31090采煤机采煤工作面.doc

河 南 宏 基 煤 业 有 限 公 司目 录第一章 概况- 2 -第一节 工作面位置及井上下关系- 2 -第二节 煤层- 2 -第三节 煤层顶底板- 2 -第四节 地质构造- 3 -第五节水文地质- 3 -第六节 防治水- 4 -第七节 影响回采的其它因素- 5 -第八节 储量及服务年限- 5 -第九节 编写依据- 5 -第二章 采煤方法- 6 -第一节 巷道布置- 6 -第二节 采煤工艺- 6 -第三节 设备配置- 10 -第三章 顶板控制- 11 -第一节 支护设计- 11 -第二节 工作面顶板管理- 13 -第四章 生产系统- 19 -第一节 通风系统- 19 -第二节 压风自救系统- 20 -第三节 供水施救系统- 22 -第四节 排水系统- 23 -第五节 供电系统- 23 -第六节 通信联络系统- 23 -第七节 安全检测监控系统- 24 -第八节 运输系统- 25 -第五章 劳动组织和主要经济技术指标- 26 -第一节 劳动组织- 26 -第二节主要经济技术指标- 27 -第六章 煤质管理- 27 -第七章 安全技术措施- 28 -第一节 一般规定- 28 -第二节 采煤机操作技术- 28 -第三节 顶板管理- 31 -第四节 爆破管理- 33 -第五节 一通三防- 35 -第六节 运输管理- 37 -第七节 机电管理- 38 -第八节 其他- 43 -第八章 灾害预防及避灾路线- 45 -第一章 概况第一节 工作面位置及井上下关系 工作面位置及井上下关系表水平名称采面名称地面标高井下标高-地面相对位置回采对地面设施的影响由于该层煤属于缓倾斜煤层，煤层薄，开采过程中对地面影响较小，常出现小断层和裂隙等变化，地表沉降不明显井下位置与局部关系走向长度倾斜长度面积第二节 煤层煤层厚度(m)0.91.0煤层结构0.3m0.7m夹矸煤层倾角(度)710开采煤层一1煤煤种无烟煤稳定程度中等稳定煤层情况描述煤层赋存状况稳定，夹矸由东0.3m向西到0.7m左右的夹矸，节理发育 ，层理水平比较清晰，煤层硬度系数F35，为无烟煤，含硫量高，有硫铁矿结核。第三节 煤层顶底板顶底板名称岩性厚度(m)特征老 顶砂质泥岩及砂质石灰岩24黑色、灰白色含大量黄铁矿结核，青灰色含动物化石。直接顶石灰岩10深灰色质密坚硬，含方解石脉伪顶炭质泥岩0.11黑色质软常有粘性直接底铝土质泥岩12黑色鲕状、比重大第四节 地质构造根据地质说明书及此周边掘进、回采过程中，未发现有较大影响生产的地质构造存在，只存在煤层夹矸由东向西由厚逐渐变薄现象。第五节 水文地质1、主要含水层：矿区主要含水层自下而上有4层。（1）奥陶系（O2）灰岩含水层（O2m）：区域揭露最大厚度151.70m，岩性致密坚硬。据大峪沟井田抽水资料，水位标高171.61m，a=0.0004860.01831/s·m，K=0.00170.219m/d；该层裂隙、岩溶发育较好，含岩溶裂隙承压水，含水丰富，导水性强，但不均一，为一1煤底板直接充水含水层。奥灰含水层初始水位为-31m。（2）太原组下段灰岩含水层(C2tL1+2)厚度816m，水位标高240.0m，a=0.01981/s·m，K=0.0379m/d，该层富、导水性极不均一，含岩溶裂隙承压水，为一1煤层顶板直接充水含水层。（3）太原组上段灰岩含水层(C2tl7+8)厚612m，岩溶发育不均一，水位标高200.21m，a=0.000431/s·m，K=0.012m/d，该层含岩溶裂隙承压水，为一1煤顶板间接充水含水层。（4）山西组砂岩含水层厚度1530m，该层一1煤层顶板间接充水含水层。2、主要隔水层（1）本溪组隔水层厚8m，岩性由铝质泥岩、铝质岩组成，裂隙不发育。（2）太原群中段隔水层厚约12m，岩性为泥岩、砂质泥岩、粉及细粒砂岩，该层较致密。3、矿井充水因素分析矿井充水因素主要包括大气降水、地表水、地下水和老空区水等，分别简述如下：（1）大气降水大气降水多集中于七、八、九三个月，大气降水沿地表塌陷带、老窑、含水层组露头等渗入井下，还可通过补给各含水层对矿井充水，大气降水一般比正常涌水量大12倍，故雨季应加强预防与疏排。