第一篇：采区排水设备选型设计计算说明（推荐）
XXXXXX己5采区排水设备选型设计计算说明
XXX机电科
2005/10/3
XXX己5采区排水系统选型设计
选型计算基础：
根据XXX己5采区初步设计说明书载明的数据，己5采区正常涌水量：小时涌水量160 M³，日涌水量为：3840 M³，最大涌水量为：320 M³/h，日最大涌水量为：7680 M³，己5采区泵房地坪标高-78，斜井地面井口标高为+193.5，查阅矿井基本情况资料：斜井长度311.7M，斜井坡度a1：25°；暗斜井长度562 M，坡度a2：14°。排水方案：
初步设计确定的方案是二级排水，即将己5采区的涌水通过己5采区水泵排至二水平水仓，再由二水平中央水泵通过副井筒主排水管路排至地面。这一方案增加了二水平中央泵房的负担，使原本排水能力就不富余的二水平主排水系统更趋紧张。
经过有关技术人员的分析论证认为：采用一次集中排水的方案更符合己5采区的实际，即在暗斜井，暗斜井内新辅设一趟管路，再加上两个斜井内原有的一趟8″排水管路，将己5采区的涌水直接排至地面。这一方案得到了XXX主要领导的认同。
本次排水设备的选型设计计算就是依据上述斜巷集中排水方案和计算基础而进行的。设备选型计算与台数的确定：
一． 排水设备能力与台数的确定。
1.按照《煤矿安全规程》的规定，井下主要排水设备必需有工作.备用和检修的水泵.其中工作水泵的能力,应能在20h内排出24h的正常涌水量,备用水泵的能力应不小于工作水泵的70%.工作和备用水泵的总能力,应能在20h内排出24h的最大的涌水量.检修水泵的能力应不小于工作水泵能力的25%,水文地质复杂的矿井,可在主排水泵房内预留安装一定数量的水泵位置.2.必须有工作水管和备用水管,工作水管的能力应能配合工作水泵在20h内排出24h的正常涌水量.工作和备用水泵的总能力,应能配合工 作和备用水泵的20h排出24h的最大涌水.3.配电设备应同工作.备用及检修水泵相适应,并能够同时开动工作水泵和备用水泵.有突水淹井危险的矿井,可另行增建抗灾强排能力泵房.二.设备的选择与计算: 1.按正常涌水量确定排水设备所必须的排水能力 Q1=Q r/20=3840/20=192(m³/h)------式1.H1=K(H h+5.50)-------------------------式2.=1.35(27105+5.5)=373.95(M)式中H h=193.5-(-78)=271.5(M)
K为扬程埙失系数,对于斜井K=1.20---1.35
角度大时取K=1.35.根据Q1, H1确定水泵流量和扬程,查阅<煤矿工业设备手册>(上),初步确定水泵型号为:MD280-65/84×6型.2.正常涌水量期间所需的水泵工作台数
ηr=Q1/Q=192/280=0.685(台)------式3
确定水泵工作台数为1台.同时确定备用水泵1台,检修水泵1台.3.正常涌水量期间一昼夜内工作水泵的开泵时间: T r=Q r/ ηr Q=3840/1×280=13.7(h)--------式4 4.排水管直径: Dg=√4Q/∏.Vd3600=4×280/∏.2×3600=0.223(M)-------式5 式中Vd------排水管水流速度Vd=1.5---2.2M/S 取Vd=2.0M/S 根椐Dg=0.223查表确定标准管径D=250MM 5.排水管中实际水流速度: V d1=4Q/3600∏D²=1.59(M/S)-------式6 V d2=4Q/3600∏D∏²=2.48(M/S)6.吸水管直径: Ds=Dg+25(mm)------------式7 =223+25=248(mm)取Ds=250MM 7.吸水管的实际流速
VS=0.8---1.5M/S VS=4Q/3600∏Ds²=4×280/3600∏(0.25)²=1.59(M/S)----------式8 8.管路中扬程埙失
△ =Haf+Hsf=RTQ²=Lj.λ.Vd2/2g------------式9 式9中：Haf--------排水管中扬程埙失
Hsf--------吸水管中扬程埙失 Lj.---------管路计算长度
λ------水与管壁摩擦的阻力系数
查表可知：Dg=200MM时λ=0.0304，Dg=250MM时λ=0.0284，Lj=Ld+L(M)----------式10 Ld=Hh+L1+L2+L3+h1+h2---------式11 Hh=311.7+562=873.7(m)斜井长度 L1=20M---------泵房长度 L2=300M--------地面管长度 L3=200M--------平巷管路长度 h1=2.5M-------环管高度
h2=23M--------超井口标高 Ld=873.7+20+300+200+2.5+23=1419.2（M）L-------管件的等值长度
L=8.8+2.2×8+17.161×3+52×2+2.2×2=185.63M △ =0.0284×（1419.2+185.63）/0.25×1.592/2×9.82=23.5（M）9．吸水高度HS=Hst-(10-Hw)-Hsf-Vs2/2g+(0.24-HO)
查表HS=6.8M
10．水泵总扬程：
Hi=Ha+Hs+Haf+Hsf=294.5+6.8+23.5=318(M)11.选择水泵：
选择水泵的扬程应比计算值5----8%，这是考虑水泵经过磨埙使扬程降低，管壁积垢阻力增加时所需的余量扬程。因此水泵扬程的确定为
H=（1+8%）Hi=1.08×318=343.44(m)水泵工况点的确定：（1）求水泵的级数
ηa=H/He=343.44/65=5.28(级)
取水泵的级数为6级（2）确定水泵工况点：
管路阻力
R=(H-Ht)/Q².ηa=(318-301.3)/280².6=0.000036 式中Ht=Ha+Hs=294.5+6.8=301.3(m)按Ht+RQ²即H=301.3+0.000036 Q²在水泵特性曲线上绘出管路特性曲线。
