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1、目 录第一章 概况3第一节 工作面位置及井上下关系3第二节 煤 层3第三节 煤层顶底板4第四节 地质构造5第五节 水文地质5第六节 影响回采的其他原因5第七节 储量及服务年限6第二章 采煤方法6第一节 巷道布置6第二节 采煤工艺7第三节 设备配置8第三章 顶板控制11第一节 支护设计11第二节 工作面顶板控制12第三节 运输巷、回风巷及端头顶板控制13第四节 矿压观测14第四章 生产系统14第一节 运输14第二节 “一通三防”与安全监控15第三节 供水及排水21第四节 供电22第五节 通信照明41第五章 劳动组织与主要技术经济指标41第一节 劳动组织41第二节 作业循环42第三节 主要技术经济
2、指标43第七章 安全技术措施44第一节 一般规定44第二节 顶 板47第三节 防治水51第四节 爆破52第五节 “一通三防”与安全监控52第六节 运输59第七节 机电安全技术措施61第八节 其它及专项措施81第八章 灾害应急措施及避灾路线95第九章 典型案例分析99第十章 组织措施99第一章 概况第一节 工作面位置及井上下关系一、地面相对位置及邻近采区开采情况1、地表状况：该工作面在工业广场西北面位置，地表为高山地带，地面标高在+1138m+1250m之间，工作面相对应的地表为荒山，北低南高。2、工作面位置及井上下关系附表11 工作面位置及井上下关系水平标高+920m采区名称2采区地面标高+1
3、138m+1250m工作面标高+890m+897m地面相对位置该工作面在工业广场西北面，地表为高山地带，工作面相对应的地表为荒地，无重要建筑设施。回采对地面设施的影响地面无建筑设施，回采对地面影响不大。井下位置及与四邻关系2902采煤工作面位于2采区轨道下山以北，东面为未开采区域，北部为矿界，南部为三条下山，西部为采空区。走向长940m倾斜长140m面积125436m2二、回采后的影响由1900工作面回采情况推算，回采该工作面可能造成地表出现裂隙情况，裂隙宽度在00.2m之间，裂隙长度在310m之间，下雨时可能造成地表渗水，地面周围无建筑物和其它设施，不会造成其它影响。第二节 煤 层一、煤层厚
4、度根据2902回风巷、运输巷、切眼掘进探煤数据资料：本工作面运回及切眼煤层厚度1.664.79m，平均2.8m。二、煤层产状2902采煤工作面开采煤层为二叠系上统龙潭组9#煤层，地层走向南北，倾向东西，倾角512，一般7。三、煤层本区9#煤层全区发育，结构简单，偶含夹矸，层位稳定，属稳定煤层。四、煤质厚度1.664.79m，平均2.8m，夹矸0至2层，厚0.100.44m，平均0.21m。全区可采，属稳定煤层。上距8煤层底8.0611.83m，平均9.83m。附表1-2 煤层赋存特征及煤质指标表煤岩层名称9#煤煤岩类别半光亮型厚度（m）平均2.8m煤尘爆炸性无煤层结构简单煤的自燃不易自燃煤层倾
5、角512地温21品种无烟煤地压一般容重1.42t/m3发热量27.507MJ/kg第三节 煤层顶底板9#煤层顶底板多为泥质粉砂岩、泥岩，遇水易软化，膨胀。上距8煤层底8.0611.83m，平均9.83m。顶板单轴天然抗压强度21.1024.4Mpam，平均22.75Mpa，按岩石坚硬程度分类为较软岩。煤层综合柱状图如下： 第四节 地质构造2902采煤工作面地质构造为单斜构造,地层走向南北，倾向东西，倾角512，一般7。2902运回两巷及切眼掘进过程中未发现断层。地质构造类型为简单。 第五节 水文地质2902采面范围标高+890m-897m，上部无邻近矿井老窑老空水的影响，西部为1900采面采空
