 2、、通信线路安装要求

（1）通信线路要保持畅通，悬吊要整齐，与动力电缆间距符合《煤矿安全规程》第469条要求，接口连接要规范，严禁出现明接头等失爆现象。

（2）通信线路必须在入井处装设熔断器和防雷电装置。 （3）井下电话线路严禁利用大地作回路。

（4）井下通信线路要采取保护措施，防止灾变破坏。 （5）接地线必须和任何导线完全隔离和绝缘，且仅能在建筑物的真正接地线盒电源中性线相接。

（6）为避免电磁干扰，宜采用将多种接地的接地线分别接到接地母线上，由接地母线采用一根接地线单点与接地体 相连接的单点接地方式。由设备至接地母线的连接导线应尽 量缩短连接距离，尽量使各接地点处于同一等电位上。

（7）接地线接地电阻阻值<5 欧姆。

（8）电缆敷设前应该绝缘测试，确定电缆完好后，方可敷设，敷设完毕后，应做同样的绝缘测试。电缆的耐压试验结果，泄漏电流和绝缘电阻必须符合交接试验标准，做过试验后的电缆要充分放电。

（9）敷设过程中，一定要符合以下规定：电缆严禁有裂纹、绞拧、铠甲压扁，保护层断裂式表面严重划伤等缺陷。

（10）电缆终端头和终端头的制度必须符合下列规定：电缆头牢固固定可靠、相序正确，各项测试指标均符合要求。

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（11）电缆敷设要求：电缆敷设位置正确，电缆标志柱，标志牌设置准确、清晰、齐全。在支架上敷设时，固定可靠，电缆的拐弯处和分支处不絮乱， 不交叉，走向整齐清楚。

（12）电缆在水平面敷设要平直，要避免交叉。电缆头制作的大小、高低应看齐。控制电缆芯线按设计标出芯线号，号头不易掉色，电缆在始、终、拐弯处挂设标志牌，标明型号、规格、走向、长度、起始点。

（13）敷设质量要求： ①按图施工，接线正确。 ②电气回路的连接应牢固可靠。 ③电缆芯线和所配导线的端部均应标明其回路编号，编 号要清晰正确，标号不易脱落。 ④接线整齐、清晰、美观、导线绝缘良好，无损伤。

3、技术管理要求

（1） 煤矿企业必须制定通信联络系统管理制度，制定通信联络系统维护维修人员岗位责任制、操作规程、设备检查、 检修制度。

（2） 煤矿企业必须明确通信联络系统系统管理的部门和维护、维修人员；维护、维修人员必须每天对通信设施、设备进行检查，发现问题及时处理，并建立矿井通信联络设备台帐、通讯故障记录表、巡查和检修记录。

（3） 绘制矿井通信联络系统布置图，并根据实际生产情况及时修改、调整和审批, 需要时能随时打印出图。

（4） 通信设备必须有产品合格证。井下用电话应选用本质安全型，并具有“MA”标志证书。

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（5）防爆电气设备入井前,应检查其“产品合格证”“防爆合格证”“煤矿矿用产品安全标志”及安全性能；检查合格并签发合格后，方准入井。

4、通信联络系统安装标准

（1）矿井通信联络系统必须符合《煤矿井下作业人员管 理系统使用规范》（AQ1048-2007）《煤矿井下作业人员管理系统通用技术条件》及（AQ6210-2007）的要求，建设井下通信系统，并按照在灾变期间能够及时通知人员撤离和实现 与避险人员通话的要求。

（2）进一步建设完善通信联络系统。在主副井绞车房、井底车场、运输调度室、采区变电所、水泵房等主要机电设备硐室和采掘工作面以及采区、水平最高点、井下避难硐室 （救生舱） 、井下主要水泵房、井下中央变电所和突出煤层 采掘工作面、爆破时撤离人员集中地点等，必须设有直通矿 调度室的电话。

（3）发生险情时，要及时通知井下人员撤离。煤矿应安装有线调度电话系统。井下电话机应是本质安全型。掘进工作面距端头 30 米～50 米范围内，应安设电话；采煤工作面 距两端 10 米～20 米范围内，应分别安设电话；采掘工作面 的顺槽长度大于 1000 米时，在顺槽中部应安设电话。机房 及入井通信电缆的入井口处应具有防雷接地装置及设施。

（4）井下电话应设置在便于使用、检验、围岩稳定、支护良好、无淋水、无杂物的地点。

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第八章 工作面通风系统

一、工作面通风系统设计

（一）、通风系统

进风：主、副立井—轨道运输巷——11051进风巷—11051工作面

回风：11051工作面—11051回风巷—皮带运输巷—风井—地面 （二）、工作面实际需要风量的计算：

工作面实际需要风量根据同时工作的最多人数、工作面温度、瓦斯分别进行计算，取其中最大值进行风速验算，满足要求时，该最大值既是工作面实际需要风量。

1、按工作面同时工作最多人数计算： Q采=4N=4×40=160 m3/min

式中：Q采—回采工作面所需风量（m3/min) 4—每人每分钟所需风量（m3） N—工作面同时工作的最多人数 2、按工作面温度选择适宜风速进行计算 Q采=60VS=60×1.6×4=460.8 m3/min

