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'放顶煤设计前言山西平定汇能煤业有限公司位于阳泉市平定县县城南直距10.5km，南阳胜村、北阳胜村、新城村一带，属兼并重组整合矿井，2009年11月，山西省煤矿企业兼并重组整合工作领导组办公室，以晋煤重组办发〔2009〕72号文《关于阳泉市平定古州丰泰煤业有限公司等九处煤矿企业兼并重组整合方案的-批复》批准由山西汇能煤业有限公司、山西新城煤业有限公司兼并重组整合而成山西平定汇能煤业有限公司，批准开采3－13#、15#煤层，井田面积18.4575km2，矿井生产能力180万t/a。目前矿井为证件齐全的生产矿井，井田面积18.4575km2,批准开采3-13#、15#煤层，现采15#煤层。采煤方法为综采放顶煤一次采全高。该矿一采区15#煤层赋存角度在0－5°，厚度为5.7m，底煤开采厚度2.6m，放顶煤高度为3.1m，采放比为1：1.19，无煤(岩)和瓦斯(二氧化碳)突出危险性，顶板冒放性较好，水文条件属中等，符合《规程》第六十八条中关于采用放顶煤开采的相关规定。根据国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局下发的安监总煤行[2008]130号《国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局关于加强煤矿放顶煤开采安全管理工作的通知》、山西省煤炭工业局下发晋煤安发[2008]702号《关于转发<国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局关于加强煤矿放顶煤开采安全管理工作的通知>的通知》和阳泉市煤炭工业局下发的阳煤政发[2008]116号《关于认真贯彻落实<国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局关于加强煤矿放顶煤开采安全管理工作的通知>的通知》的文件精神，同时结合《规程》第六十八条的要求，为切实加强煤矿放顶煤开采的安全管理，主要解决煤矿放顶煤开采工作面在通风、防瓦斯、防水、防煤尘、防火、顶板支护及其它方面的重大安全隐患，坚决遏制重特大事故，保证矿井安全生产，根据《规程》、《规范》和其它标准，我矿编制完成了山西平定汇能煤业有限公司一采区15103放顶煤工作面开采设计。一、概述1、矿井地理位置4 山西平定汇能煤业有限公司位于阳泉市平定县县城南直距10.5km，南阳胜村、北阳胜村、新城村一带，行政区划隶属阳泉市平定县张庄镇管辖。其地理坐标为：北纬：37°41′11〞—37°43′57〞，东经：113°34′15〞—113°39′40〞。2、交通情况207国道由矿区东侧约1km外通过，井田内的新城村、夏庄村等均与207国道有县乡级公路相连，经过该井田矿区，由207国道向北可至平定县城，并与太旧高速公路和石太线相接，矿区之北18km处有平定县东关铁路发煤站，经平定可达全国各地，交通条件方便。3、企业性质和隶属关系山西平定汇能煤业有限公司经济类型属有限责任公司，隶属山西平定汇能煤业有限公司。4、生产规模及服务年限根据批准的煤炭生产许可证,山西平定汇能煤业有限公司设计生产能力为180万吨/年，15号煤层服务年限为25.7年。5、企业证照基本情况2013年5月29日，山西省国土资源厅为该矿换发了兼并重组后的C1400002009111220045314号《采矿许可证》，批准该矿开采3#－15#煤层，开采深度：+980m至+520m，矿区面积18.4575km2，设计生产能力为180万吨/年，有效期限自2013年5月29日至2041年5月29日；现《安全生产许可证》编号为(晋)MK安许证字[2013]GW027，有效期限自2013年6月9日至2016年6月8日；《煤炭生产许可证》编号为201403212076号，开采15号煤层，证载能力180万吨/年，有效期限自2013年7月30日至2036年12月31日；企业法人营业执照编号为140000400017425,有效期限自2006年7月18日至2036年7月18日。4 矿井交通位置插图二、设计指导思想依据《煤矿安全规程》、《煤炭工业设计规范》和国家关于放顶煤开采安全管理的要求，对在放顶煤工作面开采的生产过程中，结合开采工艺的特殊性，重点解决工作面通风和防瓦斯、防火、防煤尘、防水、顶板管理等方面存在的漏洞，配备必要的安全防护设施，制定与之相应的安全技术措施，安全管理措施到位。设计方案要充分体现出安全技术措施针对性强，安全可靠，简单实用，可有效的防止事故发生，加大生产安全力度。三、主要技术特征1、开采煤层：15#煤层。2、放顶煤工作面回采率：底煤95%，顶煤80%。3、采煤方法：壁式放顶煤，回采工艺为综采。4、支护方式：ZF型放顶煤液压支架、DW型单体液压支柱、П4 型钢梁和木板梁联合支护。5、运输方式：回采工作面采用刮板输送机运输，顺槽采用转载机和胶带输送机接力运输。6、通风方式：“U+高抽”型通风方式。7、工作面供电方式：低压1140V、660V、127V、36V。8、排水方式：配备小水泵及管路排至井底主要水仓。四、存在问题建议1、由于受地质构造的影响此工作面走向长度由原138米，缩短至78米，此放顶煤设计是以走向长度78米所编制的。2、我矿为高瓦斯矿井，工作面煤层放顶时上隅角瓦斯涌出量较大，并且此工作面高抽巷布置与工作面轨道顺槽往东6.4米处，因此，此工作面容易造成瓦斯积聚，有一定的安全隐患，为此设计建议加强工作面通风管理及瓦斯抽采工作，结合实际情况因地制宜采取相关措施，确保生产安全。3、为保证15#煤层在开采过程中生产安全，设计要求在探水工作方面，必须坚持探放水原则，实施综合治理措施，严格“物探先行、化探跟进、钻探验证”的综合探测程序，建立健全“探测超前、预报准确、防治达效、管理到位”的防治水工作体系，同时必须做到“预测预报、有掘必探，先探后掘，先治后采”。4、建议我矿加强井上下对照的测量，对已开采完毕的工作面地表进行实地勘察，发现问题，要采取措施及时封填。4 第一章矿井、采区概况及地质特征第一节矿井概况一、矿井四邻关系四邻关系：整合井田外周边共分布有10个煤矿，分别为：西北与阳煤集团平定东升兴裕煤业有限公司相邻，北与山西平定古州同意煤业有限公司相邻，东北与山西平定古州中盛煤业有限公司、山西平定古州伟峰煤业有限公司相邻，东与山西平定古州陈家庄煤矿、新村煤矿（已关闭）相邻，东南与平定县张庄镇宁艾村煤矿相邻（已关闭），南与阳煤集团平定裕泰煤业有限公司相邻，西南与山西平定古州东升阳胜煤业有限公司相邻，西与阳煤集团五矿相邻。矿井四邻关系图见图1—1—1。二、矿井开拓方式汇能矿井现为生产矿井，开拓方案叙述如下：工业场地内现布置有主斜井、副斜井和中央回风立井三个井筒。主斜井净宽4.40m，倾角25°，斜长742.4m，井筒内装备一条带宽1200mm的大倾角带式输送机和一条胶带检修轨道，担负矿井煤炭提升任务，兼做进风井和安全出口；副斜井净宽4.50m，倾角25°，斜长683.5m，井筒内铺设双轨，担负矿井矸石、材料设备和人员等所有辅助提升任务，兼做进风井和安全出口；中央回风立井净径5.00m，垂深240.00m，井筒内装备梯子间，担负矿井初期回风任务，兼做矿井安全出口。初期以上述三个井筒进行开拓开采。后期在井田西部、北阳胜村西侧和井田西南部、746号钻孔西侧，各布置一个回风立井，做为矿井三、四采区开采时的回风井筒，全井田以上述五个井筒开拓开采。主斜井落底于15号煤层底板下25m的岩层中，副斜井落底于15号煤层底板下8.0m的岩层中，中央回风立井落底于15号煤层底板。根据副斜井井筒落底点标高，设计以+574m一个开采水平、两组相互垂直的开拓大巷开发井田内未采区域的15号煤层。II 图1—1—1矿井四邻关系图II 主斜井井筒落底后，在距井筒落底点斜长16.5m处的主斜井井筒内，设置上抬式井底煤仓，过井底煤仓上口，分别向正西和南（基本平行井田西南边界线）方向各布置一组煤层大巷至井田西部北阳胜村西200m处和井田南部边界煤柱线，向西布置的煤层大巷在北阳胜村西200m处与三采区准备巷相接。每组大巷及采区准备巷设胶带、轨道和回风三条巷道，相互平行，间距40m。设计依据井下实际揭露煤层情况及周边矿井既有巷道布置经验，确定将胶带、轨道大巷和回风大巷均沿15号煤层顶板布置。西胶带大巷通过坡度为16°的上仓段斜巷与井底煤仓上口（+595m）相连，南胶带大巷通过一段水平岩巷与井底煤仓上口相接；西轨道大巷与副斜井+574m水平井底车场直接相连，南轨道大巷通过西轨道大巷与副斜井+574m水平井底车场沟通；西回风大巷直接与中央回风立井相连，南回风大巷通过西回风大巷与中央回风立井沟通。在主井井底设置沉淀池，主井井底清理撒煤硐室通过清理撒煤斜巷与西轨道大巷沟通。井下大巷主运输均采用胶带输送机运输方式。大巷辅助运输，+574m水平井底车场及西轨道大巷采用蓄电池电机车牵引600mm轨距、1t系列矿车运输方式；南轨道大巷及采区巷道采用无极绳连续牵引车牵引600mm轨距、1t系列矿车运输方式。矿井现采用中央并列式通风系统，后期逐步过渡到分区回风式通风系统。矿井通风方式采用机械抽出式。三、水平划分井田内煤层赋存平缓，一般3°～10°，多为6°左右，属近水平煤层。15号煤层赋存稳定，属全井田可采厚煤层，因此在15号煤层中设置开采水平，水平标高+574m。四、采区划分及开采现状井田15号煤层开拓大巷呈“上”型布置，依此开拓大巷布置方式、并考虑到井田东北部15号煤层浅部区域可能受小窑越界开采的影响，设计将井田内15号煤层未采区域划分为四个采区开采。一采区位于井田东北部，单翼布置，走向长壁开采，回采工作面连续推进长度600～1150m；二采区位于井田中北部，双翼布置，倾斜长壁开采，回采工作面连续推进长度1200m；三采区位于井田西部，单翼布置，走向长壁开采，回采工作面连续推进长度800～1900m；四采区位于井田中部和南部，单翼布置，倾斜长壁开采，回采工作面连续推进长度800～1530m。采区接替顺序为一采区→二采区→三采区→四采区。本次设计的15103回采工作面位于矿井的一采区。五、生产系统一）提升系统II 1、主斜井提升系统1）主斜井胶带主斜井装备带式输送机提升煤炭，并在井筒内设置检修轨道，担负胶带输送机检修时升降材料及胶带输送机部件等提升任务。主井为斜井，井筒倾角α=25°，主斜井担负全矿井原煤提升任务及带式输送机维修设备的升降任务。在主斜井井筒内一侧装备一条带宽B=1200mm的钢丝绳芯大倾角带式输送机。另一侧设置检修道，用JTP—1.2型提升绞车运输带式输送机的检修设备。主斜井井筒宽：4400mm，井筒倾角：25°，斜长：742.40m。主斜井井筒安设带宽B=1200mm带速V=3.15m/s、运量Q=550t/h、倾角α=25°的钢丝绳芯带式输送机。驱动方式采用头部双滚筒双电机液粘软起动驱动。电动机：YKK5001—4型，N=500kW，U=10kV，防护等级IP54，两台。减速器：ML3PSF110型i=35.5、带冷却风扇、两台。（SEW）胶带：钢丝绳芯阻燃抗静电胶带，必须满足MT668—2008标准要求，St=3150N/mm。逆止器：DSN200型，逆止力矩[M]=200kN。m，两台。盘式可控制动装置型号：KPZ—1600/180（山东科技大）一台，制动矩：[M]=180kN·m。液压站电机：N=3.0×2kW。液粘软起动装置：YNRQD450/1500型（山东科技大），传递功率：400～500kw，两台。润滑及驱动电机N=（7.5+2.2）kW。2）主斜井检修绞车主斜井井筒斜长742.4m，倾角25°，井筒内铺设单轨，设置主斜井检修绞车，用于胶带输送机检修时，升降材料及胶带输送机部件，提升最重件重量为3t。提升钢丝绳为14ZBB6×7+FC1670ZZ10968.8GB8918—2006型钢丝绳，钢丝绳安全系数m=6.58》6.5，提升系统最大静张力Fj=18.69kN，电动机功率44.71kW。主斜井检修绞车为JTP—1.2型单滚筒提升绞车，Dg=1.2m，B=1.0m，Fze=30kN，i=31.5，Vmax=2.0m/s，配套380V，55kW交流变频电动机来满足提升要求。主斜井检修绞车一回低压380V电源引自主斜井井口房低压配电柜，采用交流低压变频调速电控装置。主斜井设置主斜井检修绞车提升信号装置。II 2、副斜井提升系统副斜井采用双钩串车提升方式，担负全矿井矸石、人员、材料、设备、重大件等全部辅助提升任务。提矸：4辆600mm轨距、1t固定矿车组列，矿车自重Qk=610kg；提人：XRB15—6/6斜井人车，两节头车组列，头车自重为2200kg；运大件：特制平板车运送，平板车自重1500kg，允许牵引力92kN；钢丝绳型号为36ZBB6∨×18＋FC1670ZS812534GB8918—2006型，其主要技术参数：dk=36mm，Pk=5.34kg/m，Qq＝938.67kN。已有2JK—3×1.8/30E加宽型双滚筒提升机，其主要技术参数如下：Dg=3.0m，B=1.8m，i=30，Fze=135kN，Fce=90kN，Vmax=3.33m/s已有Z4—450—11，660V，400kW，637r/min直流电动机。二）通风系统矿井初期采用中央并列式通风系统，后期逐步过渡到分区回风式通风系统。矿井通风方式采用机械抽出式。矿井兼并重组投产及移交生产时共布置三个井筒，分别为主斜井、副斜井及中央回风立井。主、副斜井井筒平行布置，提升方位角为90°，其中主斜井倾角25°，净宽4.4m，斜长742.4m，副斜井倾角25°，净宽4.5m，斜长697.7m，均布置在工业场地东侧，回风立井净径5.0m，布置在工业场地西侧台地上。矿井达到设计生产能力时，共配备三个掘进工作面，均采用独立通风，掘进工作面所需风量由局部通风机对其压入式供给。井下中央变电所、主排水泵房、消防材料库、等候室等硐室利用主通风机负压通风。井下蓄电池电机车充电硐室及修理间联合硐室、井下爆破材料库采用独立通风。目前，矿井总进风风量为：8900m3/min，其中：主斜井进风量为3150m3/min，副斜井进风量为5750m3/min，中央回风立井回风风量为9150m3/min。2014年8月，由中国矿业大学现场测定并出具了《山西[平定汇能煤业有限公司矿井通风阻力测定报告》，矿井通风总阻力为：1569.5Pa，矿井等积孔：4.5m2。三）排水系统1、主排水系统II 矿井在副斜井井底设主排水泵房，矿井涌水经敷设于主斜井井筒中的排水管路，排至工业场地内的井下水处理站。根据矿井涌水量及排水扬程，经计算可选择MD280—43×8、n=1480r/min耐磨离心式水泵三台，φ245×8排水管两趟，来满足矿井正常及最大涌水期间排水的需要。正常涌水及最大涌水期间，均为三台水泵一台工作，一台备用，一台检修，两趟排水管一趟工作，一趟备用。正常涌水期间：日排水时间新管为12.0h，后期13.04h；最大涌水期间：日排水时间前期为16.0h，后期为17.39h。2、主斜井底清理撒煤斜巷排水设备主斜井井筒涌水量6m3/h，在主斜井落底处设沉淀池，井筒涌水沿清理撒煤平巷、清理撒煤斜巷排至+574m水平轨道大巷水沟，排水长度190m，垂高30.1m。现有KWQB32—45/3—7.5隔爆污水潜水电泵两台，一台工作，一台备用，配660V、7.5kW电动机，沿清理撒煤平、斜巷敷设一趟φ108×4排水管，将水排至轨道大巷水沟后自流入井底水仓。设水窝排水自动化装置。主排水泵10kV电源由井下中央变电所直供。水泵的控制设备置于与水泵房毗邻的井下变电所内。水泵房与中央变电所之间设联系信号装置。四）压风系统矿井采用集中供风方式，在矿井新工业场地设空压机站一座。空压机站现有3台LU110—8A螺杆式空气压缩机（空冷），两台工作，一台备用。空压机额定排气量20.6m3/min，排气压力0.8MPa，配套电动机380V、110kW异步电动机。矿井主要用风设备为采掘工作面风动设备及压风自救装置救灾用风。五）运输系统①主运输：15103综采放顶煤工作面（可弯曲刮板输送机）→15103胶带顺槽（可伸缩胶带输送机）→一采区胶带上山（胶带输送机）→一采区集中胶带巷（胶带输送机）→井底煤仓（给煤机）→主斜井（大倾角带式输送机）→地面生产系统。②辅助运输：地面材料、设备车→副斜井（提升机）→+574水平井底车场（电机车）→一采区集中轨道巷（电机车）→一采区轨道上山（绞车牵引）→15103轨道顺槽(调度II 绞车)、胶带顺槽(调度绞车)→15103回采工作面。地面长材、大重件装入平板车→副斜井（提升机）→+574水平井底车场（电机车）→一采区集中轨道巷(电机车)→一采区轨道上山(绞车牵引)→15103轨道顺槽(调度绞车)、胶带顺槽(调度绞车)→15103回采工作面。地面下井人员→副斜井井口乘人车场(步行)→副斜井(斜井人车)→副斜井井底乘人车场(步行)→+574m水平井底车场(步行)→一采区集中轨道巷(步行)→一采区轨道上山(步行)→轨道顺槽(步行)、胶带顺槽(步行)→15103回采工作面。六）、供电系统工业场地现有一座35/10kV变电站，两回电源进线，一回电源线路引自矿井东南陈家庄110kV变电站35kV母线段，架空线型号采用LGJ-185mm2，单回线路长度为5.5km；另一回路电源线路引自矿井西北蚕石110kV变电站35kV母线段，架空线型号为LGJ-185mm2，单回线路长度为9km。工业场地35/10kV变电站设有两台变压器，其中两台变压器型号为SZ11-12500/3535±3×2.5%/10.5kV12500kVA低损耗有载调压变压器。我矿现有下井供电电源两回路，均引自矿井工业场地35kV变电所10kV不同母线段，下井电缆采用MYJV22-8.7/103×240mm2型煤矿用交联聚乙烯绝缘钢带铠装聚氯乙烯护套电力电缆，单回线路长度1100m，沿主斜井井筒敷设至井下主变电所。后由主变电所矿用隔爆型高压真空配电装置通过高压电缆引向回采工作面移动变电站。七）矿井监测监控系统我矿现开采的15号煤层属高瓦斯矿井，煤尘无爆炸危险性，煤层属不易自燃煤层。煤矿目前装备有1套KJ70N矿用安全监控系统，对全矿井上、下环境及主要生产环节运行状况进行连续监测和监控，实现数据的采集、处理、上传，当系统发出报警、断电、馈电异常信息时，能够迅速采取断电、撤人、停工等应急处置措施，充发挥其安全避险的预警作用。本次开采15103工作面时，监控系统将利用现有系统，依据AQ1029—2007煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范，对工作面进行传感器布置，实时监测工作面生产环境，一旦发现有瓦斯超限立刻声光报警，并切断相关设备电源，防止事故的发生。八）井下作业人员管理系统概况煤矿目前装备一套KJ133人员定位监控系统，对下井人员进行监测，II 实现考勤管理，并对井下作业人员的分布情况进行动态跟踪，可随时查询下井人员的身份，下井次数、下井时间或任一指定时间段的活动踪迹。地面中心站设在调度室内，在避难硐室内设置人员定位分站，在避难硐室出、入口安装读卡器，读卡器对进、出紧急避险设施的人员进行动态监测，并将监测数据传输到硐室内分站，然后就近接入煤矿现有人员定位系统，上传至调度中心，可随时查询进入避险设施内人员的身份、数量，充分发挥其安全避险的应急救助作用。九）产量监控系统矿井现装备有KJ219型煤炭产量监测系统，实时计量矿井产量情况，并将产量数据通过煤矿安全监控专网传送到各级监控中心和管理部门。十）通信系统目前井下通信系统已形成，设计在15103工作面、胶带机头、轨道顺槽进入口等处设有调度电话；在采煤机上设随机通信系统；在工作面、胶带顺槽沿线设局部扩音通信系统，实现对工作面、顺槽胶带输送机的保护，控制、沿线通话、故障检测、显示及报警等功能。十一）抽放系统矿井建立地面固定瓦斯抽放高、低负压双系统，泵站选在矿井中央回风立井工业广场西北角。高负压抽放系统在瓦斯泵站安装两台2BE3—500—2BY4水环式真空泵，电机功率为220kw，一台运行，一台备用，用于本煤层煤高负压瓦斯抽放。高负压抽放管路主管为φ426×6mm螺旋钢管，安装在574回风大巷中；支管为φ226×6mm螺旋钢管，安装在15103工作面轨道顺槽。低负压抽放系统在瓦斯泵站安装两台安装两台2BE3—720—2BY4型水环真空泵，电机功率450kw，流量410m3/min，一台运行，一台备用，用于低负压瓦斯抽放。低负压主管为φ630×6mm螺旋钢管，安装在574回风大巷中；支管为φ325×6mm螺旋钢管，安装在15103工作面回风巷中。六、综采放顶煤工作面煤矿井下安全避险“六大系统”煤矿井下安全避险主要有：矿井监测监控系统、井下人员定位系统、井下紧急避险系统、矿井压风自救系统、矿井供水施救系统及矿井通信联络系统共“六大系统”。一）矿井监测监控系统II 1、煤矿目前装备有1套KJ70N矿用安全监控系统，对全矿井上、下环境及主要生产环节运行状况进行连续监测和监控，实现数据的采集、处理、上传，当系统发出报警、断电、馈电异常信息时，能够迅速采取断电、撤人、停工等应急处置措施，充分发挥其安全避险的预警作用。2、KJ70N监控系统具有煤矿矿用产品安全标志，并且符合AQ6201-2006《煤矿安全监控系统通用技术要求》。煤矿新建紧急避险设施后，设计将对避险设施内、外环境参数进行监测。二）人员定位系统矿井现装备有KJ133型井下人员考勤定位监控系统，对下井人员进行监测，实现考勤管理，并对井下作业人员的分布情况进行动态跟踪，在工作面轨道、胶带顺槽口安装分站，可随时查询进入工作面人员的身份、人数及活动踪迹。当井下作业人员超时或接近危险场所时系统报警。三）井下紧急避险系统根据安监总煤装[2010]145号文，至2012年6月所有煤与瓦斯突出的矿井，中央企业和国有重点煤矿中的高瓦斯、开采容易自燃煤层的矿井，要完成紧急避险系统的建设完善工作。根据国家安全监管总局煤矿安监局安监总煤装[2011]15号文、安监总煤装[2011]33号文及安监总煤装〔2012〕15号文的要求，为满足突发紧急情况下所服务区域全部人员紧急避险的需要和在安全方面提升一个水平，在副斜井落底点西侧300m处西+574水平轨道大巷和西+574水平胶带大巷之间设置永久避难硐室；在一采区15101工作面轨道顺槽附近的一采区胶带上山和一采区轨道上山之间设置采区避难硐室；因一采区回采工作面顺槽和顺槽综掘工作面长度均远小于1000m，故一采区暂不布置移动救生舱，但考虑移动救生舱运输方便、布置灵活及设施完备等特点，暂在开拓大巷普掘工作面附近布置KJYY-96/12型井下移动式硬体救生舱。在一采区15101工作面轨道顺槽附近的一采区胶带上山和一采区轨道上山之间设置采区避难硐室，规模为80人。四）矿井压风自救系统1、矿井压风自救系统地面工业场地建有压风机机站，站内安装三台LU110—8A型空冷型螺杆式压风机，两台工作，一台备用。压风机额定排气量20.6m3/min，出口压力0.8Mpa；沿主斜井井筒敷设一趟Φ159×4.5无缝钢管至井下各用风地点，在主斜井井口、井底及沿压风管路敷设路径巷道低洼处设置油水分离器。II 压风自救系统设在压缩空气管路上，在距离采掘工作面25～40m巷道内、放炮地点、撤离人员或警戒人员所在的位置以及回风巷道有人作业处设置压风自救装置，每组压风自救装置可供5～8人使用。长距离的掘进巷道中每隔100m设置一组阀门。避难硐室压风管路引自就近压风管网。压风机站内安装三台空压机，两台工作，一台备用，足以满足压风自救系统需求压风供气量及井下风动工具用气量。2、工作面压风自救系统(1)工作面设置压风自救系统，压风自救装置安装在回采工作面胶带顺槽及轨道顺槽内的压缩空气管道上。(2)在15103胶带顺槽及15103轨道顺槽内敷设压风管路。压风管路安装高度不低于1.8m，压风自救装置安装位置必须是支护完好、无空帮空顶，地点宽敞的人行道侧。必须加强压风自救管理，及时维修，经常检修。15103工作面压风自救系统见附图1-1-4。五）矿井供水施救系统矿井按《煤矿安全规程要求》建立了完善的防尘供水系统，并按要求设置了三通和阀门，并在所有的采掘工作面和其他较集中的地点设置了供水阀门，保证各采掘作业地点在灾变期间能够得到应急供水要求。供水管路要加强维护，不得出现跑、冒、滴、漏现象，确保阀门开关灵活。（1）、采区避难硐室供水施救系统从井下进入采区避难硐室的供水施救系统水源引自工业场地生活供水系统。该管路供避难硐室生活间用水及饮用水。在用水点之前管道加装Y型过滤器，设减压站，阀后压力调至0.1MPa。主管道管径为DN50，进入避难硐室供水管道采用橡胶软管DN25，供水管道采用橡胶软管DN25，与其他通风、通信等施救系统管道采用束管方式引入避难硐室。（2）、工作面供水施救系统从井下进入15103工作面的供水施救系统水源引自工业场地生活供水系统，管路利用井下消防洒水管路。消防洒水管路在地面设置阀门井，连接生活供水系统，阀门为常闭，灾变时切换。15103工作面供水施救系统见附图1-1-5。六）矿井通信联络系统II 矿井设置了完善的通信联络系统，矿井通信调度交换机现有一套DDK—6型348门数字程控调度机，担负矿井行政、调度用户通信。调度交换机置于任务交待楼调度室内，调度室必须实现双回路供电。另外在井下设置了一套KT23井下无线通讯系统，在井筒，运输大巷及采、掘工作面顺槽等处敷设通讯电缆并按规定距离安装基站，给有关人员配备防爆手机，实现井下移动通讯，基站控制器设在调度机房内。无线通讯系统通过相应接口与矿井生产调度总机相连，实现全矿井上、井下通信联网。为了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，通信系统必须跟避难硐室和救生舱进行联络。另外在井下还装备了广播系统。矿井通信联络系统确保矿井在发生险情时能及时通知井下人员撤离。第二节采区概况一、采区在井田中的位置一采区位于全井田的东北部，其西部为二采区，南部为四采区，见图1-2-1。采区位置见图1—2—1。II 二、采区可采储量、服务年限1、矿井工作制度矿井设计年工作日330d，每天三班作业，一班检修，二班生产。日净提升时间16h。2、采区生产能力由于一采区地质条件复杂，褶曲多，局部坡度大，推进度慢，且本矿井为新建矿井，人员素质和管理水平正处于上升阶段，矿井目前处于磨合阶段，考虑到目前的实际情况，结合15101工作面开采时的实际情况，采区的生产能力确定为1.1Mt/a。3、采区资源/储量II 一采区位于井田北部，南北长1054m—1400m，东西宽350m—780m。一采区东部与山西平定古州中盛煤业有限公司相邻；南部与矿井设计四采区相邻；西部与矿井设计二采区相邻；北部与山西平定古州同意煤业有限公司相邻。采区面积约1.28km2,本采区15号煤层工业储量为8.23Mt，设计可采储量为4.77Mt。