（2）地表水矿区内有冲沟，当洪水流经煤层露头、基岩含水层、老窑及采空塌陷带时对矿床开采有一定影响。（3）地下水太原组下段灰岩含水层及奥灰水，可直接对矿井充水，对矿井开采威胁性最大，为矿井充水的主要因素，由于二者富、导水性强，开采时应特别警惕。根据以上分析，本井田地质构造简单，矿井充水水源主要以底板水为主，次为老空水和顶板淋水。4、水文地质勘探类型一1煤层主要为岩溶充水矿床，为第三类第一亚类第二型，即水文地质条件复杂程度为中等。第六节 防治水工作面在回采作业前，必须严格坚持“预测预报、有疑必探、先探后掘、先治后采”的防治水原则，首先对工作面进行物探、化探，并根据水文地质情况科学、合理的对该工作面范围内水害情况进行分析、评价，编制水害评价分析报告，经总工程师组织安全、生产、地质地测、防治水等有关部门审查批准后，方可进行回采作业。在工作面回采过程中出现有顶板裂隙并且伴随有淋水、滴水状态、底板或采空区渗水等现象时，要在巷道低洼处挖筑临时泵坑，使用潜水泵将水排到绞车坡水沟自流到盘区下山水仓。所有作业人员必须熟知透水的有关预兆：发现有煤层变湿、挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气、水叫、顶板来压、片帮、淋水加大、底板鼓起或产生裂隙、出现渗水、钻孔喷水、底板涌水、煤壁溃水、水色发浑、有臭味等透水预兆时，应当立即停止作业，报告矿调度室，并发出警报，撤出所有受水威胁地点的人员，在原因未查清、隐患未排除之前，不得进行任何采掘活动。第七节 影响回采的其它因素我矿开采的一1煤层为无烟煤，煤尘无爆炸危险性，煤层无自燃发火倾向性，矿井为低瓦斯矿井，瓦斯、二氧化碳等有害气体含量不高，在该工作面回采过程中，无冲击地压，无地鼓及顶板冒落现象，工作面煤层无煤与瓦斯突出危险，但由于该矿三水平大巷以北采面开采较深，井田内地温梯度为1.72.8°C，属地温正常。第八节 储量及服务年限一、储量1、工作面工业储量走向长×倾斜长×煤厚×容重2、工作面可采储量 =（工业储量-保护煤柱）×采出率（97）=二、工作面服务期限/计划月产量。第九节 编写依据一、煤矿安全规程、煤矿安全技术操作规程、煤矿防治水规定。二、煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法。三、作业规程编制软件、煤矿作业规程编制指南。第二章 采煤方法 本工作面由东向西推采，采用普通机械化长壁后退式一次采全高的采煤方法，顶板管理采用全部垮落法。第一节 巷道布置一、采面设计巷道布置概况二、工作面运输巷第二节 采煤工艺该采煤工作面采用MG100-TP型单滚筒爬底板采煤机割煤与炮采相结合的采煤工艺一、采煤工艺：准备采煤机割煤机后支护爆破顶煤人工装煤输送机运煤移溜回柱放顶，该工作面的落煤方式为MG100-TP型单滚筒爬底板采煤机割煤，滚筒形式为双头等螺距螺旋单滚筒，采高0.50.8m，截深1.05m。1、采用MG100-TP型单滚筒爬底板采煤机割煤，打眼采用的设备为ZQST65/2.5S型支腿支撑气动手持式钻机。采煤机司机提前到工作面安设采煤机老桩挂好采煤机与老桩连接链，检查采煤机水量（16.7J/min）、水压(1Mpa)、煤壁、采高、倾角。2、炮眼布置方式：采煤机采过后，及时对新巷进行加固，对顶煤硬度大、人工破煤难度大时，采用放震动炮方式进行爆破。工作面用采煤机割煤后，顶煤及散落在底板上煤由人工装入运输机拉出工作面。二、工作面支护与采空区的处理1、工作面最小控顶距离为3.7m，最大控顶距为4.7m，即“四、五排管理”。 工作面采用单体液压支柱支护顶板。2、当工作面推进到第5排支柱时，对采空区进行回柱放顶，使采空区直接顶直接跨落。二、当遇到地质构造采煤机无法作业时，采用炮采采煤工艺1、工作面采煤工艺：打眼爆破人工装煤输送机运煤移溜回柱放顶，循环进度1m。