【正文】 ，并積極探索新的機電管理體制，使機電管理工作適應市場經濟管理的發(fā)展。特別對機電設備及機電設備輔助產品要嚴把質量關，決不允許不合格的產品投入使用。 ，保證礦井維護、維修機電設備所需資金的足額、及時到位。 、保養(yǎng)、維修、檢修要定期進行，不得漏查免檢。 。改變礦井或采區(qū)通風系統(tǒng)，必須編制通風設計及安全措施，按管理權限報縣級以上煤炭管理部門審批，并報煤礦安全監(jiān)察機構備案。 4．及時清掃浮煤，定期沖洗、粉刷巷道。 2．采煤機、掘進機設內外噴霧裝置。 。 10．在每個回 采工作面的回風順槽中，安裝一道調節(jié)風門，實行均壓通風，利于降低工作面上、下隅角的壓能差，減少采空區(qū)漏風量，防止采空區(qū)余煤自燃。 8．主斜井和膠帶輸送機巷安設自動報警滅火裝置。 6．井下配備必要的消防器材。 4．清掃浮煤，及時封閉采空區(qū)，廢棄巷道避免風流通過。 2．井下設消防灑水系統(tǒng)。 12．班組長及以上管理人員、爆破工、流動電鉗工下井時，必須攜帶便攜式甲烷檢測儀，入井人員應使用瓦斯報警礦燈。 10．加強通風設施管理及風筒維護，減少漏風。 8．堅持“一炮三檢”和“三人連鎖放炮”制度。 6．入井的供電線路、管路、通訊線路必須在井口設避雷接地裝置。臨時停工地點不得停風，由于特殊原因停風， 恢復停風時必須制定排除瓦斯和送電的安全措施。 3．主扇風機房設反風裝置。 瓦斯防護措施 1．必須做好瓦斯測定工作，當礦井瓦斯涌出量發(fā)生變化時，及時修改 34 通風設計。 針對瓦斯涌出、煤層自燃發(fā)火及煤塵爆炸情況擬定相應的防護措施。對風硐內壁采取涂抹細砂漿的辦法等。為了降低風阻，主要巷道采用了錨噴支護，斷面變化盡量避免突然增大、縮小。 礦井采區(qū)內通風設施有風門、風橋、調節(jié)風窗及密閉。 采區(qū)總需風量： Q 總 =（ ++4） =，取 。 取以上計算結果的最大值為 d、按風速驗算 最低風量： Q 掘 ＞ 60 掘 ， 468＞ 60 12=180 m3/min 最高風量： Q 掘 ＜ 60 4S 掘 ， 468＜ 60 4 12=2880m3/min 經計算符合規(guī)程要求。 Q=4 20=80m3/min=； c：按局部扇 風機的實際吸風量計算 Q 掘 =Q 扇 + 60 S 式中： Q 扇 — 掘進工作面局扇的實際吸風量， FBDN0611KW 2型局扇取260 m3/min； I— 掘進工作面同時通風的局部扇風機臺數，每個掘進工作面 33 取 2 臺。達產時共有一個綜采工作面和一個備用工作面，故∑ Q 采 =+=d、按風速進行驗算 60 ＜ Q＜ 60 4S(m3/min) 式中： S— 工作面平均斷面積為 （最小允許量）＜ 864（工作面供風量）＜ 6216m3/min（最大允許量），符合《煤礦安全規(guī)程》要求。 Q=4 40=160m3/min=。 S— 工作面平均有效斷面積 m2，綜采工作面取 m2； Q=60 =930m3/min=。 b、按工作面溫度選擇適宜風速計算 Q = 60VS 式中： Q— 采煤工作面所需風量， m3/min； 32 V— 采煤工作面平均適宜風速，按進風溫度 18～ 20176。 （ 1）采煤工作面所需風量 a、按瓦斯與二氧化碳的絕對涌出量的最大值計算 Q=100q K 式中： Q— 采煤工作面實際需要風量， m3/min； q— 采煤工作面瓦斯或二氧化碳的平均絕對涌出量，m3/min； ， m3/ min； 采煤工作面相對瓦斯涌出量， m3/t； K— 采煤工作面的瓦斯涌出不均衡系數，綜采取 。 按井下同時工作的最多人數計算 Q 總 = 4NK 式中 : Q 總 一礦井總風量， m3/min； N 一井下同時工作的最多人數，取 120 人； K 一礦井通風系數，取 ； Q 總 =4 120 =624m3/min=。主斜井與副斜井進風，回風立井回風，三個井筒均服務于全井田開采，通過分析確定采區(qū)內采掘工作面通風為并列式通風。 （ 3）井下照明 在各機電硐室、井底車場、運輸大巷、運輸順槽等處均設有固定照明 裝置 ,照明燈具采用 DGS20/12 127V、 20W礦用隔爆節(jié)能熒光燈，為保證井下照明安全 ,選用保護齊全的礦用隔爆信號照明變壓器綜合保護裝置供給 127V照明電源。 