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淮南职业技术学院煤矿开采技术专业毕业设计

采煤掘进 煤客网 2019-10-130
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采区设计说明书.doc
采区设计说明书.doc
采区巷道平面图.dwg
采区巷道平面图.dwg
采区巷道剖面图.dwg
采区巷道剖面图.dwg
摘要
本设计以芦岭矿地质勘探资料为基础,以《煤矿开采方法》,《煤矿安全规程》《采煤概论》,《煤矿地质学》,《通风安全学》,《井巷工程》和《矿山压力与岩层控制》等资料为依据,进行了采区生产系统的设计。
本说明书首先介绍了采区概况及地质特征,详细说明了设计采区的范围、煤层煤质、瓦斯地质以及水文地质等基础资料。
在地质资料的基础上,进行了采区开采设计。分别论述了采区储量和生产能力、采区方案设计和采区生产系统、开采顺序以及采区的布置和装备、各巷道的布置等。
本设计还涉及到了相关辅助单位的设计,主要包括运输系统、排水系统、供电系统、通风防尘系统、管路系统及照明通讯系统等。
























矿井概况
一、地理位置与交通
芦岭煤矿位于宿州市东南20余公里处,北距淮北市82公里。矿井主、副井筒位于井田中央,主井地理坐标为:北纬33°35′59″,东经117°06′30″。
矿井西南临近津浦铁路,距芦岭火车站9公里,矿区专用铁路在此与津浦铁路接轨;井田西部20km左右(宿州市)有合(肥)—徐(州)高速公路,矿井北有宿(县)—泗(县)省道、南有宿(县)—蚌(蚌埠市)101省道穿过,各有矿区公路与之相连,交通便捷。

图1-1
二、地形地貌
矿井范围内地形平坦,除采矿形成的塌陷湖外,多为农田和村庄,地形呈西高东低的趋势变化,标高在22~25m之间。
三、环境地质
井田位于淮北平原中部,矿区内地势平坦,是一个人口稠密,物产丰富的农业区。新生界松散层第一、二含水层地下水是矿内的供水水源,也是农村人、畜的饮用水源及农业灌溉水源。但一、二含地下水埋藏浅,易受污染,目前水质尚好。矿内无大型工业污染源,因此,自然环境地质质量比较好。由于矿井开采引起地面沉降和塌陷、煤矸石的堆放以及矿井地下水的排放等对环境造成一定的污染。
煤层开采后会使地表塌陷、变形,使位于其上的建筑物和农田造成破坏,矿井地表沉降比为煤层厚度的0.8倍,目前最大塌陷深度在10米左右。据统计矿井已有塌陷区1.6Km2,预测蓄水量9.65万m3。
煤矸石中的有害元素会给环境造成一定危害,刮风会引起粉尘飞扬,污染空气和地表水;同时煤矸石长期堆放会占用土地,矿井煤矸石占地面积约40亩。另外,煤矸石堆放过程中,时间久了会引起自燃,产生有害气体污染空气。煤矸石堆放过高还容易引起滑坡,存在不安全因素。矿井地下水被排至地面,其矿化度及硫酸根离子稍高。煤矿开采使用的部分设施产生的噪音对人身有不同程度的危害。
四、煤矿电源线路情况
芦岭矿共有35kv变电所3座,分别为工人村变电所、工业广场变电所、西部井变电所。其中工人村变电所电源由两个独立发电站供给:宿州供电公司六里变电所送两路35kv(57#,54#)电源至工人村变电所,导线型号LGJ-185,57#线路全长25km,54#线路全长23km。芦岭煤泥电厂送两路电源至工人村变电所(35110#,35220#),导线型号LGJ-185,线路总长3km。工人村变电所35kv出线为:送两路电源至西部井变电所(3530#,3540#),导线型号LGJ-70,线路总长5km;送两路电源至工业广场变电所(3550#,3560#),导线型号LGJ-185,线路总长3km。
五、水文与气象
井田内的水系主要是塌陷湖及沱河。沱河是一条经人工修整的季节性河流,斜切井田南部,另有孟家沟、卜陈沟与沱河相通,地表水系较为简单整齐,且多为人工修整的沟渠。
本区气候温和,属北温带季风区海洋~大陆性气候。气候变化明显,四季分明,冬季寒冷多风,夏季炎热多雨,春秋两季温和。据宿县气象站资料,本区自建井以来,最高气温40.3℃,最低气温-14.l℃,最大月降水量326.1mm,月最低降水量为0;最大年降水量1107.2. mm;年最低降水量594.5mm。年平均降雨量766mm,雨量多集中在7、8月份。最大风速20m/S,年平均风速2.2 m/S,主导风向为东~东北风。每年6~8月为炎热天气,当年的12月份至翌年2月为寒冷季节,降雪量主要集中在这期间,最大积雪厚度0.35m,初雪在11月中旬前后,终雪在3月下旬前后,无霜期210~240天,冻结期一般在12月上旬至次年2月中旬。冻结深度0.3~0.5m芦岭煤矿由华东煤炭公司设计院设计,设计年生产能力为150万吨,设计服务年限66.1年。
六、现主要生产煤层、采区、工作面情况
矿主要生产煤层有三层即8、9、10煤,其中8、9煤层近距离煤层采用联合布置,10煤单独布置。现有5个生产采区,II81采区、II82采区、88采区、II88采区、810采区。一个开拓采区II83采区,一个准备采区II84采区。共有6个工作面生产。II81采区有II816-3工作;II82采区有II825-1、II922工作面;88采区有988工作面;II88采区有II881-1工作面;810采区有8105工作面。















第一章 采区地质概况

第一节 采区概况
一、采区的位置

1、采区位置、范围、煤层的赋存情况:区位于井田东部,东至F29、F30断层为界;西临Ⅱ81采区;南至一水平85采区下限为界;北以-590的煤层底板等高线及FD18断层为界。
本采区含煤层有8、9层,自上而下依次为3、4、5、6、7、8、9、10煤层,分别赋存于二迭系上、下石盒子组和山西组,其中8、9、10煤层为主采煤层,3、4、5、6、7煤层为局部可采煤层。对8、9、10主采煤层的特征叙述如下:
8层煤:特厚煤层,全区可采,煤厚7.26~15.14m,平均8.79m,煤层结构复杂;八煤层顶板为泥岩,局部为细砂岩,部分块段发育有炭质泥岩伪顶;底板为砂质泥岩,层理明显,赋存稳定。
9层煤:为中厚煤层,极不稳定,东部可采,西部与8煤层合并。煤厚0~5.08m,平均2.34m。煤层结构复杂,九煤顶板即为八煤底板,九煤底板为泥岩,局部发育为炭质泥岩。
10层煤:位于山西组中部,为中厚煤层,大部分可采,西北部局部不可采,为较稳定煤层。煤厚0~2.43m,平均1.44m。煤层结构复杂。十煤顶板局部有一层泥岩伪顶和浅灰色直接顶,不稳定;大部分直接顶为灰白色中粒砂岩,全区稳定;直接底为泥岩,灰黑色,薄层条带状,富含植物化石;老底为粉砂岩,深灰色。