2、打眼采用的设备为ZQST-65/2.5S型支腿支撑气动手持式钻机，起爆用MFB-50-2型电容式起爆器进行起爆，选用二级煤矿许可乳化炸药和毫秒延期电雷管，炮眼与煤壁夹角为8590°，顶眼仰角为79°，底眼在垂直面上，向底板方向保持79°的倾角，为避免崩翻输送机，底眼眼口应高于输送机，为不崩倒支柱，使水向的炮眼口朝向两支柱间的空档。3、炮眼布置方式：炮眼采用三花眼沿倾斜方向布置，这样爆破装煤效果及抛到采空区的煤量较少，打眼劳动强度低，炮眼深度为1.1m，装药量根据煤质和矿压情况而定，一般情况下顶眼装药量为2卷（300g），底眼装药量为3卷（450g），煤质较软时，可适当加大炮眼眼距，每个炮眼封泥长度不少于0.6m。4、爆破方式：采用串联法连线，严禁采用并联法联线，一次装药一次起爆，禁止一次装药多次起爆，为保证运输机不被爆破落煤压死，每茬炮眼应分次起爆。 炮眼布置图 正视 左视 俯视炮眼布置方式三花眼爆破方法毫秒、正向爆破连线方法串联一次爆破个数小于5炮炸药种类二级煤矿许用乳化炸药装药量顶眼0.3kg底眼0.45kg角度水平88°垂直79°炮眼封泥长度不小于0.6m5、使用爆破器材及设备MFB502型电容式起爆器起爆，用二级煤矿许用许用乳化炸药和毫秒延期电雷管引爆。6、起爆顺序和长度采用五段开帮爆破的方法，每次起爆五炮，长度不得超过5m，起爆顺序自上而下，底眼、顶眼依次起爆，尽量增大自由面。7、装煤与运煤工作面溜子巷全部用SGDW40型刮板运输机运煤。爆破落煤后，先开动运输机，爆破后落在运输机上的煤运出，爆破落煤拉完后，由人工将爆落的煤装入运输机拉出工作面。8、工作面支护与采空区的处理工作面采用单体液压支柱支护顶板，最大控顶距为4排支柱，最小控顶距为三排支柱，即“三、四排管理”。当工作面推进到第四排支柱时，对采空区处理进行回柱放顶，使采空区直接顶直接跨落。三、采煤工作面施工工艺流程准备采煤机采煤机后支护人工装煤移溜回柱放顶。五、工作面正规循环生产能力1、机采WLShcW工作面正规循环生产能力 tL工作面平均长度 120mS工作面循环进度 1mh工作面煤厚 1.4m煤的容重 1.6t/m³C-工作面采出率 97%则W=120×1×1.4×1.6×97% =261t2、炮采WLShcW工作面正规循环生产能力 tL工作面平均长度 120mS工作面循环进度 1.2mh工作面煤厚 1.4m煤的容重 1.6t/m³C-工作面采出率 97%则W=120×1.2×1.4×1.6×97% =323t第三节 设备配置设备配备一览表 设备名称型 号功 率数量设备名称型 号功率数量刮板输送机SGDW-4040kw4钻 机ZQST65/2.5S2.5kw2信号综保ZXZ8-2.5/4-4KVA1采煤机MG100-TP100 kw1智能开关KBZ-630/6603乳化泵XQB2B(A)37kw1发爆器MFB-50-21水 泵BQS20-65-11/N11kw2井下采面变电所的负荷计算：S=PN×（K/cos）式中：S所计算的电力负荷总衡在功率：KVA PN参加计算的所有用电设备额定功率（不包括备用）之和：千瓦cos参加计算的电力负荷的平均功率因数。Kv需用系数。采煤工作面（缓倾斜煤层） K(0.4-0.5)cos(0.6)掘进工作面 K(0.3-0.4)cos(0.6)一个采面变电所供给二个以上工作面的电力负荷： S=(PN×K)/Ks KVAKs各工作面间同时导数，当供给两个工作面时取0.95，三个以上工作面时取0.90.