综合以上计算，查设备手册，选择确定：水泵3台，型号MD280-65/84×6，配用功率500KW。
第二篇：设备选型制度
设备选型制度
1．设备选型是煤矿企业经营决策中的主要技术问题，这项工作由机电副总经理、机电副总和机电主任工程师直接负责。
2．一般设备的选型由机电管理部有关工程技术人员根据生产需要进行分析研究，提出所需设备的型号。机电管理部部长召集机电管理部分管部长、主任工程师和有关工程技术人员会审后决定。
3．对于主要机电设备选型，工程技术人员在接受选型任务后，要认真收集有关设备选型方面的数据资料，进行各方面的调查研究，有必要的要进行技术经济论证、选型计算等，最后写出选型报告书。设备的选型要充分考虑到设备的安全性、生产性、经济性、可靠性、通用性等。优先选用对环境影响小、能源资源消耗低、污染轻、噪声低的设备。选型报告书完成后，机电副总经理要召集机电副总、机电管理部部长、机电主任工程师以及计财部、机电管理部、生产技术部等单位有关人员参加对选型报告书进行认真的讨论和研究决定。
4．重大机电设备选型，机电副总经理要组织有关人员去全国各有关厂家和使用单位进行调研考查，上报董事长并经公司逐级审批后报集团公司批准。
第三篇：液压支架选型计算范文
工作阻力/支护面积=支护强度；支护面积=（梁端距+顶梁长度）x中心距。
液压支架选型计算 1．支护强度的计算
采用以往的经验公式来计算： a、P≥ b、P≥ 式中：
P——支护强度，MPa； M——开采厚度，取6.1 m； r——顶板岩石容重，取2.7t/m3； d——顶板动载系数，取1.3； a——煤层倾角，取3°； B——附加阻力系数，取1.2； n——不均衡安全系数，取1.75； K——顶板岩石碎胀系数，取1.25。则 a、P≥ =1.008MPa b、P≥ =1.128MPa 最
后P=1.128Mpa。2.支架载荷
根据支护强度，则验算支架支护载荷为： T＝P(L+C)×(B+J)
式中：T------支护载荷，KN； L------顶梁长度，3.8m；
C------顶梁前端到煤壁的距离，1.33m； B------顶梁宽度，1.530m； J-------架间距，0.22m； 则 T＝0.68×
（3.8+1.3
3）
×
（1.53+0.226105KN 计算结果表明，液压支架的工作阻力10800KN满足支护载荷的要求。3.支架高度 a.支架最大高度
取
＝）Hzmax＝Mmax+S1 式中：Hzmax------支架最大支护高度，mm； Mmax------工作面最大采高，取6100mm； S1------伪顶冒落的最大厚度，取300mm。则 Hzmax＝6100+200＝6300 mm。b.支架最小高度 Hzmin＝Mmin-S2-g-e 式中：Hzmin------支架最小支护高度，mm； Mmin------工作面最小采高，取4500mm； S2-------顶板的下沉量，取200mm；
g------顶梁上、底座下的浮矸厚度，取50 mm； e------移架时支架回缩量，取100 mm。
则 Hzmin＝4500-200-50-100＝4150 mm。
根据以上各参数，本工作面选用郑州煤机厂液压支架工作高度4150～6300 mm。
顶板支护设计（1）支护形式
工作面顶板支护选用ZY3200-13/30型掩护式液压支架。上下端头和两巷超前支护采用液压单体支柱配合π型梁架棚支护，超前支护距离均不得小于20m。1607工作面顶板支护示意图，见附图4。（2）支护阻力验算 根据容重计算公式：
P1=（n+1）•∑h•γ•S•g•cosα
式中：P1 —— 工作面顶板支护需要支架的工作阻力，kN； n —— 动载系数1.5~2.0，周期来压明显时取大值，周期来压不明显时取小值。根据1607工作面顶板实际情况，这里取1.5；
∑h —— 采空区顶板垮落高度，∑h =M /（K-1）； 式中：M — 最大采高，取2.9m； K — 岩石碎胀系数，取1.35；
代入数据得：H = 2.9 /（1.35-1）= 8.29（m）γ —— 顶板岩石容重，取2.5 t / m3；
S —— 支架最大控顶距时支护面积，根据实测计算取6.13m2； g —— 重力加速度，约9.8N/kg； α —— 煤层倾角，取平均值5.15°。代入数据得：
P1 =（1.5+1）×8.29×2.5×6.13×9.8×cos5.15° = 3100.02kN ZY3200-13/30型液压支架工作阻力为3200kN > 3100.02kN 因此该型号的液压液压支架能够满足本工作面工作阻力的要求。（3）支护强度验算 根据采高计算公式： P2 = n•M•γ•9.8
式中：P2 —— 工作面顶板支护需要的支护强度，MPa；
n —— 顶板垮落高度为采高的倍数，一般为4~8倍。这里取大值8倍 M —— 工作面采高，取2.9m； γ —— 顶板岩石容重，取2.5t/m3； 9.8 —— 重力加速度，9.8N/kg。代入数据得：
P2 = 8×2.9×2.5×9.8 = 568.4（N/m2）≈ 0.57MPa ZY3800-15/33型液压支架支护强度为0.62 MPa ~0.67MPa > 0.57MPa 因此该型号的液压支架能够满足本工作面支护强度要求。
九、存在问题及采取的措施
1、加强防治水工作，及时疏通泄水孔，及时排水。在各联络巷及12205辅助运输巷之间及时疏通排水沟。
2、加强对地面水的排放管理和防治措施。
3、DF20断层在12205回风顺槽L7测点向南23米处，和东回风斜井C7测点向东11M处揭露，在断层处没有淋水，但是在回采时要加强对巷道的维护。
4、在回采过程中出现涌水异常或有突水征兆时要及时向地测部门反映,经地测部门调查研究后采取相关措施。