4、采区服务年限采区服务年限按下式计算：T＝Zk/(K•A)式中：T——矿井服务年限，a；Zk——设计可采储量，Mt；A——设计生产能力，Mt/a；1.1Mt/a。K——储量备用系数，取K＝1.3。采区服务年限：T＝4.77/(1.3×1.1)≈3.3a。三、采区巷道的布置及装备情况一采区15号煤层采用单翼上山布置，走向长壁开采。在中央回风立井井筒北侧、平行西一采区回风大巷布置一采区胶带上山和一采区轨道上山，均沿15号煤层顶板布置；利用一采区回风大巷做为一采区的回风上山。这三条上山巷道相互平行，间距均为40m。一采区胶带上山通过一采区集中胶带巷(16°上坡)与井底煤仓上口沟通，一采区轨道上山通过一采区集中轨道巷(沿煤层顶板掘进)与+574m水平井底车场相连。15103工作面南部相邻本矿一采区集中轨道上山，西部为一采区15102工作面，东部为一采区15104工作面，15102工作面未开采。15103工作面胶带顺槽沿15号煤层底板布置、轨道顺槽沿15号煤层顶板布置，轨道顺槽与一采区回风上山沟通，胶带顺槽与一采区胶带上山沟通，形成了一采区完善的运输、通风、供电、行人及排水系统。采区布置见图1—2—2。四、采区生产系统1、主运输系统：一采区原煤→工作面顺槽皮带→一采区胶带上山皮带→一采区集中胶带巷皮带→井底煤仓→主斜井皮带→地面。2、辅助运输系统II 地面材料设备→副斜井(双滚筒提升绞车)→+574m水平井底车场(电机车牵引矿车)→一采区集中轨道巷(电机车牵引矿车)→一采区轨道上山(绞车牵引)→工作面轨道顺槽(调度绞车)→回采工作面。大巷掘进头矸石(调度绞车牵引矿车)→一采区水平轨道大巷(电机车牵引矿车)→+574m水平井底车场(电机车牵引矿车)→副斜井(双滚筒提升绞车牵引矿车)→地面排矸系统。3、通风系统：地面新鲜风流→副（主）斜井→+574m水平井底车场→一采区集中轨道巷（一采区集中胶带巷）→一采区轨道上山（一采区胶带上山）→回采工作面胶带顺槽→回采工作面（乏风）→回采工作面轨道顺槽→立井东回风→中央回风立井（主扇风机）→地面。主通风机现有FBCDZ№29型2×500KW矿用防爆对旋轴流式通风机，一台工作，一台备用。4、供电：中央变电所以10kV电压向主排水泵、一采区胶带上山机头变电所、大巷掘进工作面局扇专用变压器、顺槽掘进工作面局扇专用变压器和综采工作面、胶带顺槽、轨道顺槽、大巷掘进工作面、轨道顺槽掘进工作面、胶带顺槽掘进工作面、一采区集中胶带巷的矿用隔爆型移动变电站供电，以660V电压向一采区胶带大巷、一采区轨道大巷、井底设备、井底水窝水泵、电机车整流硐室、一采区集中轨道巷的低压负荷供电。一采区胶带上山和一采区轨道上山的660V电源引自一采区胶带上山机头变电所660V侧。井下动力电压为10kV、1.14kV(回采工作面及掘进机)、660V(绞车)，照明信号电压为127V。井下各掘进工作面配电点的风电瓦斯闭锁由安全监测监控装置与配套的矿用隔爆型真空配电装置配合实现。5、排水：工作面顺槽(小水泵)→一采区轨道上山(水沟)→一采区集中轨道巷(水沟)→西+574m水平轨道大巷(水沟)→井底水仓→主排水泵房(排水泵)→管子道(排水管)→主斜井(排水管)→地面→井下水处理站调节池。五、顺槽掘进工作面顺槽掘进工作面采用综掘方式，主要掘进设备见下表。II 表1-2-1　　　　　掘进工作面主要设备表设备名称煤巷综掘工作面(两个)，岩巷炮掘工作面（一个）型号功率(kW)台数煤及半煤巷掘进机EBZ-160191.52可伸缩胶带输送机SSJ-800/90902局部通风机FBD№7.12×306刮板输送机SGB-420/30303探水钻ZLJ-250222喷雾泵站WPB-50/10112锚杆打眼安装机MQT-9052调度绞车JD-111.46小水泵IS80-65-1607.54胶带转载机JZP-100A102第三节地质特征一、矿井基本地质情况一）含煤地层井田内主要含煤地层为石炭系上统太原组和二叠系下统山西组，本溪组及下石盒子组虽都含2—3层煤线，但均达不到可采厚度，无经济价值。1、石炭系上统太原组（C3t）：连续沉积于下伏本溪组地层之上，属海陆交互相沉积。本组厚106.29—135.05m，平均121.39m。主要岩性为深灰、灰黑色砂质泥岩、泥岩、石灰岩及灰色、浅灰色砂岩组成，含煤9层，其中稳定可采煤层1层：15号煤层；不稳定局部可采煤层1层：12号煤层。其余煤层均属不稳定不可采煤层。按其岩性、岩相特征可分为上、中、下三段。2、二叠系下统山西组（P1S）连续沉积于下伏太原组地层之上，属陆相沉积。本组厚49.86—63.02m，平均56.22m。岩性主要由深灰色、灰黑色泥岩、砂质泥岩、灰白色粗、中、细粒砂岩和煤层组成，含煤5层：1、2、3、4、6号煤层，其中3、6号煤层属局部不稳定可采煤层，其余煤层均属不稳定不可采煤层。二）地质构造井田位于沁水板拗太原西山—盂县板坪构造区中南部，总体为轴向近东西向的背向斜褶曲构造，中南部发育次一级近南北向背向斜褶曲构造，发育12条正断层，80个陷落柱，现分述如下：II 1、褶曲（1）S1背斜：位于井田北部，夏庄水库一带。轴向南西—北北东，背斜北西翼宽缓，倾角4°—5°，南东翼较陡，倾角5°—8°。井田内轴向延伸长度约1200m左右。（2）S2向斜：位于井田北部，北后峪、北阳胜、夏庄、南村峪一带。轴向北西—东西—北东，向斜南翼宽缓，倾角2°—9°，北翼较陡，倾角4°—10°。井田内轴向延伸长度约4900m左右。（3）S3背斜：位于井田东部，西城、新城村一带。轴向北西西—南东东，向东延伸至井田外；背斜北翼较陡，倾角4°—12°，南翼较平缓，倾角7°—9°。井田内轴向延伸长度约2400m左右。（4）S4向斜：位于井田东部边缘。向斜轴向北—南南西，东翼稍陡，倾角8°—11°，西翼较平缓，倾角4°—6°，延伸长度约650m左右。（5）S5向斜：位于井田南部。轴向北西西—南东—南东东，背斜西翼较平缓，倾角4°—5°，东翼稍陡，倾角3°—8°，延伸长度约2900m左右。（6）S6背斜：位于井田南部。背斜轴向北—南东—南东东，背斜西翼稍陡，倾角5°—8°，东翼较平缓，倾角3°—4°，延伸长度约3400m左右。（7）S7背斜：位于井田东南角。背斜轴向北东—南西，背斜两翼倾角基本一致，均稍陡，倾角9°—12°，延伸长度约550m左右。（8）S8向斜：位于井田东南角。背斜轴向北西西—南东—北东东，北背斜翼稍陡，倾角6°—8°，南翼较平缓，倾角3°—5°，延伸长度约2100m左右。2、断层井田内已发现断层为12条，均为正断层，由地面调查发现2条，井下采掘工程发现10条，井田内东西部均有分布，最大落差为8—10m，井田内延伸走向长度1.4—7.2km左右，倾角为64°—77°之间。3、陷落柱井田内现已发现的陷落柱共80个，地表出露28个；采掘工程揭露52个，井田内均有分布。陷落柱规模大小不一，一般为圆形、椭圆形，大者长轴可达600m，小的长轴不足30m，陷壁角一般在80°—85°之间，对煤层的破坏影响范围一般不超过10m井田内未见岩浆岩侵入。综上所述，井田内构造复杂程度属简单偏中等类型。II 三）煤层赋存情况井田内可采煤层自上至下有3、6、12、15号共计4层，其中15号煤层为全井田稳定可采煤层，其他煤层在井田内个别达到可采厚度，为不稳定局部可采煤层，现将各可采煤层分述如下：1、3号煤层位于山西组中上部，下距6号煤层9.50m左右。煤层厚度0—2.25m，平均0.73m，3号煤层井田中部赋存，井田东西两侧尖灭。赋存区内在井田北部H2、H8、736孔附近范围、井田南部719孔附近达到可采厚度，为不稳定局部可采煤层。一般含夹矸0—1层，结构简单。顶板多为泥岩、砂质泥岩，局部为粉砂岩或细砂岩；底板为泥岩、砂质泥岩，局部为细砂岩。2、6号煤层位于山西组中下部，上距3号煤层9.50m左右，下距8号煤层31.50m左右。煤层厚度0—2.35m，平均0.63m。6号煤层仅在井田北部、中东部、南部赋存，其余地段尖灭。赋存区仅在井田北部H4等钻孔附近范围、中东部714等钻孔附近范围、南部975等钻孔附近范围达到可采厚度。为井田不稳定局部可采煤层，一般含夹矸0—1层，结构简单。顶板为泥岩、砂质泥岩，局部为粉砂岩或细砂岩；底板为砂质泥岩，局部为泥岩、细砂岩。3、12号煤层位于太原组中段上部，上距6号煤层61.20m，下距13号煤层11.60m。煤层厚度0—1.48m，平均0.53m。12号煤层仅在井田东部、南部赋存，其余地段尖灭。赋存区在井田东部709等钻孔附近范围、南部720等钻孔附近范围达到可采厚度。为井田不稳定局部可采煤层。一般含0—1层夹矸，煤层结构简单。顶板一般为泥岩、细砂岩，局部为砂质泥岩；底板为泥岩、砂质泥岩。4、15号煤层位于太原组下段中部，上距12号煤层52.80m。煤层厚度4.40—7.68m，平均6.14m，全井田可采，为井田稳定可采煤层。一般含2—4层夹矸，结构复杂。顶板为泥岩，局部为砂质泥岩、细砂岩；底板为泥岩、砂质泥岩。15号煤层在井田东部部分已开采。可采煤层特征见表2—1—3。表2—1—3可采煤层特征表II 含煤地层煤层号厚度最大—最小平均（m）平均（m）煤层结构稳定性可采性顶板岩性底板岩性山西组30—2.250.73简单（0—1）不稳定局部可采泥岩砂质泥岩砂岩砂质泥岩泥岩砂岩9.5060—2.350.63简单（0—1）不稳定局部可采泥岩砂质泥岩砂岩砂质泥岩泥岩砂岩61.20太原组120—1.480.53简单（0—1）不稳定局部可采泥岩砂岩砂质泥岩泥岩砂质泥岩砂岩52.80154.40—7.686.14复杂（2—4）稳定全井田可采泥岩砂质泥岩砂岩泥岩砂质泥岩四）井田水文地质概况A.地表水井田属海河流域滹沱河水系桃河支流阳胜河北岸汇水区。井田内较大的河流为阳胜河，井田北部发育阳胜河支流北河，属季节性河流。北河、阳胜河大体均自西向东或东南流出井田，北河在新城村东南汇入阳胜河，北河最高洪水位一般高于河谷底4m。井田南界发育桃花河，属季节性河流，由西向东经南后峪、上马郡头村于井田东南边界外汇入阳胜河。阳胜河平时水量较小，一般2—4m3/s，甚至断流，雨季汇集洪水，水量猛增，最大流量20ｍ3/ｓ。阳胜河在井田外新村村折向北，一路向北汇入南川河，南川河向北汇入桃河。井田北部有夏庄、北阳胜小型水库，均于1975年修建。夏庄水库库容量30—35万m3，一般雨季积水量25—30万m3，旱季积水量3万m3左右；北阳胜水库库容量25—30万m3，一般雨季积水量20—25万m3，旱季积水量2万m3左右。B.含水层a．奥陶系中统石灰岩岩溶含水层组由石灰岩、白云质灰岩、角砾状灰岩及溶洞次生沉积物等组成。据阳泉市桃河水源勘探资料，渗透系数为0.9-2.4m/d，单位涌水量为0.5-2.5L/s.mII ，富水性中等－强，水质多为HCO3·SO4－Ca·Mg型。H5钻孔（O2f+O2s进尺179.36m）奥灰水位观测成果，水位标高415.23m。据此推断井田奥灰水位415－420m，地下水径流方向由西南向东北。2009年6月1日－2009年10月16日该矿曾委托平定县水利机械凿井队在其洗煤厂东（工业广场）施工深井，井深852.13m，取水层位为上、下马家沟组，上马家沟组厚度299.60m，下马家沟组进尺101.50m，孔口标高860.90m，水位埋深467.00m，水位标高393.90m，出水量50m3/h以上，连续抽水72小时出水正常。经国土资源部太原矿产资源监督检测中心检验，溶解性固体898mg/L，总硬度（以CaCO3计）480mg/L，PH值7.70，水质类型为SO4·HCO3—Ca型。b．石炭系上统太原组石灰岩岩溶裂隙及砂岩裂隙含水层太原组含水层主要由中段的K2、K3、K4等石灰岩组成，其次为下段的K1和上段的K5等砂岩。石灰岩岩溶裂隙不发育，少量溶隙、裂隙多被方解石充填。井田内部分钻孔钻至石灰岩时漏水或耗水量增大。据本井田H5号钻孔水文资料，水位标高869.43m，单位涌水量只有0.002L/s.m，渗透系数0.0044m/d，富水性弱。水质类型属HCO3-K·Na型，矿化度0.475g/L。推测井田本组含水层富水性弱。c．二叠系下统山西组砂岩裂隙含水层组山西组含水层主要由山西组底部K7等砂岩组成，岩性主要为中细粒砂岩，厚度一般5－10m。据简易水文观测，钻孔钻至本组水位及耗水量无变化。据H5钻孔P1X+P1S混合抽水试验，单位涌水量为0.050—0.077L/s.m，渗透系数为0.1755—0.2378m/d，属弱含水层。但水位高出地面8.70m，出现涌水现象。水质类型属HCO3－Mg·Ca型，矿化度0.908g/L。d．二叠系下统下石盒子组砂岩裂隙含水层组矿区内东部及南部沟谷中有下石盒子组出露。含水层主要由下石盒子组底部K8等砂岩组成，岩性主要为中细粒砂岩，裂隙一般不发育，属弱含水层。e．第四系砂砾石孔隙含水层井田内分布较广，为中上更新统下部和全新统的砂砾石层，属孔隙水，是民用水井的主要水源，富水性取决于含水层厚度及地形条件。据邻区水位动态观测，水位的变化反映滞后降水一个月左右。水质类型为Cl·HCO3-Ca·Mg型，矿化度1.08g/L，硬度55.21德国度。C.隔水层II a.石炭系上统太原组底部及中统本溪组泥岩、铝质泥岩隔水层奥陶系顶面至15号煤底板间岩层以泥质岩类为主，裂隙不发育，具有较好的隔水性能，为井田主要隔水层。石炭、二叠系含水层间均夹有较厚的泥质岩层，如上所述，各含水层的水位标高相差悬殊，说明其间无水力联系，因此这些泥质岩层具有较好的隔水性能，可视为层间隔水层。b.二叠系砂岩含水层间泥质岩隔水层主要由塑性的泥岩、铝质泥岩及砂质泥岩等构成，单层厚度2m至数十米，其中以上、下石盒子组分界处铝质泥岩最厚。隔水层呈层状分布于各含水层间，阻隔了含水层间的水力联系。D.构造对矿井充水的影响井田总体为轴向近东西向的背向斜褶曲构造，中南部发育次一级近南北向背向斜褶曲构造；发育12条正断层，落差8-10m，倾角64-77°；发育80个陷落柱，陷落柱规模大小不一，一般为圆形、椭圆形，大者长轴可达600ｍ，小的长轴不足30ｍ，陷壁角一般在80-85°之间。据该矿井下开采资料，遇断层和陷落柱时有渗水现象，但水量不大。该矿目前以煤层顶板裂隙渗水、陷落柱渗水及断层渗水为主，正常排水情况下，不会影响生产。通过断层、陷落柱沟通地下水，是矿井充水的主要因素，故开采时应特别注意，井下采掘接近断层、陷落柱时，必须加强探放水工作，按矿井设计留设防水煤柱，确保煤矿安全生产。E.地下水补给、径流、排泄条件本区地下水类型主要为承压水，潜水分布范围很有限。承压水主要在露头区接受大气降水补给。奥灰含水层区域内出露范围广泛，补给条件较好。井田位于娘子关泉域的西南径流区，奥灰水径流条件较好，由西南向东北，在娘子关泉群排泄。井田内石炭、二叠系含水层，受补给条件及岩溶、裂隙发育程度的控制，承压地下水径流、排泄条件均较差。河谷、沟谷中的基岩风化带裂隙水、第四系孔隙潜水，主要接受河水、大气降水垂直补给及河谷两侧的基岩地下水侧向补给，接受补给后沿沟谷向下游运移或补给下伏基岩，局部形成泉水排泄地表，与地表水关系密切，互为补排关系，另外人工开采也是其主要排泄途径之一。F.井田水文地质类型II 井田内煤层埋藏较深，煤系及其以上邻近基岩含水层，接受补给条件差，富水性弱；井田内有阳胜河及其支流北河、桃花河，有夏店、北阳胜小型水库；基岩风化带裂隙水和第四系孔隙潜水分布范围有限。只要处理好井田内水库库区及河床下的特殊开采问题，地表水及地下水对矿床开采均不会形成大的影响。根据矿井地质报告及水文地质类型划分报告，15号煤层采空区内存在积水。井田内奥灰水对矿床开采无影响。综上所述，15号煤层为顶板充水的以溶蚀裂隙为主的岩溶充水矿床。根据《煤矿防治水规定》的相关条文，矿井水文地质条件属中等类型。可采煤层特征见表2—1—3。表2-1-3可采煤层特征表含煤地层煤层号厚度最大-最小平均（m）平均（m）煤层结构稳定性可采性顶板岩性底板岩性山西组30-2.250.73简单（0-1）不稳定局部可采泥岩砂质泥岩砂岩砂质泥岩泥岩砂岩9.5060-2.350.63简单（0-1）不稳定局部可采泥岩砂质泥岩砂岩砂质泥岩泥岩砂岩61.20太原组120-1.480.53简单（0-1）不稳定局部可采泥岩砂岩砂质泥岩泥岩砂质泥岩砂岩52.80154.40-7.686.14复杂（2-4）稳定全井田可采泥岩砂质泥岩砂岩泥岩砂质泥岩五）地表水防治1、洪涝现状井田属海河流域滹沱河水系桃河支流阳胜河北岸汇水区。井田内较大的河流为阳胜河，井田北部发育阳胜河支流北河，属季节性河流。北河、阳胜河大体均自西向东或东南流出井田，北河在新城村东南汇入阳胜河。井田南界发育桃花河，属季节性河流，由西向东经南后峪、上马郡头村于井田东南边界外汇入阳胜河。阳胜河平时水量较小，一般2—4m3/s，甚至断流，雨季汇集洪水，水量猛增，最大流量20m3/s。阳胜河在井田外新村村折向北，一路向北汇入南川河，南川河向北汇入桃河。II 2、防洪设计标准汇能煤矿属大型矿井，按《煤炭工业矿井设计规范》第10.2.1条规定，矿井井口不应受洪水威胁，井口防洪设计标准为百年一遇，校核频率为三百年一遇，工业场地防洪设计标准为百年一遇。矿井地面变电所、通风机房、主、副井提升机房，以及与矿井井筒相连的如风道、人行道等，均按同类型矿井井口防洪标准采取了防洪措施。3、防洪排涝措施井口位于沟岸之台地上，其上游汇水面积18.8km2，Q1/100=130.7m3/s，Q1/300=154.2m3/s；场地处最高洪水位标高为857.03m，主、副井井口标高862.8m，场地最低标高为860.3m，因此场地不受洪水威胁。故井口及工业场地防洪标高符合规范要求。35KV变电站、风井场地均远离较大的河沟，在场地北侧坡地上已筑好截水沟，保证山坡上的雨水不流入场内并做好场内排水系统，就可保证这些场地及井口防洪安全。将来矿井开采至其附近时，均按照《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》的有关规定留设保护煤柱并采取有效措施，防止地表水通过裂隙涌入井下，造成水灾事故。五）煤质井田内各煤层均为深黑色—亮黑色，煤的光泽多为金刚光泽或似金属光泽，极少数为珍珠光泽、丝绢光泽；条痕色为黑—棕色；内生裂隙不发育—较发育；断口参差状，少量贝壳状；线理状、条带状或似条带状结结构，层状、块状构造。本井田各可采煤层均为高变质无烟煤，据煤质特征，洗选后主要作为化工用煤，其次可作动力用煤及民用煤。15号煤层可作为优质动力、化工用煤及民用燃料。经洗选后也可用于冶金高炉喷吹用煤。六）瓦斯II 2010年7月，煤炭科学研究总院沈阳研究院编制了《山西平定汇能煤业有限公司矿井瓦斯涌出量预测报告》，山西省煤炭工业厅以晋煤瓦发[2010]852号文予以批复，根据批复的瓦斯涌出量预测报告，煤炭科学研究总院沈阳研究院阳泉煤科瓦斯治理工程项目部编制了《山西平定汇能煤业有限公司矿井瓦斯抽放初步设计》，山西省煤炭工业厅以晋煤瓦发[2010]894号文予以批复。依据瓦斯涌出量预测报告及瓦斯抽放初步设计，汇能矿井开采15号煤层时，瓦斯涌出量预测报告矿井相对瓦斯涌出量27.76m3/t，绝对瓦斯涌出量141.94m3/min；抽放后回采工作面绝对瓦斯涌出量21.62m3/min，掘进工作面绝对瓦斯涌出量2.72m3/min，矿井绝对瓦斯涌出量61.11m3/min。七）煤尘爆炸根据本次勘探中的钻孔取样成果，2010年1月由山西省煤炭工业局综合测试中心为该矿提交的3、6、15号煤层检验报告，井田内3、6、15号煤层煤尘无爆炸性。八）煤的自燃性3号煤层自燃倾向性等级为Ⅲ级，属不易自燃煤层；6号煤层自燃倾向性等级为Ⅱ级，属自燃煤层；15号煤层自燃倾向性等级为Ⅲ级，属不易自燃煤层。2010年6月29日，山西省煤炭工业局综合测试中心对汇能矿井15号煤层煤样进行了鉴定，煤吸氧量1.24cm3/g，自燃倾向性等级Ⅲ级，自燃倾向性为不易自燃。九）地温地压据该矿及邻矿开采情况，井下未发现有地温地压异常现象，本区属地温、地压正常区。二、邻近老窑及采空区积水、积气情况本矿井为兼并重组矿井，兼并重组前开采井田东部15号煤层，形成部分采空区且含有部分积水。井田周边分布10个煤矿及老窑，其中东升兴裕煤业有限公司、东升同意煤业有限公司、古州中盛煤业有限公司及平定新村煤矿均含有积水，在采掘上述采空区附近时，一定要加强探放水工作，防止沟通造成水害事故。三、一采区及15103工作面煤层、构造揭露情况、采区水文地质条件1、煤层及构造揭露情况根据采掘图显示，一采区煤层厚度较为稳定，其中H1钻孔15号煤厚度为5.15m，H2钻孔15号煤厚度6.02m，采区内X12、X13、X14、X15陷落柱位于采区北部边界，需留设防水煤柱。我矿在送出15104工作面轨道顺槽、原15103轨道顺槽后，探测出两个较大陷落柱，编号X-75、X-58。两个陷落柱位于现15103工作面东部，对15103工作面的回采有一定影响。根据一采区内H1及H2钻孔显示，15103工作面上部3、6、12号属于井田内不稳定局部可采煤层。3号煤层II 位于山西组中上部,下距6号煤层9.50ｍ左右。煤层厚度0-2.25m，平均0.73m，3号煤层井田中部赋存,井田东西两侧尖灭，为井田不稳定局部可采煤层。一般不含夹矸，局部含1层夹矸，结构简单。顶板多为泥岩、砂质泥岩，局部为粉砂岩或细砂岩；底板为泥岩、砂质泥岩，局部为细砂岩。6号煤层位于山西组中下部,上距3号煤层9.50ｍ左右，煤层厚度0-2.35m，平均0.63m。6号煤层仅在井田北部、中东部、南部赋存,其余地段尖灭。为井田不稳定局部可采煤层，一般不含夹矸，局部含1层夹矸，结构简单。顶板为泥岩、砂质泥岩，局部为粉砂岩或细砂岩；底板为砂质泥岩，局部为泥岩、细砂岩。12号煤层位于太原组中段上部，煤层厚度0-1.48m，平均0.53m。12号煤层仅在井田东部、南部赋存,其余地段尖灭。为井田不稳定局部可采煤层。一般不含夹矸，局部含1层夹矸，煤层结构简单。顶板一般为泥岩、细砂岩，局部为砂质泥岩；底板为泥岩、砂质泥岩。15103工作面上方12号煤层不可采。2、采区水文地质条件井田煤层处于浅一中深埋区，煤系及其以上邻近基岩含水层，接受补给条件差，富水性弱；井田内有阳胜河及其支流北河、桃花河，有夏店、北阳胜小型水库；基岩风化带裂隙水和第四系孔隙潜水分布范围有限。只要处理好井田内水库库区及河床下的特殊开采问题，地表水及地下水对矿床开采均不会形成大的影响。一采区15号煤层采空区内存在积水，井田内奥灰水对矿床开采无影响。四、顶底板岩性及岩石物理力学性质（1）3号煤层顶板多为泥岩、砂质泥岩，局部为粉砂岩或细砂岩；底板为泥岩、砂质泥岩，局部为细砂岩。（2）6号煤层顶板为泥岩、砂质泥岩，局部为粉砂岩或细砂岩；底板为砂质泥岩，局部为泥岩、细砂岩。（3）10号煤层顶板为细泥岩、砂质泥岩。底板为砂质泥岩、泥岩（4）12号煤层顶板一般为泥岩、细砂岩，局部为砂质泥岩；底板为泥岩、砂质泥岩。（5）13号煤层顶板为石灰岩，底板为砂质泥岩、泥岩II （6）15号煤层顶板为泥岩，局部为砂质泥岩、细砂岩；底板为泥岩、砂质泥岩。第四节放顶煤工作面基本情况一、放顶煤工作面相邻关系1、地面位置本次设计15103回采工作面地面位置位于山坡山梁沟谷地段。根据矿方提供资料，工作面范围内无农田、民房等建筑物及公路、桥梁等构筑物，因此工作面的开采不会对地面设施造成影响。地面多为黄土和植被覆盖，地面标高897-957m。2、井下位置15103工作面井下位置位于一采区的中部，东部为15104工作面（回采中）西部为实体煤，南部为大巷巷道及保护煤柱，北部为井田边界保护煤柱。二、工作面煤层本次设计15103工作面开采15号煤层，该面15号煤为结构复杂煤层，含夹矸2～4层，一般为泥岩及砂质泥岩，底层夹矸距底板3.4m左右，厚0.05～0.15m，层位较稳定。该煤层煤岩类型为半亮型至光亮型。三、工作面地质构造对回采的影响根据现有的地质资料显示本原15103工作面东部有2个陷落柱，分别为X58陷落柱、X75陷落柱，但根据15101工作面顺槽、15104工作面顺槽、15202工作面顺槽掘进过程中对地质资料收集、总结，15103工作面外X-14陷落柱可能会向南位移（50米-80米），减短工作面倾向长度。因在15101工作面回采期间受褶曲影响而重新布置一条切巷，因此推测15103工作面胶带顺槽在掘进至455米处会遇褶曲构造，煤层坡度会突然变大对掘进和回采工作有极大影响。要求在掘进过程加强顶板和瓦期管理，严格执行“敲帮问顶”制度和临时支护的正常使用；严格执行瓦斯监测监控和加强通风管理；严格执行有掘必探的防治水工作。四、工作面基本参数1.工作面几何尺寸15103工作面设计长度514，工作面长度78m。煤层平均厚度5.7m根据该矿15号煤层地质条件及开采技术，结合相邻工作面开采的经验，综合考虑，确定工作面采煤机割煤高度为2.6m，放顶煤高度为3.1m，采放比为1：1.19。II 2、15103回采工作面的范围见下表：II 表1-4-115103回采工作面范围沿煤层走向沿煤层倾向北起南至有效推进长度（m）北起南至长度（m）面积（m2）工作面开切眼15103工作面设计停采线337工作面胶带顺槽工作面轨道顺槽7826286五、工作面储量15103工作面为规则矩形，倾向长度78m，走向长度514m，面积为40092m2。1、保有地质储量计算公式：Q=(S×M×r)/10000其中：Q——工作面保有地质储量，万吨S——工作面面积，取40092m2M——煤层厚度，取5.7mr——煤层视密度，取1.42t/m3经计算，15103号工作面保有地质储量为32.5万吨。2、可采储量按《规范》要求，厚煤层工作面设计回采率为93%计算公式：Q采=(Q-Q停采)×C其中：Q采——工作面可采储量，万吨Q——工作面保有地质储量，万吨Q停采——工作面停采损失，万吨，停采线内面积为13806m2，经计算，工作面停采损失取11.2万吨C——工作面回采率，取93%经计算，15103工作面可采储量为19.8万吨。3、工作面服务年限T=Zk/A式中：T——工作面服务年限，a；Zk——设计可采储量，19.8万吨；II A——15#煤层15103工作面生产能力，49.1万/a；15103工作面服务年限为T=19.8/49.1=0.4a，即4.8个月。II 第二章回采工作面布置及采煤方法第一节回采工作面巷道布置一、工作面布置及巷道布置结合矿井上一个放顶煤工作面成功开采经验，15103工作面沿走向长壁布置，工作面巷道采用一进一回布置方式，工作面胶带顺槽、轨道顺槽均沿15号煤层底板布置，胶带顺槽与一采区轨道上山沟通，形成了采区完善的运输、通风、供电、行人及排水系统。由于原15103轨道顺槽进行了变更，现15103工作面高抽巷布置在15103轨道顺槽向东6.4米，沿12号煤层顶板布置至工作面切巷上方，然后用钻机打回风立眼与工作面切巷贯通形成独立的通风系统。二、煤柱的留设按照采区边界和区段巷道煤柱留设的要求，同时根据矿井多年巷道布置和矿压规律，设计确定15103胶带顺槽与相邻顺槽之间亦留设20m宽的保护煤柱。