采煤工藝模擬設(shè)計論文

采煤工藝模擬設(shè)計報告設(shè)計課題：采煤工藝模擬設(shè)計專業(yè)班級：學(xué)生姓名：指導(dǎo)教師：設(shè)計時間：2014.6.18-2014.6.29工程技術(shù)學(xué)院

前言在當今科技經(jīng)濟發(fā)展的新形勢下，煤炭開采技術(shù)的研究必須面向國內(nèi)國外兩個市場，面向經(jīng)濟建設(shè)主戰(zhàn)場，立足于煤炭開采技術(shù)的前沿，立足于中國煤炭發(fā)展戰(zhàn)略所必備的技術(shù)設(shè)備，立足于煤炭工業(yè)中長期發(fā)展戰(zhàn)略所必需的關(guān)鍵技術(shù)的公關(guān)，立足于煤炭工業(yè)工程實際問題的解決，重點從事中場那個氣研究開發(fā)和技術(shù)設(shè)備，跟蹤產(chǎn)業(yè)科技前沿，開發(fā)有自主知識產(chǎn)權(quán)的煤炭開采技術(shù)及配套設(shè)備的主導(dǎo)核心技術(shù)，占領(lǐng)技術(shù)制高點。采煤方法和工藝的進步和完善始終是采礦科技發(fā)展的主題。本次設(shè)計通過我們到扎賚諾爾礦務(wù)局靈泉礦實地實習(xí)、搜集、整理的礦井井田地質(zhì)報告以及靈泉礦七采區(qū)的地質(zhì)報告和七采區(qū)回采規(guī)程等資料，回校后依據(jù)《礦產(chǎn)資源法》、《煤炭法》、《煤礦安全規(guī)程》等技術(shù)政策和法規(guī)，運用所學(xué)的專業(yè)知識著力解決以下問題：七采區(qū)工作面的設(shè)計，回采工藝的設(shè)計，破煤方式的選擇，裝煤及運煤方式的選擇，工作面端頭支護的設(shè)計以及頂板的管理等內(nèi)容并最終繪制出工作面布置圖?；夭晒に囌n程設(shè)計是學(xué)生在校學(xué)習(xí)《煤礦開采方法》課程中的重要技能學(xué)習(xí)環(huán)節(jié)，目的在于通過課程設(shè)計鞏固和加強課堂理論知識，并使之與生產(chǎn)實踐緊密結(jié)合，以培養(yǎng)學(xué)生運用所學(xué)知識分析問題與解決回采中各主要工序的基本能力，掌握設(shè)計的基本方法和設(shè)計技能，并結(jié)合生產(chǎn)實踐，鍛煉解決生產(chǎn)所遇到的實際問題，培養(yǎng)學(xué)生正確的思維方式和工程技術(shù)人員應(yīng)具備的基本技能。由于本次的采煤工藝模擬設(shè)計，涉及學(xué)科多，運用知識多，考慮環(huán)節(jié)多，同時需要我們?nèi)ゲ殚嗁Y料，思考問題，斟酌方案。因此，我們不僅僅把以前所學(xué)的知識溫習(xí)了一遍，更重要的是把所學(xué)的知識融會貫通的運用了一遍，極大地提高了我們的實踐能力和專業(yè)水平，這對于我們以后的工作有著極大的幫助，讓我們更有信心走向工作崗位。 目錄TOC\o"1-3"\h\u24370第一章采區(qū)概況 ③根據(jù)以上計算，確定支架工作阻力為12000kN。（2）支架的選擇一般來講，支架的連桿形式可分為：單擺桿、正四連桿、反四連桿幾種形式。單擺桿一般多用于工作面傾角不大、礦壓顯現(xiàn)不明顯的輕型支架；正四連桿機構(gòu)支架抗偏載能力強，穩(wěn)定性好，人行通道較大，通風斷面大，但支架后部的運輸機過煤空間相對較??；反四連桿形式影響人行通道，且通風斷面減少，操作困難，但支架后部的運輸機過煤空間相對較大。綜合分析比較，本次設(shè)計采用了正四連桿機構(gòu)，而正四連桿機構(gòu)通常又有兩種形式，即前連桿為Y型連桿，后連桿為單連桿，和前連桿為H型連桿，后連桿仍為單連桿，經(jīng)分析比較，本次設(shè)計采用前連桿為H型連桿、后連桿為單連桿。在后連桿兩側(cè)分布了2根尾梁千斤頂，對提高尾梁的支撐穩(wěn)定性和端部載荷十分有利，同時前后立柱之間人行通道更加寬松。目前，四柱支撐掩護式低位放頂煤支架，絕大多數(shù)礦區(qū)均采用正四連桿鉸接尾梁小插板式結(jié)構(gòu)。