2、采区走向长度、倾斜长度:采区走向长530~650m,倾斜宽390~410m,面积228641m2。

3、煤系产状,煤层厚度:煤层倾角15~40 º,平均26º,根据地面钻孔及井下溜煤眼揭露地质资料分析,该采区煤层厚度7.26~15.14m,平均8.79m。

二、采区与地表的关系
Ⅱ83采区地表情况:南部有85采区、三采区、一采区采后形成的采塌陷积水区,东部有大王家村庄,目前大王家村庄尚未搬迁,西邻沱河涯小史家,北邻沱北沟。地表大部分为农田及植被,地表地势平坦,标高为+23~+24。
第二节 地质情况

一、采区煤层及煤层顶底板特征

1、煤层顶底板特征:本采区含煤层有8、9层,自上而下依次为3、4、5、6、7、8、9、10煤层,分别赋存于二迭系上、下石盒子组和山西组,其中8、9、10煤层为主采煤层,3、4、5、6、7煤层为局部可采煤层。对8、9、10主采煤层的特征叙述如下:
8层煤:特厚煤层,全区可采,煤厚7.26~15.14m,平均8.79m,煤层结构复杂;八煤层顶板为泥岩,局部为细砂岩,部分块段发育有炭质泥岩伪顶;底板为砂质泥岩,层理明显,赋存稳定。
9层煤:为中厚煤层,极不稳定,东部可采,西部与8煤层合并。煤厚0~5.08m,平均2.34m。煤层结构复杂,九煤顶板即为八煤底板,九煤底板为泥岩,局部发育为炭质泥岩。
10层煤:位于山西组中部,为中厚煤层,大部分可采,西北部局部不可采,为较稳定煤层。煤厚0~2.43m,平均1.44m。煤层结构复杂。十煤顶板局部有一层泥岩伪顶和浅灰色直接顶,不稳定;大部分直接顶为灰白色中粒砂岩,全区稳定;直接底为泥岩,灰黑色,薄层条带状,富含植物化石;老底为粉砂岩,深灰色。
(具体情况由Ⅱ83采区煤岩综合柱状图表示)             

2、煤层的自燃倾向、自然发火期:各可采煤层均具有自燃发火倾向,发火期3至12个月。

3、地压:由邻近采区同煤层矿山压力观测结果得知采区矿山压力大,巷道容易变形,需注意巷道维护。






二、采区地质构造
煤层倾角15~40°,局部可能35~65°,煤层起伏较大,平均26°。本区地压构造极为复杂,钻探、物探探明落差20m以上的断层3条,即I5F1、FD3、FD3-1,断层均为逆断层,走向分别为E、E、W。对采区布置、开拓、回采影响很大。区内还探明10m以下断层3条,即SF7、SF5、SF11,均为逆断层,倾向分别为E、W、E。对生产准备、回采有很大影响。根据五采区揭露情况,预计该采区隐伏小断层多。
根据钻探和物探及实见点资料该采区已探明断层6条,在采区边界有3条,影响采区内部的有3条,为逆断层,特点是延伸长,影响范围广,对采区工作面回采影响较大,下面对采区内断层分别叙述如下:
I5F1:逆断层,在采区东边界,走向NNE,倾向W,倾角61°,落差10~40m。一水平揭露,物探查明。
FD3:逆断层,位于Ⅱ83采区中部,走向NNE,倾向W,倾角60 °,落差20~120m,物探查明,99-5推测。
FD3-1:逆断层,走向近NNE,倾向E,倾角70°,落差40~50m,位于该采区中部,物探查明。
SF7:逆断层,走向NNE,倾向W,倾角60°,落差0~5m,位于采区东边界下部,物探查明。
SF5:逆断层,走向近NWE,倾向E,倾角70°,落差0~6m,位于采区中、下部,物探查明。
SF11:逆断层,走向NNE,倾向W,倾角45~60°,落差0~10m,位于采区西边界下部,物探查明。
(断层具体情况由断层示意图表示)

采区内陷落柱和火成岩侵入较少,故在本在采区设计中不予考虑。











断层示意图

号    构造
性质    产状(褶曲轴面)    实见位置及
控制情况
        走向    倾向    倾角(°)    落差(m)    
I5F1    逆    NNE    W    61    10~40    一水平揭露,
物探查明
FD3    逆    NNE    W    60    20~120      物探查明,
99-5推测
FD3-1    逆    NNE    E    70    40~50    物探查明
SF7    逆    NNE    W    60    0~5    物探查明
SF5    逆    NWE    E    70    0~6    物探查明
SF11    逆    NNE    E    45~60    0~10    物探查明

三、煤质、瓦斯、煤尘

1、煤质:本采区可采煤层为3层,各煤层煤质由下图表示:
    煤种    含硫量
(%)    灰飞含量
(%)    挥发分指数(%)    含矸量
(%)    发热量
(MJ)    用途
8层煤    气肥煤    1.77    16.58    23.76    5.7    28.974    炼焦用煤
气化用煤
9层煤    气肥煤    1.73    16.55    23.46    5.4    28.648    炼焦用煤
气化用煤
10层煤    气肥煤    1.69    16.43    23.65    5.6    28.965    炼焦用煤
气化用煤



2、瓦斯:芦岭矿为高突矿井,瓦斯主要来源于8煤层,Ⅱ83采区8煤层为瓦斯严重突出危险区,预计Ⅱ83采区瓦斯涌出量梯度为0.0914。预计Ⅱ83采区瓦斯相对涌出量为:标高为-400m时21.16m3/t,-450m时25.73m3/t,-500m时21.16m3/t,-550m时34.87m3/t,-600m时39.44m3/t。严重突出危险区域为:①12线~边界线间的8、9煤合并区。②FD3和FD3-1断层构造带,SF7、SF5、SF11断层构造带。Ⅱ83采区10煤层具有突出危险性。

3、煤尘:具有爆炸危险性。

4、地温:本井田无钻孔测量地温资料,据临近地区井温测量结果,地温随深度增加而升高,其中500m以上深度地温梯度为平均每百米1.1~1.5℃;500~900m深度每百米增温1.5~2.5℃。


