资源描述：
1 灯灯塔塔市市 **大大槽槽煤煤矿矿 采煤工作面作业规程采煤工作面作业规程 中煤国际工程集团中煤国际工程集团**设计研究院设计研究院 2010 年年 10 月月 2 一、 存在主要问题 二、处理意见 审批人 审批负责人 审批单位 审批日期 年 月 日 I 目目 录录 第一章第一章 概概 况况 ..................................................................................................1 第一节 工作面位置及井上下关系................................................................1 第二节 煤 层.................................................................................................1 第三节 煤层顶、底板......................................................................................3 第四节 地质构造............................................................................................3 第五节 水文地质............................................................................................5 第六节 影响回采的其它因素........................................................................5 第七节 储量及服务年限................................................................................6 第二章第二章 采煤方法采煤方法 ..............................................................................................7 第一节 巷道布置............................................................................................7 第二节 采煤工艺............................................................................................9 第三节 设备配置..........................................................................................13 第三章第三章 顶顶板管理板管理 ............................................................................................15 第一节 支护设计..........................................................................................15 第二节 工作面顶板控制..............................................................................17 第三节 运输巷、回风巷及端头顶板控制....................................................17 第四节 矿压观测..........................................................................................19 第四章第四章 生生产产系系统统 ............................................................................................20 第一节 运 输...............................................................................................20 第二节 “一通三防”与安全监控...................................................................20 第三节 排水及压风......................................................................................30 第四节 供配电..............................................................................................32 II 第五节 通讯、照明........................................................................................36 第五章第五章 劳动组织劳动组织和主要和主要经济经济指指标标................................................................38 第一节 劳动组织..........................................................................................38 第二节 作业循环..........................................................................................38 第三节 主要技术经济指标..........................................................................40 第六章第六章 煤煤质质管理管理 ............................................................................................41 第七章第七章 安全技安全技术术措施措施 ....................................................................................42 第一节 一般规定..........................................................................................42 第二节 顶 板...............................................................................................43 第三节 防排水..............................................................................................48 第四节 爆破..................................................................................................48 第五节 “一通三防”与安全监控...................................................................50 第六节 运 输...............................................................................................53 第七节 机 