由于原15103轨道顺槽及15104轨道顺槽在巷道掘进期间揭露两个较大型陷落柱X—58及X—75，结合相关地质资料显示，X—58陷落柱长轴约223米，短轴约167米，X—75较大型陷落柱，长轴约99.6米，短轴约51.7米，此两陷落柱位于15104工作面及原15103工作面中，考虑到原15104工作面上方存在采空区积水，为防止此两陷落柱形成导水陷落柱，对15103工作面回采产生较大影响，在回采过程中产生安全隐患，根据《煤矿安全规程》第265条规定，井田内有导水断层、裂隙（带）、陷落柱时，必须查出其确切位置，并按规定留设防水煤（岩柱）。综合考虑为避让此两陷落柱，经矿方相关领导研究决定，对原15103轨道顺槽进行封闭，在原15103轨道顺槽向西55.4米处重新开掘15103轨道顺槽。因此，现15103轨道顺槽与15104轨道顺槽之间直线距离为106.5米。三、巷道掘进II 1、掘进工艺胶带顺槽、轨道顺槽掘进均采用综掘，工作面开口或过地质构造时采用炮掘工艺，作业方法采用割一排支一排，一次成巷的作业方式。支护采用锚网加锚索联合支护。切眼采用二次成巷的作业方式。2、施工工艺流程：交接班——探放水——割、装运煤——（敲帮问顶）临时支护——永久支护——铲清煤——自检。3、掘进工作面风量计算矿井现单个掘进工作面局部通风机为FBDNo5.6型对旋压入式两台，一用一备，其技术特征为：全风压552-3500Pa，风量230-350m3/min电机功率为2×11kW，风筒为φ600mm矿用柔性风筒。根据矿方提供的通风报表知，相邻15104工作面掘进时，绝对瓦斯涌出量为0.93m3/min，故设计确定，掘进工作面按瓦斯涌出量计算需风量时，以上述数值进行计算，如有变化，矿方可在掘进作业规程进行修改。①按瓦斯涌出量计算计算公式：Qhf＝100×qhg×Khg式中：qhg—掘进工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量，m3/min；取0.93m3/min；Khg—掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取2；100—掘进工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1％的换算系数。Qhf＝100×qhg×Khg＝100×0.93×2=186m3/min②按局扇吸入风量计算计算公式：Qhf＝Qaf×I+60×0.25×Shd式中：Qaf—局部通风机实际吸风量，m3/min；FBDNo5.6型局部通风机（2×11kW）取铭牌上最大额定吸风量350m3/min；II I—单个掘进工作面同时通风的局部通风机个数，取1个0.25—采煤工作面允许的最小风速，m/s；Shd—局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积，m2；取胶带顺槽净断面8.4m2Qhf=Qaf×Ii+60×0.25×Shd=350×1+60×0.25×8.4=476m3/min，取480m3/min。③按掘进工作面同时作业人数计算计算公式：Qaf≥4×Nhf式中：Nhf—掘进工作面同时工作最多人数，考虑交接班取34人；4—每人需风量，m3/min。Qcf=4×34＝136m3/min以上3种办法取大值，考虑到一定的富裕量，15#煤层单个掘进工作面风量取480m3/min。④掘进工作面风速校验：验算公式：最小风量验算：Qaf≥60×0.25×Shf最大风量验算：Qcf≤60×4.0×Shf式中：Shf—掘进工作面巷道净面积，m2；取8.4m2；0.25—采煤工作面允许的最小风速，m/s；4.0—采煤工作面允许的最大风速，m/s；最小风量：Qaf=540m3/min≥60×0.25×8.4＝126m3/min最大风量：Qaf＝540≤60×4.0×8.4＝2016m3/min根据以上验算结果，掘进工作面风速均小于4m/s，大于0.25m/s，符合要求。II 掘进设备配备见表2-1-1。4、掘进工作面劳动组织掘进作业形式采用“三八”制作业，三班生产跟班检修。根据《煤炭工业矿井设计规范》，对井下生产和检修班进行劳动定员，详见表2—1—2劳动组织表。循环进度：综掘工作面循环进度0.8m，每班完成3个循环，每班进度2.4m，按“三八”制作业计，单个综掘面日进度为7.2m。表2—1—2掘进工作面劳动组织表序号工种出勤人数合计备注一班二班三班1掘进机司机22262支护工444123输送机司机11134绞车司机11135维修工11136电钳工11137安监员11138瓦检员11139班长111310跟班队长111311小计1414144212队长1113技术员1114材料员11总计455、掘进安全技术措施II （1）一通三防①局部通风机实现“双风机、双电源”并且自动切换和“三专两闭锁”，闭锁都要由巷内总控制开关控制。局部通风机管理、安装、使用必须按《煤矿安全规程》第127—129条，138—141条中的规定贯彻执行。掘进工作面局部通风机和启动装置必须安装在进风巷道中，距掘进巷道回风口不得小于10m，压风筒出风口必须在风流有效射程内。②风量必须满足工作面通风要求，保证整个掘进巷道长度段的煤尘和瓦斯能有效排放，防止瓦斯积聚和超限。③加强供电管理，保证电气设备完好。各类保护装置齐全，动作灵敏、可靠。防止电气火花和其它火源产生，杜绝电气失爆，严禁明火操作。井下使用的润滑油，棉纱布头和纸等必须存放在盖严的铁桶内，不得乱扔乱放。④胶带机头、存放油脂处、移变处及工作面等地点配备沙箱、灭火器、消防锹、消防钩、消防斧、消防桶，灭火器材要齐全完好，沙箱容量为0.2m3，沙箱要装满。⑤严格执行瓦斯检查制度，瓦检员按规定进行瓦斯检查，风机停转或瓦斯超限时，及时将所有人员撤到新鲜风流处，并在巷口设栅栏，揭示警标，禁止任何人入内。⑥按设计安装和使用瓦斯监测报警断电仪，并定期检修，确保使用。瓦斯监测分站全部放置在进风风流中。⑦综掘机割煤时，必须保证压风筒、除尘风筒、工作面瓦斯传感器悬挂符合作业规程规定。（2）顶板①所有施工人员都要认真学习作业规程，熟悉巷道地质条件掌握冒顶预兆，认真观察顶板压力，搞好顶板管理，防止发生冒顶事故。②严格按规定使用临时支护，严禁作业人员进入空顶区或超控顶区作业。II ③严格按设计施工，保证工程质量，必须使用合格有效的支护材料。④每次进入工作面作业前，都要由班长组织人员使用洋镐或钢钎类工具进行敲帮问顶。敲帮问顶要先顶后帮，并事先清理好安全退路，人员站在永久支护下的安全地点，并派专人观察。此项工作由班长负责进行。⑤遇有地质条件变化时，必须加强支护，按照设计要求进行加强支护。⑥每班施工前，必须认真检查工作面掌头巷道支护情况，发现问题，及时采取补救支护措施。坚持由外向里逐段修复，修复合格后，方可进入工作面。（3）防治水①探放水要严格执行“有掘必探，先探后掘”的原则。②探巷期间，若钻孔有水流出，不准将钻杆拔出，用木楔将钻杆与探眼背紧，停止工作，撤出工作人员，立即汇报调度室。③探巷期间及掘进过程中，发现探眼中有水渗出、煤壁挂红、挂汗、空气变冷、顶板来压、出现雾气、水叫、顶板淋水加大、底板鼓起或产生裂隙出现渗水、水色发浑、有臭味等突水预兆时，必须立即停止工作，采取措施，撤出工作人员，及时汇报调度室。（4）机电①井下供电要做到：“三无”、“四有”、“两齐”、“三全”、“三坚持”。②各岗位人员必须持证上岗，严格执行《岗位作业规程》和《操作规程》。各岗位司机离开岗位后，将其控制开关打到零位并闭锁。③严禁坐皮带，蹬刮板机和扒矿车，严禁横跨运行中的皮带，刮板机，在人员需跨越皮带上作业时，必须事先和皮带司机联系好，闭锁开关后进行，并派专人看守。④严禁带电搬迁、维修、安装、检查电气设备，检修或搬迁前，必须切断电源，检查瓦斯，在其巷道风流中瓦斯浓度低于1%时，再用与电源电压相适应的验电笔检验，检验无电后，方可进行导体对地放电。开关手把在切断电源时必须闭锁，并悬挂“有人工作，不准送电”II 字样的警示牌，并有专人看管，只有执行这项工作的人员才有权取下警示牌送电。⑤严格执行停送电制度，验、放电制度。⑥加强设备维护，保证设备完好，要求各类保护装置齐全有效，灵敏可靠。⑦刮板机，绞车各类保护齐全有效，严防失误造成运输事故，小绞车声光信号必须齐全可靠。⑧检修机电设备时，要将其控制开关手把打到零位，并闭锁后派专人看守。⑨严格执行日检、周检、月检修等设备维护保养，检修制度，认真填写检修记录，保证检修质量。四、巷道支护15103综放工作面沿走向长壁布置，分别为胶带顺槽、轨道顺槽、高抽巷及工作面开切眼。根据上一工作面矿压观察数据的统计和顶板支护经验，在满足巷道功能的前提下，各巷道支护如下：工作面胶带顺槽沿15号煤层底板布置，巷道坡度0～5°。胶带顺槽设计铺设一台带宽1.0m的可伸缩胶带输送机和一条胶带检修轨设计。胶带检修轨轨距600mm，轨型15kg/m，木轨枕，无道渣。巷道采用矩形断面，净宽4.60m，净高3.00m，净断面13.80㎡。顶板采用锚索挂网+W型六眼钢带联合支护，普通锚索￠17.8mm×7200mm，间排距800mm×800mm。同时在巷道顶部中线左右各800mm处补打两根￠17.8mm×9200mm加强锚索进行补强，间排距1600mm×1600mm；两帮采用￠18mm×2000mm无纵筋螺纹钢式树脂锚杆挂网联合支护，锚杆间排距800mm×800mm。工作面轨道顺槽沿15号煤层底板布置，巷道坡度3～8°。轨道顺槽断面按通过液压支架要求设计，同时考虑了综合管线布置和矿井通风要求。巷道内铺设单轨，轨距600mm，轨型30kg/m，木轨枕，无道渣。巷道采用矩形断面，净宽4.40m，净高3.00m，净断面13.20㎡。顶板采用锚索挂网+W型六眼钢带联合支护，普通锚索￠17.8mm×7200mm，间排距800mm×800mm。同时在巷道顶部中线左右各800mm处补打两根￠17.8mm×9200mm加强锚索进行补强，间排距1600mm×1600mm；两帮采用￠18mm×2000mm无纵筋螺纹钢式树脂锚杆挂网联合支护，锚杆间排距800mm×800mm。工作面开切眼沿15号煤层底板布置，采用矩形断面，巷道净宽7.3m，净高2.8m，净断面20.44㎡。分两次掘进，第一次掘进断面宽4.8m。顶板采用锚索挂网+WII 型六眼钢带联合支护，普通锚索￠17.8mm×7200mm，间排距800mm×800mm。同时在巷道顶部中线左右各800mm处补打两根￠17.8mm×9200mm加强锚索进行补强，间排距1600mm×1600mm；第一次掘进完成后，再由回风巷至进风巷，向采帮扩掘2.7m，使整个巷道断面毛宽达到7.5m。顶板采用锚索挂网+W型四眼钢带联合支护，普通锚索￠17.8mm×7200mm，间排距800mm×800mm。同时在扩巷顶部中线处每隔1.6米补打一根￠17.8mm×9200mm加强锚索进行补强。巷道采煤帮帮部采用￠18mm×2000mm玻璃钢树脂锚杆，间排距800mm×800mm，巷道采空侧帮部采用￠18mm×2000mm无纵筋螺纹钢式树脂锚杆，间排距800mm×800mm。高抽巷布置在工作面轨道顺槽向东6.4m处，层位位于12号煤层顶板中，采用矩形断面，巷道净宽2.6m，净高2.4m，净断面6.24㎡。顶板采用锚网加锚索联合支护，锚杆采用￠18mm×2000mm无纵筋螺纹钢式树脂锚杆，间排距800mm×800mm。同时在巷道顶部中线处每隔3.2米补打一根￠17.8mm×5200mm加强锚索进行补强。帮锚杆每排2根，第一根打在顶板向下400mm处，第二根与第一根间距1000mm。断面见图2-1-1.2-1-2.2-1-3.2-1-4.2-1-5。四、工作面接替顺序根据矿井年度采掘衔接计划安排及矿井规划，设计确定15103综放工作面衔接工作面为西部的15102工作面。第二节回采工作面装备一、回采工作面主要设备配备及参数，主要设备选型计算本矿井为生产矿井，本次设计对现有配套综采设备进行校验。二、工作面放顶煤液压支架架型的选择综放工作面支架的选型过程中需要考虑以下几个方面：煤层地质条件、生产技术条件、经济条件。综放工作面开采支架选型主要考虑以下几个因素：(1)支架应有良好的通风、行人空间；(2)设备投资要尽量节省；(3)支架可靠性高；II (4)支架应具有满足放煤要求的空间。本矿15103综放工作面的支架为47架ZF4900/17/28型支撑掩护式低位放顶煤液压支架。端头支护配备6架ZFG5300/22/33型过渡支架。①、ZF4900/17/28支架主要参数：支架高度1700-2800mm，工作阻力4900KN，支架中心距1500mm，支架控制方式为本架手动操作，支架重量16.9t。②、ZFG5300/22/33型液压支架主要参数：工作阻力5300kN，支撑高度2200-3300mm。支架中心距1500mm。三、支架工作阻力验算目前综放开采支架阻力确定方法主要有以下几种：(1)认为大于（2.0～2.5）倍采出厚度的岩层运动对支架无影响，考虑附加载荷及冒落矸石阻力的影响来确定支架的工作阻力。(2)认为支架工作阻力应考虑三部分，即顶煤和直接顶的重量，老顶活动的动载荷以及冒落矸石的重量，此外还应考虑1.5～2.0的安全系数。(3)运用损伤力学研究顶煤的破裂过程，认为支架承受上覆岩层的外载等于促使顶煤体在竖直方向变形的压力，并给出了定量的计算公式。(4)认为综放支架载荷由松脱体压力和老顶回转变形压力所确定。在计算老顶回转变形压力时考虑了顶煤沿支架顶梁方向上的刚度变化，并给出了积分表达式。(5)基于对顶煤自承能力的认识，把直接顶（包括顶煤）分为全穿透型和半穿透型两种类型，并分别给出了确定初撑力和额定工作阻力的公式。(6)认为直接顶为可变形体，同时分析研究了直接顶的变形破坏特征、结构力学特征及刚度，建立了采场直接顶为似刚性、似零刚度和中间型刚度三种条件下采场支架围岩的整体力学模型。(7)认为顶煤的承载能力受“主控破裂带”的产状及力学性质的控制，由此建立了控顶区顶煤的块体力学模型，提出了控顶区顶煤承载能力的计算公式。在此基础上，提出了中硬及中硬以下顶煤综放支架外载及工作阻力的计算方法和计算公式。对于本综放工作面支架工作阻力的确定主要应用2种方法：①建立在国内综放工作面大量统计数据及理论分析基础之上的统计类比法；②建立在支架工作阻力构成分析基础之上的估算法；1、统计类比法：II 15号煤层支架工作阻力确定的基础条件：工作面采厚平均厚5.7m，采煤机平均割煤高度2.6m，平均放煤高度3.1m，采深259—266m，煤的普氏硬度系数（平均）＝1.2。根据对我国30多个综放开采工作面实测支架最大载荷max与煤层硬度系数，采深以及顶煤厚度d进行回归，得到如下关系式：将综放工作面煤层条件代入上式求出max，考虑一定的安全系数，即可得到工作面支架所需设计工作阻力，即：将15号煤层的参数值代入：3239.4～3254.1kN；则：3887.28～4393kN。2、估算法：这种计算方法的基础是工作面支架工作阻力支撑冒落带顶板岩层和顶煤的重量，并平衡基本顶失稳时对支架的动载，计算公式为：Q＝Kd·（q冒＋q顶煤）式中：—工作面支架所需支护强度；Kd——基本顶失稳时的动载系数，根据综放工作面矿压观测结果，一般＝1.1～1.8，取Kd＝1.3。q冒——冒落带岩层自重应力，q冒＝γ顶·h，γ顶为顶板岩层容重，取169kN/m3；h为顶板岩层厚度，取6.5m。q顶煤—支架上方顶煤自重应力，q顶煤＝γ煤·Md，γ煤为顶煤容重，取44.02kN/m³。Md为顶煤厚度，取3.1m。当15号煤层开采时，支架支护强度为：Q＝Kd·（q冒＋q顶煤）＝277MPa。支护强度确定后，根据配套尺寸、支护顶梁长度、控顶距计算支架工作阻力，公式：；II 式中：——支架工作阻力，kN；——支架的支护强度，0.28Mpa；——端面距m；——顶梁长度m；代入可以求得：P＝2118.48kN根据上面计算，支架工作阻力为4393kN，因此本综放工作面ZF5400/19/30型支撑掩护式低位放顶煤支架适合本工作面15号煤层。由于综放工作面前、后部刮板输送机的电机和传动装置采用平行布置方式，将工作面普通放顶煤液压支架摆放到输送机的机头、机尾处，难以满足设备的几何尺寸配套要求。机头安装3架、机尾安装3架过渡支架，型号为：ZFG6000/19/32H。四、采煤机根据采煤工艺计划，采煤机截深控制在0.6m，采高控制在2.60m。1、采煤机小时生产能力核算工作面采用MG300/700—WD型双滚筒采煤机双向割煤，往返一次进两刀，每次进度0.6m，工作面采高控制在2.60m±100mm，正常情况下采煤机牵引速度控制在1～2.5m/min。采煤机平均落煤能力：式中：—采煤机平均落煤能力。t/h；——工作面平均日产量，t/d；5454t/d——采煤机截深，0.6m；——平均割煤高度，2.60m；γ——实体煤容重，1.42t/m3。C——工作面采煤机割煤回采率，95％；L——工作面长度，78m；II Ls——刮板输送机弯曲段长度，25m；Lm——采煤机两滚筒中心距，11.86m；Td——采煤机转向时间，2min；——综放工作面平均顶煤厚度，4.0m；——沿工作面方向放顶煤面长度，78m；——顶煤回收率，80%；K——采煤机平均日开机率，0.45；T1——综放工作面日生产时间，1080min；——采煤机割煤速度与空刀牵引速度之比，，取=0.5。综放工作面长度78m，＝5454t/d，＝170m，工作面采煤机平均落煤能力：330.12t/h。2、采煤机平均割煤速度Vc＝＝2.48m/min；式中—采煤机平均落煤能力。B—截深，0.6m；—平均割煤高度，2.60m；γ—煤容重，t/m3。1.42t/m3所选采煤机牵引速度V＝7.7m/min＞Vc＝2.48m/min，符合要求。3、采煤机最大割煤速度和最大生产能力采煤机最大割煤速度：Vmax＝＝3.73m/min；式中：Kc＝1.5。4、采煤机装机功率采煤机单位能耗计算采煤机功率为：366kW式中：N—采煤机截割功率，kW；Kb—备用系数，取Kb=1.50；II Hw—采煤机割煤单位能耗，按阳泉长治等矿区实测，Hw=0.55～0.85kWh/m3。由于本矿15号煤属于中硬煤，这里取Hw=0.70kWh/m3。5、采煤机型号及主要参数工作面现使用型号为MG300/700—WD双滚筒电牵引采煤机，其主要参数如下：采高范围：1.8-3.7m，适应工作面倾角≤25°，截深0.6m，总装机功率700KW，机面高度：1437.5mm，牵引方式采用机载式交流变频调速，销轨式无链牵引，牵引速度0～7.28～12m/min，频率范围1.6～50～84Hz，牵引力580-350KN，喷雾方式：采用内、外喷雾，供电电压1140V。五、后部输送机⑴输送机能力核算要实现综放工作面高产高效，工作面采煤机割煤和放顶煤工序应最大限度地平行作业，在选择综放工作面参数和设备能力时，应使采煤机平均循环割煤时间Tc与放顶煤平行循环时间Tf匹配，以减少两个工序的相互影响时间，提高工作面单产。取＝2.48m/min，采煤机平均循环割煤时间：=90min；式中：—采煤机平均循环割煤时间，min；，则：式中：——工作面平均放顶煤循环时间，min；Lm——采煤机两滚筒中心距，11.86m；——沿工作面平均放煤速度，m/min；——工作面放顶煤的长度，78m；Td——采煤机返向时间，2min；——采煤机割煤速度与空刀牵引速度之比，，取=0.5。II =1.57m/min。因此与采煤机落煤能力相配套的工作面平均放顶煤能力为：=155.39t/h。式中：——工作面平均放顶煤能力，t/h；m——放煤步距与采煤机截深之比，一采一放时m＝1；——放出顶煤的含矸率，取10％；——放顶平均厚度，这里取3.14m。满足工作面最大放煤流量的要求的后部刮板输送机能力：209.78t/h。式中：——放煤流量不均匀系数，考虑到顶煤硬，出现大块的可能性大，取1.5。——考虑运输方向及倾角系数，见表2—2—1，取0.9。⑵后部输送机选型型号：SGZ764/630型；订货长度：150m；输送量：1200t/h；装机功率：2×315KW；刮板链速度：m/s；中部槽规格：1500×724×290mm，表2—2—1运输方向及倾角系数运输方向不同工作面倾角的值5°～10°》10°向上1.31.5向下0.90.7紧链方式为闸盘紧链。⑶电动机功率校核II 输送机电动机功率的大小要根据工作面倾角、输送机铺设长度和输送机量的大小等具体条件决定，其关系式为：式中：k——电动机功率备用系数，以1.15～1.2；k1——刮板链绕过两端链轮时的附加阻力系数，取1.1；k2——输送机水平弯曲时附加阻力系数，取1.1；β——刮板输送机安装倾角（°）；4.5°L——刮板输送机铺设长度，78m；V——刮板输送机链速，m/s；ω——货载在溜槽中运行阻力系数，0.6～0.8；ω·——刮板链在溜槽中运行阻力系数，0.3～0.4；η——传动效率，η＝ηj×ηy；ηj——减速器传动效率，0.9～0.94；ηy——液力偶合器传动效率，0.96；q——货载每m重力，N/m，；qo——刮板链每m重量，N/m；Q——输送量，t/h。代入值可以求得，No＝318.3kW，而两个电机功率达到630kW，因此已有的SGZ764/630型刮板输送机功率2×315kW完全能满足工作面年产0.49Mt的需要。六、前部输送机本矿井15202综采放顶煤工作面采煤机的最大割煤速度为3.73m/min，最大生产能力为495t/h，同上述验算，SGZ764/630型刮板输送机的输送能力和电机功率均能满足生产需求。为保持前后刮板输送机配件的通用性，前部刮板输送机与后刮板输送机型号相同，为现有的SGZ764/630型刮板输送机。七、转载机⑴、转载机生产能力核算转载机的生产能力应能满足综放工作面两输送机的卸载要求：其生产能力按下式计算：II 式中：——转载机生产能力，t/h；——采煤机平均落煤能力，t/h；——工作面平均放顶煤能力，t/h；——采煤机割煤速度不均匀系数，1.5；——放煤流量不均匀系数，1.5转载机生产能力为：Q＝667.95t/h。⑵、转载机选型根据15号煤层的开采要求，按照转载机的运输能力的计算，矿井现有的SZZ764/200转载机能够满足要求。SZZ764/200型整体焊接箱式结构桥式转载机主要技术参数：转载机设计长度：45m；输送能力：1200t/h；装机功率：200kW；圆环链规格：26*92—C；八、破碎机破碎机采用现有的PLM1200型轮式破碎机，电机功率132kw，转速1475r/min，冲击速度20m/s，破碎能力1200t/h，最大输入块度700×950mm，最大排出粒度300mm。九、胶带输送机根据工作面运煤设备的运输能力，回采工作面胶带顺槽运煤设备为DSJ100/100/2×160型可伸缩胶带输送机，铺设长度440m，运输能力1000t/h，电机功功率2×160kW，带速为3.15m/s。⑴、DSJ1200/（2×160）型可伸缩带式输送机主要技术参数如下：输送量：1000t/时输送机长度：1200m带速：3.15m/时带宽：1.0m主机驱动功率：2×160kW主电机电压：1140/660伏十、乳化液泵站综放工作面的乳化液泵站，现有一台BRW—400/31.5×4AII 型的乳化液泵（两泵一箱），其主要技术参数如下：表2—2—2乳化液泵参数表型号参数BRW400/31.5×4A进水压力常压公称压力31.5MPa公称流量400L/min曲轴转速650r/min柱塞直径45mm柱塞行程84mm柱塞数目5电机功率250kW外型尺寸（长×宽×高）3380×1235×1360总重量4500kg安全阀出厂调定压力34.7～36.2MPa卸载阀出厂调定压力31.5MPa卸载阀恢复工作压力卸载阀调定压力的80%～90%润滑油泵工作压力≮0.1MPa工作液含3%～5%乳化油的中性水混合液配套液箱RX400/25十一、喷雾泵站根据工作面喷雾降尘及设备冷却的需要，综放工作面喷雾泵站为一套BRW—315/10型喷雾泵站，两泵一箱。设备主要技术特征为：公称压力：10Mpa；公称流量：315L/min；电动机功率：75kW；电动机电压：1140V。十二、综放工作面设备选型结果表2—2—3综放工作面主要设备选型表设备名称设备型号功率（kW）单位总数量其中备用双滚筒采煤机MG300/700—WD700台1可弯曲刮板输送机SGZ—764/6302×315台2破碎机PLM2000200台1刮板转载机SZZ800/315315台1可伸缩胶带输送机DSJ100/100/2×1602×160台1乳化液泵站BRW315/10250台2两泵一箱喷雾泵站KPB—315/16A75台1II 第三章回采工艺第一节回采工艺一、工作面回采工艺及放煤工艺，工作面劳动组织，工作面循环作业图表一、采煤机端头斜切进刀（1）当采煤机割至工作面端头时，其后的输送机槽已移近煤壁，采煤机机身处尚留有一段下部煤，如图3—1—1中的（a）所示；（2）调换滚筒位置，前滚筒降下、后滚筒升起并沿输送机弯曲段返向割入煤壁，直至输送机直线段为止。然后将输送机移直，如图3—1—1中的（b）所示；（3）再调换两个滚筒上下位置，重新返回割煤至输送机机头处，如图3—1—1中的（c）所示；（4）将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换上下滚筒，返程正常割煤，如图3—1—1中的（d）所示。工作面割煤的工艺过程如图3—1—1所示。图3—1—1工作面端部割三角煤斜切进刀（a）起始；（b）斜切并移直输送机；（c）割三角煤；（d）开始正常割煤1—双滚筒采煤机；2—刮板输送机二、割煤工作面采用MG300/700—WD型双滚筒采煤机双向割煤，每次进度0.6II m，工作面采高控制在2.60m±100mm，正常情况下采煤机牵引速度控制在2～5m/min。割煤过程中注意以下事项：1、如遇移架跟不上，前部溜负荷大或顶煤没有放完时，采煤机要减速或停止割煤，严禁空顶或超速割煤。2、正常情况下必须沿煤层底板割煤，不得割底或留底煤，在遇到小型构造，不需要放炮时，为防止割底可适当调整坡度，但是构造过完时，须尽快找到底板沿底割煤。3、采煤机启动前先发预警信号，采煤机司机用喊话等方式告知周围人员，并等周围人员撤至距采煤机滚筒5m以外的安全地点确认无问题后方可启动。采煤机运行过程中，正副司机要配合好，看前滚筒司机要把顶板割平、不得留有伞檐；要注意支架顶梁，严禁采煤机割梁。三、运煤1、工作面采用SGZ—764/630型输送机（前、后部溜），胶带顺槽采用SZZ764/200型转载机和DSJ—100/100/2×160型皮带机运煤。2、SZZ764/200型转载机上搭载PLM1200破碎机，破碎能力1200t/h。运煤过程中要求煤量适中。大于300mm的矸石要打碎。3、前、后部溜机头与转载机的搭接高度不得低于0.5m。前后溜、转载溜司机接班时要认真检查搭接高度，必须搭接合理，不够0.5m时要进行吊机头或落溜处理。