大洪溝煤礦+591水平東翼B1+2煤層綜采放頂煤工作面設計說明書



神華新疆能源有限責任公司
大 洪 溝 煤 礦
二○○七年四月



編制單位：生產(chǎn)技術辦 編制人：魏晉濤


審 批 表

目 錄

第一章：編制依據(jù)
第二章：工作面概況
第三章：煤層地質特征
一、煤層特征
二、煤層頂、底板情況
三、煤層地質構造
四、水文地質
五、煤質
六、瓦斯、煤塵爆炸性
七、煤層自然發(fā)火期
八、工作面煤層生產(chǎn)能力
九、與鄰近煤層間距及鄰近工作面巷道關系
十、煤層的沖擊地壓
十一、工作面上部的采空區(qū)情況及采動后對礦井或地 面影響的預測和采取的措施
第四章：工作面儲量及回采率
第五章：采煤方法及回采工藝
一、采煤方法的確定
二、開采順序
三、工作面長度的確定
四、截深的確定
五、工作面設備選擇與確定
六、支架布置及支護
七、回采工藝
八、頂板管理
第六章：礦壓觀測和初次放頂
一、研究內容
二、測站布置及觀測方法
三、觀測儀器
四、初次放頂
第七章：巷道布置及生產(chǎn)系統(tǒng)
一、巷道布置
二、生產(chǎn)系統(tǒng)
第八章：通風安全
一、通風系統(tǒng)
二、防治瓦斯
三、綜合防塵
四、防滅火
五、避災線路
第九章：安全監(jiān)控系統(tǒng)
第十章 采區(qū)供電
一、采區(qū)供電
二、高低壓電線的選擇
三、工作面電氣設備的選擇
四、信號與照明
五、高低壓電氣設備保護
六、保護接地及漏電保護
第十一章：主要技術經(jīng)濟指標
一、勞動組織
二、指標確定
三、主要技術經(jīng)濟指標表
四、設備明細表



第一章：編制依據(jù)

1、二00六 年版《煤礦安全規(guī)程》
2、一九九0年版《煤礦綜采放頂煤工作面安全技術規(guī)定》
3、神華新疆有限責任公司生產(chǎn)技術管理制度
4、大洪溝煤礦水平延深初步設計說明書
5、大洪溝煤礦采煤方法設計說明書
6、+591水平東翼B1+2煤層采區(qū)地質說明書
7、+591水平東翼B1+2煤層綜采工作面巷道布置圖


第二章：工作面概況

本工作面設計開采礦井+591-+607水平防洪渠保護煤柱以東至井田東翼邊界的B1+2煤層。其東界至井田東翼邊界，西以防洪渠保護煤柱東緣為界，北至B2煤層頂板，南至B1底板。工作面上界為礦井+607水平，下界為+591水平。煤層平均厚度34.84m，東西走向長320米，可采長度270米。
工作面對應的地表范圍內無建筑物、河流、湖泊、水渠、公路通過，只有+591水平以上煤層回采后形成的塌陷坑，進行過回填處理，塌陷坑內無積水。
與B1+2煤層相鄰的煤層是B3-6煤層，兩煤層相距48.5米，彼此開采相互無影響。工作面上部+607-+627水平采用網(wǎng)格邁步支架炮采放頂煤采法回采，于98年回采完畢。+627水平以上均采用倉儲式采法回采，+607以上采空區(qū)大部分已經(jīng)與地面垮通，工作面以下為原始煤層。

第三章：煤層地質特征

一、煤層特征
本礦井井田內含煤地層為中下侏羅系水西溝西山窯組下段，地層總厚500米，共含煤33層（厚度在0.6米以上）。第四系的黃土覆蓋物廣布全礦區(qū)。
1、本工作面所開采的煤層是本礦井含煤地層中的第一組煤，由B1+2煤層組成。本組含煤二層，自下而上命名為B1、B2煤層。B1+2煤層厚度沿走向從西向東，傾向由淺及深略有變薄，煤層結構西部較簡單，向東夾石層增多，加厚、結構復雜，全區(qū)穩(wěn)定可采。
根據(jù)+591水平分層石門揭露的B1+2煤層情況和巷道掘進情況看，在+591水平B1+2煤層產(chǎn)狀：走向北偏東59º，傾向329º，煤層傾角82º左右，且煤層節(jié)理發(fā)育，結構復雜。全區(qū)穩(wěn)定可采。煤層頂?shù)装宥酁樘抠|泥巖和泥巖。
2、 B1+2煤層水平厚度在+591水平最大為39.45米，最小厚度為31.83米，平均有益厚度為34.84米。該煤層內含夾矸11層，夾矸層單層厚度 為0.1-0.4 m。該矸石硬度較小對機械化開采無影響(詳見煤層柱狀圖)。

三、煤層地質構造
大洪溝煤位于準南煤田東南部，烏魯木齊礦區(qū)東部，八道灣向斜南翼，為一單斜構造，井田地質條件相對較簡單．根據(jù)勘探資料和我礦的開采情況，在本工作面內無大的斷裂和褶曲構造，無巖漿侵入體、無巖溶陷落柱破壞，屬于賦存穩(wěn)定，構造簡單型煤層。
四、水文地質
1、煤層含水情況
按井田內含水層的劃分，B1+2煤層屬煤系地層含水層的C組，為裂隙水，煤層內含水量很小，不影響開采和煤質。但我礦在開采+607水平，在位于邊界的地段，通過探放，有大量老空水放出。此工作面上部已經(jīng)8年沒有進行回采作業(yè)活動，預計積累了一定量的老空水。因此在本水平應進行超前探放水工作。開拓+591水平分層石門未發(fā)現(xiàn)有較大的涌水現(xiàn)象。
2、地表河流
該工作面地表無河流，礦區(qū)南部丘嶺地帶降水通過底板截流工程（防洪渠）排出礦區(qū)，雖然流經(jīng)B1+2煤層，但是對該工作面的回采無影響。
3、地面雨雪水
該工作面對應地表的塌陷坑南高北低，南部為山前丘嶺地帶，在B1+2煤層的底板處地表建有防洪設施，但由于將南部丘嶺地帶地表黃土大量推入塌陷坑而損毀了部分防洪設施，地面雨雪水大部分地表水流入了防洪渠。少量地面雨雪水流入地表塌陷坑，但經(jīng)過這幾年的觀測未發(fā)現(xiàn)地表塌陷坑大量積水的現(xiàn)象。
4、涌水情況
該工作面的涌水水源主要是地表大氣降水，大氣降水直接滲入井下或經(jīng)老塘滲入井下，這部分水也是礦井涌水量的主要構成部分。其次為灌漿防塵水，對礦井涌水無影響（實為井下水循環(huán)）。但在掘進及回采過程中要堅持有疑必探、先探后采掘的原則進。，必須要保證井下排水設施完好，保證足夠的排水能力。
五、煤質
本工作面開采的B1+2煤層以光亮型煤為主，多呈瀝青光澤，多呈條帶狀結構或均一結構。質硬性脆，比重硬度中等，節(jié)理裂隙發(fā)育，結構單一，煤質牌號為二號弱粘結煤。
該煤的硬度中等，普氏硬度f=0.9-1.2，屬理想的動力及民用煤。