二、支架高度的選擇北二采區(qū)三區(qū)段工作面煤層平均厚度為12m，留0.5m底煤，考慮生產(chǎn)能力300萬噸及采放比不能超過1:3，確定采高3.5m?？紤]支架穩(wěn)定性及立柱伸縮比，支架高度為2.3～4m。工作面基本支架選用ZF12000/23/37型液壓支架，過渡支架選用ZFG13000/23/37型液壓支架，端頭支架選用ZTZ30536/23/42型液壓支架。3.5.2液壓支架主要參數(shù)支架型號及名稱為ZF12000/23/37型放頂煤液壓支架，數(shù)量114架。支架主要結(jié)構(gòu)有：護幫板、伸縮梁、前梁、頂梁、掩護梁、尾梁、插板、前后連桿、底座、頂梁和掩護梁側(cè)護板、推移機構(gòu)、彈簧和導(dǎo)桿、單伸縮立柱、推移千斤頂、側(cè)推千斤頂、護幫千斤頂、前梁千斤頂、伸縮梁千斤頂、尾梁千斤頂?shù)?。液壓支架主要技術(shù)參數(shù)見表1.3.5.3特種支架（1）工作面端頭支護工作面上端頭設(shè)有ZTZ30536/23/42型液壓支架3架一組，在端頭支架與基本液壓支架間設(shè)1臺ZFG13000/23/40型過渡液壓支架和3臺ZFG13000/23/37型過渡液壓支架，基本液壓支架到下端頭處設(shè)ZFG13000/23/37型過渡液壓支架4臺。（2）回風平巷的超前支護超前支護采用ZTC40000/23/42型超前支護液壓支架做為支護設(shè)備，該套支架由四組支架串聯(lián)而成，兩架并列成一組，互為支撐，交替行走。其中前置支架1組，中置支架2組，后置支架1組。（3）運輸平巷超前支護采用ZW30400-23-37型超前支護液壓支架做為支護設(shè)備，該套支架由四架支架串聯(lián)而成，互為支撐，交替行走。其中前置支架1架，中置支架2架，后置支架1架，前、后置支架分別裝有護幫板。液壓支架主要技術(shù)參數(shù)表1序號項目技術(shù)特征內(nèi)容1型式四柱支撐掩護式低位放頂煤支架。2支護高度2300～3700mm；最高高度：3700mm；最低高度：2300mm3額定工作阻力12000kN（P=37.3MPa）4初撐力（KN）10128kN（P=31.5MPa）5平均支護強度1.3MPa6底座寬度1550mm7對底板平均比壓3.77MPa8支架中心距1750mm9支架寬度1660～1860mm；最大寬度：1860mm；最小寬度：1660mm10移架步距800mm11推溜力/拉架力474/801kN12不可拆卸最大件重量～7.7噸13左右排立柱中心距890mm14頂梁長度3640mm（兩鉸接點）15前梁長度1450mm（鉸接點到前端）16前梁尖端承載能力801kN17操作方式鄰架控制（整個工作面采用先導(dǎo)式多芯管鄰架控制系統(tǒng)）18泵站壓力31.5MPa19不便拆卸運輸尺寸6925×1660×2300mm（長×寬×高）(整體運輸)20支架整體重量約36.7t3.6回采面生產(chǎn)技術(shù)管理3.6.1作業(yè)方式1.正規(guī)循環(huán)生產(chǎn)能力WW=LShγC式中：W－正規(guī)循環(huán)生產(chǎn)能力，ｔ；L－工作面長度，197.5ｍ；S－工作面循環(huán)進度，0.8ｍ；h－采厚，h割=3.5ｍ；h放=8mγ－煤容重，1.25ｔ/m3；C－工作面采出率，C采：95％、C放75％。右一片工作面正規(guī)循環(huán)生產(chǎn)能力為：W割=197.5×0.8×3.5×1.25×95％=656.68tW放=137.5×0.8×8×1.25×75％=825tW總=W割+W放=656.68t+825t=1481.68t晝夜循環(huán)數(shù)N≈63.作業(yè)方式1、工作面作業(yè)形式為“三班采煤，一班準備”；“四六制”。2、工作面循環(huán)進度為0.8m，第一二三班各兩循環(huán)，第四班準備；日循環(huán)個數(shù)為6個。3.6.2勞動組織井下工作人員為135人。