四、移架1、机头安装3架、机尾安装3架ZFG6000/19/32H过渡支架，工作面安装47架ZF5400/19/30低位放顶煤支架，移架采用本架操作。2、正常情况下，移架滞后采煤机后滚筒3—5架进行，降架幅度控制在0.1—0.15m，移架时，严禁人员站在推拉板上和从支架下面通过，且观察人员要站在有掩体的安全地点。移架时要边移架边调整放煤千斤，支架移出后，端面距不大于0.3m。遇顶板破碎时，要停止采煤机和前部溜，采用带压移架的方式提前进行移架。3、支架移出后，必须形成一条直线，如遇移架千斤发生故障，必须停止割煤，处理好后方可移架割煤。II 4、支架升起后，顶梁要升平，不得出现顶梁仰头或栽头（最大仰俯角不大于±7°），必须保证严密接顶，立柱应达到足够的初撑力，支架操作完毕后，必须把手把打回零位。5、若遇滚帮煤大应提前移架，移架后若仍不能控制顶板时，应及时在煤帮支单体支柱板木梁控制顶板。6、拉移端头支架前，拉架人员仔细检查支架侧过溜抬棚的支护情况，支护不符合规定时必须先处理后拉架，防止拉架过程中碰倒单体支柱及损坏过溜抬棚梁伤及人员。移机头尾端头架时，为防止拉架过程中机头尾回移，在拉移端头架前首先固定好前部溜机头尾，固定方式和操作如下：1）、用回柱机绷紧钢丝绳拉住机头尾。2）、用相邻支架推移千斤顶住机头尾。3）、操作支架时，必须注意观察周围人员，前后5m范围内不得有人或其他人员通过，同时移架人员要注意自身安全，站在安全地点操作，不得站在两支架间隙处和蹬踩推拉杆，钢丝绳牵引区内严禁有人。五、推移前部溜、拉后部溜1、推移前部溜应滞后拉架处1.5～4.5m进行，弯曲段不小于12m。2、推移前部溜应渐近操作2～3台千斤顶，分三次推完，推移步距0.6m。如遇推移不动，不得强行推移，应通知采煤机司机停止割煤，检查处理好后方可开机割煤。3、推移前部溜到位后，放完顶煤后操作后部溜千斤，将后部溜拉回，操作工序与前部溜相同。4、移溜时，严禁作业人员将身体的任何部位探入电缆槽上面。推移前部溜机头尾，正常情况下直接用支架的顶溜千斤将前部溜机头尾推移到位，如果用顶溜千斤推移机头尾较困难时、可采用顺槽回柱机作辅助动力，但牵引区及顺槽落山侧不得有人。5、后部溜机头尾用设置在两溜机头尾之间的伸缩千斤拉移到位。六、放顶煤（一）放顶煤要求1、放煤时工作面支架必须在最小控顶距状态下。2、端头支护、超前支护符合规程要求，工作面支架严密接顶达到初撑力。3、从切巷开始推进8m后开始放煤，至末采拆架巷金属网落地后停止放煤。II 4、工作面机头3架端头架、机尾3架端头架不放煤。5、顶煤要放尽，最大限度的提高回收率，放顶煤见矸率要达到1/3。（二）放顶煤工艺1、放煤方式：工作面采用移架后两人交错顺序放煤。2、放煤步距：实行“一采一放”即割一刀煤，放一部顶，正常情况下放煤步距0.6m。3、放煤程序：收回插板，操作尾梁千斤顶，使插板和尾梁收到适当位置，保证煤落入后溜中，可多次反复伸缩尾梁使大块破碎，同时伸缩插板，控制煤量，放煤结束后收回后溜，升起尾梁，伸出插板，尾梁升起后要成一直线，高度适中。（三）注意事项1、放煤时，放煤工必须站在安全地点操作，要逐架放煤。2、放煤工要与后部溜司机配合好，要注意观察后部溜运行情况，及时控制放煤量。3、放煤时注意煤流中矸石涌出情况，放顶煤见矸率达到1/3时，及时关闭放煤口。本工作面采用“三八”制作业形式，即一班检修，两班生产。七、循环方式及工作面生产能力1、循环方式本工作面15#煤采煤方法为壁式放顶煤，回采工艺为综采，工作面设计采高为5.7m，采用“一刀一放”追机作业，采煤机截深0.6m，循环进度0.6m。根据前几个放顶煤工作面回采经验，结合第二章采煤机核定计算结果，设计确定工作面采用三八工作制，即两班生产，一班检修，每个生产班3个循环，日进6个循环，采煤机日割6刀，日推进度3.6m。回采工作面循环作业图表详见插图3-1-1。2、工作面生产能力（1）工作面日产量：Q＝Q1+Q2其中：Q——工作面日产量，tQ1——采煤机割底煤产量，tQ2—放顶煤产量，tII ①Q1=L×S×M1×r×C1其中：L——工作面最大长度，取78mS——采煤机日截深，取3.6mM1——底煤高度，取2.6mr——煤层视密度，取1.42t/m3C1——工作面底煤回采率，取95%Q1=78×3.6×2.6×1.42×0.95≈985t②Q2=L1×S×M2×r×C2其中：M2——放顶煤高度，取3.1mC2——放顶煤回采率，取80%L1——工作面放顶煤长度，取69m其它符号意义同上Q2=69×3.6×3.1×1.42×0.8≈875t则Q=Q1+Q2=985+875=1860t（2）工作面年生产能力考虑80%循环率，工作面日产能力为1488t，月产量为44640t,按年工作日330天计算，回采工作面年产量为49.1万吨。表3—1—1综放工作面劳动组织安排序号工种定员检修班生产一班生产二班合计工作内容1队长11全面负责组织安全生产2副队长112负责组织当班安全生产3办事员11办理队组各项工作事宜4机电队长11全面负责工作面机电设备运行5技术员11负责工作面现场管理、编写规程措施6材料员22管理材料、配件7班长3339负责本班安全生产8安全员1113负责本班安全及两出口9瓦斯员2226负责工作面瓦斯管理10采煤机司机3339操作、维护采煤机11前后溜司机4228操作、维护前后溜12转载机司机112操作、维护转载机13皮带工4228操作、维护皮带、煤溜II 14电工5117维护电器设备15泵工2114检修泵站、保证供液16支架工43310移架17放煤工224放顶煤18端头维护工54413两端头、超前维护，移机头尾19运料工55负责工作面材料运输20送饭工1113负责本班送饭，水合计45272799工作面循环作业图表见图3—1—2。第二节工作面顶煤冒放性及回采率一、回采工作面顶煤冒放性分析及放煤方式的确定放顶煤主要是利用矿山压力破煤，煤层的冒放性是放顶煤综采的关键。影响顶煤冒放性的自然因素主要有煤层赋存深度、煤层厚度和强度、煤层结构、煤岩体节理裂隙发育程度及煤岩交界面地质结构整合程度、顶底板条件、地质构造、自然发火、瓦斯及水文地质条件等。下面对本工作面的冒放性进行分析评价。1、煤层强度煤层强度是煤层本身抗破坏能力的主要指标，包括煤层的单向抗压强度，粘结系数和内摩擦角。国内外大多数放顶煤综采工作面的实测资料统计表明，煤层强度是影响顶煤冒放性的关键因素。一般认为当煤层硬度f系数小于2、强度小于20MPa时，顶煤冒放性较好。反之，顶煤的破坏程度降低，冒落性渐差。本面煤层硬度f系数为1.5～2，适合放顶煤开采。2、顶煤节理裂隙对顶煤冒放性的影响一般岩体都程度不同地含有地质弱面和构造，比如层理、节理、裂隙、断层及褶皱等，煤层更是如此。这些弱面将严重削弱岩体的强度而增加岩体的变形性。根据多年现场观测研究，对综放工作面顶煤冒放性影响最大的地质弱面是煤的节理、层理和裂隙。显然节理裂隙发育的煤层，煤体的完整性较差，整体强度下降，顶煤在支承压力作用下易于破碎，同时，裂隙越密集，顶煤越易破碎、冒放块度越小，越利于放出，也即顶煤冒放性越好，反之则越差。从工作面的回采情况来看，15号煤层节理裂隙比较发育，这就使顶煤在矿山压力的作用下容易发生破坏，这对放顶煤来讲是很有利的。II 3、煤层夹石对冒放性的影响煤层夹石对顶煤冒放性的影响比较复杂，其影响程度与夹石层的岩性（即硬度）、层厚、层数及空间位置有关。对于比煤软的夹石层，它则成了煤层的弱面，夹石的存在有利于顶煤的破碎冒落和放出，增加了顶煤的冒放性，层数越多、层厚越大、岩性越软，顶煤冒放性越好；而对于比煤硬的夹石，其对顶煤的冒放性就有不利影响，开采实践证明，其影响程度主要取决于单层夹石厚度，当单层夹石厚度大于300mm时，煤层的冒放性就将由夹石的性质所决定。阳泉的现场观测结果也表明，由于夹石层的存在使上、下位顶煤体的冒落运动过程有了较明显的差别。本工作面煤层厚度平均为5.7m，煤层结构为该面15号煤为简单—复杂结构煤层，一般含夹矸2～4层，一般为泥岩及砂质泥岩，对顶煤冒放较为有利。4、顶板条件对顶煤冒放性影响煤层顶板包括两部分即直接顶和基本顶。直接顶影响着顶煤的冒落运动过程，能够随采随冒并具有一定的厚度的直接顶是放顶煤开采顶煤破碎冒落后顺利放出的基本条件。直接顶滞后冒落或冒落厚度较小，都将造成破碎冒落的顶煤垮向放出体以外的采空区，造成顶煤不能放出而丢失。根据工作面回采地质说明书可知，15号煤层直接顶为3.2m厚的泥岩，老顶为3.0m厚的细砂岩，煤层顶底板破碎，不易形成大面积的悬顶。根据本采区以往工作面的实践经验可知，工作面直接顶属于易—中等跨落顶板，对工作面的正常放煤及顶板管理有积极作用；预测本工作面的初次来压在工作面从切巷推进25m左右出现；周期来压预测本工作面在每推进11～15m时会出现压力显现的情况。顶板垮落性较好。5、煤层厚度与采放比一般来说，过厚的顶煤其上部难以达到充分松动，国内外综放工作面的实测数据和有关科研院所所作模拟试验结果都表明，顶煤冒放性随煤层厚度的增大而减弱，同时证明综放开采的最大临界厚度为12.5～15.0m。采放高度比即综放工作面放煤高度与采煤高度之比，它对顶煤冒放性影响反映在两方面：一是采煤工作面支架的反复支撑对顶煤的破碎作用，二是采放高度比影响着顶煤冒落充分松散的空间条件，我国缓倾斜厚煤层放顶煤采放比一般1：1～2.4之间。本工作面采放比为1：1.19，适合放顶煤开采。II 6、自然发火问题根据鉴定报告，本矿15号煤自燃倾向性为Ⅲ级，属不易自燃煤层。据调查，井田内及周边各矿井，以往虽未发生过煤尘爆炸事故及煤层自燃事故，但也不可掉以轻心，生产中仍要引起足够重视，确保矿井安全生产。7、瓦斯问题瓦斯问题是放顶煤开采的重大安全问题。由于放顶煤开采同时出煤量加大，瓦斯涌出量随之增大。本矿为高瓦斯矿井，瓦斯涌出量较大，但采取一些有效措施将不会影响放顶煤开采。矿井在开采15号煤层时必须建立瓦斯抽放系统，对回采工作面瓦斯进行抽放。8、顶煤冒放性计算与评价为评价顶煤冒放性，依据隶属度的计算方法，隶属度是指影响因素对评价目标的影响程序。顶煤冒放性的各影响因素对顶煤冒放性的隶属度如表3—2—1～表3—2—7所示。表3—2—1开采深度与煤层强度之比值及其对顶煤冒放性的隶属度值H/RC《5.55.5～10.010.1～15.015.1～20.020.1～30.030.1～40.0》40.0μ10.20.30.70.80.850.90.95注释：H—开采深度，m；RC—煤层单向抗压强度，MPa表3—2—2直接顶岩性及其对顶煤冒放性的隶属度值直接顶类别Ⅰ类（不稳定）Ⅱ类（中等稳定）Ⅲ类（稳定）Ⅳ类（非常稳定）初次放顶步距（m）≤88～1818～3232～50μ20.90.80.70.4表3—2—3老顶级别及其对顶煤冒放性的隶属度值老顶级别Ⅰ级Ⅱ级Ⅲ级Ⅳ级Pmo《440440～520520～620》620DH《80.580.5～128.4128.4～188.3》188.3μ30.40.60.70.8注释：Pmo—分级基础，kN/m2；DH—分级界限，m。表3—2—4采放比及其对顶煤冒放性的隶属度值煤体强度（MPa）f≥2.5f《2.5采放比1：0.51：0.5～1：11：1～1.51：1.5～1：21：2～1：41：0.51：0.5～1：11：1～1.51：1.5～1：21：2～1：4μ40.50.70.90.850.60.40.50.70.90.8表3—2—5煤层节理裂隙间距d及其对顶煤冒放性的隶属度值II 煤体强度（MPa）≤1011～1516～2021～30≥30节理裂隙间距d≤0.180.19～0.300.31～0.400.41～0.47≥0.47μ50.900.850.800.500.30表3—2—6夹矸层厚度与及其对顶煤冒放性的隶属度值夹矸层厚度（mm）≤100100～200200～300≥300μ61.00.80.50.1表3—2—7夹矸层强度及其对顶煤冒放性的隶属度值夹矸层强度（MPa）≤1010～2020～30≥30μ71.00.80.40.2汇能煤业的15103综放工作面煤层开采深度H为259～266m，平均263m；煤层普氏硬度系数f=1.2，煤层单向抗压强度RC为5～10MPa，煤层直接顶为Ⅱ类中等稳定顶板，顶煤初次垮落步距为8m，基本顶为Ⅳ级顶板；工作面采放比1：1.19；煤层节理裂隙较不发育；煤层不含夹矸。依据表3—2—1～表3—2—7取各因素对顶煤冒放性的隶属度μi分别为：（1）H/RC=263/10=26.3，μ1=0.85；（2）直接顶为2类中等稳定顶板，初次垮落步距为8m，μ2=0.8；（3）老顶为Ⅳ级顶板，μ3=0.8；（4）采放比1：1.19，μ4=0.7；（5）煤层节理裂隙较发育，μ5=0.85；（6）煤层含夹矸2—4层，μ6=0.8；（7）夹矸层强度《10MPa，μ7=1.0将各隶属度带入公式μ=ΣAiμi中可计算出回采工作面顶煤整体冒放性的隶属度，其中Ai表示顶煤冒放性各影响因素的权重，如表3—2—8所示。依据顶煤整体冒放性的隶属度，顶煤冒放性分类如表3—2—9所示。表3—2—8顶煤冒放性各影响因素权重分配因素H/RC直接顶岩性老顶级别采放比煤层节理裂隙间距夹矸层厚度夹矸层强度权重AiA1=0.23A2=0.12A3=0.10A4=0.14A5=0.14A6=0.12A7=0.15表3—2—9顶煤冒放性分类II μ值0.9～1.00.8～0.90.65～0.80.5～0.65《0.5冒放性很好好一般差极差因此，15103综采放顶煤工作面顶煤冒放性隶属度值为：μ=ΣAiμi=A1μ1+A2μ2+A3μ3+A4μ4+A5μ5+A6μ6+A7μ7=0.8625根据计算得出的15103综采放顶煤工作面顶煤冒放性隶属度值μ，查表3—2—9可以得知，工作面顶煤冒放性好，采用综采放顶煤采煤法开采是可行的。根据以上的综合分析本工作面适合放顶煤开采。本工作面顶煤硬度系数f为1.5—2，煤体裂隙发育，煤层赋存深度259—266m，采放比为1：1.19，适合支架反复支撑破碎煤体，煤体冒放性好，确定本工作面采用”一刀一放”，低位间隔多轮放煤方式进行放煤，放煤步距0.6m。二、工作面采放比及大块煤、矸石的处理（一）综放工作面的煤层总厚度为5.7m，采高为2.6m，放煤高3.1m，采放比1：1.19＜3，（适合放顶煤开采）。（二）工作面大块煤和矸的处理：（1）严禁用爆破方法处理卡在放煤口的大块煤炭和矸石。发生大块煤炭和矸石卡住放煤口时，首先要用液压支架插板进行破碎，否则必须停止输送机运行，在液压支架掩护下人工用大锤破碎。（2）工作面在回采过程中，如割有大块煤或煤壁片帮产生大的煤块，应用大锤或风镐将其破碎，以免堵死刮板输送机，发生断链或损坏机器事故。（3）破碎时一定要做到停机作业，并闭锁刮板机，严禁在运行中的刮板输送机上处理大块。（4）处理采煤机机身上浮煤或大块煤时，必须停机，切断电源，断开主隔离器后方可操作。（5）破碎前一定要做到敲帮问顶，确保煤壁及顶板安全后方可作业，并设专人监护。（6）如遇顶板较为破碎或地质构造发生变化，产生了大块矸石，破碎后要将其捡出来扔到端头支架后方的采空区一侧，以免影响煤质。三、工作面初采和收尾采、放形式的确定II 工作面初采和收尾只采煤不放煤。由于初采工作面切巷全断面铺网，切巷断面大，成型度不好，大多数液压支架不能有效地支护工作面的顶板，而工作面顶板属于稳定和不稳定之间，如果初采放煤会造成工作面顶板压力加大，不利于工作面顶板和两端头顶板的维护，不利于安全生产。所以在液压支架推出切巷期间，不放顶煤。工作面在末采期间，为了能够顺利拆出支架，采用末采铺网上板木和大梁的方法维护工作面的顶板，做好出架巷。因此，末采期间距停采线10m范围内不放顶煤。四、工作面机头、机尾顶煤的处理方式由于工作面机头、机尾处于三角应力集中区，机头尾采用铺网上板木的方法维护顶板。为了便于维护顶板、保证安全生产，机头尾不放煤。五、工作面回采率计算，采区回采率验算回采工作面顶煤损失按其在采空区空间上的分布，可分为：⑴、端头损失（Nd）Nd＝2×γ×s0×[（B+1.5×n1）h1—h12/2tgβ]式中：s0——工作面走向长度，取337m；γ—煤的容重，取1.42t/m3；B—工作面上下顺槽平均宽度，取4.5m；h1—顶煤厚度，取3.1m；β—垮落顶煤放落角，β＝70on1—工作面端头不放煤的支架数，共取6架；代入数值得：Nd＝38378.91（t）⑵、架间损失（Nj）架间的脊背损失按下式计算：Nj＝0.687s0（n—1）d2γ式中：s0—工作面走向长度，取337m；γ—煤的容重，取1.42t/m3；n1—工作面放顶煤的支架数，共取47架d—支架放煤口连缘间距，d＝0带入数值得：Nj＝0（t）⑶、初采损失（NC）初采损失NC＝S1×L×h1×γ+（S2—S1）Km×E×L×γ式中：S1——顶煤初次垮落步距，取8m；S2——直接顶初次垮落步距，取20m；II L—工作面长度，取78m；γ—煤的容重，取1.42t/m3；Km—煤体碎胀系数，取1.2；E—在采空区丢失煤层的高度，取0.5m；h1—顶煤厚度，取3.1m；代入数值得：Nc＝3544.32（t）⑷、末采损失（Nm）末采损失Nm＝S3×L×h1×γ式中：S3——顶煤末次垮落步距，取8m；L—工作面长度，取78m；γ—煤的容重，取1.42t/m3；h1—顶煤厚度，取3.1m；代入数值得：Nm＝2746.85（t）⑸、其它损失（Nq）其它损失包括放煤步距不合理损失和放煤工艺损失，约占可采储量的10%左右。Nq＝19800（t）⑹、总损失（N）N＝Nd+Nj+NC+Nm+Nq＝64470（t）≈64.5（kt）⑺、工作面回采率（Hg）工作面走向长度514m，倾向长度78m。该处15号煤层平均厚度为5.7m，工业储量324.5kt。总损失率为19.9%。则顶煤回收率H顶煤为：H顶煤＝1—η顶煤＝1—19.9%＝80.1%若割煤部分回采率为95%则整个综放工作面回采率为：Hg＝（3.1×80.1%+2.6×95%）×100/5.7≈86.8%根据该矿放顶煤开采的经验，本矿的采区回收率一般在75%以上，工作面回收率在85%以上。II 六、提高回收率的措施提高放顶煤开采的回收率关键是减少工作面的初采损失、末采损失、端头损失、老塘丢煤和工艺损失，具体措施如下：1、减少端头损失的措施：减少端头损失最有效的方法是在工作面全长进行放煤，但工作面前（后）部输送机由于采用机头平行布置方式，无法进行全长放煤，在保证端头安全的条件下应尽量争取端头多放一些煤。2、减少初采损失减少初采损失关键是减少顶煤和顶板的初次跨落步距。3、减少末采损失根据国内末采期间通用的、成熟的收尾方法即留顶煤收尾法。设计采用留顶煤收尾法，在距停采线8m处即停止放煤。4、减少工艺损失放顶煤工艺损失发生在放顶煤的过程中，合理的放顶煤程序，即按照冒落顶煤的移动规律进行放煤，就可以把工艺损失减小到最低程度。当顶煤不能一次跨落时，采用多轮放煤可以给上位顶煤提供足够的跨落空间和时间，从而可以保证顶煤充分跨落，不至于造成部分顶煤丢在采空区。合理的放煤工艺是减少工艺损失的基础，但要真正达到减小工艺损失的目的，还必须对放煤工进行专门的培训，加强放煤管理。5、减少老塘丢煤对综放回采工作面回收定量分析表明，全国放顶煤工作面回收率约为80％—85％左右，仅老塘浮煤一项就造成9%左右的损失。现场观测发现，采空区均匀丢失和后部刮板输送机高度相等的浮煤，一般在200mm左右，导致这一现象的主要原因是，后部刮板输送机前移后所留空间是由尾梁下落的煤来充填的。根据相关厂家和现场应用情况来看，对6.5m厚的煤层，240mm高的后部输送机而言，最低限度可增加7%的回收率，不但可以增加产值，节约资源，延长矿井服务年限，而且对自燃煤层可以减小采空区煤碳自燃的可能性。建议15103综放工作面采用后溜收煤装置—后拖板。即在后部刮板输送机靠近老塘一侧，拖挂一个与中部溜槽等高、等宽的拖板。采用后拖板后，可以明显地增加回收率，减小采空区浮煤自燃的可能性，其社会效益和经济效益十分显著。II 第三节工作面主要经济技术指标工作面主要技术经济指标见表3—3—1。表3—3—1综放工作面主要技术经济指标表序号项目单位数量备注1工作面倾斜长m514　3工作面走向长m78　4循环进度m0.6　5煤层平均厚度m5.7　6工作面采高m2.60　7放煤厚度m3.1　8日循环个数个6　9正规循环率　0.8　10日推进度m3.6　11年工作日d330　12年推进度m950.4　13循环产量t328.8　14工作面设计生产能力Mt/a0.49　15日产量t1860　16日出勤共数人99　17生产效率t/工18.78　18月产量t44640　19工业储量kt325　20设计可采储量kt198　21可采期月4.8　22采放比　1：1.19　23液压支架数量架53　24端头支架数量架6　25单体柱用量根120　26坑木消耗m3/万吨6　27截齿消耗个/万吨40　28乳化液消耗kg/万吨300　II 29油脂kg/万吨350　30火药kg/万吨140过陷落柱所需31雷管个/万吨230　32实体煤容重t/m31.42　33回采率%87　34灰分%18.81　35含矸率%5　36水分%3.04　II 第四章工作面供配电、监测监控及通信系统第一节工作面供配电系统1、概述根据采区开拓及采掘运设备布置情况，从主变电所引出三回10kV电源做为该工作面的高压电源，设计在距工作面150m处设一台利用矿上现有的三台KBSGZY-1600/10/1.2kV1600kVA型矿用隔爆型移动变电站。其中一台KBSGZY-1600/10/1.2kV1600kVA型矿用隔爆型移动变电站为回采工作面的采煤机、破碎机、喷雾泵等负荷提供1140V电源；一台KBSGZY-1600/10/1.2kV1600kVA型矿用隔爆型移动变电站为回采工作面的前部可弯曲刮板输送机、乳化液泵等负荷提供1140V电源；一台KBSGZY-1600/10/1.2kV1600kVA型矿用隔爆型移动变电站为回采工作面的后部可弯曲刮板输送机、转载机等负荷提供1140V电源；在胶带顺槽皮带机头处设一台KBSGZY-500/10/1.2kV500kVA型矿用隔爆型移动变电站为胶带顺槽可伸缩胶带输送机等负荷提供1140V电源，一台KBSGZY-500/10/0.69kV500kVA型矿用隔爆型移动变电站为胶带顺槽、轨道顺槽内的调度绞车、探水注水钻、注水泵、小水泵、回柱绞车等负荷提供660V电源；低压配电装置利用现有的KJZ型矿用隔爆型真空馈电开关和QJR、QBZ型矿用隔爆型真空磁力起动器。详见工作面供电系统图。2、负荷统计用电设备总台数：24台；用电设备工作台数：23台；用电设备总容量：3665.63kW；用电设备工作容量：3415.63kW；最大负荷有功功率：1513.18kW；最大负荷无功功率：1543.46kVar；最大负荷视在功率：2139.89kVA；矿井年耗电量：8949.072kkWh负荷统计详见表4-1-1；3、短路电流计算II 短路电流计算取陈家庄110kV变电站110kV侧为无限大容量。基准容量Sb=100MVA，以最大运行方式计算。三相短路计算结果见表4-1-2。表4-1-2三相短路电流计算结果表短路计算系统阻抗短路容量短路电流短路冲击电流全电流最大有效值短路参数短路点X*Sd(MVA)Id(kA)ich(kA)Ich(kA)主变电所10kV母线d11.143287.474.81112.2687.2654、电缆选型根据《煤矿安全规程》规定，电缆选用经检验合格的并取得煤矿矿用产品安全标志的铜芯阻燃电缆。高低压电缆，均选用符合MT818标准的橡套软电缆。井下所使用电缆均采用铜芯电缆。根据工作面胶带顺槽和轨道顺槽的负荷统计结果及供配电电压等级，确定由采区变电所引至各矿用隔爆型移动变电站的10kV电源电缆选用MYPTJ-8.7/10型煤矿用移动金属屏蔽橡套软电缆；1140V用电设备的电源电缆选用MYP-0.66/1.14型煤矿用屏蔽橡套软电缆；660V用电设备的电源电缆选用MYP-0.38/0.66型煤矿用移动橡套软电缆。（1）高压动力电缆的截面选择①按经济电流密度选择电缆截面：式中：A——电缆截面，mm2；In——正常负荷时，持续工作电流，A；Pmax——最大有功功率；UN——线路额定电压，10kV；—功率因数，取0.7；J——经济电流密度（A/mm2）取2，年最大负荷利用小时取5000h以上。根据上述计算回采工作面移动变电站10kV高压电源电力电缆选用一回II MYPTJ-8.7/103×120+3×50/3+3×2.5mm2矿用移动金属屏蔽橡套软电缆，长度为2000m；②长期允许载流校验电缆截面：查表，所选电缆每根载流量Ie=316（A）＞IN=183.4(A)，故按长期允许载流量校验所选电缆截面满足要求。③按短路电流校验电缆的热稳定性：公式：式中：——三相最大稳定短路电流，A；Tj——短路电流作用的假想时间，取Tj=0.25s；C——热稳定系数，取C=135；由三相短路计算表可知d1点的=4.811A则计算值；120mm2＞17.82mm2。所以按照短路电流校验电缆的热稳定性满足要求。式中Smin—所选电缆的最小截面（mm2）。④校验最大负荷时电缆末端的电压损失：满足电压损失要求式中ΔU％—电缆负荷距电压百分比；K—每兆瓦公里负荷距电缆中损失的百分数；P—电缆输送的有功功率，MW；L—电缆的长度km。经上述计算校验主变电所至工作面三台移动变电站的10kV高压电缆选用一回MYPTJ-8.7/103×120+3×50/3+3×2.5mm2矿用移动金属屏蔽橡套软电缆，满足供电要求。高压电缆选择结果见表4-1-3。(2)低压干线电缆的截面选择选择原则为：①按照电缆的最大允许持续载流量选择电缆截面。II ②正常运行时电动机端电压允许偏移额定电压的±5%，个别特别远的电动机允许偏移-8～10%。③对距离最远、容量最大的电动机，应校验电动机机端的起动电压，电动机起动时的端电压不应低于额定电压的75%。④所选电缆截面必须与其保护装置相配合，电缆末端的最小两相短路电流应大于其馈电开关整定电流值的1.2倍。低压干线电缆的选择计算可参考高压电缆的选择计算，此处省略。低压干线电缆选择结果见表4-1-4。(3)低压支线电缆的截面选择由1140V、660V矿用隔爆型真空开关和矿用隔爆型磁力起动器引至各用电设备的支线电缆均按相应电缆的最大允许持续载流量选择截面，并校验线路末端的电压损失。低压支线电缆的型号、截面及长度见工作面供电系统图。经计算均可以满足要求。第二节设备布置形式在15103工作面布置三台KBSGZY-1600/10/1.2kV1600kVA型矿用隔爆型移动变电站，胶带顺槽口布置一台KBSGZY-500/10/1.2kV500kVA型矿用隔爆型移动变电站，一台KBSGZY-500/10/0.69kV500kVA型矿用隔爆型移动变电站。五台矿用隔爆型移动变电站均利用矿方已有。由KBSGZY-1600/10/1.2kV1600kVA型矿用隔爆型移动变电站接出的QJZ-4*400型矿用隔爆兼本质安全型组合开关均放置在专用的设备列车上。