三一采六变电所变压器选型计算：工作面负荷：308KWS=308×（0.5/0.6）+4KVA=261KVA因此：根据实际需要选用400KVA变压器，附：工作面设备布置图 第三章 顶板控制第一节 支护设计一、工作面管理支护强度用下式计算：Pt = 9.81 hkPt工作面合理支护强度h 采高 1.4m顶板岩石容重 2.5t/m³k工作面支柱应该支护的上覆岩层厚度与采高之比 取 7则Pt = 9.81× 2.5×1.4× 7 =240 KN/m³二、支柱实际支撑能力Rt kg . kz . kb. kh. ka. Rkg支柱工作系数 0.99kz增阻系数 0.95kb不均衡系数 0.9kh采高系数 1ka倾角系数 1R支柱额定工作阻力 300KN则Rt0.99× 0.95×0.9×1×1×300 =253.9KN三、工作面合理的支柱密度可用下式计算n = PtRt 0.39根/m² 支柱密度 根四、根据支柱密度确定柱距、排距，根据要求排距为1m，则柱距为L柱=4 ×1×0.39÷ 4×1 +0.6 = 0.99m 取1m五、根据工作面顶、底板条件工作面采用“四、五排”管理，即见五回一。六、乳化液泵站设计1、据以上计算，决定选用XQB2B（A）型乳化液泵，选用直径为15的铁管。2、液压管路由泵站机巷机巷超前支护工作面工作面风巷超前支护3、泵站及管理要求（1）液压泵应安设在液压泵站内，应设专人管理维护。（2）泵站司机持证上岗，严格执行操作规程和交接班制度，坚持使用乳化液配比法，并认真填写乳化液浓度检查记录。（3）乳化液浓度为23，泵站周围不得有积水和杂物。（4）油箱必须有过滤网，正常情况下油箱盖必须盖好，一般配液用水为中性水泡油型。（5）乳化液泵的曲轴箱内润滑油合格，保持在油位线之间，油槽内润滑合格，泵箱自动给液装置应配备齐全完好，严禁开空泵、漫油泵。（6）泵站压力表动作灵活，压力达到额定值，保证不低于18MPa。（7）注液枪和管路有专人管理，管线吊挂整齐，注液枪使用后悬挂在人行道两侧，不准放在地上。（8）液压管路无跑、冒、漏、滴现象，密封圈和油管损坏后要及时更换。（9）泵压由检修工调定，其它人员不准调整。（10）更换液压管、注液枪或液压管密封，应停油泵或关闭断路阀。第二节 工作面顶板管理 一：采用MG100- TP型采煤机落煤的工作面顶板管理： （一）控顶方法：1、支柱规格型号:EDA2230100单体液压支柱。2、支护方法;单体液压支柱支护顶板，正常生产期间采用“四、五排”管理，即见五回一。（二）支护形式1、支护作业形式为采煤、打柱、放顶按顺序作业，三班采煤，采用三排基本支柱，一排密集和两排临时单柱支护顶板，用一排切顶密集支柱切顶，工作面上、下辅巷及安全出口采用单体液压支柱支护顶板，工作面支护形式为四、五排管理。2、采煤支护具体形式为：（1）最小控顶距3.7m，最大控顶距4.7m，循环进度1.0m，放顶步距1.0m。（2）在推进方向距煤壁0.7m和1.7m处各打一排临时支护，距煤壁2.7m和3.7m处打第一、二排基本柱，柱距1m，排距1.0m，距基本柱1.0m处打一排密集支柱，每米4根。（3）每次移溜时，溜槽与煤壁保持0.9m1m宽的机道，并距煤壁0.7m打一排基本柱，柱距1m。（4）采煤机作业时，必须设两名支柱工共同负责对采煤机运行前方2m内的支柱进行摘除并及时架设跟机支柱，跟机支柱不得超过1m。遇顶板出现聋顶、破碎现象时，必须及时停机处理，并采用合适的棚梁支护到位，确认安全后，方可开机作业。（5）随着工作面向前推进，新巷呈交错式打一排临时支柱，柱距1m，严禁空顶作业。（6）随着工作面向前推进，翻密集时，新、老密集沿倾向保持超前交错距不少于0.5m。（7）两排基本柱沿走向打成交错式，沿倾向打成一直线。（8）工作面溜子头、尾处沿密集支柱各摆一个木垛，并随工作面回柱放顶，随拆随打。（9）上、下辅巷超前20m加强支护，双排单体液压支柱，柱、排距各1m，如顶板破碎或底鼓，巷宽超过3m时，应增打一排支柱或托板和木垛等支护形式来加固顶板。 （10）回采作业期间，采空区悬顶面积超过50未垮落时，回柱放顶前，沿密集支柱倾向5m、走向10m打一根木质信号柱，信号柱直径100120mm。 （三）支护质量及工作面要求：1、工作面点柱、基本柱、密集支柱沿倾向打成一条直线，其偏差不超过100mm。2、基本柱沿走向打成交错式，柱、排距按规程要求，其偏差不超过100mm，所有支柱必须架设牢固，迎山有力，迎山角为1°2°。