勞動組織圖表表3-5-1序號工種生產(chǎn)1班生產(chǎn)2班生產(chǎn)3班準備班合計1班長222282采煤機司機222393支架工3337164放煤工333095泵站工111256機電維修000887端頭支護8888328刮板輸送機司機3334139轉(zhuǎn)載機司機1111410看線工1110311浮煤清掃員66642212保守1110313質(zhì)檢員11103合計32323239135工作面循環(huán)圖表3.6.3主要技術(shù)經(jīng)濟指標主要技術(shù)經(jīng)濟指標表表3-5-2編號項目單位指標備注1工作面工業(yè)儲量萬t644.52工作面可采儲量萬t483.353工作面傾斜長度m197.54工作面走向長度m22705煤層厚度m126采高m3.57放高m88回采率%759煤層容重t/m31.2510循環(huán)進度m0.811月循環(huán)數(shù)個18012月推進度m14413日產(chǎn)量t889014月產(chǎn)量萬t26.6715回采工效t/工65.8516工作面可采期a1.613.7風量選擇及計算根據(jù)《煤礦安全規(guī)程》(2011版)第一百零三條和《煤炭工業(yè)礦井設(shè)計規(guī)范》（GB50215-2005）7.1.3之規(guī)定，礦井總進風量，應(yīng)按井下同時工作最多人數(shù)所需風量和按采煤、掘進、硐室及其它地點實際需風量的總和分別進行計算，并取其中最大值。礦井需風量系根據(jù)國家安全生產(chǎn)監(jiān)督管理總局發(fā)布的AQ1028-2006《煤礦井工開采通風技術(shù)條件》中所提供的方法對礦井需要風量按各采煤、掘進工作面，獨立通風硐室及其它巷道等用風地點分別進行計算。本礦井前（后）期均布置1個綜采放頂煤工作面，2個綜掘工作面，1個普掘工作面，采掘比1:3。（一）礦井需要風量1、按井下同時工作的最多人數(shù)計算Q＝4·N·K＝4×324×1.15＝1490.4m3/min＝24.8m3/s式中：Q－礦井總供風量，m3/min；N－井下同時工作的最多人數(shù)，按兩班交接時計，共324人；K－礦井通風系數(shù)，取1.15。2、按采煤、掘進、硐室等處實際需風量計算（1）采煤工作面需風量計算①按瓦斯涌出量計算Q采＝100··式中：—回采工作面實際需要的風量，m3/min；—回采工作面的瓦斯絕對涌出量，0.389m3/min,按0.4計算?！ぷ髅嫱咚褂砍霾痪鶆騻溆蔑L量系數(shù)，通常機采工作面取1.2～1.6，本礦井綜放工作面取k=1.5Q采=100×0.4×1.5=60m3/min=1.0m3/s②按氣象條件或瓦斯涌出量計算Q采＝Q基本×K采高×K采面長×K溫（m3/min）式中Q采—回采工作面需要風量，m3/min；Q基本—不同采煤方式工作面所需的基本風量，m3/min，Q基本=60×工作面控頂距×工作面實際采高×70%×適宜風速（風速取0.6m/s）；K采高—回采工作面的采高調(diào)整系數(shù)，取1.4；K采面長—工作面長度調(diào)整系數(shù)，回采工作面長度197.5m，因此系數(shù)Ki取1.3；K溫=回采工作面溫度與對應(yīng)風速調(diào)整系數(shù)，工作面溫度＜18℃，風速取0.6m/s，系數(shù)K溫取0.9；故Q采＝Q基本×K采高×K采面長×K溫=60×5.89×3.5×70%×0.6×1.3×1.4×0.9=858m3/min=14.3m3/s③按工作面溫度計算Q采＝60·Vc·Sc＝60×0.6×14.04＝433.44m3/min=7.224m3/s式中：Vc－回采工作面適宜風速，取0.6m/s；Sc－回采工作面平均有效斷面，回采工作面平均凈斷面積S采＝5.731×3.5×70%=14.04m2④按作業(yè)人數(shù)計算每人供風量≮4.0m3/minQ采＞4·N＝4×32＝128m3/min＝2.1m3/s式中：N－采煤工作面同時工作的最多人數(shù)，32人；⑤按風速驗算60×0.25S＜Q采＜60×4SS－工作面平均斷面積，取14.04；210.6m3/min＜Q采＜3369.6m3/min；取上述計算最大值，確定采煤工作面需風量為Q采＝858m3/min=14.3m3/s，經(jīng)驗算，滿足風速要求。