六、瓦斯、煤塵爆炸性
 

根據(jù)歷年的礦井瓦斯等級鑒定資料和現(xiàn)水平地質報告，+591水平B1+2煤層的瓦斯相對涌出量小于0.52m3/d，所以確定該煤層為低瓦斯煤層。根據(jù)集團公司試驗室（國家二級站）的鑒定結果,我礦 B1+2煤層的煤塵爆炸指數(shù)為34.10%，表明該煤層具有爆炸危險性。

七、煤層自燃發(fā)火情況
該煤層屬變質程度較低，揮發(fā)份較高的弱粘結煤，燃點較低，加之煤層裂隙較發(fā)育，與空氣接觸面積較大，極易氧化，自燃傾向性一般以易自燃為主。自燃發(fā)火期一般為3-6個月，最短的發(fā)火期為38天。
具體情況見附表。

八、工作面煤層生產(chǎn)能力
根據(jù)公式：P=h*γ=16*1.3=20.8t/m2
式中：P-----煤層單位生產(chǎn)能力 單位：t/m2
h------回采高度 單位：m
γ-----煤的容重 單位：t/m3
故該工作面煤層的生產(chǎn)能力為20.8t/m2。
九、與鄰近煤層間距及鄰近工作面巷道關系
B1+2煤層的頂板距B3+6煤層底板48.5m，其頂板距B3+6煤層頂板105m。
該工作面西翼綜采工作面及北側B3+6煤層東、西翼綜采工作面均已采完，其它附近只有B1+2煤層采區(qū)集中煤倉及一分層石門。
十、煤層的沖擊地壓
本工作面內的B1+2煤層無明顯的沖擊地壓，在+591水平B1西翼掘進時工作面來壓較明顯，使巷道發(fā)生較大變形的現(xiàn)象。但本工作面巷道來壓不明顯，預計對回采不會產(chǎn)生影響，但在回采過程中要預防周期來壓對工作面的影響。
十一、工作面上部采空區(qū)情況及采動后對礦井或地面的影響預測和采取的措施。
該煤層在+607水平回采時，采用的是網(wǎng)格邁步支架炮采放頂煤采法回采，對+607以上水平已進行了回采，發(fā)現(xiàn)有多處火點。目前不排除局部有火點和高溫點的情況。
工作面下部均為實體煤。由于該工作面所回采的煤層地表附近無任何建筑物和管線及公路，故工作面采動只會造成B1+2煤層的地表塌陷坑進一步擴大面積，不會對礦井和地面造成其它影響。

第四章：工作面儲量及回采率

該工作面開采的階段高度：+591- +607為16m，工作面傾向長度：31m，采區(qū)走向長度：270m。
工作面地質儲量：
Q = L×M×H×γ=270×34.84×16×1.3= 19.57(萬噸)
式中：Q----工作面地質儲量 單位：萬噸
　 L----工作面走向長度 單位：m
M----煤層平均寬度 單位：m
H----回采高度 單位：m
γ----煤的容重 單位：t/m3,取1.3
根據(jù)國家規(guī)定，結合我礦的實際情況和兄弟礦的經(jīng)驗，確定該綜采放頂煤工作面的回采率為85%。
故可采儲量Q可= Q×n = 19.57×85%=16.63萬噸
式中： Q可----工作面可采儲量 單位：萬噸
Q -----工作面地質儲量 單位：萬噸
n -----回采率 取 85%

第五章：采煤方法及回采工藝

一、采煤方法的選擇
自從我礦2001年10月采用綜采放頂煤采煤方法以來，無論在工作面頂板管理防滅火還是資源回收率都比老的采煤方法有了質的飛躍，機械化采煤的優(yōu)越性得到了充分的體現(xiàn)，所以本工作面繼續(xù)采用綜采放頂煤采法。
二、回采順序
本工作面按自東向西的順序后退式進行回采。
三、工作面長度確定
根據(jù)現(xiàn)+591水平東翼B1+2煤層B1皮帶巷與B2軌道巷水平間距28m，確定工作面長度為31m。
四、截深的確定
根據(jù)B1+2煤層的生產(chǎn)能力和我礦現(xiàn)有提升運輸能力以及采煤機的性能情況，截深定為0.6m為宜。
五、工作面調和選擇及確定
工作面采煤機、液壓支架等主要配套設備選型如下：
1、工作面支架選型
( 1 )支架型式的選擇
根據(jù)我礦煤層賦存條件及采煤方法，應選用支撐能力大，抗水平推力強，地板比壓均勻，能夠較好放出支架后部頂煤，適合于綜合機械化放頂煤采煤工作面的支撐掩護式低位放頂煤液壓支架。
（ 2）工作面頂板壓力估算
Q=S×H×R×K
=6.00×２.4×1.3×10×９.８＝1834.56(ＫＮ)
式中：Ｓ——最大空頂距時懸移支架的支護面積,取6.00m2.
H--采高 取2.4m.
R--巖石容重 取1.3t/m3.
K--采高的倍數(shù) 取10
（3）支架結構高度
在實際使用中，通常所選用的支架的最大結構高度比最大采高大200mm左右,即：
Hmax=Mmax+0.2=2.8+0.2=3.0m
最小結構高度應比最小采高小250-350mm,即:
Hmin=Mmin-0.35=2.4-0.35=2.05m
根據(jù)以上計算及我礦的實際情況選擇鄭州煤礦機械廠設計新疆鐵力機械有限責任公司制造的ZFSB4000/16/28型放頂煤液壓支架，其具體技術參數(shù)為：
型式：支撐式
操作方式：本架操作
支架支護高度 1600-2800 mm
支 架 中 心 距 1500 mm
初撐力 P= 29.6 MPa 2065KN
工作阻力 P= 34.8 MPa 4000 KN
支 護 強 度 0.75MPa
對 底 板 比 壓 0.87MPa
重 量 13t
支 護 面 積 6.00m2
過渡支架 :南北端頭各選用兩副 ZFSB5400型支撐式液壓支架
操作方式： 本架操作
支架支護高度 1700-3300 mm
支 架 中 心 距 1500 mm
初撐力 3845KN
工作阻力 5400 KN
支 護 強 度 0.72MPa
對 底 板 比 壓 2.1MPa
重 量 17.9t

