31002规程.doc

第一章 工作面概况 第一节 工作面概况、煤层赋存及储量 一、 井上位置 31002工作面位于崔家沟沟谷南端的山坡地带,崔4-4钻孔位于31002工作面范围内,该钻孔终孔于石炭系本溪组石灰岩。地表大部分被第四系黄土层覆盖，沟坡处有部分、下石盒子组地层出露。地面除农民的耕地外，无建筑保护物。 地面标高为775～925m。 二、 井下位置 31002工作面位于一采区采区轨道巷的东南方向，工作面切眼外侧为井田边界大断层，崔4-4钻孔位于31002运输巷尾部外侧，31002运输巷外侧为31004工作面。 工作面标高为606～620m。平均盖山厚度169～305m。 本工作面开采范围坐标为 材巷 X4089001.94，Y19571781.48； X4089000.80，Y19572364.80 ； 运巷 X4089151.05，Y19571781.48； X4089150.75，Y19572365.06。 三、 煤层特征 1、煤层赋存 31002工作面所采的10煤属石炭纪太原组10煤层。该煤层以亮煤及半亮煤为主，暗煤次之，层状结构，硬度大，属中强度煤层，断口不平整，性脆，条痕黑色。该煤层稳定，煤（矿）层总厚度3.6m，煤层结构1.74（0.31）0.84（0.11）0.60，倾角38,容重1.45t/m3，普氏系数为0.8，单轴抗压强度平均为7.7MPa，变异系数16.5。 2、煤质 项目 水 份 Mad 灰 份Aad 挥发份Vdaf 发热量Qgr.vd 硫 份 St.d 胶结指数Y 指标 1.3 20.7 18.9 26.9MJ/Kg 3.5 8mm 四、储量 走向长 m 倾斜长 m 斜面积千m2 煤厚m 容 重t/m3 工业 储量 万t 回采率 可采 储量 万t 580 150 87 3.18 1.45 40.1 95 38.1 第二节 顶、底板情况及地质构造 一、顶、底板情况 煤层顶底板情况 名称 岩石名称 厚度m 岩性特征 老顶 石灰岩 6.0 深灰色，致密坚硬，不易冒落。 直接顶 页岩 1.5 深灰色，层理和节理均很发育f4.9 伪顶 直接底 页岩 0.4 灰色，层理发育f4.3 老底 砂岩 1.3 灰色，含方解石脉f5 附图1-1 31002工作面煤层柱状图 二、地质构造 31002工作面为一组倾伏的背斜构造，煤层稳定，构造发育，工作面高差达14米。 31002工作面断层情况如下表 构造名称 走向度 倾向度 倾角度 性 质 落 差米 对回采的影响程度 F021 191 281 48 正断层 0.5 对综采影响不大 F022 184 274 49 正断层 1.0 对综采影响不大 F023 177 267 53 正断层 0.7 对综采影响不大 F024 145 235 52 正断层 1.5 对综采影响较大 F025 153 243 54 正断层 1.5 对综采影响较大 F026 184 94 55 逆断层 0.6 对综采影响不大 F027 180 270 53 正断层 0.6 对综采影响不大 F028 190 280 52 正断层 1.0 对综采影响较大 F029 195 285 48 正断层 0.5 对综采影响不大 F0210 166 256 58 正断层 5.2 工作面停采 煤岩层节理 煤岩层节理 节理组名称 走向（） 倾向 （） 倾角 （） 走向玫瑰图 1 188 278 45 O 270。 90。 0。 2 193 283 53 3 197 287 52 4 206 296 48 第三节 水文地质 一、水文情况 31002工作面的水文地质较复杂，涌水量主要来自K2、K3和K4石灰岩裂隙溶洞含水层以及上覆2煤采空区积水。该采空区距10煤层垂距平均为98m，面积约为58000m2，采空区积水约为41000 m3，工作面初次放顶后这些积水将会顺着岩层裂隙及断层面进入31002工作面。预计在回采期间正常涌水量为25m3/h，最大涌水量可达60m3/h。 工作面附近无古窑。