故取工作面風量Q采=870m3/min=14.5m3/s較為合理。（2）掘進工作面風量計算①按瓦斯涌出量計算根據(jù)靈露煤礦提供的數(shù)據(jù)，掘進工作面絕對瓦斯涌出量最大值為0.582m3/min。Q掘＝100·q掘·Kd＝100×0.582×1.3＝76.66m3/min式中：Q掘－掘進工作面需風量，m3/min；q掘－掘進工作面絕對瓦斯涌出量，0.582m3/min；Kd－不均衡通風系數(shù)，取1.3。②按局扇吸入風量計算（按煤巷掘進計算）Q掘＝Qf×Ii+60×0.25S＝260×1+15×13.8=467m3/min=7.78m3/s；式中：Qf－局扇額定風量，取260m3/min；S－掘進工作面巷道通風斷面，13.8m2；Ii－局扇臺數(shù)，1臺。③按炸藥使用量計算每kg炸藥供風≮25m3/minQ掘＞25Aj＝25×10＝250m3/min式中：Aj－掘進工作面一次爆破所用的最大工作藥量，10kg。④按工作人數(shù)計算Q掘＝4·N＝4×25＝100m3/min＝1.7m3/s式中：N－掘進工作面同時工作的最多人數(shù)，25人。⑤按風速驗算Q掘＞60×0.25S＝207m3/min（最低風速）Q掘＜60×4.0S＝3312m3/min（最高風速）式中：S－掘進工作面巷道通風斷面，13.8m2。取上述計算最大值，Q掘＝467m3/min=7.78m3/s。確定掘進工作面需風量為∑Q掘＝3×7.78m3/s＝1400.4m3/min＝23.34m3/s。經(jīng)驗算，同時滿足風速要求。故取掘進面風量Q掘=1410m3/min=23.5m3/s較為合理。（3）獨立通風硐室及其它地點需風量①井下獨立通風硐室合計17.5m3/s，其中：蓄電池修理間及充電、整流硐室，取2.5m3/s；避難硐室，取2.0m3/s；等候室，取2.0m3/s；一采區(qū)絞車房，取2.5m3/s；一采區(qū)絞車房及配電間，取2.5m3/s；一采區(qū)變電所硐室，取2.5m3/s；一采區(qū)排水及變電泵硐室，取3.0m3/s。②其它地點需風量其它地點需風量：∑Q其它=（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐）×5%=（14.5+23.5+17.0）×5%=2.75m3/s（4）礦井容易時期總風量：本礦井總用風量按上述要求確定，礦井通風系數(shù)（抽出式）按自治區(qū)相關(guān)文件取km=1.80。∑Q礦=（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其它）·km=（14.5+23.5+17.5+2.75）×1.80=104.85m3/s=6291m3/min根據(jù)計算，本礦容易時期總需風量為104.85m3/s，設(shè)計取總風量為105.0m3/s。（5）礦井困難時期總風量：根據(jù)采區(qū)接續(xù)計劃安排，礦井通風困難時期出現(xiàn)在開采一采區(qū)下部時期，困難時期礦井用風地點數(shù)量不變，則困難時期總風量與容易時期相同：∑Q礦=（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其它）·km=（14.5+23.5+17.5+2.75）×1.80=104.85m3/s=6291m3/min根據(jù)計算，本礦困難時期總需風量為104.85m3/s，設(shè)計取總風量為105.0m3/s。（二）礦井通風負壓及等積孔容易時期：風量：105.0m3/s，通風負壓：1161.1Pa，等積孔：4.05m2困難時期：風量：105.0m3/s，通風負壓：2766.4Pa,等積孔：2.62m23.8安全技術(shù)措施3.8.1一般規(guī)定1、所有上崗人員嚴格執(zhí)行《煤礦安全規(guī)程》、《煤礦安全技術(shù)操作規(guī)程》和《采煤作業(yè)規(guī)程》。