其配套設備選擇如下：
2、采煤機：選用上海煤科分院設計的MG—150NW型短壁采煤機。其主要技術參數(shù)如下：
采 高 2.4-3.0m
工作面傾角 小于25º
機 體 高 度 1612 mm
搖 臂 擺 角 270º
滾 筒 直 徑 1600 mm
截 深 600 mm
臥 底 量 360 mm
牽 引 方 式 銷齒輪式無鏈牽引
最大牽引力 200KN
牽 引 速 度 0-6 m/min
電 機 功 率 150KW
電 壓 660 v/1140v
3、前部刮板運輸機：選用SGD-730/110型刮板運輸機，主要技術參數(shù)如下：
運 輸 能 力 500 t/h
鏈 速 1m/s
功 率 110 KW
長 度 31 m
中部槽規(guī)格 1500*730*222 mm
水平彎曲度 +/- 18º
圓環(huán)鏈規(guī)格 Φ22*86 mm(C級)
破 斷 負 荷 600KN
電 壓 660 V/1140 V
4、后部刮板運輸機：選用SGB-730/110型刮板運輸機。其主要技術參數(shù)如下：
長 度 31 m
輸 送 量 500 t / h
電動機功率 110KW
電 壓 660/1140 v
刮 板 鏈 速 1m/s
刮板鏈規(guī)格 Z*Φ18*64 mm
破 斷 負 荷 大于313.6 KNB級
中部槽尺寸 1500*730*222mm
5、轉載機：選用SZZ730/90型轉載機，其主要技術參數(shù)：
總 長 30m
搭 接 長 度 9.4 m
輸 送 能 力 750t / h
刮 板 鏈 速 1.304m / s
電 壓 660/1140v
中部槽規(guī)格 1500 mm*720 mm*222 mm
圓環(huán)鏈規(guī)格 D22*86-C
破 斷 拉 力 大于85 t
電機功率 90KW
6、順槽皮帶運輸機：選用SSJ1000 型可伸縮帶式運輸機。其主要技術參數(shù)如下：
運輸能力 800 t/h
輸送長度 300 m
貯帶長度 50 m
搭接長度 10 m
膠帶規(guī)格 1000*8 mm
膠帶型號 1000*3(3+1)*50 /140 mm
膠帶抗拉強度 146 Kg/ cm
7、乳化液泵站及采煤機噴霧泵站