5、二煤层直接顶是2～6m厚的炭质泥岩和砂质泥岩，根据实际巷道顶板揭露情况和磁窑堡煤矿开采情况（顶板接露3小时后即开始冒落）来看，要注意在回采过程中加强工作面顶板的管理。6、12205皮带巷在1710m～1733m处冒落高5.1～7.2m、宽度为5.3m、长度为25m，根据冒顶区情况看，有小断裂存在，在过冒落区回采时要注意顶板管理和煤厚变化。
7、在12205回风顺槽913m～877m，12205皮带巷990m～960m处有一上巷宽下巷窄的无煤区，底板基本稳定，顶板无煤区两端下扎。在无煤区内以砂质泥岩为主，遇水膨胀变软，回采时要专门制定安全措施进行施工。
8、工作面初采100米内可能有大的涌水情况，望在回采前做好工作面的排水准备工作。及时做好采空区积水的疏导工作，防止排水不及时淹到工作面。
9、在回采到6号联络巷至5号联络巷之间，每隔30米要进行底煤厚度探测。
10、工作面排水至+1189m车场时如若泄水孔疏排不及时，要导通+1189车场与+1189检修联络巷之间的水沟。
11、按照相关安全煤柱留设规定，确定枣泉连接公路为3级保护，则新保安煤柱线在12205回风顺槽处原停采线向南96.2米处、12205皮带巷原停采线向南13.6米处。附图1-1：煤层综合柱状图 附图1-2：工作面工程平面图
第二章：采煤方法 第一节：采煤方法的确定
一、采煤方法
1、采煤方法的确定
根据二煤赋存情况,倾角3°～15°,平均9°,平均厚度8.09m,直接顶为细砂岩,老顶为粉砂岩,较易垮落,并根据武汉煤炭设计院采区设计，故采用单一煤层走向长壁全部垮落采煤法。
一、采高的确定
1、采高的确定
12205工作面的顶板支护选用ZF7800-17/35型液压支架，其最大支护高度3.5m,最大有效支撑高度为3.2米，按照《操作规程》中的有关规定：其支设的最大高度必须小于支柱支设最大高度的0.1米，最小高度必须大于支柱设计最小高度的0.2米。根据工作面煤层平均厚度在8.09m，故采高确定为3.2m。
二、开采层位的确定
1、开采层位的确定：
本工作面平均煤厚8.09m，煤层赋存条件比较稳定，为了提高煤质，采取沿顶板托伪顶开采，局部顶板破碎段留设200～300mm的顶煤开采，采高控制在3.2ｍ。
第二节：矿压参数
一、矿压观测表 110201综采工作面属枣泉煤矿首采工作面，其回采工艺、采高都无开采二煤的工艺、采高。目前矿井无任何相邻工作面的矿压参数可以借鉴，只有在工作面回采过程中通过矿压观测收集相关的矿压参数。
第三节：支护设计
一、基本支护 1、12205综采工作面使用支撑掩护式ZFTH15000-21/38型端头支架一组(上、下两架), ZFG8000-21/38过渡架，机头、机尾各三架,ZF7800－17/35中间工作架167架共计174架管理顶板、采空区顶板自然冒落。附图:12205综采工作面支护平、剖面图.2、支架主要技术特征：
支架型号：ZF7800－17/35型液压支架.支架型式:四柱支撑掩护式.支架高度:1.7～3.5m 支架宽度:1.43～1.59m 支架中心距:1.5m 支架初撑力:5764～5626KN 支护强度：0.92～1.02MPa 对底板比压:0.7～1.67MPa 适应煤层倾角:小于20° 前梁上下摆角:±7° 支架移动步距:0.8m 推移刮板机力:272KN 移架力:431KN 操作方式:本架操作 泵站压力:31.5MPa 最大控顶距:4.94m
3、支护要求：
1）支架中心距保持1.5±0.1m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）及时按移架要求支护，下行割煤滞后左滚筒1.5米打出伸缩梁，接实顶板，移架后及时伸出护帮板，接实顶板，护住煤壁。
4、上、下端头支护：
上安全出口高度不低于1.8m ,下安全出口高度不低于1.9M,上下安全出口宽度0.7M。1)机头布置一组(两架)ZFTH15000～21/38型端头支架,交错迈步向前移动,移动步距0.6M。2)机头、机尾各布置ZFG8000-21/38型过渡支架三架支护。
3)当端头支架和1＃支架的架间距超过300mm时，支设6.0m长的木板梁一梁二柱加强支护，随支架的前移而前移，柱头必须用8＃铁丝与顶板上的经纬网捆绑牢固。
5、工作面上口支护：
1)工作面上口最后一台支架与回风顺槽上帮之间的空顶区: 在宽度小于0.8m时,打双排戴帽点柱维护顶板.在宽度小于1.5m,大于0.8m时,以排距0.8m,柱距为0.7m,∏型钢梁的长度为2.2m的两组走向连锁棚子的形式维护顶板,走向连锁棚子维护顶板的长度保持在4.0m。在宽度大于1.5m时,可根据工作面走向的变化情况，增加一台液压支架维护顶板。2）各支柱必须用14#铁丝与顶板上的钢带进行捆绑，且迎山角合格，切顶线排加设密柱，柱距不大于0.4米，封口柱与支架顶梁平齐，随工作面推进前移，不得提前回收。支柱必须支设在实底上,支柱钻底量超过100mm时必须穿底鞋。在切顶线密柱之间支设两颗戗柱，且迎塘角合格，顶板破碎时采用小眼经纬网先护顶，再支设戴帽点柱维护顶板。
6、两巷超前支护
1）回风顺槽超前支护采用3.2m的π型钢梁与单体支柱形成一梁二柱支护，上帮用DZ3.5m(2.8M)单体柱,下帮采用DZ3.5m(2.8m)单体柱,柱距1.0m,单体支柱距上帮200mm，距离下帮200mm，柱头必须用14＃铁丝与顶板上的钢带进行连接，且迎山角合格。
2）胶带运输巷超前支护采用3.8m的π型钢梁与单体支柱形成一梁三柱支护，上帮用DZ3.5m单体柱,下帮采用DZ3.5m(2.8m)单体柱,柱距1.0m,排距3.2m.距上帮200mm。
3）超前支护随工作面的推进不断前移,保证超前支护的距离不小于50m,超前支护必须成排成行。
4）回风顺槽、胶带运输巷两巷超前支护支柱初撑力≥50KN，支柱迎山角≤2º。5）人工回柱时严格执行先支后回的原则,按照由里向外的顺序进行，严禁控顶作业。
