3下7111综放面开采方案设计6.10 107页

'综放面开采方案设计-106- 一、开采方案设计编制依据、原则及要求1.设计编制依据1、《煤矿安全规程》第68条：“矿井第一次采用放顶煤开采，或在煤层（瓦斯）赋存条件变化较大的区域采用放顶煤开采时，必须根据顶板、煤层、瓦斯、自然发火、水文地质、煤尘爆炸性、冲击地压等地质特征和灾害危险性编制开采设计，开采设计应当经专家论证或委托具有相关资质单位评价后报请集团公司或者县级以上煤炭管理部门审批，并报煤矿安全监察机构备案。”2、山东省煤炭工业局鲁煤安管[2008]167号文《山东省煤矿放顶煤开采安全技术管理暂行规定》。3、南京设计院设计的《田陈煤矿通风系统技术改造初步设计》。4、《3下7111工作面地质说明书》。2.设计编制目的本着“安全第一、预防为主、综合治理”的基本原则，以国家颁布的有关安全生产法令、法规，以及规程、规范和标准为依据，建立健全和完善煤矿放顶煤工作面安全管理，增强放顶煤工作面的综合抗灾能力，解决煤矿放顶煤开采工作面在瓦斯、水害、煤尘、顶板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《煤矿安全规程》现特编制《3下7111放顶煤工作面开采方案设计》。-106- 二、工作面方案设计内容1.工作面概况1.1工作面位置、周边关系及开采情况工作面地面相对位于圈里村东北约500m，距北风井东北约2900m，地面标高＋56.24m，工作面标高-778m～-846m。工作面东侧靠近尹家洼断层（H=40-110∠65-77°），西侧为DF2（H=5-20∠75°）、DF4（H=0-15∠65°）及DF3（H=5-40∠55-75°）断层，北侧临近井田边界，南与3下7111集轨、集运相联，工作面四周无采掘活动。1.2地形地物工作面上方地势平坦，总体趋势由东向西缓慢倾斜，地面标高为+54.3～+56.2m，区域内无河流通过，土地绝大部分为农田，田间有小路穿插，植被主要有农作物及树木。1.3工作面参数、开采技术条件及煤层赋存特征工作面走向长度1086m，倾斜长度平均189m，面积205815m2。煤层倾角4°-17°/6°。工业牌号为气煤。煤的组分以镜质组和半镜质为主，属低灰、低硫、特低磷煤。瓦斯：预测瓦斯绝对涌出量0.22m3/min。煤尘：3下煤层煤尘爆炸指数为39.15%，煤尘具有爆炸性。煤的自燃：煤的自然倾向性为容易自燃，自然发火期为66天。冲击倾向性：煤层具有弱冲击倾向性，工作面主要受埋深、褶曲及断层等构造影响，存在一定的冲击危险，应重点加强监测。-106- 高温热害：由于工作面埋藏较深，地温较高，运输巷局部区域存在高温热害。煤层顶底板条件：据矿井地质条件分类评定，3下煤层顶底板条件均为Ⅱ类。基本顶：中、细砂岩，28.1～55.0/41.6m，灰色-浅灰色，薄-中厚层状，成分以石英为主，次为长石，暗色矿物，次圆状，分选性好，泥钙质胶结夹泥炭质条纹，显缓波状层理，具裂隙。f=8～12；直接顶：粉砂质泥岩，0～3.6/2.0m，灰色，薄～中厚层状，砂泥质结构，夹砂质条纹，显水平状层理，f=3～4；伪顶：无。直接底：粉砂质泥岩，2.8-8.3/4.9m，深黑色，砂泥质结构，f=3-4；基本底：细砂岩，20-35/25m，浅灰色、致密、具水平层理，f=6-8。该工作面煤层赋存较稳定，煤层厚度2.2～8.7/4.8m，巷道两侧受较大断层影响，煤层局部破碎、节理裂隙较发育。1.4储量情况工作面面积为216858m2，平均煤厚4.80m，煤的容重1.31t/m3,可采储量106万吨。2.地质构造据三维物探资料显示，3下7111工作面位于尹家洼断层（H=40-110∠65-77°）上盘，DF2（H=5-20∠75°）、DF4（H=0-15∠65°）断层东侧。区内构造复杂，不仅发育有落差较大的断层，还发育有次级轴向NNE的褶曲。由于工作面两侧受较大断层影响，次生构造发育，断层及褶曲构造导致两巷起伏变化较多。同时由于工作面地层倾角存在反转现象，导致煤层破碎、节理裂隙较发育。工作面掘进期间揭露H>5m且延伸至面内正断层两条，分别为F6（H=6∠70°）、F20（H=5.7∠75°-106- ）。F6断层与工作面走向垂直；F20断层与工作面形成30°夹角，掘进期间破顶板过断层。由于两断层均向面内延伸且落差较大，预计对工作面回采有较大影响。断层情况见表一：表1-1断层情况表构造名称走向(°)倾向(°)落差(m)倾角(°)性质落差大于三分之二采高断层向工作面内发展变化情况F13202303.670正停采线外，对回采无影响。F23062161.270正停采线附近，对回采影响较小。F33142240.670正停采线附近，对回采影响较小。F42141241.570正工作面内，对回采影响较小。F52701801.075正工作面内，对回采影响较小。F63012116.070正工作面内，对回采影响较大。F72371471.865正工作面内，对回采影响较小。F82912012.170正工作面内，对回采影响较小。F92912012.170正工作面内，对回采影响较小。F102441541.075正工作面内，对回采影响较小。F112801901.065正工作面内，对回采影响较小。F122301403.075正工作面内，对回采影响较小。F132301401.075正工作面内，对回采影响较小。F143192293.575正工作面内，对回采影响较大。F153072171.675正工作面内，对回采影响较小。F163172273.080正工作面内，对回采影响较大。F172311411.670正工作面内，对回采影响较小。F182411510.560正工作面内，对回采影响较小。F193192293.060正工作面内，对回采影响较大。F20513215.775正工作面内，对回采影响较大。F21701603.560正工作面内，对回采影响较大。F222433332.175正工作面内，对回采影响较小。F231572472.560正工作面内，对回采有一定影响。F24130403.360正工作面外，对回采无影响。-106- F25144540.870正工作面内，对回采影响较小。F262731831.975正工作面内，对回采影响较小。F27178882.080正工作面内，对回采影响较小。F28150602.580正工作面内，对回采影响较小。F291392291.765正工作面内，对回采影响较小。F301502401.375正工作面内，对回采影响较小。F312543441.2-0.775正工作面内，对回采影响较小。F322471572.570正工作面内，对回采影响较小。F33691592.670正工作面内，对回采影响较小。F34611511.275正工作面内，对回采影响较小。F352601703.275正轨道巷揭露，对回采影响较大。F36671574.070正停采线附近，对回采有一定影响。DF7553251080正三条巷道揭露，预计会延伸至工作面对回采有一定影响。F372413311.370正工作面外，对回采无影响。DF8232930-2155正轨道巷内延伸近200m，对回采基本无影响。DF102902000-555正物探断层，预计对回采有一定影响。3.水文地质及水害评价3.1七一采区水文地质情况-106- 七一采区内无地表河流存在，自上而下依次发育有第四系冲积层、侏罗系砂砾岩、3下煤顶板砂岩、三灰、奥灰等主要含水层。其中第四系冲积层厚50m左右，主要由粘土、砂质粘土、砂、砂砾等组成，直接接受大气降水的补给，含水丰富，但底部为6m厚的粘土、砂质粘土层，隔绝了上部砂层与下伏含水层之间的水力联系。侏罗系厚462-668m，平均545m，上部由泥岩、砂质泥岩、粉砂岩等组成，下部主要由砾岩组成（22.35-90.7/56.5m），富水性不均一；3下煤顶板砂岩，多为中细砂岩，厚度9m～46m/19m，为3煤层开采的直接充水水源，受构造影响裂隙较发育，富水性不均一；三灰厚4-11/9m，上距3下煤层38m左右，富水具有明显的不均一性，北区集中下山曾揭露三灰出水点多处，最大涌水量35m3/h，但很快疏干，总体为一弱含水层；奥灰为煤系地层基底，厚400m－500m，为强富水含水层，但因与3下煤层间距较大（平均210m左右），基本不存在水害威胁。七一采区对矿井安全生产影响较大的含水层为3煤顶板砂岩及侏罗系砂砾岩。因此，七一采区防治水以侏罗系砂砾岩和3煤顶板砂岩的防治作为重点。3.2工作面水文地质情况3下7111工作面为七一采区东翼首采面，直接充水水源为3下煤层顶板砂岩水，间接充水水源为侏罗系砂砾岩水，一般情况下，工作面回采后主要出水水源为3下煤层顶板砂岩水，初次放顶后，侏罗系底砾岩水将通过裂缝带进入工作面，造成较大出水，从而取代3煤顶板砂岩成为主要出水水源。据地面钻孔资料，3下7111工作面内3煤顶板至侏罗系底界厚平均62.0m，煤厚2.2-8.7m,平均4.8m，依据公式计算得导水裂缝带高度为53.8m，工作面里段260m范围内，侏罗系砾岩在顶板导水裂缝带发育高度范围内，主要受3下煤层顶板砂岩水以及侏罗系砾岩水的影响。距切眼260m外主要受3下煤层顶板砂岩水影响。3下7111工作面掘进期间涌水量20m³/h，不包括施工的疏放钻孔水量。3下7111工作面主要受3下煤顶板砂岩水、侏罗砾岩水影响。-106- 3.3工作面及附近地质构造控制情况7111工作面西侧局部靠近DF2断层（H=5-20∠75°），掘进期间经钻探验证该物探断层位置较准确；工作面轨道巷外段靠近尹家洼断层（H=40-110∠65-70°），物探显示距离尹家洼断层最近处96m。轨道巷里段距尹家洼断层平均260m。3.4七一采区与相邻煤矿之间的水力联系3.4.1相邻煤矿水情简介滕东生建煤矿为田陈煤矿七一采区的相邻矿井，位于北副井东北约3000m，2005年开始建井，2009年9月投产，设计能力45万吨/年，开拓方式为立井盘区式多水平开拓，主采3下煤层，目前采掘活动集中于井田北部，距井田边界350m以东，无越界行为，该矿采掘活动主要集中在井田中部，目前正在回采3下103工作面，主要充水水源为3煤顶板砂岩裂隙水和侏罗系砾岩水，目前矿井涌水量60m3/h。3.4.2七一采区与滕东生建煤矿之间的水力联系通过滕东煤矿水文地质综合柱状图、巷道掘进及工作面回采期间的水文情况可以看出，滕东生建煤矿与我矿3下7111工作面地层结构一致、含水层富水性相似，但因尹家洼断层阻隔，不属同一水文地质单元，水力联系不大。3.5工作面涌水量预计3煤顶板砂岩水利用T13-10孔抽水参数曲线方程法计算，侏罗系砾岩水利用大井法计算求得涌水量为70m3-106- /h，由于该工作面为七一采区东翼首采工作面，周边无开采技术资料供参考，3煤顶板砂岩水及侏罗系砾岩水未得到有效疏放，结合周围西翼3下7106、7104工作面及东部滕东煤矿开采资料，预计工作面正常涌水量Q正常=60-90m3/h，最大涌水量Q最大=100-150m3/h。3.6水害评价3下7111工作面是我矿2016年重点接续工作面，也是七一采区东翼首采面，防治水工作是安全工作的重点，工作面受3煤顶板砂岩水及侏罗系砾岩水的威胁。掘进期间多次进行瞬变电磁法物探，根据资料分析，巷道前方无大面积富水区域，仅有小面积异常区，判断为局部构造裂隙水，表现为巷道内局部滴淋水，对生产影响较小。受构造影响，巷道起伏较大，在巷道内低洼点设置了临时排水点。由于该面为七一采区东翼首采面，顶板砂岩和侏罗系砾岩含水层未得到疏放，工作面形成后采取瞬变电磁法探测工作面富水性及富水区域，利用井下钻探对工作面富水区域进行有效疏放；完善工作面排水系统，确保排水能力满足生产要求。4.防水煤（岩）柱的计算与留设4.1断层煤柱的计算与留设3下7111工作面轨道巷外段靠近尹家洼断层（H=40-110∠65-70°），距离最近处96m，轨道巷里段距尹家洼断层平均260m。尹家洼断层北部3下煤最低开采标高-780m，对开采有影响的主要含水层有三灰和奥灰，借鉴金庄煤矿三灰和奥灰观测孔资料，三灰水头标高-458m，奥灰水头标高-90m,根据《煤矿防治水规定》断层防隔水煤柱留设计算公式：①三灰含水层，式中：L：煤柱留设宽度，m；-106- K：安全系数，一般取2-5,现取3；M：煤层厚度或采高，3下煤4.87m；p：水头压力，3煤3.22MPa；Kp：煤的抗拉强度，取经验值0.6Mpa；通过计算，尹家洼断层防隔水煤柱3煤应留设29.3m；②奥灰含水层，式中：L：煤柱留设宽度，m；K：安全系数，一般取2-5,现取3；M：煤层厚度或采高，3下煤4.87m；p：水头压力，3煤6.90MPa；Kp：煤的抗拉强度，取经验值0.6MPa；通过计算，尹家洼断层防隔水煤柱3煤应留设42.9m；综合考虑断层附近裂隙发育，根据《矿井初步设计》（批复文号：79鲁煤地字第49号）、《枣矿集团田陈煤矿水体下开采可行性方案和开采设计的批复》（批复文号：鲁煤安管字【2012】80号），综合确定尹家洼断层北部（七一采区和七二采区范围）防隔水煤柱3下煤留设50m。4.2边界煤柱留设井田北部边界与滕东生建煤矿相邻，根据《矿井初步设计》（批复文号：79鲁煤地字第49号）,边界保护煤柱均留设30m。5.采煤方法及工作面装备5.1采煤方法、生产工艺、放煤步距、采放比等内容5.1.1采煤方法-106- 本工作面采用走向长壁后退式采煤方法，液压支架支护顶板，前后部运输机运煤，全部垮落法处理采空区顶板，为综采放顶煤采煤工艺。工作面整体回采期间，遇有过断层等情况，必须及时制定专项安全技术措施。5.1.2生产工艺割煤—移架—推移前部运输机—放煤—拉移后部运输机。1、破（落）煤通过采煤机螺旋滚筒直接截割破（落）煤，割煤深度800mm。2、放煤本工作面煤层赋存厚度为2.2-9.0/4.8m；煤机可采高度为2.0-3.8m;支架有效支护高度为2.3-5.0m;煤机滚筒直径为2.0m，煤机滚筒截深为0.8m，根据工作面现场条件，确定工作面采高为3.3m，平均放煤高度为1.5m，采放比为1：0.36，循环进尺为0.8m，移架放顶步距为0.8m。根据采煤机滚筒截深，一采一放，确定循环放煤步距0.8m，放煤侧见三分之二矸石时停止放煤。3、装煤煤机滚筒割煤同时完成大部分装煤工作，推移工作面前部运输机时铲煤板装余煤。放煤同时装煤，拉移后部运输机装浮煤。4、运煤通过工作面前后部可弯曲刮板运输机，运输巷桥式转载机、胶带输送机将煤运出工作面。5、支护采用支撑掩护式液压支架支护工作面顶板。采用端头过渡液压支架、端头卸载支架、单体液压支柱配合铰接顶梁、π型钢梁对工作面两端头进行支护。6、采空区顶板处理全部垮落法管理采空区顶板。-106- 5.1.3采煤机的进刀方式：采用中部斜切进刀，进刀深度0.8m。进刀时前滚筒割顶煤、后滚筒割底煤。采煤机进刀方式示意图如下：图5.1采煤机进刀方式示意图-106- 5.1.4工作面正规循环生产能力计算工作面循环生产能力按以下公式计算：W=L×S×h×r×C式中：W-工作面循环生产能力，t；L-工作面长度，m;S-循环进尺，m;h-工作面煤层平均厚度，m;r-煤的容重，取1.31t/m3c-回采率取88%因受地质条件影响，现取平均值计算循环生产能力：平均面长200m，循环进尺0.8m，煤层平均厚度4.8m，回采率88%。每循环产量：W=L×S×h×r×C=200×0.8×4.8×1.31×0.88=885.35t按每天3个循环，每月30天生产计算（正规循环率95%）：工作面月生产能力：W月=885.35×3×95%×30=75697.43t5.1.5采放比本工作面煤层平均厚度为4.8m，双滚筒采煤机割煤，机采高度3.3m，放煤高度为1.5m,采放比为1:0.36。