6、区无大量积水（掘进期间已探放，现有探放水钻孔，正常涌水量2m/h），对本采面无大影响，采面正常涌水量2m/h，最大涌水量为5m/h,现有的排水设备完全可以满足目前的排水需要。 第六节 影响回采的其他原因根据贵州省动能煤炭技术发展服务有限公司于2012年对我矿的瓦斯鉴定结果，我矿属突出矿井。矿井绝对瓦斯涌出量为19.70m/min，矿井相对瓦斯涌出量为48.31m，本采面通过近一年时间的瓦斯自然释放和近期的瓦斯抽放，预测瓦斯抽采达标后绝对涌出量为5.8m/min。第七节 储量及服务年限 一、储 量2902综采工作面可采走向长度520m，工作面平均斜长215m（除去中巷，实际可采斜长211m），煤
7、层平均厚度为2.8m（采高2.8m），面积为111800，煤的容重为1.42t/ m；工业储量和可采储量分别为：工业储量：工作面走向长度工作面长度煤层厚度煤的容重=7002112.81.42=587255t。 可采储量：工作面可采走向长度工作面长度工作面煤层厚度煤的容重=5202112.81.42=436246t。 二、本工作面服务年限 工作面的可采期为：工作面可采走向长度（机组截深每日割煤刀数每月生产天数）520（0.8325）=8.6个月注：上述计算式中：0.8 机组截深（m） 520 工作面可采走向长度（m） 3 每日割煤刀数 25 每月生产天数第二章 采煤方法本工作面采用走向长壁后退式
8、综合机械化开采方法，双滚筒采煤机割煤.装煤，可弯曲刮板运输机运煤，支撑掩护式综采液压支架维护工作面顶板，采用全部垮落法处理采空区。第一节 巷道布置 一、采面设计、采面巷道布置概况采面剩余可采走向长度 520m，倾向长度215m，可采储量436246t，设计生产能力每月按80m推进度计算，则每月可采6.7万吨，服务年限为8.6个月。 二、运输巷、回风巷、开切眼布置方式运输巷、回风巷沿煤层顶底板走向布置，切眼沿煤层顶底板倾向布置。三、巷道支护运输巷、回风巷采用锚杆+锚索+钢筋网及工字钢架棚支护，切眼采用锚杆+锚索+钢筋网支护。（附图1:2902综采工作面巷道布置图）第二节 采煤工艺 一、采煤工艺1
9、.采煤方法：采用走向长壁后退式综合机械化开采方法。2.进刀方式：工作面端部斜切进刀，双向割煤，往返两刀，割煤、移架、推溜顺序进行。3.工艺过程：采煤机上行割煤到机尾滞后采煤机后滚筒1015m拉架滞后采煤机后滚筒1520m移溜采煤机上行割三角煤采煤机下行割到机头滞后采煤机后滚筒1015m跟机拉架滞后采煤机后滚筒1520m移溜采煤机在下端头进刀拉机头段支架移机头段刮板输送机采煤机向下割三角煤采煤机上行至进刀位置。循环进度0.8m。（附图2：进刀方式示意图）4.割煤采煤机双向割煤，自行装煤，沿煤层顶底板回采，顶底板割平，不得出现台阶， 煤壁平直、无伞檐。采煤机割煤时，严禁采煤机强行割顶底板矸石。断层
10、地段采煤机必须放慢速度，过断层的一切工作，由队长或有经验老工人现场指挥。断层地段采高可适当降低，但最低采高不得低于2.5m。5.移架移架前必须先将采面校直绳放好，严格控制好移架步距。移架随割煤工作的进行滞后采煤机后滚筒,按从下往上或由上往下的顺序进行，割煤后及时将支架拉抵到煤壁支护顶板。端头三架支架的移架顺序为：先移第二架，再移第一架，最后移第三架。一般情况下，采用本架移架的方式，端头支架遇顶板破碎或压力大时可采用邻架操作。移架时，先降柱，后移架，支架要移成直线，遇到煤壁片帮地段支架到位后必须将伸缩梁伸出抵至煤壁并打开护帮板。支架移好后必须将支架升紧，初撑力不得小于5120KN，支架必须接顶严
11、实。移架步距0.8m，移架时支架下降距顶板100mm200mm。在过顶板破碎地段或断层时为防止冒顶，支架要采取带压擦顶移架，端面距不超过340mm。6.推溜在割煤、移架后，滞后采煤机后滚筒15m20m按从上往下或从下往上的顺序移溜，不得从机头和机尾同时向中间移，移溜时分二次移到位，每次推移400mm600mm，不得一次推到位。移机头机尾时必须停机移溜，移中部槽时必须在刮板输送机运行中使用液压支架的推移油缸进行，不得停机移溜，并且保证将刮板输送机移、直、稳，推溜不得出现急弯，以防出现断链或溜槽错口，移溜步距为0.8m。7.清理工作面推溜过后，必须及时将支架底座前方及支架间的浮煤清理干净后方可拉架