三、支护强度计算 1、6～8倍采高上覆岩石重量计算 Q=ΣH•L•KN /m2； =3.2×8×4.94×2.4×103 =303.5 KN /m2 ΣH:6～8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，本设计采用最大控顶距4.94米； Υ：容重，2.4×103 ㎏/m3.2、根据容重法验算： P=HFγ(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5m;F—支护面积，取7.41 m2； γ—顶板岩石容重，取2.4t/m3； q—动载系数（取1.3）。
经计算得：P=2045.16 KN，即工作面合理的工作阻力为2045.16kN,该面选用的支架工作阻力为7800 KN，满足支护要求。
三、支护强度校核：
根据ZF7800－17/35型液压支架的额定工作阻力为7800KN,每台支架有效支撑顶板面积为7.41m2,单位面积支护强度为7800/7.41＝1052.6KN/m2,且8倍采高上覆岩来压强度为303.5 KN /m2，因此支架可以满足顶板的支护要求。附图2-1：工作面 支护平、剖面图
第四节：回采工艺
一、回采工艺及工艺流程：
（一）、回采工艺
12205综采工作面的回采工艺主要包括以下五方面的内容，即：采煤、装煤、运煤、支护、采空区处理，现叙述如下： 1.采煤、利用采煤机进行采煤。2.装煤、利用采煤机配合刮板机装煤。
3.运煤、利用刮板机、装载机、皮带等联合运输。
4.支护、12205综采工作面的支护采取ZF7800－17/35型液压支架及时支护。5.采空区的处理方法、全部跨落法。
（二）、工艺流程
1、工艺流程图：采煤机下行割煤 → 拉架 → 采煤机上行空刀清浮煤 → 移刮板输送机 →上部斜切进刀 →下行割煤。
2、各工序影响范围和安全距离：
A:割煤：斜下方15m范围内任何人不能在架前作业、逗留。
B:移架：上、下相邻支架及本架范围内不得有人穿行或进行与移架无关的工作。C:推溜：返机时滞后采煤机15m以上。
第五节：落煤方法
一、落煤方法：机械落煤
1、进刀方式及切割方式（1）进刀方式
采用机尾斜切进刀方式,工作面的上口由采煤机自开,斜切进刀段长35m，其中直线段长20m，弯曲段为15m。如图所示: 切割方式:采煤机下行割煤, 右滚筒割顶煤,左滚筒割底煤,行至工作面刮板机头割通煤壁,将右滚筒降下割底煤.反向将采煤机机身部底煤割尽,空刀上返清理浮煤,行至上部刮板机弯曲段,采煤机左滚筒升高割顶煤, 右滚筒割底煤,斜切进刀,待采煤机进入直线段后,将刮板机推直,采煤机割透煤壁后,将左滚筒降下割底煤,右滚筒升起割顶煤,采煤机下行开始下一个循环割煤.（2）割煤方式
1)割煤:本工作面落煤使用MG900/1130-WD型双滚筒摇臂调高式采煤机,无链牵引、依靠滑靴和滚轮与工作面刮板运输机齿条配合骑在工作面刮板机上行走。
2)割煤方式:采用单向割煤方式,即采煤机下行割煤,上行空刀清浮煤，在工作面往返一次为一个循环,每刀截深为0.8m。
二、煤质及煤炭回收
1、提高煤质的要求
灰分、含矸率、水分均执行矿下达的月度煤质计划。
2、提高煤质的措施
1）采煤机司机要严格控制采高,严禁破直接顶开采。
2）若遇顶板破碎,漏矸严重时,要超前带压移架,有效控制顶板。
3）工作面如发现有长、宽超过450mm的矸石,看闭锁键工必须在矸石进入破碎机前,闭锁刮板输送机和转载机,从转载机中将大块矸石拣出,最后清理到采空区。
4）如果工作面有直径超过500mm,长超过1500mm的大块矸石,必须在工作面进行人工处理,打碎后检出扔到支架尾梁下面。
5）架间若有漏矸,不准将架间的矸石清到溜子上,必须清放在支架尾梁下，同时，要及时调整架间距。
6）严格执行停机必须停水的制度。7）预留200mm的顶煤开采,防止伪顶脱落。（制定专项安全技术措施）
8）在工作面的防尘水的管理方面必须在保证正常的防尘的同时必须严格控制水压和水量。尽量减少原煤的水分，停机时必须停水。
9）胶带运输巷的水沟要保证畅通，转载机机尾不得卷水。
第三章、顶板管理 第一节、工作面顶板管理
一、矿压参数及分析资料 1、12205综采工作面无相似条件工作面矿压参数可以参照。
2、分析资料: 12205综采工作面,伪顶为碳质泥岩,直接顶为煤线和碳质泥岩,在回采中伪顶、直接顶随采随落, 本工作面采用的放顶煤式ZFTH15000-21/38型端头支架一组ZFG8000-21/38过渡架，机头、机尾各3 架，ZF7800－17/35中间架167架，12205综采工作面共计174架进行工作面顶板支护，采空区顶板自然冒落。因此在回采过程中必须确保泵站压力，必须将支架升紧升平，接实顶板,并及时打出伸缩梁、打开护帮板,调整支架架间距,减少空顶面积。防止片帮、冒顶的发生。
3、矿压观测
为了进一步摸清二＃煤的矿压显现规律,为下一步的开采提供相应的技术参数和分析研究液压支架工作的状况,并为了安全生产和今后支架选型提供科学依据.工作面采用远红外智能监测系统，设5处观测点对顶板压力进行矿压观测,风、胶带运输巷采用十字布桩法对顶板进行观测，并建立健全相应的管理制度,设专人定期收集数据,进行数据分析处理。并根据观测的结果，进行分析，特殊情况下必须编制专项措施进行处理。
第二节：移架方法
一、工作面移架方法、顺序、安全技术措施（1）移架: 支架的工作方式采用及时支护方式，支架的移架方式为单架依次顺序移架。下行割煤距采煤机右滚筒3m将支架护帮板和伸缩梁收回.采煤机割煤后距采煤机右滚筒1.5m伸出伸缩梁,距采煤机左滚筒3～5m开始移架,移架到位后,及时打出护帮板护实煤壁,以防片帮.若遇顶板破碎,可在距右滚筒3～5m开始拉架,(此时,支架工要和采煤机司机配合好,避免发生挤人和采煤机割顶梁事故)即称为超前移架,超前移架时必须带压移架,带压移架时,支架必须达到规定初撑力,泵站压力达到30MPA。支架移架操作顺序: 降前梁 →降前、后立柱→收伸缩梁→移架→用侧护板和底调千斤进行调架→升前、后立柱→升前梁→伸出伸缩梁→打开护帮板。移架质量标准: 初撑力不低于规定值的80％，支架要排成一条直线，其偏差不得超过±50mm，中心距按作业规程要求，偏差不超过±100mm，支架顶梁与顶板平行支设，其最大仰角＜7。，相邻支架不能有明显偏差（不超过顶梁侧护板高度的2/3），支架不挤、不咬，架间隙不超过规定（＜200mm），操作后必须将手把打回零位。如果端面距超规定时,必须及时将伸缩梁打出去，有效控制端面距。（2）移刮板输送机：