电...............................................................................................54 第八节 其 它...............................................................................................56 第八章第八章 灾害灾害应应急措施及避灾路急措施及避灾路线线................................................................57 附附图图目目录录 1 第一章第一章 概概 况况 第一节第一节 工作面位置及井上下关系工作面位置及井上下关系 **大槽煤矿首采工作面位于**大槽煤矿井田东南部，开采最上部的别 槽（14）煤层。 该回采工作面东南以别槽（14）0 等高线为界，西北以以别槽（14） 0m 等高线为界，回风顺槽标高为0m，运输顺槽标高为-24m，走向长 度为 80m，倾斜长 33m。 本采区相对地面位置为丘陵，东北部高，西南部低，地面标高为 80m～85m，井田边界内植被发育。没有建筑设施和水体集聚区，煤层 薄开采对地面影响较小。工作面位置及井上、下关系见附图 C****-103- 1、C****-163-1 和表 1-1-1。 表表 1-1-1 工作面位置及井上、下关系工作面位置及井上、下关系 水平名称-24m采区名称1104 地面高程80m～85m采区高程-24m～0m 地面相对位置丘陵，植被发育。 回采对地面 设施影响 地面无设施，对地面无大影响。 井下位置与 邻矿关系 该矿周边境界划分清楚，东南为**煤矿。 采区走向长度 80m 倾斜宽 33m 面积 2640m2 第二节第二节 煤煤 层层 别槽（14）煤层该煤层位于山西组（P1s）中部该煤层中间夹有 0.2m 泥质砂岩，分上下两分层，为复合煤层，顶、底板均为黑色砂质 2 页岩，以亮煤为主。见煤总厚 1.3m～～1.5m。平均厚度 1.4m，煤层 稳定，结构单一。在该煤矿赋存深度 22.85m～～137.69m。煤层特征 见表1-2-1。 表表 1-2-1 煤煤 层层 特特 征征 表表 顶、底板岩性 煤层 名称 煤层 编号 煤层厚度/m 最小最大 平均 层间距离/m可采性 稳定性 顶板底板 别槽（14） 1.31.5 1.4 稳 定 黑色砂质 页岩 黑色砂质 页岩 大槽（11） 1.61.8 1.7 上下分层夹石 0.2 1.31.5 1.4 12～20m 较 稳 定碳质页岩 黑色页岩 及灰色粉 砂岩互层 根据原勘探报告采样化验结果，本矿煤种为贫煤，铅灰色，金属光 泽，硬度较大，性脆易破碎，呈粉末状，为工业及民用用煤， 煤质分析化验成果见表 1-2-2。 表表 1-2-2 煤质分析化验成果表煤质分析化验成果表 工 业 分 析 煤层水份 （） 灰份 （） 挥发份 （） 发热量 MJ/kg 全硫 （） 别槽（14） 0.43～0.89 8.55～15.6514.8828.7～29.310.45～1.23 大槽（11） 0.33～0.39 30.0～40.5716.8920.02～22.551.77～2.68 工作面煤层情况见表 1-2-3。 表表 1-2-3 工作面煤层情况表工作面煤层情况表 煤层厚度 m1.4m煤层结构简单煤层倾角33 开采煤层硬度3煤种无烟煤稳定程度较稳定 3 煤层情况描述 结构简单，大部分可采，煤层不易发火，煤尘不具爆炸性。 第三节第三节 煤层顶、底板煤层顶、底板 煤层顶、底板岩性为黑色砂质及页岩，岩石稳固系数 f＝4－6，一般顶 底板是坚固的，但应注意构造复杂地段岩石破坏可能造成坑道顶板坍塌。 煤层顶、底板见表 1-3-1。 表表 1-3-1 别槽（别槽（14）煤层顶、底板特征表）煤层顶、底板特征表 顶底板名称岩石名称 厚度 m特 征 直接顶页岩 0.1～0.5 灰黑色、灰色中细粒砂岩 伪顶碳质页岩 0.7～1.1 直接底砂岩灰黑色、灰色中细粒砂岩 第四节第四节 地质构造地质构造 灯塔市**大槽煤矿在区域地质构造位置上，地处中朝准地台（Ⅰ） 胶辽台隆（Ⅱ）太子河～浑江台陷（Ⅲ）辽阳～本溪凹陷（Ⅳ）四级构造 单元西段，烟台煤田铧子西大窑向斜中部的西翼。 