四、水文地质

1、本采区7、8、9煤层处于第六含水层段,其中砂岩10-25层,细中粒,裂隙不发育,含水性弱,以静水量为主,含水不均,钻孔抽水结果:q=0.00202~0.003541/s.m,k=0.0015~0.0023m/d,水位标高为:21.50~21.44。水化学性质为重碳酸氯化镁型,断层含水性及导水性较弱,但因断层落差较大,存在导水或诱发导水的可能性。
本采区十煤层处于第七含水层段,其中砂岩20~25m,裂隙较发育含水性较弱,局部裂隙发育处和构造破碎带有一定富水性,以静水量为主,钻孔抽水实验结果.q=0.0143~0.0109t/s.m;k=0.012~0.016m/d,水位标高19.55~19.76m。水化学性质为重碳酸钠镁型。十煤层采空区老塘水主要水源。
十煤层下部距十煤层底板50~70m处为第八含水层,含灰岩八层。3、4层含水性较强,富水性有垂直变化和片状分布规律。该区域地质构造复杂,突水系数0.75~0.98。十煤层回采时有灰岩水透出的可能性。抽水实验结果q=0.01059~2.52t/s.m;k=0.014~13.97m/d;水位标高9.44~20.98m,水质类型为重碳酸硫酸钠镁型。

2、充水因素及威胁程度
1) 、一水平老塘水直接威胁本采区上区段生产安全。
2) 、本采区上区段工作面回采后,灌浆水积聚老塘,将对下区段回采工作面有安全威胁。
3) 、在掘进、回采中,局部有煤层顶板砂岩裂隙水淋、涌水现象,但对生产影响不大。
4) 、十煤层底板灰岩水在断层带和构造复杂地带附近,在十煤层采掘过程中有突水的威胁。

3、涌水量预测
85采区正常涌水量为0.33m3/min,最大涌水量为0.5m3/min; 85采区开采面积为50000m2。Ⅱ83采区面积为228641m2。
采用一元相关比拟法与85采区相比较,预测Ⅱ83采区涌水量。
公式:
式中Q为85采区涌水量;F为85采区开采面积 ;F′为Ⅱ83采区面积;Q′为Ⅱ83采区预计涌水量。
预计Ⅱ83采区正常涌水量为:0.71m3/min,最大涌水量为:1.1   m3/min。





















第二章 采区储量与生产能力

第一节 采区储量
 一、工业储量
采区走向长530~650m,倾斜宽390~410m,煤的容重1.6,面积228641m2。
煤层倾角15~40 º,平均26º,根据地面钻孔及井下溜煤眼揭露地质资料分析,该采区煤层厚度7.26~15.14m,平均8.79m。
储量计算公式:Q=d.s.M.
     式中: d为煤的容重
             s为水平面积
             M为煤的真厚度
             Q=228641×8.79×1.6=3215607t     
二、可采储量
储量计算公式:ZK=(Zg-p)×C  
式中:ZK---- 设计可采储量, 万t;
                Zg---- 工业储量,万t;
                p---- 永久煤柱损失量,万t;
C---- 采区采出率,本设计条件下取90%。
P---- 上下两端永久煤柱损失量,左右两边界永久煤柱损失量,万t; 经初步计算煤柱损失量为15t
ZK1= ZK2= ( Zg1-p1)× C1=(3215607-15)×0.9=2759046万t





储量计算结果详见
     储量计算结果表
储量情况    走向长(m)
    倾斜长
(m)
    斜面积(m2)    煤厚
(m)    容重
    工业储量
(t)    回采率
(%)    可采储量
(t)
    530~650    390~410    228641    8.79    1.6    3215607    90    2759046





















第二节 采区生产能力及服务年限

一、采区生产能力
由于Ⅱ83采区运输路线长、转载环节多,运输系统复杂、运输能力较小;Ⅱ83运输上山倾角22.5°,为防止飞车,煤量不宜过大;Ⅱ83采区地质条件复杂、构造多,煤层倾角大,可采储量仅275.9万吨;因此,设计Ⅱ83采区一个回采工作面生产。
一个采面的生产能力为:A0  =LV0MγC0
式中 L——采煤工作面长度,m;
                      V0——推进速度,m/a;
                      M——煤层厚度或采高,m;
                     γ——煤的密度,t/m3   
                                           C0——采煤工作面采出率,一般取0.93~0.97,薄煤层取高限,厚煤层取低限;此处取0.95。
 采煤机截深取0.5m,一天截4刀,采用三八制一个班截2刀。一天工作面推进速度为4m,采煤工作面年推进速4m/d×330d=1320m/a。
因此一个采面生产能力A0 =105×1320×2×1.6×0.95=42.1万t/a。
采区生产能力为:AB =k1k2  A0i
式中  n 采区内同采的工作面个数,此处取1;
               k1  采区掘进出煤系数,取1.1 左右;
               k2 工作面之间出煤影响系数,n=1取1,n=2 时取0.95,n=3时取0.9。
采区生产能力AB  =1.1×1×42.1=46.31万t/a。

二、服务年限
采区服务年限的计算:
T=
=275.9/(46.31×1.3)=4.6年
T---采区的服务年限;
Zk---采区的可采储量;
P---采区的生产能力;
K---取采区储量备用系数1.3
故采区服务年限为4.6年。



















第三章 采区方案设计

第一节 采煤方法的选择
一、采煤方法选择概述
采煤方法是采煤系统和回采工艺的总称。它的选择应该结合具体地质条件和技术条件,综合考虑高产、高效、材料消耗少,成本低、便于管理等因素。设计时应尽量采用行之有效是先进技术,积极提高机械化水平。采煤方法的选择应结合本设计采区的实际情况,采用合理的采煤方法。
我国常用的几种中厚煤层采煤方法有如下两种:
表3-1 采煤方法技术特征表
序号    采煤方法    体系    整层与分层    推进方向    采空区
处理    采煤工艺    适应煤层基本条件
1    单一走向
长壁采煤    壁式    整层    走向    垮落    综、普、炮    薄及中厚
2    单一倾向
长壁采煤    壁式    整层    倾向    垮落    综、普、炮    薄及中厚

采煤方法选择的约束条件:
1、采区煤层赋存状况及地质条件
2、开采水平的划分和采区巷道布置
3、现有技术及设备
4、采区储量、生产能力及服务年限等



二、采区内煤层情况
1、煤层产状:煤层倾角15~40 º,平均26º。
2、煤厚:根据地面钻孔及井下溜煤眼揭露地质资料分析,该采区煤层厚度7.26~15.14m,平均8.79m。
3、煤层硬度:煤硬度普氏系数为0.2∽0.45。
4、煤层结构:该采区煤层结构简单。
5、煤层稳定性:该采区煤层发育较稳定。

6、影响回采的其地质因素:
瓦斯主要来源于矿井瓦斯相对涌出量皆大于10m3/t.d,并多次出现瓦斯突出现象,定为瓦斯突出矿井生产区,且主要来源于8煤层的第一分层开采。
本采区煤层属自燃发火煤层,煤层均属具有爆炸危险性的煤层。采区的年生产能力是46.31万t/a。