采煤机上行空刀清理浮煤，推移刮板输送机时，移刮板机与采煤机距离必须保证在15m以上，移溜步距为0.8m,每10架为一组,同时渐次推进,推移刮板机弯曲段长度不小于15m,刮板机移过后必须保证平直,成一条直线,铲煤板距煤壁保持在0.15m的距离.移好刮板机后将液压支架操纵手把打到零位.支架不得出现歪架、斜架、倒架等现象，如果端面距超规定时,必须及时将伸缩梁打出去，有效控制端面距。
二、两巷回柱方法、顺序、安全技术措施
1、两巷回柱方法、顺序、安全技术措施
1)生产中在移动端头支架、上口过渡支架前,先维护好顶板后,方可撤出有碍回采循环的超前支柱,所有超前支护不得提前回撤。
2）胶带运输巷拆卸棚梁、支柱时,必须在移端头支架前闭锁刮板机、转载机后进行,严禁人员提前或者在设备运行中拆除。
3)回柱前,必须经瓦检员检查上隅角处的瓦斯浓度,只有在有害气体浓度不超限时方可人工回柱。
4)人工回柱时严格执行“先支后回”的原则,按照由里向外的顺序进行,回柱后切顶线支柱必须保证与支架顶梁保持平齐.顶梁平齐，随工作面推进前移，不得提前回收。支柱必须支设在实底上,支柱钻底量超过100mm时必须穿底鞋。在切顶线密柱之间支设两颗戗柱，且迎塘角合格，顶板破碎时采用小眼经纬网先护顶，再支设戴帽点柱维护顶板。
5）回风顺槽上帮、胶带运输巷下帮的木托板必须与支架后立柱平齐时方可回收，回风顺槽下帮、胶带运输巷上帮的木托板可以提前一刀回收，不得提前回收其它木托板。
2、支护要求：
1）支架中心距保持1.5±0.1m之间,保持支架接顶严实,支撑状态良好,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30MPA.乳化液泵站和液压系统完好，不漏液，乳化液浓度不低于3％～5％，有现场检查手段。
3）及时按移架要求支护,下行割煤滞后右滚筒1.5m打出伸缩梁,接实顶板,移架后及时伸出护帮板,护住煤壁.3、采空区处理：采空区顶板自然跨落（全部垮落法）
三、煤壁管理的方法及预防片帮的安全措施:
1、煤壁管理严格按照以下方面执行：
a)加强工作面工程质量管理，确保工作面煤壁平直，防止压力集中造成煤壁片帮。b)严格控制工作面采高，严禁超高开采。
c)确保泵站压力必须达到30MPa ,使支架达到初撑力要求。d)工作面煤壁成一条直线，不得留伞檐。e)支架工要及时移架,及时支护顶板。
f)做好工作面的周期来压及矿压观测工作，加强工作面周期来压时的顶板管理。g)所有工作人员要经常观察附近的顶板支护及煤壁情况,严防片帮、掉矸伤人事故发生。
2、及时磨采，调整工作面煤壁与煤层节理方向的夹角，始终使胶带运输巷超前回风顺槽8～12m。
3、磨采时采用磨采一刀平推两刀的方式进行，并保证工作面“三直、两平、两畅通”防止出现压力集中。
4、磨采时，机尾不动，机头推进一个截深，将工作面刮板机找出一条直线后进行磨采。
5、发现上下端头安全出口煤层或顶板有异常现象时,必须进行处理。
6、如若片帮严重，要适当降低采高，及时移架，打出护帮板维护煤壁。
四、支护材料（设备）的管理及消耗
1、回风顺槽、胶带运输巷各备用50颗DZ3.5m（3.2m）单体柱及回风顺槽、胶带运输巷各备用20根3.2m(3.8m)π型钢梁并挂牌管理。
2、回风顺槽、胶带运输巷各备用1方小杆,柱帽1方。
3、各种材料必须码放整齐,并挂牌进行管理。
4、支护材料用量及消耗计算表.如表:3-2
一、正规循环方式: 1.循环方式:采煤机机尾斜切进刀、割煤、运输、移架、清理浮煤、移刮板机为采煤全过程。采用单向割煤、往返一刀的循环方式。
2.根据采煤机的正常割煤速度V＝5m/min计算，在下行割煤和上行返机共计运行长度为420米，时间是84分钟；在机头处割透的时候和在机尾斜切进刀的时候速度V＝2m/min。共计运行长度为100米，时间是50分钟；移动刮板输送机机头需要停机20分钟，一个循环共计时间为119分钟。每班8小时作业时间，能够进行3个正规循环。附图:12205综采工作面正规循环作业图表
二、作业形式
采用”三八”制作业形式,即二班生产.一班检修,均采用现场对口交接班制度,每班有效工时八小时。
三、劳动组织形式及劳动组织表: 1.劳动组织以采煤机割煤工序为中心,组织拉架.移溜等工作,即采用分工种追机平行作业,充分利用工时,发挥综机效能。
2.劳动组织配备表,附表:12205综采工作面劳动组织表。
12205综采工作面劳动组织表
四、循环作业组织措施：
1． 严格进行出勤考核，确保每班出勤人数符合要求 2.严格执行班前会制度，保证按时入井。
3.入井前及开始工作前做好需要的准备工作，避免因准备不足影响生产。
4.加强对职工的技术培训，提高职工的技术素质和操作能力，按时按量完成工作，提高工作效率。5.加强工程质量管理，保证工程质量达标，避免因质量原因进行返工造成的延误工时。6.建立内部经济考核制度并严格执行，充分发挥跟班队长的作用，充分调动职工的劳动积极性。
7.加强机电设备的使用，保养、维修管路，降低设备故障率，减少设备故障影响，提高开机率。
8.加强职工的安全教育培训，提高职工安全意识和自主保安能力，及时处理安全隐患，避免因事故影响生产。
9.创造良好的工作和休息环境，使职工保持良好的精神和体力
五、工作面经济技术指标 12205综采工作面技术经济指标
第五章 ：生产系统 第一节 运输系统一、运输安全技术措施