1、地层 区域内地层由老至新分述如下 （1）下古生代奥陶系中统马家沟组（O2m）由灰色、深灰色中厚～ 厚层状石灰岩组成，含方解石脉，为烟台煤田的沉积基底。 （2）上古生代石炭系中统本溪组（C2b）由灰色砂岩、页岩及灰褐 色石灰岩组成。厚度 159m，与下伏的马家沟组灰岩呈平行不整合接 触。 4 （3）石炭系上统太原组（C3t）主要由灰～白砂岩、深灰色页岩及 煤层组成。其中赋存煤层 9 层，即 1～～9 煤，其中三路（4）、二路（5）及 上接（7）煤层为原烟台煤矿主采煤层，该组厚度 87m。与下伏地层整 合接触。 （4）上古生代二迭系下统山西组（P1s）由黑色页岩、灰白色砂岩 及煤层组成。其中赋存煤层 9 层，即 10～～18 煤。但煤层较薄，目前， 开采的有大槽（11）、别槽（14）、上二路（16）等煤层。该组厚度 104 m。与下伏地层整合接触。 （5）二迭系下统下石盒子组（P1x）主要由深灰色泥质砂岩、粉砂岩 组成。厚度 102 m。 。与下伏地层整合接触。 （6）二迭系上统上石盒子组（P2s）主要由紫色、青灰色砂质页岩、 砂岩组成，厚度 50 m。与下伏地层整合接触。 （7）新生代第四系（Q）主要由粘土、亚粘土、砂及砾石等松散沉 积物组成，厚度 0～～30m，不整合于下伏各组地层之上。 2、构造 烟台煤田为一北北东向的向斜构造，向斜长轴 6km，短轴 1.5km，该向斜由两个次一级向斜组成。南部为尾明向斜，北部为铧 子向斜。在向斜核部，分布有二迭系上、下石盒子组，两翼分布有山 西组，石炭系太原组及本溪组。两翼岩层上部较陡，向下逐渐变缓。 断裂构造在向斜南部，原烟台煤矿东六大槽井等地较发育，多为 压性，压扭性断裂，按其走向以北东向、近东西向为主。 3、岩浆岩 5 煤田内岩浆岩不发育，局部可见煌斑岩侵入地层中，但规模较小。 第五节第五节 水文地质水文地质 井田为低山缓丘陵地貌，东南部高，标高100m，西部低， 65m， 高差 35m。井田内无河流及其它地表水体，第四系残坡积层厚度 5m～15m 左右。 含水层主要为山西组砂岩和太原组砂岩，在其间多夹泥质、粘土质岩， 成为天然隔水层，据鞍钢 403 地质队在本煤田区勘探粘土矿时投入各含水 层混合抽水试验，第一次 0.2976m3/h、第二次 0.2478m3/h、第三次 0.28m3/h，属弱含水层。 区内奥陶系为丰富的含水层，多呈溶洞水或裂隙水，其涌水量 1～10 升/秒，局部涌水量 70.70 升/秒。但该层在煤层以下 200m，对矿井涉及 影响不大。 矿区地处低缓丘陵地带，第四系松散层覆盖了大部分地区，厚 5m～15m，补水来源主要为大气降水，另外邻区不明的老空巷水也是潜 在威胁。 综上述，该矿区水文地质条件中等。 矿井正常涌水量为 2m3/h，最大涌水量为 5m3/h。 第六节第六节 影响回采的其它因素影响回采的其它因素 该矿井为低瓦斯矿井，瓦斯相对涌出量 8.16m3/t,瓦斯绝对涌出量为 0.51 m3/min,瓦斯不突出。煤尘爆炸指数为 14.99，有煤尘爆炸危险。 煤层为Ⅲ级不易自燃。矿井属于地温正常区，无冲击地压危险。 6 第七节第七节 储量及服务年限储量及服务年限 回采工作面储量计算 1、工业储量工作面走向长斜长煤厚容重 别槽（14）煤层80331.41.45177（t） 2、可采储量工业储量工作面回采率（工作面回采率取 97） 51770.975019（t） 3、工作面服务年限煤层推进长度/月推进长度 80/501.6（个月） （注矿井年产量 4.0 万吨，工作日为 330 天/年，按月推进度 50m 计 算）。 7 第二章第二章 采煤方法采煤方法 根据本井田煤层的实际条件，设计采用长壁采煤法。采用电钻打眼，爆 破落煤，单体液压支柱支护，最大控顶距 4.2m，最小控顶距 3.2m，顶板 管理为全部跨落法。 本次设计布置一个回采工作面，达到 4.0 万 t/a 生产能力。工作面长 33m，采高为 1.40m，回采工艺为炮采，循环进度 1m，每天两个循环，每 天推进度 2m，放顶步距 1m，采用单体液压支柱配金属铰接顶梁支护顶板， 排距 1.0m，柱距 1.0m，年推进度为 594m。 第一节第一节 巷道布置巷道布置 本矿井先期开采别槽（14号煤，现在主斜井已经与副立井贯通，从主 斜井掘进0m 石门和回风顺槽，从主斜井掘进-24m 石门和运输顺槽，由 运输顺槽向上掘进回采工作面，与回风顺槽和副立井贯通后即形成完整的 通风、运输系统。 