煤层具体参数详见下表














煤尘爆炸指数    煤尘具爆炸危险性,爆炸指数为37.51%
煤的自燃倾向性    易自然发火,自然发火期为2-5个月
地温危害    地温较高,据1#钻孔资料分析,增温梯度平均百米为1.1-1.5°C
序号    名称    单位    指标
1    煤厚    M    8.79
2    容重    t/m3    1.6
3    走向长    M    650
4    倾向长    M    410
5    采高    M    2.0
6    倾角    °    15~40
7    可采储量    T    275.9万
8    回采率    %    90
9    煤种        气煤



三、采煤方法的选择

本设计采区走向长度为650m,倾斜长度410m。采区内共有可采煤层3层,煤层平均倾角26°,煤层平均厚度为8.79m。采用走向长壁采煤法,便于管理。这种采煤方法煤炭损失少,劳动成本低,劳动条件好,容易实现集中落差极较大,围岩稳定,无明显的其他地质构造,符合本采区的实际情况。
1、回采工艺
回采工艺:综合机械化配合炮采工艺分段施工。
1)、工艺流程
综采:机组落煤→煤机装煤→运煤→人工铺顶网(双抗网)→工作面支护(伸缩前梁)→工作面刮板输送机推移→移架→采空区跨落。
2)、落煤方式
本工作面下段煤壁采用机组落煤(煤机内外喷雾不能正常喷雾时,严禁割煤),每刀进尺0.5m,往返一次割2刀进尺1m,当煤机下行割煤时,滚筒附近瓦斯超限时,必须采用上行割煤,下行跑空刀。
2、综采煤机落煤
1)、割煤方式:双向往返割煤,往返一次进两刀。
2)、进刀方式:工作面采用端头斜切进刀方式,进刀距离不少于20架。
3)、进刀过程:
附“进刀方式示意图”










进刀方式图
A.煤机下行割煤,到工作面下端头后停止牵引,机体下端滚筒一边转动一边下降到底板,同时升起上端滚筒。
B.煤机上行,顺着输送机的弯曲段逐渐切入新的煤体,直到前后滚筒完全切入,即采煤机完全进入输送机直线段。然后移直输送机。
C.机体上端的滚筒边转动边下降,下端滚筒边转动边升起,然后采煤机牵引下行割三角煤,直到下端头。
D.再次调换煤机上、下滚筒升、降,返程进行正常割煤。工作面上端头进刀,采用同样步骤只是方向相反。
注:由于工作面需铺顶网,网下割煤时煤机滚筒周边距顶网不得小于200mm,以防割网。工作面采煤机割煤时,必须将煤壁下搭的顶网必须卷到支架上,严禁割煤损坏顶网。
3、装、运煤
工作面下段机组滚筒旋转割煤的同时,利用螺旋叶片和弧形挡煤板自动把煤装入运输机,余煤由铲煤板随移溜铲入运输机;上段人工用铲子攉入输送机内。架间少量浮煤由人工攉入输送机内。工作面输送机型号为SGZ-630/220,机巷使用四部SGW620/80T型输送机。
4、人工铺网
该面为8煤层顶分层开采,为防止采煤后采空区(老塘)瓦斯涌出量过大而威胁安全、制约生产,及为下分层回采做准备,回采时要及时贴支架前上方顶板人工铺设顶网(塑料尼龙双抗网1.2×2.0m),封闭采空区,防止采空区瓦斯过量溢出。煤机割煤前超前煤机20m联网,确保煤壁网下搭不少于600mm,网与网之间每隔100mm用14#镀锌铁丝相链一扣,保证联网质量,使整个工作面形成一片整网,并且网必须铺到机巷下帮,风行上帮,做到顶实结牢。联网时人必须站在伸缩前梁下,严禁站在无支护状态的顶板下。联网后将煤壁下搭的顶网必须卷到支架梁端头上。割煤后滞后煤机10m追机顺序进行铺网,网铺平整,铺网后支架要及时伸出伸缩前梁支护暴露出来的顶网,缩小顶网暴露面积以防发生坠网、撕网。
注:1)当人工铺网追不上煤机时(铺网滞后煤机大于15m),为防止煤壁悬顶面积过大,必须停止割煤(煤机停电闭锁)进行铺网。
2)当顶板较破碎时,煤机每割够一架宽度,必须停止割煤(煤机停电闭锁)进行铺网,伸出伸缩前梁支护顶板。
5、工作面支护及采空区处理
1)、工作面支护形式:
工作面下段(110m)采用F2400/16/24液压支架,上段采用ZD25-25/100型单体液压支柱配合3m长π型钢梁拉锁棚(两梁8柱)进行支护。π型钢梁拉锁棚采用双抗网配合塘柴(每棚每米8根)过顶,煤壁采用大竹笆配合塘柴(每棚4根)背帮,要求该段顶板与液压支架段顶板保持一致,网铺平整,过渡自然。液压支架最小控顶距3.8 m,最大控顶距4.3m;π型钢梁最小控顶距3.8,最大控顶距4.8 m。
(1)、支架操作方式:本架操作,操作人员站在支架架箱内操作。
(2)、移架方式:
滞后煤机12~15m追机顺序移架及时支护顶板,严防空顶、漏顶发生。移架步距500mm。
工作面采用及时支护或超前支护,煤机割煤后,及时伸出伸缩前梁护顶,带压擦顶移架(具体操作要求:一只手把操纵降架手把微动,只要支架能够移动,立即将降架手把复位,支架到位后,升架至初撑力符合规程要求),追机移架速度赶不上煤机运行时,必须停机移架或拉超前架。移架过程中应随时调整支架,保持支架顶梁平直,不出现低头或仰头情况,使其处于良好的受力状态(力求顶梁与顶网呈面接触保持在同一水平上,保证支架既有良好的支护状态又可防止撕坏顶网),升架时,应注意侧护板的伸出情况,防止出现损坏侧护板或出现歪架、咬架等现象。推车后,端面距大于340 mm时,将该处支架提前移出。
工作面移架、窜梁放顶后必须确保顶网落到底板上,并保证顶网的完整性,移架时严禁损坏顶网(撕网)。工作面应备有小规格的网片,当遇到撕网时能及时封补。
2)、推溜方式:推溜应滞后煤机15m以上,工作面采用逐架推溜方式,其误差不超过±50mm、使工作面运输机成一直线、推溜步距应保持在500mm。当采煤机到工作面支架端头时,把工作面运输机推到煤壁,然后采煤机沿运输机弯曲段上行,进行斜切进刀。当采煤机下滚筒完全进入煤壁深达0.5m时,停下煤机将煤机以下弯曲段到机头推向煤壁,接着采煤机向下进行回刀,煤机割到机头后返回上行,正常割煤,机尾进刀程序相同。
3)、采空区处理:采空区全部垮落法。
4)、两巷支架的回撤:风巷支架的回撤,必须保证上隅角超前上端头切顶线半峒抹拐收实;机巷支架的回撤,要做到下隅角和下端头切顶线保持一致收实,但不得超前工作面支架回撤。回柱应先进行卸载,严禁带压强行回柱,禁止用锤或其它物品敲打缸体,内柱,防止损坏单体、产生火花。
使用拨柱器回柱,回柱时要坚持先支后回,由里向外逐棚回收的操作原则,要挂在棚腿牢靠的地方,钩头要挂牢,防止钩头脱掉伤人。