嚴格遵守各項規(guī)章制度，嚴禁違章指揮、違章作業(yè)、違反勞動紀律。2、所有上崗人員都必須持證上崗，嚴格執(zhí)行崗位責任制、現(xiàn)場交接班制度、設(shè)備檢修制度、質(zhì)量驗收制度和事故分析制度。3、工作面回采工程質(zhì)量和頂板管理按照《煤礦安全質(zhì)量標準化標準》的各項要求執(zhí)行，做到動態(tài)達標、安全生產(chǎn)和文明生產(chǎn)。4、所有上崗人員上崗前都必須學(xué)習(xí)本規(guī)程，學(xué)習(xí)后每個人簽字并進行考試，不合格不得上崗。5、全隊干部、職工必須熟知工作面的避災(zāi)路線，提高自?；ケＤ芰?。6、加強工作面設(shè)備管理，切實按照設(shè)備的完好標準進行檢修和保養(yǎng)，保證設(shè)備處于完好狀態(tài)。7、采煤設(shè)備的安全設(shè)施，必須按設(shè)備的自身安全使用要求進行安裝調(diào)整，保證完好可靠，正確使用，任何人嚴禁以任何理由隨意拆除。8、工作面的監(jiān)測系統(tǒng)、通風系統(tǒng)、防塵系統(tǒng)、通訊系統(tǒng)以及其它設(shè)施，隨時保持完好狀態(tài)，正常使用。9、作業(yè)人員進入刮板輸送機、轉(zhuǎn)載機機道內(nèi)作業(yè)前，必須將本設(shè)備和相關(guān)聯(lián)設(shè)備停電、閉鎖，掛好停電作業(yè)牌，同時維護好煤幫和頂板。10、處理液壓管路故障時，必須先關(guān)閉作業(yè)線路前端截止閥或者停止乳化液泵運行，并進行卸壓，確保在無壓情況下作業(yè)。11、作業(yè)人員到皮帶輸送機上作業(yè)前，必須將皮帶輸送機停電閉鎖，并掛好停電作業(yè)牌，并做到誰掛誰摘。12、各工種作業(yè)人員進入作業(yè)地點后，應(yīng)先觀察好現(xiàn)場及周圍的環(huán)境，排查處理隱患，確保安全后再作業(yè)。13、嚴禁單崗作業(yè)。前、后端頭維護工、電氣檢修工等工種作業(yè)時，必須設(shè)專人監(jiān)護；作業(yè)過程中要做好自保，嚴禁從事超出自己工作技能范圍內(nèi)的工作，當發(fā)現(xiàn)解決不了的問題或隱患后，及時向班長匯報，另行采取措施。14、工作面正常時沿底板回采。工作面在開采過程中要隨時掌握回采層位并及時探底煤。15、綜采隊配合生產(chǎn)技術(shù)科做好工作面的礦壓及涌水量觀測工作，掌握工作面頂板活動規(guī)律和涌水量變化情況，以便于指導(dǎo)生產(chǎn)。3.8.2頂板管理一、初次來壓與周期來壓時的安全技術(shù)措施1、工作面液壓支架必須有足夠的初撐力，管線、接頭、安全閥、缸體、立柱密封必須確保完好，同時泵站壓力不得小于31.5MPa。2、對片幫嚴重地段，應(yīng)提前打好射幫柱，防止片幫傷人。3、初次來壓與周期來壓時，采煤機必須放慢牽引速度，并設(shè)專職人員觀察煤壁及頂板情況，發(fā)現(xiàn)問題及時處理。4、初次來壓與周期來壓時，頂板壓力大，可采用提前移架或移花架的方式，防止頂板冒落。帶壓移架，移架時要快、準、穩(wěn)及時到位。5、移架過程出現(xiàn)的“倒架”、“死架”必須及時處理。6、初次來壓與周期來壓時，加強軌道、運輸順槽超前支護段的支護強度，發(fā)現(xiàn)問題及時處理，確保工作面前、后出口暢通，巷道外形尺寸符合《規(guī)程》規(guī)定。7、隨時注意觀察頂板及煤壁情況，防止片幫掉頂傷人。如工作面出現(xiàn)掉頂、冒頂，應(yīng)及時在液壓支架上方挑走向梁或打木垛，防止冒頂面積的進一步增大，處理完畢后方可作業(yè)。周期來壓期間，減少放煤量，在頂板不好時可以不放頂煤。8、加強工作面地質(zhì)構(gòu)造段頂板管理，采煤機割完頂煤后，及時移架，減少空頂時間和控頂距。9、安排專人對所有支護進行檢查，防止支護失效發(fā)生冒頂事故。