采区巷道布置见附图 C****-163-1。 一、运输顺槽一、运输顺槽 1、运输顺槽断面形状为四边形，上边 1.29m、左边 1.67m，下边 2.63m、右边 2.83m，11 号矿用工字钢支护。 2、用途入风、行人、运输煤炭及供电、消尘洒水管路敷设。 二、回风顺槽二、回风顺槽 1、运输顺槽断面形状为四边形，上边 1.29m、左边 1.67m，下边 8 2.63m、右边 2.83m，11 号矿用工字钢支护。 2、用途回风、行人。 三、工作面开切眼三、工作面开切眼 1、走向短壁采煤法，回采方式后退式，即由边界向-24m 石门开采， 开切眼为矿井开采的首采工作面。 2、用途 （1）回采工作面运输爆破落煤→溜槽→运输顺槽； （2）回采工作面通风新风流由运输顺槽→ 冲洗工作面后→进入回风 顺槽。 （3）回采空间、行人、通风、回采、防尘、溜煤等。 四、四、-24m 运输石门运输石门 用于入风、行人、运料、运煤、各种电缆、管路的敷设。 五、煤炭运输路线五、煤炭运输路线 煤炭运输工作面采出的煤炭经自溜到运输顺槽的矿车，人力推车至主 斜井→地面。 六、硐室及其它巷道六、硐室及其它巷道 -48m 井底车场有井底水仓，容积 24m3，其他硐室有机电硐室和消 防材料库，本设计予以保留，功能不变。 9 第二节第二节 采煤工艺采煤工艺 一、简述采煤工艺一、简述采煤工艺 1、依据采区设计及地质条件选用走向短壁采煤法。 2、回采工艺论述 打眼→装药→放炮→出货→扫浮煤。 3、工作面及顺槽设备选型 工作面倾角 33，选用自溜运煤，运输顺槽采用 MF0.76U 矿车矿 车，人推车运煤，工作面长 33m。 4、顶板管理 采用全部垮落法。 5、采高的确定 采高为 1.4m。 6、日循环进度 2m。 7、运煤方式工作面采用自溜，运输顺槽及石门采用人力推车，主斜井 采用绞车提升。 采煤方法及工艺见表 2-2-1。 表表 2-2-1 采煤方法与工艺采煤方法与工艺 采煤方法走向后退式采煤机无 落煤方式爆破落煤工作面运输自溜 顶板管理全部垮落法运输顺槽人力推车 支护方式金属铰接顶梁和单体液压支柱 二、炮采爆破说明二、炮采爆破说明 （一）爆破开帮 10 1、炮眼布置方式 炮眼布置方式为单排眼。 2、一次放炮眼数及一次最大起爆炸药量 一次放炮眼数不超过 10 个，一次最大起爆炸药量为 3kg。 3、炮眼封堵材料和方法及爆破材料规格品种 炮眼封堵材料使用黄泥加水炮泥后再堵黄泥。水炮泥 1 个，封泥 0.5m。 爆破材料使用煤矿许用炸药，瞬发电雷管，正向装药。 4、发爆器型号为 MFB－50 型。 5、连线方法为串联式。 （二）炮采装药量计算表 1、开帮装药量 炮采装药量详见表 2-2-2。 表表 2-2-2 炮采装药量计算表炮采装药量计算表 炮眼名称 炮眼深度 （m） 炮眼间距 （m） 装药量 （kg/孔） 工作面 长度（m） 炮眼个数 （个） 总装药量 （kg） 开帮眼1.271.00.1533324.8 循环火药消耗总量为 4.8 kg。 设计火药消耗量 700kg/万 t。 简要说明 （1）工作面遇地质构造时，根据现场实际情况炮眼间距及装药量可适当 增减。 （2）爆破作业时，爆破工必须做电爆网路电阻检查。经检查如不导通或 网路全电阻超过规定值，则不能正式起爆。 采煤工作面爆破图表见图 2-2-1。 11 图 2-2-1 采煤工作面爆破图表 12 2、上、下缺口装药量 （1）炮眼布置方式 炮眼布置方式为单排眼。 （2）一次放炮眼数及一次最大起爆炸药量 一次放炮眼数不超过 10 个，一次最大起爆炸药量为 3kg。 （3）炮眼封堵材料和方法及爆破材料规格品种 炮眼封堵材料使用黄泥加水炮泥后再堵黄泥。水炮泥 1 个，封泥 0.5m。 爆破材料使用煤矿许用炸药，瞬发电雷管，正向装药。 （4）发爆器型号为 MFB-50 型。 （5）连线方法为串联式。 炮采装药量详见表 2-2-3。 表表 2-2-3 炮采装药量计算表炮采装药量计算表 炮眼名称 炮眼深度 （m） 炮眼间距 （m） 装药量 （kg/孔） 工作面 长度（m） 炮眼个数 （个） 总装药量 （kg） 上缺口眼1.21.00.15540.6 下缺口眼1.21.00.15650.75 循环火药消耗总量为 1.35kg。 设计火药消耗量 223kg/万 t。 