12、。每班班末必须将采面上的浮煤清理干净，支架间的浮货必须清理干净。二、工作面正规循环生产能力W=LShc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；煤的比重，t/m3；c工作面采出率，取0.95；W=2110.82.81.420.95=637t（附图3:工艺流程示意图）第三节 设备配置2902综采工作面采用MG250/600型双滚筒采煤机割煤，截深0.8m，工作面采用SGZ764/500型刮板运输机运煤，采用ZY3800/15/33型支撑掩护式液压支架管理顶板。其工作面主要机电设备及技术参数如下：1.采煤机采煤机主要技术特征表机 型MG250/600采 高（m
13、）1.83.2截 深（m）0.8适应煤层倾角（）45电机功率（kW）598电压（V）1140适应煤质硬度ff4牵引方式交流变频电牵引 无链 销轨牵引速度（m/min）06最大牵引力（kN）589装机功率（kW）2250+250滚筒直径（m）1.6、1.8、2.0机面高度（m）1445卧底量（m）0.23、0.33、0.43耗水量/水压（L/min）/（MPa）320/6.3喷雾灭尘方式内外喷雾最大不可拆卸件尺寸（长宽高）/质量2.59m1.295m0.8m/6.5t质量42t 2.液压支架项 目主要技术特征备注型 号ZY3800/15/33型型 式掩护式高 度（m）1.53.3支架工作阻力（k
14、N）3800支护强度（MPa）0.560.82移动步距(mm)800支架宽度(m)1.5使用倾角小于30最大不可拆卸件尺寸（长宽高）/质量4.88m1.43m1.5m/14t 3.工作面刮板运输机使用SGZ-764/500型可弯曲刮板输送机运输，电机功率500kw，电压1440V，设计长度215m。 4.运输巷转载机 型号SGB620型转载机1部，电机功率255KW。 5.乳化液泵型号BRW200/31.5，2台，公称流量400L/min，压力31.5Mpa，电机功率250KW，工作介质为5%的乳化液，采用直径为32mm的高压胶管供液到液压支架主进液管，支架回液管采用38mm高压管或采用2寸管
15、做回液管到配液泵。 6.可伸缩胶带输送机DTL80/20/240型，1部皮带，每个电机功率40KW，运输能力均为200t/h。 （附图4：2902综采工作面设备布置示意图）表5：2902综采工作面机电设备配备表设备名称型号数量使用地点刮板运输机SGZ764/5001台2902综采工作面采煤机MG250/6001台2902综采工作面液压支架ZY3800/15/33145架2902综采工作面转载机SGB6201部2902运输巷胶带输送机DTL80/20/2401部2902运输巷外段乳化液泵BRW200/31.52台2902运输巷绕道移动变压器KBSGZY-1000/10/1.142台2902运输巷
16、绕道信号综保ZBZ-4.01台2902运输巷馈电开关BKD-630Z/1140（660）3台2902运输巷启动开关QBZ-80/1140（660）1台2902运输巷组合开关BKD-800/1140-61台 2902运输巷组合开关BKD-800/1140-41台 2902运输巷 第三章 顶板控制 第一节 支护设计一、基本支护 2902综采工作面使用145架ZY3800/15/33型支撑掩护式液压支架管理顶板，采空区顶板自然冒落。1.支架基本参数型号：ZY3800/15/33型；外行尺寸：高度为1.53.3m，宽度为1.5m，长度为5.5m；支护强度：0.560.82Mpa；支架工作阻力：3800