第二节 采区巷道布置

一、采区设计方案的选择和参数确定
经过多方论证和多方案选择比较现采取以下采区巷道布置方案:
1、采区上山:采区采用8、9煤联合布置的准备方式。在采区中部布置4条采区上山,从东向西依次为:回风上山、轨道上山、人行上山和运输上山;采区西边界布置一条瓦斯道;共5条采区上山。
2、回风上山:布置在采区的最东侧,作为采区的专用回风上山。斜长466.006m,倾角24°;斜巷层位位于10煤顶板,下距10煤顶板间距50m左右。回风上山上部与-400东大巷东头相通,Ⅱ83采区回风经-400东大巷至85采区人行上山,再经东总回风巷至南风井。Ⅱ83回风上山通过各区段回风道与各区段岩石轨道巷相通。
3、轨道上山:位于回风上山西侧,与回风上山平行布置间距39m。设计安装提升绞车,作为Ⅱ83采区的辅助运输、排水用。上山斜长477.189m,倾角25°。层位位于10煤顶板,与10煤间距为35~40m,绞车房回风道距10煤间距2.848m,绞车房回风道与Ⅱ83回风上山相通;Ⅱ83轨道上山施工至斜巷上口变平位置时,必须探清10煤的赋存情况。Ⅱ83轨道上山通过上部甩车场与-400东大巷相通,通过各区段甩车场与各区段岩石轨道巷相通。

4、人行上山:位于轨道上山西侧,与轨道上山平行布置,间距30m。设计安装无极绳行人车,作为采区专用行人上山和主进风用。上山斜长470.619m,倾角23°。层位位于10顶煤顶板,与10煤间距为0m~40m,上部平巷穿10煤施工。Ⅱ83人行上山上部与回风上山相通。Ⅱ83人行上山施工至距斜巷上口变平位置80m时,必须探清10煤的赋存情况。Ⅱ83人行上山通过Ⅱ83运输上山上部平巷、人行联巷与-400东大巷相通,通过各区段人行联巷与各区段岩石集中巷相通。

5、运输上山:位于人行上山西侧,与人行上山平行布置,间距30m,上山设计安装胶带运输机,作为采区的主运输和辅助进风用。斜长481.081m,倾角22.5°。为便于皮带机的安装,采区上部位设计有43.949m的平巷。上山层位位于10煤顶板,下距10煤底板间距为0~55m,上部平巷穿10煤施工,上山上部与人行上山相通。Ⅱ83运输上山施工斜巷时,距斜巷上口变平位置120m时,必须探清10煤的赋存情况。Ⅱ83采区上部煤仓深17.025m,上口通-400东大巷(85采区装车石门内的85采区下部煤仓下口),下口通Ⅱ83采区运输上山;Ⅱ83采区下部煤仓深21.097m,下部煤仓下口吐煤于Ⅱ83采区装车石门。Ⅱ83采区运输上山通过人行联巷与-400东大巷相通,通过各区段运煤道与各区段岩石集中巷相通
6、工作面运输巷:工作面运输巷(机巷)跟八煤顶板施工,机巷采用马蹄形U29型钢支护,底宽3700mm,净高2450mm,棚距500mm,采用双抗网配合塘材腰帮过顶,主要用于工作面进风、行人、供电、安设供水喷雾、排水、液压管路、隔爆设施,铺设运输设备(运煤)以及各种安全设施和配件。
7、工作面回风巷:工作面回风巷(上风巷)跟八煤顶板施工,风巷采用马蹄形全封闭U29型钢支护,净宽3520mm,净高3000mm,棚距500mm,采用双抗网配合塘材腰帮过顶,主要用于工作面回风、行人、运料、安设供水、排水管路及一通三防安全设施等。
8、工作面开切眼:工作面开切眼跟八煤顶板施工,切眼导峒采用工字钢支护,上净宽3200 mm,下净宽4200mm,净高2450mm;刷大采用圆木作木梁、木腿支护,上净宽3100 mm,下净宽4100mm,净高2500mm。走向棚棚距均为600mm,采用双抗网配合塘材腰帮过顶。靠导峒棚和刷大棚两端腿子内侧,分别打两排顺山挑棚加固,顺山棚均为单体支柱配合工字钢支护。整个切眼主要用于工作面安设支架、回采煤炭、通风、行人、铺设运输设备等。
9、主要联络巷及其它巷道:联络巷、溜煤眼、材料眼、进架道(包括组装峒室)及移动变电站等巷道,岩石段均使用锚网喷支护,见煤后均采用马蹄形U29型钢支护,底宽37000mm,净高2450mm,棚距500mm。

二、工作面推进方向与推进长度设计
1、推进方向:Ⅱ832-1综采工作面采用自东向西后退式开采。机风巷采用分段施工。风巷先修1#材料眼拨门,长144m;机巷先揭2#溜煤眼的9、8煤,见8煤顶板后拨门,长188.2m;考虑该工作面是顶分层工作面且作为下一分层综采放顶煤工作面的解放层,因此机、风巷基本平行布置,方位135°;切眼方位19°,长105m,形成工作面后,然后顺序施工超前机、风巷。
超前4#风巷方位为117°,与2#风巷存在一个18°的夹角;超前4#机巷前段方位118°,后段拐了一个弯其夹角为17°,方位135°。
2、推进长度与切眼位置:Ⅱ832-1综采工作面工作面推进长度约650m。切眼与机巷成118°夹角,方位19°,倾斜长105m , 上限顶板标高约为-436.5m,下限顶板标高约为-478.0m。
3、工作面(切眼)长度确定:为了延长工作面服务时间,结合8煤赋存条件和生产技术条件以及我矿的生产管理经验、现有装备数量及生产能力等因素,确定综采面平均长度为105m左右。
4、工作面推进方式:推进方式:工作面沿走向后退式回采,为防止工作面运输机、液压支架下滑,工作面调成伪倾斜方向,保持4~5°伪斜角。
5、采高确定:由于该区段8、9煤层为高瓦斯煤层,回采本面是为下分层解突(开采保护层),根据煤层赋存条件,按照安全可靠、经济合理、技术可行的原则;及所使用ZF2400-16/24支架的支护性能,MG160/395-W煤机割煤适用高度,ZD25-25/100型单体液压支柱的性能,以及支架的稳定性,确定工作面采高如下:
1)工作面正常情况下跟顶回采,采高2.0m;
2)遇地质构造时,最小采高不低于1.9m,最大采高2.4m。