3、所有支柱打紧背牢，初撑力不小于90KN，严禁柱头托煤，不能打在浮煤和浮矸上，局部煤层底板倾角增大，打支柱有困难时，要先将底板筑成麻面后再打支柱。4、所有支柱要完整无缺，变形、缺件、漏油、失效的支柱要立即更换，并运出工作面。5、工作面要有10的备用支柱，放在指定地点并码放整齐，不能躺倒。6、木垛要摆放平、正、稳、直，互相搭接的面要在一直线上，最上层直接与顶板接触，并用背材背牢，严禁用其它物料代替。7、工作面推进过程中，支柱要回收干净，不准丢失，上、下安全出口的木垛要及时架设和回收，工作面不准有躺倒支柱。8、煤壁要呈一直线，移溜后，溜子与煤墙之间保持0.91.0m宽的机道。9、工作面长度超过1m的伞檐煤，突出部分不能超过100mm，长度小于1m的伞檐煤，突出部分不能超过200mm，工作面不准留抓顶、抓底煤，工作面浮煤要清净，局部2范围内厚度不能超过50mm。10、溜子要铺成一条直线，偏差不能大于150mm，移溜时弯曲部分除外。11、推进方向沿走向移溜子时，一次移动距离不超过0.6m，并应及时打上临时支柱，严禁空顶作业。12、回采作业期间，工作面遇地质构造，造成应力集中时，区段内基本柱临时支柱柱距按0.75m架设，并加强支护质量管理。13、回采作业期间，局部倾角达15°以上时，区段内所有支柱必须采取防倒柱措施。（四）回柱放顶方法：1、回柱方式：采用人工方法进行回柱。2、操作方法：（1）准备好回柱工具，清理好退路，认真检查从煤壁到采空区的顶板支护状况，改正不正规支护。（2）分段时，尽可能将断层或顶板破碎带分成一段，接茬点应尽可能在顶板条件较好、支护较可靠的安全地带，回柱应在溜子移好后，第一排基本柱打齐后方可进行，若回柱地点顶板破碎、支护歪斜需先进行维护，确认安全后方可回柱。（3）正常回柱放顶，分段距离不小于15m，回柱与采煤机采煤平行作业时，最小安全距离不得小于15m。（4）一段内密集必须拉线架设，1520m拉线误差不超过100mm。（5）不得跨溜子作业，新巷打支柱时，必须四人操作（一人递枪一人监护，二人操作）。（6）工作面上出口处保持走向1.6m×倾向6.0m的机窝，下出口处保持走向1.6m×倾向2.5m长的机窝。（7）拖管线人员操作时必须穿绝缘胶鞋、戴绝缘手套。电缆、水管不得强拉硬拽。（8）采煤机司机要专职，作业期间，要严密注意煤壁及顶板，遇聋顶、活石、片帮时，必须停机对顶、帮进行处理加固到位，方可正常开机作业。二:炮采时的顶板管理（一）控顶方法单体液压支柱支护顶板，炮采时正常生产期间采用“三、四排”管理，即见四回一。（二）支护形式：1、支护作业形式为采煤、打柱、放顶按顺序作业，三班采煤，采用双排基本支柱，一排临时单柱支护顶板，用一排密集支柱切顶，工作面上、下辅巷及安全出口采用单体液压支柱支护顶板，工作面支护形式为三、四排管理。2、支护方式： （1）最小控顶距3m，最大控顶距4m，循环进度1m，放顶步距1m。（2）在推进方向距煤壁1.0m和2m处打第一、二排基本柱，柱距1m，排距1m，距第二排基本柱1m处打一排密集支柱，每米4根（3）攉煤时，新巷打一排临时支柱，柱距1m，遇聋顶活石时必须及时处理，并增打支柱加固到位。（4）随着工作面向前推进，翻密集时，新密集沿倾向保持超前交错距不少于0.5m。（5）两排基本柱沿走向打成交错式，沿倾向打成一直线。（6）工作面溜子及上山机尾处靠采空区一边各打一个木垛，并随工作面回柱放顶，随拆随打。（7）上、下辅巷超前20m加强支护，双排单体液压支柱，柱、排距各1m，如顶板破碎或底鼓，巷宽超过3m时，应增打一排支柱或用丛柱、托板和木垛等支护形式来加固顶板。 （8）工作面悬顶面积超过50未垮落，回柱放顶时沿倾向5m、走向10m打一根木质信号柱，信号柱直径100120mm。（9）工作面沿走向推进30m，顶板仍未垮落时，要制订专项安全技术措施进行强制放顶，此时由队长、技术员亲自跟班，加强管理，同时要增加支柱数量，用木垛、架棚或托板等支护形式，以防止大面积顶板垮落摧垮工作面。