设备列车布置在胶带顺槽胶带机的右侧，距采煤工作面150m左右。15103工作面机电设备布置示意图见图4-2-1。第三节机电设备保护措施井下高、低压配电装置的选型均满足《煤矿安全规程》关于井下电气设备的选用规定。井下高、低压配电装置具有防爆合格证、产品合格证和煤矿矿用产品安全标志。1、继电保护整定计算（1）1#10kV高压配电装置选型及整定按长期允许载流选择开关：II 式中：In——正常负荷时，持续工作电流，A；Pmax——最大负荷（有功功率），kW；UN——额定电压，10kV；cos——功率因数取0.7。经计算1#10kV高压配电装置的In为183.4A。2#10kV高压配电装置选型及整定按长期允许载流选择开关：式中：In——正常负荷时，持续工作电流，A；Pmax——最大负荷（有功功率），kW；UN——额定电压，10kV；cos——功率因数取0.7。经计算2#10kV高压配电装置的In为24.3A。3#10kV高压配电装置选型及整定按长期允许载流选择开关：式中：In——正常负荷时，持续工作电流，A；Pmax——最大负荷（有功功率），kW；UN——额定电压，10kV；cos——功率因数取0.7。经计算3#10kV高压配电装置的In为16.6A。故主变电所向工作面各移动变电站馈电的10kV高压配电装置利用矿方现有的PBG-10Y型矿用隔爆型高压真空配电装置。高压配电装置的额定电流和额定电压按照用电负荷的工作电流和额定电压选择，并校验高压配电装置短路开断容量。II 矿用隔爆型高压配电装置的短路电流Id1的值为4.811kA，短路容量Sd＝87.47MVA。按短路电流校验高压配电装置的短路电流开断能力，则进线处d1点的三相短路电流：，所以选择的高压配电装置的短路电流开断能力满足要求。高压配电装置短路保护动作电流的整定值按照该开关所供两台移动变电站中二次侧发生两相短路时短路电流最小值整定。整定时，按电流互感器二次侧电流值（5A）的整倍数分级整定，该开关400/5、100/5、50/5分级整定倍数为1。高压配电装置的选择及整定结果见表4-3-1。（2）移动变电站选型及整定在15103工作面布置五台移动变电站，以1140V、660V向采煤工作面、胶带顺槽和轨道顺槽内的用电设备供电，移动变电站选用KBSGZY型矿用隔爆型移动变电站，变压器中性点不接地。根据负荷统计表①工作面采煤机、破碎机、喷雾泵等负荷，1140V移动变电站的选择：根据公式：式中：K—需用系数；S—视在功率，kVA；Pmax—最大一台电动机的额定功率，kW；Pe—电气设备工作容量的总和，kW；cos—功率因数取0.7；为了保证供电质量并节省投资，设计利用矿上现有的1台KBSGZY-1600/10/1.2kV1600kVA型移变，负荷率为69.89％。②工作面胶带顺槽前部可弯曲刮板输送机、乳化液泵等负荷，1140V移动变电站的选择：II 根据公式：式中：K—需用系数；S—视在功率，kVA；Pmax—最大一台电动机的额定功率，kW；Pe—电气设备工作容量的总和，kW；cos—功率因数取0.7；为了保证供电质量并节省投资，设计利用矿上现有的1台KBSGZY-1600/10/1.2kV1600kVA型移变，负荷率为65.17％。③工作面胶带顺槽后部可弯曲刮板输送机、转载机等负荷，1140V移动变电站的选择：根据公式：式中：K——需用系数；S——视在功率，kVA；Pmax——最大一台电动机的额定功率，kW；Pe——电气设备工作容量的总和，kW；cos——功率因数取0.7；为了保证供电质量并节省投资，设计利用矿上现有的1台KBSGZY-1600/10/1.2kV1600kVA型移变，负荷率为63.39％。II 矿用隔爆型移动变电站低压侧过载保护动作电流的整定值按照变压器额定电流确定；短路保护动作电流的整定值按照躲过低压侧最大一台电动机的起动电流和其余设备的正常工作电流之和确定，并按照低压线路末端最小两相短路电流校验可靠动作系数不小于1.2。移动变电站的选择及整定结果见表4-3-2。（3）1140V、660V低压配电装置选型及整定4#移变660V侧馈电开关均选用KBZ型矿用隔爆兼本质安全型真空馈电开关；所有馈电开关的额定电流和额定电压按照用电负荷的工作电流和额定电压选择，并校验其短路开断容量；所有QBZ型矿用隔爆型真空磁力起动器的额定电流和额定电压按照用电设备的工作电流和额定电压选择。所有磁力开关的过载保护动作电流的整定值按照其供电设备的额定电流确定，短路保护动作电流的整定值按照躲过其供电设备的起动电流确定；所有馈电总开关的短路保护动作电流的整定值按照躲过低压侧最大一台电动机的起动电流和其余设备的正常工作电流之和确定，并按照低压线路末端最小两相短路电流校验可靠动作系数不小于1.2。①KBZ型矿用隔爆兼本质安全型真空馈电开关的选择4#移动变电站的低压侧的1#KBZ型矿用隔爆兼本质安全型真空馈电开关的选择：按长期允许载流选择开关：式中：In——正常负荷时，持续工作电流，A；Pmax——最大负荷（有功功率），kW；UN——额定电压，0.66kV；cosΦ——功率因数取0.7。经计算：In＝256.7A。根据上述计算5#移动变电站低压侧的1#馈电开关利用矿上现有KBZ-400/660型矿用隔爆兼本质安全型真空馈电开关满足负荷要求。5#移动变电站的低压侧的2#KBZ型矿用隔爆兼本质安全型真空馈电开关的选择：按长期允许载流选择开关：式中：In——正常负荷时，持续工作电流，A；II Pmax——最大负荷（有功功率），kW；UN——额定电压，0.66kV；cosΦ——功率因数取0.7。经计算：In＝102.3A。根据上述计算5#移动变电站低压侧的2#馈电开关选用矿上现有KBZ-400/660型矿用隔爆兼本质安全型真空馈电开关满足负荷要求。低压隔爆型真空馈电开关的选择及整定结果详见表4-3-3。②QJZ、QBZ型矿用隔爆型真空磁力起动器的选择1140、660V的QJZ、QBZ型矿用隔爆型真空磁力起动器的选择按长时负荷电流计算，计算公式：式中：∑Pe——设备功率，kW；Kx——需用系数；Ue——额定电压，V；cosΦpj——功率因数，取0.7；根据上述计算公式，分别计算各设备的Ifh值，低压矿用隔爆型真空磁力起动器的选择及整定结果详见工作面供电系统图上各磁力起动器的标注。2、机电设备保护措施主变电所向工作面五台移动变电站供电的10kV高压配电装置选用PBG-10Y型矿用隔爆型高压真空配电装置。660V侧馈电开关选用KJZ型矿用隔爆兼本质型真空馈电开关，所有开关均具备闭锁装置，能可靠的防止擅自送电和擅自开盖操作。移动变电站均利用矿上现有的KBSGZY型矿用隔爆型移动变电站，变压器中性点不接地。II 工作面配电网路均设有过流、短路保护装置。变电所10kV出线回路均装设有选择性的单相接地保护装置，由变电所为工作面移动变电站馈电的高压开关装设有选择性的动作于跳闸的单相接地保护装置和作用于信号的电缆绝缘监视保护装置；低压馈出回路均装设有检漏保护装置或带选择性漏电保护的装置，能自动切断漏电的馈电线路，由移动变电站引出的低压馈出回路均装设短路、过负荷和漏电保护装置。低压电动机的控制设备均设有短路、过负荷、单相断线、漏电闭锁保护及远程控制装置。工作面胶带顺槽胶带机电控装置具有胶带机跑偏、纵撕、超温、打滑（速度保护）、烟雾、堆煤、电机故障等保护功能，并具有自动洒水、故障报警和联网集控等功能。井下主排水泵房水仓内设主副接地极，工作面各高低压配电点、移动变电站及动力电缆的金属连接装置处均设局部接地极。局部接地极应设在巷道排水沟、积水坑内或其他就近的潮湿处。所有局部接地极和电气设备的保护接地装置均可靠连接，并同主接地极相连，形成井下总接地网。接地网上任一点的接地电阻均不应超过2Ω。每一移动式和手持式电气设备至局部接地极之间的保护接地用的电缆芯线和接地连接导线的电阻值不超过1Ω。电压在36V以上和由于绝缘损坏可能带有危险电压的电气设备的金属外壳、金属构架，铠装电缆的钢带（或钢丝）、铅皮及屏蔽护套等均设有保护接地。设在水沟内局部接地极采用面积不小于0.6m2，厚度不小于3mm的耐腐蚀性钢板；设在其他地点的局部接地极采用直径不小于35mm，长度不小于1.5m的镀锌钢管，管上至少钻20个直径不小于5mm的透孔，垂直全部埋入底板。接地主母线采用截面不小于50mm2的铜母线或40×4mm的镀锌扁钢，电气设备的外壳与接地主母线或局部接地极的连接，电缆连接装置两头的铠装、铅皮的连接，均采用截面不小于25mm2的铜线或25×4mm的镀锌扁钢。为防止地面雷电波侵入井下，由地面直接入井的金属轨道、胶带机机架及各种露天架空引入（出）的金属管路等，在井口附近将金属体做不少于2处的良好的集中接地。第四节、机电设备管理措施1、一般措施（1）各工种必须经过培训，考试合格后，持证上岗，并严格按照《操作规程》及矿有关规定执行。严格执行设备包机责任制，做到定设备、定人员、定责任。检修承包要在班后填写当班检修记录和所需备件情况及机电四检表，并向值班人员汇报设备运转情况，验收落实签字。II 确保设备完好达到95﹪以上，主要设备台台完好。（2）检修或处理事故时，要避开危险地段，如遇局部顶板（煤）破碎，必须支好临时支护，维护顶板、煤壁，经班长检查后，确认安全方可工作。（3）所有电气设备在检修前，必须将设备及影响检修人员的其它设备的开关打至手把的零位并闭锁，挂“有人工作，不准送电”的标牌，并派专人看管，检修结束后，只执行本项检修工作的负责人才有权取下此标志牌，通知撤人送电。（4）起吊设备要选择与所吊设备相适应吨位的吊梁，并事先检查吊链吊绳扣，链条拴挂部位的完好可靠性，确认安全无误后方可使用。吊起的设备下严禁人员探入。（5）容易碰到的机械外露转动和传动部分均加设护罩、遮拦保护。（6）油脂必须使用专用桶，上下井设备各进油口必须有封堵严密，以防油脂泄露污染。（7）严格按照设备润滑标准及要求井行加油和换油，并设立专职油脂润滑工。（8）机电换大件另行编制专项措施。2、采煤机方面的安全措施（1）采煤机检修时，必须先将前部输送机及本机停电闭锁，开机之前，开机人员必须巡视采煤机周围，确认安全后方可开机。（2）采煤机检修滚筒或更换截齿时，必须将机组离合器摘开，并停电闭锁。（3）对接机组两部件时，严禁有人将身体的任何部位伸到对接部件之间，防止发生意外。（4）进入机道检修前，要检查煤壁、顶板等安全情况，在采取安全措施且必须护顶背帮确认无误后，方可进入检修。3、支架、泵站方面的安全措施（1）支架操作完毕后，必须将手把恢复到零位。II （2）更换液压元件必须关闭支架截止阀或在停泵的条件下进行。U形销必须双孔插入，严禁单孔或用铅丝代替。（3）检修或处理支架故障需停泵时，检修人员必须与泵站工互相联系清楚，检修结束后由检修人员通知泵站工，泵站工严禁随意停止开启。（4）乳化液泵箱每半个月清洗一次，乳化液配比为3%-5%，泵站压力必须达到31.5Pa以上。4、三机方面的安全措施（1）带式输送机必须安装保护装置，且动作要灵敏可靠。（2）带式输送机及转载机必须设有人行过桥。（3）接转载机、工作面刮板输送机链时，必须用紧链器，严禁用点动本身电机的方法接链。（4）处理输送机刮板链落道时，必须由当班跟班干部检查事故区域的顶板煤壁，确认安全后方可用支架起吊，否则必须用专用起吊工具起吊，转载机可用相应吨位吊链起吊。（5）起吊输送机时，人员要远离起吊地点，将溜槽挡煤板倒起吊一定高度，检查无危险后，在起吊处用短圆木支设牢固，短圆木直径不小于180mm，且每节溜槽下至少间隔垫两个，垫好后，必须试压，确认安全后方可作业。（6）检修后部输送机时的措施①将开关打“零”位并闭锁。②检修地点附近支架升紧，回转梁升起之后不可有人在附近操作支架。③其余同前运输机的检修。第五节、监测监控系统汇能煤业现开采的15号煤层属高瓦斯矿井，煤尘无爆炸危险性，煤层属不易自燃煤层。本次开采15103工作面利用现有的KJ70II N型矿用安全生产监控系统，依据AQ1029-2007《煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范》和GB50581-2010《煤炭工业矿井监测监控系统装备配置标准》，对工作面进行各类传感器布置，实时监测工作面生产环境，一旦发现有瓦斯超限立刻声光报警，并切断相关设备电源，防止事故的发生。1、分站该矿在井下回采工作面设有两台KJ70N-F型分站，分站具有瓦斯电闭锁功能，对工作面瓦斯进行监测，当瓦斯超限时，报警并切断相应范围内的设备电源。2、传感器设置表4-5-1各类传感器装备数量表序号符号名称单位数量备用数量1CH4瓦斯传感器台42CO一氧化碳传感器台23KT设备开停传感器台44KD馈电断电传感器台25T温度传感器台16FM风门传感器台27YW烟雾传感器台18S声光报警传感器台29Dd断电器台1合计台22在采煤工作面设采煤机机载式瓦斯传感器1台；在移变处设馈电断电传感器2台，声光报警传感器1台；在胶带顺槽胶带输送机滚筒下风侧设一氧化碳传感器1台，烟雾传感器1台，设备开停传感器1台；在工作面上隅角设瓦斯传感器1台；在轨道顺槽距工作面小于10m处设瓦斯传感器1台，在轨道顺槽中部设瓦斯传感器1台，一氧化碳传感器1台；距轨道顺槽口10～15m处设瓦斯传感器1台，温度传感器1台；在风门处设风门传感器2台。II 为及时监测回采工作面环境参数变化情况，回采工作面的甲烷传感器设置在胶带顺槽距工作面10m处，胶带顺槽的传感器设置在距胶带顺槽口15m处，均距顶板不得大于300mm，距巷壁不得小于200mm。当工作面瓦斯浓度达到以下数值时，分别进行报警、断电、复电：≥0.8%CH4报警；≥1.2%CH4断电；＜0.8%CH4复电。断电范围：工作面及其回风巷内内全部非本质安全型电气设备。当工作面上隅角瓦斯浓度达到以下数值时分别进行报警、断电、复电：≥0.8%CH4报警；≥1.2%CH4断电；＜0.8%CH4复电。断电范围：工作面及其回风巷内内全部非本质安全型电气设备。当采煤工作面回风巷回风流内瓦斯浓度达到以下数值时，分别进行报警、断电、复电：≥0.8%CH4报警；≥0.8%CH4断电；＜0.8%CH4复电。断电范围：工作面及其回风巷内内全部非本质安全型电气设备。胶带输送机滚筒下风侧10-15m处设置一氧化碳传感器，浓度≥0.0024%时报警。胶带输送机滚筒下风侧10-15m处设置烟雾传感器1台。工作面传感器布置见图4-5-1。3.传感器维护1）瓦检员每班使用光干涉甲烷检定器与甲烷传感器进行对照，并将记录结果报地面中心站值班员。当两者读数误差大于允许误差时，先以读数较大者为依据，采取安全措施，并通知安全监测工必须在8h内将两种仪器调准。2）下井管理人员发现便携式甲烷检测报警仪与甲烷传感器读数误差大于允许误差时，应立即通知监控中心进行处理。3）安装在采煤机上的机载断电仪，由司机负责监护，并应经常检查清扫，瓦检员每班使用光干涉甲烷检定器与甲烷传感器进行对照，当两者误差大于允许误差时，先以读数最大者为依据，采取安全措施，并立即通知安全监测工，在8h内将两种仪器调准。4）对需要经常移动的传感器、声光报警器、断电控制器及电缆等，由班组长负责按规定移动，严禁擅自停用。5）井下使用的分站、传感器、声光报警器、断电控制器及电缆等由队长、班组长负责使用和管理。II 6）低浓度甲烷传感器经大于4%CH4的甲烷冲击后，应及时进行调校或更换。7）使用中的传感器应每天除尘；传感器应保持干燥，避免洒水淋湿；维护、移动传感器应避免摔打碰撞。4．其他监控系统人员考勤定位监控系统：本矿安装一套KJ133人员定位监控系统，对下井人员进行监测，实现考勤管理，并对井下作业人员的分布情况进行动态跟踪，可随时查询下井人员的身份，下井次数、下井时间或任一指定时间段的活动踪迹。地面中心站设在调度室内，分站设在上下井口、行人巷道主要分叉路口、采掘工作面、危险进入区等处。本次放顶煤开采15103工作面时，在15103胶带顺槽口、15103胶带顺槽距工作面100m处各安装1台无线收发器，在15103轨道顺槽口、轨道顺槽距工作面100m处各安装1台无线收发器，进轨道顺槽各安装2台定位器，随时查询进入工作面人员的身份、人数及活动踪迹。当工作面作业人员超时或接近危险场所时系统报警。定位分站位置详见图4-5-2。煤炭产量监控系统：矿井现装备有KJ219型煤炭产量监测系统，实时计量矿井产量情况，并将产量数据通过煤矿安全监控专网传送到各级监控中心和管理部门。第六节、工作面通讯系统矿井现装备有一套DDK-6型348门数字程控调度电话系统，担负矿井行政、调度用户通信。调度交换机置于调度楼机房内，机房必须实现双回路供电。本次设计15103工作面通讯系统按山西省煤炭工业厅煤矿井下通信联络系统使用与管理规范(试行)设计，具体布置如下：在15103胶带顺槽（顺槽口、工作面和顺槽中部）各布置调度电话1部，在15205轨道顺槽（顺槽口、工作面和顺槽中部）各布置调度电话1部。矿井现装备有一套KT105井下无线通讯系统，在井筒，运输大巷及采、掘工作面顺槽等处敷设通讯电缆并按通讯规范要求安装基站，给有关人员配备防爆手机，实现井下移动通讯，基站服务器设在调度机房内。无线通讯系统通过相应接口与矿井生产调度总机相连，实现全矿井上、井下通信联网。II 本次设计15103工作面无线通讯系统按山西省煤炭工业厅煤矿井下通信联络系统使用与管理规范(试行)和该系统基站信号覆盖范围设计，（基站信号覆盖范围为前后双向各400米）具体布置如下：在15103胶带顺槽300米和750米处各设无线基站1台，在15205轨道顺槽300米和750米处各设基站1台。矿井现装备一套KTK113(A)广播系统，在井筒，运输大巷及采、掘工作面顺槽等处敷设通讯电缆并按通讯规范要求安装广播分站，实现井下广播通讯。本次设计15103工作面广播通讯系统按山西省煤炭工业厅煤矿井下通信联络系统使用与管理规范(试行)设计，具体布置如下：在15103胶带顺槽（顺槽口、工作面）各布置广播分站1台，在15205轨道顺槽（顺槽口、工作面）各布置广播分站1台。工作面通信系统见图4-6-1。第七节、工作面照明工作面、转载机头、胶带机头及胶带机全线范围内设置照明系统。综采面照明灯具采用DGY18/127Y127V型自移支架矿用防爆荧光灯及KB-10/2127V型控制开关，其余地点的照明灯具采用DGS70/127B（G）127V型矿用防爆型金卤灯。为保障井下照明安全，矿用隔爆照明变压器综保装置及矿用防爆灯具必须采用保护齐全、经检验合格的产品。工作面照明图见图4-7-1。II 第五章放顶煤开采的安全技术措施第一节顶板管理一、工作面顶板垮落性分析及顶板初次和周期来压情况1、顶板垮落性分析本工作面伪顶为砂质泥岩，厚度0.3m，局部存在，呈黑色，易风化；直接顶板为泥岩，厚度3.2m，呈黑色且发亮、性脆、破碎、易于跨落；老顶为细砂岩，厚度3.0m，灰白色，主要成分石英、次为长石，含少量暗色矿物。根据开采经验，本地区煤层顶板类型为Ⅱ、Ⅲ级，为易—中等冒落顶板，其垮落性较好，不需强制放顶，矿方在多年的实际生产过程中已经证实了这一点。2、初次来压、周期来压时的安全措施1）、初次来压（1）初次来压时，要成立初次放顶领导小组。（2）带班班长对工作面上、下顺槽支护及顶板动态情况进行巡回检查，每2小时检查一次，发现问题及时采取措施，若本班难以处理立即停机，并及时向队值班室或调度室汇报。（3）初次来压前，进入工作面人员不得在机道内行走，特别是在超前支护范围内，降架、移架的地点不准有人滞留。（4）根据前几个放顶煤工作面回采经验，初采来压步距为15－32m，平均步距20m。初次来压期间，上、下顺槽端头工及电工要密切注意顶、帮情况，发现异常及时处理。（5）工作面及顺槽巷道必须加强顶板维护，工作面液压支架能够超前拉时必须超前拉架，且工作面所有支架拉过后必须升紧达到初撑力；顺槽巷道超前工作面20米加强维护，对于网破地点必须进行补网并联好，联网要做到每米10道，每道扭两圈半。（6）泵站压力要达到额定压力，支架要达到初撑力，接顶平、严、实，保证梁端距不大于550毫米。（7）加强工作面设备的维修与管理，以保证设备的正常运转和快速推进。液压支架的液压系统严禁出现漏串液现象，杜绝支架自动下降，安全阀及其它部件灵敏可靠。II （8）采煤机司机要割平顶、底板，严格按照规程要求控制好采高，调节好支架中心距和支架的几何形状，达到“三直”“二平”“一净”“两畅通”的要求。（9）初次来压前，通风科要加强对有毒、有害气体的检查，防止因采动影响有毒、有害气体大量涌出使人身受到伤害。（10）初次来压期间，一定要注意工作面的涌水情况，发现异常及时汇报并进行处理。（11）初次来压时，根据观察结果，增加超前支护长度，以防来压过猛，摧跨两巷支护。2）、周期来压管理安全措施根据前几个放顶煤工作面回采观察，本矿15#煤层老顶周期来压步距为20m。（1）根据所总结出的周期来压步距，认真做好周期来压时顶板管理（2）周期来压前必须保证两巷超前支护质量达规程要求，班长及验收员必须进行巡回检查，发现有不符合要求的支柱立即重新支设。（3）周期来压前两巷超前支护必须迎山有力，以防来压时催跨支柱。（4）周期来压时工作面支架必须达到初撑力，严禁任何人乱改或关闭支架自动补液功能。（5）周期来压时工作面支架自动补液功能必须完好有效，检修班加强检修必须保证每班安全正常的运行。（6）其他严格执行顶板管理的有关规定。二、坚硬顶板强制放顶工艺和设备选型本工作面伪顶为砂质泥岩，厚度0.3m，局部存在，呈黑色，易风化；直接顶板为泥岩，厚度3.2m，呈黑色且发亮、性脆、破碎、易于跨落。根据矿井15#煤层放顶煤实际生产情况来看，15#煤层工作面未发现在回采后顶板不能及时垮落的现象，故本工作面暂不涉及坚硬顶板强制放顶工艺和设备选型。三、工作面、端头及顺槽超前支护方式（一）工作面支护工作面安装47架ZF5400/19/30型支撑掩护式轻型放顶煤液压支架，机头安装3架、机尾安装3架ZFG6000/19/32H端头支架来支护工作面顶板。（二）顺槽超前支护II 1、胶带顺槽超前支护方式胶带顺槽超前支护距离不小于20m，采用DZ31单体液压支柱和π型钢梁。胶带顺槽超前支护三排4.4mπ型钢梁,要求一梁四柱,柱距1m。转载机与安全帮间支设一排梁，转载机与采煤帮之间支设两排梁。紧靠工作面采帮间距0.5米支设第一排钢梁，距工作面采帮1.5米支设第二排钢梁，距安全帮0.5米支设第三排钢梁。支设范围：从过渡架前梁端之超前煤壁不少于20米。2、轨道顺槽超前维护方式在轨道顺槽平行顺槽各支设三排4.4米π型钢梁，要求一梁四柱，柱距1m。紧靠工作面采帮间距0.7米支设第一排钢梁，距工作面采帮1.7米支设第二排钢梁，距安全帮0.7m支设第三排钢梁，支设范围：从过渡架前两端至超前煤壁不少于20m。（三）两端支护工艺1、切顶柱的支设①工作面上隅角、下隅角落山侧要求支设切顶柱，切顶柱支设不少于4根/米。顶板不好，或压力大时酌情增加点柱数量。②要求支设两排切顶柱，排距0.6米。③上隅角切顶线距支架最大不超过1.2米，下隅角切顶线距支架最大不超过4.8米。上隅角，沿后溜机尾落山侧边线支设新切顶柱，下隅角沿转载机机尾支设新切顶柱。原切顶柱未回收前，新切顶柱必须留有宽0.5—0.7米的安全出口，原切顶柱回收完，新切顶柱必须不少于4根/米支设。④切顶柱支设：必须执行“先支后回”的规定，先支设新的切顶柱，再回收旧的切顶柱。2、端头支护①进风端头宽度小于等于3米时，支两排梁，转载溜与1号支架之间支设一排梁，距安全帮0.5米支设第二排梁；当端头宽度大于3米时，必须加设一排梁，距安全帮1.5米支设。②回风端头宽度小于等于3米时，支两排梁，距安全帮0.7米支设第一排梁，距支架0.3米支设第二排梁；当端头宽度大于3米时，必须加一排梁，距支架1.3米支设。③II 钢梁支设形式为一梁四柱，在机尾移溜过程中可以一梁三柱，但移溜结束后必须补充为一梁四柱。④端头及超前压力大的地方，如底板松软必须在单体柱下穿靴，防止支柱钻底。顶板压力大时，必须补柱加梁加强支护。（四）退锚放顶安全技术措施1.进回风巷各准备一台退锚机，备件库备用一台，要保证退锚机完好使用。退锚时至少三个配合，其中一人监护顶帮情况，两人进行操作。2.退锚和锚索卸压时，必须在顶板卸压处先支设不少于两根单体柱临时维护顶板，方可进行退锚和卸压工作。3.将退锚机咬住钢绞线后，人员离开退索点5米外，到安全地点，然后再进行人工手动操作手阀，缓慢送液，当千斤行程伸出40mm时，使其与瓣具分开，停止打压千斤，重新升紧预支的临时单体柱，控制好顶板，用改锥或其它尖型器具，将锚具瓣上的皮圈割断，用锤敲打锚具直至松动脱落。千斤降落时一定要缓慢，严禁暧昧卸载，千斤顶松开后，解下锚具。4.退锚范围：落山至新切顶线向外有永久支护处，切顶线以里退锚时必须有可靠的临时支护，并留有安全出口，严禁无支护顶板下退锚。5.退锚和卸压后，人员站在密柱外，要用断线钳在新切顶线以里20cm处断开金属网，确保放顶质量。6、工作面顺槽遇片帮、顶板破碎和下沉等情况时严禁退锚。（五）支柱防倒措施1.工作前详细检查安全出口处端头支架及超前支架的支设情况，即时更换损坏的安全阀、高压液管，确保可靠支护，清除一切影响工作的矸石、浮煤及其他杂物。2.对单体支柱要经常进行检查，发现漏液失效的支柱要及时更换，坏柱上要做上标记，严禁使用，及时进行检修。3.使用注液枪时，枪口不准对人，以免失手伤人，注液枪使用后要挂在支柱上不许随意乱放，更不准用注液枪敲打硬物。4.每一根支柱都要严格按作业规程的规定支设，柱间距误差不超过±100mm。5.支柱的回收与支设必须由双人作业，其中一人负责观察顶板，严禁单人作业。6.移架和回超前支护单体的工作不许平行作业，要先移架，后回单体。7.所有点柱都必须挂好防倒绳，以防倒柱伤人。II （六）放顶煤措施1.放顶煤前工作面支架成直线，严禁存在弯曲段。2.放顶煤时，严禁一人同时放两架或两架以上的煤，并要控制好煤量，以防涌入架内或压死后溜。3.放顶煤，如遇大块或放不下的顶煤，要求人工破碎，严禁采用放炮处理。4.放顶煤时，如有大量矸石涌出或矸石挡在放煤档板处时，要求立即伸出放煤档板关闭放煤口。5、放煤时，必须进行喷雾降尘工作。四、预防支架前顶煤（顶板）漏冒及煤壁片帮措施加强工作面支架管理，提高支护质量，合理配液，杜绝“跑、冒、滴、漏”，支架必须完好，防止倒架、咬架，移架及时；初撑力符合要求，提高工作面整体支护强度，以减轻煤壁压力是防止架前顶煤冒落和防止片帮的基础工作。以下针对生产过程中可能会出现的顶煤（顶板）漏冒、工作面煤壁片帮等提出具体措施。一）煤帮片帮的顶板管理工作面煤壁发生片帮，空顶宽度超过0.3m时，要用单体支柱、板梁支设临时支护，即在煤帮挖柱窝，顺工作面支设合适长度的板梁，单体支柱作临时腿，降架后垂直煤帮在支架上穿两根1.8—2.0m的板木梁，挑住板梁后升紧支架，再在每根1.8—2.0m板梁下紧靠煤帮支单体支柱维护，采煤机割到此地段时先回单体支柱，采煤机通过后重新支起，再移架，推溜。二）冒顶时的顶板管理（1）处理小面积冒顶时可采用架设木板梁维护。