17、KN；移架步距：800mm；2. 支护要求1）支架中心距保持1.50.1m之间，保持支架接顶严实，支架状态良好，支架垂直顶板，歪斜不得超过5。2）支架初撑力不小于额定值的80，泵站压力不小于31.5MPa。3）及时按要求支护，顶板破碎时，下行割煤滞后滚筒1.5米打出伸缩梁，接实顶板。 二、支护强度计算 1.按68倍采高上覆岩石重量计算 Q=HLKN /m2； =3.284.21.42103=138.14KN /m2 H:68倍的采高，本规程采用8倍采高进行计算(按最大采高3.2m计算)； L：悬顶距，由于顶板随采随落，本设计采用最小控顶距3.8米；最大控顶距4.6米； ：容重，1.4210/m
18、3. 2.根据容重法验算 P=HF(q+1)10 其中： P支架所需工作阻力，KN； H采空区顶板垮落高度，取10m； F支护面积，取6.3 m2； 顶板岩石容重，取1.42t/m3； q动载系数（取1.3）。 经计算得：P=2057.58KN，即工作面合理的工作阻力为2057.58kN,该面选用的支架工作阻力为3800 KN，满足支护要求。 三、支护强度校核 ZY3800/15/33型掩护式液压支架的额定工作阻力分别为3800KN，每台支架有效支撑顶板面积分别6.3m2,3800/6.3603.17KN/m2,且支架8倍采高上覆岩来压强度138.14KN /m2，因此支架可以满足顶板的支护要
19、求。（附图5：2902综采工作面采场支护平、剖面示意图）第二节 工作面顶板控制2902综采工作面采用ZY3800/15/33型掩护式液压支架支护顶板支护回采空间，共计145台支架，支架中心距1.5m，(见2902综采工作面采场支护平、剖面图)。采空区采用全部垮落法管理顶板。 一、顶板管理1 加强敲帮问顶，找净危岩活矸。2 上下出口强化支护质量，及时补齐所缺支柱，严禁使用失效支柱或自动卸载支柱，使用绞接顶梁支护时，每相邻绞梁要用插销绞好绞梁以形成一个整体支护顶板。3 加强顶板动态监控，掌握地质构造和顶板压力规律，及时调整支护措施。4 严格控制采高，防止破坏煤层顶板及煤壁的稳定。5 及时清除煤壁伞
20、檐，保持煤壁平直，煤壁松软时必须及时移架至煤壁。6 保证支柱支护强度，防止因顶板压力前移而破坏煤壁的完整性。7 支柱初撑力和端面距必须符合要求。8 工作面联网安全技术措施 金属网材料及规格：使用规格为5.0m1.0m的金属网，网材质为12#铁丝，网孔为菱形编织孔，网孔0.04m0.04m。 铺设方法：随工作面推进，每校检循环（8米），倾向每隔30米，往底板探清煤厚。 联网要求：工作面采取联单层金属网，金属网走向、倾向搭接均不小于0.2m，网扣间距均不大于0.2m，扣距均匀，联网铁丝16#铁丝，且必须顺茬联接，不得出现戗茬网和对口网。第三节 运输巷、回风巷及端头顶板控制 一、上、下出口及超前支护
21、 1.工作面上、下出口必须确保安全、畅通无阻，两巷高度不得小于1.8m，人行道宽度不得小于0.8m。 2.运输巷超前煤壁0m20m范围内，采用规格为3.54.0m180mm的圆木配合单体柱及铰接顶梁打设双排柱的托棚进行加强支护；上帮靠瓦斯抽放管的单体柱距离瓦斯抽放管的距离不得小于0.1m。 3.回风巷超前煤壁0m20m范围内，采用规格为3.54.0m180mm的圆木配合单体柱及铰接顶梁打设双排柱的托棚进行加强支护；上帮靠瓦斯抽放管的单体柱距离瓦斯抽放管的距离不得小于0.1m。 4.两巷所打设的走向托棚铰接顶梁必须保证一梁一柱，柱距1.0m。 5.端头支护：（上、下端头液压支架支护不到的地方）溜
22、子机头及机尾采用型钢梁或铰接顶梁配合的单体柱打设走向托棚加强支护，托棚必须成组使用，每组走向托梁为两棵，每组托棚内间距不得大于0.2m ，组间距为0.8m，端头支护要求上端头最下面一组及下端头最上面一组梁与最近液压支架的距离不得超过0.5m。 6.采空区侧必须打好密集支柱，戗柱切顶，密集柱柱距不得大于200mm，戗柱角度必须小于30。 7. 随采面往前推进，采面长度和倾角发生变化时，根据架子支护上下端头的长度变化进行增减端头支护梁的组数。顶板条件完好时，上尾巷必须及时回收到超前切顶线一排的位置，以保证上尾巷封堵成圆弧形。 8.上、下端头单体柱的三用阀必须平行煤壁，注液口方向保持一致。第四节 矿