但由于受K2、K3和K4石灰岩裂隙溶洞含水层以及上覆2煤采空区积水的影响，在工作面回采过程中，应密切关注顶、底板水情和采空区涌水量，有异常立即汇报，杜绝水害，提前做好水仓，配备好相应的排水设施系统。 二、涌水情况 该区正常涌水量0.42m3/min，最大涌水量1.0m3/min。 第四节 煤尘、瓦斯 一、煤尘 31002工作面所采10煤煤尘有爆炸性，爆炸指数为11.008MPa*m/s；工作面煤层具有自燃性，煤层自燃发火期为4-6个月。 二、瓦斯 31002工作面为低瓦斯工作面，瓦斯相对涌出量为3.182m3/t。 第五节 巷道布置及工作面参数 一、巷道布置 一采区采用下山布置方式，主要巷道有采区回风巷、采区皮带巷、采区轨道巷，三条巷道相互平行。31002工作面东北侧为运输巷，西南侧为材料巷，东南侧为切割巷，工作面由东南向西北推进，切割巷与F8（H10m）相距20m。材料巷与采区轨道巷之间由绕道连通，运输巷与采区回风巷构成回风系统，在31002运输巷与采区皮带巷交叉处为溜煤眼。 附图1-2 31002工作面巷道布置示意图 二、巷道断面特征 附图1-3 31002材巷断面图 附图1-4 31002运巷断面图 三、停采线位置 停采线位置为材料巷P10点处，运输巷R5点前（东南方向）23米。 巷道断面特征表 项目 单位 材料巷 运输巷 断面形状 矩形 矩形 断面积 m2 掘 11.78 13.02 净 10.08 11.2 宽度 mm 掘 3800 4200 净 3600 4000 高 mm 掘 3100 3100 净 2800 2800 支护材料 顶 全锚树脂锚杆、金属网、钢带、锚索、槽钢托梁 帮 玻璃钢锚杆、金属网、钢带 第二章 采煤方法 第一节 采煤方法 一、采煤方法 本工作面采用走向长壁后退式综合机械化采煤，由MG300/700-DW型采煤机落煤、装煤，SGZ-764/630型刮板运输机运煤，ZZ4000-19/40型液压支架支护，自然垮落法管理顶板。 二、采高 31002工作面主采10煤，煤（矿）层总厚3.6m，工作面沿顶底板割煤，不得留顶底煤。根据采高及配套的采煤机、液压支架，确定平均采高为3.6m。 第二节 回采工艺 一、回采工艺 交接班→割煤→拉架→移溜→拉端头支架和移机头机尾→移转载机→超前支护、端头支护和巷道回收→清理浮煤 1、交接班 实行井下现场交接班，根据各工种、各岗位按时对应交接，以质量标准化标准为原则，对工作面顶板情况、支护情况、设备运行情况、任务完成情况，进行全面详细检查、验收，做到责任明确，共同协商遗留问题，做好开机前的准备工作。 2、割煤 采用中部斜切进刀方式，截深0.6m，采高3.6m。按采煤机运行方向前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，一次采全高，采煤机从中部沿刮板输送机弯曲段斜切入煤壁达到规定截深后，将刮板输送机推直，进刀处截割斜长不小于15m。完成进刀工序后，向端部割煤，在端部返刀向中部扫空刀;同样割下半段煤壁后，再向中部返空刀完成一个循环。 附图2-1 中部斜切进刀示意图 3、拉架 滞后采煤机割煤3-5m及时拉架，追机拉架必须依次逐架进行，拉架行程0.6m。 4、移溜 滞后采煤机扫空刀10-15m依次移溜，移溜步距0.6m，移溜时液压支架工协调作业，把运输机顶到煤帮，同时移溜的推溜油缸不少于3根。 5、拉端头支架和移机头机尾 工作面端头割煤后，先拉基本支架，后拉端头支架，然后移运输机机头机尾，移动步距均为0.6m，端头支架要与基本支架拉齐（第一架和最后一架端头支架伸缩梁伸出，立柱和工作面立柱成一直线），机头机尾与工作面运输机成一直线。 6、拉移转载机采用液压自移的方式进行。 7、超前支护、端头支护和巷道回收，每循环材运两巷与切顶线收齐（详见第三章第三、四节）。 8、清理浮煤 每循环对工作面人行道和机头机尾的浮煤全部清理一次，保证机头机尾出口及人行道畅通，液压支架保证支在实底上。 第三节 提高回采率、煤质措施 一、提高回采率措施 1、按规定采高进行开采，无特殊构造时，不得随意改变采高。 2、清煤工要及时将工作面浮煤及两巷清理干净，攉到运输机内运出。 