架设木板梁可分为两种形式；顺巷抬棚支护和挑梁支护。①当冒顶区域在机道内、片帮较小时采用顺巷抬棚支护，在不操作支架情况下沿工作面方向支设抬棚，单体液压支柱做腿，以控制冒顶区域。抬棚长度可根据冒顶长度确定，但梁直径不小于18cm。②当冒顶或片帮较严重，顺巷抬棚不能完全控制冒顶区时，应采取挑走向棚梁的形式，挑梁时执行以下程序：a、挑梁时必须从两端向中间逐架进行，严禁多架同时作业。b、必要时，降架前要支设临时支架或帽柱，维护好冒顶区周围的顶板。II c、缓慢降架，在支架顶梁上，垂直工作面架设两根木板梁。木板梁一端靠紧煤体，另一端与支架搭接不少于0.5m，棚梁上方要横排木梁挤紧煤帮。根据顶板冒落情况和顶板状况考虑是否需要构顶，并在靠煤壁棚梁下支单体柱。一般情况下，冒落高度小于1m时，采取构顶。冒落高度大于1m时，采取蓬顶。d、升架挑起木板梁。e、拉架，拉架时采用带压移架。f、升紧支架。g、回收临时支架。（2）大面积冒顶，且端面顶板已完全冒空时，可采用蓬顶的方法维护，蓬顶维护的操作顺序是：①在每架支架下方支设“挑梁支架”，挑梁支架用工字钢或圆木做梁，单体柱做腿。冒落严重无法支设单体柱时，可将铁梁或圆木梁用锚链固定在支架顶梁的下方。铁梁或木梁的前端要顶住煤体。②在支设的挑梁支架上横穿长木梁挤紧煤帮，蓬住端面冒落区域。③其它支架移完后，回收单体柱及铁梁或木梁，前移原来受挑梁影响的支架。④割煤通过。三）煤帮作业注意事项1、人员进入煤帮、溜子道作业前，必须先停止前部溜运行，且要停电锁开关挂停电牌，并严格执行敲帮问顶制度，并设专人监护。人员要站在有支架掩护或有可靠临时支护的地点作业，作业地点距采煤机小于5m时，必须停电锁采煤机开关挂停电牌，并摘掉滚筒离合器手把，打开隔离开关，严禁空顶作业。2、出现流矸冒顶，首先停溜，以防冒顶区扩大。3、人员进入煤帮维护和进行其它作业，必须待顶板稳定后进行，且人员作业点前后5架支架不得动作。提前清理好退路，并设专人监视顶板。4、操作支架时，一次只能操作一架。严禁多架同时作业。严禁人员进入支架顶梁上作业。5、处理冒顶必须由两头向中间逐架进行。6、处理冒顶时，班组长或安全员现场协调指挥，确保安全。II 四）工作面顶板管理的其它技术措施1、工作面煤壁裂隙发育，但煤体疏散呈面状结构，可能发生大面积片帮、塌顶时，采用工作面注胶的方法管理顶板。四、工作面初采、周期来压、末采的安全技术措施1、工作面初采、周期来压的安全技术措施：(1)在工作面设备安装及初采过程中，要加强瓦斯检查，班组长、安全员和技术员要亲临现场指挥，确保安全。(2)工作面向前推进，支架后方采空区直接顶、老顶在推进过程中不能自动垮落，为了保证安全，要采取提前强行放顶，并制定专项措施。(3)工作面顶板坚硬不能垮落时，其具体措施有：改变顶板岩层的物理力学性质，降低岩体的力学强度。一般可通过高压注水等措施来实现。(4)回采中要密切观察老顶周期来压步距。(5)来压前，应派专人观察来压情况，作好记录，及时汇报矿调度室。(6)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。(7)初次和周期来压前严格执行作业规程中的有关措施，来压时工作面液压支架必须达到初撑力，并加强工作面顶板管理和两顺槽的维护工作，片帮较严重时，及时使用支架护帮板。(8)初次来压和周期来压时，每个支架应增加一至两根密集支柱，加大支护密度，严格控制工程质量。(9)初次来压和周期来压时，应适应减少放煤量。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。(10)初次来压和周期来压前后，认真做好各项参数记录，如回采时间、采面推进位置及来压前后工作面推进度等。(11)发现顶板来压时要组织快速推进，保证支架状态完好，要求支架平、紧、直，防止工作面冒顶或压死支架。2、工作面末采时的安全技术措施：(1)工作面推到停采线时必须停止推进，保证留有足够的煤柱。工作面支架排列整齐，保持最小控顶距。工作面回采距停采线20m左右进入末采。II (2)放顶后，必须把工作面的浮煤清净，不必要的设备全部撤至轨道顺槽，加强溜头溜尾的支护，确保两个安全出口的畅通。回撤按从机头到机尾，采空区向煤壁的顺序进行，工作面溜子也随着逐段回撤，回撤过程中，在工作面要根据实际情况分段进行，以减少老顶和网的推力，要详细检查工作面顶板煤壁及支护，在确保安全的情况下，由溜尾向溜头方向撤溜，每一次撤除10节溜槽，回柱放顶，边回边撤，不得堵塞安全出口，影响通风和行人。(3)在末采和工作面设备回撤过程中，要加强瓦斯检查，末采期间，班组长、安全员和技术员要亲临现场指挥，确保安全。(4)回撤期间工作面所有人员必须时刻注意安全，保证工作面的顺利回撤。(5)为确保工作面支架、前后部刮板输送机的正常拆除，收面时，工作面确保顶割平、底割平、支架移直、前后部刮板输送机移直。(6)割煤时，煤机一定要放慢速度，严格控制采高，支架工、煤机手要配合好，确保煤机滚筒不打网、不割网，割煤前15m范围内的网必须吊挂好，移完架后，将网挂紧、挂平、挂牢。(7)上网、联网、上绳时，有专人观察顶板和煤壁，及时处理松动的顶板和煤壁，防止片帮，掉顶，前后部刮板输送机必须停机，专人看管闭锁，煤机必须停电，并将隔离开关拉掉，待所有作业人员回到支架内安全位置后，再送电开煤机和前后部刮板运输机。坚持谁停电、谁送电制度。(8)两顺槽和工作面内浮煤、浮矸、杂物清理干净，运输系统开空。不用的电气设备从开关上停电挂牌、闭锁。工作面及两道低凹点正常排水。(9)煤机牵引和拉移支架时，不得割网、撕网、穿网，一旦发生应及时补联。(10)煤机、运输机运行时，严禁人员手扶金属网和钢丝绳，煤壁区严禁有人作业。(11)收面准备工作结束后，所有单体液压支柱、液压支架设专人补压确保初撑力达到规定要求，液压系统检修完好，无跑、冒、滴、漏现象；上、下出口沿放顶线挂好导风帐、挡风帐，同时保护好通防设施，确保工作面通风系统正常。(12)收面作业，严格按《工作面回采作业规程》要求作业，杜绝违章作业、违章指挥，确保安全生产。(13)坚持做到先检查后工作，发现问题及时处理，不留隐患。II (14)人员进入煤壁及机头三角区作业，严格执行敲帮问顶制度，并停机闭锁。(15)停面时，保证液压系统完好，单体液压支柱和液压支架达到初撑力。五、工作面初采专项安全技术措施（一）初采组织措施矿成立工作面初采领导组，负责初采期间各项管理规定的落实执行，确保初采安全。1、初采领导组的成员组成组长：生产副总副组长：总工程师、安全副总、通风部长、通风队长、技术部长、调度主任、队长。成员：采煤队技术员和各班班组长。2、初采领导组职责初采领导组全面负责工作面初采期间的生产组织、安全措施落实、存在问题的协调解决；技术部负责贯彻执行有关顶板管理规定，并结合工作面实际，指导对工作面初采措施的编制和修改工作；通风部负责初采期间的“一通三防”管理工作；安质部负责监督管理措施的执行监督检查；综采队负责工作面初采生产组织。3、现场管理的组织措施（1）初采期间，采煤队队长是现场管理第一责任者。初采期间每班必须有跟班队长上岗，安监员现场监督检查措施执行情况。（2）班组长、安监员严格执行安全隐患排查管理规定，发现隐患须立即停止生产，采取相应措施，隐患排查后方可进行生产。（3）采煤队技术员负责初采现场技术指导及初采期间矿压观测总结。（二）初采安全技术措施（1）初采期间通风、抽放、监测三大系统必须完善。机电设备各种保护、安全设施等齐全、合格、可靠。回胶带顺槽超前支护及端头维护必须符合第四章中相应的规定。（2）采煤机开始割煤前，必须清净机道内的杂物。严格执行“敲帮问顶”制度，及时处理掉活煤活矸。滚帮或空顶时必须在煤帮支设可靠的临时支护护顶。II （3）初采期间，每班必须检查两顺槽超前超前支护、端头维护和落山切顶密柱的支设情况，所有支护必须齐全、可靠，符合作业规程要求，不得有缺棚少柱现象，失效的支架要及时更换。两顺槽超前支护距离不小于20m。所有单体支柱要支在实底上，迎山有力，角度适中，拴防倒绳。（4）回胶带顺槽切顶挡矸密帽柱支在支架尾梁末端最近的钢带下，每m不少于3根。加强落山顶板管理，严格执行退锚放顶规定，确保端头采空侧顶板及时垮落。（5）工作面采高控制在2.6m左右，液压支架高度不得低于2.0m，不得高于2.6m，严禁支架超高使用。在通过切巷期间，采煤机司机要站在机身落山一侧掩体处的安全地点操作，滚筒前后5m范围内严禁有人，防止锚杆甩出伤人。严格按循环进度移架，及时支护顶板，端面距大于0.3m时必须在煤帮支设顺巷棚梁、一梁不少于两柱。（6）切巷推进3m范围内，退锚放顶后，顶板仍不能垮落时，必须采取加强支护措施,靠切顶密柱外0.3m加支一趟戗棚；两端头根据实际空间各加支顺巷棚梁，支柱迎山有力、角度必须适中。压力特大时，可靠近切顶密柱内批两个木垛，两个木垛的方向应垂直顺槽布置，木垛随着切巷推进向外移动。垛木规格：1/2Φ20cm×1.2m。顶板大面积不能垮落时及时汇报矿顶板管理领导组，制定专项措施。（7）初采期间加强矿压观测，用压力表观测工作面支架前、后立柱和顺槽单体支柱受力情况，按时收集矿压数据，及时总结分析，编制矿压观测报告。严格执行《矿压观测工作管理考核规定》。（8）加强工作面液压支架及单体液压支柱的管理，乳化泵、液压系统完好，杜绝漏液窜液。乳化液泵站压力必须达到30MPa以上，液压支架及单体液压支柱支设必须符合相关要求，初撑力达到规定值的80%。工作面MSIO-5浓缩液浓度不低于3%。（9）初采期间专职瓦检工必须认真检查架间、顶部、落山、回风、内尾等处的一氧化碳、二氧化碳、温度、挂汗等情况，发现异常立即汇报通风调度和矿调度。（10）工作面初采每天推进度不小于1.0m，初采结束应以老顶初次来压为准，之后方可进入正常回采。若工作面初采每天推进度小于1.0m时，通风部必须采取防灭火措施，防止煤层自燃发火。（11）在回风巷和胶带巷规定位置安设瓦斯报警断电装置，并经常检查、维护，确保灵敏可靠。II 六、工作面收尾专项安全技术措施一）末采组织措施矿成立工作面末采领导组，负责末采期间各项管理规定的落实执行，确保末采安全。1、末采领导组的成员组成组长：生产副总副组长：总工程师、安全副总、通风部长、通风队长、技术部长、调度主任、综采队队长组员：采煤队技术员、班组长2、末采领导组职责：负责工作面末采期间的生产组织、安全措施落实、存在问题的协调解决；生产技术部负责贯彻执行有关顶板管理规定，并结合工作面实际，指导回采队对工作面末采措施的编制和修改工作；通风部负责末采期间的“一通三防管理”工作；安质部负责监督管理措施的执行监督检查。二）、现场管理的组织措施1、末采期间，队长是现场管理第一责任者。末采期间每班必须有队干跟班上岗，安监员现场监督检查措施执行情况。2、跟班队干、班长、安监员严格执行安全隐患排查管理规定，发现隐患须立即停止生产，采取相应措施，隐患排查后方可进行生产。3、队组技术员负责末采现场技术指导及末采期间矿压观测总结。三）安全技术措施1、人员进入煤帮或在溜子道作业前，要先停采煤机、工作溜并用支架灯闭锁工作溜，专人看守，必须执行敲帮问顶制度，处理活煤、活矸、片帮后方可作业。作业人员要站在安全支护下作业，严禁空顶作业，保持退路畅通。若在距机组5m范围内作业时，必须断开采煤机隔离开关，专人看守采煤机，并设专人监视顶板，且作业点前后5架支架不得动作。需要开溜时，必须清理好溜内的材料、杂物，撤出所有人员，专人检查无误后，方可进行。II 2、铺联网、上两开木、抽梁、换梁作业时，现场必须有一名队长专门负责，协调指挥。严格执行先支后回的原则，必须先维护好作业地点前后10m范围内的顶板，方可继续作业。并密切注意顶板的变化等情况，如发现异常情况，立即停止作业，撤离所有人员。上梁时，相邻5架支架不得动作，上梁时保证一面平木梁平面朝上，不接顶处要用破板勾紧背牢。操作人员要站在有棚梁或支架完整的安全条件下进行作业，严禁空顶作业。如发现坏梁和坏柱，必须及时更换相应规格的木梁和单体柱。3、在支架上上一平面木梁时，如果顶板破碎应先维护好顶板后方可缓慢降架进行此项工序。4、在煤帮上梁时不少于5人作业，两人抬梁，一人扶柱，一人缓慢送液，一人观察顶板情况，上梁后一梁不少于三柱。5、发生塌顶时，首先停止工作溜，以防塌顶区域再次扩大。6、处理塌顶时，要求队干现场指挥，作业人员要站在安全可靠支护下作业，并确保退路畅通。7、维护顶板时必须从两端向中间逐架进行，要求队干现场指挥。8、人员进入煤帮清煤（矸）时，先检查煤帮单体柱棚的支护情况，要进行有效的支护，防止掉跟。9、戗帮维护时单体柱要支在实底上。10、用单体柱顶溜时，操作人员必须站在距单体柱5.0m以外的支架立柱间远方操作，周围5.0m不得有其他人员且在距单体柱两侧5.0m以外设专人警戒，防止单体柱滑脱伤人。11、严禁在浮煤浮矸上支设单体柱。12、末采时，顶、底板必须割平。移架时，顶板破碎处及时在煤帮用∮18cm×3m或∮20cm×4m一面平木梁一梁两柱，支顺巷棚维护好后方可移架。13、用单体柱顶溜时，单体柱两头必须选择好支点顶稳，撑紧支好单体柱后，操作人员必须在5m外的安全地点远方操作送液，前后5m范围内严禁有人，并在两侧设专人警戒，专人监护，防止单体柱滑脱伤人。14、作业人员除执行本措施外要严格按《15103作业规程》、《煤矿安全规程》、及我矿有关规定执行。II 七、装运煤安全技术措施1.煤溜、转载机及皮带运输时信号规定：一下点停、二下点开、三下点倒向、事故打乱点。2.割煤和清理浮煤人员及各运输机司机在开工前，必须认真检查工作地点煤溜附近支架、顶板情况，确认无问题后，方可开工。3.煤溜运输时，凡超过30cm的大块矸石，必须停溜破碎或打到落山。严禁大块矸石通过学习机级和破碎机。4.前后溜运行期间，严禁任何人进入溜内，严禁人员从机关、机尾出口通过或跨越溜子，不得在溜内追打。检修与处理前后溜时，要有专人指挥，并设专人与司机联系，必须停溜且闭锁开关。5.注意工作溜与转载机的搭接情况，防止拉回煤造成事故。严禁将工作溜推成陡弯，严禁工作面中部超前，防止溜槽脱节。6.架间煤矸及前后溜与支架的浮煤要清理干净，不能影响移架、移溜作业。7、严格执行“行人不行车，行车不行人”和“严禁跟车运输”的管理制度。八、其它安全措施1、顶煤处理(1)严禁在工作面上、下隅角爆破落煤和在工作面内采用炸药爆破处理顶煤、顶板。当工作面或工作面上、下隅角的顶煤、顶板不易冒落时，应通过反复几次升降液压支架，促使顶煤破碎冒落。(2)严禁用爆破方法处理卡在放煤口的大块煤炭和矸石。发生大块煤炭和矸石卡住放煤口时，首先要用液压支架插板进行破碎，如果不行必须停止输送机运行，在液压支架掩护下人工用大锤破碎。(3)放煤时，上下各组支架后面，严禁有人进入。(4)放煤时，放煤量必须掌握均匀，防止过载压输送机，防止运输过程中绊坏尾梁、千斤顶及管路。(5)放煤前要首先检查有关液压系统、管路是否正常，确认无问题后，方可进行放煤作业。(6)采放平行作业时，煤机后滚筒与放煤架间距不少于15m，放煤与移架距离不少于15m。II (7)回摆尾梁时，必须收回插板，放煤结束必须升起尾梁，伸出插板，各操作手柄归零位。(8)拉后输送机时，架后不得有大煤堆、大煤块、大矸石块。2、矿压观测(1)工作面每10架安设一台液压支架压力下缩自记仪，支架编号分别为：4#、15#、25#、35#、45#。要及时采集数据认真分析掌握顶板压力情况，做好采煤工作。(2)支护质量监测队组要不定期对工作面两巷支护质量进行动态检查，对检查中存在的问题要及时整改。检查内容包括：支架初撑力、煤壁偏帮情况、端面距、采高及端面冒落情况、两巷单体支柱初撑力、超前支护质量等。3、防倒架、防咬架措施(1)拉架时必须使支架保持一条直线。(2)工作面拉架时必须及时拉架，拉架距采煤机后滚筒3～5架，如果顶板压力较大或有冒顶危险时，应及时追机拉架，防止漏矸。(3)移架过程中如发生顶板破碎冒落时，应及时超前拉架，防止发生冒顶。(4)移架时，要保证支架移到位。(5)移架过程中要及时调整支架状态，如发生倒架、咬架现象，需在移架过程中及时调整。九、过断层、陷落柱措施据15103工作面地质说明书，该工作面在掘进过程中揭露2个陷落柱。分别为：X-79实际揭露位于进风巷与切巷范围60×64m，对回采有一定的影响；X-60实际揭露位于15103轨道顺槽，范围22×20m，对回采有一定影响，工作面在开采过程中过无炭柱采用放炮方法通过，特提以下措施。（一）操作顺序安全检查→打眼→装药→维护→爆破→清理。1、安全检查：人员在煤帮或溜子道作业前，首先由班组长现场负责进行安全检查，严格执行“敲帮问顶”制度，处理架间、煤帮的活煤、活矸及各种安全隐患后再开始打眼。II 2、打眼：打眼使用风钻且必须湿式打眼，双人操作，协调配合。打眼前，先清理煤帮、架间及人行道的浮煤和杂物，然后开始打眼。打眼时眼底全部朝向进风或回风，炮眼呈三排五花眼布置。要求眼深1.50m，爆破进度为1.20m。3、装药：装药前，再次执行“敲帮问顶”制度，检查作业地点的顶板、支架、煤壁有无隐患，检查炮眼是否合乎要求，发现问题及时处理。炮泥必须封满封实，封泥长度按《煤矿安全规程》中第329条规定执行。装药时，雷管用1、3、5段毫秒管，底眼用1段、中眼用3段、上眼用5段，炮眼角度必须按规定执行。打眼、装药时，炮眼数、装药量可由班长和爆破员根据现场情况适当调整。4、维护：炮区及炮区前后5架支架前梁与电缆槽间要使用150型溜锚链同支架前梁和齿条固定，每架固定四根锚链；并吊挂双层金属网同锚链用铁丝固定。炮区及其前后5架支架的前立柱伸缩部分用皮带包裹。用皮带、破板保护放下的支架灯和电缆管路、线路电缆和所有通风设施和综采设备等，其维护方式和维护距离由班长和爆破员根据装药量和距设施、设备的远近具体掌握，但最小距离不能小于上述规定。加强维护炮区及其前后10m范围内的顶板，必要时提前移架。爆破前，仔细检查炮区支架的管线、阀组，通风设施、综采设备等的保护情况、确认无问题后方可起爆。5、爆破：工作面放炮，严格执行“放炮撤人设警戒制度”，工作面放炮直线撤人距离不小于30m。端头放炮两顺槽直线撤人距离不小于75m，并有掩体。如有拐弯时，总距离不小于50m,拐弯后距离不小于10m，且设专人警戒，警戒人员在安全地点警戒。每次爆破长度不超过10m，防止爆破矸石压溜，严禁一次装药分次爆破。严格执行“一炮三检”和“三人联锁放炮”及“敲帮问顶”制度。II 爆破后，检查炮区支架的管线、阀组等，崩坏的及时更换,无问题后方可送液并打出伸缩梁控制煤帮顶板，端面大的地方要用板梁配合单体柱支顺巷棚维护，一梁不少于两柱。班组长至少一人现场指挥，处理各种隐患。爆破后，大于30cm的煤、矸要打碎，无问题方可开溜。6、清理：放炮后，经全面检查确认无问题后，方可清理炮区。清理好后方可开始割煤。（二）注意事项1、人员进入溜子道或煤帮作业前，前部溜必须停止运行且锁开关挂停电牌，并严格执行“敲帮问顶”制度。严禁开溜打眼或在煤帮进行其它作业。2、打眼、装药时，作业地点前后5架支架不得动作，机组与炮区的距离不得小于10m。3、打眼、装药和维护炮区平行作业时，其间距均不得小于5m。4、每道工序开工前，由班组长现场负责，先进行作业地点的全面安全检查，处理隐患后作业。5、其它未提之处，严格按《煤矿安全规程》和《15103综放工作面作业规程》中有关规定执行。第二节瓦斯防治一、工作面瓦斯抽放方式及参数的确定一）巷道布置：15103工作面位于井田东部，15103工作面全长514m，切巷长78m。1。地面位置：工作面上覆为山地，无民房及其它建筑物。2。井下位置：15103工作面井下位置位于一采区的中部，东部为15104工作面，西部15102工作面（未开采），南部为大巷巷道及保护煤柱，北部为井田边界保护煤柱。3、高抽巷：在工作面上部58米处布置顶板走向高抽巷，采用矩形断面，锚网支护。巷道净宽2.6m，净高2.4m，净断面6.24m2。二）瓦斯管路布置：汇能矿井井下目前的矿井瓦斯抽放管路系统为：（1）地面高负压抽放系统（邻近层、本煤层抽放系统）：瓦斯泵站→中央回风立井→回风大巷→15号煤回采工作面II （2）地面低负压抽放系统（采空区抽放系统）：瓦斯泵站→中央回风立井→回风大巷→一、二采区高抽系统巷。三）抽放泵站参数：地面瓦斯抽放泵站在中央回风立井工业广场西北角，距井口及井上主要建筑物距离均大于50m，供电、供水方便，泵站位置处没有滑坡、溶洞、断层破碎带及塌陷区，标高约＋874m左右，大于历年最高洪水标高。1、地面高压抽放系统现有2BE3—500—2BY4型水环式真空泵。性能如下：抽放量：0～145m³/min最大绝压：160hPa（负压84000Pa）最大正压：1013mbar电机功率：160Kw泵转速：260r/min电压：660V供水量：20m³/h现有2BE3—500—2BY4型水环式真空泵二台，一台运行，一台备用。2、地面低负压瓦斯抽放系统：地面低负压瓦斯抽放系统采用两台2BE3—720—2BY4型水环真空泵，电机功率450KW，流量410m³/min，性能如下：抽放量：0～410m³/min最大绝压：160hPa（负压84000Pa）最大正压1013mbar电机功率：450Kw电压：10kV供水量：35m³/h现有2BE3—720—2BY4型水环式真空泵二台，一台运行，一台备用。四）主抽放管路布置：高负压抽放管路主管为φ426×6mm螺旋钢管，支管为φ219×6mm螺旋钢管。低负压主管为φ630×6mm螺旋钢管，支管为φ325×6mm螺旋钢管。五）瓦斯抽放情况：II 1、回采工作面瓦斯涌出量预测根据《矿井瓦斯涌出量预测方法》（AQ1018-2006），采用分源预测法对工作面瓦斯涌出量进行预测。分源预测法，根据回采工作面瓦斯涌出来源及个源涌出规律并结合煤层开采条件、煤层瓦斯赋存参数来计算回采工作面瓦斯涌出量。结合汇能矿井《15号煤层瓦斯基础参数测定报告》、《15号煤层瓦斯含量分布预测图》对15103回采工作面的瓦斯涌出量进行预测。该工作面的瓦斯含量为4.82m3/t～8.73m3/t，为确保瓦斯治理的效果，以8.73m3/t的原始瓦斯含量作为最大瓦斯涌出预测含量。回采工作面瓦斯来源主要由开采层（包括围岩）瓦斯涌出、邻近层瓦斯涌出组成。（1）开采煤层（包括围岩）瓦斯涌出量式中：----开采煤层（包括围岩）相对瓦斯涌出量，m3/t；　　　k1----围岩瓦斯涌出系数，对于陷落法顶板管理的工作面，取k1=1.3；　　　k2----工作面丢煤瓦斯涌出系数，其值为工作面回采率的倒数，工作面设计回采率为95%，则k2=1.05；k3----准备巷道预排瓦斯对工作面煤体瓦斯涌出影响系数，采用长壁后退式回采时，系数k3按下式确定：L----回采工作面采长，78m；h----巷道瓦斯预排等值宽度m，按巷道平均暴露200天考虑，则无烟煤取h=10.5m；则有：m0----煤层厚度，m，15号煤m0＝5.7m；m1----煤层采高，m，按设计，15号煤m1＝5.7m；W0----煤层原始瓦斯含量，8.73m3/t；W1----煤的残存瓦斯含量，2.90m3/t。根据以上公式计算，开采15号煤层工作面，开采层瓦斯涌出量为：II m3/t（2)邻近层瓦斯涌出量式中　----邻近层瓦斯涌出量，m3/t；----第i个邻近层厚度，m，见表5-2；----开采层的开采厚度，m，＝5.7m；----第i邻近层原始瓦斯含量，m3/t；----第i邻近层残存瓦斯含量，m3/t，取2.90m3/t；----取决于层间距离的第i邻近层瓦斯排放率，可根据层间距离，见图5-2-1、5-2-2、5-2-3查取。表5-2-1邻近层煤层瓦斯参数表　煤层编号Mad（%）Aad（%）Vdaf（%）视密度（t/m3）原始瓦斯压力（MPa）瓦斯含量（m3/t）备注5号1.40.089.1五矿6号22.97.591.380.279.5五矿8号1.9227.167.551.440.612.159上1.41.610.29寺家庄91.40.610.1611号1.385.978.811.40.386.61兴裕12号1.385.978.811.460.389兴裕13号2.6916.969.51.40.464.3兴裕14号1.40.054.2五矿15号3.1723.6110.151.360.635.85表5-2-2开采15号煤层时邻近煤层厚度、距离及瓦斯排放率表邻近层名称上邻近层681011121314K2K3至15号煤层距离（m）105.1272.4158.8647.2945.983616.616.736.18煤层厚度（m）2.353.151.90.71.483.20.55.63.2II 排放率0.150.360.400.550.600.800.950.950.801-上邻近层排放曲线；2-近水平和缓倾斜煤层下邻近层排放曲线；3-急倾斜煤层下邻近层排放曲线图5-3邻近层瓦斯排放率与层间距的关系曲线根据上式可以算出，开采15103回采工作面时，邻近层瓦斯涌出量为：=12.14m3/t(3)15103回采工作面瓦斯涌出量回采工作面瓦斯涌出量由开采层、邻近层瓦斯涌出两部分组成：=+式中----回采工作面相对瓦斯涌出量，m3/t。则：=6.97+12.14=19.11m3/t（4）15103回采工作面绝对瓦斯涌出量按照15103工作面平均日产量为1860t计算，则：15103回采工作面开采时绝对瓦斯涌出量为：q绝=×T/1440式中----回采工作面相对瓦斯涌出量。II T----产量。则：q绝=19.11×3327÷1440=44.15m3/min其中：邻近层涌出量为：q绝=×T/1440=12.14×3327÷1440=28.05m3/min开采层涌出量为：q绝=×T/1440=6.97×3327÷1440=16.1m3/min15103回采工作面瓦斯涌出量预测结果工作面名称瓦斯含量（m3/t）日产量（t）瓦斯涌出量开采层邻近层总计（m3/t）（m3/min）（m3/t）（m3/min）（m3/t）（m3/min）151038.7333276.9716.112.1428.0519.1144.151、回采工作面瓦斯抽放量（1）回采工作面本煤层瓦斯抽放量15103工作面采用顺层平行钻孔方式进行本煤层预抽，根据阳泉地区及汇能矿井的抽放瓦斯经验，其瓦斯抽出率可达本煤层瓦斯涌出量的30%左右，按30%计算，15103回采工作面本煤层瓦斯涌出量为16.1m3/min，瓦斯抽放量预计为：Q本=16.1m3/min×30%=4.83m3/min（2）回采工作面邻近层瓦斯抽放量15103工作面邻近层抽放采用走向高抽巷抽放邻近层瓦斯的抽放方法，走向高抽巷在抽放邻近层瓦斯的同时，通过与15号煤层间的导通裂隙，能够解决在开采、放顶煤过程中15号煤层涌出的一部分瓦斯。根据邻近矿井及汇能矿井回采工作面的的抽放瓦斯经验，邻近层瓦斯抽出率可达90%以上，按90%计算，15103回采工作面邻近层瓦斯涌出量为28.05m3/min。