23、压观测 一、矿压观测内容 工作面顶板动态监测，以及工作面上下巷顶板变化情况。 二、矿压观测方法1.工作面每隔10个支架安设一组压力表用以测定支架的支护强度。2.工作面回风.运输巷每隔50米设置测点观测（在掘进期间已安设好，且挂牌管理），观测巷道围岩变化状况。3.回采期间，每10天必须派专人对矿压进行测定并做好记录。第四章 生产系统第一节 运输一、运输设备及运输方式1）运煤系统运煤设备2902综采工作面选用SGZ764/500型刮板运输机，运输巷选用一部SGB620型转载机和一部DTL80/20/240型胶带输送机运输。运煤路线2902综采工作面2902运输巷皮带下山皮带上山主斜井地面。2）运料
24、系统1. 采煤工作面所需物料由地面装车副斜井井底车场轨道下山2902回风巷2902综采工作面用料地点。3）回收系统1. 上出口及回风巷回收的物料2902回风巷轨道下山井底车场副斜井地面回收点。2. 采面及2902运输巷回收的物料2902运输巷轨道下山井底车场副斜井地面回收点。 （附图6：2902综采工作面运输系统图）第二节 “一通三防”与安全监控一、通风系统（一） 瓦斯涌出量预测1.根据2902采面回采期间通风瓦斯管理安全措施中回采期间瓦斯预期，2902采面残余瓦斯含量为7.2512m3/min。2.根据预计瓦斯涌出量和煤层赋存情况，采用本煤层抽放进行治理的方案。3.本煤层抽放：2902运输巷
25、和2902回风巷掘进期间已各安设一趟瓦斯管。4. 工作面实际需要风量计算 按瓦斯涌出量计算: Q采100q采Kc式中 Q采：采煤工作面需风量，m3/s；q采：采煤工作面绝对瓦斯涌出量；Kc：工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取KC=1.7。 Q采1005.81.7986m3/min 按工作面温度计算Q采60V采S采K采 ；m3/min式中V采-采煤工作面风速，m/s；S采-采煤工作面的平均断面积，m2；S采=10m2K采 工作面长度系数，查采煤工作面长度风量系数表取1.4Q采601.4101.41270m3/min 按采煤工作面最多工作人数计算Q采4N采 ；m3/min式中N采 -采煤工作面
26、同时工作的最多人数Q采460240m3/min 按风速进行验算按最低风速进行验算Q采600.25S采 1510150m3/min按最高风速进行验算Q采604S采 240102400m3/min根据上述计算中的最大值，Q采1270m3/min作为2902采煤工作面回采时的计划配风量。（二） 工作面通风方式及通风路线1）工作面通风方式：工作面通风采用“一进两回”通风方式。2）通风路线新鲜风：地面副斜井井底车场轨道下山2902运输巷2902采煤工作面。污风：2902采煤工作面2902回风巷北翼专用回风巷回风斜井地面。 2902采煤工作面2902回风中巷2902回风巷北翼专用回风巷回风斜井地面(附图7
27、：2902综采工作面通风系统示意图) 二、瓦斯治理及管理 一）瓦斯、CO2、CO及有毒有害气体检查 每班必须检查瓦斯、CO2、CO，检查次数不得低于3次，做好记录并及时把检测结果汇报通风调度。 二）瓦斯治理及管理1、 留管抽放瓦斯时，将2902回风巷用瓦斯管接好，采取低负压抽放。随着采面的往前推进，若瓦斯涌出量增大时应及时调整风量，保证有足够新鲜风量的供给。并将上尾巷采用矸石袋（用麻织袋装煤矸）封堵严实，煤矸袋必须封堵成圆弧形，且上接顶，下封底，并用黄泥或马丽散将缝隙封严。2、 当采煤工作面、回风巷风流中瓦斯浓度达到1.0%或二氧化碳浓度达到1.5%时，必须停止作业，撤出人员，汇报矿调度，采取