（三）支护质量及工作面要求：1、工作面点柱、基本柱、密集支柱沿走向打成一条直线，其偏差不超过100mm。2、基本柱沿倾向打成交错式，柱、排距按规程要求，其偏差不超过100mm，所有支柱必须架设牢固，迎山有力，迎山角为1°2°。3、所有支柱打紧背牢，初撑力不小于90KN，严禁柱头托煤，不能打在浮煤和浮矸上，局部煤层底板倾角增大，打支柱有困难时，要先将底板筑成麻面后再打支柱。4、所有支柱要完整无缺，变形、缺件、漏油、失效的支柱要立即更换，并运出工作面。5、工作面要有10的备用支柱，放在指定地点并码放整齐，不能躺倒。6、木垛要摆放平、正、稳、直，互相搭接的面要在一直线上，最上层直接与顶板接触，并用背材背牢，严禁用其它物料代替。7、工作面推进过程中，支柱要回收干净，不准丢失，上、下安全出口的木垛要及时架设和回收，工作面不准有躺倒支柱。8、煤壁要成一直线，溜子与煤墙之间最大距离炮采时不能超过0.3m（移溜后）。9、工作面长度超过1m的伞檐煤，突出部分不能超过100mm，长度小于1m的伞檐煤，突出部分不能超过200mm，工作面不准留抓顶、抓底煤，工作面浮煤要清净，局部2范围内厚度不能超过50mm。10、溜子要铺成一条直线，偏差不能大于150mm，移溜时弯曲部分除外。11、沿推进方向移溜子时，一次移动距离不超过0.6m，并应及时打上临时支柱，严禁空顶作业。（四）回柱放顶方法：1、回柱方式：采用人工方法进行回柱。2、操作方法：（1）准备好回柱工具，清理好退路，认真检查从煤壁到采空区的顶板支护状况，改正不正规支护。（2）回柱顺序由里向外，严禁进入采空区作业。（3）分段时，尽可能将断层或顶板破碎带分成一段，接茬点应尽可能在顶板条件较好、支护较可靠的安全地带，回柱应在溜子移好后，第一排基本柱打齐后方可进行，若回柱地点顶板破碎、支护歪斜需先进行维护，确认安全后方可回柱。（4）正常回柱放顶，分段距离不小于15m，回柱与打眼平行作业，最小安全距离不得小于15m，回柱与装药爆破不得平行作业。（5）回柱放顶时至少两个人一组，一人回柱放顶，一人观察顶板支护情况，两人都应该在支架牢固的斜上方安全地点作业。（6）所有支柱应迎山有力，回出的支护应及时打好，不准有躺倒支柱、坏支柱，不使用的支柱要及时运出工作面。（7）一段内密集必须拉线架设，1520m拉线误差不超过100mm。（8）不得跨溜子作业，新巷打支柱时，必须一人操作，一人递枪监护。三、安全注意事项1、禁止在顶板破碎压力大、支护状况不好的地点分段。2、回柱人员必须站在顶板完整、支架完好地点。3、遇死柱时先架好临时支柱，后采用挑顶或卧底的方法回撤，严禁用炮崩或机械等其它方法强行回柱。4、回柱过程中要时刻注意顶板及支护状况，发现异常应立即停止作业，及时维护，人力不可抗拒时，应立即撤人，待顶板稳定后维护好再回柱。5、当顶板压力大或顶板破碎时，卸载手把，必须用牵引线进行远距离操作，缓慢卸载，牵引线的长度不得小于1m。6、严禁使用其它工具代替卸载手把操作。四、安全出口及两巷维护1、加强安全出口和运输巷管理，自工作面煤壁向前20m范围内，用双排单体液压支柱进行支护，柱、排距各为1m。2、工作面安全出口超前支护必须超前20m，柱、排距各为1m，沿走向打成交错式，随工作面的推进及时回柱，柱的三用阀方向与巷道平行。3、加强双巷支护，支柱必须打紧背牢，实行全载支护，发现片帮、漏顶要及时维护，确保两巷支护完整。4、在断层处或顶板破碎时，要加强支护或用带帽点柱、木垛等支护形式进行支护。5、巷道中无积水、无浮矸杂物、备用支护材料、设备配件等进行挂牌管理，并且应堆放整齐，严禁乱堆乱放。6、回出的支柱要及时地打上，工作面运出的坏柱、失效柱要堆放好，达到一定数量时，要及时装车运走，不得影响通风行人及运输。五、工作面运料及材料管理1、车掉道时注意车和巷帮的距离，防止挤人，动作一致，防止因忙乱误操作伤人。2、严禁用车拉、人员硬抗的方法抬车。3、人工向工作面运料要稳，二人抬时动作要统一，防止碰手碰脚，运料工和行人不准走输送机溜槽内。4、工作面及两巷使用的单体液压支柱必须完好，液压枪和阀芯应配套。