邻近层瓦斯抽放量预计为：Q邻=28.05m3/min×90%=25.25m3/min（3）工作面瓦斯抽放量根据汇能矿井回采工作面的的抽放瓦斯经验，综合考虑本煤层和邻近层抽放效果，工作面瓦斯抽采率为85～95%，按85%取值，则：Q面=44.15m3/min×85%=37.5275m3/min2、采取抽放措施的回采工作面风排瓦斯量II q面=44.15—37.5275=6.6225m3/min六）瓦斯抽采系统现状瓦斯抽采系统现已通过验收，运行情况良好。二、工作面上下隅角瓦斯治理措施1、工作面上隅角最后一排密集柱距切顶线不超2m，工作面下隅角最后一排密集柱距切顶线不超4m。由采煤队每天早六点检修班进行回柱放顶。2、检修班回柱放顶期间，由通风队搁专职瓦检工全程检查，严格执行“一拉三检”规定，人员站在安全地点采用不少于2m的长胶管进行检查瓦斯。局部瓦斯掌握不超1.0%，超限时必须停产撤人并进行处理。3、工作面风量必须配备充足，保证工作面上下隅角供风量充足，能够有效冲淡瓦斯到安全浓度。4、工作面风量配备及相关通风设施由通风部门三班检查维护，工作面上下隅角的盲巷深度由采煤队负责掌握，并由盯面安监人员监督检查。5、工作面上隅角备用10m长临时风筒，一旦上隅角瓦斯超限采用全风压配风方法不能有效处理时，需设置风障采用引风法进行处理。三、防止工作面采空区瓦斯积聚措施1、由抽放队负责每3天全面检查一次抽放系统及相关抽放参数，发现管路漏气、管路破裂等影响抽放效果时，必须及时处理，确保工作面末端抽放负压达到120mmH2O以上，以最大限度的抽放工作面采空区瓦斯和邻近层瓦斯，以减轻工作面风排瓦斯量。2、合理调整抽放负压与通风负压的关系，尽可能将工作面采空区残留瓦斯与上部邻近层瓦斯最大限度地通过走向高抽抽放系统排放出去。四、工作面瓦斯监测监控矿井现装备有一套KJ70N型安全生产监控系统，回采工作面上隅角设瓦斯传感器1个，在轨道顺槽距工作面不超过10m处设瓦斯传感器1个，在轨道顺槽中部设瓦斯传感器1个，在轨道顺槽靠近回风大巷10—15m的测风站内分别设有瓦斯、风速传感器各1个。在瓦斯抽放尾巷回风口10—15m处设瓦斯、风速传感器各1个，在瓦斯抽放尾巷与回风大巷的混合回风流处设瓦斯传感器1个。II 第三节通风管理一、回采工作面通风方式及合理性分析1、通风方式：15103工作面采用一进一回通风系统，即胶带顺槽进风，轨道顺槽回风方式布置。2、工作面通风合理性分析（1）工作面胶带顺槽、轨道顺槽沿15号煤层底板布置，在工作面上部58米处布置顶板走向高抽巷。胶带顺槽长514m，工作面采长78m，高抽巷与轨道顺槽水平距离53m。（2）工作面按照瓦斯涌出量及抽放量合理分析后进行配风。回风巷配备风量稀释工作面本煤层涌出瓦斯，工作面回风瓦斯控制不超过1%；工作面轨道顺槽、胶带顺槽沿15号煤层底板布置。随工作面的推进，综放工作面在开采过程中，上隅角瓦斯通过走向高抽巷抽放配合埋管抽放处理，同时控制工作面采高不超2.6m，以保证工作面上隅角供给充足的风量。（3）15号煤层属不易自燃发火煤层，经研究分析，随着工作面的正常推进，采空区垮落煤矸逐步进入窒息区域，从而有效控制了采空区域火灾事故。（4）根据南煤集团的经验，结合本矿井15202工作面实际生产经验，本矿井抽放系统采用高抽巷进行抽放后瓦斯浓度下降显著，采用一进一回的通风系统完全可以满足工作面通风需求和安全生产需要。二、自燃发火预测预报指标经鉴定，本矿15号煤自燃倾向性为Ⅲ级，属不易自燃煤层。同时在矿井正常掘进回采过程中，对煤层自燃发火的多项指标综合分析后将CO气体浓度及涌出量作为工作面自燃发火的预报指标。工作面局部通风不良区域CO浓度达0.0024%作为日常判别自燃发火的依据。三、回采工作面供风量、风速及合理性分析根据《煤矿安全规程》和《煤炭工业矿井设计规范》（GB50215—2005）规定，矿井总风量应按井下同时工作的最多人数每人每分钟供给风量不少于4m3或按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量总和的最大值选取。综采放顶煤工作面需风量应按瓦斯（或二氧化碳）涌出量、工作面温度、同时工作的最多人数分别计算，取其中最大值，并用风速验算。II 根据《煤矿安全规程》103条规定，采煤工作面风量计算如下：（1）采煤工作面实际需要风量计算A、采煤工作面实际需要的风量按工作面瓦斯涌出量计算Q采=125×q采·K采式中：Q采——采煤工作面实际需要的风量，m3/min；q采——采取瓦斯抽放的采煤工作面风排绝对瓦斯量，根据汇能矿井对15103工作面瓦斯涌出量预测报告及矿井实际的回采工作面抽采参数，回采工作面抽采率在85～95%，按85%取值，计算抽放后的工作面绝对瓦斯量为44.15-44.15×85%=6.6225m3/min；K采——采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，1.5。125——按采煤工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过0.8％的换算系数。Q采=125×6.6225×1.5=1241.72m3/min=20.70m3/s，取21m3/sB、按工作面温度计算Q采温=60×V采面×S采面×K采温V采面——采煤工作面适宜风速，取1.5m/s；S采面——采煤工作面平均有效断面积，10.01m2；K采温——采煤工作面长度风量系数，1.1。Q采温=60×V采面×S采面×K采温=60×1.5×10.01×1.1=991m3/mim=16.52m3/sC、采煤工作面实际需要的风量按人数计算，公式为：Q采=4×Nc式中：Nc——采煤工作面同时工作的最多人数，人。本矿井效率高，用人少，采煤工作面同时工作最多人数为48人（两班交接时）。则按人数计算采煤工作面需风量为：Q采=4×48=192m3/min=3.2m3/s取上述计算中的最大值，可得15103采煤工作面需风量为Q采=21m3/s。d、按风速验算II 验算最小风量Qcf≥60×0.25Scb＝60×0.25×10.56＝158.40m3/min＝2.64m3/s；Scb＝lcb×hcf×70%＝5.80×2.60×70%＝10.56m2；验算最大风量Qcf≤60×4.0Scs＝60×4.0×9.46＝2270.4m3/min＝37.84m3/s；Scs＝lcs×hcf×70%＝5.20×2.60×70%＝9.46m2；综合机械化采煤工作面，在采取煤层注水和采煤机喷雾降尘等措施后，验算最大风量Qcf≤60×5.0Scs＝60×5.0×9.46＝2838.0m3/min＝47.30m3/s；式中：Scb—采煤工作面最大控顶有效断面积，m2；lcb—采煤工作面最大控顶距，5.80m；hcf—采煤工作面平均采高，2.60m；Scs—采煤工作面最小控顶有效断面积，m2；lcs—采煤工作面最小控顶距，5.20m；0.25—采煤工作面允许的最小风速，m/s；70%—有效通风断面系数；4.0、5.0—采煤工作面允许的最大风速，m/s。综上所述并经过风速验算，工作面配风量21m3/s，满足要求。综上所述，汇能煤业15103综采放顶煤工作面总配风量为21m3/s：工作面胶带顺槽进风量为21m3/s、风速为1.52m/s；工作面通风量为21m3/s、风速为2.10m/s；轨道顺槽回风量为21m3/s、风速为1.59m/s，工作面及进、回顺槽的风速均符合《煤矿安全规程》要求。四、减少工作面漏风措施1、回风下料巷风门施工必须严格按照通风工程质量标准进行施工，完工后进行门扇包边，保证风门不漏风透光，并由三班瓦检人员巡回检查不少于一次，发现问题必须及时汇报单位负责人并在24小时内处理。2、工作面配风按核定风量标准配备，在现有通风系统基础上，尽可能安全配风，不得超过核定配风量的1.5倍。II 五、工作面通风设施及保证风流稳定可靠的措施1、工作面通风设施要有专人管理，保证经常处于良好的状态，并能够正常使用。2、工作面必须配备专职瓦斯检查员，按照要求对瓦斯进行检查，并分地点挂牌，说明检测的结果和时间。3、各种防尘、防瓦斯设施必须按照要求配备齐全。4、胶带顺槽及轨道顺槽的隔爆水棚必须挂牌管理。5、个人防护必须严格执行有关规定，工作面及回风流中所有工作人员必须佩戴防尘口罩，否则不得作业。6、及时排除巷道内的污水和杂物，保证通风系统的正常运行。7、通风科每旬进行一次测风工作，并将结果通知综采队。8、任何人都不得以任何理由拆除或破坏通风设施。六、工作面回风巷通风管理轨道顺槽（回风）管理：（1）回风巷风流必须直接进入专用采区回风巷。（2）回风巷瓦斯浓度不得超过1%，超过1%时必须停止工作面工作，由矿总工程师负责采取措施，进行处理。风速不得低于0.25m/s。（3）回风巷按规定每班检查三次瓦斯和二氧化碳及一氧化碳情况，检查时要及时如实填写瓦斯检查巡回图表和记录牌。发现瓦斯超限，必须立即停止工作，汇报通风调度发现问题及时汇报。（4）回风巷必须加强支护措施，保证工作面安全出口高度不低于1.8m，保证安全出口畅通。（5）工作面轨道顺槽口设置栅栏，揭示警标，禁区人员进行，割煤生产期间，工作面回风侧严禁有人，栅栏要上锁，由通风专人负责管理。第四节粉尘防治一、开采煤层的煤尘爆炸危险性根据山西省煤炭工业局综合测试中心对汇能煤业15号煤层煤尘爆炸性鉴定报告（报告编号：晋煤检【2013】0603-MR-C1213），井田内15号煤层无煤尘爆炸危险性。二、工作面防尘供水系统II 生产、消防供水系统供水对象是井下消防洒水用水和工业场地地面生产、消防等用水。水源取自处理后的井下排水和生活污水。生活污水经处理后优先供给选煤生产用水。生产、消防供水系统设800m3清水池两座，接纳处理后的井下排水。生活污水经处理后用于场地消防、地面洒水，多余部分排至附近沟谷；井下消防洒水由清水池自流进入井下使用。工业场地生产用水设变频供水设备加压供给，消防用水由消防泵供给，消防采用临时高压制。1．管道布置井下消防洒水管道采用无缝钢管，法兰连接。井下消防、洒水系统和生产用水采用合流制，管网呈枝状布置，部分采用环状布置，管道引入井下，经减压后，送至各消防、洒水及井下各用水设施的用水点。2、消防防尘设施设置原则回采工作面进、回风巷口15m以内；胶带输送机大巷每隔50m；采区运输巷道、回风巷道每隔100m均设置消火栓。在胶带输送机机头处设固定灭火装置。设有供水管道的各条顺槽每隔100m应设置一个规格为DN25的给水栓；掘进巷道中岩巷每100m、煤巷、半煤岩巷每50m设置一个规格为DN25的给水栓；转载点等需要冲洗巷道的位置在下列部位设置相应规格的给水栓。在井下采掘工作面的采煤机、破碎机等处，必须设置喷雾防尘装置；在运输系统中的胶带输送机、刮板输送机、转载机等的转载点上，必须设置喷雾防尘装置。采煤工作面进轨道顺槽靠近上下出口30m内；带式输送机巷道、刮板输送机顺槽及巷道；采区回风巷及承担运煤的进风巷、回风大巷处应设置风流净化水幕。3采煤工作面用水量计算：采煤工作面用水项有采煤、水幕三道、两侧移架喷雾、转载点喷雾、注水泵一台、放顶煤喷雾、破碎机喷雾、输送机喷雾两台、二个钻机喷雾、冲洗工作面。Q=6.67+3*0.5+1.67+5*0.2+2*0.08+0.33=11.33L/s4井下消防洒水系统水压根据《煤炭井下消防、洒水设计规范》（GB50383—2006）3.2节内容，井下用水设施、设备的供水水压要求如下：II ①井下给水栓处及接入一般用水设备处的水压不应低于0.3Mpa，②接入湿式煤电钻的水压不应低于0.2Mpa，且不应高于压缩空气的压力。③接入加压泵站水箱或水池的水压不应低于0.02Mpa，④接入以上设施的水压不宜高于1.6Mpa，否则应应采取减压措施。⑤采掘工作面水压达到0.4～10Mpa的高压喷雾宜由高压喷雾泵提供。⑥接入消火栓及消防支管出水口水压一般为0.35—0.5Mpa。⑦井下消防、洒水管道的静水压力不宜超过4.0Mpa。5管道管径计算公式：D=2×1000Q流量m3/sv速度m/sD管径mm胶带顺槽取D=133mm，轨道顺槽取D=108mm，三、工作面采煤、降柱、移架和放煤时的防尘措施考虑到本矿采煤方法为壁式放顶煤，回采工艺为综采，工作面主要有三个尘源：A：采煤机割煤时产生的大量的煤尘；B：液压支架的降柱、移架、放顶煤及采空区岩石移动产生的粉尘；C：运煤过程中产生的煤尘。为此，结合不同情况，设计采取以下措施进行降尘：1、采煤机喷雾降尘（1）采煤机必须安设内外喷雾洒水装置，本采煤机为原装自带喷雾装置。（2）割煤时必须喷雾降尘，内喷雾压力不得小于2.0MPa，外喷雾压力不得小于1.5MPa，喷雾流量与机型匹配。如果内喷雾装置不能正常喷雾，外喷雾压力不得小于4MPa。无水或喷雾装置损坏时，必须停机。（3）在整个回采过程中，采煤机内外喷雾及喷雾泵必须保持完好并坚持使用，每天要认真检查，丢失或损坏的喷嘴要及时补齐或更换。2、支架架间和放煤口均设自动喷雾降尘（1）工作面消防洒水管采用φ50mm的高压胶管。（2）工作面每1架安装一道架间喷雾装置，支架后部每个放煤口设一套喷雾装置，且喷雾和降柱、移架、放煤同步。（3）喷雾装置均采用自动化控制方式，实现架间、放煤口自动喷雾降尘。架间喷雾喷嘴迎风喷雾，放煤口喷雾把放煤口呈半包围形式，罩住放煤口产尘部位。II （4）采煤机割煤时下风口至少有三道喷雾同时开启，移架时喷雾。工作面应至少每天冲刷一次煤尘。（5）工作面采煤机割煤时,下风口20m范围内必须保证有2架以上的喷雾头正常工作，并保证雾化效果良好，覆盖全断面。3、运煤喷雾降尘（1）各转载点均设喷雾装置，在胶带、轨道顺槽内距工作面煤壁40m，各设一道净化水幕，要保证完好并坚持使用。（2）胶带顺槽巷道胶带机头下风侧30m内设置一道净化水幕。（3）胶带顺槽管路为φ100mm钢管，轨道顺槽管路为φ50mm钢管，其中胶带顺槽每隔50米设置三通一个，轨道顺槽巷每隔50米设置三通一个，在三通上装设闸阀和消防水龙带、快速接头和消防栓，便于冲洗巷道和喷雾降尘。（4）在工作面溜煤眼处必须安设喷雾装置，且保持一定的存煤，不得放空。（5）工作面所有人员要佩戴防尘口罩。四、工作面煤层注水根据《煤矿安全规程》“第一百五十四条（二）采煤工作面应采取煤层注水防尘措施”，因此，15103回采工作面需采用煤层注水措施。本设计仅对煤层注水进行工艺分析，具体施工时需编制煤层注水专项措施。根据煤层节理裂隙发育情况、工作面长度、注水时间和注水压力、注水钻机能力，确定15103回采工作面利用本煤层单侧顺层预抽钻孔进行煤层注水。15103回采工作面开采前在机尾30～40m范围内，利用本煤层单侧顺层预抽钻孔，采用胀圈封孔器进行封孔，封孔长度为不小2m（要求封孔器全部放进钻孔0.3～0.4m以上）。钻孔末端与BPW—315/10机进行连接实现动压注水。每次注水2～3个孔。工作面注水期间，要求注水压力不小于8MPa，注水量达到30L/min并实现邻孔出水，煤壁挂汗，使煤体普遍达到湿润，工作面开采期间，每30～40m一个循环。注水工作由综采队负责施工，综采队技术员负责详细记录当班注水时间、注水压力、孔数、注水量。”五、工作面及顺槽积尘的清洗根据《煤矿井下粉尘综合防治技术规范》（AQ1020-2006）要求，必须及时清除工作面及两顺槽中的浮煤，清扫或冲洗沉积煤尘II 。具体要求为：距工作面20m范围以内的巷道，每班至少清洗一次，20m以外的巷道每周清洗一次，但不准在胶带、轨道顺槽巷道留有积水。工作面胶带顺槽供水管至少每隔50m设一个三通，回风巷每100m设一个三通，以保证工作面顺槽清洗煤尘。六、工作面顺槽隔爆水棚布置为防止井下煤尘爆炸由局部灾害扩大为全矿性的灾难，设计在工作面布置辅助隔爆水棚，并定期清扫、冲洗回采巷道中聚集的煤尘。1、水棚的结构与选型隔爆水棚采用水袋的结构形式，为塑料制品，型号为GBSD—40，有效容积40L。隔爆水袋的安设要求无脱钩、无破损、水量不少于水袋容积的95％；水袋采用8号铅丝悬挂在回采巷道的顶部锚杆上，安装方式呈横向吊挂式布置。2、水棚的布置与计算1）布置方式及架设要求工作面隔爆水棚为辅助隔爆水棚，其布置需遵循以下原则：（1）首列（排）水棚距掘进头、回采工作面上下口、装载点距离为60～200m，且不大于200m；与巷道的交岔口、转弯处、变坡处之间的距离为50～75m；与风门、调节风门的安全距离大于25m。（2）水棚设置在巷道的直线段内，其安设前后20m的断面应一致。棚区处的巷道需要挑顶时，其断面积和形状应与前后各20m长度的巷道保持一致。（3）水棚排间距1.2～3.0m，工作面辅助隔爆水棚的棚区长度不小于20m。（4）水袋在巷道中的安装方式呈横向吊挂式布置。（5）水袋边缘与巷壁、支架、顶板（顶梁）之间的垂直距离不小于100mm，水袋距顶板（顶梁）的距离不大于1.0m。（6）水槽底部至巷道轨面的垂直距离，不得低于巷道的1/2，并不得小于1.8m。各排水棚的安装高度一致。（7）同一排（列）中水袋之间的最小间隙不小于100mm，且不大于1.2m。（8）高度大于4m的巷道，应设置双层棚子。上层水槽的总水量，按巷道全面积每平方米30L单独计算，下层水槽的用水量，仍按前述水槽棚用水量计算。（9）II 在倾斜巷道中，安装水袋棚时，棚子与棚子之间应用铅丝拉紧，以免水袋棚晃动，并应调整水袋架与金属支架连接构件使袋面保持水平。（10）隔爆水袋棚的安装方式：吊挂式。原则是：当受爆炸冲击力时，水容易泼出。布置应符合以下规定：断面S≤10m2时，nB/L×l00》35％；断面10m2≤S≤12m2时，nB/L×l00》50％；断面S》12m2时，nB/L×l00》65％。式中：n—每架水袋棚上的水袋个数；B—水袋棚迎风断面宽度；L—水袋棚所在水平巷道宽度。2）水棚设置地点根据要求，在轨道顺槽和胶带顺槽均设置辅助隔爆水棚。3）每组水棚水量计算（1）总水量式中：—总水量，L；—每m2巷道所需水量，辅助隔爆水棚200L/m2；—巷道断面积，m2。综采放顶煤工作面胶带顺槽、轨道顺槽的断面面积分别为13.80m2、13.20m2。胶带顺槽辅助隔爆水棚总水量G≥200×13.80=2760L轨道顺槽辅助隔爆水棚总水量G≥200×13.20=2640L（2）每架水棚水量根据15103综采放顶煤工作面回采巷道断面尺寸：胶带顺槽的辅助隔爆水棚每架水棚设水袋5个，则每架水棚水量为40×5＝200L；轨道顺槽的辅助隔爆水棚每架水棚设水袋5个，则每架水棚水量为40×5＝200L。（3）水棚架数II 式中：—水棚架数；—总水量，L；·—每架水棚水量，L。①胶带顺槽辅助隔爆水棚架数2760/200＝13.8架，取14架。②轨道顺槽辅助隔爆水棚架数2640/200＝13.2架，取14架。（4）水棚区长度式中：—水棚区长度，m；—水棚架数；—水棚间距，水袋棚取1.2～3.0m。辅助隔爆水袋棚间距设计为1.6m。①胶带顺槽辅助隔爆水棚棚区长度（14—1）×1.6＝20.8m②轨道顺槽辅助隔爆水棚棚区长度（14—1）×1.6＝20.8m15103综采放顶煤工作面的辅助隔爆水棚棚区设计为长度不小于21m，满足要求。3、隔爆水棚给水系统隔爆水棚给水水源为井下消防洒水给水系统。在设有隔爆水棚的地点，均设有井下消防洒水管路通过，管路每隔50m设有一个三通管并装设阀门，水棚可由其给水或补水。4、隔爆水棚总数量及总用水量15103综采放顶煤工作面共布置辅助隔爆水棚10组，总用水量27000L，其中：胶带顺槽布置辅助隔爆水棚5组，用水量13800L；轨道顺槽布置辅助隔爆水棚5组，用水量13200L。II 15103综采放顶煤工作面隔爆水袋棚技术特征如表4—4—1所示。表4—4—1隔爆水袋棚技术特征表序号水棚设置地点断面特征每组水棚特征水棚组数（组）形状净宽（mm）净高（mm）净断面（m2）水棚结构形式总水量（L）每架水棚水量（L）水棚架数（架）水棚高（m）水棚间距（m）水棚区长度（m）1胶带顺槽矩形4600300013.80水袋2760200142.41.620.852轨道顺槽矩形4400300013.20水袋2640200142.41.620.853合计　　　　　　　　　　　105、水棚管理1）为保证隔爆效果，对隔爆设施加强管理，每周至少要对隔爆设施的安装地点、数量、长度、水量及安装质量检查一次。如发现水棚损坏、水量不足、安装地点及质量不符合要求等问题必须及时处理。2）使隔爆设施随时都处于完好、有效状态，当爆炸发生时，真正起隔爆作用，减小灾害范围，减少灾害损失。七、工作面粉尘测定制度及其装备矿井必须按粉尘防治规范要求，配备专职测尘员，进行粉尘测定工作，粉尘测点布置按公司统一要求执行。测定次数要符合下列要求：（1）井下每个测尘点粉尘每半月测定一次，测定全尘，同时测呼吸性粉尘。（2）综采、综掘工作面每季度进行一次全工班连续粉尘测定。（3）粉尘分散度每半年测定一次。（4）粉尘中游度SIO2含量每半年测定一次。（5）粉尘测定要采用常规粉尘采样器和连续粉尘采样器两种。每次粉尘工作结束后要编制测尘报表，报有关领导审签。第五节防灭火管理一、开采煤层的煤的自燃倾向性，自然发火期II 根据山西省煤炭工业局综合测试中心对汇能煤业15号煤层煤自燃倾向性鉴定报告（报告编号：晋煤检【2013】0603-MR-C1213），井田内15号煤层自燃倾向性为不易自燃。根据矿方多年开采，历年来没有发现自燃现象。二、自燃发火预测预报指标1、在厚煤层开采时，由于回收率相对较低，采区煤柱容易遭受破坏，采区封闭不严，漏风较大等原因造成容易自燃。此外，煤是热的不良导体，煤层愈厚，愈易造成良好的热积聚条件。煤层埋藏深度增加，煤的原始温度增加，也使自燃危险性增加。2、回采工作面装备为综合机械化开采，工作面推进速度快，对防止采空区煤炭自燃有利。根据上述分析，本矿井也有自燃倾向可能，在煤炭开采过程中，只要提高防火意识，采取必要的预防煤层自燃的措施，完全可以防止火灾发生。3、工作面周边及上部采空区自燃情况本煤矿自投产以来，工作面周边及上部采空区没有发生过煤层自燃现象。4、回采工作面的自燃火灾监测措施及其装备本矿井15号煤层为不易自燃煤层，设计对井下浮煤自燃本着“预防为主、综合治理”的矿井火灾防治工作的指导方针，初期采用了束管监测、喷洒阻化剂、凝胶防灭火和均压通风等综合防灭火措施。5、工作面防灭火措施及其装备1)开拓开采方面的措施(1)根据煤层赋存条件、顶底板岩性等因素，回采巷道设计采用锚网支护。选择合理的工作面推进度，防止浮煤自燃。采空区按煤层自燃条件分为散热带、氧化带和窒息带。一般来说，在工作面外部条件不变的情况下，散热带和氧化带的宽度只在一个有限范围内波动，并随工作面一起推进。采用综合机械化采煤设备，加快工作面推进速度，在时间上、空间上减少煤炭在氧化带内暴露的时间，可以有效地防止煤炭自燃。(2)提高顶煤回收率，减少采空区浮煤。综放(综采)开采工作面发火的主要部位是采空区浮煤氧化自燃，因此，在生产过程中，根据顶煤的实际冒放情况，采取切实可行的技术措施，以提高顶煤的冒放效果，提高放煤口的放煤量，提高工作面的回收率，减少采空区浮煤量，对预防采空区自燃将起到积极的主导作用。II (3)选择合理的采煤工艺。本矿井采用综放(综采)开采，巷道布置比较简单，采用“两进两回”型通风方式进行后退式开采，避免前进式推进，有效减少了采空区漏风，防止采空区遗留浮煤氧化、发热和自燃。2)通风方面的措施(1)采用合理的工作面配风量，减少采空区漏风，缩短氧化带宽度。采空区氧化带宽度在浮煤厚度和地温一定的情况下，主要受采空区漏风影响，而采空区漏风量在特定工作面则主要取决于工作面供风量。根据有关生产矿井和科研机构提供的统计资料显示，采空区漏风量与工作面供风量平方成正比关系。因此，回采工作面的合理配风是有效减少采空区漏风，缩短氧化带宽度，防止采空区煤层自然发火的主要措施之一。(2)密闭堵漏和喷浆堵漏措施。对于布置在煤层中的巷道，如产生裂隙，为了杜绝或减少工作面及采空区漏风，应采取锚喷支护或二次喷射混凝土进行封闭。(3)风门、风墙和风桥等通风设施，应设置在围岩坚固、地压稳定的地点，还应避免引起采空区或附近煤柱裂隙使漏风量增大。(4)采取措施，降低采区进回风巷之间、区段进回风巷两端的负压差，以减少漏风；(5)主扇设有反风装置，可满足全矿井反风要求。在合适的地点设双向风门，使矿井既可实现全区反风，也可实现局部反风，以防火灾事故扩大。三、工作面周边及上部采（老）空区自燃情况已采工作面在开采期间未发生自燃发火事故。四、放顶煤工作面自燃火灾监测措施及其装备⑴．本设计在工作面轨道顺槽设有一氧化碳和温度传感器。对工作面一氧化碳涌出情况以及火灾温度进行连续监测，并结合工作面瓦检员每班不少于三次的巡检值进行综合分析，作为对工作面开采期间火灾事故的管理。⑵．加强日常对采空区一氧化碳和温度的监测，用来预测火灾，发现自燃应及时采取针对性的灭火措施。五、工作面防火措施及装备1、工作面开采期间防灭火工艺：(1)井下消防洒水用水储存在井下水处理站两座800m3II 清水池内，地面静压水池通过供水管路供给各采区采掘工作面，井下所有采掘工作面均随时保持有充足的水源供给。具备防灭火条件。(2)井下各采区巷道及工作面巷道均全部设置了消防水管路，且每隔100m设一支管和阀门。带式输送机的巷道每隔50m设置支管和阀门。(3)回采工作面重点防火地点（如皮带机头）附近均配备灭火器材。(4)回采期间主要采取如下防止煤层自燃的安全措施：(5)本矿主采15号煤层，为不易自燃煤层。工作面煤巷掘进期间加强煤层自燃发火检查，同时工作面开采期间，月推进度不低于30m，日推进度不低于1m。(6)加强自然发火的预测预报工作。在工作面掘进期间及开采期间，安排有经验的专职瓦检工现场检查CH4、CO2、CO、温度、挂汗等情况，发现问题，及时汇报处理。加强煤层定期气体化验工作，要求取样化验周期为：正常生产工作面每月2次，遇构造不能正常推进的工作面每周2次，大面积出现一氧化碳或一氧化碳超标的工作面每天1次，每月至少测定1次已采面进回风压差。及时合理调整压差，减少已采区漏风。(7)在工作面胶带、轨道落山侧以及高抽巷抽放管内及相关已采区等需要进行监测的火区观测点安设火灾气体在线式红外分析仪，通过束管网络系统经过各级分路箱将监测数据传输至地面机房分析仪器。地面机房分析仪器将采集的样本切换到不同的分析系统进行分析并将测量的组分数据自动导入到系统的数据库，并以报表、曲线、爆炸三角形、爆炸趋势四方图等形式在网上实时发布。各级管理人员可通过对火灾气体的在线监测分析结果，随时掌握监控地点的火灾气体变化情况，并及时采取防治自燃发火措施对危险源进行控制。(8)地面固定式矿井火灾束管监测系统是借助束管将矿井井下各测点的气体经抽气泵负压抽取、汇总到指定地点，在借助气相色谱检测装置对束管采集的井下气样进行分析，实现对CO、CO2、CH4、C2H2、C2H4、C2H6、O2、N2等气体含量的在线监测，其监测结果在以实时监测报告、分析日报等方式提供数据的同时，亦可自动存入数据库中，以便今后对某种气体含量的变化趋势分析，从而实现对矿井自燃火灾的早期预报。