乳化液泵：選用WRB200/31.5型乳化液泵
噴霧泵：選用XPB-250 / 55型采煤機噴霧泵
泵箱：選用MEX乳化液箱
這兩個泵站均采用兩泵一箱，其主要技術參數(shù)如下：
1）WRB-200/31.5型乳化液泵
型 式 三柱塞臥式往復泵
工作壓力 31.5 MPa
額定流量 200 L/min
電機功率 125 KW
2)XPB-250 /55 型采煤機噴霧泵
型 式 三柱塞臥式往復泵
工作壓力/進口壓力 55/1-20 Kg/ cm2
流 量 250 L/min
電機功率 30 KW
3）WRB乳化液箱
容 量 1500 L
最高過濾精度 80目
工作介質 3-5%乳化油中性溶液
外型尺寸 2100 mm*500 mm*1015 mm
重 量 500 Kg
8、回柱絞車：選JM-14型絞車，其主要技術參數(shù)如下：
滾筒直徑 800 mm
牽 引 力 140 KN
繩 速 5.65-10.75 m/min
容 繩 量 150 m
電 壓 380 v /660 v
8、 超前支護：由于工作面回采過程中礦壓顯現(xiàn)明顯，必須進行超前支護。距工作面20m范圍內，在煤層上下順槽巷道原有錨網(wǎng)支護的基礎上用采用DE-2.8型單體液壓支柱配合鉸接頂梁進行雙排加強支護。單體液壓支柱主要技術參數(shù)如下：
最大支撐高度 2800 mm
最小支撐高度 1700 mm
工 作 行 程 800 mm
工 作 阻 力 24.5KN
六、支架布置及支護
一）支護方式：
工作面南北端頭各采用兩架ZFSB5400過渡支架支護，工作面中間采用14副ZFB4000/16/28液壓掩護式支架，支架中心距為1.5 米，整個工作面安裝 18付支架，超前支護采用單體液壓支柱配鉸接頂梁支護，距工作面20 米以內上下順槽打兩排支柱，支柱間排距為1×1米。
二）移架方式和操作方式
由于工作面產(chǎn)量不大，頂板較穩(wěn)定，因此采用間隔交錯式移架，以加快移架速度，移架順序為：降柱—移架—升柱—伸側護板。每次移架的長度為600 mm，為了移架后快速達到額定工作阻力，盡量減少頂板的破碎度，在移架時只稍降支架阻力，使支架頂板帶壓移架減少支柱下沉量。
七、回采工藝
一）采用水平分層綜采放頂煤方式，采、支、裝、運一體化，區(qū)段內后退式采煤。
二）工藝過程
1、工藝流程為：推移前部刮板機—進刀—割煤裝煤—運煤—移架—放頂煤—生產(chǎn)檢修—爆破松動頂煤
2、具體操作
1）推移前部刮板機：進刀前將采煤機行至前部刮板運輸機機尾處，并將采煤機滾筒置于開切巷中部空間內，然后推移前部刮板運輸機，推移方式采用首次先機頭后機尾的順序，第二次則先機尾后機頭的順序。推移步距為采煤機截深（最大0.6 m）遇特殊情況可分兩遍推移到位，每次0.3 m。
2）進刀：采煤機開至前部刮板機中部,將滾筒搖至底刀位置,開動采煤機直接斜切進刀割底煤。
3）割煤、裝煤：采煤機在前部刮板機機尾進入割頂?shù)?，向機頭方向推進，割到機頭位置停將采煤機滾筒反向搖至底刀位置，開動采煤機，從前部刮板機機頭向機尾方向推進割底刀，并利用采煤機滾筒螺旋葉自行裝煤（機頭、機尾處人工輔助裝煤）要求必須割滿刀，即0.6 m。
4）運煤：采煤機切割下來的松散煤體和人工放出的頂煤利用前，后部刮板運輸機運至B1皮帶巷處的轉載機，再由轉載機轉至順槽皮帶運輸機運出工作面。
5）移架：采煤機在割頂?shù)稌r，滯后3 m（兩付支架）按順序從前部刮板運輸機機尾向機頭追機推出支架的前護頂板，當采煤機割完底刀停至前部刮板運輸機機尾處，推移完前部刮板機后，從前部刮板機機頭處于始進行推移支架，采用間隔式推移，即隔一付移一付再從前部刮板機處，將剩下的未移支架進行推移，直至全部支架推移完。
6）移后部刮板機：當推移完前部刮板機，從前部刮板機機頭處于始進行推移支架，采用間隔式推移，后部刮板機隨液壓支架同步向前推移。
7）放頂煤：在完成移架后，停機，開始放頂煤，放煤方法采用由B1向B2方向多輪間隔式按順序放煤即先放1、3、5、7……號支架順序放煤，每次放煤量不宜過大，時間不宜超過5分鐘，放煤口出現(xiàn)矸石時應停止放煤。
8）生產(chǎn)檢修：每班必須對設備進行維修，早班留兩個小時進行檢修，檢修班必須對設備進行全面的檢查和維修，使綜采設備達到完好。
9）爆破松動頂煤：在該分層，其頂煤厚度為13.6m，僅靠支架反復支撐不能完全破碎頂煤，必須進行爆破松動頂煤。該工作面采用的三臺巖石電鉆打頂眼（眼徑100mm），裝炸藥爆破頂煤，具體方法為采用巖石電鉆在采煤機割完底刀后，移架后在支柱前護頂板下方向架后方向以傾角87º向上打11-12m左右高的炮眼，炮眼間距為3m，炮眼排距2.4-3.0m，當工作面支架后立柱推進到炮眼位置時進行起爆。炮眼的裝藥長度在8-9m，封泥長度不小于2.5m。對局部煤質較軟的地方，視情況適當調整眼距和炮眼排距，打眼爆破松動頂煤。
3、放煤步距確定
放煤步距是否合理，將直接影響含矸率、工作面單產(chǎn)和回采率，其主要由頂煤厚度、松軟程度、破碎機理和工作條件、放煤尺度、礦井生產(chǎn)能力等方面的許多因素決定，本工作面回采段高16m，根據(jù)我礦經(jīng)驗和實際情況，放煤步距采用0.6 m。

八、頂板管理
1、該工作面頂板采用人工強制放頂全部垮落法管理。
2、前梁端距煤壁不大于0.34 m，最小控頂距3.5m，最大控頂距4.1m。
3、初次放頂和放松動炮時對工作面支架和端頭過渡支架，超前支護進行加壓補液，局部補打單體液壓支柱。
4、兩順槽采用錨桿金屬網(wǎng)支護，回采期間除超前支護外，安排專人對順槽支護進行檢查和維修。

第六章：礦壓觀測和初次放頂

綜采工作面應建立礦壓觀測系統(tǒng)，通過觀測工作面支護動態(tài)質量，進行礦壓預報，以有效防止周期來壓對工作面造成危害。
一、研究內容
1、工作面三量觀測
2、頂板破碎度
二、測站布置及觀測方法
1、工作面三量觀測：
1）使用的儀器、儀表
在工作面每副液壓支架的前后支柱分別安裝直讀式礦壓觀測表。 2）觀測
對直讀式礦壓觀測表顯示的支架初撐力、最大阻力等參數(shù)要求每兩小時觀測記錄一次，對循環(huán)經(jīng)歷時間、支架運行時間特性進行分析上圖，以便及時掌握礦壓顯現(xiàn)規(guī)律。
2、頂板破碎度
1）測參數(shù)a、b、c、d、h（冒高h大于100mm方可統(tǒng)計），在地面計算各參數(shù)平均值，求得無支護寬度ｓ=ａ+ｂ+ｃ，再求和線性方程：E=A=BS。（E為冒落靈敏度）
2）觀測方法和范圍，使用的工具、儀器：
采取每班觀測一次，范圍是1、4、7、10、12、15支架。
3、觀測方法兩順槽巷道位移規(guī)律：
觀測方法：采用單體液壓支柱專用壓力表觀測端頭支護的支架力和工作阻力。
4、工支架和單體液壓支柱的標準支撐力：
單體：12 t/根 （額定25 t/根）
支架：190 t/根 （額定220 t/根）
三、觀測儀器：
1、直讀式礦壓觀測表80臺；
2、皮尺
四、初次放頂：
根據(jù)我礦在上水平對B1+2西翼煤層的回采經(jīng)驗，該煤層煤質松軟破碎，較易自然垮落。所以工作面采用兩個∮800拉開自由面，之后按正規(guī)循環(huán)進行排炮放頂煤，當工作面推進到放完第四輪炮位置時，空頂面積已達400m2左右，對工作面支架進行加壓補液和打單體液壓支柱，然后出放頂煤，但要保證架后墊層的厚度。此時工作面頂板自然垮落的可能性極大。對地表工作面對應位置進行觀測，當工作面對應地表塌陷坑出現(xiàn)下沉和垮落，即表明頂板垮落，完成初次放頂，工作面進入正常生產(chǎn)，（具體的初次放頂方案措施在工作面投入生產(chǎn)時有專門設計）。