简要说明 （1）工作面遇地质构造时，根据现场实际情况炮眼间距及装药量可适当 13 增减。 （2）爆破作业时，爆破工必须做电爆网路电阻检查。经检查如不导通或 网路全电阻超过规定值，则不能正式起爆。 采煤工艺流程 上下端头超前支护→开帮打眼、放炮→人工攉煤。 工工 艺艺 流流 程程 图图 上下端头支护、超前 支护 开帮打 眼、放 炮 溜煤支架 三、工作面正规循环生产能力三、工作面正规循环生产能力 WLShrC3311.41.40.9548.3t 式中 W正规循环生产能力，t； L工作面长度，m； S正规循环推进长度，m； h采高，m； r煤的密度，t /m3； C工作面回采率，。 工作面循环方式采用“两采一准”，日为两班正规循环。一班为生产准 备。 工作面日生产能力 48.3t297t 14 第三节第三节 设备配置设备配置 回采工作面设备配备详见表 2-3-1。 表表 2-3-1 设备配置一览表设备配置一览表 设备数量 序号设备名称型号及技术特征单位 采煤备用合计 1湿式煤电钻 DZ- 1.5,N1.5kW，U127V 台213 2 轻便节能液压 泵站 QLB36Q,工作压力 0～36MPa，理论流量 ≤35L/min，N3kW,U3 80/660V 台213 3注液枪DZ-Q-00台213 4 单体液压支柱 测压仪 SY-40台213 6单体液压支柱 DW14,H900～1400m m，工作阻力 300kN 根19119210 7金属铰接顶梁DJA-1000根12212134 8单体液压支柱 DW31,H2300～3150m m，工作阻力 300kN 根516 9 十字型金属铰 接顶梁 DJA.Z-1000600根55661 10回柱绞车 JH- 5,L80m，N7.5Kw, U380/660V 台11 15 第三章第三章 顶板管理顶板管理 第一节第一节 支护设计支护设计 一、工作面设计一、工作面设计 采煤工作面支护布置见附图 C****-157-1。 采用经验公式计算顶板压力 P9.81NRK 9.811.402.586 212.6kN/m2 式中 P工作面顶板压力，kN/m2； N采高， m; R顶板岩石的密度，t/m3； K工作面支柱应支护的上覆岩层厚度与采高之比，一般为 4～8,本设计取 6。 本次设计根据计算结果及煤层顶底板条件，工作面采用 DW14 型单 体液压支柱配 DJA-1000 型金属铰接顶梁支护。 DW14 型单体液压支柱实际支撑能力 RtKgKzKbKhKaR 0.990.950.90.951.0300 241.2kN/根 式中 Rt单体液压支柱实际支撑能力，kN/根； 16 Kg工作系数； Kz增阻系数； Kb不均匀系数； Kh采高系数； Ka角系数； R额定工作阻力，kN /m2。 支柱密度计算 n P/ Rt 212.6/241.2 0.88 根/m2 式中 n支柱密度，根/m2； P工作面顶板压力，kN/m2； Rt单体液压支柱实际支撑能力，kN/根。 每根单体液压支柱支护面积 S1/0.881.14m2/根 设计取单体液压支柱柱距 1.0m、排距 1.0m，最大控顶距 4.2m,最 小控顶距 3.2m，每根支护面积为 S大＝4.21/41.05m2/根 S小＝3.21/31.07m2/根 均＜S1.14m2/根，故安全。 为安装单体液压支柱，设计配备 3 套注液设备，其中 2 套工作、1 套 备用。每套注液设备由 1 台 QLB36Q 轻便节能液压泵站、1 台 DZ-Q-00 17 型注液枪和 1 台 SY-40 型单体液压支柱测压仪组成。 为回柱选用 1 台 JH-5 型回柱绞车。临近采空区加密单体液压支柱排 距作为切顶柱，具体布置见附图 C****-157-1 第二节第二节 工作面顶板控制工作面顶板控制 1、顶板管理方法及选择依据 依据邻井提供的资料，本采面顶板管理方法选择自然垮落法。 2、人工强制放顶的条件及施工方法 采空区局部悬顶不冒落、面积大于 10m2时，切顶线加密单体液压支 柱加强支护，进行强制放顶。 3、预防初次来压和周期来压措施 工作面初次来压步距为 15～20m，周期来压时顶板压力显现不明显。 初次来压前切顶线加密单体液压支柱加强支护。 初次来压期间必须加强工作面支护质量，确保动态达标。班、组长及安 全员必须巡回检查工作面顶板压力情况及支架变化情况，发现问题立即处 理。 