10、右零片、右二片順槽壓力增大，原支護出現(xiàn)明顯變形時，必須及時打設(shè)單體液壓支柱、補網(wǎng)或打中心頂子加強支護。11、加強機電設(shè)備防爆與上下隅角瓦斯管理，嚴防發(fā)生瓦斯事故。二、防止及處理片幫、冒頂?shù)陌踩夹g(shù)措施(一)防止片幫、冒頂1、回采時，嚴格控制工作面采高、放高，按規(guī)程規(guī)定層位采放。2、確保液壓支架有足夠的初撐力和規(guī)定的工作阻力。3、確保綜放工作面設(shè)備完好。4、嚴格按正規(guī)循環(huán)作業(yè)，合理控制推進速度，減少空頂時間，盡量使頂板勻速緩慢下沉。5、遇到煤壁片幫嚴重地段，及時打好射幫柱。6、當頂板比較破碎時，應(yīng)放慢采煤機牽引速度，采煤機過后伸出伸縮梁，打開護幫板對新暴露的頂板進行及時超前支護，防止架前冒頂，并及時移架，推前刮板輸送機，移架可以采取超前移架、移花架或帶壓移架方式。7、右零片、右一片順槽內(nèi)必須備有足量的圓木、半圓木及完好單體液壓支柱，以備使用。8、在片幫嚴重、冒頂處上下20m范圍內(nèi)嚴禁放煤。9、前、后順槽局部地段超高時，超前支架必須接實頂。（二）處理片幫、冒頂1、對于頂板破碎、壓力大的地段，應(yīng)采用超前移架、移花架或帶壓移架的方式，打開護幫板護住幫和頂，必要時打射幫柱或挑走向梁。2、對于局部冒落地段，可以利用單體液壓支柱配合圓木近水平支撐煤壁，然后在液壓支架上打臨時支柱，臨時支柱打好后，在兩臺液壓支架前探梁上打木垛控制頂板。處理冒頂時，移架順序應(yīng)從兩端向冒頂區(qū)拉移。3、處理工作面局部冒頂時，應(yīng)提前在煤壁打好射幫柱，防止片幫傷人同跟班隊長觀察頂板狀態(tài)，防止掉頂傷人。4、頂板沒有封好前，嚴禁開前刮板輸送機拉貨。5、工作面發(fā)生冒頂事故時，采煤機、前部刮板輸送機必須停機，待維護好頂板后再開機。6、處理工作面冒頂區(qū)域時，提前用鉆機或其它辦法疏干冒頂區(qū)上方和積水，確認無危險后，作業(yè)人員方可進入。7、處理冒頂時，跟班隊長和班長必須現(xiàn)場指揮，根據(jù)實際情況采取措施。8、處理冒頂必須在頂板穩(wěn)定后進行，先清理好退路再進入作業(yè)區(qū)域內(nèi)處理冒頂，處理冒頂時設(shè)專人監(jiān)護。9、如果冒頂區(qū)沿工作面方向較長，應(yīng)由冒頂區(qū)兩側(cè)向中間處理。處理前先觀察冒頂?shù)貛У捻敯迨欠窦悍€(wěn)定，并加固冒頂區(qū)兩側(cè)的煤壁，防止冒頂區(qū)域擴大。10、處理冒頂事故過程中，嚴禁任何人擅自操作冒頂區(qū)及兩側(cè)15m范圍內(nèi)支架、開啟前部刮板輸送機和在本段架后放煤作業(yè)，該范圍內(nèi)支架的操作手把必須全部扳回“零”位，并設(shè)專人看護。11、冒頂區(qū)及兩側(cè)15m范圍內(nèi)的支架加強維護，及時處理跑、冒、滴、漏等問題，防止因支架支護失效，致使冒頂區(qū)擴大。12、一旦發(fā)現(xiàn)冒頂繼續(xù)擴大，難以控制且頂板有淋水或淋水加大時，應(yīng)立即通知隊領(lǐng)導(dǎo)及礦調(diào)度，如發(fā)現(xiàn)有突水征兆，應(yīng)迅速沿避災(zāi)路線撤離，撤離時應(yīng)通知隊領(lǐng)導(dǎo)、礦調(diào)度及附近工作的其他人員。第四章生產(chǎn)系統(tǒng)4.1工作面運輸4.1.1運輸方式1、運煤路線工作面前、后部刮板輸送機→轉(zhuǎn)載機（破碎機）→右零片順槽膠帶輸送機→二采區(qū)膠帶運輸機→主井井底煤倉→主斜井強力膠帶機→地面煤倉。2、輔助運輸路線地面→副井→+330井底車場→二采區(qū)上部車場→二采區(qū)軌道下山→右二片車場→右二片順槽→工作面。（附：運輸系統(tǒng)示意圖）4.1.2運輸設(shè)備1、運煤工作面兩臺SGZ1000/1400刮板輸送機→工作面運輸順槽SZZ1200/700轉(zhuǎn)載機→運輸順槽2臺DSJ120/160/2×500可伸縮膠帶輸送機(1600t/h)→右零片溜煤眼→一采區(qū)DXL120/2×500帶式輸送機→井底煤倉→主斜井DTL120/96/4×500強力膠帶機→地面煤倉。