第七章：工作面巷道布置、生產(chǎn)系統(tǒng)

一、工作面巷道布置：
1、 工作面幾何尺寸和參數(shù)，見表7-1
 

開切巷：布置在工作面的起始線，即井田東翼邊界處，垂直于煤層走向及南北兩順槽，全長31米，凈斷面s=7×2.5=17.5 m2，采用錨桿鋼帶與錨索聯(lián)合支護，其間安裝液壓掩護支架，前、后部刮板運輸機、采煤機。
吊裝硐室：作為組裝液壓支架用，布置在開切巷以東巷道延伸10m的北順槽（即B2軌道）內，凈斷面s=3.2×(3.2+4.0)÷2=11.52 m2，采用工字鋼金屬棚子支護。
絞車硐室：硐室內安裝絞車，用于拉移支架、刮板運輸機和采煤機等設備。硐室布置在北順槽（B2軌道巷），采用錨網(wǎng)支護。
南、北順槽：沿B1+2煤層頂、底板與走向基本平行，是兩條相互平行巷道，間距28米。北順槽（B2軌道巷）作串車巷和進設備人員用，鋪設正規(guī)軌道，串車上有移動變電站、開關、乳化液泵站、噴霧泵站等設備，南順槽（B1皮帶巷）為回風巷和運輸巷，安裝有可伸縮皮帶運輸機、轉載機、破碎機，同時北順槽也是進風巷和供電電纜及供水管路的安裝巷道；其凈斷面均為s=9.22m2,采用錨桿金屬網(wǎng)支護。
二、生產(chǎn)系統(tǒng)
1、材料運輸系統(tǒng)
1）材料從地面—+607水平車場— +607水平石門— +607上部車場— +591～+607上山— +591分層車場— +591分層石門—B2軌道巷—工作面；
2）煤炭運輸系統(tǒng)
工作面煤—B1皮帶巷—采區(qū)煤倉—+535水平機軌合一巷—煤倉上山—主井煤倉—主井箕斗—地面；
3、通風系統(tǒng)
新鮮風從副井—+535水平井底車場— +535- +573上山—+573- +591上山—+591分層車場— +591分層石門—B2軌道巷—工作面；
4、排水系統(tǒng)
工作面水—B2軌道巷— +591分層石門— +591- +535泄水孔— +535水平機軌合一巷— +535南石門— +535中央水倉—地面；
5、供電系統(tǒng)
地面變電所— +535水平中央變電所— +535水平井底車場—+535機軌合一巷— +535- +591小眼— +591分層石門— +591B2移動變電站—工作面各用電點。

第八章： 通風 安全

一、通風系統(tǒng)
該工作面采用全負壓通風。
1、工作面通風線路（具體見通風系統(tǒng)圖）
新鮮風從副井—+535水平車場—+535-+607上山—+591分層車場—+591分層石門—B2軌道巷—工作面；
污風從工作面—B1皮帶巷—+591回風煤門—+591-+607風井—+607-+627風井—+627回風巷—+627-+740暗風井—+740-+750上山—+750總回風石門—風井—地面；
為防止風流短路，在+591分層石門B2軌道巷和B1皮帶巷之間設置正反向四道風門；
2、工作面風量計算
1）低瓦斯礦井的采煤工作面按氣象條件或瓦斯涌出量（用瓦斯涌出量計算，采用高瓦斯計算公式）確定所需風量，其計算公式為：
Q 采= Q基本×K采高×K采面長×K溫
Q基本 =工作面控頂距×工作面實際采高×70%×適宜風速
=60×4.2×2.4×0.7×1
=388.08m3/min
Q 采= Q基本×K采高×K采面長×K溫
=388.08×1.5×1.0×1.0
=582.12m3/min
式中
Q采——采煤工作面所需風量 m3/min
Q基本——不同采煤方法工作面所需的基本風量 m3/mm
Q基本——工作面控頂距×工作面實際采高×工作面有效斷面70%×適宜風速（不小于1m/s)
K采高——回采工作面采高調整系數(shù) 取1.5
K采面長——回采工作面長度調整系數(shù) 取1.0
K溫——回采工作面溫度調整系數(shù) 取1.0
2)按瓦斯（或二氧化碳）涌出量計算:
Q采=100 ×q回采×K回采通
=100×1.22×1.45
=176.9m3/min
式中:
Q回采——單個回采工作面需要的風量 m3/min
q回采——回采工作面回風流二氧化碳的絕對涌出量，經(jīng)實際測定為1.22 m3/min
K回采通----二氧化碳涌出不均衡通風系數(shù)（正常生產(chǎn)條件下，連續(xù)觀測1個月，日最大絕對二氧化碳涌出量與月平均二氧化碳絕對涌出量的比值）。經(jīng)實際測定為取 1.45
3)按工作面溫度選擇適宜的風速進行計算:
Q采=60×V采×S采
=60×0.6×9.24
=332.64m3/min
式中:
V采----采煤工作面風速溫度１６℃時，工作面所需風速取0.６ｍ/ｓ　
S采----采煤工作面平均斷面積 取9.24ｍ2
4）按回采工作面同時作業(yè)人數(shù)計算需要風量：
每人供風≮4m3/min
Q采＞4N=4×60=160 m3/min
N----工作面同時工作最多人數(shù)
5）按炸藥消耗量計算需要風量：
Q采＞25t=25×60=1500 m3/min