5.2工作面设备总体配套5.2.1采煤机选用MG400/930-GWD双滚筒采煤机一部，其主要技术参数如下：采高：2.0～3.8m电机功率：2×400＋2×55＋20KW-106- 截深：0.8m牵引速度：0～13.8m/min牵引力：720～438KN机面高度：1551mm摇臂长度：2500mm摇臂摆动中心距：7600mm牵引方式:无链电牵引5.2.2液压支架工作面共安装128架ZF9000-20/42型四柱支撑掩护式低位放顶煤液压支架、6架ZFG9500-22/38型端头过渡支架。1、ZF9000-20/42型支撑掩护式支架主要技术参数如下：支护高度:2.0-4.2m支撑宽度:1.43-1.60m初撑力：7758KN工作阻力:9000KN支护强度:1.1MPa对底板比压:2.9MPa2、ZFG9500-22/38型支撑掩护式支架主要技术参数如下：支撑高度:2.2-3.8m支撑宽度:1.43-1.60m初撑力：7758KN工作阻力:9500KN支护强度:0.96-1.02MPa对底板比压:2.72MPa3、工作面支护验算：⑴工作阻力验算-106- P＝N×H×F×Z×Q×9.8＝8×3.3×9.104×2.5×1.3×9.8＝7655(KN)式中：P-要求的支架工作阻力，KN；N-采高的倍数，一般取6～8，这里取8；H-工作面采高，3.3m；F-支架的最大支护面积，9.104m2；Z-煤层顶板岩石容重，2.5t/m3；Q-动载系数，1.3。由于本工作面所选液压支架的工作阻力是9000KN（端头支架：9500KN），故所选液压支架工作阻力满足要求。⑵支护强度验算P＝8×Z×H＝8×2.5×3.3×9.8×10-3≈0.647MPa该面所选用液压支架的支护强度分别为：1.1MPa和0.96-1.02MPa，均满足要求。5.2.3运输设备1、工作面布置SGZ-830/800型可弯曲刮板运输机两部，其主要技术参数如下：电机功率:2×400KW运输能力:1200t/h链速：1.31m/s中间槽尺寸:1500×780×295mm2、运输巷安装桥式转载机一部、破碎机一部、胶带输送机两部。⑴SZZ-830/400型桥式转载机一部，长度70m；转载机主要技术参数如下：-106- 电机功率:400KW运输能力:1850t/h链速:1.55m/s中间槽尺寸:1750×770×950mm最大外形尺寸（高×宽）：1100×2200mm⑵在桥式转载机上处安装一部PLM-1500型破碎机，其主要技术参数如下：破碎能力：1500t/h电机功率：160KW入口粒度：1000×900mm出口粒度：300-150mm外形尺寸：3540×1730×1722mm⑶桥式转载机前方搭接DSJ100/120/3×160型胶带输送机一部，长度为890m；DSJ100/120/2×160型胶带输送机一部，长度为240m，其主要技术参数如下：电机功率:2×160KW；3×160KW运输能力:1200t/h带宽:1000mm带速:3.15m/s5.2.4辅助运输设备辅助运输设备选用1吨矿车或专用平板车，JY-4、JY-6型运输绞车和JSDB-19/45型回柱绞车，其主要技术参数如下：1、JY-4型调度绞车功率：55KW静拉力：54KN绳径：Φ21.5mm-106- 绳容量:850m滚筒直径:700mm绳速：0.95-1.6m/s外形尺寸:1968×1425×1500mm2、JY-6型调度绞车：功率：90KW静拉力：60KN绳径：Φ24.5mm绳容量:980m滚筒直径:710mm绳速：1.0-1.51m/s外形尺寸:2850×2523×2290mm3、JSDB-19/45型回柱绞车功率：45KW绳径：Φ30mm绳容量:400m滚筒直径:545mm绳速：0.157-1.538m/s静拉力：25-250KN6.工作面巷道布置6.1顺槽、切眼、停采线等位置的确定及依据3下7111工作面为七一采区东翼首采工作面，工作面运巷顺槽是沿DF2断层（H=5-20∠75°）及DF8断层（H=0-8∠55°）DF3（H=5-40，∠55-75°）布置，轨道顺槽靠近尹家洼断层（H=40-110∠65-70°），切眼距离井田边界大于100m。工作面停采线位置根据-106- 3下7111集轨保护煤柱位置确定。6.2巷道断面形状、几何参数及支护形式6.2.1工作面轨道巷工作面轨道巷沿3下煤层底板布置。断面形状为矩形，巷道净宽为4.3m、净高为3.5m，净面积15.05m２。巷道采用锚网梯（带）索支护作为顶板永久支护，即顶部打设五棵高强预应力让压锚杆，其间排距为900×900mm，铺挂钢筋网及钢筋梯（W钢带），在逮煤顶或顶板破碎段每隔两排距离打设两棵锚索；两帮部各打设五棵高强预应力锚杆，挂铁丝网配钢筋梯，其间排距为900×900mm。顶板锚杆规格为φ20×2400mm,帮部锚杆规格为φ20×2000mm，W钢带规格为4000×275×2.75mm，锚索规格为φ17.8mm的钢绞线，其长度以其能锚入硬岩的深度不小于1.5m为准，两帮钢筋梯规格为3500×70mm,钢筋网规格为4200×1070mm，帮部铁丝网规格为6000×1600mm。巷道一侧布置一路4寸防尘水管路、一路4寸压风管路、4寸注浆管路；另一侧布置高低压电缆及信号、监测线。巷道底部中间敷设水槽。6.2.2工作面运输巷工作面运输巷沿3下煤层底板布置。断面形状为矩形，巷道净宽为4.3m、净高为3.5m，净面积15.05m２。巷道采用锚网梯（带）索支护作为顶板永久支护，即顶部打设五棵高强预应力让压锚杆，其间排距为900×900mm，铺挂钢筋网及钢筋梯（W钢带），在逮煤顶或顶板破碎段每隔两排距离在距巷中各900mm的顶板上打设两棵锚索；两帮部各打设五棵高强预应力锚杆，，挂铁丝网配钢筋梯，其间排距为900×900mm（或1000×900mm）。顶板锚杆规格为φ20×2400mm,帮部锚杆规格为φ20×2000mm，W钢带规格为4000×275×2.75mm，锚索规格为φ-106- 17.8mm的钢绞线，其长度以其能锚入硬岩的深度不小于1.5m为准，两帮钢筋梯规格为3500×70mm,钢筋网规格为4200×1070mm，帮部铁丝网规格为6000×1200mm。巷道一侧布置一路4寸防尘水管路、一路4寸压风管路；另一侧布置设备电缆、信号及监测线；巷道底部中间敷设水槽。6.2.3工作面切眼沿煤层底板布置，矩形断面,净宽8m,净高3.5m,净断面积28m2，分两次掘进，初掘宽度4.5m，后刷大至8m。1、初掘时，巷道采用锚网梯（带）索支护作为顶板永久支护，即顶部打设五棵高强预应力让压锚杆，其间排距为900×900mm，铺挂钢筋网及钢筋梯（W钢带），在逮煤顶或顶板破碎段每隔两排距离在距巷中各900mm的顶板上打设两棵锚索；两帮部各打设五棵高强预应力锚杆，挂铁丝网配钢筋梯，其间排距为900×900mm。顶板锚杆规格为φ20×2400mm,帮部锚杆规格为φ20×2000mm，顶板钢筋梯规格为3800×70mm，W钢带规格为4000×275×2.75mm，锚索规格为φ17.8mm的钢绞线，其长度以其能锚入硬岩的深度不小于1.5m为准，两帮钢筋梯规格为3500×70mm,钢筋网规格为4200×1070mm，帮部铁丝网规格为6000×1200mm。2、切眼二次刷大后采用锚网梯（带）索配木垛及单体作为顶板支护，支护方式为：切眼刷大后在跟顶部时，采用锚网梯索配木垛及单体支护，顶部每排打设五棵高强预应力让压锚杆，其间排距为900×900mm，铺挂钢筋网及钢筋梯，并在巷中按每隔1排的间距打设两颗锚索；巷道在托顶煤掘进时，采用锚网带（梯）索配木垛及单体作为顶板支护：顶部打设五棵高强预应力让压锚杆，其间排距为900×900mm，铺挂钢筋网及钢带；并每排打设两颗锚索；在切眼内打木垛进行加强支护，木垛打设在距刷大切眼面前侧3200mm（木垛中）的位置处，木垛间距为3.6m（中—中），且木垛拖后刷大迎头不大于8m-106- 。为确保木垛的整体性，木垛与木垛之间用两块木板梁连接与顶板接实；右帮打设四棵普通金属锚杆，其间排距为900×900mm，挂铁丝网，折帮严重时配钢筋梯。切眼四岔门刷大时，岔门10m范围内加强支护，顶部打设五棵高强预应力让压锚杆，其间排距为900×800mm，在巷中每排打设两颗锚索，顶板锚杆规格为φ20×2400mm,右帮部锚杆规格为φ20×2000mm，锚索规格为φ17.8mm的钢绞线，其长度以其能锚入硬岩的深度不小于1.5m为准，帮部钢筋梯规格为长×宽＝3500×70mm,钢筋网规格为长×宽＝4000×1070mm，钢带规格为长×宽×厚=4000×275×2.75mm，帮部铁丝网规格为6000×1600mm，木板梁规格为长×宽×厚=3600×120×120mm。6.2.4硐室和其他巷道布置1、采煤机组装硐室：在切眼靠近运输巷端，沿煤层底板布置，深2m,长18m,净高3.2m，采用锚网梯联合支护。2、液压支架组装硐室：在工作面两顺槽靠近切眼位置分别施工液压支架组装硐室，沿煤层底板布置，铺设双轨，长15m，净宽4.8m，净高5.0m，采用锚网索梯联合支护。3、油脂库和设备配件硐室：在轨道巷内巷道上帮，沿煤层底板布置，每隔200m左右一组，每组两个，每个深1m,长10m,净高2.6m，采用锚网梯联合支护。4、皮带机头硐室：皮带机头位置下帮，沿煤层底板布置，深1.5m,长10m,净高2.8m，采用锚网梯联合支护。7.生产系统7.1煤炭运输系统-106- 工作面采用双滚筒采煤机落煤，落煤同时完成装煤；放顶煤同时完成装煤；前移运输机装浮煤。工作面前后部运输机将煤外运到桥式转载机，再由两部胶带输送机将煤外运出工作面。运煤路线：7111工作面→7111运输巷→7111集运→7105集运→东翼皮带下山→北区集运下山→北区煤仓→-547轨道运输大巷→北五煤仓→北五一段运输巷→采区煤仓→北五运输大巷→主井煤仓→主井→地面。7.1.1第一部胶带机选型计算1、原始数据：①长度：240m②倾角：a=19°③最大输送量：Q=1200t/h④煤的块度：0～300mm⑤煤的松散容重：r=0.95t/m3⑥堆积角：θ=30°⑦垂直高度：H=H1-H0=845.5-803.5=42m⑧带速：V=3.15m/s2、输送带及托辊选型①胶带宽度计算B===0.79式中：B—胶带宽度,mK—货载断面系数,449C—输送机倾角系数,0.83带宽按物料的块度校核：B≥2amax+200=2×300+200=800mm式中，aMaX—货载最大块度,取300mm。预选PVG整芯编织带，规格为PVG1400，带宽1000mm，每米带重a0=16.5kg/m。-106- ②托辊选用托辊直径φ133a、上托辊采用挂钩式30°的槽形托辊组，托辊规格为：φ133×380mm，间距a0=1.5m下托辊采用平行托辊，托辊规格为φ133×1150mm，间距a0=3mb、上分支托辊每米旋转质量为qr=6.3×3/1.5=12.6kg/m下分支托辊每米旋转质量为qｎ=16.09/3=5.36kg/mqt=qr+qｎ=12.6+5.36=17.96kg/m3、电动机选型①传动滚筒圆周力计算每米物料重量：q=Q/3.6V=700/3.6×3.15=61.7kg/m查表：f=0.03Cn=1.38特种阻力：FS1=Fε1+Fε2+Fg1（不设置前倾托辊Fε1=Fε2=0）=μ2Iv2ρgl/v2b12=0.6×0.205²×0.95×1000×9.8×3.0/（3.15²×0.7²）=145N式中：μ2—物料与导料板之间的摩擦系数取0.60物料流量Iv=0.205m³/s导料板长度取l=3.0mb1—导料板内部宽度取0.7m特种附加阻力：FS2=2AtPμ3+2AwPμ3=2×420+2×630=2100N（按头尾部各一个清扫器，空段两个清扫器计算）式中：At—清扫器与胶带接触面积取0.01m²P—清扫器与胶带之间的压力取70000N/m2-106- μ3—清扫器与胶带之间的摩擦系数取0.60Aw—清扫器与胶带接触面积0.015m²驱动滚筒圆周驱动力：F=Cnflg[qt+(2q0+q)cosα]+gqH+FS1+FS2=1.38×0.03×240×9.8×[17.96+(2×16.5+61.7)cos19°]+9.8×61.7×42+145+2100=38122.7N②轴功率计算PA=10-3FV=10-3×38122.7×3.15=120.1kw③电机功率的确定：驱动系统采用双滚筒多电机传动方式，每套驱动装置由电动机、液力偶合器、减速器、逆止器等组成。根据驱动系统的特性，取Kd=1.2,η=0.88,ξ=0.9,ξd=0.9。Pd=KdPA/ηξξd=1.2×120.1／0.88×0.9×0.9=202KW4、胶带强度验算己知最大张力Smax=F=38122.7N求得安全系数m=BGX/Smax=1000×1400/38122.7=36.7m值大于7，符合《规程》要求，胶带选型合理。5、结论综合上述计算，3下7111工作面第一部胶带输送机选用SDJ100/120/2×160双滚筒双电机传动方式。驱动电机功率2×160KW可满足运输要求。7.2.2第二部胶带机选型计算1、原始数据：-106- ①长度：890m②倾角：a=17°③最大输送量：Q=1200t/h④煤的块度：0～300mm⑤煤的松散容重：r=0.95t/m3⑥堆积角：θ=30°⑦垂直高度：H=H1-H0=845.5-795.9=50m⑧带速：V=3.15m/s2、输送带及托辊选型①胶带宽度计算B===0.78式中：B—胶带宽度,mK—货载断面系数,449C—输送机倾角系数,0.865带宽按物料的块度校核：B≥2amax+200=2×300+200=800mm式中，aMaX—货载最大块度,取300mm。预选PVG整芯编织带，规格为PVG1400，带宽1000mm，每米带重a0=16.5kg/m。②托辊选用托辊直径φ133a、上托辊采用挂钩式30°的槽形托辊组，托辊规格为：φ133×380mm，间距a0=1.5m下托辊采用平行托辊，托辊规格为φ133×1150mm，间距a0=3mb、上分支托辊每米旋转质量为qr=6.3×3/1.5=12.6kg/m下分支托辊每米旋转质量为qｎ=16.09/3=5.36kg/m-106- qt=qr+qｎ=12.6+5.36=17.96kg/m3、电动机选型①传动滚筒圆周力计算每米物料重量：q=Q/3.6V=700/3.6×3.15=61.7kg/m查表：f=0.03Cn=1.1特种阻力：FS1=Fε1+Fε2+Fg1（不设置前倾托辊Fε1=Fε2=0）=μ2Iv2ρgl/v2b12=0.6×0.205²×0.95×1000×9.8×3.0/（3.15²×0.7²）=145N式中：μ2—物料与导料板之间的摩擦系数取0.60物料流量Iv=0.205m³/s导料板长度取l=3.0mb1—导料板内部宽度取0.7m特种附加阻力：FS2=2AtPμ3+2AwPμ3=2×420+2×630=2100N（按头尾部各一个清扫器，空段两个清扫器计算）式中：At—清扫器与胶带接触面积取0.01m²P—清扫器与胶带之间的压力取70000N/m2μ3—清扫器与胶带之间的摩擦系数取0.60Aw—清扫器与胶带接触面积0.015m²驱动滚筒圆周驱动力：F=Cnflg[qt+(2q0+q)cosα]+gqH+FS1+FS2=1.1×0.03×920×9.8×[17.96+(2×16.5+61.7)cos17°]+9.8×61.7×50+145+2100=64788.3N-106- ②轴功率计算PA=10-3FV=10-3×64788.3×3.15=204.1kw③电机功率的确定：驱动系统采用双滚筒多电机传动方式，每套驱动装置由电动机、液力偶合器、减速器、逆止器等组成。根据驱动系统的特性，取Kd=1.2,η=0.88,ξ=0.9,ξd=0.9。Pd=KdPA/ηξξd=1.2×204.1／0.88×0.9×0.9=343.6KW4、胶带强度验算己知最大张力Smax=F=64788.3N求得安全系数m=BGX/Smax=1000×1400/64788.3=21.6m值大于7，符合《规程》要求，胶带选型合理。