28、措施进行处理。3、 当工作面风流中瓦斯浓度达到1.0%时.电动机及其开关附近20米范围内风流中瓦斯浓度达到0.5%时，必须停止工作，撤出人员，切断电源，汇报矿调度，采取措施进行处理。因瓦斯浓度超过规定而切断电源的电气设备，必须在瓦斯浓度降到0.5%以下时，方可人工开动机器复电。 4.通风队每班必须派一名专职瓦检员跟班检查瓦斯。 5.救护队必须定期对采空区、上隅角一氧化碳及其他有毒有害气体进行抽检，发现异常必须立即汇报矿调度并采取措施进行处理。 6.凡工作面区域内瓦斯超限，必须听从瓦检员的指挥，并协助瓦检员进行处理，严禁瓦斯超限作业。 7.作业人员必须爱护各种通风设施，严禁损坏。 8.回采过程中
29、，其余严格按2902综采工作面回采期间防治煤与瓦斯突出的安全技术措施及其它相关措施执行。（附图8：2902综采工作面回采期间抽放系统示意图） 三、防尘管理 一）防尘管路回风、运输巷各安设一趟4寸管路供水，且每隔50m安设一个三通阀门，并在三通上接一根不小于20m的灭尘软管用以灭尘，水管随时保持畅通，供水量及水压必须满足要求，确保喷雾正常。二）防尘措施1.采面上出口50m范围内必须安设两组移动净化水幕，第一组距上出口不超过30m，采面上出口往外150m安设第三组净化水幕。2902运输巷必须安设三组能全封闭巷道断面的净化水幕，第一组安设在距下出口50m范围内，随采面推进往外移动，第二组设在运巷中部
30、，第三组设在运输巷开口往里50m处。2.2902回风巷及运输巷的防尘管路距离采面上下出口不大于15m。3.采煤机割煤时必须喷雾降尘，内喷雾压力不得小于2MPa，外喷雾压力不得小于1.5MPa，喷雾流量应与机型相匹配。如果内喷雾装置不能正常喷雾时，外喷雾压力不得小于4MPa。无水或喷雾装置损坏时必须停机。4.刮板运输机及胶带运输机的转载点必须设置转载点喷雾，转载喷雾的喷头应安设在距转载点正前方0.4m位置的正上方0.4m处，开机出煤时各转载点必须将喷雾开启，并加强转载点喷雾管理。5.采煤队、通风队必须加强巷道内煤尘清洗工作。6.回采过程中，必须加强灭尘管路的维护，确保正常供水，7.无灭尘水不准生
31、产。8.个体防护：机组司机、移架工、浮煤清扫工及端头支护工等必须佩戴防尘口罩。三）隔绝瓦斯、煤尘爆炸措施上下巷距工作面煤壁60200米范围内由通风队设置隔爆水槽，水量必须满足要求，不得少于200L/m2。四、综合防突1.采面在回采时除风排瓦斯外，采用本煤层钻孔预抽瓦斯进行消突。2.采面回风巷采取留管抽放的方式治理上隅角瓦斯，采面回采前必须将管路安设到位。3.采面回风、运输巷按每50m安设一组压风自救器，每组可供58人使用，每人供风量不得少于0.1m3/min；压风自救器高度距巷道底不小于1.5m，并安设坐凳。4.工作面回采前在采煤工作面推进方向每隔30m至50m在采面上下巷各施工1个检测孔，测
32、定9#煤层残余瓦斯含量或压力，当9#煤残余瓦斯含量小于8m3/t且残余瓦斯压力小于0.74MPa,则防突措施有效，方可往前推进，若瓦斯压力大于0.74MP或煤残余瓦斯含量大于8m3/t，此检验测点周围半径100m内的预抽区域均判定为预抽防突效果无效，即为突出危险区域，必须补充防突措施（补打抽放钻孔），并再次进行措施效果检验，直到措施有效。5.往前推进过程中采用“钻屑解吸指标”法进行验证。验证孔沿采面倾斜方向布置按走向施工，每10-15米施工一个钻孔，孔径为42mm,孔深10米,在效果检验中各项指标均不超相关规定的情况下，按正常循环（测定10米，回采8米，保留2米超前距）回采。6.采面回采期间，
33、综合防突措施严格按照通风队制定2902采面回采专项防突设计执行，7.采面过断层期间必须制定专项措施。 五、防灭火的技术要求一） 防外因火灾技术要求1.采面上、下巷电气设备，杜绝失爆。且上出口往外20米范围内严禁有电器设备（瓦斯传感器和一氧化碳传感器除外）。2.机尾段作业人员拿放物件时必须轻拿轻放，严禁撞击瓦斯管或其它金属，避免产生火花。3.采面回采期间，采空区内金属物件必须及时回收，采空区内不得留有金属物件。4.采面回风巷.运输巷安设消防管路时，每50m安设一个三通阀门和配一根20m长的消防软管,消防与供水灭尘共用一趟管路。5.井下设备，各转载点分别放置2台灭火器，工作面每20m必须安设1台灭