5)風速驗算
工作面最低風量：Qmin=15×9.24=138.6m3/mim
工作面取最大風量

Qmax=240S=240×9.24=2217.6m3/mim
經(jīng)過驗算：15S=15×9.24＜582.12(Q采）＜240S＝2217.6m3/min
滿足要求
式中S-----工作面平均斷面積 取9.24m2
通過以上計算確定該工作面的風量為582.12m3/min。
二、防止瓦斯
1、確保工作面的風量和風流穩(wěn)定，工作面生產(chǎn)后及時對工作面的實際瓦斯涌出量進行測定，并從此調整風量，使風量滿足要求。
2、加強對工作面通風設施的管理，風門必須安裝閉鎖裝置和正反向風門，并加強對通風設施的檢查和維修。
3、工作面設專人進行瓦斯檢查，每班至少檢查四次，出現(xiàn)異常情況時安排救護隊員進行現(xiàn)場監(jiān)護，工作面設便攜式瓦斯報警儀進行監(jiān)測，工作面兩端頭后設風障，并設便攜式瓦斯報警儀監(jiān)測，發(fā)現(xiàn)氣體超限，工作面立即撤人斷電，由專門人員和救護隊員進行氣體排放。
4、嚴禁在局部冒高區(qū)打眼放炮，嚴禁無風、微風作業(yè)，放炮時必須使用水炮泥，炮眼封孔長度必須符合2006年版《煤礦安全規(guī)程》規(guī)定，工作面實行“一炮三檢”和“三人連鎖放炮”。
5、嚴格執(zhí)行瓦斯巡回檢查制度和井下現(xiàn)場交接班制。
6、工作面必須安裝瓦斯電閉鎖裝置，實現(xiàn)停風，瓦斯超限斷電撤人。

三、綜合防塵
1、工作面防塵管路系統(tǒng)
地面水池—副井—+607水平車場—+607B6巷道-+607-+591小眼—+591石門—B1、B2兩順槽—工作面；防塵管路每隔50m ，設置一個三通。
2、工作面清水管路
地面飲用水管路—副井—+607水平車場—+607B6巷道-+607-+591小眼—+591石門—B2軌道巷—乳化液泵站—采煤 機噴霧泵站加壓—工作面采煤機。
3、工作面進、回風口分別設置一道凈化水幕，每副支架的放煤口上方均設置噴霧頭、轉載機頭、前后部刮板運輸機機頭、破碎機機頭、可伸縮皮帶運輸機機頭均設置噴霧裝置。
4、采煤機必須保證內外噴霧設施齊全缺噴嘴或嘴不噴霧要立即更換，保證水量充足，水壓符要求，霧化好否則采煤機不準開機運行。
5、在放頂煤時必須打開放煤口的噴霧，運煤時刮板機、轉載機、破碎機、皮帶機的噴霧必須打開進行噴霧。
6、工作面在打松動頂煤炮眼時，必須在其風流下口設置噴霧進行噴霧降塵。
7、采煤機的截齒必須經(jīng)常進行檢查，發(fā)現(xiàn)磨損超出規(guī)定，立即更換，減少產(chǎn)塵量。
8、放炮必須使用水炮泥，每班必須對兩順槽和工作面進行沖洗，防止煤塵堆積。
9、工作面工作人員必須佩帶個體防護，減少吸塵量。
10、在兩順槽內分別設置隔爆設施，水量必須符合2006年版《煤礦安全規(guī)程》。
四、防止外因火災
1、嚴禁工作面電氣設備失爆，嚴格按電氣設備容量選擇電纜，并按規(guī)定懸掛設電纜，所有電纜必須懸掛整齊。
2、隨時清理刮板機、轉載機、皮帶機的浮煤，防止浮煤堆積。
3、電氣設備檢查修后，應將檢修點的雜物清理干凈，電氣設備表面不能有油污，不能把用過的廢油倒在巷道和工作面內，因及時進行回收。
4、皮帶機必須使用阻燃皮帶，并經(jīng)常檢修，對損壞不轉的托輥及時更換，皮帶跑偏要及時調整。
5、移動變電站、泵、臨時配電點必須備有滅火器和沙子、黃土、皮帶巷每隔100米備兩臺滅火器，分層石門設一個消防材料庫，存放一定數(shù)量的消防材料。
2）防止內因火災
該工作面上方采空區(qū)局部有火或高溫點，根據(jù)我礦的防滅火方法和設備，采用地表塌陷坑回填堵漏，工作面超前預注漿，架后注氮等防滅火措施，以保證工作面順利回采。
五、按規(guī)定在綜采工作面B2巷道口設置安全監(jiān)分站，在進回風巷設置甲烷、一氧化碳、溫度、風速傳感器，對礦井的瓦斯?jié)舛冗M行實時的、連續(xù)不斷的監(jiān)測和監(jiān)控，發(fā)現(xiàn)異常必須及時查明原因并及時處理。
六、避災路線
1、當工作面發(fā)生火災的避災路線為：
工作面—B2軌道巷—+591分層石門—+591-+607上山—+607石門：
1）副井—地面
2）+607候罐硐室—+607- +687行人天槽— +687車場— +687-地面行人走巷—地面

2、工作面發(fā)生水災時的避災路線為：
工作面災區(qū)—B2軌道巷（或B1皮帶巷）—+591分層石門—+591-+607上山—+607水平石門—+607B6巷道—+607A6石門—+607- +627軌道上山—+627回風巷—+627- +687暗風井—+687-+740暗風井—+740-+750回風巷—+750回風石門—+750-+765行人天槽—+765-地面安全出口—地面
2）工作面災區(qū)—B1皮帶巷—回風煤門—+591- +607暗風井—+607 A6石門—+607- +627軌道上山—+627回風巷—+627- +687暗風井—+687-+740暗風井—+740-+750回風巷—+750回風石門—+750-+765行人天槽—+765-地面安全出口—地面