5、回柱先卸载，禁止带压强行回柱，支柱严禁乱扔乱放，影响行人及运料。6、严禁用手锤或其他物品敲打缸体、活柱，以防损坏单柱。第四章 生产系统第一节 通风系统1、新鲜风流：乏风风流：2、风量确定：（1）按工作面同时工作最多人数计算Q4N 4×40 = 160 m3/min式中：Q 所需风量m3/min N 工作面同时工作最多人数 （2）按炸药量计算Q 25A = 25×13 325 m3/min式中：A工作面一次爆破使用最大的炸药量（3）按工作面温度计算Q 60VSK采 60× 1.5×4 ×0.9=324 m3/minV 工作面平均风速，按工作面中平均温度、煤层厚度对应关系，选0.8（4）按瓦斯绝对涌出量计算： Q =100Q瓦K 式中：Q工作面需要风量，m3/min Q瓦瓦斯绝对涌出量，m3/min，取0.48m3/min K风量备用系数，一般1.01.8，取1.28Q =100Q瓦K=100×0.48×1.28=61.4 m3/min（5）风速验算：按工作面最低风速验算：工作面的最小风量 Q 15S 15×6 90式中：S采煤工作面平均有效断面不小于6按工作面最高风速验算：工作面最大风量：Q 240S 240×6 =144090 <325<1440根据上述计算，最后确定 Q 325 m³/min附：通风系统图 第二节 压风自救系统一、平地设有LB型20m³的压风机，使用108mm的管路架设到井下。二、压风路线：三、压风自救系统安装、使用要求：1、压风管路每隔200m安设一个供气阀门，2、回风巷煤仓处、采煤工作面回风巷在距采面上安全出口以外2540m范围内设置一组自救袋；进风巷在距采面下安全出口以外2540m范围内设置一组自救袋。3、压风自救袋要安装在地点宽敞、支护良好、没有杂物堆积的人行道侧，人行道宽度要保持在0.8m以上，管路安装高度按距底板1.21.3m，自救袋的安装高度按自救袋的袋底距底板0.5m，便于现场人员自救应用。4、压风自救袋要安装在地点宽敞、支护良好、没有杂物堆积的人行道侧，人行道宽度要保持在0.8m以上，管路安装高度按距底板1.21.3m，自救袋的安装高度按自救袋的袋底距底板0.5m，便于现场人员自救应用。5、 必须保证所负责区域内压风自救系统完好性和安装的规范化，不允许压风自救系统存在有无气、漏气、或自救袋破损长度超过5mm的现象出现。6、压风自救系统不允许存在残缺（缺少阀门、阀门损坏或不起作用、无减压阀等）、出气量大小不一（检测标准为：手握自救袋下出气口，打开进气阀门，710秒钟内气袋充满为合格）及压风自救系统下面有水沟无盖板或盖板不齐全等现象。7、采煤工作面ø50压风管路由施工队负责管理、维护；不再使用的压风自救管路由施工单位负责拆除、回收，运到指定地点，并在二天以内以书面形式将回收情况报矿调度室。拆除回收的管路要靠帮摆放整齐，压风自救装置要清洁卫生后妥善保存，不得吊挂于任何地方的巷帮之上，禁止拿压风自救袋辅垫进行坐卧，如造成压风自救袋损坏的，对责任人和责任单位进行处罚。8、采煤工作面现场瓦斯检查员是现场压风自救系统的管理监督员，每班的瓦斯检查员必须对所负责区域的压风自救系统进行一次全面细致地检查，发现问题及时与施工单位联系，责令整改，向调度室汇报，并作好记录。9、往工作面运送物料时，不得将所运物料卸放在压风自救系统下面，运送物料时撞坏压风自救系统的，按系统的损坏情况照价赔偿。第三节 供水施救系统1、供水施救管路架设路线：2、供水管路进、回风巷每100m（皮带巷每50m）安设一个供水阀门，主要的平台、阶段平巷口安设转接口。3、供水管路应水平且架设牢固，各供水点前后2m范围无堆积材料、杂物和积水现象。4、每周应检查一次供水系统，排查管路是否畅通和有漏水现象，发现问题及时处理，确保供水管路畅通。5、供水管路日常维护：（1）检查管路有无破损，漏水：法兰盘、螺栓是否完好、齐全、紧固。（2）检查管路上阀门开启、关闭是否灵活，无泄露、无锈蚀。