5、结论综合上述计算，3下7111工作面第二部胶带输送机选用SDJ100/120/3×160双滚筒三电机传动方式。驱动电机功率3×160KW可满足运输要求。7.2辅助运输系统副井→-370井底车场→北大巷→北五轨道下山一段→-547车场→-547轨道运输大巷→北区集轨下山→-680车场→东翼轨道下山→-7105轨道巷→7111集轨→7111轨道巷→各用料地点辅助运输系统图见附图1（一）7111轨道巷长度1200m,共安装6部绞车，其中：JY-6绞车4部，JY-4绞车2部，自入口至切眼分段运输。7.2.1第一段安装2部JY-6绞车对拉选型计算-106- 1、巷道概况及工作条件提升坡度：25°提升距离：410m1t矿车自重：600kg矿车载重：1800kg30t平板车自重：1100kg平板车载重：10600kg挂车数：2辆，钢丝绳局部支撑在地辊上2、选用绞车及钢丝绳性能参数绞车型号：JY-6额定牵引力：63.5kN绞车容绳量：475m绞车运行最大速度：1.2m/s钢丝绳行型号：6×19+FC-24.5-1670钢丝绳每米质量：2.165kg/m钢丝绳最小破断拉力：389kN3、选型验算（1）最大拉力验算Fmax=[n（G＋G0）·（sina＋μ1·cosa）﹢P·L（sina＋μ2·cosa）]g =[1（10600+1100）×（sin25°＋0.015×cos25°）﹢2.165×410（sin25°＋0.35×cos25°）]×9.8=56.45kNma=6.5（煤矿安全规程规定）-106- 故钢丝绳抗拉强度符合要求。（3）连接件验算此斜巷串车提升所使用的连接插销型号Ф38×290，连接插销质量m=4.5kg，剪切破断力为555.7kN；连接环型号Ф32×140×60×3，连接环质量m=10kg，破断力为590kN，材质为Q235镇静钢。FLmax=Mg（sina+μ1·cosa）=[2×(600+1800)+4×4.5+1×10]×9.8×(sin25°+0.015×cos25°）=20.64kN连接插销安全系数校验A’a1=QL1/FLmax=555.7/20.64=26.9>6连接环抗拉强度安全系数校验FLmax=Mg（sina+μ1·cosa）=[1×(600+1800）+2×4.5+1×10]×9.8×（sin25°+0.015×cos25°）=10.3kNA’a2=QL2/FLmax=590/10.3=57.2>13此斜巷串车提升所使用连接件的安全系数符合要求。7.2.2第二段安装2部JY-6绞车对拉选型计算1、巷道概况及工作条件提升坡度：17°提升距离：590m1t矿车自重：600kg矿车载重：1800kg30t平板车自重：1100kg平板车载重：10600kg-106- 挂车数：4辆， 钢丝绳局部支撑在地辊上2、选用绞车及钢丝绳性能参数绞车型号：JY-6额定牵引力：59kN绞车容绳量：650m绞车运行最大速度：1.25m/s钢丝绳行型号：6×19+FC-24.5-1670钢丝绳每米质量：2.165kg/m钢丝绳最小破断拉力：389kN3、选型验算（1）最大拉力验算Fmax=[n（G＋G0）·（sina＋μ1·cosa）﹢P·L（sina＋μ2·cosa）]g =[1（10600+1100）×（sin17°＋0.015×cos17°）﹢2.165×590（sin17°＋0.35×cos17°）]×9.8=43kNma=6.5（煤矿安全规程规定）故钢丝绳抗拉强度符合要求。（3）连接件验算此斜巷串车提升所使用的连接插销型号Ф38×290，连接插销质量m=4.5kg，剪切破断力为555.7kN；连接环型号Ф32×140×60×3，连接环质量m=10kg，破断力为590kN，材质为Q235镇静钢。FLmax=Mg（sina+μ1·cosa）=[4×（600+1800）+8×4.5+3×10]×9.8×（sin17°+0.015×-106- cos17°）=29.1kN连接插销安全系数校验A’a1=QL1/FLmax=555.7/29.1=19.1>6连接环抗拉强度安全系数校验FLmax=Mg（sina+μ1·cosa）=[3×（600+1800）+6×4.5+3×10]×9.8×（sin17°+0.015×cos17°）=21.8kNA’a2=QL2/FLmax=590/21.8=27.1>13此斜巷串车提升所使用连接件的安全系数符合要求。7.2.3第三段安装1部JY-4绞车选型计算1、巷道概况及工作条件提升坡度：18°提升距离：180m1t矿车自重：600kg矿车载重：1800kg30t平板车自重：1100kg平板车载重：10600kg挂车数：2辆， 钢丝绳局部支撑在地辊上2、选用绞车及钢丝绳性能参数绞车型号：JY-4额定牵引力：45.2kN绞车容绳量：240m绞车运行最大速度：1.2m/s钢丝绳行型号：6×19+FC-24.5-1670-106- 钢丝绳每米质量：2.165kg/m钢丝绳最小破断拉力：389kN3、选型验算（1）最大拉力验算Fmax=[n（G＋G0）·（sina＋μ1·cosa）﹢P·L（sina＋μ2·cosa）]g =[1（10600+1100）×（sin18°＋0.015×cos18°）﹢2.165×180（sin18°＋0.35×cos18°）]×9.8=41.1kNma=6.5（煤矿安全规程规定）故钢丝绳抗拉强度符合要求。（3）连接件验算此斜巷串车提升所使用的连接插销型号Ф38×290，连接插销质量m=4.5kg，剪切破断力为555.7kN；连接环型号Ф32×140×60×3，连接环质量m=10kg，破断力为590kN，材质为Q235镇静钢。FLmax=Mg（sina+μ1·cosa）=[2×（600+1800）+4×4.5+1×10]×9.8×（sin18°+0.015×cos18）=15.3kN连接插销安全系数校验A’a1=QL1/FLmax=555.7/15.3=36.3>6连接环抗拉强度安全系数校验FLmax=Mg（sina+μ1·cosa）=[1×（600+1800）+2×4.5+1×10]×9.8×（sin18°+0.015×-106- cos18°）=7.67kNA’a2=QL2/FLmax=590/7.67=76.9>13此斜巷串车提升所使用连接件的安全系数符合要求。7.2.4第四段安装1部JY-4绞车选型计算1、巷道概况及工作条件提升坡度：7°提升距离：100m1t矿车自重：600kg矿车载重：1800kg30t平板车自重：1100kg平板车载重：28900kg挂车数：2辆， 钢丝绳局部支撑在地辊上2、选用绞车及钢丝绳性能参数绞车型号：JY-4额定牵引力：49kN绞车容绳量：150m绞车运行最大速度：1.1m/s钢丝绳行型号：6×19+FC-24.5-1670钢丝绳每米质量：2.165kg/m钢丝绳最小破断拉力：389kN3、选型验算（1）最大拉力验算Fmax=[n（G＋G0）·（sina＋μ1·cosa）﹢P·L（sina＋μ2·cosa）]g =[1（28900+1100）×（sin7°＋0.015×cos7°）﹢2.165×-106- 100（sin7°＋0.35×cos7°）]×9.8=41.2kNma=6.5（煤矿安全规程规定）故钢丝绳抗拉强度符合要求。（3）连接件验算此斜巷串车提升所使用的连接插销型号Ф38×290，连接插销质量m=4.5kg，剪切破断力为555.7kN；连接环型号Ф32×140×60×3，连接环质量m=10kg，破断力为590kN，材质为Q235镇静钢。FLmax=Mg（sina+μ1·cosa）=[2×（600+1800）+4×4.5+1×10]×9.8×（sin7°+0.015×cos7°）=6.47kN连接插销安全系数校验A’a1=QL1/FLmax=555.7/6.47=85.8>6连接环抗拉强度安全系数校验FLmax=Mg（sina+μ1·cosa）=[1×（600+1800）+2×4.5+1×10]×9.8×（sin7°+0.015×cos7°）=3.24kNA’a2=QL2/FLmax=590/3.24=182>13此斜巷串车提升所使用连接件的安全系数符合要求。（二）7111运输巷长度1300m,共安装4部JY-4绞车，自入口至切眼分段运输，绞车选型计算：7.2.5第一段安装1部JY-4绞车选型计算-106- 1、巷道概况及工作条件提升坡度：19°提升距离：300m1t矿车自重：600kg矿车载重：1800kg挂车数：2辆， 钢丝绳局部支撑在地辊上2、选用绞车及钢丝绳性能参数绞车型号：JY-4额定牵引力：41kN绞车容绳量：350m绞车运行最大速度：1.25m/s钢丝绳行型号：6×19+FC-24.5-1670钢丝绳每米质量：2.165kg/m钢丝绳最小破断拉力：389kN3、选型验算（1）最大拉力验算Fmax=[n（G＋G0）·（sina＋μ1·cosa）﹢P·L（sina＋μ2·cosa）]g =[2（1800+600）×（sin19°＋0.015×cos19°）﹢2.165×300（sin19°＋0.35×cos19°）]×9.8=20.16kNma=6.5（煤矿安全规程规定）故钢丝绳抗拉强度符合要求。（3）连接件验算-106- 此斜巷串车提升所使用的连接插销型号Ф38×290，连接插销质量m=4.5kg，剪切破断力为555.7kN；连接环型号Ф32×140×60×3，连接环质量m=10kg，破断力为590kN，材质为Q235镇静钢。FLmax=Mg（sina+μ1·cosa）=[2×（600+1800）+4×4.5+1×10]×9.8×（sin19°+0.015×cos19°）=16.1kN连接插销安全系数校验A’a1=QL1/FLmax=555.7/16.1=34.5>6连接环抗拉强度安全系数校验FLmax=Mg（sina+μ1·cosa）=[1×（600+1800）+2×4.5+1×10]×9.8×（sin19°+0.015×cos19°）=8.1kNA’a2=QL2/FLmax=590/8.1=72.8>13此斜巷串车提升所使用连接件的安全系数符合要求。7.2.6第二段安装1部JY-4绞车选型计算1、巷道概况及工作条件提升坡度：19°提升距离：160m1t矿车自重：600kg矿车载重：1800kg挂车数：4辆， 钢丝绳局部支撑在地辊上2、选用绞车及钢丝绳性能参数绞车型号：JY-4额定牵引力：46kN-106- 绞车容绳量：210m绞车运行最大速度：1.25m/s钢丝绳行型号：6×19+FC-24.5-1670钢丝绳每米质量：2.165kg/m钢丝绳最小破断拉力：389kN3、选型验算（1）最大拉力验算Fmax=[n（G＋G0）·（sina＋μ1·cosa）﹢P·L（sina＋μ2·cosa）]g =[4（1800+600）×（sin19°＋0.015×cos19°）﹢2.165×160（sin19°＋0.35×cos19°）]×9.8=34.2kNma=6.5（煤矿安全规程规定）故钢丝绳抗拉强度符合要求。（3）连接件验算此斜巷串车提升所使用的连接插销型号Ф38×290，连接插销质量m=4.5kg，剪切破断力为555.7kN；连接环型号Ф32×140×60×3，连接环质量m=10kg，破断力为590kN，材质为Q235镇静钢。FLmax=Mg（sina+μ1·cosa）=[4×（600+1800）+8×4.5+3×10]×9.8×（sin19°+0.015×cos19°）=32.2kN连接插销安全系数校验A’a1=QL1/FLmax=555.7/32.2=17.2>6-106- 连接环抗拉强度安全系数校验FLmax=Mg（sina+μ1·cosa）=[3×（600+1800）+6×4.5+3×10]×9.8×（sin19°+0.015×cos19°）=24.2kNA’a2=QL2/FLmax=590/24.2=24.38>13此斜巷串车提升所使用连接件的安全系数符合要求。7.2.7第三段安装1部JY-4绞车选型计算1、巷道概况及工作条件提升坡度：17°提升距离：510m1t矿车自重：600kg矿车载重：1800kg挂车数：2辆， 钢丝绳局部支撑在地辊上2、选用绞车及钢丝绳性能参数绞车型号：JY-4额定牵引力：34.2kN绞车容绳量：560m绞车运行最大速度：1.4m/s钢丝绳行型号：6×19+FC-24.5-1670钢丝绳每米质量：2.165kg/m钢丝绳最小破断拉力：389kN3、选型验算（1）最大拉力验算Fmax=[n（G＋G0）·（sina＋μ1·cosa）﹢P·L（sina＋μ2·cosa）]g -106- =[2（1800+600）×（sin17°＋0.015×cos17°）﹢2.165×510（sin17°＋0.35×cos17°）]×9.8=21.2kNma=6.5（煤矿安全规程规定）故钢丝绳抗拉强度符合要求。（3）连接件验算此斜巷串车提升所使用的连接插销型号Ф38×290，连接插销质量m=4.5kg，剪切破断力为555.7kN；连接环型号Ф32×140×60×3，连接环质量m=10kg，破断力为590kN，材质为Q235镇静钢。FLmax=Mg（sina+μ1·cosa）=[2×（600+1800）+4×4.5+1×10]×9.8×（sin17°+0.015×cos17°）=14.5kN连接插销安全系数校验A’a1=QL1/FLmax=555.7/14.5=38.3>6连接环抗拉强度安全系数校验FLmax=Mg（sina+μ1·cosa）=[1×（600+1800）+2×4.5+1×10]×9.8×（sin17°+0.015×cos17°）=7.27kNA’a2=QL2/FLmax=590/7.27=81.1>13此斜巷串车提升所使用连接件的安全系数符合要求。7.2.8第四段安装1部JY-4绞车选型计算1、巷道概况及工作条件-106- 提升坡度：16°提升距离：460m1t矿车自重：600kg矿车载重：1800kg挂车数：3辆， 钢丝绳局部支撑在地辊上2、选用绞车及钢丝绳性能参数绞车型号：JY-4额定牵引力：36.4kN绞车容绳量：508m绞车运行最大速度：1.4m/s钢丝绳行型号：6×19+FC-24.5-1670钢丝绳每米质量：2.165kg/m钢丝绳最小破断拉力：389kN3、选型验算（1）最大拉力验算Fmax=[n（G＋G0）·（sina＋μ1·cosa）﹢P·L（sina＋μ2·cosa）]g =[3（1800+600）×（sin16°＋0.015×cos16°）﹢2.165×460（sin16°＋0.35×cos16°）]×9.8=26.44kNma=6.5（煤矿安全规程规定）故钢丝绳抗拉强度符合要求。（3）连接件验算此斜巷串车提升所使用的连接插销型号Ф38×-106- 290，连接插销质量m=4.5kg，剪切破断力为555.7kN；连接环型号Ф32×140×60×3，连接环质量m=10kg，破断力为590kN，材质为Q235镇静钢。FLmax=Mg（sina+μ1·cosa）=[3×（600+1800）+6×4.5+2×10]×9.8×（sin16°+0.015×cos16°）=20.6kN连接插销安全系数校验A’a1=QL1/FLmax=555.7/20.6=26.9>6连接环抗拉强度安全系数校验FLmax=Mg（sina+μ1·cosa）=[2×（600+1800）+4×4.5+2×10]×9.8×（sin16°+0.015×cos16°）=13.78kNA’a2=QL2/FLmax=590/13.78=42.8>13此斜巷串车提升所使用连接件的安全系数符合要求。