三、区段划分和区段巷道

1、区段划分:Ⅱ83采区划分为4个区段,一区段的上限为85采区三区段下限。区段参数列表如下:
区 段
划 分    一    二    三    四
倾斜长(m)    105    100    100    105
区段标高(m)    -436.5⊥
    -478.0⊥    -525.0⊥    -572.0⊥
       表2-2  区段参数
2、区段巷道
为保证采区内上下区段同采时形成采、掘、打钻的独立通风系统,Ⅱ83采区采用9煤底板双岩石集中巷的布置方式。双岩巷间距为35m,集中皮带运输巷(简称集中巷1)距9煤间距为25~35m,集中轨道运输巷(简称轨道巷)距9煤间距为40~50m。
区段轨道巷分别通过区段甩车场、区段回风道及区段瓦斯道分别与采区轨道上山、回风上山及采区瓦斯道联通,区段集中巷通过区段人行联巷、区段运煤道分别与人行上山、运输上山联通。
四、巷道断面及支护设计
巷道断面设计的原则是:满足《煤矿安全规程》3对巷道断面的基本要求,并根据巷道的用途及巷道围岩的岩性考虑一定变形量。
1、准备巷道:采用直墙半圆拱形断面。采区石门、采区上山及采区进风道设计净高3.5 m,净宽4.0 m,净断面12.28 m2;区段双岩巷、区段进、回风道设计净高3.1 m,净宽3.6 m,净断面9.769 m2;区段联巷设计净宽3.4 m,净高3.1m,净断面9.3 m2;溜煤上山净宽3.2m,净高2.8m,净断面7.861 m2;采区装车石门、采区变电所大断面、采区车场大断面设计净高3.5m,净宽4.6m,净断面13.83m2。



图  采区巷道1





图  采区巷道2



图  采区巷道3
巷道施工先采用锚网喷支护,然后采取钢带+长锚杆+锚索+网+喷进行补强支护。锚网喷支护参数为:锚杆使用φ20mm左旋无纵筋高强螺纹钢锚杆,长2.0m(加长锚杆长度为2.5m、交岔点补强用长锚杆的长度为3m),全长锚固,金属网用φ4mm圆钢编焊,网孔150mm×150 mm;长和宽分别为3000 mm、800 mm,锚杆盖板、垫片均配套加工;喷浆厚度为150mm,砼强度C20。锚索为预应力锚索,设计长度为6.5m,钢带选型为BWH-280-3.00。施工中可根据巷道顶板岩性及层位调整锚索的长度,锚杆及锚索初锚力、锚固力要符合有关规定,并在《巷道施工作业规程》中予以明确规定。
巷道施工过程中如遇到断层破碎带、岩性松散破碎等情况,锚网喷支护达不到设计的支护强度时,应及时改变支护形式,改变支护形式必须有变更支护设计。
2、回采巷道:溜煤上山穿煤段采用木密棚支护,梯形断面,断面积不小于7.5 m2,煤层机、风巷原则上采用U型钢棚支护,直墙半圆拱形断面,断面积不小于10 m2。其支护参数必须在回采工作面设计中加以详细规定。
五、开采顺序
本采区内分为四个区段,且采区内只有一个工作面进行生产工作,所以本采区采用下行开采顺序进行开采工作。
开采顺序为:Ⅱ832-1→Ⅱ832-2→Ⅱ832-3→Ⅱ832-4。
六、采区车场
1、上部车场:轨道上山与-400东大巷单道起坡甩车场联结,车场储车线铺双道,储车线长度32.1m,可储9个3吨固定式矿车。

图为上部车场
2、中部车场:轨道上山与一区段及以下区段均采用单道起坡甩车场联结,车场储东线设双道,一区段车场储车线长度为32.1m,可储9个3吨固定式矿车。

图为中部车场
3、下部车场:轨道上山与下部车场设双道起坡,轨线坡度与巷道坡度相同,均为4‰,储车线长度为44.5m,可储12个3吨固定式矿车。
Ⅱ3大巷及Ⅱ83采区装车石门采用43kg/m的钢轨,采区内部所有轨道一律采用30kg/m的钢轨;道岔的钢轨型号与轨线钢轨型号相同。



图为下部车场

七、采区硐室

1、采区煤仓
采区上部煤仓上口通-400东大巷(85采区装车石门段内、85采区下部煤仓下口),仓体净直径4.0m,煤仓上口收口净直径3.0m;采区下部煤仓上口通运输上山,煤仓下口通Ⅱ83采区装车石门,仓体净直径4.0m,煤仓上口收口净直径3.0m,可储煤340吨。煤仓采用锚网、浇灌砼支护,仓壁厚度400mm,砼强度C20。
2、采区变电所
采区内设下部变电所、上部变电所及区段变电所。下部变电所设在Ⅱ83采区石门与Ⅱ83装车石门上山回风道之间,上部变电所设在人行上山上口与回风上山上部平巷之间,每个区段各设一个变电所,采区内部变电所均有独立通风系统。
3、绞车房
轨道上山绞车房按照JTPB-1.6型绞车设计。应装设向外开的防火铁门,在硐室的两端各设一个出口,硐室与设备之间应留出0.5米以上的通道。
4、沉淀室
沉淀室设置在采区下部车场内。













第四章 采区生产系统

第一节 采区运输系统
一、煤炭运输
运输路线:回采工作面(链板机运输)→机巷→溜煤上山→区段集中巷(转为皮带机运输)→区段运煤道→采区运输上山→采区煤仓→采区装车石门(转为3吨固定式矿车运输)→Ⅱ3大巷→-590翻罐笼(转为皮带机运输)→主暗斜井→101皮带机巷→主井→地面
85采区采煤工作面出煤系统:工作面→机巷→溜煤上山→区段集中巷→区段煤仓→85采区运输上山→85采区下部煤仓→85采区装车石门→Ⅱ83采区上部煤仓→Ⅱ83采区运输上山,然后利用Ⅱ83采区运输系统运输至地面。
Ⅱ83运输上山的下山运输斜长为380m,倾角为22.5°,皮带机选型为SDJ-1000/200;集中巷选 SD-80P胶带运输机,采煤工作面、机巷和煤巷掘进工作面选用SDG-80T刮板运输机,大巷运输采用3吨固定式矿车运输,每列车15节3吨固定式矿车,采用12吨蓄电池电机车牵引。