（3）供水管路及阀门应在安装前将其内部清理干净，对安设地点有故障应及时进行清理，保证正常的工作。（4）确保管路连接无跑水、冒水、滴水、漏水等现象。（5）阀门安装前应保持关闭状态，安装和搬运过程中，不得以手轮为起吊点，且不得随意转动手轮。阀门安装位置应便于操作和维修、更换。（6）如发现管路有裂纹、断裂或阀门炸裂时要及时关闭总供水阀门，等管路内的水完全放完后，方可进行检修更换。6、消防、防尘：工作面及各转载点架设一趟直径为18mm专用消防、防尘管路，并与供水施救系统管路连接，供工作面洒水和转载机头喷雾降尘，各转载点必须做到机开水开，机停关水，工作面打眼必须做到湿式打眼，如发生火灾时该消防、防尘管路立即投入灭火，无论在任何情况下，消防、防尘管路必须有水。第四节 排水系统一、排水路线二、排水方式运输巷及工作面水安设临时水泵排出，水泵、水管必须专人管理、维护。第五节 供电系统第六节 通信联络系统一、通信系统通信联络设备安装地点：上、下辅巷距工作面10m20m范围内安装可以直拨调度室的程控电话。1、通讯出现故障时，施工单位必须安排当班电工检查处理，属设备故障的及时更换设备，线路故障的应及时排查，确保通讯畅通。2、设备严禁安装在有淋水、积水的地点。 3、为使设备保持完好通话状态，维修人员要经常巡查维护，每天不少于1次，并填写好检修记录。 4电(光)缆必须吊挂整齐，不得吊挂在水管或风管上。如果电缆与水管、风管在巷道同一侧敷设时，电缆必须吊挂在管子上方，并保持02m以上的距离。5、通信电话应悬挂在巷道一侧，电话及线路保持完好，不得随意拆移电话，电话或线路出现问题时，应及时向维修人员汇报，以便及时修复，特殊情况及时向调度室汇报。6、通信电话与动力电缆不准安装在同一侧，井下工作人员不得随意按电话紧呼按钮。第七节 安全检测监控系统1、调度室配备 型监控系统； 型瓦斯传感器安装在 工作面上隅角、工作面距回风巷口10m15m范围内，工作面上、下辅巷测风站； 型温度感应器；联络巷风门安装KGE22型风门开关传感器；进、回风巷测风站安装KGF3型风速传感器； 变电所安装KDG15型瓦斯监控断电仪；上、下辅巷距工作面10-20m安装视频监控系统。2、按照煤矿安全规程规定，报警浓度设为0.9%CH4，断电浓度设为1.5% CH4，复电浓度设为<0.9%CH4 ，断电范围包括工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备。3、监控设施必须垂直悬挂在规定地点的巷道上方，距顶板不得大于300mm，距巷帮不得小于200mm，且该处巷道顶板要坚固，无淋水，并有防炮崩措施；4、安全监测监控设备必须定期进行调试、校正，每月至少1次。瓦斯传感器、瓦斯检测设备，每7天必须使用校准气样和空气样调校1次，每7天必须对瓦斯超限断电功能进行测试。安全监控设备发生故障时，必须及时处理，在故障期间必须有安全措施。 5、必须每天检查安全监测监控设备及电缆是否正常，使用便携式瓦斯检测报警仪或便携式光学瓦斯检测仪与瓦斯传感器进行对照，并将记录和检查结果报监测值班员；当两者读数误差大于允许误差时，先以读数较大者为依据，采取安措施并必须在8小时内对2种设备调校完毕。6、煤矿安全监控设备之间必须用专用阻燃电缆或光缆连接，严禁与调度通信电缆或动力电缆等共用一条线路；防爆型煤矿安全监控设备之间的输入、输出信号必须为本质安全型信号。 7、安全监控设备必须具有故障闭锁功能：当与闭锁控制有关的设备未投入正常运行或故障时，必须切断该监控设备所监控区域的全部非本安型电气设备的电源并闭锁；当与闭锁控制有关的设备工作正常并稳定运行后，能够自动解锁。8、仪器安装位置一般原则是：主机放在新鲜风流中，探头位置符合AQ6201-2007规定要求，具体位置和安装移动由专职管理人员负责，并随工作面向前推进，及时回收、移动。9、要经常擦拭仪器上的煤尘，特别是探头进气孔上的煤尘，防止堵塞气孔，影响沼气进入探头气室。10、设备在井下运行半年后，必须进行一次全面检查。附：工作面瓦斯监测、监控系统