1、运输系统 1）运煤系统
12205综采工作面选用SGZ900/1050 型刮板输送机,运输能力为2000T/H，胶带运输巷选用SZZ1200/525型转载机, 运输能力3000T/H，PCM-250型连续破碎机，破碎能力3500T/H,DSJ-1000/200型胶带输送机,运输能力为1000T/H。
运煤路线：12205工作面→12205胶带运输巷→1164m煤仓→东主斜井皮带→地面选煤系统。附图:12205综采工作面设备布置图 2）运料系统：
回风顺槽运料路线：东副斜井→＋1265M水平车场→12205回风顺槽绕道→12205回风顺槽→12205综采工作面。
胶带运输巷运料路线：东副斜井→＋1189M水平车场→12205辅助运输巷→联络巷→12205综采工作面。
2、安全技术措施：
1）运输系统的安全保护装置必须灵敏、可靠。信号系统灵敏可靠。2)所有特殊工种必须经过专业培训，考试合格，持证上岗操作。3)小绞车必须安装灵敏、清晰、可靠的“声光组合”信号装置。
4）巷道内的“一坡三挡”设施必须处于常闭状态，提放车时，方可允许打开。5）斜巷提升必须严格执行“行车不行人，行人不行车”制度。
6）检修或处理三机故障时，必须要从开关上停电闭锁并挂好停电牌，严格执行好停送电制度。
7）、轨道的铺设质量符合质量标准化要求。轨距为900mm,误差为-2－+5mm，直线段2条钢轨顶面的高低差，以及曲线段外轨按设计加高后与内轨顶面的高低偏差，都不得大于5mm。轨道扣件齐全,牢固并与轨型相符,轨道接头间隙不大于5mm,高低和左右错差不得大于2mm.枕木间距为700mm,偏差不大于±50mm,枕木规格为1500×150×150mm。8）、各工种必须执行岗位操作规程，杜绝三违。附图:12205综采工作面运煤、运料系统图。
二、设备运行安全技术措施
一)、胶带输送机运行的安全技术措施 每部胶带输送机必须设3人看护，一人看机头，一人看机尾，一人巡视胶带输送机中部运行情况，发现问题及时处理，石门皮带运输机铺设处巷道高差大，必须安排一人看机尾并巡视胶带输送机中部运行情况，发现问题及时处理。同时，在胶带运输巷皮带机头、中部及皮带机尾增设信号装置，巷中100m设置一个信号装置。
1、开车前首先发出开车信号,使沿线人员离开转动部位,防止伤人。
2、操作胶带机要精力集中,司机要随时注意观察胶带机的运转情况,各部声音是否正常，转动是否平稳，胶带是否跑偏，发现问题时应立即调整处理。
3、胶带机运行中,要不断检查各台电动机,减速器以及各部温度的变化情况,检查胶带是否有撕裂现象,接头是否损坏,如发现温度过高,胶带撕裂,接头损坏,传动装置有异常现象,应停车处理。
4、司机随时注意信号,要注意及时停车。
5、胶带机停车前应把胶带上的煤拉空,避免胶带带负荷启动,严禁在短时间内频繁启动。
6、在运转中机头,机尾清煤装置的刮板应紧贴胶带,不允许碎煤和煤粉越过清煤装置而附于滚筒表面,已粘附上的煤应及时清除,不宜用木板或其它物料替代刮煤板。
7、司机停车后要及时切断电源。
8、机头,机尾滚筒如有煤,矸需清理时,整好工作服,系好纽扣，身体各部分严禁伸入皮带内,以防发生人身伤亡事故。
9、严禁乘坐或跨越正在运行的胶带输送机。二)、刮板输送机、转载机司机安全技术措施
1、开车前，应首先检查三机的传动装置，螺丝是否齐全、紧固，油质、油位是否符合标准，信号、闭锁是否灵敏可靠，确保无误后方可送电开车。
2、在运转过程中，司机应随时注意观察其运行状况，链子松紧适宜，无缺、断刮板现象。联接环销子要完好、无外退现象，否则，须及时停机处理。
3、司机严禁离开岗位，如果离开则必须停止运转设备。
4、输送机运行过程中，所有人员不能到挡板里侧工作，并且严禁人员跨越，需要通过时，必须停止运转。
5、三机禁止超负荷运转，禁止在重载下起动或停车，防止损坏传动装置。
6、溜槽损坏、错茬、扒口时，严禁开车，防止挡断链子。
7、检修或处理三机事故时，必须要从开关上停电闭锁并挂好停电牌，执行好停送电制度，并维护好面前顶板和煤帮。
8、拉移溜头前，首先清除机道内浮煤、浮矸等杂物，使机道畅通。采用单体辅助推移时，应保持平、正、稳、直的原则。推移前，溜头司机、转载机司机、要及时通知、联系胶带机头司机及时张紧皮带。生产过程中拆除皮带框架必须停止皮带运转后进行。
9、严禁用输送机、转载机运送超长物料。如果用输送机运送物料、工字钢、柱子以及小型设备时，必须由工长统一指挥，停止破碎机运转，通知面上所有人员，并派专人看好闭锁；所运物料或设备要放正、稳好，刚性材料要用铁丝固定在刮板链上；严禁物料从运输机直接卸于转载机内，必须人工处理。拾料时必须等输送机停稳之后方可进行。高度超过200mm的物料严禁用转载机运输。
10、输送机、转载机的转载点及破碎机的出料口必须设有喷雾，否则不能开机。
11、破碎机进料口处应安设紧停装置和安全链，所安装置要灵敏、可靠，出料口必须安设挡矸帘，以防崩出煤、矸伤人。
12、运输机内存煤量不得超过溜槽深度的2/3，所运物料每件间距不小于3米，严禁堆放。三)、小绞车运输的安全技术措施
1、小绞车司机及信号把钩工必须经过专业培训，考试合格，持证上岗操作。
2、小绞车必须安装灵敏、清晰、可靠的“声光”信号装置,小绞车司机必须听从信号指挥,不得随意操作,操作信号规定如下:停车：一声长铃;提车：连续两声铃;放车：连续三声铃。小绞车每次提升车数最多为一辆。
3、小绞车必须挂牌管理，管理牌板填写以下内容：绞车型号、用途、使用地点、钢丝绳规格、坡度、提车数量、包机人、司机等。
4、小绞车必须有小绞车准运证后方可使用。
5、小绞车必须设有专门的检查记录，每班由当班小绞车司机全面检查钢丝绳、钩头、闸把、固定情况等，认真填写检查记录。
6、小绞车钢丝绳钩头必须加装护绳桃形环，钩头采用插接方式时，其插接长度不得小于钢丝绳直径的30倍加100mm。钢丝绳头不得散股、断丝、变丝。