2、輔助運輸工作面順槽巷道長度2580米，右零片順槽安設(shè)1臺、右一片順槽安設(shè)2臺SQ-80/110P無極繩絞車并安裝JH-14回柱絞車作為輔助運輸設(shè)備，選用鋼絲繩直徑為Φ24.5㎜和Φ18.5㎜（礦車型號：MGC1.7-9）。3、鋪軌巷道選擇30kg/m的鋼軌，右零片順槽采用鋼軌枕，右一片順槽采用木軌枕，枕距900mm，軌枕間距600mm，鋪軌長度2580m。4.2通風系統(tǒng)通風路線新鮮風：副井→二采區(qū)上部車場→二采區(qū)軌道下山→右二片車場→右二片順槽、右二片順槽副巷→工作面。乏風：工作面→右零片順槽→+330軌道大巷聯(lián)絡(luò)巷→+340回風大巷→風井→地面。（附：通風系統(tǒng)示意圖）4.3供電系統(tǒng)靈露礦在排水立眼和供電立眼（紅旗公社菜地）場地新建一座靈露變電所，變電所內(nèi)安裝兩臺SFZ10-40000/110/35/1040000kvA變壓器，正常工作時，兩臺變壓器同時工作，分列運行，當一臺變壓器事故或檢修停止運行時，另一臺變壓器可保證礦井一級和二級負荷用電，入井電纜電壓等級為10KV，引自地面10KV配電室。變電所兩趟電源分別引自靈東礦110KV變電所內(nèi)的110KV側(cè)不同母線盤，導(dǎo)線采用LGJ-150/25mm2鋼芯鋁絞線，采用鐵塔架線。變電所內(nèi)安裝ZF12-126/2000A-40KA型GIS組合電器一套，安裝KYN28A-12型10kV配電柜24臺，安裝H.SVG++-10/7200kvar型10kV電容補償裝置2套;安裝SFZ10-40000/110/10型主變壓器2臺（一用一備）。110kV變電站采用直流控制、微機綜合保護，安裝交流屏、直流屏和綜合保護屏及通訊屏共13臺。井下采區(qū)變電所有3回路入井供電線路，入井電纜分別引自地面靈露礦110/10kV變電所10kV側(cè)不同母線段，采用MYJV42-8.7/10kV3×185型礦用交聯(lián)聚乙烯絕緣粗鋼絲鎧裝電力電纜，線路長度為1580m。入井電纜沿下線立眼敷設(shè)到采區(qū)變電所。正常工作時3回供電線路分列運行，當1回線路發(fā)生故障時，另2回線路能保證井下全部負荷用電。采區(qū)變電所安裝礦用隔爆型永磁式高壓真空配電裝置25臺；其中電源進線柜3臺（630A）聯(lián)絡(luò)柜4臺（630A）饋出柜18臺（其中500A5臺、315A13臺）。10KV供電系統(tǒng)為單母線分三段接線方式，兩段母線分列運行，各段母線間設(shè)聯(lián)絡(luò)開關(guān)柜。安裝KBSGZY-500/10/0.69500kVA隔爆移動變電站2臺，KBSGZY-100/10/0.69100kVA隔爆移動變電站1臺。礦用低壓隔爆開關(guān)13臺。（附：配電系統(tǒng)圖）4.4壓風系統(tǒng)4.4.1空氣壓縮機設(shè)備的選擇本礦空氣壓縮站設(shè)于副井井口附近，壓縮空氣主要供井下配備的風動工具，排水用風泵，掘進巷道3臺風動錨桿鉆機，混凝土噴射機2臺?？諝鈮嚎s機站必須的總?cè)萘坑嬎闳缦拢?1)按礦井生產(chǎn)用氣計算：Q=α1×α2×γ×Σmi×qi×ki(m3/min)=1.2×1.15×1.09805×(3×3.5×0.9+4×0.05×0.9)≈15(m3/min)式中：α1——延管道全長的漏風系數(shù)，管路敷設(shè)長度大于2000m時，α1取1.2；α2——由于風動工具磨損耗氣量增加系數(shù)，一般α2=1.15；γ——海拔高度修正系數(shù)，γ=1.09805；mi——同類型風動工具的臺數(shù)；qi——同類型風動工具的空氣耗氣量，m3/min；ki——同類型風動工具的同時使用系數(shù)。（2）按井下移動救生艙（10人）及避難硐室（100人）用氣計算Q=α1×α2×γ×（n1Q人+n2Q人）×0.3=1.2×1.15×1.09805×(4×10+100)×0.3≈63（m3/min）式中：Q人——為人數(shù)。