7.3供水系统7.3.1防尘供水系统地面水处理厂→副井→-370井底车场→北五轨道大巷→北五行人下山、北五轨道下山→－547轨道运输大巷→-547车场→北区集轨下山→-680车场→东翼轨道下山→7105集轨→7111集轨→3下7111轨道巷。地面水处理厂→副井→-370井底车场→北五轨道大巷→北五人行下山一段、北五轨道下山→－547轨道运输大巷→-547车场→北区集轨下山→-680车场→东翼轨道下山→7105车场联巷→7105集运→7111集运→3下7111运输巷。7.3.2管路布置-106- 运输巷：每隔50m设一个三通阀门，外接加长软管用于消防和巷道防尘，控制阀门引到人行道一侧。同时供给前后部刮板运输机及转载机冷却用水，以及胶带输送机各卸煤转载点喷雾、水幕、隔爆水袋用水，距工作面100m内安设水压表。轨道巷：每隔100m设一个三通阀门，外接加长软管用于消防和巷道防尘。同时供给乳化液泵、清水泵用水，前后部刮板运输机冷却用水，以及水幕、隔爆水袋用水，距工作面100m内安设水压表。运输巷、轨道巷风、水管路每间隔200m的范围内，风管安设φ32mm的高压球阀作为压风自救阀门，水管安设φ16或φ10mm的高压球阀作为供水施救阀门，双供施救系统必须安设在同一地点，并挂牌管理。同时，工作面生产期间距离采场最近的压风供水施救阀门超前工作面不得大于10m。为保证防尘用水的清洁，在供水管路进入两巷的入口处给每条支管路安设一水质过滤器，采煤工作面两巷门口处安设4寸闸阀，7.4排水系统7.4.1基本概况3下7111工作面预计回采期间正常涌水量60—90m3/h，最大涌水量为100—150m3/h。3下7111工作面标高-778m～-846m，走向长度1086米，切眼长189米。两巷起伏较大，轨道巷Y13前14m与运输巷17#前18m位置两巷底板标高均为-818.8，该线以里轨道巷低于运输巷，以外轨道巷高于运输巷。轨道巷Y23前25m与运输巷24#位置两巷底板标高一致均为-796.6，该线以里轨道巷高于运输巷，以外轨道巷低于运输巷。结合巷道内低洼点分布情况，分别在运输巷25#点后11m处和轨道巷Y17点前69m-106- 处设置排水点水仓用于排出工作面回采期间涌水，两巷内原有低洼点处设置的排水点保持不变。7.4.2排水方式和路线1、排水方式：3下7111工作面初采期间轨道巷高于运输巷，工作面涌水汇至运输巷排水点水仓，使用水泵通过管路直排至运输巷门口泄水沟。开采轨道巷Y23前25m至轨道巷Y13前14m段时运输巷高于轨道巷，工作面涌水汇至轨道巷排水点水仓，使用水泵通过管路直排至轨道巷门口泄水沟。开采轨道巷Y23前25m至停采线段时轨道巷高于运输巷，工作面涌水汇至运输巷排水点水仓，使用水泵通过管路直排至运输巷门口泄水沟。2、排水路线：7111工作面→7111运输（轨道）巷→7111集轨→－855水仓→东翼7105集轨→-788水仓→东翼运输下山→-547轨道运输大巷→-547水仓→北五皮带下山→北大巷→中央水仓→地面。7.4.3水泵选型（一）设计依据1、依据设计规范和集团公司安全环境准入评定管理办法补充规定进行排水设备的选择。排水设备的排水能力必须满足20小时内排完工作面24小时内的所有涌水。工作面必须按照预计最大涌水量的1.5倍安设排水系统，并保证两路以上的排水管路，其中一路必须达到DN150mm及以上。2、排水点基本参数：（1）运输巷25#点处排水点净扬程：Hj1-106- =72.1m（排水管途径六个低洼点，第一个低洼点标高-803.9m，高点标高-796m；第二个低洼点标高-798.5m，高点标高-795.9m；第三个低洼点标高-804.6m，高点标高-803.2m；第四个低洼点标高-823.4m，高点标高-821.2m；第五个低洼点标高-829.3m，高点标高-825m；第六个低洼点标高-846.6m，高点标高-792.9m）排水管路长度：Ld=1060m（2）轨道巷排水点净扬程：HjG=57.3m（排水管途径四个低洼点，第一个低洼点标高-815.5m，高点标高-808.5m；第二个低洼点标高-820.7m，高点标高-814.5m；第三个低洼点标高-817m，高点标高-811.1m；第四个低洼点标高-836.6m，高点标高-798.5m）排水管路长度：Ld=831m（二）运输巷排水点水泵和管路选择1、水泵选择工作水泵的排水能力：QB≥1.2qz＝1.2×90＝108m3/h工作水泵和备用水泵的能力：QBmax≥1.2qmax＝1.2×150＝180m3/h选择BQS150-150-132/N（1140V）型排沙泵三台，该水泵的额定流量150m3/h、额定扬程150m、配用电机功率132kw。2、管路选择（1）排水管直径：Dp===0.146m选排水管的公称内径为Dp=150mm。（2）排水管壁厚要求：δ≥0.5Dp(-1)+a=0.5×15×(-1)+0.2=0.28cm-106- 适当加厚壁厚至6mm，选DN150×6无缝钢管。3、验算排水时间：正常涌水时：T===14.4小时最大涌水时：T===12小时通过验算可知排水时间小于20小时，说明所选水泵流量合适。4、排水管的实际流速:VP===2.35m/s5、以阻力系数法计算扬程损失。经计算排水管路扬程损失为Haf1=44.9m。6、水泵所需总扬程：为H运1=Hj1+Haf1=72.1+44.9=117m,故所选水泵额定扬程150m满足要求。7、结论运输巷排水点选择BQS150-150-132/N（1140V）型水泵三台，正常涌水时，一台工作，两台备用；最大涌水时，两台工作，一台备用。敷设一路DN150mm工作排水管路和一路DN100mm备用排水管路。工作排水管路的能力能够排出正常涌水量的1.5倍；工作和备用排水管路的总能力能够排出最大涌水量的1.5倍。（三）轨道巷排水点水泵和管路选择1、水泵选择工作水泵的排水能力：QB≥1.2qz＝1.2×90＝108m3/h工作水泵和备用水泵的能力：QBmax≥1.2qmax＝1.2×150＝180m3/h-106- 选择BQS150-150-132/N（1140V）型排沙泵三台，该水泵的额定流量150m3/h、额定扬程150m、配用电机功率132kw。2、管路选择（1）排水管直径：Dp===0.146m选排水管的公称内径为Dp=150mm。（2）排水管壁厚要求：δ≥0.5Dp(-1)+a=0.5×15×(-1)+0.2=0.25cm适当加厚壁厚至6mm，选DN150×6无缝钢管。3、验算排水时间：正常涌水时：T===14.4小时最大涌水时：T===12小时通过验算可知排水时间小于20小时，说明所选水泵流量合适。4、排水管的实际流速:VP===2.35m/s5、以阻力系数法计算扬程损失。经计算排水管路扬程损失为HafG=35.5m。6、水泵所需总扬程：为H轨=HjG+HafG=57.3+35.5=92.8m,故所选水泵额定扬程150m满足要求。7、结论-106- 轨道巷排水点选择BQS150-150-132/N（1140V）型水泵三台，正常涌水时，一台工作，两台备用；最大涌水时，两台工作，一台备用。敷设一路DN150mm工作排水管路和一路DN100mm备用排水管路。工作排水管路的能力能够排出正常涌水量的1.5倍；工作和备用排水管路的总能力能够排出最大涌水量的1.5倍。7.5通风系统、风量计算3下7111工作面采用U型通风，轨道巷进风，运输巷回风。通风系统图见附图2。7.5.1风量计算面长参数采高参数温度与风速面长调整系数（kcl）采高调整系数（kch）进风温度风速（vcf）200m1.33.3m1.222℃1.4m/s平均控顶距（m）CH4涌出量（qcg）CH4系数（kcg）CO2涌出量（qcc）CO2系数（kcc）4.00.22m3/min1.240.44m3/min1.22工作人数（Ncf）炸药消耗量（Acf）炸药类别采煤工艺备注19//综放1、按气象条件计算Q采煤=60×70%×v×S采煤×k采高×k长度=60×70%×1.4×4.0×3.3×1.2×1.3=1211m3/min；-106- 式中:Q采煤—采煤工作面需要风量，m3/minv—采煤工作面的风速，按采煤工作面进风流的温度从表7-1中选取，m/s；S采煤—采煤工作面的平均有效断面积，按实际测定最大控顶有效值4.4m和最小控顶有效值3.6m的平均值4.0m计算，m2；K采高—采煤工作面采高调整系数，具体取值见表7-2；K长度—采煤工作面长度调整系数，具体取值见表7-3；70%—有效通风断面系数；60—为单位换算产生的系数。表7-1采煤工作面进风流气温与对应风速采煤工作面进风流气温℃采煤工作面风速m/s＜201.020～231.0～1.523～261.5～1.8表7-2kch—采煤工作面采高调整系数采高m＜2.02.0～2.5＞2.5及放顶煤面系数kch1.01.11.2表7-3kcl—采煤工作面长度调整系数-106- 采煤工作面长度m长度风量调整系数kcl＜150.815～800.8～0.980～1201.0120～1501.1150～1801.2＞1801.30～1.402、按照瓦斯涌出量计算Q采煤=100·q瓦斯·k瓦斯=100×0.22×1.24=27.28m3/min式中：q瓦斯—采煤工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量，m3/min。抽放矿井的瓦斯涌出量，应扣除瓦斯抽放量进行计算；k瓦斯—采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,正常生产时连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量和月平均日绝对瓦斯涌出量的比值；100—按采煤工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1％的换算系数。3、按照二氧化碳涌出量计算Q采煤=67·q二氧化碳·k二氧化碳=67×0.44×1.22=35.97m3/min式中：-106- Q二氧化碳—采煤工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量，m3/min；K二氧化碳—采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，正常生产时连续观测1个月，日最大绝对二氧化碳涌出量和月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值；67—按采煤工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5％的换算系数。4、按炸药量计算：综放不予计算5、按工作人员数量验算Q采煤≥4N采煤选取上述计算最大值Q采煤≥4N采煤1211≥4×19=76m3/min即每个工作人员供风量满足要求。式中：N采煤—采煤工作面同时工作的最多人数，人；4—每人需风量，m3/min。6、按风速进行验算Q采煤≥60×0.25S最大S最大=l最大×h采煤×70%=4.4×3.3×70%=10.164m21211m3/min≥15×10.164=152.46m3/min式中：S最大——采煤工作面最大控顶有效断面积，m2；l最大——采煤工作面最大控顶距，m;h采煤——采煤工作面实际采高，m;-106- 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；7、所选风量不宜超过最大风速限值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，验算最大风速v最大=Q采煤/（60×S最小）≤5.0=1211/（60×8.316）≤5.0=2.43≤5.0S最小=l最小×h采煤×70%=3.6×3.3×70%=8.316m2式中：v最大——采煤工作面实际最大风速，m/s；S最小——采煤工作面最小控顶有效断面积，m2；l最小——采煤工作面最小控顶距，m;h采煤——采煤工作面实际采高，m;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；5.0——综采工作面允许的最大风速，m/s。通过验算最小风量和最大风速均可以看出，实际需要风量1211m3/min满足要求。8、根据计算确定工作面实际需要风量为不低于1211m3/min。7.5.2通风路线北副井→井底车场→-532进风巷→北区集轨下山→东翼轨道下山→7105集轨→7111集轨→7111轨道巷→7111工作面→7111运输巷→7111集运→7105集运→东翼皮带下山→北区集运下山→北区总回风巷→北风井→地面-106- 7.6瓦斯防治工作面由瓦斯检查员巡回检查：1、工作面、回风隅角、回风流、移变设置瓦斯检查点，每班检查瓦斯次数不少于2次，间隔时间2～4小时；并填写瓦斯检查班报手册和瓦斯日报表；每次检查结果必须认真、及时的记录到瓦斯检查班报手册和检查地点的瓦斯检查牌板上，并通知现场工作人员，班组长必须在瓦斯检查班报上签字；瓦斯检查牌板、瓦斯检查手册和瓦斯日报表的数据必须相符，做到“三对口”。2、巷道中的配电点（三台以上开关）、运输巷胶带运输机头、高冒区（高出所在巷道1.5m以上）范围附近设置瓦斯检查点，瓦检员每周检查一次瓦斯浓度。3、采煤机必须设置机载式甲烷断电器或便携甲烷检测报警仪。7.7防灭火系统矿井在北七工广建立地面制浆站1座，设置2个45m3拌浆池，配备15KW拌浆2套，制浆能力45m3/h，安设电动阀门和流量计，制浆站具备添加泡沫、阻化剂、黄泥、粉煤灰等材料。注浆主管路管径为108mm，通过北七副井进入井下，经井底车场、采区回风巷到工作面采空区；建立了注二氧化碳、注氮防火系统，用4寸钢管接出，通过北副井进入井下，经井底车场、采区回风巷到工作面采空区。矿井安装了SG—2003型矿井火灾预报束管监测系统两套，安装GC-4085型色谱分析仪2台，分析室设在北井工业广场内，主管路为12芯通过北副井进入井下，经井底车场、采区回风巷敷设到工作面回风隅角。7.7.1束管监测系统矿井安装了SG—2003型矿井火灾预报束管监测系统两套，安装GC-4085型色谱分析仪1-106- 台，分析室设在北井工业广场内，主管路为12芯通过北副井进入井下，经井底车场、采区回风巷敷设到工作面回风隅角。束管监测系统是在工作面回风隅角安装束管探头，地面使用高压抽气泵通过束管将工作面回风隅角气体传入地面束管分析室，做到及时监测各种有害气体目的。7111工作面运输巷隅角→7111运输巷→7111集运→7105集轨→东翼轨道下山→-680车场→北区集轨下山→-532井底车场→北副井→地面气体分析室7.7.2注浆系统北区制浆站→北副井→北区回风斜巷→北区集中皮带下山→七一东翼皮带下山→7105集运→7111集运→7111运输巷注浆系统图见附图37.7.3注惰气系统北区制浆站→北副井→北区回风斜巷→北区集中皮带下山→七一东翼皮带下山→7105集运→7111集运→7111轨道巷7.7.4消防管路系统地面水处理厂→副井→-370井底车场→北五轨道大巷→北五行人下山、北五轨道下山→－547轨道运输大巷→-547车场→北区集轨下山→-680车场→东翼轨道下山→7105集轨→7111集轨→3下7111轨道巷。地面水处理厂→副井→-370井底车场→北五轨道大巷→北五人行下山一段、北五轨道下山→－547轨道运输大巷→-547车场→北区集轨下山→-680车场→东翼轨道下山→7105车场联巷→7105集运→7111集运→3下7111运输巷。7.8安全监控系统-106- 该工作面使用中煤科工集团重庆研究院生产的KJ90NB监控系统，使用分站经传输电缆传送信号至井下交换机，通过双回路以太网光纤、传输接口到地面瓦斯监控中心站主机。