第三节第三节 运输巷、回风巷及端头顶板控制运输巷、回风巷及端头顶板控制 1、上、下顺槽超前支护支架的架设和回收方法 在回采工作面上下两巷安全出口 20m 范围内采用加密 11 号矿用工 字钢支架加强支护。随着工作面回柱一起回收。 运输顺槽、回风顺槽断面见图 3-3-1。 18 图 3-3-1 运输顺槽、回风顺槽断面图 19 2、工作面端头支护 在回采工作面上下端头，采用 DW14 型单体液压支柱配 DJA.Z- 1000600 型十字型金属铰接顶梁加强支护。 第四节第四节 矿压观测矿压观测 加强矿压观测，成立矿压观测小组，组长为技术负责人，成员为地测人 员等。 矿压观测小组必须做到以下要求 1、要求人员组织到位，培训到位，观测仪器落实到位。 2、矿压观测人员每班测出的数据，由地测人员负责收集、整理，要及时 将工作面情况向生产矿长、安全矿长、总工会报，采取应急措施。 3、观测人员要不定期对支柱抽查，发现支柱初撑力低，有权让现场作 业人员进行二次补液，否则不准作业。 4、观测人员发现支柱工作阻力达到额定阻力或有相当一部分支柱安全 阀开启现象，提醒作业人员采取措施或撤离工作面，并向调度室汇报。 20 第四章第四章 生产系统生产系统 第一节第一节 运运 输输 一、运输设备及运输方式一、运输设备及运输方式 1、主要运输设备为MF0.76U 矿车，人力推车，铺设 15/kg 600mm 轨距轨道。 2、回采工作面的运输顺槽采用人力推车，回采工作面采用自溜运输。 3、辅助运输设备及运输方式下料及运件采用 MF0.76U 矿车。 二、运煤路线二、运煤路线 煤炭运输工作面采出的煤炭经自溜到运输顺槽上的矿车，经人力推车 由运输顺槽→-24m 运输石门→主斜井→地面。 三、辅助运输路线三、辅助运输路线 矸石运输掘进矸石由掘进头→-48m 运输大巷→主斜井→地面。 材料运输材料由地面→主斜井→-24m 运输石门→运输顺槽→工作 面等用料地点。 运输系统见附图 C****-124-1。 第二节第二节 “一通三防一通三防”与安全监控与安全监控 一、通风系统一、通风系统 （一）回采工作面 21 1、风量计算 ⑴按瓦斯涌出量计算Q 采100q 瓦采 k1000.510.651.860m3/min ⑵按工作面温度计算 Q 采 60VCSCKi601.55.20.65304 m3/min ⑶按炸药量计算Q 采25AC252.562.5 m3/min ⑷按回采工作面同时工作最多人数计算Q 采4N 采 41040m3/min ⑸按风速验算155.2≤Q 采≤2405.2 即 78≤Q 采≤1248 式中Q 采回采工作面所需风量； N 采回采工作面最大班人数； 4每个人每分钟应供给最低风量； AC采煤工作面一次使用最大炸药量； q 瓦采采煤工作面绝对瓦斯涌出量（按矿井绝对瓦斯涌 出量的 65计算）； k瓦斯涌出不均衡系数，取 1.8; 1.40回采工作面高度； 0.25回采工作面最低允许风速； 60每分钟 60 秒。 按以上五种方法,确定回采工作面所需风量取 Σ 采 ＝304 m3/min。设计配风 360m3。 （二）通风路线 22 通风系统由主斜井入新风，经-24m 运输石门、运输顺槽，进入回采 工作面，乏风由回风顺槽至回风上山、进入回风立井，由主扇排出。 通风系统见附图 C****-171-1。 二、瓦斯防治二、瓦斯防治 1、瓦斯检查本矿井及采区为低瓦斯矿井，按煤矿安全规程中第 149 条规定，低瓦斯矿井瓦斯浓度检查每班至少 3 次。本采区定为接班第 一次，班中第二次，交班前 30 分钟第三次。 检查地点（1）运输顺槽中部；（2）回采工作面及上隅角；（3）回风顺槽。 检查内容CH4、CO、CO2、温度；检查人签字，交接班两人共同签字。 2、瓦斯监测 回采工作面下隅角安全监控设备。 瓦斯传感器、风速传感器和馈电开关传感器 工作面上隅角安全监控设备 瓦斯传感器、温度传感器和一氧化碳传感器 报警/断电/复电值（CH4）≥1.0/≥1.5/＜1.0； 断电范围回采工作面及其回风巷道内全部非本质安全型电气设备。 传感器设置要求 回采工作面上、下隅角安全监控设备安装在棚梁下不大于 0.3m。 监控分站安设地点KJ71B 型矿井安全生产监测系统分站安装在工 作面运输顺槽入口处。