7、小绞车司机必须做到“五不开”：即，小绞车不完好不开；钢丝绳打结、断丝超限不开（断丝在一个捻距内，不得超过钢丝绳总数的10％）；安全设施及信号不齐全可靠不开；超过规定挂车数不开；信号听不清不开。
8、防跑车和跑车防护装置的安装：在上部平车场入口处安设能够控制车辆进入摘挂钩地点的阻车器；在上部平车场接近变坡点处安设能够阻止未连挂的车辆滑入斜巷的阻车器；在上部平车场上行重车道安设能够依靠自身配重自动复位的阻车器；在变坡点下方略大于一列车长度处，设置能够防止未连挂的车辆继续往下跑的挡车栏；在倾斜井巷内安设能够将运行中断绳、脱钩的车辆阻止住的跑车防护装置，此挡车器为常开式或常闭式。
9、绞车牵引过程中，绞车硐室口附近5米和硐室内禁止闲杂人员逗留。
10、小绞车司机操作时着装整齐，必须扎紧袖口系好钮扣。司机必须站在护绳板后操作。严禁操作者站在小绞车侧面一手操作，一手撬钢丝绳。
11、胶带运输巷内掘进期间根据巷道起伏需要在巷道下帮设置绞车硐室安装小绞车辅助运输，绞车硐室、信号硐室、挂绳硐室的位置、规格尺寸由生产技术部门确定。挂绳硐室必须安设在阻车器前。
12、每次使用小绞车时，绞车司机必须全面检查钢丝绳、钩头、保险绳、闸把固定装置、绞车硐室支护、“一坡三挡”。
13、每次提升时，信号把钩工必须认真检查信号是否灵敏可靠、检查车辆的连接是否合格，保险绳是否按规定使用，不合格不准发信号开车。
14、摘钩头时，首先必须将车停稳，关闭安全门，用阻车器阻住，然后方可摘钩头。
15、绞车接力换钩时，必须先将车停稳，然后用阻车器将车阻住后，再进行摘挂钩。换钩时，必须由当班班长现场亲自指挥。
16、绞车司机开车时人员站在绞车的侧面进行操作，严禁站在绞车前或绞车底座上开车。
17、下放设备前，必须对捆绑情况详细检查，如捆绑不合格，不得发信号下放。18、12205回风顺槽、辅助运输巷的安全门必须安全可靠，保证经常处于常闭状态。
19、下放设备过程中，必须由专人在行人道内观察车的运行情况，如有异常，马上打信号停车，待处理好后，方可继续下放。
（四）、12205回风顺槽、辅助运输巷SQ－110型连续牵引绞车使用安全技术措施
一、基本规定：
1、绞车下井前必须经机电部门检查，填发使用合格证后方可下井使用。
2、绞车司机都必须经专业培训取得合格证，方可上岗操作。
3、必须熟悉并遵守操作规程的各项规定，操作规程中未包括的内容，应按产品说明书等技术文件的规定执行。
4、了解设备的结构、原理、性能、主要技术参数、牵引能力及完好标准，并应会一般性的检查、维修、保养及故障处理。
5、严格执行交接班制度和岗位责任制。
6、必须了解运行段巷道基本情况，如总长度、支护方式、巷道起伏变化情况、中间联络巷位置、巷道内其他设备（设施）布置、安全设施配置等情况。
7、绞车运输安装地点应挂有“技术操作规程”和司机岗位制牌板。严格执行信号规定。
8、运行范围内的信号装置、通讯装置、警示装置、安全设施必须齐全、完好。
9、严格执行“行车不行人、行人不行车”的规定。
10、司机操作时必须精力集中，谨慎操作，不得擅自离岗，不做与本岗位无关的事情。暂时离开岗位时，必须切断电动机电源，并闸紧手动制动闸。
11、操作按钮、信号按钮要上盘上架，安设在便于操作的地点。
12、支架每次只许运输一辆，矿车不得超过三辆，使用特制的钢丝绳绳扣或五链环联结。
二、连续牵引绞车的使用措施：
（一）、对连续牵引绞车的安全检查：
1、使用前必须检查绞车的安装硐室顶、帮支护是否安全可靠、设备周围有无障碍物。
2、检查连续牵引绞车主机及张紧安装固定情况，基础螺栓有无松动、变位，张紧器是否倾斜，滚筒中线是否与张紧器中心先线一致。
3、检查连续牵引绞车主机制动闸（包括手动制动闸），闸带必须完整无断裂，磨损余厚不小于4mm，铆钉不磨闸轮，闸轮表面光洁平滑，无明显沟槽痕迹，无油污。各部位螺栓及背帽等完整齐全，无变形、弯曲。手动制动闸在未施闸时手把能够打在施闸方向的另一方，不能自动复位。施闸后，闸把位置应在小于全部行程4/5以内处于闸死状态。手动制动闸闸死状态下不能自动松开。电液制动闸应在全部行程2/3~4/5处将闸轮闸死。
4、检查滚筒绳衬。滚筒绳衬固定牢固，固定螺帽无松动。绳衬磨损量要求其外层高出固定螺钉不小于2mm。绳衬两侧边缘无明显钢丝绳爬绳痕迹。
5、检查张紧器。张紧器各连接件及两侧防护罩齐全、固定牢固。动滑轮、定滑轮及配重用滑轮转动灵活、无异常响动。两侧导绳轮固定牢固，绳槽磨损深度不超过10mm，轮缘无明显磨损。配重块导杆无弯曲，配重块放置水平，无倾斜、无卡滞。配重用固定钢丝绳无短丝，端头绳卡固定牢固。
6、检查控制开关、操纵按钮、电机及电液制动闸、声光信号器等应无失爆现象。信号必须声光兼备、声音清晰、准确可靠。
7、检查减速箱：减速箱无漏油、渗油现象。查看减速箱外侧的油标尺，油位应在标示红线以上。（110KW双速绞车）减速箱快慢速挡位变换手把一般情况下应处于慢速挡，手把闭锁销进入闭锁销孔。
8、空车试运行：依据现场情况确定运行方向，进入空车试运转。打开手动制动闸，启动绞车空转，绞车司机要注意观察绞车运转情况、张紧器工作状态及钢丝绳的运行情况，绞车电机、减速箱、滚筒、张紧器运转应无异常响声和震动。发现异常立即停车检查。
9、通过以上检查，如发现问题要及时汇报，处理好方可开车。
（二）、启动
1、听到清晰信号并确认无误后，开始运行。先打开手动制动闸，然后依信号指令方向启动绞车运转。
2、跟车人员使用手机与基台进行信号联系。基台接受到手机信号后，即以声（电铃）、光（大型LED信号灯）双重指示回铃。
（1）、收到一下打点信号后，响一下铃声，红灯亮，表示停车。（2）、收到二下打点信号后，响二下铃声，绿灯亮，表示上行。（3）、收到三下打点信号后，响三下铃声，黄灯亮，表示下行。（4）、收到四下打点信号后，响四下铃声，绿灯闪烁，表示慢速上行。（5）、收到五下打点信号后，响五下铃声，黄灯闪烁，表示慢速下行。操作方法：接收行车信号
当收到1声打点信号时，喇叭同步响铃1次，亮红灯（停车）；