經(jīng)計算，綜合考慮礦井用氣量，選用現(xiàn)場已有正在運行的4臺DLG—132型(風冷)螺桿式空氣壓縮機(Q=21m3/minPg=1.0MPa）其中3臺工作，1臺備用及檢修。4臺空氣壓縮機的配套電動機功率為132KW。4.4.2空氣壓縮機及壓風管路的布置方式礦井壓風機房設(shè)在地面工業(yè)廣場內(nèi)，共安設(shè)四臺DLG-132型風冷螺桿式空氣壓縮機，三臺工作，一臺備用。配套電動機功率132KW,供電電壓660V。每臺空壓機配置一臺2m3儲氣罐，儲氣罐設(shè)置安全閥、釋壓閥、以保證壓縮空氣安全。壓縮空氣站至主副斜井井筒壓風管路采用直徑Φ159×6mm無縫鋼管，供風主管路由地面機站送出，經(jīng)主斜井、副斜井→+330井底車場→一采區(qū)軌道下山→至各用風地點，壓風管路三通閥門設(shè)置距離小于200m。壓風主干管路直徑Φ140×8mm無縫鋼管、支管路為直徑Φ75×5mm無縫鋼管。采用法蘭盤連接，沿軌道下山鋪至各用風地點。工作面上下順槽供風管路全長5600m，并按照相關(guān)要求在一采區(qū)右一片運輸、右零片回風順槽距工作面小于1000m的范圍內(nèi)各安設(shè)了2臺可移動式救生艙額定容量12人/臺，滿足災(zāi)變期間工作面提供壓風供氣的要求。4.5防滅火系統(tǒng)Ⅱ2-1煤層屬于容易自燃煤層，設(shè)計采用綜合預(yù)防煤層自燃發(fā)火措施。放頂煤工作面采用氮氣防滅火措施，選用DM1000井下移動式制氮裝置兩組，采空區(qū)采用注砂防煤層自燃發(fā)火，建立火災(zāi)預(yù)報束管檢測系統(tǒng)。井上下所有帶式輸送機均采用阻燃輸送帶，巷道內(nèi)設(shè)有照明燈，便于觀察煙霧；在輸送機頭部傳動滾筒處設(shè)有打滑檢測器，逆止器，張緊采用液壓絞車自動拉緊裝置，可避免由于打滑而產(chǎn)生火災(zāi)；輸送機兩側(cè)設(shè)有跑偏輥，可避免由于輸送帶與其他物體摩擦而產(chǎn)生火災(zāi)；液力耦合器使用非可燃性傳動介質(zhì)，避免火災(zāi)的發(fā)生。危險性分析見下表：礦井的防滅火危險性分析表4-5-1序號主要危險源位置事故類別觸發(fā)條件主要對策措施1采煤工作面高壓電纜“放炮”引起燃燒爆炸（局部）引起火災(zāi)采煤機滾筒切割煤壁遇堅硬夾石層起火花；機械移動電纜被拉斷短路火花。加強通風，防止瓦斯積聚；使截齒滿足特殊要求并避免強行截割；按規(guī)定要求移動電纜。2膠帶運輸機巷膠帶或可燃物火災(zāi)膠帶跑偏、打滑摩擦而引燃；托輥等轉(zhuǎn)動件附近堆積浮煤過多未消除，引起浮煤蓄熱自燃；滅火器缺乏或失靈；50m軟管不到位；工人不會使用滅火器。膠帶輸送機安設(shè)防跑偏裝置和溫度自動檢測報警裝置；定期清掃膠帶輸送機各處沉積的煤塵和浮煤；巷道設(shè)置滅火器材和消防水管；使工人掌握滅火器材的使用方法。3采空區(qū)煤炭自燃采空區(qū)有大量浮煤，密閉不及時或漏風，采空區(qū)存在時間超過自燃發(fā)火期，發(fā)生氧化反應(yīng)熱量積聚。減少浮煤，提高密閉質(zhì)量，減少漏風，加強和完善防滅火措施。4機電硐室電氣火災(zāi)設(shè)備選擇不當；維護管理不善；缺乏過載、過流、短路保護。按規(guī)程要求選擇電氣設(shè)備，并必須具有安全標志；加強預(yù)防性維修；設(shè)置防滅火工具材料。5輸電線路電纜火災(zāi)電纜超負荷運轉(zhuǎn)加速老化；電纜漏電、短路；電纜阻燃性能低；接地保護系統(tǒng)失效等。按規(guī)程和相關(guān)要求選用產(chǎn)品；及時檢測、維護、更換輸電線路。（附：防火灌漿系統(tǒng)圖）4.6排水系統(tǒng)一采區(qū)水泵房內(nèi)安裝6臺MD450-60×7型耐磨水泵，兩臺使用，兩臺備用，一臺檢修，一臺應(yīng)急。一采區(qū)水倉內(nèi)的水經(jīng)3趟φ426×