监控系统图见附图41、甲烷传感器型号为KJ9701A。工作面回风隅角设置甲烷传感器T0或便携式瓦斯检测报警仪；工作面回风巷距煤壁不大于10m范围内安设甲烷传感器T1；工作面运输巷距回风口10—15m处安设甲烷传感器T2，瓦斯报警浓度≥0.8%，瓦斯断电浓度≥0.8%,瓦斯复电浓度<0.8%。2、粉尘传感器，型号为GCG1000，安设在工作面回风流距回风口10～15m处，用于监测工作面粉尘状态，报警浓度为：≥4㎎/m³。3、温度传感器，型号为GW50A，安设在工作面回风流距回风口10～15m处，用于监测工作面通风温度情况，报警浓度为：≥26℃。4、一氧化碳传感器，型号为GT500(B),安设在工作面回风流距回风口10～15m处，用于监测工作面CO气体浓度情况，报警浓度为：≥24ppm。5、馈电断电器型号为KDG3K。安设在变电所高防，断电接电方式为常闭闭锁，馈电接口连接下级触电，断电范围：工作面及回风巷内全部非本质安全型电气设备。6、监测系统必须由专人进行维护,确保系统的灵敏可靠，当瓦斯超限或监控系统报警时，必须立即撤人，及时汇报，查明原因进行处理。7.9供电系统7.9.1设备列车供电设备列车电源取自北区东翼变电所，利用6KV高压电缆向设备列车供电，选择双路MYPTJ3×70+1×-106- 35电缆供电。第一路供前、后部刮板运输机，总功率为1600KW；第二路供采煤机、转载机和液压泵站系统，总功率为1880KW（液压泵一台备用），实际负荷为1605KW。设备列车上配备三台移动变电站，其中KBSGZY-2000/6/3.3型两台，分别向采煤机、转载机、前部刮板运输机、后部刮板运输机供电；KBSGZY-1000/6/1200型一台，向乳化液泵、清水泵、照明通讯系统供电。采煤机、前、后部刮板运输机、转载机由一台KJZ2400/3300-12型组合开关控制。液压泵及清水泵利用QJZ1－4×400/1140型组合开关控制。照明信号系统利用综保开关控制。设备列车供电系统图见附图57.9.2两巷运输及排水供电配电点设置在7111配电点，两巷运输、排水共选用两台移动变电站联合供电。运输巷设备有一部胶带输送机、一部破碎机、沿途绞车、回柱绞车、水泵；轨道巷设备有沿途绞车。供电方案：选择1台KBSGZY-1000/6/1200移动变电站给运输巷一部胶带输送机、一部破碎机供电；选择1台KBSGZY-800/6/1200移动变电站给7111两巷沿途绞车和水泵供电。因转载机功率过大，电源来自设备列车KBSGZY-2000/6/3.4变电站，过面敷设，电压等级3300V。工作面及运输巷设备瓦斯断电仪分别接在设备列车及7111配电点变压器高（低）压负荷馈电开关分闸回路内。煤流运输供电系统图见附图67.10避灾路线1、工作面发生水灾、顶板、冲击地压避灾线路7111工作面→7111轨道巷→7111集轨→7105轨道巷→东翼轨道下山→-680车场（七一采区永久避险硐室）→北区行人下山→-106- -532井底车场→北副井→地面。7111工作面→7111运输巷→7111集轨→7105轨道巷→东翼轨道下山→-680车场（七一采区永久避险硐室）→北区行人下山→-532井底车场→北副井→地面。2、工作面发生火灾、瓦斯煤尘爆炸避灾线路7111工作面→7111轨道巷→7111集轨→7105轨道巷→东翼轨道下山→-680车场（七一采区永久避险硐室）→北区行人下山→-532井底车场→北副井→地面。8.“三下”开采田陈煤矿将严格执行国家“三下”压煤开采的相关规定，依法进行开采。-106- 三、安全技术措施1.通风、综合防尘、防治瓦斯措施1.1通风措施1、确保通风系统可靠，风流稳定，不得同时打开两道风门。2、工作面两巷的废旧材料、设备要及时回收，确保有效通风断面，最小通风断面不少于5m2。3、通风工区要确保工作面风量不低于1211m3/min，每10天测风一次，发现问题及时采取措施。4、工作面进风流中，按体积计算，氧气不低于20%，二氧化碳不超过0.5%。5、工作面空气温度不得超过26℃，温度超过26℃时必须采取降温措施。6、与本面相关的风门必须安设风门联锁装置。7、各班班长必须认真履行瓦斯检查员手册签字制度，及时掌握工作面CH4浓度的变化情况，必要时按要求组织人员撤离。8、各班班长、电钳工必须携带便携式瓦斯检测报警仪，工作面回风隅角悬挂一台便携式瓦斯检测报警仪，对工作面瓦斯进行监测。1.2综合防尘措施综放工作面生产集中，产尘点多，产尘量大，而且该工作面的煤尘爆炸指数高，因此需特别加强综合防尘工作。工作面防尘系统示意图见附图71.2.1煤层注水本面采用长臂煤体注水，注水点设在轨道巷和运输巷，孔间距14-106- ±1m，距底板0.5-1.3m开孔，孔深不小于工作面长度二分之一，钻孔直径50mm，两巷采用分组（每组两个孔）同时注水超前工作面40m—100m，注水压力不小于4MPa，24小时不间断注水.封孔器深进孔内,封堵以不出水为准，注水后保证煤体水份增加率在2%以上，并固牢在工字钢棚腿上，日常注水由通防科防注工区负责注水孔的抄表、注水维护及挪孔，本单位负责生产期间注水及观察注水情况，如出现损坏或不正常注水及时联系防注工区进行处理。由于田陈煤矿地质条件较复杂，煤层较松软，工作面煤壁钻孔易坍塌，钻孔不成形，因此工作面不采用短壁注水。1.2.2采煤机内外喷雾降尘采煤机必须安装使用内、外喷雾装置、二次负压降尘喷雾装置及水电联动闭锁装置，割煤时必须达到喷雾降尘。要求采煤机内外喷雾完好，雾化程度高，特别是喷雾能够封闭产尘全部位。故必须做到以下几点：1、加强采煤机内外喷雾系统的管理，每天检修维护，保证喷嘴完好不堵塞；2、采煤机内外喷雾安装过滤装置；3、采煤机内外喷雾由两路φ32mm的高压胶管从两巷主干管路供水，外喷雾压力不低于4MPa，内喷雾压力不低于2MPa。必须使用好二次负压降尘装置，雾团覆盖滚筒产尘源。4、如果内喷雾装置不能正常喷雾，外喷雾压力不得小于8MPa，若压力无法达到，必须使用喷雾泵，无水或喷雾装置损坏时必须停机。1.2.3采煤机二次负压降尘在移动变电列车上安装BPW-315/10型清水泵，通过φ32mm的高压供水管路与煤机二次负压降尘装置构成二次负压降尘系统。供水管路敷设在电缆槽内，其供水压力为8～12-106- MPa。当采煤机割煤时，启动清水泵实现二次负压降尘。1.2.4架间喷雾降尘生产时必须使用架间喷雾，工作面采煤机割煤、移架和后部放煤时,下风口侧必须保证喷雾正常打开,并保证雾化效果良好,覆盖全断面，工作面前溜每10架安设一组喷雾降尘设施，后溜每5架安设一组喷雾降尘设施。1、供水管路采用φ25mm的高压胶管。2、动作方式:采用手动方式,实现降架和放顶煤喷雾降尘。3、喷嘴布置:每组分别布置三个支架，每个液压支架前梁下方设3个喷嘴,液压支架后方安设3个喷嘴。后部放煤口安设喷雾装置，实现放顶煤喷雾洒水。4、喷雾要求:架间喷雾喷嘴迎风流方向喷出。5、采煤机割煤时的下风口20m范围内必须保证至少有3架喷雾头正常工作,并保证雾化效果良好,覆盖全断面。1.2.5破碎机处降尘封闭破碎机，在封闭空间与出口处各设一组喷雾装置。1.2.6净化水幕和隔爆水棚在轨道巷距安全出口30m范围内一道净化水幕；运输巷安装两道自动净化水幕，第一道喷雾距工作面不超过30m，第二道喷雾距工作面不超过50m。每道喷雾雾化效果良好、覆盖全断面，水幕帘随工作面的推进而向外移动。在工作面轨道巷、运输设隔爆水棚，200m以内安设一组，首列水棚距工作面60～200m范围内，并随工作面推进而移动，隔爆水棚安装质量要做到横竖成行，整齐美观。隔爆水棚棚区长度不小于20m,水量不小于200L/m2，隔爆水袋选用60L规格，做到经常清刷,保证水量。-106- 隔爆水棚安装质量要符合AQ1020《煤矿井下粉尘综合防治技术规范》的要求。排间距：1.2m～3.0m，间距不小于0.1m,高度距轨面不小于1.8m。1.2.7转载点喷雾工作面刮板运输机机头及各部运输转载机头必须安装喷雾装置，要求灵敏可靠，雾化程度高，能覆盖产尘全部位。1.2.8工作面冲尘工作面冲尘采用人工追机进行，距煤机后滚筒20m范围内随采煤机运行进行全断面冲尘、降尘，消除煤尘积聚。确保工作面所有设备、电缆、管线、干净、整洁、无积尘，冲尘时严禁水冲通话站和急停开关，如水滴到外壳应及时用绵纱擦净。1.2.9两巷冲尘1、两巷超前维护内每班作好动态保洁进行冲尘，转载机道每班作好动态保洁进行冲尘，冲尘长度不低于100m。两巷维护单体液压支柱、顶梁、顶板及两帮、管线、电缆、破碎机上方必须干净、整洁、无积尘。各开关严禁直接用水冲刷，用湿绵纱擦净，擦设备前要用电笔先检查电器是否漏电。2、冲尘人员按要求认真冲尘，冲尘所用管路必须吊挂整齐牢固，杜绝跑、漏、滴水现象。冲尘工作完成后，及时将管线在两巷指定位置盘放好。3、两巷由本工区设专人冲尘，每天全断面冲尘作好动态保洁，冲尘全面彻底，确保无积尘。1.2.10个体防护工作面及回风侧所有作业人员均应佩戴防尘口罩。1.2.11粉尘测定-106- 按规定要求布置测点，采煤机落煤：测点设置在回风侧10～15m处；司机操作采煤机、液压支架工移架、放顶煤：测点设置在作业地点；刮板运输机、胶带输送机：测点设置在回风侧5～10m处，每半月测尘一次，向有关单位和领导汇报测尘结果一次。游离SiO2浓度每半年测定1次。按标准规定，个体工班呼吸性粉尘采样工作每季度进行一次。1.2.12煤尘冲刷在运输巷安设1道捕尘帘，对工作面进回风巷及工作面和其它大型设备每班至少进行一次除尘，消灭煤尘积聚现象。1.3防治瓦斯措施1、工作面需检查瓦斯的地点有：工作面风流、工作面回风流、工作面回风隅角、移动变电站、皮带机头处，并分别按要求悬挂瓦斯检查牌板，瓦斯员按瓦斯检查设点计划进行检查，将检查结果告知跟班管理人员，并将瓦斯检查数据填入瓦斯检查牌板。2、瓦斯检查员要认真填写瓦斯检查牌板、检查员手册，要做到内容齐全、字迹清楚，并做到牌板、手册、报表“三对口”。瓦斯员发现瓦斯、二氧化碳、一氧化碳等有害气体浓度超过《煤矿安全规程》的规定，有权按要求责令现场人员停止作业或撤出安全地点，并立即向调度汇报。3、当工作面作业地点风流中、电动机或其开关安设地点附近20m以内风流中的瓦斯浓度达到1.0％，或工作面局部地点瓦斯积聚（体积大于0.5m3，瓦斯浓度在2%或以上）时必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理。4、当工作面回风巷风流中瓦斯浓度超过1.0%或二氧化碳浓度超过1.5%时，必须停止工作，撤出人员，采取措施，进行处理。5、严格加强机电设备的日常管理检修，杜绝机电设备失爆现象。-106- 6、跟班区队长、工程技术人员、班长、电钳工下井时必须携带便携式甲烷检测仪，对施工地点范围内甲烷气体随时检查。7、加强对工作面瓦斯检查牌板及各类通风设施的保护，杜绝乱丢放现象。8、工作面生产期间，回风隅角必须正确使用导风帘，增加回风隅角风量，稀释冲淡有毒有害气体。2．防治瓦斯措施2.1工作面防灭火2.1.1防治外因火灾的技术措施1、工作面消防管路系统为工作面的防尘供水系统。2、在工作面油库、移动变电站、胶带机头设置防灭火设施，即按要求配齐2个手提式干粉灭火器、两把专用灭火铲、6个灭火砂袋和0.2m3灭火砂。3、防止外因火灾主要抓好井下机电设备和易燃物品的管理。（1）所有电器设备和电缆必须及时检查维修。（2）所有电器设备防爆必须达到《煤矿安全规程》要求，过流、欠压等各种保护齐全可靠，严禁私自拆除。（3）井下使用的各种油料必须装入盖严的铁桶内，并有专人押运送至使用地点。井下使用的棉纱、布头和纸等，必须放在盖严的专用铁桶内。用过的棉纱、布头和纸也必须放在盖严的铁桶内，不得乱放乱扔。废油回收。（4）各部皮带机头、泵站和油库配备消防设施。工作人员应熟悉灭火器的使用方法，并熟悉工作区域内灭火器材的存放地点。（5）带式输送机的温度保护、烟雾保护、自动洒水装置等安全保护设施必须齐全完好。-106- （6）严格井口检身制度，严禁携带烟草及点火物品下井；严禁穿化纤衣服下井。（7）现场的橡胶制品，下井前必须有阻燃性实验合格证，不合格的禁止使用。（8）所有开关设备下井前都要按照矿相关规定做好磷化防爆性能检查。（9）杜绝电气失爆，严禁带电作业、带电检修、甩保护，检修时必须拉好闭锁，开关拉零位，并挂好停电牌。（10）电气设备着火时，应立即切断电源，在电源切断前，只准使用不导电的灭火器材进行灭火。（11）所有运输皮带必须使用阻燃皮带，皮带托辊保持运转灵活。皮带机头、机尾下的浮煤要及时清理，皮带下不得有浮煤堆积，皮带托辊设专人每日检查一次，发现不转、脱落的及时更换。2.1.2防治内因火灾的技术措施1、防灭火治理方案（1）利用地面注浆系统，沿7111运输巷注浆管路，对7111工作面随采随注，实施埋管注浆。（2）利用地面注惰性气体系统，沿7111轨道巷敷设注惰性气体管路，对工作面采空区，实施注惰性气体。（3）在进风隅角设置挡风帘，减少采空区漏风，并严格控制风量，减少向采空区漏风强度。2、正常时期防灭火措施（1）采空区顶板采用自然垮冒法处理，确保顶板及时跨落，提高顶煤回收率，减少采空区的浮煤量。（2）加快工作面放顶煤推进速度，使采空区较集中的遗煤在发火期间迅速由漏风供氧带进入缺氧窒息带，抑制自燃的发生。-106- （3）工作面每班移架、回柱前，必须用清水先将隅角顶、帮冲洗一遍。班班冲洗工作面端头架子附近顶帮及隅角，要做到顶帮煤体和老塘碎煤的水分始终处于饱和状态。放顶煤前，所有的喷雾全部打开，顶煤放完后，放煤口处多冲水，延缓氧化时间。放煤时，顶煤要放干净，以见到矸石或岩石为准，尽量少丢煤，严禁留顶煤，以防移架造成大量顶煤垮落堆积。（4）工作面每班放煤后液压支架要拉直，让风流都从面前通过，避免液压支架参差不齐，通过架间向后部漏风。（5）在工作面进风隅角挂设两道挡风帘，每班进行维护，一道吊挂在进风隅角关门柱外侧，另一道吊挂与机尾端头支架前立柱齐。（6）根据工作面推进度，每班挪移回风隅角处CO、CH4传感器，传感器悬挂位置面向采空区回风隅角左肩窝距顶300mm，距帮200mm，挡风帘前200mm，确保传感器上传现场真实数据。（7）设置防火门。当工作面生产前，必须在工作面停采线以外轨、运两巷距开门点适当位置处构筑防火门，并储备足够数量的封闭防火门的材料，防火门的断面符合行人、运输及通风的要求；防火门墙体四周应与巷壁接实，其掏槽深度不得小于200mm，墙体厚度500mm。(8)防灭火小组要加强对工作面的气体测定，每天对工作面隅角、两巷高冒区及工作面架间等地点进行检测，定时取样、分析，认真填写台帐，掌握气体变化规律，为防灭火工作超前防治提供科学依据。(9)隅角浮煤必须班班清扫干净，后部溜子机尾浮煤每次移溜前必须攉干净，严禁浮煤压入老塘内。及时清理净架前、架间浮煤。在隅角攉浮煤、支护等工作人员严禁就地坐下休息。（10）防灭火人员和现场管理、工作人员要及时掌握上隅角、回风流中气味变化情况，如发现回风流中有煤焦油味或气味异常，及时汇报。-106- （11）防尘管路系统必须完善可靠，保证用水地点水压及水量合乎要求，并按规定设置齐全三通及阀门，并备有胶管，以备出现自然发火征兆时及时处理。（12）回采期间，应对回风隅角、断层构造区、高冒区积热点、回风风流等可疑地点每周检查或取样分析一次，特殊情况加大布点密度，缩短取样时间，提高预测预报精确度。（13）在工作面回风隅角、工作面回风流设置自然发火观测点，自然发火指标性气体为CO。（14）回风隅角束管监测系统必须按要求进行维护、保养，探头必须伸入到回风隅角煤壁前，回棚时，必须保护好束管探头。（15）工作面结束后，必须在45天内封闭。2.1.3特殊时期防灭火措施（1）在3下7111工作面采空区内出现CO时，采取注三相泡沫方式治理，压浆时水粉煤灰浓度比4：1。（2）当3下7111工作面回风流的CO浓度超过规定值，并急剧增加时，利用地面注惰性气体系统，由轨道巷管路实施灌注，降低采空区内氧气含量，同时为采空区降温。