二、提高煤质措施 1、沿顶底板割煤，严格掌握采高，严禁随意割顶板或底板岩石。 2、加强顶板管理，搞好工程质量，严防漏顶、冒顶事故的发生。 3、工作面出煤时，要开动破碎机，防止大块煤、矸进入煤库。 4、当工作面出现夹矸、夹石厚度增大、发生漏顶或因地质变化不可避免割底时，将大块矸石拉运至工作面机头支护完好处，及时闭锁采煤机和工作面运输机，人工把大块矸石捡出，放到落山或液压支架底座之间的空隙中。 5、过地质变化时要制定煤、矸分装分运措施。 6、工作面生产中，不准把废旧材料如钢丝绳、铁丝及割落的锚杆等杂物装入运输机，以免造成事故及影响选矸效果。 7、加强工作面、转载点的喷雾管理，严格执行停机停水制度，工作面、两巷有积水时要设专用水泵抽水，严禁抽入皮带拉入煤仓。 8、严格执行河东矿提高煤质的有关规定。 第三章 顶板管理及支护 第一节 支架选型 一、支架选型 31002工作面所采10煤层均厚3.6m，煤层稳定，构造发育，含两层夹石，岩性多为页岩，采用综合机械化采煤，工作面及两端头均采用ZZ4000-19/40型液压支架控制顶板。 二、顶板压力和支护强度验算 1、根据顶板岩性，计算顶板平均容重 σ∑HD/∑H 其中σ平均容重，t/m3 H岩层厚度，m D岩层容重，t/m3 经查阅资料，各岩石容重为 砂质页岩D1.8t/m3 煤层D1.35t/m3 石灰岩D2.07t/m3 砂质页岩D1.8t/m3 砂岩D1.58t/m3 σ（1.81.51.351.22.076.01.81.2 1.586.41.86.61.80.51.350.52.078.1）/1.51.26.01.26.46.60.50.58.1 1. 85t/m3 2、计算八倍采高顶板所造成的压力 Ρ8mσ 其中Ρ顶板压力，MPa m采高，取m3.6m 则Ρ83.61.789.80.522MPa 根据支架工作阻力计算工作面支护强度 Ρ∑工作阻力/控制面积1034000/（4.861031.5）0.549MPa 由以上计算可知，支架支护强度大于八倍采高的顶板造成的压力，因此，工作面ZZ4000-19/40型液压支架能够支撑顶板的动态压力，故选用ZZ4000-19/40型支撑掩护式液压支架。 第二节 顶板管理 一、顶板管理方法 采用全部垮落法管理顶板，支撑掩护式支架支护顶板，随着工作面推进，每循环落山顶板垮落一次。 二、顶板支护方法 工作面及两端头均安装ZZ4000-19/40型液压支架，共计103架，从工作面机头方向起开始对支架依次进行编号，共103号。最大控顶距4.86m，最小控顶距4.26m。 附表3-1 液压支架主要技术参数表 三、支护监测 1、观测指标顶板下沉量、活柱下缩量、支架载荷 2、矿压观测点的设置 （1）顶板下沉量 在工作面均匀选5点和在各点间任选5点共10个点，量机道和放顶处顶底板高差。 （2）活柱下缩量 采用标点法观测活柱下缩量，当支柱打好后，立即用扁铲和小锤在柱锁和活柱下各打一个“一”字，且用钢卷尺测初读数，以后每2-4h读数，回柱前测读一次，观测与顶底板移近量同时顺序进行。 （3）支架载荷 从机头8支架开始均匀布置，每8个支架安设一组ZYDC-Ⅲ型红外传输压力监测记录仪，共计12台，监测支架前后立柱初撑力及工作阻力。除安设ZYDC-Ⅲ型红外传输压力监测记录仪的12个支架外，其它支架上各安设一组ZDYB--Ⅱ综采支架双表检测仪，共计91台，监测支架前后立柱初撑力。材、运两巷超前支护中的单体液压支柱，用DZ-CL微表支柱支护检测仪对其进行抽样检测。 3、数据处理 生产科矿压观测组每3-4天用ZDYJ-Ⅱ型红外数据智能采集仪对工作面支架记录仪进行数据采集，并传输到电脑绘出压力折线图，根据折线图每周进行一次压力分析报告，并反馈回组队，保证工作面处于良好的支护状态。 对超前支护达不到6.4MPa以上的支柱现场进行整改，压力不够进行注液打压，接顶不严垫加柱帽或木楔接顶，确保安全出口的畅通。 对于工作面出现的顶板隐患，及时提出处理意见，现场令责任人进行整改并反馈回组队，以采取有效措施。 