34、火器、2个麻袋，且麻袋随时保持湿润。 二）防火灾技术要求9#煤层经鉴定属不容易自燃煤层。 六 、安全监控 一）系统简介和组成1.该工作面使用KJ-90NA煤矿安全监测监控系统，系统由主机（工控机）、监控软件、网络交换机、数据光电转换器、KJ-90NA型通用监控站、矿用隔爆兼本安电源、各类传感器、执行器、传输介质、接线盒、避雷器及其它必要设备等组成。2.中心站硬件包括主机（一台工作，一台备用，双机切换。）、UPS电源、打印机、网络交换机、光电转换器、防雷栅及配套设备等。3.主机通过网络交换机、光电转换器向监控站发送配置、巡检、控制等命令，接收监控站返回的监控信息，并完成数据的更新处理、存储、显示
35、、打印等功能。4.系统防雷措施有电源防雷器和信号防雷栅。总线传输时，分别在光电转换器和入井口处加接防雷栅。5.监控主机安装Windows XP操作系统、数据库管理软件和煤矿安全监控系统软件。6.接收监控站发送的信号送主机处理，接收主机信号并传送至相应监控站，将RJ45端口信号转换至CAN 总线和快速以太网上，实现监控系统RJ45.CAN总线以及光纤以太网传输之间的数据转换。7.KJ-90NA型通用监控站（以下简称监控站、分站）采用嵌入式实时操作系统，能实现多种复杂的监控功能。主要是接收传感器信号，并传送给转换器，同时接收转换器的信号进行处理.控制执行器工作。 二）系统供电电源1.地面配备UPS
36、电源，给中心站设备供电，并维持电网停电后正常供电不小于2小时。2.井下配备矿用隔爆兼本安电源（以下简称本安电源），将交流电网电源转换为系统所需的本质安全型直流电源，给监控站.光电转换器和传感器等供电。并维持电网停电后正常供电不小于2小时。 三）传感器数量.种类和位置.信号电缆敷设1.该工作面共需要安设甲烷传感器7个，CO传感器2个，风速传感器1个，温度传感器1个，设备开停传感器3个，断电仪2个。2.T0高低浓度甲烷传感器放置于采面上隅角，距顶300mm，距帮200mm，报警浓度为1.0%，断电浓度1.0%，复电浓度0.75%。断电范围为工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备。3.T1为高低
37、浓度甲烷传感器，放置2902回风辅助巷口外里1015m，距顶300mm，距帮200mm，报警浓度为1.0%，断电浓度1.0%，复电浓度0.75%。断电范围为工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备。4.T2为高低浓度甲烷传感器，放置2902回风联巷口往里1015m，距顶300mm，距帮200mm，报警浓度为1.0%，断电浓度1.0%，复电浓度0.75%。断电范围为工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备。5.T3为高低浓度甲烷传感器，放置回采面下出口往外10m，距顶300mm，距帮200mm，报警浓度为0.5%，断电浓度0.5%，复电浓度0.5%。断电范围为进风巷内全部非本质安全型电气设备
38、。6.T4为高低浓度甲烷传感器，放置2902回风辅助巷与2902回风巷交叉口往里1015m，距顶300mm，距帮200mm，报警浓度为1.0%，断电浓度1.0%，复电浓度0.75%。断电范围为工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备。7.T5高低浓度甲烷传感器放置上出口往外10m，距顶300mm，距帮200mm，报警浓度为1.0%，断电浓度1.0%，复电浓度0.75%。断电范围为工作面及其进.回风巷内全部非本质安全型电气设备。8.T6为高低浓度甲烷传感器，放置2902回风辅助巷与2902回风巷交叉口往上1015m，距顶300mm，距帮200mm，报警浓度为1.0%，断电浓度1.0%，复电浓度