（3）每隔5-8m在进风隅角打一道挡风墙，挡风墙要靠帮、接顶严密，并尽量向工作面延伸。（4）如因其它条件变化，由通防科编制有针对性的专项防灭火安全技术措施。3.防治水措施3.1主要治理方法应该严格坚持“预测预报，有疑必探，先探后掘，先治后采”-106- 的防治水原则，加强水文补勘，井下采用钻探、物探、巷探等手段，做到立体勘探，多管齐下，综合防治。不论掘进或是采煤，原则上必须将顶板砂岩、砾岩层水疏放降压安全后才能生产。3.2采取的主要措施3.2.1井下探放水工程利用坑道钻机、瞬变电磁等手段，结合地面地质钻孔、水文钻孔资料，联合探测，综合防治，消除水害威胁。物探手段应用瞬变电磁法，对工作面顶板砂岩、侏罗系砾岩的富水性进行探测，再根据探测的情况利用坑道钻机进行疏放。井下超前打钻探测疏放结合物探成果编制探放水设计、对顶板砂岩水和侏罗系砾岩水进行疏放，设计施工探放水孔，深入含水岩层，确保顶板水得以有效疏放。3.2.2井下防排水工程七一采区东翼－855泵房：安装3台MD280-43×6型水泵，每台水泵流量280m3／h，扬程258m；配用YB3-355L2-4型电机，功率315kW，敷设排水管Φ273mm和Φ159mm各一路，水仓容积880m3，排水能力500m3／h七一采区东翼-788水仓、泵房安装排水能力为450m3／h水泵4台，型号MD450-60×6，电机型号YB25001-4型，功率800KW，设排水管ф325mm三路，扬程360m，水仓容积2133m3，排水能力1350m3／h，排水管路5280m。3.2.3加强水文地质分析研究和预测预报-106- 建立健全水情水害预测预报制度，编制水害预防处理计划。每月由总工程师组织对水害事故隐患进行全面细致的分析排查，进行井下水害预测预报。加强周边煤矿水文地质情况调查。4.落煤和防止煤壁片帮措施4.1落煤措施落煤过程中遵守有关顶板管理的规定外，还应遵守以下规定：1、正常割煤过程中采用跟机移架的方式对顶板进行及时支护。2、移架顺序（1）采煤机正常割煤时,滞后采煤机后滚筒4-6架移架，移架步距0.8m。（2）工作面机头（尾）处端头过渡支架的移架顺序为：先移里面的一架，再移外面的一架，最后移中间一架。（3）在采煤机割煤时，采煤机前滚筒到达前先收回护帮板，割煤后应立即伸出伸缩梁支护顶板，滞后采煤机后滚筒移架后,将护帮板支护到煤壁。4.2煤壁片帮的处理方法、措施1、煤机割煤后支架工要及时拉架支护顶板。2、工作面片帮时，要及时伸出伸缩梁或拉超前架护顶，并使用好护帮板护紧煤壁。3、工作面片帮深度超过规定时，要利用板梁或圆料，一端插入支架的顶梁上方，另一端抵住煤壁，并利用单体液压支柱打贴帮柱。4、穿板梁时要严格执行敲帮问顶制度，找掉危岩悬矸，并将工作面运输机停电闭锁，由专人操作支架，并由专人观察顶板。5.工作面初采和收尾措施-106- 5.1初采措施1、根据历年来矿压观测资料分析，预计本工作面老顶初次来压步距为50m，且老顶来压明显，推进过程中掌握好速度。并根据技术部门提供的来压预报，掌握好老顶初次来压时间，做好顶板管理工作。2、工作面上下两端头严格按照作业规程规定进行支护，出口宽度、高度达到要求，密集支柱严禁超前或拖后回撤，并严格执行敲帮问顶、先支后回制度，禁止空顶作业。3、严禁进入切顶线以内的采空区，回收切顶线以内的物料时，必须用长柄工具。4、两端头三角区出现严重片帮时，需及时在端头支架前梁上穿木板梁进行支护。5、工作面两顺槽超前支护距离必须达到作业规程的规定，端头单体液压支柱初撑力不低于12MPa，超前支护段单体液压支柱穿铁鞋，初撑力不低于12MPa，发现断梁、折柱、单体活柱行程小于200mm时，要及时更换，顶板超高时，采用板梁或方木接实顶板进行支护。5.2收尾措施1、工作面临近停采线时，因设备撤除需要，需全面上网、扩帮、穿板梁进行加强支护强度。2、工作面开始上网后停止放煤，严格按照上网扩帮规定执行。3、强化乳化液泵站和液压支架的检修工作，保证乳化液泵站压力不小于30MPa，液压支架的初撑力不小于24MPa，单体液压支柱的初撑力不得小于12MPa。4、严格把握工程质量，停采后，工作面要达到“三直、两平、两畅通”，工作面浮煤必须清理干净。-106- 5、煤机割煤时，要将网吊好，严禁出现割网、撕网现象，否则，必须及时补好，达到双层网的要求。6、上第一峒板梁时，在该板梁位置上（下）0.3-0.5m处使用一定长度的半圆料配合单体液压支柱将顶网撑起，以便于上板梁。7、上板梁或窜板梁时，拉茬相距不小于10架。一次只许降一架，其中一块板梁采用单体液压支柱做腿进行临时支护后，再前窜另一块。当支架上方顶板破碎时，应先在破碎顶板下进行临时支护，确认安全后方可工作。8、对不自保的液压支架，应及时处理，必要时在液压支架下打上临时支柱。顶板压力大或破碎处，应加密板梁或用同等长度的矿用11#工字钢替代板梁支护顶板，确保对顶板有效支撑维护。9、扎丝拧紧后，要把丝头塞入网内，以防扎丝伤人。10、初次使用的单体液压支柱必须放净气后再使用；所有单体液压支柱要打在实底上，拴好防倒绳；工作面煤壁贴帮柱的三用阀注液口的方向必须平行于煤壁且朝向运输巷方向。11、扩帮过程中用单体液压支柱推溜时，支柱要支设牢靠，并与推移点之间加垫较为干燥的木料；人员要躲开单体液压支柱可能崩滑的方向，注液枪手把要缠好；供液时，使用液压支架操作阀远程控制，并安排专人操作。12、工作面初次上网、正常联网和上窜板梁时，采煤机、工作面刮板输送机等设备开关要停电打闭锁，人员要先观察顶板，必须坚持敲帮问顶制度，及时找掉顶帮部悬危煤矸，确认安全后，方可工作。13、工作面在上网、上板梁、前窜板梁时，作业人员要组织合理、口号统一、动作迅速敏捷、后路畅通确保畅通，以防误动作。14、当工作面顶板出现悬顶、掉矸、空顶、片邦、破碎、压力大、等严重情况，必须加强临时超前支护。15-106- 、进行顶板维护时，首先用长把工具找掉危岩悬矸，进行好临时支护，确认安全后方可进行维护工作。16、处理顶板条件差时，必须从顶板好的区域逐渐向差的区域进行维护，严禁空顶作业。17、进行顶板维护时，现场要有专人指挥，运料、递料、维护人员分工明确，坚持“有人作业，有专人观察顶板”的原则，维护顶板时，应闪开维护人员在特殊应急情况下，能够及时撤离的通道。18、进行维护工作时，左右15m范围内不得进行与维护工作无关的工作，统一口号，递料、装顶维护等动作，要协调一致，需要操作液压支架时，必须安排专人进行，其余工作人员要闪开被操作的液压支架，躲入安全地点后，才可进行操作。19、确保顶板维护区域的液压支架、单体液压支柱设备完好，液压支架支撑状态良好、不挤、不咬、不歪，达到初撑力；维护后的顶板要接顶严密。20、当需要维护的顶板处高度较大时，工作人员维护必须使用脚手架，脚手架的搭设要牢固可靠，稳固有力，不影响进行其它工作。21、采煤机在顶板状态不稳定的区域割煤时，必须放慢割煤速度，当出现顶板漏顶时，要及时返机，必要时必须停机移架或移超前架，且割一架，移一架；移架、割煤时，人员必须在架箱里进行操作。22、使用工作面运输机运送板梁、支柱、金属网等物料时，每块（棵、捆）间距不小于6m，并用铁丝固定在刮板链条上，且有专人观察通过煤机情况。发现有顶帮或顶煤机滑靴等物体迹象前，必须及时拉下工作面闭锁，并采取有效措施，防止出现顶帮、煤机滑靴等造成断链的事故发生。待运输到指定地点，需要卸料时，必须及时停机，并停电闭锁设备，逮料人首先抬起料的后头（与运输机前进方向相反即机尾侧），然后另一人再抬起物料前头，做到同放。23、及时更换断裂的方木及失效的单体液压支柱。-106- 6.顶板管理措施工作面安装支撑掩护式液压支架对工作面顶板实行全掩支护，采用全部垮落法处理采空区顶板，两巷道采用单体支柱配合铰接顶梁支护。开工前，跟班班长、安监员必须对工作面顶板安全情况进行全面检查，确认无危险后，方准人员进入工作面工作。所有工作人员必须经常认真检查工作地点的顶板、煤壁、支架等的安全牢固情况，发现问题及时处理。严格执行敲帮问顶、监护回料制度。工作面隐患未排除前，班组长和安监员不得离开现场。6.1正常时期顶板管理工作面顶板实行全支护法管理，采空区采用全部垮落法管理顶板。工作面支架应采取以下主要管理措施：1、工作面液压支架中心距保持1500±100mm，支架歪斜不大于5°，支架仰角不大于7°，垂直顶底板支撑；2、泵站压力不小于30MPa，支架初撑力不得低于24Mpa，前梁及顶梁接实顶板，受力状态良好；3、跟机操作，及时移架，并及时打开护帮板护实煤帮，支架保持平行，相邻支架间不得有明显错茬；4、工作面液压支架实行编号管理。6.2特殊时期的顶板管理1、工作面断裂构造较为发育，其它地质构造对正常回采影响不大。本面两巷及切眼掘进期间共揭露断层条，必须加强过断层时的顶板管理。对于落差大于采高的断层除遵守以下规定外，推采过程中要及时报批专项措施。2、两巷已揭露的断层，根据断层产状及煤层顶底板岩性，确定适用于现场的方式过断层。3、断层区域要控制好采高，尽量减小割矸量，努力提高煤质。-106- 4、断层区域紧跟煤机滚筒移架护好顶板，顶板破碎和托顶煤处的支架必须带压擦顶移架。5、工作面冒顶后必须进行装顶，装顶时严格按照以下规定执行。（1）装顶工作要由班长统一指挥。（2）装顶前应首先敲帮问顶,人站在安全地点用长把工具处理完悬矸、危岩,要有专人监护,确定无掉顶危险后方可作业。（3）装顶前利用临时支护维护好作业空间,严禁空顶、空帮作业。（4）装顶前应提前搭好扶手,留好退路,装顶时要从冒顶的一端向另一端依次装顶,并派有顶板管理经验的工人监护顶板。（5）装顶时必须关闭其上下相邻5架支架的截止阀,无关人员不得在冒顶区下行走或逗留。（6）装顶时必须将工作面运输机停电闭锁,并有专人看管闭锁。（7）装顶用单体液压支柱时,必须进行远距离控制。（8）要专人操作支架,并与装顶人员协调一致,不得随意或误操作支架。（9）必须在顶板稳定后进行装顶，若工作面出现压力加大、放煤炮、片帮、顶板掉渣等现象严禁装顶。6、工作面装顶步骤（1）首先在冒顶处支架顶梁上架设两根木板梁，板梁一端与顶梁搭接，另一端挤紧煤帮；（2）在煤壁侧挖柱窝，用合适单体作腿打牢板梁，并用小料腰紧煤帮；（3）然后在板梁上方装木垛，将顶板接实，木垛要挤紧煤帮，以防片帮；（4）木垛之间用长料连接，保证木垛的整体性；（5）给单体注液直到接实顶板；-106- （6）冒顶装完后沿倾斜方向在顶梁下方用长度3.8m的长料架设一梁三柱木棚托住板梁；（7）然后先移顶板较完整的支架，托住倾斜大棚，后移冒顶处支架，最后回撤单体。7、煤壁片帮超过规定时要及时拉超前架支护顶板、用好护帮板。严格执行敲帮问顶、先支后回制度，严禁空顶作业。进入面前作业时必须将运输机停电闭锁，并安专人观察顶帮压力情况，确保安全。7.深部地压综合防治根据省局有关煤层开采冲击地压防治相关规定，七一采区局部埋深超过800m，需按照防冲要求管理。冲击地压防治坚持以人为本、生命至上、安全发展的工作方向，严格落实“强监测、强支护、强卸压、强防护”四强治理措施，确保实现“有震无灾，有冲无伤”。7.1预测预报7.1.1微震监测微震监测使用波兰ARAMISM/E微震监测系统，该系统由微震探头、发射器、拾震器、电缆、地面监控系统组成。设计七一东翼布置测点4个，利用微震探头与拾震器相互配合综合监测，在7111集轨中部安装拾震器1台，7111集运机尾安装拾震器1台；工作面两巷各安装1个微震探头，超前工作面50-300m。工作面开采前在轨道巷走向长度150m处安装1个探头，运输巷走向长度180m处安装1个探头，安装位置误差不超过±30m。探头安装在φ18mm锚杆外露丝上，锚杆长度2m，全锚固，上齐托盘、螺母，每个探头配置一个发射器。地面监控系统设置在防治冲击地压管理办公室监控室内。7.1.2煤体应力监测设计-106- 使用KJ550冲击地压实时在线监测系统，系统井下部分由应力传感器、信号转换器、信号中继器、电源、监测分站等组成，地面设监控主机。设计在工作面两巷安装应力传感器，轨道巷第一组超前工作面不超过25m，每隔30m布置一组，误差不超过5m，遇有全岩段可以进行适当调整。运输巷第一组超前工作面不超过25m，每隔30m布置一组，误差不超过5m，遇有全岩段可以进行适当调整。上述测点遇有全岩段进行间距调整时，必须进行书面说明。每组测点安装两个应力传感器，分为深、浅两个测点进行监测，其中深基点钻孔为13m（误差±1m），浅基点钻孔为6m（误差±0.5m），两传感器间距2-5m。工作面初采前两巷安装各不少于8组，工作面推采期间逐渐向外顺延，超前工作面监测距离不小于200m。传感器安装期间还要结合钻孔煤粉量调整传感器埋藏深度，对于煤粉量突变点进行重点监测。传感器供电使用KDW127矿用隔爆兼本安电源，搭接照明电，电池续航能力不低于2h。传感器回收不得超前工作面采场煤壁10m。监测分站安装在7111集轨，监控主机安装在防治冲击地压管理办公室监控室内。7.1.3钻屑监测切眼进行生产活动前必须施工煤粉监测，切眼两端头距拐点10m位置各施工一个煤粉监测钻孔，切眼内每隔30m施工一个煤粉监测钻孔。工作面回采期间微震监测或应力监测出现异常数据或某一区域经分析认为有冲击危险但无有效监控手段时必须立即开展钻屑监测，监测范围异常区及上下30m，钻孔间距20m，当认为有较高冲击危险时，应进行补充设计。-106- 钻孔设计：钻孔使用ZQSJ-140/4.1型气动手持架柱式钻机施工，方向垂直于煤壁，平行于煤层，钻孔直径45mm，孔口高度0.5～1.5m，钻孔深度按照3.5倍采高计算不小于12m或至接触岩石，无特殊情况钻孔达不到设计深度2/3必须重新打设，连续超过2/3设计深度但达不到设计深度的必须加密钻孔布置，。7.1.4监测预警指标1、微震能量预警指标单一事件能量大于104J定为大能量事件，评价为单一大能量事件预警，需要加强监测；超前工作面150m及两巷周边30m范围内出现单一事件能量大于105J发布黄色预警信息，需要加强监测，并与现场对证；单一事件能量大于106J发布红色预警信息，需要根据分析结果制定防治措施。2、应力预警指标（1）低应力预警：当应力监测系统测点应力持续上升、并超过6.5MPa或2个小时内增量超过1.0MPa，即评价为低应力预警。（2）系统阈值预警：应力监测黄色预警阈值为浅测点8MPa、深测点12MPa。红色预警阈值为浅测点14MPa、深测点16MPa。测点达到该上限，即评价为阈值预警。3、煤粉监测预警指标采用Ф45mm钻孔开展钻屑法煤粉监测。监测实际煤粉量达到或超过极限（危险）煤粉量、颗粒直径大于3mm煤粉含量超过每m实际煤粉量30％、监测过程中出现孔内冲击、卡钻、煤炮等强烈动力效应，评价为煤粉监测预警。根据《钻屑法试行规范》及枣矿集团《关于田陈煤矿采区煤层冲击危险指标的批复》要求，钻屑法预警深度1-5m为3.17kg/m，深度6-10m为5.59kg/m，深度大于11m为6.51kg/m。4、其它预警指标-106- 现场动力现象强烈、板炮频繁，发生煤岩突出、底鼓严重，支架安全阀大范围开启，有持续爆裂声，大范围出现断锚杆、大变形等现象时，可评价为动力现象预警。7.2卸压解危7.2.1煤体预注水工作面两巷每隔15m向煤壁打深孔注水，钻孔采用双巷布置，孔深不小于工作面面长2/3，采用动静压结合注水，动压注水压力不低于6MPa，注水超前工作面60m以上，确保提前30天预注水，保证煤体软化效果，降低煤体因遇水膨胀造成应力叠加及脆性过高等诱发冲击地压，具体要求见《3下7111工作面煤层注水设计及安全技术措施》。7.2.2卸压钻孔1、静态冲击危险区3下7111工作面两巷掘进期间即开展了超前预卸压治理工作，两巷靠近断层侧煤帮均施工了大孔径预卸压钻孔，钻孔布置如图7.1.