在工作面初采初放、末采末回等专项工程及正常回采中，由包队技术员对工作面初次来压步距、老顶来压周期、周期来压步距、顶底板移近量、煤壁片帮深度等进行现场观测，并做记录。 所分析的各类图表、数据报有关领导和单位，并及时反馈回队组，队组现场采取措施处理。 第三节 端头支护 在机头、机尾端头支架与煤柱帮之间，沿走向支设π型钢梁联锁棚作为端头特殊支护。π型钢联锁棚沿煤层走向布置，从端头支架到煤柱帮方向，每750mm架设一对，第一对距端头支架300mm，最后两对间距（中至中）不小于900mm，以满足行人要求。各对联锁棚滞后梁在落山与切顶线收齐。联锁棚采用3.6m长π型钢梁支设，支柱型号与巷高或采高相匹配。每对联锁棚π型钢梁互相平行，中至中间距不大于200mm，交错迈步前移，错距600mm，迈步距1.2m，从落山到工作面方向，梁下第一根支柱与液压支架后立柱齐，按间距1.2m支护，π型钢梁一梁三柱，柱距1.2m。若支柱上方钢梁不能接顶，垫加柱帽、木楔等材料，使钢梁与顶板接实，同时支柱要打紧打实，支直支齐，迎山有劲，并正确挂设防倒链、穿柱鞋。在切顶线处，每对π型钢梁联锁棚超前梁端头支设一根戴帽戗柱，戗柱柱头与切顶线齐，柱底与滞后梁下落山方向最后一根支柱齐，戗柱必须打紧打牢，迎山有劲。 在移动π梁棚和端头支架时，按下述方法进行先移端头支架侧面的联锁棚，再移端头支架。在移端头支架侧面π梁棚时，必须保证相邻π型钢联锁梁棚一梁三柱且支护完好，按照先支后回的原则，从落山到工作面方向逐架进行，不得同时移动两架联锁棚。降柱移梁时，先在新切顶线位置打好戗柱，再降下滞后梁落山侧最后一根支柱，移到穿梁后支设位置待支，然后将该梁下另两根支柱卸载降落，迅速穿梁到合适位置后，立即将三根支柱升起升紧，使柱头上方钢梁与顶接实，最后站在护身戗柱下回掉原切顶线处戗柱并支在下一架联锁棚之间，进行降柱穿梁回柱工作。当巷道基本支护体损坏严重，失去支撑能力时，可先拉端头支架或在移动联锁棚前，在联锁棚之间支设一梁两柱的π型钢联锁棚或戴帽点柱后方可穿梁移柱。 第四节 超前支护 一、材巷超前支护 基本形式为三排单体液压支柱配合长度1.2米的铰接顶梁，平行于巷道进行支护。在材巷距两侧巷帮0.3米处各支一排铰接梁，巷道中间一排铰接梁与两侧铰接梁保持一条直线随着工作面推进。材巷煤柱一侧铰接梁一直延伸至端头，当工作面前窜后缩使得端头第一个支架与煤柱间距变大时，巷中间一排铰接梁同煤柱侧铰接梁一样延伸至端头，与π梁组成一对连锁棚。铰接梁应平行于巷道铰接起来，单体支柱支在每一根铰接梁的中间，柱距1.2米。超前支护距离从煤壁向外不小于30m，当受压力影响巷道变形严重时，可以适当增加超前支护的长度。当第一循环结束应及时在煤壁一侧的铰接顶梁靠外侧，距第二根铰接顶梁梁头200mm处加一戴帽点柱（柱帽规格0.4mm0.2mm0.1mm），再回掉第一根铰接顶梁。 二、运输巷超前支护 运输巷超前工作面煤壁30m范围内垂直于巷道中线支设“π”型钢梁抬棚。棚距距工作面煤壁2.4m范围内为0.6m，其余地段为1.2m。“π”梁长度为3.6m，支柱使用DZ--31.5或DZ--35型单体液压支柱。“π”梁的两端和梁当中各支设一根单体支柱，呈一梁三柱布置。梁中间的支柱支在转载机行人侧。若因破碎机电机、减速器影响无法支设为一梁三柱时，必须至少保证一梁两柱，此时行人侧支柱沿破碎机电机、减速器支设。 三、安全事项 1、超前支护中单体支柱必须排成行，三用阀注液孔全部向落山，所有支柱必须穿铁鞋，迎山有力，初撑力不小于50KN（6.4Mpa）。 2、支设超前支护时2－3人作业，首先敲帮问顶，确保人员在有效支护下作业，其中一人托起顶梁，一人扶柱支柱，支柱必须挂防倒链。 3、若顶板不平或倾斜，必须用柱帽接顶； 4、两巷及安全出口必须设专人维护，确保顶板完整，支柱牢固。 四、超前支护工程质量 1、单体支柱必须支成直线,其偏差不超过100毫米，且迎山有力。 2、支柱必须穿铁鞋,初撑力不得小于50KN，且全部挂防倒链，顶梁从煤壁向外沿走向要全部铰接。 3、单体支柱的三用阀注液口统一朝向落山方向。 4、铰接顶梁必须接顶严密，如果接顶不严，必须用勾木、棚板或柱帽垫平背实。 5、发现漏液或失效支柱要及时更换。 