选定一工作面在进轨道顺槽按一定间距布置束管采样器，测定采空区范围大约距工作面150m左右，约50m设一个测点，保持采空区内部进、回风侧各三个探头，上下顺槽同时观测，待距工作面最远测点进入采空区150m后，即可结束观测。II (9)工作面进入末采期间，采取开放工作面联巷，或调整工作面回风系统巷实现工作面均压，减少向采空区漏风。2、工作面过断层、无炭柱期间防灭火措施：(1)在回采过程中一旦发现“挂汗”或出现一氧化碳气体时，必须马上采取注水降温办法进行处理。(2)工作面揭露断层、无炭柱或推进度缓慢时，要在工作面架后及回进风落山洒阻化剂以防自燃发火。(3)工作面出现自燃发火征兆时，对工作面进行全面注胶。(4)仔细观察高抽瓦斯管内瓦斯浓度，每班检查2次，并及时汇报通风部调度，当瓦斯浓度达到抽放浓度要求时，观测工随时对抽放系统进行调整并进行瓦斯抽放。(5)回风落山及时退锚放顶，保证回风落山角塌落。(6)其它未提之处严格按《煤矿安全规定》及矿有关规定执行。3、在回采工作面进、回风各备一台注胶泵，在工作面日推进度低于1m或根据工作面CO气体变化情况对工作面进行针对性注胶，要求注胶孔深度不低于3m，要求胶体对煤体全部包裹。工作面进、回风落山及挂汗、CO涌出处注水、注胶，抑制煤层自燃趋势。工作面常备注胶泵、钎、高压胶管，发现问题及时组织注胶。4、喷洒阻化剂防灭火防灭火系统采用电动方式的机动性喷洒压注系统，该系统工艺简单，施工快，投资小，机动性大。其工艺系统示意图见图5—5—1。图5—5—1喷洒阻化剂工艺系统示意图六、工作面停采后的防灭火措施及永久密闭构筑设计工作面采完后必须快拆快闭，保证45天内封闭工作面各巷道口。封闭时，各闭墙必须严格按照火区永久墙标准设计施工。（防火墙构筑设计插图见图4—5—2）II （1）工作面停采后，要向采空区采取打钢钎注射氯化镁和工作面煤壁喷洒方式防治自燃发火。（2）在15号煤工作面采完后，加快拆除、回收速度，按规定封闭并对闭墙进行喷浆处理，保证已采区闭墙封闭、喷浆质量，减少向已采区的供氧。加强日常的设施检查和管理，发现问题及时处理。（3）工作面回采完毕后，必须在45天内拆除回收、封闭。（4）防火墙的规格质量。在防火墙施工时，严格遵守《煤矿安全规程》规定，使用不燃性材料建筑。要求顶部厚度为1.5—2m。①、防火墙上层巷要砌在实体煤上，有伪顶或粘矸时，要挑顶或起底见实，两帮见实煤后掏槽深度不得小于30×30cm，岩巷要见实帮实顶。②、防火墙的两面用料石或荒料石等不燃性材料砌墙，并用水泥砂浆砌筑勾缝，石墙厚度不小于30cm，墙中间用黄土层层夯实，整个防火墙的厚度不得少于2.5m。③、防火墙内外有积水时，或有可能有水流经闭墙时，前后墙要有一定高度的水泥抹面，墙内底部必须要用混凝土砌筑墙体高度部低于0.8m，并在防火墙底部设水池或反水管，孔口要封堵严实。④、防火墙必须预留两趟75mm钢管，并加设阀门，以备观测、注浆、调压用；管要布置在墙的中部靠上，管总长不少于5.5m墙内留2m墙外1m；另专设检测管，为Ф25mm钢管，并加设阀门，上观测嘴，管总长不少于6.5m墙内3m墙外1m，管要布置在墙的上部。⑤、防火墙外要预留构筑气室的位置，以备均压。⑥、防火墙面和距墙3范围内的巷帮、巷顶必须进行喷浆处理，喷浆厚度不小于8cm。⑦、防火墙砌好后，需在墙外1m的顶、底部和左右两帮注堵漏材料，保证防火墙的严密程度，具体钻孔分布为顶部三个、两帮各两个、底部一个。（5）工作面防火墙要采用马丽散加固、封堵裂隙。（6）工作面开采完毕后，编制专项防灭火管理技术措施。严格按照措施对工作面进行管理。II 七、工作面机电设备防灭火措施1、电气设备防火措施井下主变电所的10kV侧设备采用PBG-10Y型矿用隔爆型高压真空配电装置。工作面1140V侧用电设备采用KJR-4*400型矿用隔爆型真空组合开关供电；660V侧馈电开关采用KBZ型矿用隔爆型真空馈电开关，660V侧用电设备采用QBZ型矿用隔爆型真空磁力起动器供电，1140V胶带机采用QJR型矿用隔爆兼本安型软起动器供电。所有开关均具备闭锁装置，能可靠的防止擅自送电和擅自开盖操作。移动变电站均采用KBSGZY型矿用隔爆型移动变电站，变压器中性点不接地。井下主排水泵房水仓内设主接地极，井下主变电所和工作面各高低压配电点、移动变电站及动力电缆的金属连接装置处均设局部接地极。局部接地极应设在巷道排水沟、积水坑内或其他就近的潮湿处。所有局部接地极和电气设备的保护接地装置均可靠连接，并同主接地极相连，形成井下总接地网。接地网上任一点的接地电阻均不应超过2Ω。每一移动式和手持式电气设备至局部接地极之间的保护接地用的电缆芯线和接地连接导线的电阻值不超过1Ω。电压在36V以上和由于绝缘损坏可能带有危险电压的的电气设备的金属外壳、金属构架，铠装电缆的钢带（或钢丝）、铅皮及屏蔽护套等均设有保护接地。工作面配电网路均设有过流、短路保护装置。工作面动力变压器、高压电机的高压控制设备均设有短路、过负荷、接地和欠压释放保护。变电所10kV出线回路均装设有选择性的单相接地保护装置，由变电所为工作面移动变电站馈电的高压开关装设有选择性的动作于跳闸的单相接地保护装置和作用于信号的电缆绝缘监视保护装置；低压馈出回路均装设有检漏保护装置或带选择性漏电保护的装置，能自动切断漏电的馈电线路，由移动变电站引出的低压馈出回路均装设短路、过负荷和漏电保护装置。低压电动机的控制设备均设有短路、过负荷、单相断线、漏电闭锁保护及远程控制装置。2、电缆防火措施根据《煤矿安全规程》规定，电缆采用经检验合格的并取得煤矿矿用产品安全标志的阻燃电缆。非固定的高低压电缆，均采用符合MT818标准的橡套软电缆。均采用铜芯电缆。II 根据工作面、胶带和轨道顺槽负荷统计的结果及供配电电压等级，确定由井下主变电所引至各矿用隔爆型移动变电站的电源电缆采用MYPTJ-8.7/10型煤矿用金属屏蔽监视型软电缆；采煤机的电源电缆采用MCPX-0.66/1.14型煤矿用采煤机屏蔽橡套软电缆，1140V用电设备的电源电缆采用MYP-0.66/1.14型煤矿用移动屏蔽橡套软电缆，660V用电设备的电源电缆采用MYP-0.38/0.66型煤矿用移动屏蔽橡套软电缆。电缆主芯线截面均根据负荷大小要求选择，并校验过设备的正常压降及起动压降。电缆需要连接的地方均用隔爆接线盒连接，隔爆接线盒和电缆铠装层均可靠接地。橡套电缆的修补连接采用冷补方式。不同型电缆之间严禁直接连接。随采煤机一同运行的电缆、水管必须保证绑扎牢固，电缆夹齐全完好。采煤机运行过程中，工作人员要随时查看电缆槽内是否有异物，电缆是否存在刮卡现象，如有必须立即进行处理。移架工要随时将电缆槽内的浮煤清净。3、胶带输送机着火的防治措施及装置工作面胶带顺槽胶带机电控装置采用一套可编程胶带电控成套装置，该系统具有胶带机跑偏、纵撕、超温、打滑（速度保护）、烟雾、堆煤、电机故障等保护功能，并具有自动洒水、故障报警和联网集控等功能。胶带机采用阻燃胶带，机架可靠接地，胶带机配有洒水系统和灭火系统。工作面胶带机头20米范围内采用不燃性支护材料支护顶板及煤帮。并在机头处放置砂箱、灭火器及散砂工具。4、其它火灾的防治措施及装备为防止地面雷电波侵入井下，由地面直接入井的金属轨道、胶带机机架及各种露天架空引入（出）的金属管路等，在井口附近将金属体做不少于2处的良好的集中接地。变电所装设了向外开的防火铁门，机电硐室内设置了足够数量的扑灭电气火灾的灭火器材。容易碰到的、裸露的带电体及机械外露的转动和传动部分均加装了护罩、遮栏等防护措施。工作面设备列车及工作面平台必须放置砂箱、灭火器及散砂工具。每班生产前必须检查各灭火器，发现损坏或过期的及时更换。如果电气设备发生起火，必须先切断电源，再进行灭火。5、电气设备的检查、维护、修理和调整II 工作面电气设备的检查、维护、修理和调整必须由电气维修工进行。井下防爆电气设备的运行、维护和修理，必须符合防爆性能的各项技术要求，防爆性能受到破坏的电气设备，应立即处理或更换，严禁继续使用。电气设备和电缆应按安全规程定期检查。井下电气设备失爆是引起矿井火灾事故的重要原因之一，杜绝电气设备失爆，对矿井的安全生产具有重要的意义，需严格执行落实井下电气设备防爆及灭火管理制度。（1）、建立健全防爆检查组织。机电设备管理中心设立防爆检查组，负责对全矿防爆电气设备的检查和业务管理；各设备使用单位设立兼职防爆检查员，负责对本单位在用设备的检查与维护。（2）、把好设备选型关。所采购防爆电气设备，必须具有“三证一标志”。（3）、组织好设备进货验收关。防爆电气设备到货后，须由供应、机电和使用单位三方人员组织验收，杜绝不合格产品进矿使用。（4）、把好设备下井关。凡下井使用的防爆电气设备，须由防爆检查组检查员会同使用单位兼职防爆检查员对设备的防爆性能进行检查，检查合格并发给防爆合格证后方准下井使用。（5）、除井底车场和主要进风巷外，其它地点全部使用防爆型和本安型电气设备。（6）.机电设备管理中心防爆检查组对井下在用设备、电缆及连接装置的防爆性能进行不定期的检查和抽查；各单位兼职防爆检查员对本单位使用设备的外部情况进行日检。（7）、井下在用的防爆电气设备，必须符合防爆性能的各项技术要求。防爆性能受到破坏的电气设备，应立即处理或更换，不得继续使用。（8）、矿管理人员或防爆检查人员检查中发现设备失爆现象时，应立即停电或通知责任单位进行处理，并对责任单位和责任人按规定进行经济处罚。（9）、供应和管理部门严格把关，杜绝非阻燃电缆、胶带下井使用。（10）、各种电气控制设备的保护要齐全、灵敏可靠，禁止甩掉保护和设备带病运转。（11）、杜绝充油型的电气设备在采掘工作面和煤巷中使用。（12）、电气设备及胶带输送机的各种保护、装置按规定进行试验，发现问题应及时处理。（13）、各机电硐室（如变电所、胶带机头、泵房等），按规定配备防灭火设施。II （14）、发生电气火灾时，应首先切断电源。在电源切断前，只准使用不导电的灭火器材进行灭火，防止事故扩大。第六节水害防治一、工作面水文地质条件地质报告资料显示，根据《煤矿防治水规定》的相关条文，矿井水文地质类型为中等。井田开采15号煤层主要水害为大气降水入渗补给，通过岩层裂隙、断层、陷落柱等入渗补给煤顶板以上含水层，煤层开采以后，含水层水通过裂隙、导水裂隙带渗进采空区或巷道，采空区、废弃巷道积水将会对煤层开采造成一定的影响。15号煤上部有：1）奥陶系中统石灰岩岩溶含水层组，其成分多为石灰岩、白云质灰岩、角砾状灰岩及溶洞中次生沉积物等组成，钻孔穿透时冲洗液全部漏失，其渗透系数为0.9-2.4m/d，单位涌水量为0.5-2.5L/s.m，水质多为HCO-3·SO42-－Ca2+·Mg2+型，硬度22-23德国度，矿化度0.5-0.6g/L。本次H5钻孔奥灰水位观测成果，水位标高415.234m。据此推断井田奥灰水位415—420m，地下水径流方向由西南向东北。2）石炭上统太原组石灰岩溶隙及砂岩裂隙含水层太原组含水层主要由中段的K2下、K3、K4等石灰岩组成，其次为下段的K1和上段的K5等砂岩。石灰岩岩溶及裂隙不发育，有少量溶隙、裂隙多被方解石充填。井田内部分钻孔钻至石灰岩时漏水或耗水量增大。据本井田H5号钻孔水文资料，水位标高869.434m，单位涌水量只有0.002L/s.m，渗透系数0.0044m/d，富水性弱。水质类型属HCO-3-K++Na+型，矿化度均0.475g/L。推测井田本该含水层富水性弱。通过断层、陷落柱沟通地下水，是矿井充水的主要因素，故开采时应特别注意，井下采掘接近断层、陷落柱时，必须加强探放水工作，留设防水煤柱，确保矿井安全生产。根据井上下对照及周边调查情况显示工作面上覆为夏庄村山地，无明显积水和古空、采空情况。工作面地面位置由北向南、15103胶带顺槽283m处，15103轨道顺槽133m处，经一条约3m宽的河流（北河）。在掘进过程中要严格执行探放水措施，加强探放水管理，坚持“有掘必探，先探后掘”II 的原则。注意监测瓦斯及有害气体异常涌出及观察顶板淋水、煤层渗水情况，防止河流通过裂隙带导入到巷道，影响正常的掘进。二、工作面周边及上部采（老）空区积水情况根据井上下对照及周边调查情况显示工作面上覆为夏庄村山地，无明显积水和古空、采空情况。工作面地面位置由北向南15103胶带顺槽283m处，15103轨道顺槽133m处，经一条约3m宽的河流（北河）。在掘进过程中要严格执行探放水措施，加强探放水管理，坚持“预测预报、有掘必探、有采必探、先探后掘、先治后采”的原则。注意监测瓦斯及有害气体异常涌出及观察顶板淋水、煤层渗水情况，防止河流通过裂隙带导入到巷道，影响正常的掘进。三、工作面导通采（老）空区积水的可能性分析15号煤层老顶为石灰岩，根据顶板岩性，采用经验公式计算其冒落带、导水裂隙带高度：H=100M/（1.2M+2.0）±8.9式中：H——导水裂隙带高度m；M——煤层厚度m。井田内15号煤层平均厚度为6.19m，计算结果为56.76～74.56m。由以上计算可知，15号煤层导水裂隙带可沟通K2、K3、K4石灰岩岩溶裂隙含水层。今后生产中要加强水文地质工作。另外，由于井田内钻孔较多，施工年代已久，封孔情况不清，应防备封闭不良的钻孔构成导水通道。四、带压开采突水系数计算井田内奥灰水位标高415—420m，15号煤层最低底板标高570m，因此奥灰水对煤层的开采无影响。五、工作面探放水及防治水害措施1、严格执行“物探先行、化探跟进、钻探验证”的综合探测程序，建立健全“探测超前、预报准确、防治达效、管理到位”的防治水工作体系。严格执行探、掘分离的规定和“有疑必停、有险必撤”的紧急措施。坚决做到：采掘规划没批准或施工计划外工程不生产作业，没有经过探放水的区域不安排生产作业，没有经过探放水队长签字确认工作面不准进行生产作业。2、综放工作面要执行先探放水后，方可生产的规定要求。II 3、本矿井每年均定期对周边小煤矿进行调查，相互间能够进行资料交换，未发现有越层越界开采现象，均不存在水患威胁，能够相互保证安全生产。4、周边矿井边界处探水措施根据地质报告及矿方提供的有关地质资料表明，周边矿井尚未发现越界开采的现象。在实际施工中，距离矿井边界100m时利用钻机沿煤层倾角方向进行探水，每组探水钻孔不应少于3个，与矿井边界线30°、90°、150°方向打钻孔，若发现有异常情况，立即停止掘进，报矿调度室和技术办，并及时封孔、堵水，以确保掘进工作面安全。5、断裂构造带探水措施由于本井田内的断裂构造带较多，掘进过程中应坚持有掘必探的原则，建议采用三维地震勘探或探水钻机等具体措施进行探明，离断层距离大于50m外（具体情况应视断层的大小而定，断层落差和水平断距越大，超前探水的距离越大）对断层的进行探水，钻孔数目应不少于3个钻孔，分别与巷道中心线成0°、±60°方向探水，若断层无含水，无可疑现象则可以继续掘进，若发现可疑现象和含水情况，应立即停止掘进，报矿技术部门和调度室，应立即采取技术措施，并留设足够的安全煤柱，报矿总工批准。六、工作面探放水1、探放水（1）探放水原则①严禁在水文地质条件不清和掘前不探的情况下生产作业，确保探放水优先作业。②严格按照“预测预报、有掘必探、有采必探，先探后掘、先探后采”的要求和“探掘分离”的管理规定。③要设立专门的探放水作业队伍，人员定员12名，设正队长一名，受安全监察部领导，配备专用探放水钻机3台，配备满足工作需要的防治水专业技术人员，井下探工，特别是司钻、钻场电工必须经过专业培训，考核合格后，方可持证上岗，负责井下各作业地点的探放水任务，在各作业地点，未经探放水队签字，不得作业。在未取得探放水队签字作业的队组，探放水队有权制止违章作业，并报安全监察部、财务部，对违章作业队组进行处罚。II ④未经探放水确认安全的开拓、掘进和回采工作面不得生产作业。⑤对不按设计和规程、措施进行探放水的、探放水钻孔深度不符合要求的或超前距离小于规定的，要停止作业并上报跟班领导。⑥井下探放水工作应执行“物探先行、化探跟进、钻探验证”综合探测手段。⑦上覆煤层积水区探放水，在下组煤巷道内，用探水钻向上覆煤层积水区打倾斜钻孔进行探放水，在上覆煤层采空区积水放空以前，下组煤采煤工作面不得回采。（2）探放水综合探测要求①15103工作面开掘之前，探放水作业必须先行进行物探超前探测，钻探验证经验收确认安全后方可作业。②掘进工作面进行钻探验证时必须保证掘进中心水平上不得少于3个孔、在垂向上每1.5m至少布置一个探放水孔。③回采工作面在物探资料可疑点进行钻探验证的基础上，延顺槽方向每50m应保证一个钻探验证孔。④在井下进行综合探测时，物探资料未连续覆盖或两种物探成果相互矛盾时，必须按照超前探放老空水进行钻探探放水设计施工。（3）探放水设备结合矿方实际情况，计确定15103工作面探放水仍利用已有的两台MYZ-200型探水钻，一用一备，最大探水距离为200m，电机功率22kW。3、探放水安全措施（1）探放水时要严格按《煤矿防治水规定》编制专项探放水设计，设计要包括探放水施工方案、制定钻机安装及钻机操作的安全措施、制定打眼放水措施、制定通风方法和瓦斯检查制度、制定防止有害气体危害等安全措施、制定探放水避灾路线和避灾措施等，并经矿总工批准后方可实施。（2）建立健全防治水管理制度，主要包括各级各类人员防治水安全责任制、防治水管理运行制度，防治水安全确认签字移交制度等。（3）探放水时要成立专门的探放水组织机构，全面负责探放水工作，同时明确各部门责任，实现责任到人。机构领导组在探放水过程中，坚持跟班作业，现场组织协调探放水工作。同时要建立专门的记录台帐，统计探水钻孔进度和累计进度，并定期向探放水工作领导组通报探放水工作的进度情况。II （4）矿井要加强放顶煤工作面的水文地质工作和对工作面周边古空区、采空区及其它积水区的勘察工作，确定具体的积水区，根据对积水区情况掌握的准确度来确定积水线、探水线、警戒线。探水线为积水线向外推移不小于60m，警戒线为沿探水线外推50-150m。（5）探放水时要遵循探水→掘进→探水的循环原则进行，探水过程中必须保证掘进巷道有一定的允许掘进距离，确保掘进工作安全。（6）探放水前，要清理巷道内杂物，与探水无关的设备、材料码放在距探水地点20m以外，探放水所需设备要备足到位。（7）在安装钻机进行探水前，应当符合下列规定：①加强钻孔附近的巷道支护，并在工作面迎头打好坚固的立柱和栏板。②清理巷道、挖好排水沟。探水钻孔位于巷道低洼处时，配备与探放水量相适应的排水设备。③在打钻地点或附近安设专用电话。④测量和探放水人员要亲临现场，依据探放水时编制的专项设计，确定探水孔的位置、方位、角度、孔深及钻孔数目。⑤在预计水压大于0.1MPa的地点探水时，预先固结套管。套管口安装闸阀，套管深度在探放水设计中规定。预先开掘安全躲避硐，制定包括撤人的避灾路线等安全措施，并使每个作业人员了解和掌握。⑥钻孔内水压大于1.5MPa时，采用反压和有防喷装置的方法钻进，并制定防止孔口管和煤（岩）壁突然鼓出的措施。（8）布置探放水钻孔时应当遵循下列规定：①探放老空水、陷落柱水和钻孔水时，探水钻孔成组布设，并在巷道前方的水平面和竖面内成扇形。钻孔终孔位置以满足平距3m为准，厚煤层内各孔终孔的垂距不得超过1.5m，帮距和超前距按《煤矿防治水规定》执行。②探放断裂构造水和岩溶水等时，探水钻孔沿掘进方向的前方及下方布置。底板方向的钻孔不得少于2个。③煤层内原则上禁止探放水压高于1MPa的充水断层水、含水层水及陷落柱水等。如确实需要的，可以先建筑防水闸墙，并在闸墙外向内探放水。④探水钻孔除兼做堵水或者疏水用的钻孔外，终孔孔径一般不得大于75mm。II ⑤探水钻孔超前距离和止水套管长度，应当符合下列规定：A、探放老孔积水超前钻距，根据水压、煤（岩）层厚度和强度及安全措施等情况确定，但最小水平钻距不得小于30m，止水套管长度不得小于10m。B、沿岩层探放含水层、断层和陷落柱等含水体时，按下表4-6-1确定探水钻孔超前距离和止水套管长度。表5-6-1岩层中探水钻孔超前钻距和止水套管长度表水压/MPa钻孔超前钻距/m止水套管长度/m＜1.0＞10＞51.0～2.0＞15＞102.0～3.0＞20＞15＞3.0＞25＞20（9）每部钻机必须每班指定一名机长，负责当班该钻机在现场的具体施工。每部钻机施工人员不少于4人，由机长现场指挥，所有作业人员必须熟悉作业点的巷道、通风、安全出口等情况。（10）探放水队打钻工，必须按地测科放的钻孔位置、仰角、方位安装钻机，严禁不按现场测绘工的要求而随意安装，否则责任自负。稳机前要用铁锹把底板浮煤软矸清理干净，钻机必须稳在底板上。（11）钻孔施工要做好记录和班与班交接，发现问题及时处理，重大问题由探放水队负责人向公司总工汇报处理。（12）钻孔施工期间，必须有专职瓦斯员跟班，检查钻机前后20米范围瓦斯不超过1%，否则，必须断电、撤人、停止打钻工作。（13）通风科瓦检员必须随时观察打钻前、后及打钻过程中的瓦斯浓度、瓦斯涌出情况，严禁脱岗和漏检。（14）安全科安全员必须现场严格把关，严格监督带班长是否按要求封孔（向上钻孔安装封孔器），瓦检员是否按要求检查瓦斯。（15）机电部门要加强机电设备管理，确保机电设备完好，严禁出现失爆现象。（16）钻孔完成后，地测科要对钻孔位置、方位角、仰角、钻杆长度等有关实际施工数据进行全面测量、验收，并做好验收记录。（17）打钻时工人要严格按钻孔操作规程进行工作，严禁违章作业。（18）在钻场附近要安装瓦斯及其它有害气体监测仪器。II （19）打钻时，发现煤岩松软、片帮、来压或在钻孔中水压、水量突然增大和顶钻等异常现象时，必须立即停钻，但不得拔出钻杆；记录其孔深并同时将钻杆固定，立即报告调度室，并派人监视。如情况紧急时，必须立即撤出所有受威胁区域的人员，然后采取安全措施，进行处理。（20）钻进中发现有害气体喷出时，应立即停止钻进、切断电源,将人员撤到有新鲜风流的地点。立即报告矿调度室,采取措施。（21）向上打的钻孔距上组煤采空区还剩20m时，探放水队队长、电工、排水工、领导组组长及有关人员必须到达现场，及时处理打透9#煤采空区后可能出现的各种情况。打透上组煤采空区后，要根据实际情况，尽量来回多通几次孔，防止杂物堵塞钻孔，影响排水。（22）钻孔探到水后，要观测水压、水质、水量和统计出水量，若水量突然变化，应当及时处理并立即报告矿调度室。根据排水能力及水仓容量，控制放水孔的流量或调整排水能力，并及时清理水仓、水沟等。六、工作面陷落柱和断层防治水措施1.过断层、陷落柱等构造薄弱地带前，必须探水前进。如果前方有水，应超前预注浆封堵加固。探水钻型号为：ZYW—2000型。2.建立完善的井下排水系统，主要排水设备（水泵、水管、配电设备）、泵房出口、水仓容积等必须符合煤矿安全规程的规定。3.坚持“预测预报、有掘必探、先治后掘、先治后采”的方针，落实“防、堵、疏、排、截”五位一体的综合防治措施。4.如果发现有较大断层或陷落柱并含水丰富，留设防水煤柱；5.钻孔如封孔质量不好，为确保安全，需要重新封孔，或者留煤柱保护钻孔。第七节机电设备管理工作面防爆电气设备入井前必须检查其产品合格证和煤矿矿用产品安全标志及安全性能，检查合格并签发合格证后方准入井使用。工作面电气设备布置、接线和保护整定，有严格管理审批措施，严禁擅自调整。工作面不得随意停电，停、送电作业，有管理审批措施，安排专人联系停送电，专人负责看守，并在停电开关上悬挂“有人工作，禁止合闸”字样的警示牌。II 工作面电气设备的检查、维护和调整，由专职的电气维修工进行，电气维修工必须持证上岗。6kV及以上高压电气设备的修理和调整工作，有工作票和施工措施。工作面电气设备的运输、维护和修理符合防爆性能的各项技术要求，防爆性能遭破坏的，立即处理或更换，严禁继续使用。根据《煤矿安全规程》的要求，工作面电气设备和电缆定期进行检查、调整，检查和调整结果记入专用的纪录簿内。发现问题后派专人限期处理。工作面容易碰到的、裸露的带电体及机械外露的转动和传动部分加装护罩或遮拦保护。工作面不得带电检修、搬迁电气设备、电缆和电线，检修和搬迁前首先切断电源，检查瓦斯，在其巷道风流中瓦斯浓度低于1.0%时，再用与电源电压相适应的验电笔检验，检验无电后，方可进行导体对地放电。第八节避灾路线当工作面发生瓦斯及煤尘爆炸、火灾和水灾、冒顶等重大事故时，为了保证井下所有工作人员安全撤离，井下所有巷道及交岔口处必须有醒目的避灾线路标牌，以便井下人员准确无误地安全撤离，减少不必要的人员伤亡。根据井下可能发的不同生灾害，设计了本综采放顶煤工作面井下避灾路线。一、工作面冒顶时的避灾路线工作面发生顶板灾害时，避灾路线为：工作面→胶带顺槽、轨道顺槽→西+574m回风大巷、西+574m胶带大巷、西+574m水平轨道大巷、一采区回风上山、井底车场→中央回风立井、主斜井、副斜井→地面。人员应积极进行自救、互救，并汇报矿、区调度，人员关在独头巷道内时，应打开供风管路进行通风，等待救援。二、工作面发生水灾的避灾路线1、工作面发生水灾的避灾路线设置原则当工作面发生水灾时，依据救灾指挥部统一指挥，在安全检查员、班组长率领下，选择距离井口最近的巷道，尽快撤至地面。如水已将道路封闭，应撤至相对标高较高的巷道，保存体力，等待救援，利用通信系统与地面取得联系，在地面救灾人员支持下，迅速获解救。II 2、工作面发生水灾的避灾路线工作面发生水灾时，避灾路线为：工作面→胶带顺槽、轨道顺槽→西+574m回风大巷、西+574m胶带大巷、西+574m水平轨道大巷、一采区回风上山、井底车场→中央回风立井、主斜井、副斜井→地面。三、工作面发生火灾或瓦斯爆炸的避灾路线1、矿井火灾或瓦斯爆炸避灾路线原则工作面发生火灾或瓦斯爆炸时，要立即通知附近的工作人员迅速撤除灾区，向火焰燃烧的相反方向撤退，最好利用平行巷道，迎着新鲜风流绕过火灾区，沿新鲜风流流向的逆方向撤退，在从火区撤出时，必须戴上自救器。2、工作面发生火灾或瓦斯爆炸的通风系统不变时避灾路线工作面→胶带顺槽、轨道顺槽→西+574m回风大巷、西+574m胶带大巷、西+574m水平轨道大巷、一采区回风上山、井底车场→中央回风立井、主斜井、副斜井→地面。3、工作面发生火灾或瓦斯爆炸的反风时避灾路线工作面发生火灾或瓦斯爆炸，反风时的避灾路线为：工作面→上风侧人员从轨道顺槽（下风侧人员佩戴自救器从胶带顺槽）→西+574m回风大巷→一采区回风上山→回风立井→地面。II 山西平定汇能煤业有限公司二采区15103放顶煤回采工作面开采设计说明书目录前言1第一章采区概况及地质特征6第一节矿井概况6第二节采区概况16第三节地质特征20第四节放顶煤工作面基本情况30第二章回采工作面布置及采煤方法33第一节回采工作面巷道布置33第二节回采工作面装备40第三章回采工艺50第一节回采工艺50第二节工作面顶煤冒放性及回采率55第三节工作面主要经济技术指标63第四章工作面供配电、监测监控及通信系统65第一节工作面供配电系统65第二节设备布置形式68第三节机电设备保护措施68第五章放顶煤开采的安全技术措施75第一节顶板管理75第二节瓦斯防治911、回采工作面瓦斯涌出量预测92第三节通风管理98第四节粉尘防治101第五节防灭火管理109第六节水害防治117第七节机电设备管理124第八节避灾路线124II 山西平定汇能煤业有限公司二采区15103放顶煤回采工作面开采设计说明书II'