图7.1预卸压钻孔示意图-106- 工作面开采期间要对高度静态冲击危险区进行二次预卸压，掘进期间没有施工预卸压钻孔的区域，使用ZQJC-420/10.0型气动架柱式钻机，钻孔垂直于煤壁，沿煤层布置，孔口距底板0.5m～1.5m；孔径Ф110mm，钻孔间距2m，无特殊情况误差不超过+0.1m，孔深20m或至接触岩石，无特殊情况钻孔达不到设计深度2/3必须重新打设，连续超过2/3设计深度但达不到设计深度的必须加密钻孔布置，全岩段不施工，卸压钻孔设计如图7.2。对于掘进期间已经施工预卸压钻孔区域不再进行二次卸压。防冲队施工后详细记录施工位置、钻孔高度、钻孔深度、钻孔个数并报防冲办存档。图7.2静态冲击危险区预卸压钻孔布置示意图2、动态冲击危险区经应力监测、微震监测、钻屑监测或经技术分析、现场评估等出现动态冲击危险区域，要立即采取卸压解危措施。使用ZQJC-420/10.0型气动架柱式钻机施工卸压解危钻孔，钻孔垂直于煤壁，沿煤层布置，孔口距底板0.5m-1.5m；孔径Ф110mm，间距1.5m，无特殊情况误差不超过+0.1m,孔深20m或至接触岩石，无特殊情况钻孔达不到设计深度2/3必须重新打设，连续超过2/3设计深度但达不到设计深度的必须加密钻孔布置，全岩段不施工，卸压钻孔设计如图7.3。防冲队施工后详细记录施工位置、钻孔高度、钻-106- 孔深度、钻孔个数并报防冲办存档。图7.37111工作面动态冲击危险区卸压解危钻孔布置示意图经监测预报分析，认为具有严重冲击危险时，必须立即停止作业，撤出所有作业人员，由防治冲击地压管理办公室组织制定补充措施，开展卸压解危，消除冲击危险后方准恢复其它作业。7.3效果检验动态危险区施工卸压解危钻孔后，必须经常监测和检验卸压区的冲击地压危险性，特别要注意卸压后，应力能够“恢复”。监测主要依靠微震监测、应力监测，施工解危钻孔后必须密切注意微震监测与应力监测数据，观察微震事件频次与能量是否降低，煤体应力水平是否降低，同时要结合钻屑法检验卸压效果，施工卸压钻孔后煤粉量是否超标，当上述指标达不到预警值以下时必须进行二次卸压，直至排除冲击危险预警。7.4安全防护7.4.1人员防护1、进入作业地点前沿途要注意倾听煤炮、加强-106- 巷道变形、锚杆受力等主要矿压显现的观察，发现异常及时汇报矿调度室与防冲办公室，处理后方准进入。2、冲击危险区作业人员严禁摘掉安全帽；不得坐在巷道底板或物料上休息；不得在以下地点逗留：巷道高度不够处、人行道安全间隙不够处、锚杆失锚或支护薄弱地点、锚索下方、设备或物料附近、靠近铁质管路处。3、生产期间，当煤机上行至机头30架范围时，煤机司机要通过通话站发出警戒信号，机头段只留煤机司机2人、支架工2人、工作面运输机司机1人，共5人，并且必须在架档内作业，运输巷内除转载机司机1人外，运输巷内其他维护人员等必须立即撤出超前工作面150m以外，或者进入工作面下半段架档内，由跟班工班长、转载机外第一部皮带司机负责限员管理，机尾作业人员可以正常开展超前维护、窜棚等作业环节；当煤机下行至机尾30架范围时，煤机司机要通过通话站发出警戒信号，机尾段只留煤机司机2人、支架工2人，共4人，煤机司机、跟机支架工必须在架档内作业，轨道巷内其他维护人员等必须立即撤出超前工作面150m以外，或者进入工作面上半段架档内，机头作业人员可以正常拉移端头支架等作业环节，由跟班工班长、泵站司机负责限员管理。检修期间两巷作业人员尽量分散作业，严禁扎堆休息，控制最少的人员。7.4.2物料防护1、距采掘工作面150m范围内不得存放刚性材料、备用闲置物料、设备、车辆等，在用设备、工具及工具架全部进行生根固定。2、在用运输设备使用5′钢丝绳、Φ18x2000mm树脂锚杆地锚（锚固力8t）生根固定牢固；小型开关（如QBZ-80N及以下开关）、工具及工具架固定，使用2′钢丝绳对生根到钢筋梯或锚杆上，生根要牢固，绳要拉紧。-106- 3、电机、80A以上开关、液压支架立柱等各种大型设备，必须用直径4′钢丝绳进行捆绑，捆绑两道，生根到帮部钢筋梯或锚杆上，且要在左右两侧或是上下两端均匀分布，防止偏向一侧，生根要牢固，钢丝绳必须拉紧。4、铰接顶梁、单体、工字钢等物料码放在距工作面150m外巷道底板平缓处，距煤帮不小于0.2m，高度控制在0.8m以下，并用2分钢丝绳形成两道生根，生根到帮部钢筋梯上，生根要牢固，绳要拉紧，拴防冲绳不少于2道。5、不能拴防冲绳的小物件集中放在工具箱内，加盖，并对工具箱进行拴防冲绳固定。6、风水管路及排水铁质管路吊挂使用∅14mm“S”钩、∅14mm钢筋钩和注钩、20#倒正丝、管线吊挂使用高强度的3′钢丝绳、∅18mm螺纹钢大注钩等吊挂用品进行吊挂，吊挂高度距底板不得超过0.6m，电缆吊挂要留有一定的悬垂度，电缆钩要进行生根，并且电缆钩上不准放置钻杆、钻具、木板、木棍等物件。7、6寸以上排水管优先放置到底板上布置，采取吊挂布置时，吊挂6寸以上铁质管路的“S”钩直径必须在22mm以上，并确保吊挂生根牢固可靠，高度距底板不大于0.6m，特殊地点局部超高时要制定专项措施，每4m用2′钢丝绳固定于帮部钢筋梯。8、靠近工作面150m范围使用软质牌版，使用带框的硬质牌版时要有可靠的固定。9、所有支护锚杆、锚索要采取防崩措施，将尾部使用12#铁丝生根到铁丝网、钢筋网或钢筋梯上。10、压风、供水管路必须敷设至采掘工作面10m以内，并保证其阀门的灵活可靠.-106- 7.5管理措施1、正常生产后工作面推进速度控制在4m/天以下，并保持匀速推采。2、停产3天以上，恢复生产前一班，鉴定冲击地压危险程度，必要时采取相应的治理措施。3、两巷断面缩小严重时，及时扩修，对变形严重和失效的棚梁、棚腿进行及时更换。4、人行道宽度不低于0.8m，巷道高度不低于1.8m。5、工作面作业规程编制必须充分考虑冲击地压危险程度，并合理选择工作面及超前维护支护形式与支护强度，对于特殊地点特殊时期如工作面初次放顶、过断层期间、过褶曲期间、过老巷期间、缩挺面期间、末采时必须制定包含合理支护方式的专项安全技术措施。6、发生冲击地压事故后的报告程序：（1）当井下发现冲击地压事故预兆，发生冲击地压事故时，有关人员必须立即撤离到安全地点，并利用最近的电话汇报矿调度室，并通知附近受灾害威胁地点人员撤离。（2）接到事故报告后应当采取的行动和措施发生冲击地压事故后，发生事故地点人员应立即撤至安全地点，并及时向矿调度室汇报，矿调度室按照事故影响程度迅速汇报值班领导，启动相应应急预案。矿长、总工程师必须立即组织人员进行抢救、处理，分析事故原因，制定恢复工作的措施，报矿总工程师审批后，提出事故调查报告，建立冲击地压事故档案，并报集团公司备案。发生破坏性冲击地压后，立即让发生冲击地点人员撤至安全地带，通知附近相关各施工地点人员撤至冲击地压发生位置300m以外的-106- 安全地点，防止连续冲击地压的发生。有关人员必须在5-6小时后，确认不再发生冲击危险时，由专业人员及安监人员先进入冲击地点探明情况后，确定无冲击危险时方可进入事故地点，进行修复、加固支护等工作。并由矿井冲击地压应急救援小组负责进行现场调查，填报冲击地压记录卡。分析事故原因，制定恢复工作的措施，报矿总工程师审批后，方可恢复正常生产。每次发生冲击地压后，必须组织人员到现场进行调查，记录好发生前的征兆、发生经过、有关数据以及破坏情况，填写冲击地压记录卡。8.机电、运输措施8.1提升运输安全技术措施1、绞车司机、信号工要经过培训，合格后持证上岗。2、信号装置必须灵敏可靠，信号规定明确。3、绞车及附属装置必须定期检修，经常检查，发现安全隐患应及时处理。4、轨道斜巷严格执行“行车不行人、行人不行车”的规定，在各区段车场口，均装设信号装置。5、合理布置托绳轮，保证运转灵活，其装设位置应以减小钢丝绳摆幅和不磨损钢丝绳为准。8.2电气操作及维修措施１、电钳工必须经过培训考试合格，取得操作资格证后，方可持证上岗，学徒工不得独立进行操作，严格执行操作规程及岗位责任制。２、非专职人员不得擅自操作电气设备，所有电器设备严禁明电操作，使用电器仪表必须严格按其操作说明书有关规定执行。-106- ３、严格执行停送电制度，坚持做到停电挂牌，专人看管，谁停电谁送电；停电后要进行验电、放电；开关附近20m风流中瓦斯浓度超过0.8％时，严禁放电。所有电器设备严禁明电操作，电气设备进行停电检修检查时，必须将开关闭锁，挂上“有人工作、禁止送电”的警示牌。当要对低压设备中接近电源的部分进行检查时，应断开上一级的开关，并对本台电气设备电源部分进行验电，确认无电后方可进行操作。4、定期检查设备的防爆性能、绝缘性能和使用性能，各种保护性能的整定值必须符合要求，不得随意调整，对不符合要求的设备、配件应及时更换，确保安全。５、各种保护装置不得任意损坏及甩掉，各种保护不灵时，应停电处理，处理不好不准强行送电。６、工作面电缆要标明用途、电压等级，电缆吊挂符合要求，严禁用铁丝吊挂电缆。工作面机头、机尾电缆必须用棕绳捆扎。７、对每台开关、电气设备挂牌管理，明确专人负责，要标明电压等级、容量、用途、整定电流等。８、电气设备达到完好标准，线路严禁有鸡爪子、羊尾巴、明接头，严禁电气设备失爆。９、高压开关、移动变电站检修和处理故障时一定按其说明书及有关规定执行。10、控制台人员操作设备前，应认真检查通讯、照明信号装置、移动变电站各开关，变压器、泵站、设备电缆、控制手把位置、信号联系、显示装置和各种指示灯是否正常，否则不得操作。11、开车信号联系要准确，信号不清不操作，开车前要发出开车信号，提醒有关人员注意，然后按顺序开车。12、严禁在无声、光报警情况下启动设备，各种闭锁装置、通讯、照明、声光、信号不起作用严禁操作；工作面机电设备闭锁装置不解除，严禁强行开机。13、胶带运输机电控装置必须具有跑偏、超温洒水-106- 、速度、烟雾、堆煤等保护功能。14、胶带运输机采用阻燃胶带，机架可靠接地。皮带机头20m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。15、设备开动后要观察负荷显示，发现输送机等设备过负荷时应及时与工作面人员联系查明原因；当发现开关跳闸时，要查明原因，排除故障后方可联系开机。16、认真检查前班运转记录，严格现场交接班制度，班后要认真填写运转日志。17、检修和处理电气设备时要严格验电、放电制度。9.工作面安装、回撤设备措施9.1工作面设备安装措施1、设备的拖运、起吊要安排专人观察情况。2、利用绞车拖运、起吊时，要先检查绞车、钢丝绳、钩头的完好情况，派熟练的司机操作，信号要明确、清晰。3、拖、拉、抬、撬时要有专人统一指挥，施工人员相互配合好。4、设备起吊就位对正时，施工人员要站在合理位置观察，以防压伤、挤伤等意外事故。5、各设备的液压系统、冷却系统必须安装正确，防止操作时误动作。6、支架调向、组装前梁和尾梁时，要有专人统一指挥，检查好起吊索具和起吊点，起吊平稳后方可进行组装，在铰接销没有插到位的情况下，严禁人员靠近前梁、尾梁。-106- 7、利用绞车调向时，必须待人员躲到安全地点后方可进行，专人在安全地点观察调向情况，发现情况立即停车处理，不准死拉硬拖。使用单体液压支柱调向顶推时，单体必须顶在支架的牢固部位，方向要正，刚性接触面垫木板防滑，人员躲开单体滑落波及的范围，供液时由小到大缓慢进行。8、升架前要检查好周围的支护情况，人员躲开控顶范围，防止因支架升起接顶而出现歪棚、倒柱现象。9、改接高压管路必须在停泵或关闭截止阀的情况下卸压后进行。操作供液系统时先检查供液管路，无问题后再操作，防止因管路掉头而发生意外。10、电气设备的安装要严格执行停送电制度。9.2工作面设备撤除措施1、施工人员进入施工现场，首先要对施工地点的安全状况和施工条件进行检查，发现不安全隐患应立即处理，严禁在隐患未排除的情况下施工。2、起吊工作应有专人统一指挥，起吊人员要了解起吊物的重量及重心，选择符合要求的起吊工具和索具。3、对设备起吊用的设备、材料、工具包括行车、钢丝绳、卸扣、绳套子、链子、销子、手拉葫芦、回头轮等在每次使用前都要进行认真检查，确保在完好状态下使用。4、起吊时，严禁人员在重物下方或受力索具、钢丝绳附近及重物落下歪倒波及的地方通过和逗留，不能将头和身体的任何部位伸到可能被压位置。起吊重物下取物时要使用长柄工具。5、设备起吊后，中途不得停止作业，不得脱岗，设备安装稳固后方可拆除起吊工具。6、装车时必须把设备的重心放在车辆前后轮之间，所有装罐上井的设备不得超长、超高、超宽。-106- 10.六大系统10.1通信联络系统10.1.1有线调度通信系统设备布置1、轨道巷：从-680车场分线箱沿东翼轨道下山、7105轨巷、7111集轨敷设通信电缆到7111轨道巷，分别在轨道巷车场、液压泵站、超前维护内安装有线调度电话3部。。2、运输巷：从-680车场分线箱沿东翼轨道下山、7105轨巷、7111集轨敷设通信电缆到7111运输巷，分别在7111运巷一部机头、运输巷车场、转载机机头安装有线调度电话3部。10.1.2系统说明田陈煤矿调度通信系统由江西联创通信有限公司生产，型号为DDK-6；通讯电缆型号：MHYVA50*2*0.8，MHYAV30*2*0.5，MHYAV20*2*0.5，MHYV1*2*7/0.28,MHYV1*4*7/0.28等,防爆标志：ExibI，系统装机容量350门，安装于调度室机房内，现安装使用调度电话330门，井下电话机是本质安全型，副井绞车房、井下运输调车室、井下各变电所、水泵房、地面变电所、通风机房、避险硐室等都按要求安装了调度电话，具备先进的全数字录音系统，可实时记录调度台所有来去电话，录音可保存时间一年，系统运行稳定可靠。10.2人员定位系统1、轨道巷：从-680车场主干线路分线沿东翼轨道下山、7105轨巷、7111集轨敷设通信电缆到7111轨道巷车场附近安装7111轨道巷人员定位分站。2、运输巷：从-680车场主干线路分线-106- 沿东翼轨道下山、7105轨巷、7111集轨敷设通信电缆到7111运输巷车场附近安装7111运输巷人员定位分站。3、系统使用说明田陈煤矿现使用的人员定位系统是济南新云鹏电气设备有限公司生产的KJ271井下人员定位管理系统。该系统现装备主机、备用机各1台，数据传输接口4台，井下定位分站42台，井口（地面）定位分站3台，KDW-12/27型分站电源40台。矿井现有的KJ271型人员定位管理系统包括矿山井下人员的定位、跟踪、监测系统；考勤统计系统等几个子系统。各个子系统有机地结合在一起，并且使用统一的传输通道，组成一个功能完善的多用途管理系统。系统结构紧凑、设备简单、使用方便、稳定、可靠，功能强大。完全满足国家下发的AQ6210-2007．AQ1048-2007安全生产行业标准要求，符合《煤矿安全规程》中的规定。系统分站至传输接口之间距离满足要求，实现双回路供电，供电电源满足要求。10.3安全监控系统10.3.1设备配置我矿安全监控系统名称为KJ90NB煤矿安全监控系统。按照《煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范》(AQ1029-2007)的要求，矿井安全监控系统中心站装备2套主机，1套使用、1套备用，系统24小时不间断运行，安全监控系统实现了井下工作地点全覆盖。监测分站传输线路均为煤矿用通信电缆，能够满足监测监控信号传输可靠性要求。本系统各类传感器均按低瓦斯矿井、有煤层自燃倾向和煤尘爆炸危险的环境进行设备的选型与布置，传感器为本质安全型。通过各类传感器实现对井下瓦斯浓度、一氧化碳浓度、温度、烟雾等环境参数的实时动态监控。10.3.2设备布置-106- 在7111工作面回风巷道内距煤壁不大于10m处、距工作面回风流末端10-15m处及工作面回风隅角处各安装一台甲烷传感器，其报警和断电点浓度等于或大于0.8%，复电浓度小于0.8%，断电范围为工作面及回风巷内全部非本质安全型电气设备，实现瓦斯超限自动报警断电。