在井底主水泵房的主、副水倉中各設 1塊主接地極 ,各機電硐室、配電點及接線盒均設有局部接地極。由地面變電所至井下主變電所的電纜線路上均設有零序電流互感器和相應的漏電保護裝置； 井下中央變電所的高壓出線回路上裝有高壓漏電保護裝置；井下低壓饋電線路上均裝設有選擇性的漏電保護裝置。 井下采區(qū)變電所至移動變電所的電纜采用 壓聚乙稀膠聯(lián)電纜；采煤機采用 電纜供電， 660V 設備采用 供電；井下照明及信號采用 供電。 井下電動機控制設備，采用真空磁力啟動器。 、低壓配電系統(tǒng)，接地及固定照明 （ 1）采區(qū)高、低壓配電系統(tǒng) 井下中央變電所以 10KV單回路向移動變壓器供電。中央變電所設 KBSG630/l0/，一臺工作，一臺帶電備用，供大巷、主水泵、井底車場、 21采區(qū)采掘供電電源由中央變電所高壓真空配電裝置二次側引出單回路送至，電纜采用YJLV223 70mm2 型鋼絲鎧裝高壓聚乙烯膠聯(lián)電力電纜，長度 500m， 21采區(qū)設礦用隔爆干式變壓器 KBSGZY1000/l0型一臺，供 21采區(qū)掘進工作面設備供配電，設礦用隔爆移動變壓器 KBSGZY1000/l0 型兩臺，供采煤工作面設備供配供電。 ,設備選型及電氣設備防爆措施 井下中央變電所兩回 10KV電源引自地面 35KV變電所不同母線段 ,井下中央變電所均采用單母線分段供電方式。入井電纜采用 YJLV22 一 3 95m2，單趟長度 500m，兩回沿主斜井敷設至井下中央變電所。 井下電器設備總容量為 ，電器設備工作容量為，計算有功負荷為 ，計算無功負荷為 。 ： 引用地面高山水池儲水通過一趟 3 寸鋼管供水至運輸大巷和回風大巷聯(lián)巷處，井底各場所和采區(qū)內各采掘工作面各敷設一趟 2 寸鋼管 29 連接 3寸供水管至各場所和工作面供水；嚴格按照煤礦安全規(guī)程規(guī)定，主要運輸巷道或運輸順槽每 50m安設一三通截止閥灑水，每 200m安 設一組凈化水幕；主要回風巷道或回風順槽每 100m安設一三通截止閥灑水，每 150m 安設一組凈化水幕；各巷道每隔 150m 配備一根阻燃灑水管和消防管，采掘工作面應配備相應的灑水管道，回采工作面液壓支架每隔 5 架安裝一個灑水噴霧裝置，各采掘運煤轉載點安裝轉載點噴霧裝置。 根據頂板煤層含水情況、采空區(qū)、老窯積水等水文資料確定防排水設施和供灑水設施。 （井底車場至各采掘工作面回風順槽口）：回風大巷選用兩臺 CTL12/6GB 型蓄電池電機車運送物料的運輸方式。 確定輔助運輸方式及設備。 順槽運煤選用膠帶輸送機至大巷膠帶輸送機；運送物料選用小絞車或調度絞車鋼絲繩牽引礦車運輸方式。） 方式及設備 掘進工作面運煤（矸）選用刮板輸送機鏈牽引或掘進機轉載溜子鏈牽引、轉載皮帶膠帶牽引等方式運輸；運送物料選用小絞車鋼絲繩牽引礦車運輸方式。 28 4 采區(qū)運輸、防排水與供電 、順槽和上下山的運輸方式及設備。 合理安排工作面 的接替，確定采區(qū)內掘進工作面的數目及位置。 （ 3）采區(qū)內 02 工作面兩順槽對口聯(lián)巷、回風繞巷貫通、運輸順槽和回風順槽同時掘開掘至 150m，并形 成通風系統(tǒng)所需時間為 2 個月。 27 ，采區(qū)內必須布置一個回采工作面和兩個掘進工作面，再根據煤礦井下實際情況計算采區(qū)準備出時間為 17個月（不包括搬家）。 采區(qū)內 02 掘進運輸順槽回風繞巷和回風順槽回風繞巷為矩形斷面，凈寬 ，凈高 ，凈斷面為 ；采用錨網支護。 采區(qū)內 01 綜采運輸順槽和回風順槽為矩形斷面，凈寬 ，凈高 ，凈斷面為 12m2；采用錨網支護。 ：工作面最大控頂距為 4360mm，最小控頂距為 3760mm；采用自行跨落方式放頂。 根據頂板壓力，確定回采工作面的支架型式和有關參數 ：選用支撐掩護式液壓支架。 確定回采工藝（落煤、裝、運、支、處理方式） ：采用 工作面割煤機前后滾筒往返進行落煤； ：利用割煤機滾筒割煤自落、刨煤拋底煤進行裝煤； ：利用工作面溜子帶煤至順槽膠帶輸送機至大巷膠帶輸送機； ：工作面選用液壓支架進行頂幫支護；兩端頭選用“一梁兩柱”或“一梁三柱”交錯邁步梁進行支護。