6、超前支护范围内无浮煤、杂物和淤泥积水，电缆悬挂整齐。 7、超前支护范围内巷道高度不得低于1.8米，并有不小于0.7米的人行道。 五、使用和回收铰接顶梁的方法 1、使用铰接梁时，先将顶梁的接头插入另一顶梁的耳子中，用顶梁上的销子将两梁连接在一起，用手将顶梁托向顶板，在两梁接头的楔勾中插上水平楔子，打紧楔子，使顶梁受力而悬起，最后加单体支柱。销子和水平楔子大头必须朝向非行人侧方向，用大锤打紧。 2、在回收铰接梁时，要用大锤将水平楔子打出，力度要适中，同时作业人员和其他无关人员要避开水平楔子的波及范围，以防伤人。 六、特殊情况下支护 对于材、运两巷超高段，支设超前支护前需在π梁上方打木垛接顶，保证支护有效。若材巷顶板脱槽不平或破碎时，垂直于巷道走向支设棚板梁，方木规格3.2m,直径18-20cm，支柱型号DZ-35型,棚距1.2m，在压力大处可适当缩小为1.0m或0.8m。π型钢梁与巷道棚梁要保证至少有三个交叉点，在三个相邻交叉点下支设单体液压支柱，钢梁端头应超过棚板梁中心距50mm以上，否则要适当缩小木梁棚距。由于巷道两帮收缩，木梁规格超长时，根据现场实际情况，人工锯成长度适宜的木梁，严禁支护中用单体柱硬支以致折断木梁或梁头接顶不实。 表3-2 支护坑木消耗量表 表3-3 坑代品使用量表 附图3-1 31002工作面支架布置平面图 （含端头和超前支护平面图） 附图3-2 最大最小控顶距图 表3-2 支护坑木消耗量表 名称 规格 单位 单位材积 m3 指标 m3/万t 方木 Φ1820cm3.2m 根 0.085 1.6 棚板 1/2Φ1820cm1.5m 根 0.02 1.2 柱帽 0.40.20.1m 个 0.008 0.2 合计 3.0 表3-3 坑代品使用量表 名称 规格 单位 循环用量 备用量 单体液压支柱 DZ-35 根 226 36 DZ-31.5 95 π型钢梁 3.6m 90 20 铰接梁 1.2m 80 30 第五节 巷道回收 一、锚杆与铁饼 材、运巷中的铁饼、槽钢等要及时回收，煤柱帮只回收铁饼，煤壁帮还需回收锚杆。回收顶板、煤柱帮铁饼、钢带时，在两端头穿梁、移柱、放顶前进行且只回新旧切顶线之间的铁饼、钢带，不得多回。回收工具采用力矩扳手或特制工具进行。如顶、帮压较大，顶板破碎或围岩节理发育时，不得回收。工作面每推进1m，回收指标为锚杆8根/m,铁饼8个/m，钢带3根/m。 二、锚索与锁具 31002材、运巷中还需回收锚索，托梁、锁具的回收工作，在切顶线前端5m范围内进行，并在槽钢托梁下方打一点柱，在重新检查并加固回收锚索托梁前后5m范围内支护后，待确无问题后开始利用HMS-300A型手动锚索回收机进行回收工作。若两巷顶板破碎或节理发育时，严禁回收。回收工作结束后，回掉在回锚索时作为临时支护的点柱。工作面上、下隅角的锚锁、锚杆必须及时回收铁饼，以便上、下隅角及时跨落。 回收锚锁作业时，首先将手动泵安置在作业段外的安全地点，将管路铺设平直，不得有急弯和死折，其次将钢绞线穿入退锚机千斤顶内，把千斤顶扶直，紧贴锁具，然后在专人观察指挥下，开始对油泵进行加压。待退锚千斤顶咬紧钢绞线后，扶千斤顶的作业人员撤至安全地点，继续给泵加压，直至锁具与锁片脱离后，停止加压。最后一人双手扶定千斤顶，通知卸压，卸掉退锚千斤顶，同时回收锁具与托盘。按上述方法回收托梁上另一根锚索的锁片、锁具与托盘，之后两人扶住槽钢，一人降柱，回掉托梁与梁下临时支柱，人工抬运至指定地点码放整齐，锁具与锁片装袋保存，并及时上交，以防丢失。工作面每推进1m，回收指标为槽钢0.5根/m，锁具0.5套/m，锚索托梁0.5个/m。如巷道顶板压力大时，严禁回收。退锚作业不少于三人，一人操作泵，一人操作千斤顶，其他人观察退锚及顶板情况。 三、巷道维护 回采期间，上下顺槽净高不得低于1.8m，两巷中的锚杆、锚索失效处必须及时套棚，并清理巷中的浮煤和杂物，材料和设备要堆放整齐，并挂牌管理。 第四章 通风系统及管理 第一节 通风系统 一、通风方式 矿井采用抽出式负压通风方法，风井为对角式，本工作面采用一进一回（U型）通风方式，材料巷进风，运输巷回风。 