分站信号电缆及电源电缆敷设地点及要求分站信号 电缆由地面安全监控系统微机中心传输至到工作面运输顺槽监控分 站内，电源电缆接在变电所动力电源的电源侧。每七天必须使用标准气样 23 和空气样调校一次，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报警仪与甲烷传感器进行对照，发 现问题及时处理。监控设备布置见附图 C****-171-1、2。 三、综合防尘系统三、综合防尘系统 1、防尘管路系统 地面水池→主斜井→-24m 运输石门→运输顺槽→回采工作面→回风 顺槽→回风上山→总回风巷→回风立井。 消防火系统见附图 CA****-854-1，防尘管路布置见附图 CA ****-854-2。 2、防尘措施 （1）回采前，由矿补修工负责在回采工作面回风顺槽内距采面不超过 30m 处设一组放炮喷雾；运输顺槽口往里 10m 处、采面下口溜槽装车口 处各设一组风流净化水幕，以上各组水幕及喷雾都必须达到能封闭全断面 雾化的标准。在采面下口顺槽超前 3～5m 处安设洒水喷头，保证水量，在 回采工作面下货及溜槽运煤时开始使用，其间转载点无煤尘飞扬，可以不 使用转载点喷雾，否则正常使用。 （2）由采煤队负责入风顺槽风流净化水幕的管理，并要长期开放使用， 爆破前必须开放放炮喷雾。 （3）由采煤队负责在放炮喷雾以里采面上下口以外 20m 的洒水降尘 工作，在回采面爆破前，对爆破地点采空区一侧附近 20m 范围内的巷道彻 底洒水降尘，冲洗煤壁、工作面、下顺槽及石门运煤系统，由采煤队负责洒 水灭尘，消灭煤尘堆积飞扬。 24 3、防爆措施 1）减少煤尘措施 在采煤工作面和半煤岩掘进工作面放炮时要采用水封爆破和使用水炮 泥，减少煤尘的生成。在通风方面合理控制风量、风速。 2）电气防爆 井下电气设备必须防爆，各类保护按要求配足、配齐，对失爆的电气设 备和失修的电气设备要进行更换或检修。 3）撒布岩粉 本矿井煤尘有爆炸危险性，故在井下所有巷道和硐室撒布岩粉。 a、对岩粉的要求及原料 可燃物含量5； 游离 SiO2含量5； 不含有毒有害物质； 粒度0.2mm，其中 70以上0.074mm； 岩粉的原料为石灰石。 b、对岩粉量的要求 巷道撒布岩粉量的多少要满足使岩粉与煤尘混合物中的不燃物质含量 不小于 80的要求。 c、撒布岩粉的地点和要求 撒布岩粉的地点包括所有运输巷和回风巷、采煤工作面上、下口及煤 尘经常聚积的地点。撒布岩粉要将巷道的顶、底、帮都用岩粉覆盖。对于潮 湿巷道使用抗湿性岩粉。 d、撒布岩粉的方法 25 撒布岩粉的方法为人工撒布，施工中要求作业人员站在风流上方。 4、隔爆措施 1隔爆措施 本矿井有煤尘爆炸危险，只有一个采区，必须在相邻的采煤工作面间， 煤层掘进巷道同与其相连的巷道间，采用独立通风并有煤尘爆炸危险的其 他地点同与其相连的巷道间，必须用水棚或岩粉棚隔开。 本矿井在左二片运输大巷设置主要隔爆水棚。在回采工作面运输顺槽 和回风顺槽设置辅助隔爆水棚。 2隔爆水棚 a、主要隔爆水棚棚区长度不小于 30m。 b、辅助隔爆水棚棚区长度不小于 20m。 水棚的布置方式为集中式。 c、水棚设置位置 a水棚应设置在直线段巷道内，水棚安设区及安设区前后至少 10m 长的巷道断面保持一致。禁止将水棚安设在巷道局部挑顶的地方。 b集中式水棚与工作面、装载点的距离，不得小于 60m，也不得大于 200m。 c集中式水棚与巷道交岔口、转弯处的距离不得少于 50m，也不得大 于 75m，与风门和调节风门的距离必须大于 25m。 d在回采工作面运输顺槽、回风顺槽和煤层巷道掘进中，相邻两集中 式水棚之间的距离，不得大于 200m，特殊情况下不得大于 250m。在其 它巷道不得大于 400m。 d、水棚列排的布置原则 26 a水棚间排距为 1.2～3.0m，主要水棚的棚区长度不小于 30m，辅 助水棚的棚区长度不小 20m。 b槽列排内水槽之间的间隙与水槽同支架于或巷壁之间的间隙之和， 不得大于 1.5m。特殊情况下，不得超过 1.8m，两个水槽之间的间隙不得 大于 1.2m。 c水槽列排中的水槽，占巷道宽度之和与巷道的比例为巷道净断面 积12m2，至少为 65％。 d水槽在井下巷道的安装方式采用吊挂式，并呈横向布置即水槽长边 垂直于巷道轴线。 e
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