在工作面回风巷道内距煤壁不大于10m处安设一台一氧化碳传感器，其报警浓度为等于或大于24ppm；在距工作面回风流末端10-15m处安设一台温度传感器和粉尘浓度传感器，温度传感器报警值为等于或大于26℃，粉尘浓度传感器报警浓度为小于或等于10mg/m3。甲烷传感器、温度传感器、一氧化碳传感器必须垂直悬挂，悬挂在距顶板不大于300mm，距巷道侧壁不小于200mm，巷道支护良好无淋水位置。粉尘传感器应垂直悬挂，距帮300mm，距底板约1.8-2.2m（近呼吸带高度），显示窗口面向人行侧，不得影响行人和行车，且安装维护方便。由系统断电执行器的触点控制变电所内高防和运巷配电点馈电开关，并通过现场安装馈电传感器，实现对工作面及回风巷各种设备的瓦斯电闭锁监控功能。10.3.3系统预警预报根据我矿系统各项规章制度和事故应急预案，现场各类传感器达到预警条件时，由值班调度员、现场带班领导应用电话、语音广播、无线通讯等方式直接通知受危险威胁区域人员安全撤离，充分发挥其安全避险的预警作用。10.3.4安全措施1、安装安全监控设备前,使用单位必须根据本作业规程安全技术措施提出安装申请单分送通防、机电部门，通防科监测队接到安装申请单后,负责监测装置的安装、调试和维护工作。2、-106- 安全监控设备安装调试正常工作后,移交采煤单位管理,采煤单位的当班班组长负责甲烷传感器的移挪、保护,防止施工过程中对传感器造成损坏。严禁擅自停用或不按规定位置悬挂。3、安全监控设备的供电电源必须取自被控制开关的电源侧，拆除或改变与安全监控设备关联的电气设备的电源线及控制线、检修与安全监控设备关联的电气设备，需要安全监控设备停止运行时，须报告公司调度室，并制定安全措施后方可进行。4、安全监控设备发生故障时，通防科监测队必须及时处理，在故障期间必须制定执行安全措施。5、通防监测队必须每天检查安全监控设备及电缆是否正常使用，便携式甲烷检测报警仪或便携式光学甲烷检测仪与甲烷传感器进行对照，并将记录和检查结果报监测值班员；当两者读数误差大于允许误差时，先以读数较大者为依据，采取安全措施并必须在8小时内2种设备调校完毕。6、安全监控系统必须保持正常运行，进行连续监测。每7天必须对使用标准气样和空气样对甲烷传感器调校一次，每7天必须对甲烷超限断电功能进行测试，保证传感器灵敏可靠，时时处于完好状态。7、喷雾、冲尘及其他工序操作时可能影响或损坏监测设备的，必须由现场采煤单位当班班组长负责对监测设备进行保护，对需要经常移动的传感器及电缆等安全监控设备，必须由当班班组长负责按规定移挪、悬挂，严禁擅自停用或不按规定位置悬挂。如有损坏应及时向通防调度汇报。8、对不按上述规定操作造成设备损坏、监测信号中断的单位或个人，进行经济处罚并责令责任人违章登记。10.4供水施救系统10.4.1管路布置-106- 矿井地面水源至副井下井口、南北翼主大巷、主运输大巷等主供水管路为φ159mm钢管，其余管路为φ108mm钢管。供水管路每隔100m内置了阀门，带式输送机巷道中每隔50m内设置了阀门。管路吊挂、材质、内径符合供水施救系统要求。供水支管路为井下供水主管路至各采掘地点的供水管路，均以φ108mm钢管敷设，均按工作面轨道巷每隔100m内，运输巷道每隔50m内设置一个阀门。供水施救系统管路吊挂、材质、口径符合供水施救系统要求。10.4.2系统应用在所有采掘工作面和其他人员较集中的地点都设置了供水阀门，且设有减压装置，保证各采掘作业地点在灾变期间能够实现提供应急供水的要求。同时，在日常工作中，加强了对供水管路维护，基本杜绝了供水管路出现跑、冒、滴、漏的现象。同时也加大了对各地点阀门的维护力度，保证了每个阀门的手柄完好，开关灵活。地面生活饮用水池敷设φ108mm钢管与井下供水管路连接，并实现了用截止阀控制，具备了在突发事件时从地面通过供水施救系统供应生活饮用水的条件。在地面副井附近供水管路上加设了一处φ108mm截止阀门，通过改造，使供水施救系统具备了往井下供水管路输送营养液的条件，地面水池均已采取了防护和防冻措施。10.5压风自救系统10.5.1系统组成-106- 田陈煤矿现有压风机房2个，全部设置在地面，一个设在矿工业广场，另一个设在矿北井工业广场。北井井口压风机房装备压风机三台，其中SM-5185W型螺杆式空气压缩机1台，配用电机功率185kW，电压660V，排气量为30.4m3/h，排气压力0.8MPa。SA375W型螺杆式空气压缩机2台，每台配用电机功率350KW，电压6KV，排气量63.5m3/min，排气压力0.75Mpa。矿里地面固定压风机房经副井井筒向井下南、北翼采区的压风主管路均采用了φ159×6的无缝钢管。北井压风机房通过北副井井筒一路φ108mm钢管输送至井下，在-532车场与来自矿内φ159mm压风管网连接向井下供风，采用φ159mm无缝钢管向七一采区东翼供风。井下采区各分支压风管路为φ108mm无缝钢管；采区内所有避灾路线上均设有压风管路，且做到了间隔小于200m设有一个分气阀；由采区主要压风管路至采煤工作面两巷均采用了φ108mm的无缝钢管作为压风支管；在经过巷道三叉口的压风管路上均设有截路控制闸阀，压风管上一般每隔50m-70m设有一个分气阀；从而在特殊情况下可用分气阀为采掘工作面及采区巷道等地点避灾人员提供应急自救的新鲜空气,在北翼采区主要压风管路中增设了气水分离器（具备自动放水功能）及时有效地完成了气水分离，并自动排出了压风主管路中的积水。10.5.2系统使用1、采掘工作面出现冒顶，将施工人员与新鲜风流隔离，呼吸困难时，施工人员要马上到就近的分气阀或压风装置附近，打开分气阀或戴上压风自救装置口罩，呼吸压风自救系统提供的新鲜空气。2、井下有害气体涌出，井下人员感觉呼吸困难时，井下人员要马上到就近的分气阀或压风装置附近，打开分气阀或戴上压风自救装置口罩，呼吸压风自救系统提供的新鲜空气或稀释有毒气体。3、井下出现其它事故，造成施工地点无风流通过，且与外界隔离时，井下人员要马上到就近的分气阀或压风装置附近，打开分气阀或戴上压风自救装置口罩，呼吸压风自救系统提供的新鲜空气。10.5.3压风自救系统的使用方法-106- 1、使用分气阀时，要缓慢打开分气阀，在打开的过程中严禁出气口对人，直到周围人员感觉适宜后才能停止打开。2、使用压风自救装置时，首先打开压风自救装置的总阀，然后拔起调节阀，并完全打开，待压风自救装置的口罩喷出干净的气体后关闭调节阀，自救人员戴上压风自救系统上配带的口罩，慢慢调节口罩的出口压力，直到感觉口罩的出口压力适中后，停止调节调节阀，并将调节阀按下,等待施救。10.5.4压风自救系统的维护定期对压风管路上的分气阀及压风自救装置进行检查，杜绝打不开、关不上现象，及时更换损坏的分气阀和压风自救装置，确保分气阀及压风自救装置完好。10.6紧急避险系统10.6.1紧急避险硐室设置根据安监总煤装【2011】15号文件国家安全监管总局国家煤矿安监局关于印发煤矿井下紧急避险系统建设管理暂行规定的通知及田陈煤矿井下紧急避险系统设计，七一采区区域人员分布最多，设置了永久避险硐室1个。并且于2013年7月4日通过了山东煤炭工业局的验收。10.6.2七一采区上车场永久避险硐室1、硐室类型及保护范围硐室类型：设计在七一采区上车场布置一个永久避险硐室。服务范围：服务于七一采区东、西翼范围内工作人员。2、硐室位置硐室布置在-680轨道石门处。硐室位于稳定的层位中，此处没有地质构造带、高温带-106- ，应力正常，没有透水危险且不会受到采动影响。支护为锚网喷支护，顶板完整、支护完好，符合要求。图10.1七一采区上车场永久避险硐室位置图3、服务年限因田陈煤矿的剩余开采年限为15.5年，所以该硐室可以服务到2027年。4、硐室参数设计七一采区上车场永久避险-106- 硐室由2个过渡室、1个生存室和3个辅助硐室组成，各硐室规格参数详见表。表10-1七一采区上车场永久避险硐室规格参数表规格参数硐室名称净长（m）净宽（m）净高（m）断面形状净断面（㎡）支护方式有效使用面积（㎡）额定避险人数（人）过渡室4.93.03.0半圆拱形8.03钢筋砼碹14.73.410.2生存室29.54.63.3半圆拱形13.43锚网喷135100辅助硐室储物硐室4.03.93.0半圆拱形11.37锚网喷14.6卫生间3.23.93.0半圆拱形11.37锚网喷12.5电源开关硐室3.03.63.4半圆拱形10.9锚网喷10.8表10-2永久避险硐室基本功能装置配置情况表序号系统项目设备规格型号及工程描述单位数量1防爆气密门防爆气密门承压0.3兆帕，高1600mm、净宽800mm，留有观察窗，型号:DB-LSD1扇2普通气密门有足够的气密性，密封可靠、开闭灵活。扇22供氧系统压风供氧采用大流量C·A·T三级过滤式采用DN100管道管件及减压控制装置套1-106- 3供水施救供水施救矿方自备套14正压系统喷淋系统喷淋管2套套2隔绝气幕高1800mm、宽800mm，耗气量6000L/min套2泄压组件过渡室自动泄压阀2只DN100，生存室自动泄压阀2只DN150只45安全防护自救器ZH-45型隔绝式化学氧自救器只120灭火器干粉式（5Kg）只86食品饮料食品军用压缩干粮5000KJ/人.天的要求包400饮用水饮用水500毫升/瓶2瓶/升升600药品及医疗设备急救箱2套套27家具设施人体排泄物收集处理装置　只4洗手池　套18通讯有线通讯防爆电话机台1人员定位KJ271套2隔爆摄像仪KBA127台2通信电缆MHYV1*4*7/2.8m5009监控系统甲烷传感器KG9701A台3氧气传感器GYH25台5一氧化碳传感器GTH500（B）台5温度传感器GW50（A）台1二氧化碳传感器GRG5H台3压差传感器KG4092套1湿度传感器　套1监控分站KJ90-F16套2-106- 10电源系统蓄电池组900Ah（18块50Ah的电池组）套111照明系统隔爆型照明综和保护装置BZX-4Y型台1隔爆型LED节能灯DHS18-127型盏15照明信号电缆MY-3×2.5+1×1.5型m200隔爆型LED节能灯DHS12L型盏6充电矿灯KLZM（A）盏30备注:表中所列项目及其规格型号的选型和数量应以实际安装为准，在满足井下使用安全并符合紧急避难硐室内各设备设施安装要求的前提下，可做改动。另表中未尽事项，以实际安装为准。10.6.3避灾原则对于火、瓦斯或煤尘爆炸等事故，不能跨越火区和爆炸地点，应向进风方向逃生；对于水灾事故，应避开水头，向地势较高处逃生，快速升井或在升井受阻并确认无法撤退时，可选择就近的紧急避险设施避险。工作面发生水灾、顶板、冲击地压避灾线路7111工作面→7111轨道巷→7111集轨→7105集轨→东翼轨道下山→-680车场（七一采区上车场永久避险硐室）→北区行人下山→-532井底车场→北副井→地面。7111工作面→7111运输巷→7111集轨→7105集轨→东翼轨道下山→-680车场（七一采区上车场永久避险硐室）→北区行人下山→-532井底车场→北副井→地面。工作面发生火灾、瓦斯煤尘爆炸避灾线路7111工作面→7111轨道巷→7111集轨→7105集轨→东翼轨道下山→-680车场（七一采区上车场永久避险硐室）→北区行人下山→-532井底车场→北副井→地面。-106- 10.6.5安全培训1、所有员工必须通过紧急避险安全培训，考试合格后方可入井作业。2、网能大学根据紧急避险系统操作规程管理制度制定培训计划。3、培训时间、培训内容必须按上级有关规定执行。4、教培中心要建立职工培训档案并及时填写培训内容。10.6.6应急演练紧急避险办公室结合本矿危险源实际，针对危险目标可能发生的事故灾害，公司每年由矿长组织、各专业副总参加、各专业部室配合开展一次应急演练并建立应急演练档案。11.其它11.1运料1、严格执行《煤矿安全技术操作规程》中的运料工、推车工的有关规定执行。2、用运输机运送物料或配件时，必须按下列规定执行。⑴下料前要与运输机、煤机司机联系好，沿途跟专人监护。⑵往运输机里放料时，先放前头，摆放平稳，并间隔一定的距离。⑶下料时，煤面处设专人监护打点，及时闭锁停机。⑷从运输机里往外逮料时，要先取后头，再取前头。⑸向运输机内放或从运输机内取物料时，必须将运输机停电闭锁进行。物料经各转载点转载时，必须将运输机停电闭锁进行，物料未放平稳或未取出，严禁开溜。⑹在用运输机运送配件时，配件要摆放平稳、牢靠，并派专人跟踪运送。3、禁止用转载机和皮带机运送物料和乘人，严禁用转载机回料。-106- 4、装料前检查材料规格是否符合要求，装料高度不得超过车沿300mm，长度不超过5m，宽度不超过1.5m，装车时超出两头的长度要相等，严禁重心偏向一侧或一头，封车必须使用专用封车器或其他公司允许的封车工具，要牢固可靠。5、推车停车时必须按《煤矿安全规程》第362、364条及《安全技术与操作规程》采煤部分推车工2-10，16-19条的规定执行。6、车辆掉道时，按《煤矿安全技术操作规程》采煤部分推车工第20、21条的有关规定执行。7、矿车运输严格执行“五统一”的规定。8、生产时，提前将物料运到指定地点，分类码放整齐，挂牌管理，不影响行人和通风，且距轨道不小于0.5m的距离。9、两道安全设施必须正常使用，定期检查绞车基础是否松动、钢丝绳是否有断丝现象，信号、电铃灵敏可靠，确保绞车闸把、立挡、卧挡、地轮等安全设施正常使用，钢丝绳钩头必须按照规定要求悬挂在规定的挂钩头装置内，并严格按照《煤矿安全规程》及《煤矿安全技术操作规程》的相关规定执行。11.2防止工作面运输机上窜下滑措施1、根据现场情况，每班验收员及时测量工作面倾角，两巷的推进点，以便找出适合本区段内合理的调面尺寸。2、工作面回采前应对导点进行标示，在上、下顺槽内定好测点，导点位置和图纸必须相符。3、每班的验收员，应班班将两巷进尺情况填写在验收单上，工程技术人员应根据现场实测对照记录每天填图一次，以便掌握两头进尺情况。4、严格按工区的安排行刀路线割煤，不得私自改变。-106- 5、当工作面前后运输机出现上窜下滑不同步时，应以前部运输机搭接为准，后部运输机采用依次移溜进行调整。6、调采过程中按一定比例，并保证工作面的工程质量，保证运输机平直且支架与运输机垂直，支架端面距不大于340mm。11.3油脂管理1、井下应设置专用贮油硐室，贮油硐室应选在顶板好、无淋水的地段。2、贮油硐室应放置不少于2个灭火器，不少于0.5m３的灭火沙。3、油桶要上罩，严禁敞口，且标志要清楚，各种油油桶要写好油号，做到油桶专用，严禁混用。4、设备的加换油要由专职油脂工进行，并严格按设备规定时间加油，严禁用不同型号的油脂进行替代。5、泵站和液压系统的各级过滤网要定期清洗，各种液压管头要用堵头堵好，防止杂物进入。11.4加强煤炭资源回收，提高煤炭资源回收率1、采煤面割煤时，严格沿底板推进，严禁随意撇底煤推采。2、放煤时，严格执行“尾梁见三分之二矸石关门”制度。每班生产时必须明确一名班组长专门负责放顶煤工作，确保对顶煤的回收以防资源浪费。3、坚持工作面浮煤时，必须追机作业。要求见帮见底清理干净，不得留有死脚。4、坚持两端头剪网放煤，在端头支架的尾梁后侧用绞钳将顶网剪开，将顶煤放出。端头放煤时必须严格控制好煤量以防负荷过大压死后部运输机。-106- 5、两端头切顶排后侧顶板掉落的煤块应用长度不小于2m的长把工具扒出后拣到后部运输机进行回收。6、两正巷的浮煤应在前部运输机前方进行清理，要求见帮见底清理干净，不得留有死脚。-106- 四、主要图件1、采区采掘工程平面图2、7111工作面地质平、剖面图3、采区避灾路线图-106- 附图13下7111工作面运输系统图-106- 附图23下7111工作面通风系统示意图-106- 附图33下7111工作面防火注浆系统示意图-106- 附图43下7111工作面监控系统图-106- 附图53下7111工作面设备列车供电系统图-106- 附图63下7111工作面煤流运输供电系统图-106- 附图73下7111工作面防尘系统示意图-106-'