二、工作面进回风路线 新鲜风流 1、地面→竖井→井底车场→暗斜井→560集中运输大巷→采区轨道巷→31002材料巷→31002工作面 2、地面→主胶带斜井→轨道石门→560集中运输大巷→采区轨道巷→31002材料巷→31002工作面 污浊风流31002工作面→31002运输巷→采区回风巷→崔新风井→地面 附图4-1 31002工作面通风系统示意图 三、风量计算 1、按工作面气候条件计算 Q采60V采S采 式中Q采采煤工作面需要风量， m3/min； V采采煤工作面风速，取0.5m/s； S采采煤工作面平均断面积，按最大和最小控顶断面积的平均值计算，m2。 则Q采600.517.3519m3/min 2、按工作面人数计算 Q采4N 式中N工作面同时工作的最多人数，取N50人 则Q采450200m3/min 3、按工作面CH4绝对涌出量计算 Q采100q采KCH4 式中q采回采工作面CH4绝对涌出量，取q采3.182m3/min KCH4CH4涌出不均衡通风系数， 取KCH41.2 则Q采1003.1821.2381.8m3/min 取以上三次计算最大值519m3/min，为本工作面所需风量。 4、风速验算 1、按最低风速验算工作面的最小风量 Q采≥600.25S S平均控顶时有效断面积，S17.3m2 519m3/min≥259 m3/min 2、按最高风速验算工作面的最小风量 Q采≤604S 519m3/min≤4152m3/min 由计算可知，选择工作面风量为519m3/min时，符合煤矿安全规程关于风速的规定。 说明（1）工作面必须以风定产，若生产过程中检测出瓦斯涌出增大，应相应降低工作面生产产量； （2）两顺槽受压力影响，断面缩小，巷道风速超限时，应相应降低本工作面生产产量及风量； （3）若实际瓦斯涌出量较小时，风量可适当降低； （4）以上几条均由通风部门组织现场测定并提出处理意见。 三、通风管理 加强“一通三防”工作，保证通风良好，保证工作面有足够的新鲜风量，使工作面空气成份、风速、温度和湿度符合煤矿安全规程第100-102条规定。 1、工作面必须按所需风量进行配风，不得随意改变风量，风量不足不能生产。一旦气体超限，必须停止割煤进行处理，确因检修需调整降低风量时，必须制定专门措施。 2、一旦因故停风，必须切断其负担区域内的一切电源，并将工作面人员全部撤到进风大巷，待恢复正常通风时，按规定进行瓦斯检查和排放瓦斯后，方可恢复工作面正常生产。 3、因其它地点风门短路，影响本工作面风量时，必须由通风部门人员及时进行维修或调整工作面风量，否则一旦气体超限应及时撤出工作面所有人员，待恢复通风后，按规定进行瓦斯检查和排放瓦斯后，方可正常生产。 4、风门管理 （1）施工队组人员运送材料或行人时，严禁同时打开两道风门，必须随手关闭。 （2）风门必须设风门传感器，且使用正常。 （3）风门损坏时工作人员必须及时处理，尽可能减少风门漏风，并及时汇报调度，通知通风部门修复。 （4）下料人员人力推车过风门时，严禁用车顶撞风门。 （5）瓦检员或风门修理工每班至少检查一次风门情况，发现风门漏风或其他问题及时进行处理。 第二节 安全监测监控 一、监测监控 工作面必须安设瓦斯监测监控系统和瓦斯断电装置，瓦斯探头的设置应符合一通三防实施细则规定要求。 1、安设位置 31002工作面布置１台瓦斯报警断电仪，安设在31002运输巷距工作面机头10米内，其报警浓度≥1.0，断电浓度≥1.5，复电浓度1.0，断电范围为工作面内全部非本质安全型电气设备。瓦斯超限时，断电仪能自动断开工作面所有供电设备电源。 2、监测监控仪器仪表的使用和管理 （1）组队必须爱护所安设的监测监控装置，不得随意损坏。 （2）甲烷传感器必须实现全电压断电。 （3）在31002运输巷距采区回风巷10--15米内,要安设空气温度传感器（报警温度为30С）和CO浓度传感器（报警浓度0.0024）。 （4）工作面经常移动的传感器、信号电缆，必须在瓦检员的监护下，由当班带班长按规定进行移动悬挂，经常擦拭，保持清洁。 （5）瓦检员每班至少对所管辖范围的传感器及信号电缆进行一次外观检查，发现问题，及时汇报。 （6）监测监控仪器仪表发生故障时，应先由瓦检员进行瓦斯检查，并立即通知通风区和监测监控队，监测监控仪表仪器必须在8小时内恢复使用，否则必须停产修复。 （7）传感器应悬挂垂直，距顶板不大于300mm，距煤壁不小于200mm。各传感器严禁串在一起，间距不小于200mm。 （8）当工作面瓦斯浓度超过1，监测监控装置报警后，组队施工人员必须立即撤出工作面，待瓦斯浓度降到1以下时，经瓦检员检查确无问题后施工人员方可进入工作面作业。 （9）下井跟班干部、生产班（组）长、流动电钳工入井时应携带便携式瓦斯检测报警仪。便携式瓦斯检测仪器要统一编号，配备专人集中管理，统一发放。 （10）煤机上要挂设便携式瓦检仪，当瓦斯浓度大于1，必须停机闭锁进行处理。 附图4-2 31002工作面监测监控系统布置示意图 二、日常管理 要严格执行有害气体检查制度和预防措施，杜绝漏检，防止瓦斯等有害气体积聚，严格执行“先抽后采、监测监控、以风定产”十二字方针及煤矿安全规程中第136、138-140、145-148条之规定。 1、通风区每班必须安排一名巡回瓦检员，负责检查回采工作面进风巷以里10m处、回风口以外10m处、工作面中部、局部冒落地点、上下隅角、采煤机前后20m范围风流、两割煤滚筒间的瓦斯浓度。巡回瓦检员检查时，必须检查各个地点，每班至少检查两次，并记录在手册上。瓦检员不在现场时，采煤机司机必须用所携带的便携式瓦检仪检查瓦斯，确保瓦斯在规定浓度以下后，方可开机割煤。 2、工作面巡回瓦检员，在检查气体同时，并将瓦斯监测传感器浓度记入手册内，班中汇报时，必须汇报瓦斯监测传感器工作状况。 3、通风部门必须定期收集31002工作面气体涌出情况，并根据其情况制定措施合理调整工作面风量。 第三节 防尘防水防火设施布置 一、综合防尘 由于煤矽肺病对工人身体健康危害极大，必须加强喷雾、洒水工作，保证设备完好，水量充足，使用正常，必须严格执行煤矿安全规程第154、155条之规定。 1、采煤机安装有外喷雾装置，抑制住工作面粉尘飞扬。 2、工作面必须每个支架安设一道架间自动喷雾装置，喷头为高效喷头，喷头迎着新鲜风流且齐全有效。 3、工作面及材、运两巷，组队要及时进行洒水灭尘，做到无煤尘堆积。 4、工作面煤机司机、拉架移溜工、端头支护工、清煤工、运输机司机必须戴防尘口罩。 5、在材运两巷口往里50米处，距工作面50米处各安设一道降尘水幕，保证覆盖巷道全断面。 6、在上、下顺槽中距工作面150m设置15组隔爆水袋，每组5个，每个水袋30L，共计2240L。 7、工作面要定期进行煤层注水，生产过程中每隔12m注水一次，注水孔深度要符合规定要求。 二、防治水 31002工作面水害类型主要为太原组石灰岩K2﹑K3﹑K4裂隙溶洞水以及上覆2煤采空区积水，对采区的正常开采存在较大的威胁，2煤采空区积水尤为严重，在工作面初次放顶后，应积极观测顶、底板涌水情况。当工作面出现透水预兆时（空气变冷、挂汗、顶板淋水加大、出现顶板来压等），必须停止工作，采取措施，汇报调度，如情况紧急必须立即发出警报，撤出受水危险的所有人员。工作面应根据实际情况布置水仓；在机头端头支护处，为防止落山涌水影响运巷皮带，需在机头处安设潜水泵。工作面最大涌水量为1.0m3/min，排水设备能力必须大于1.0m3/min，要能满足生产需要，以便及时排水，并且要有备用水泵，必要时备有泥浆泵。各种水泵水管、线缆要吊挂整齐，不得影响行人。工作面排水的原则是堵、疏、排、导，最大程度减小因水造成的不利因素。 三、防灭火 我矿所采１０煤层具有自燃性，煤层自燃发火期为4-6个月。 1、火区观察工要经常检查工作面及上下顺槽中的空气浓度或气体情况，发现浓度异常或气体异常，要及时汇报处理。 2、在运巷皮带机头、设备列车和油脂桶附近要设有必须的灭火器材如砂箱、灭火器等。 3、工作面停采结束后，必须在一个月内撤出一切设备，并及时进行永久性密闭。 