3、當工作面發(fā)生冒頂時的避災路線為：
當發(fā)生冒頂時，立即佩帶好自救器，當沖擊波過后從工作面—B2軌道巷—+591分層石門—+607-+535上山—+535水平車場—副井—地面
工作面—B2軌道巷—+591分層石門—+591- +607上山—+607水平車場—副井—地面
4、當工作面發(fā)生瓦斯燃燒或煤塵爆炸時的避災路線為
工作面人員立即趴倒，佩帶好自救器，當沖擊波過后從工作面—B2軌道巷—+591分層石門—+607- +535上山—+535水平車場—副井—地面
工作面—B2軌道巷—+591分層石門—+591-+607上山—+607水平車場— 副井—地面
5、當工作面發(fā)生災害且副井絞車故障時的避災線路
1）工作面—B2軌道巷—+591分層石門—+591- +607上山—+607水平車場— +607- +687安全出口—+687- 地面安全出口—地面
2）工作面—B1軌道巷—+591-+607風井—+607水平A6石門—+607- +627軌道上山—+627回風石門—+627- +687風井—+687- +740風井— +740回風巷—+750回風石門—+750-地面安全出口（另有專門通風設計）。

第九章 安全監(jiān)控系統(tǒng)

根據(jù)《煤礦安全規(guī)程》及《神華新疆能源有限責任公司礦井安全監(jiān)控系統(tǒng)管理實施細則》的規(guī)定要求，按照標準對我礦+591B1+2東翼綜采工作面安裝安全監(jiān)控系統(tǒng)，現(xiàn)將監(jiān)控系統(tǒng)的安裝設置說明如下：
一、 安裝傳感器的種類、數(shù)量及型號：
1、 瓦斯傳感器1臺（KG200G型）
2、溫度傳感器1臺（KG05型）
3、 一氧化碳傳感器1臺（KG04型）
4、 風速傳感器2臺（KGF-2型）
5、 開停傳感器4臺（KGKT-C10-X1）
6、 饋電傳感器2臺（KGT16-E）
7、 風門傳感器3套（KGE12-1）
8、 斷電控制器2臺（KDG3D型）
9、 井下分站3臺（KG2007G型）
二、安裝傳感器安裝位置、控制范圍及相關參數(shù)設置
1、瓦斯傳感器安裝在綜采工作面端頭至回風巷10m處，傳感器距離頂板位置小于300mm,距離巷道側壁大于200m；參數(shù)設置：報警值為：1.00％；斷電值為：1.50％?？刂?591B1+2綜采工作面所有電氣設備在瓦斯氣體超限時斷電。
2、一氧化碳、溫度傳感器安裝在回風巷內，傳感器距離頂板小于300mm，距離巷道側壁大于200m；一氧化碳傳感器報警濃度參數(shù)為：0.0024％（24ppm），溫度傳感器報警參數(shù)為：30℃；實時反映+591B1+2綜采工作面的一氧化碳氣體濃度、溫度情況。
3、風速傳感器安裝在進風巷、回風巷測風站，前后10m無障礙物處。報警參數(shù)為：0.25m／s；實時反映綜采工作面進風、回風風量情況。
4、開停傳感器分別安裝在+591B1+2皮帶機頭控制開關、前溜控制開關、后溜控制開關、采煤機控制開關負荷側。反映設備運行、停止情況。
5、饋電傳感器分別安裝在綜采移變電站和皮帶機頭點源總饋負荷側，參數(shù)設置：高電平（表示設備有電）低電平（表示設備斷電），反映設備有無電流情況。
6、風門傳感器一組安裝在+591B1+2石門進風與回風風門處，一組安裝在+591B1+2第一聯(lián)絡巷風門處；反映風門開、關狀況。
7、斷電控制器分別安裝在綜采移變電站和皮帶機頭電源總饋負荷側，一路控制+591B1+2回風巷所有設備電源斷電，一路控制+591B1+2進風巷所有設備電源斷電。斷電器斷電觸點容量AC660V 0.3A，本安輸入信號：電平型，控制電源總饋常開點。
8、分站安裝3臺，1臺分站安裝在綜采工作面串車上（可接4路模擬傳感器，4路開停傳感器），2臺安裝在+591B1+2回風巷石門處（可接8路模擬傳感器，8路開停傳感器）。