工作面工業(yè)儲量為 807840 萬噸，與大巷保安煤柱儲量為 24480 萬噸，工作面工業(yè)儲量為783360 萬噸。 23 ： 102101 回采工作面順槽長 990m，工作面煤壁長200m，工作面設計采高為 ，煤層比重為 179。 根據采區(qū)生產能力確定工作面推進度、工作面生產能力 ： 21 本采區(qū)保有儲量為 390 萬噸，可采儲量為 350萬噸，采區(qū)設計范圍和采區(qū)工作面設計符合 110 萬噸 /年設計生產能力，同時符合 80 萬噸 /年實際生產能力。 （ 3）區(qū)段西部煤柱：位于 102101 區(qū)段 102101 工作面和主回風大巷之間，設計長度 278m，設計寬度 30m，面積為 8340m2。 （ 1）區(qū)段北部煤柱：位于 102101 區(qū)段 102101 運輸順槽和 102102區(qū)段 102102回風順槽之間，設計長度 1000m，設計寬度 30m，面積為 30000m2。 ： 102101區(qū)段長約 ，寬約 ，面積為 。 根據選定的采煤方法確定區(qū)段尺寸、工作面規(guī)格、區(qū)段煤柱尺寸 21 采區(qū)共設計五個區(qū)段，即五個采煤工作面。采區(qū)巷道、掘進巷道和掘進工作面礦壓相對穩(wěn)定，回采工作面初次來壓和 周期來壓頂板跨落，會給工作面液壓支架增加壓力。采區(qū)內巷道掘進數量增加，加大了掘進成本，降低了采區(qū)儲量回采率，掘進速度慢，巷道傾斜，回采工作面形成仰采，有割底板現(xiàn)象，液壓支架不易前移； （ 3）瓦斯涌出。 （ 1）水文地質情況。采區(qū)巷道、掘進巷道和掘進工 作面礦壓相對離層位置1點點離層位置2 22 穩(wěn)定，回采工作面初次來壓和周期來壓可隨工作面推進頂板跨落減緩壓力對液壓支架的施壓。采區(qū)內巷道布設簡單，掘進速度快，平緩，回采工作面溜子機頭會出現(xiàn)下滑，液壓支架容易倒架，不會對回采工作面回采帶來影響， （ 3）瓦斯涌出。 （ 1）水文地質情況。 方案二：主運輸大巷和主回風大巷按煤層傾向布置，垂直主運輸大巷和主回風大巷按走向布置 21 采區(qū)運輸大 巷和 21 采區(qū)回風大巷，平行主運輸大巷和主回風大巷按傾向布置順槽和掘進工作面，切巷沿走向布置，為傾斜長壁式回采工作面。 圖 324 頂板離層示意圖 、開采技術條件、瓦斯涌出和礦山壓力情況，結合礦井使用過的和正在使用的巷道布置方式提出兩種或兩種以上的采區(qū)布置方案，進行技術經濟的分析論證，確定在技術上最佳的布置方式。若離層 1 處出現(xiàn)相對位移為 S離層 2處出現(xiàn)相對位移為 S2，則 A 點產生的相對位移 S1+ S2，B 點產生的相對位移 S2，（ AB）的數值為 S1。 圖 323 頂板離層示意圖 （點點離層位置點點離層位置點點離層位置 21 4）離層位置出現(xiàn) B點上下兩處 此種情況，離層位置如圖 324 所示。此種情況，頂板離層監(jiān)測系統(tǒng)失效，非常危險。 圖 322 頂板離層示意圖 （ 3）離層位置在 A點以上 當離層位置發(fā)生在 A點之上，如圖 323所示。發(fā)生離層時， A點數據逐漸增大， B 點數據逐漸增大， AB 數值不變。因此，可以把 A 或（ AB）作為 A、 B 間離層大小的分析數據。 （ 1）離層位置在 A點與 B點之間 當離層位置發(fā)生在 A點與 B點之間，如圖 321所示。綜采工作面支架壓力主要采用配套的液壓支架壓力表觀測分析。另外還包括：電纜、接線盒等本質安全型部件組成。實現(xiàn)了復雜環(huán)境條件下對煤礦頂板的自動監(jiān)測和分析。 簡述生產礦井現(xiàn)有的 礦壓觀測情況、并對有關方面進行分析 ：該礦建立了 KJ216型煤礦頂板壓力監(jiān)測系統(tǒng)，是用于煤礦頂板壓力動態(tài)的計算機在線測量系統(tǒng)。 煤層頂底板條件：本區(qū)內 2號煤層頂板多為粉砂巖，穩(wěn)定性較好，隨煤層開采垮落；底板多為泥巖，遇水易發(fā)生底鼓現(xiàn)象，但隔水性能好。 、結合目前國內綜采設備及開采技術水平開采經驗，本采區(qū)適宜壁式（綜合機械化）采煤，并適宜后退式一次采