第五章 生产系统及要求 第一节 生产系统 一、运煤系统 31002工作面运出的煤经31002运巷转载机、胶带输送机运至采区集中运输巷、采区煤仓、560集中运输大巷，再经主斜井强力皮带运至地面筒仓。 运煤路线31002工作面→31002运输巷→采区皮带巷→采区煤仓→560集中运输大巷→主斜井强力皮带→地面煤仓 二、运料系统 材巷安设5部绞车，均为JD-11.4型；运巷安5部绞车，均为JD-11.4型绞车。绞车位置见设备布置图。 小型材料运料路线 付立井→井底车场→暗斜井→560集中运输大巷→采区轨道巷→31002运（材）巷→31002工作面 大型材料运料路线 崔新风井→采区轨道巷→31002材巷→31002工作面 三、行人路线 行人路线 地面→主胶带斜井（乘坐猴车）→轨道石门→560集中运输大巷（乘人电机车）→人行斜巷→采区轨道巷→31002运（材）巷→31002工作面 以上为可逆路线。 工作面行人要走运输机和挡煤板与液压支架立柱之间的过道，机头、机尾处绕行机头、机尾与煤柱之间，若因工作面溜子前（后）窜导致安全出口不畅或无安全出口时，要积极组织摆机头（尾），行人时要停机过人。过转载机时要走行人过桥，破碎机至工作面运输机头必须设置封闭式钢筋护栏，且牢固可靠。 附图5-1 31002工作面生产系统示意图 第二节 机电设备配备与布置 一、设备列车的布置 设备列车布置在材巷中，由移动变电站、真空开关、组合开关、乳化液泵站和喷雾泵站组成。乳化液泵站由两泵一箱组成，其中1泵为工作泵，2泵为备用泵，喷雾泵供液压支架喷雾和采煤机内外喷雾及冷却用水。 按工作面推进方向，由里向外设备布置顺序为电缆车、控制台、乳化液泵箱、 2乳化液泵、1乳化液泵、喷雾泵、备用开关、2软启动、1软启动、照明信号综保、组合开关、2移变、1移变、电缆架子车。随着工作面的推进，设备列车由回柱绞车牵引向外逐渐移动，以实现高压供电需要。 附表5-1 乳化泵主要技术参数 附表5-2 喷雾泵主要技术参数 附图5-2 31002工作面设备布置图 二、供电系统 1、根据设计要求及实际情况，31002材巷的水泵、绞车由新风井井底中央变电所内的BKD20-400/660V馈电供电，31002运巷的水泵、绞车及皮带由运巷3移变供电。 材料巷660V电源由中央变电所馈电经变电所前门，过轨道巷，经电缆通道进入31002材巷，其主要担负材巷、水泵、绞车等设备的负荷。 运输巷6KV电源由新风井井底中央变电所内BGP9L-6高压开关引出，经变电所前门、轨道巷、31002绕道到运输巷3移变（KBSGZY-500/6），其主要担负运巷、皮带、水泵、绞车等设备的负荷。 材料巷6KV电源由新风井井底中央变电所内BGP9L-6高压开关引出，经变电所前门、轨道巷、31002绕道进入材巷，两台KBSGZY-1250/6移变其主要担负乳化液泵、喷雾泵及工作面、采煤机、刮板运输机等设备的负荷。 2、变压器选择 a变压器容量计算公式ST＝Kde∑PN/COSφwm 式中ST变压器计算容量（KVA） Kde需用系数 ∑PN 供电设备额定功率之和（KW） COSφwm 加权平均功率因数 b1变压器 Kde0.40.6＝0.40.6＝0.82 COSφwm0.7 ∑PN2315160110900KW ST＝Kde∑PN/COSφwm＝0.82900/0.71054 KVA 1变压器容量为1250KVA＞1054 KVA 故1变压器满足要求。 2变压器 Kde0.40.6＝0.40.6＝0.82 COSφwm0.7 ∑PN70025045995KW ST＝Kde∑PN/COSφwm＝0.82995/0.71166KVA 2变压器容量为1250KVA＞1166 KVA 故2变压器满足要求。 3变压器 Kr0.40.6＝0.40.6＝0.67 COSφ0.7 ∑PN12511021511.4276.4KW S＝Kr∑PN/COSφ＝0.67276.4/0.7265KVA 3变压器容量为500KVA＞265 KVA 故3变压器满足要求。 附图5-3 31002工作面供电系统图 3、电缆的选择 高压电缆采用型号为MYPTJ--6/350的电缆；材巷、运巷660V主干线采用型号为MY--0.38