第十章：工作面供電

一、供電
1、移動變電站及配電點位置的確定：
根據(jù)綜采工作面的采煤方式、巷道布置、工作面機械化程度、供電電壓及供電距離等因素確定：
移動變電站設在+591B2軌道巷內，距工作面30米處。在+591分層石門設一個配電點。
2、綜采面供電系統(tǒng)確定：
由+535水平中央變電所鋪設一條高壓電纜，通過+535- +591電纜孔到+591分層石門及B2軌道巷接到移動變電站。再由移動變電站通過兩臺總饋電開關分別供電，其中采煤機、前部刮板機、泵站、噴霧泵站、B2軌道巷回柱絞車、巖石電鉆、煤電鉆，工作面照明信號用一路供電，另一路通過B2軌道巷送至分層石門配電點，為皮帶機、破碎機、轉載機、后部刮板機、B1皮帶巷回柱絞車、B1皮帶巷照明、信號供電。由+535中央變電所另鋪設一根低壓電纜至+591分層石門配電點，為均壓風機和其他用電供電。
3、移動變電站的選擇：
根據(jù)綜采設備供電負荷確定移動變電站選用一臺型號為KBSGZY—800/6/0.69型移動變電站。
二、高低壓電纜選擇
1、高壓電纜選擇
1）高壓電纜的長時最大負荷電流計算：
Ig=Sb/3 ×Ue×cos￠ =×800×1000/√3 ×1140 ×0.7= 57.4 A
式中：Ig——長時最大負荷電流
Sb——移動變電站最大負荷
Ue——供電電壓
cos￠----加權平均功率因數(shù)
2）電纜截面計算：
Sj= Ig/÷Js = 57.4÷1.54 = 37.27 mm2
式中：Sj——電纜經(jīng)濟斷面
Js——電纜經(jīng)濟密度 取1.54 A/mm,故應選35mm2電纜，型號為UGFP—6KV 3*35高壓屏蔽電纜。
3）校驗計算
①、按長時允許電流校驗：查電工手冊35mm2高壓電纜允許電流值大于Ig=57.4
②、電壓損失校驗：
根據(jù)高壓電纜允許電壓損失5%，即300v，故符合要求。因此
按電流經(jīng)濟密度選擇的UGFP—6KV 3*35+100m。
2、低壓電纜選擇：
根據(jù)設備的功率和供電低壓選擇：
⑴前部刮板機電纜型號為UYP—1.14KV 3*25+1*16 橡套電纜長度100 m。
⑵后部刮板機電纜型號為UYP—1.14KV 3*25+1*16橡套電纜長度100 m。
⑶轉載機電纜型號為UYP—1.14KV 3*25+1*16 橡套電纜長度140 m。
⑷破碎機電纜型號為UYP—1.14KV 3*25+1*26 橡套電纜長度120 m。
⑸乳化液泵站電纜型號為UYP—1.14KV 3*35+1*16橡套電纜長度50 m。
⑹回柱絞車電纜型號為UYP—1.14KV 3*16+1*10 橡套電纜長度為B3軌道巷150 m。
⑺ 噴霧泵站電纜型號為U—1.14KV 3*25+1*10 橡套電纜長度100 m。
⑻ 皮帶運輸機電纜型號為U—1.14KV 3*25+1*10橡套電纜長度100 m。
⑼ 巖石電鉆電纜型號為UYP—1.14KV 3*4+1*4 橡套電纜長度400 m。
⑽ 煤電鉆電纜型號為MZ—0.5KV 礦用3*4 橡套電纜長度100 m。
⑾照明、信號電纜型號為U—3*2.5 橡套電纜長度500 m
3、供電回路
該工作面供電有兩個回路。移動變電站為一個回路，又被分為兩個部分，其中一個總饋電開關供采煤機、前部刮板機、B2軌道巷的回柱絞車，兩臺巖石電鉆，兩臺煤電鉆，工作面照明信號用電；另一個總饋電開關接出一根電纜到+591分層石門配電點，在配電點通過饋電開關分為兩路，一路供皮帶機、B2皮帶巷的回柱絞車、后部刮板機用電，一路供轉載機、破碎機、B1皮帶巷照明信號用電。從+535水平中央變電所接一條低壓電纜至+591分層石門配電點饋電開關為一個回路，供其它用電點用電。

三、綜采工作面電氣設備選擇
選用：
1、礦用真空開關，型號為 KBZ—500/1140兩臺，作移動變電站出總饋開關；
2、礦用真空開關，型號為KBZ—300/1140兩臺，作移動變電站至+591分層石門配電點的開關；
3、礦用真空開關，型號為QBZ—120/660兩臺，皮帶運輸機和其它用電地點的總開關；
4、礦用真空開關，型號為QBZ—200/1140三臺，作為控制采煤機前后部刮板機用；
5、礦用真空開關，型號為QBZ—200/1140五臺，作為控制兩臺乳化液泵、兩臺噴霧泵、、轉載機、破碎機用；
6、可逆真空磁力開關，型號為BQD—80N四臺，用于控制兩臺回柱絞車，兩臺巖石電鉆用；
7、高壓電纜接線裝置，型號為ABCD—200/6KV十二個，用于高壓屏蔽電纜的接線；
8、煤電鉆綜保兩臺，型號BZB-2.5作為控制兩臺煤電鉆；
9、照明、信號綜保兩臺型號BZB-2.5，一臺在移動變電站處作為工作面照明和信號控制用，一臺在+591分層石門配電點作為B1皮帶皮帶巷照明和信號控制用；
10、工作面照明采用防爆式日光燈，每付支架均安裝一盞。B1皮帶巷照明采用防爆式日光燈，每隔20m設一盞，各機頭和移動變電站、泵站均安裝防爆式日光燈；
11、信號采用防爆按鈕和防爆電鈴、皮帶機、轉載機、采煤機、破碎機、前后部刮板運輸機、泵站等處均安裝信號裝置；
12、在移動變電站和+591分層石門配電點安裝低壓檢漏繼電器和電度表。

四、高低壓電氣設備保護
控制移動變電站的+535水平中央變電所高壓具有短路、過電流及失壓保護。其660V低壓配電設備也具有短路過負荷保護。

五、保護接地及漏電保護
1、保護接地
局部接地極設置于巷道水溝或其它就近的潮濕處。
移動電氣設備和接地通過鍍鋅扁鐵與接地網(wǎng)相連。
局部接地極和總接地網(wǎng)形成一個閉合的接地網(wǎng)絡。
移動變電站和變壓器外接地與高低壓開關外接地連在一起，在至局部接地極。
2、漏電保護
移動變電站高壓側開關本身具有漏電，監(jiān)視保護裝置。
660V低壓配電設備也具有漏電保護，向綜采設備送電的各饋電開關分別安裝有選擇性漏電保護裝置。
對于煤電鉆綜保和照明保證綜保，自身具有檢漏、短路、過流及運距離控制綜合保護。

第十章：主要技術經(jīng)濟指標
一、勞動組織
1、勞動組織：采用每日三班，每班八小時工作制。
2、勞動定員：78人。（具體見附表）
3、循環(huán)方式：采用日進刀9次，日推進度為5.4 m。
 

二、指標計算
1、工作面日產(chǎn)量：
A = L×S×M×C×K = 31×5.4×16×1.3×85% =2959.63噸
式中： A—工作面日產(chǎn)量 單位：噸
L—工作面長度 取31米
S— 工作面日推進度 取5.4米
M—工作面回采段高 取16米
C—煤的容重 取1.3噸/立方米
K— 工作面回采率 85%
2、工作面月產(chǎn)量和年產(chǎn)量：
Q月= t×A=27×0.2960= 8.0萬噸
式中：Q月——工作面月產(chǎn)量
t —— 工作天數(shù) 取27天
Q年= T×Q月= 8.0×12 = 96萬噸
式中：
Q年——工作面年產(chǎn)量 單位：萬噸
T——年工作月份 ，按12個正常生產(chǎn)月份計。

三、主要技術經(jīng)濟指標和設備表（見附表）