式中：V—回采工作面进风流空气温度取23-26oC，本工作面取1.6m/s。

S—工作面断面取4.8㎡ 3、按瓦斯涌出量计算

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Q采=100qk=100×0.14×1.2=16.8 m3/min 式中:q—采面瓦斯绝对涌出量

k—工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数一般为1.2 —2.1，本工作面取1.2。

4、风速验算：

由《安全规程》知：采掘工作面风流风速标准： V最大﹤4m/s V最小﹥0.25 m/s 该工作面风速为：

V=460.8m3/min/4.8m2=96m/min=1.6m/s

符合0.25m/s﹤V=1.6m/s﹤4m/s的《安全规程》要求。 根据以上计算，结合实际情况，11051工作面应配风量460.8m3/min

二、瓦斯监控系统

（一）、监测监控分站安设在轨道运输巷中，工作面和回风巷安设甲烷自动报警断电仪装置，工作面上隅角安设便携式瓦斯检测报警仪，工作面风流中瓦斯浓度达到1%时，甲烷自动报警发出报警信号，当工作面瓦斯浓度达到1.5%或回风巷瓦斯浓度达到1%时，报警断电装置能自动切断工作面和回风巷所有非本质

安全型电气设备电源，并撤离人员，采取措施进行处理。只有瓦斯降到1%以下时，才准人工复电，恢复工作。

（二）、工作面甲烷传感器设置在工作面上隅角处，工作面回风巷甲烷传感器设置在回风巷10m以内，工作面回风巷甲烷传感器设置

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在回风巷距离汇合风流10-15m处，传感器垂直悬挂，距巷帮不得小于0.2m，距巷顶不得大于0.3m。

（三）、在工作面回风巷中（回风顺槽距回采面15m处）设置一氧化碳传感器。

第九章 安全技术措施

一、瓦斯防治安全措施

（一）预防瓦斯爆炸管理措施

1、瓦斯检查地点：工作面进风巷、回风巷、工作面的风流中，工作面上隅角、顶板冒落空洞，电器设备附近等固定点，每班检查次数不少于三次，并向调度室汇报。

2、瓦斯检查班报表中必须有上班、本班、下班、瓦斯检查员签字，检查地点的瓦斯记录。做到班报、版牌、日报三对照，不得空班、漏检、假检。

3、瓦斯检查班报表中瓦斯达到1%时，停止作业。工作面及其进、回风巷道内，体积大于0.5 m3的空间内积聚的瓦斯达到2%时，附近20m内必须停止工作，撤出人员，切断电源，撤出人员进行处理。

4、工作面风流中，电器设备安设地点附近20m以内风流中的瓦斯达到1.5%时，必须停止工作，切断电源，撤出人员进行处理。

工作面回风巷风流中瓦斯浓度超过1%或二氧化碳浓度超过1.5%时，必须停止工作，撤出人员，采取措施进行处理。

因瓦斯浓度超过规定被切断电源的电气设备，必须在瓦斯浓度降

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到1%以下时，方可通电启动。

5、工作面安装瓦斯断电仪，并且与矿井安全监测系统连网在一起，工作面甲烷传感器安装在距工作面上隅角处，工作面回风巷甲烷传感器设置在回风巷10m以内，工作面回风巷风流中甲烷传感器安装在回风巷距离混和风流10—15m处的风流中。报警浓度1%（CH4），回风巷风流中传感器断电浓度1.4%（CH4），断电范围是工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备，它们的复电浓度是小于1%（CH4）。

6、工作面进风巷和回风巷各设置一组隔爆集中水棚；水棚在直线段巷内，与工作面的距离保持在60-200m。棚区长度不得小于20m，水量不小于200L/m2。水袋棚安装方式的原则是：当受爆炸冲击力时，水袋中的水容易洒出。两个水袋之间间隙不得大于1.2 m，水袋边与支架、顶板之间的距离不得小于0.1m。

（二）、监控系统管理

1、工作面风流中，电器设备安设地点附近20m以内风流中的瓦斯达到1.5%时，必须停止工作，切断电源，撤出人员进行处理。

工作面回风巷风流中瓦斯浓度超过1%或二氧化碳浓度超过1.5%时，必须停止工作，撤出人员，采取措施进行处理。

因瓦斯浓度超过规定被切断电源的电气设备，必须在瓦斯浓度降到1%以下时，方可通电启动。

2、工作面安装瓦斯断电仪，并且与矿井安全监测系统连网在一起，工作面甲烷传感器安装在距工作面上隅角处，工作面回风巷甲烷

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