图4-1    运输系统示意图
二、辅助运输
1、轨道上山运输:轨道上山担负采区提料、排矸,提升斜长477.189m,选用JTPB-1.6型绞车,参数如下:
型号    最大静张力(kN)    最大静张力差(kN)    滚筒尺寸    钢丝绳    容绳量(m)
            数量(个)    直径(mm)    宽度(mm)    直径(mm)    绳 速(m/s)    
JTPB-1.6    45    45    1    1600    1200    24.5    4.0/3.06/2.45    880
表4-2   绞车参数
JTPB-1.6型绞生产厂家为山西机械厂;车外形尺寸:长×宽×高=5300×4725×2253mm;配套电机型号为JBRO400M-6,功率为185KW,电压为380/660V。
式中:Fmax—绞车允许最大静张力(kg)
Pc—钢丝绳单位重量(kg/m),取2.165
L—提升长度(m)
α—上山坡度
f1—钢丝绳运行阻力系数,取0.2
f2—矿车运行阻力系数,取0.02
θmax—一次提升单个物件最大总重量(kg),取4000kg,即一次提升1个3吨矿车。
选用钢丝绳为6×19ф21.5型,其安全系数:
    符合《煤矿安全规程》规定,能满足安全生产要求。
式中:θq—钢丝绳破断力总和(kg),取32050
提升用矿车联接装置均由机电部门选用并专用。
Ⅱ83采区排矸、运料路线:
区段车场     轨道上山     Ⅱ3大巷     新副井    地面。
2、行人上山运输:行人上山内铺设无极绳行人绞车,机械运送人员。
新副井       Ⅱ3大巷        Ⅱ83石门      Ⅱ83人行上山   人行车区段人行联巷        区段集中巷(轨道巷)


第二节 采区排水系统

该采区为上山采区,在采区轨道上山下部设水仓(采区未延到底时在中部车场设水仓),采区涌水进入水仓,再由泵排至开采水平水沟。
一、排水路线
工作面→采区水仓→水平水沟
二、采区水仓设计
采区水仓布置在采区上山下头,布置内、外水仓,在轨道下山下端开门,采用半圆拱断面,锚网喷支护, S荒=9.0m2,S净=7.86m2,全长122m。
三、排水系统概况
水仓位置设在采区轨道上山下部车场内,水仓一侧设泵房。该采区为上山采区,采区涌水进入水仓,再由泵排至水平水沟。
四、排水系统设计
1、条件
1)、采区涌水量:
正常涌水量为43m3/h。
最大涌水量为66 m3/h。
采区灾害水量按不低于218 m3/h考虑。
2)、几何排水高度: Hc= 110米。
3)、矿水比重 γ=1020×9.8N/m
2、水泵选型
1)、水泵必须具备的总排水能力:
正常涌水量 QB=1.2qz=1.2×43=52(m3/h)
最大涌水量QBmax=1.2qmax=1.2×66=79.2(m3/h)
采区灾害时涌水量Q’Bmax=1.2qmax=1.2×218=262(m3/h)
2)、水泵所需扬程的估算:
HB=Hc/ηg=(110+4)/0.77—0.74 =148.1m—154.1m
3)、确定水泵级数 :i= HB/Hi=154.1/20=7.7
故初选级数为:i=8
4)、确定水泵台数:
正常涌水量:n1= QB/Qe=52/108=0.481台      取1台
最大涌水量:  n1+n2=QBmax/Qe=79.2/108=0.733台    取1台
采区灾害时涌水量:  n1+n2=Q’Bmax/Qe=262/108=2.425台    取3台
故取一台工作,两台备用,一台检修。
5)\根据排水量和估算的扬程,从泵产品目录中选取DA1-125*8型水泵4台,水泵额定流量108m3/h ,扬程160m,电机功率75KW。正常情况下一台水泵工作满足要求,采用一泵一管的排水方式。采区灾害涌水时采用三泵三管的排水方式。故取一台工作,两台备用,一台检修。
3、管路选择
采区轨道上山排水系统其排水管选用φ159型无缝钢管两趟,每趟管路总长520m(上山段411米,下车场至水仓80米,上车场至水平水沟20米)。管路长度及壁厚如下:
1#管路:     φ159*5        520m
2#管路:     φ159*5        520m
五、水仓容积的效核
按照《煤矿安全规程》第二百八十条规定“采区水仓的有效容量应能容纳4小时的采区正常涌水量。考虑采区出水的特殊性,按突水涌水量218 m3/h计算,
即:水仓容量V=4qz= 4×218872=480m3
水仓容量验算:V水仓=L*S净=122*7.86=959m3>872m3,符合<<煤矿安全规程>>的要求。











第三节 采区供电系统
一、负荷统计
1、综采面移变站负荷统计表:
序号    设备名称
设备型号
设备地点    电动机    每台设备电动机数(台)    工作设备台数    工作设备总额定功率(kw)
        电压v    额定功率(kw)            
1    工作面采煤机
MW300/700-WD    1140     160*2+55    3     1     375
2    工作面溜子
SGD-630/264    1140     132    2     1     264
3    转载机
SGW-40T    1140    55    1    1    55
4    乳化泵
BRW200/31.5    1140    110    1     1     110
5    信号综保(1140/133)    1140                2
合计                        806
2、运输移变站负荷统计:
序号    设备名称
设备型号
设备地点    电动机    每台设备电动机数(台)    工作设备台数    工作设备总额定功率(kw)
        电压v    额定功率(kw)            
1    第一部皮带机
SD-150    1140     150     2     1     150
2    跟面皮带机
SD-150     1140     150     2     1     150
    运输上山皮带    1140    150    2    1    150
3    8T回柱机
(JH-8)    1140    7.5    1    2    22.5
4    水泵    1140    75    4    1    300
5    潜水泵    1140    5.5    1    1    5.5
6    信号综保    1140            2    4
合计                        782

3、ZK500-29# KBSGZY-500移变站负荷统计:
序号    设备名称
设备型号
设备地点    电动机    每台设备电动机数(台)    工作设备台数    工作设备总额定功率(kw)
        电压v    额定功率(kw)            
1    入仓皮带    1140    150    2    1    150
2    8T回柱机
(JH-8)    1140    7.5    1    1    7.5
3    轨道上山绞车    1140    55    1    1    55
4    液压闸    1140    0.25    1    3    0.75
5    助力器    1140    11.4    1    1    11.4
6    卡规车    1140    132    1    1    132
7    液压闸    1140    0.4    1    1    0.4
8    索车    1140    55    1    1    55
9    信号综保    1140            3    6
合计                        418.05