39、0.75%。断电范围为工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备。 9.TCO探头分别放置在2902回风联巷口往里1015m，距顶300mm，距帮300mm，报警浓度为0.0024%。10.TV.Tt探头放置在2902回风联巷口往里1015m，距顶300mm，距帮300mm。 11.开停传感器安设在受控设备电缆电源侧，卡紧后放置于不易碰撞或无淋水.杂物的地点，用于检测电缆中是否有电流通过从而判断设备是否处于运行状态。12.该工作面安全监测监控信号电缆选用MHYVR 147型矿用阻燃通信电缆（矿用聚乙烯绝缘.阻燃聚氯乙烯护套信号软电缆），适用于井下平巷或斜巷。13.回风巷T0、T1、T2、T4、
40、T5、T6、风速、CO传感器的信号电缆敷设在巷道上帮，并按质量标准化规定进行吊挂。14.运输巷T3、采面溜子开停、采煤机开停、运输巷皮带开停的信号电缆敷设在巷道下帮，距底不得小于1.5m,并按质量标准化规定进行吊挂。15.用于传输回风巷所有传感器的KJ-90NA监测监控分站和断电仪放置于2902回风巷与回风绕道交叉处，断电仪与回风巷联锁开关断电触电连接。16.用于传输运巷传感器的KJ-90NA监测监控分站和断电仪放置于2902运输巷与绕道交叉处，断电仪与运输巷联锁开关断电触电连接。17.分站电源取自中央变电所，电缆为6mm2矿用阻燃电缆。敷设在巷道上帮，距离底板不得低于1.8m，用专用电缆钩进
41、行吊挂。 七、系统工作环境1.中心站、监控室设备的工作环境：环境温度：1530；相对湿度：40%70%；温度变化率：小于10/h，且不得结露；大气压力：80kPa106kPa；GB/T 2887 规定的尘埃、照明、噪声、电磁场干扰和接地条件。2. 煤矿井下设备的工作环境：环境温度：040；平均相对湿度：不大于95%（+25）；大气压力：80kPa106kPa； 无显著振动和冲击的场合e)煤矿井下有瓦斯、煤尘等爆炸性混合物，但无破坏性绝缘的腐蚀性气体的场合。（附图9：2902综采工作面回采期间压风系统示意图）（附图10：2902综采工作面回采期间监测系统示意图）第三节 供水及排水 一、供水系统
42、回采过程中，必须保证各用水地点的正常供给。 一）供水路线（1）地面净水池副斜井井底车场轨道下山2902回风巷2902综采工作面。（2）地面净水池副斜井井底车场轨道下山2902运输巷2902综采工作面。 二）供水措施1.采面机组和运输设备冷却和喷雾用水由地面净水池供水，加强工作面作业过程中的喷雾降尘。2.2902回风、运输巷供水管路各采用一趟4寸管路，分别接在轨道下山主管路上。3.水质必须清洁，流量必须满足供水要求。4.管路的敷设严格按井下供水管路敷设要求进行，在巷道内应进行吊挂。5.不得带压检修或更换管路。检修或更换管路时，必须关闭检修或更换点的上一级阀门卸压，确认无压后方可进行检修或更换。6
43、.工作中必须加强对管路的保护。7.管路不得有漏损，不得有堵塞。8.无灭尘喷雾和冷却水，采面不得开机作业。（附图11：2902综采工作面供水系统示意图） 二、排水系统 回采期间，在2902运输巷低洼处布置水窝子安设两台型号为风泵进行排水。 一）排水路线（1）2902综采工作面2902运输巷轨道下山二采区水仓井底水仓副斜井地面。（2）2902回风巷轨道下山二采区水仓井底水仓副斜井地面。 二）排水措施 1.2902运输巷、回风巷各安设一趟管路尺寸不低于的4寸管路排水。 2.2902运输巷、回风巷各低洼点各安设两台风泵抽水，其中一使用，一台备用。 3.采面在往前回采期间必须保证排水管路畅通，且必须加强排水设备的检修和维护，保证各台水泵正常运转。（附图12：2902综采工作面排水系统示意图 ）第四节 供电 一、2902综采工作面供电设计安全技术措施1. 设备选用1）工作面设备（1）采煤机：采用上海天地煤机厂生产的MG250/600型电牵引采煤机。总装机功率为375kW，其中2台截割电动机，每台功率160KW，额定电压1140V，额定电流96A，额定功率因数(cos)0.