二、供电方案计算
1、变压器选择及容量校验
1) 、综采面移变站选择
由负荷统计表知:移变站装机容量:∑Pe=806KW,需用系数: Kx=0.4+0.6Pemax/∑Pe=0.4+0.6*375/808≈0.68
功率因数取COSф=0.7,变压器的计算容量为:Smax=KX ∑Pe/COSф=0.68*808/0.7≈785KvA
据计算选一台KBSGZY-800/6/1.2kv的移变站,额定变压比为6/1.2KV,容量800KVA。
根据移变站一次侧额定电流Ie1=77A选择高防开关,选用BGP9L-6型高压真空配电箱,额定电流为100A,满足要求。
2) 、计算运输移变站、容量
由负荷统计表知:∑Pe=782KW,
变压器的计算容量为:Smax=KX ∑Pe/COSф=0.5*782/0.7≈558KvA
据计算选一台KBSGZY-315/6/1.2kv的移变站,额定变压比为6/1.2KV,容量600KVA,满足要求。
3) 、同理,经过计算、校验其它变压器的容量,均满足要求。
2、供电电缆的选择
确定电缆的型号和长度
根据电缆型号的确定原则及实际情况,选择电缆的型号如下:
工作面移变的高压电缆,选用YJV22型高压屏蔽电缆, 660V用电设备选用MY-0.38/0.66型矿用电缆。1140v电缆选用MYP-0.66/1.14型矿用电缆。
根据电缆长度的确定原则,选用高压电缆长度等于测量巷道实际距离乘以1.05~1.1的系数,低压电缆等于实际巷道距离乘以1.05~1.25的系数。



























第四节  采区通风防尘系统

一、采区需风量
1、按人数计算:
1)回采工作面      Qa1=4Na14=4×30=120 m3/min
2)掘进工作面      Qh1=4Nh1=4×20=80 m3/min
2、按瓦斯涌出量计算:
1)回采工作面      Qa1=100*Qga1*Kgh1=100*5.87 m3/min *1.5=880m3/min
2)掘进工作面      Qh1=100*Qgh1*Kgh1=100*1.47m3/min*1.5=220 m3/min
                ∑Qa=120 m3/min +880 m3/min =1000 m3/min
                ∑Qh=80 m3/min +220 m3/min =300 m3/min
3、风速验算:
         Qa1=1000≥60*0.25*Sa1=60*0.25*8.34=125.1 m3/min
         Qa1=1000≤60*4*Sa1=60*4*8.34=2001.6 m3/min
         Qh1=300≥60*0.25*sa1=60*0.25*10.6=159 m3/min
         Qh1=300≦60*4*Sa=60*4*10.6=2544 m3/min
经验算,风量符合<<煤矿安全规程规定>>。
本采区按设计一个工作面回采,同时掘进工作面为4个,其中岩巷2个,煤岩2个,漏风系数按1.15计,则采区需风量为:
Qm=(∑Qat+∑Qht)*Km    5        
=(1000+300×4)×1.15=m3/min=2530 m3/min
采区内的所有通风设施必须符合质量标准,行人风门闭锁化,通车风门自动化。
二、采区防尘
1、采煤工作面预防措施
 1)、采面上下巷防尘管路出水压力不小于1Mpa,工作面必须使用喷雾泵,出煤时机组内外喷雾降尘;运煤系统防尘管路每隔50m设一“三通”阀门,非运煤系统每隔100m设一“三通”阀门。
 2)、工作面上下巷超前要配备足够的洒水软管,回风巷超前支护段每班洒水灭尘一次,工作面进、回风巷每天至少冲刷灭尘一次,并根据现场实际情况随时进行灭尘,杜绝出现厚度2mm、连续长度超过5m的煤尘堆积。
3)、采煤工作面上下平巷50m范围内要设净化水幕。水幕雾化覆盖巷道全断面,灵敏可靠,并实施放炮喷雾。
4)、工作面溜头、转载机喷雾降尘设施必须正常使用并有记录可查。
 2、掘进工作面预防措施
 1)、保证供水管路出水压力不小于1Mpa。
 2)、必须采用湿式凿眼,严禁干打眼,定炮使用水炮泥,搞好个体防护。
 3)、炮前炮后迎头30m范围内必须洒水灭尘,并建立记录;扒装中不断洒水灭尘。
4)、距迎头10m处设一道高压远程喷雾,距迎头30m、50m处分别设一道封闭全断面的冲击波喷雾与手动喷雾,必须设在回风流侧,放炮时使用正常。
5)、每隔50m设一道水门,安设专职防尘员每天对所掘巷道防尘,并建立防尘记录。现场必须有不少于一个月的各种防尘记录。
6)、必须安装隔爆水袋,隔爆水袋水量应满足200L/m2,距迎头60-200m。
 3、其它地点预防措施
1)、主要进风巷安设净化水幕,所有运煤转载点设置洒水喷雾装置,并坚持正常使用。
2)、井下其它巷道必须定期进行冲刷煤尘,严禁出现积尘点。
3) 、井下各机电硐室的岗位工,要随时清理硐室内及设备上的积尘,确保清洁。
4) 、各运煤转载点的岗位工要按时冲刷30m范围内的煤尘并记录。
 4、隔爆设施
  采用被动式隔爆水袋棚隔绝煤尘爆炸,水袋棚采用集中式布置。采用40L/个的水袋构筑水袋棚。
  主要进回风巷道、煤层之间要安设主要隔爆设施,每组用水量按所在巷道断面计算,应满足不小于400L/m2,棚区长度不小于30m。采煤面进回风巷道距工作面60~200m范围内设隔爆水袋棚,煤巷、半煤巷掘进面距迎头60~200 m范围内设隔爆水袋棚,与煤仓相连的巷道安设辅助隔爆设施,每组用水量按所在巷道断面计算应满足不小于200L/ m2,棚区长度不小于20m。
1) 、水袋棚的安设位置及吊挂质量符合标准。
2) 、水袋棚安设好后要指定专人管理,每周检查一次,保持水袋完好和水量充足。





























第五节  采区照明及通讯系统

一、采区照明系统

井下照明电压采用127V,选用BZX-2.5型矿用隔爆型照明综合保护装置,按《规程》要求,分别在采区煤仓、变电所、绞车房、泵房等主要硐室设置照明灯。
为便于行人和运输安全,本矿井在运输上山、轨道上山、人行上山、区段平巷及工作面等处均设置照明灯。灯具选用DJS18/127L矿用本质安全型LED巷道照明灯,采区主要巷道光线覆盖率70%以上。

二、采区通讯系统
采区各主要硐室及工作面、掘进头安装本质安全型按键电话分机,以便于及时通讯的需要。

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