当收到2声打点信号时（间隔不大于1S），喇叭同步响铃2次，亮绿灯（上行）； 当收到3声打点信号时（间隔同样不大于1S），喇叭同步响铃3次，亮黄灯（下行）； 当收到4声打点信号时（间隔不大于1S），喇叭同步响铃4次，绿灯闪烁（慢上）； 当收到5声打点信号时（间隔同样不大于1S），喇叭同步响铃5次，黄灯闪烁（慢下）；上述指示灯亮4S后自动熄灭，并向打铃手机发射一回铃音，即结束本次信号处理，等待接收下一次信号。接收紧急停车信号：当基台收到紧急停车信号后，将发出连续的嘟—嘟—报警声，并立即将后面板急停接口的控制触点送出+12V控制电压。
3、启动运转后，司机一只手要放置在停止按钮上，时刻准备停车操作。
4、如启动困难或有异常现象，应查明原因，不准强行启动。
（三）、运行
1、运行中，司机要集中精力，注意观察张紧器及钢丝绳在滚筒上的排绳情况，手不离电源按钮，如收到不明信号应立即停车查明原因。
2、运行中，如发现下列情况时，必须立即停车，采取措施，待处理好后再运行： ①电机转动声响出现异常和冒烟。
②钢丝绳有异常大幅度跳动，或突然大幅松弛。
③钢丝绳在滚筒上打滑或出现爬绳、咬绳现象。钢丝绳接头有翘起或断丝破股现象。④张紧器有异常现象。⑤有其他异常声响、异味。⑥突然停电或有其他险情时。
3、运转时禁止采用手动制动闸施闸。
4、严禁超载、超挂、蹬钩、扒车。
5、车辆出现掉道，严禁使用连续牵引绞车硬拉复位。大件车辆出现掉道按专项措施执行。6、110KW双速连续牵引绞车变换快慢速挡位必须在电机完全停止运转情况下运行。如挡位一次打不到位，可将手把恢复到原挡位，点动绞车，然后重复换挡操作，直到换挡闭锁销插入直向销孔。严禁挡位手把打不到位开车。
7、严禁在运行过程中变换挡位。
（四）、停车
1、当接到停车信号时，立即停车，并及时用手动制动闸施闸，使主机平缓减速到停止。
2、车场调车时，调整车辆位置时要依据信号，点动运行。
3、司机离开岗位时，必须切断电源。
三、移设
随着综采工作面的推移，无极绳绞车的机尾必须向前移动，移设时将多余的钢丝绳缠绕在储绳装置上，严禁将钢丝绳剁断；重新支设时的要求：运输一般材料，利用三只锚杆固定，但必须全锚。固定尾轮用钢丝绳直径不得小于Φ28，须缠绕至少3圈，紧固绳卡不得小于6只，并经常检查松紧状况。防止尾轮受力滑动，并仔细检查其固定情况，严格按照安装标准移设。运输液压支架等重型设备时，尾轮必须用水泥基础固定。可根据实际情况，在尾轮处用2～4根单体支柱斜撑，角度为3°～4°，以防安全，要求单体支柱必须戴规格为：长х宽х厚＝400х200х150mm的柱帽，柱头用18＃铁丝与顶板上的钢带连接牢固且扭结不得少有三道。
四、使用维护
1、开车前应检视各处情况是否正常，如电气线路是否正确，开关等有无缺陷，各连接处螺栓是否紧固，手闸是否在松闸位置及灵活可靠，轴承及减速机内润滑油是否充足，变速箱档位是否到位、正确、自锁等，在检查各处情况正常后方可开动电动机进行空运转，在检查电液制动闸正常和绞车无异常声响后方可加上负荷。2、110KW双速无极绳绞车变速时必须是停车后换挡，在运行中严禁换挡。换挡手柄必须在慢速位置或快速位置，严禁挂空挡开车。换挡时如不能顺利挂挡，允许盘转电机连轴器。
3、手闸的使用必须是在关闭电机电源后方可进行，不许可在电机通电期间进行刹车，以免损坏绞车机件和电机。
4、张紧装置应牢固且稳定的安装在水泥地基上，上部可用圆环链与顶侧帮固定并拉牢，以能承受意外的侧向力。
5、两端导向轮的方向应与钢丝绳的走向保持一致。
6、各滑轮的轴端均有油杯，每周必须用黄油枪注钙基润滑脂一次。
7、运行时必须注意滑轮和配重是否上下移动自如，不得有卡滞现象。
8、每次运行前必须检查固定钢丝绳的两块锲块，如有松动情况应立即加以紧固。
9、收放钢丝绳后，应将定位锁插入储绳筒孔内，防止储绳筒在运行中转动，使钢丝绳逸出。
10、带防跑车装置梭车运行前，须检查制动插爪是否位置正确，插爪能否动作，否则进行适当调整。
11、运输液压支架等重型设备时，尾轮必须用水泥基础固定，其他材料运输允许用三只锚杆固定，但必须全锚。允许运输的物料为除液压支架等重型设备以外的所有物料。
12、可根据实际情况，在尾轮处用2～4根单体支柱斜撑，角度3。～4。，以防安全。
13、尾轮中间轴端上有注油杯，每周须用黄油枪注钙基润滑脂一次。
14、固定尾轮用钢丝绳直径不得小于Φ28，须缠绕至少3圈，紧固绳卡不得小于6只，并经常检查松紧状况。
（六）、使用胶带输送机运送物料的安全技术措施
随着工作面的推移，胶带运输巷需要回收的物料较多，为减少职工劳动强度，需要使用胶带输送机进行运输，为保证设备和人身的安全，特制定如下安全技术措施：
1、在胶带输送机运送物料前，必须对整机进行检查，发现缺少托辊或者托辊损坏必须更换，检查各处皮带扣是否齐全、完好，对整机试运转。
2、每次停、开机必须执行一停、二开信号。在每次信号使用前，必须检查信号系统是否声音清晰，灵敏可靠。
3、将胶带输送机上的煤全部拉完。
4、检查沿线皮带是否跑偏，若有跑偏必须按照规定进行调整。
5、允许用胶带输送机运输物料有：枕木（必须将道钉全部拔掉）、各种胶管、皮带连接管、皮带托辊，其他物料严禁使用胶带输送机进行运送。
6、在胶带输送机上放物料时，不能存放在皮带接头处，各类物料不准码放成堆，每处所放物料并排宽度不得超过带宽的1/2。码放物料要沿皮带中心线向两边均匀排放，不能使一侧偏重，以防造成跑偏，并将物料运行方向一端用木托板垫起。
7、物料从皮带向外运输至距胶带运输巷绕道50M处卸下，再用平板车运出。
8、当用皮带向外运输时，一人站在距离绕道60M左右的信号处观察物料，当物料运到时，及时的将急停装置闭锁，然后至少有两人协同进行卸料，抬放物料必须动作一致，卸下物料必须码放整齐。
9、在运送物料过程中，皮带沿线不准有人从事其他工作，各个变坡点要有专人看护，发现异常情况立即停机处理。
(七)、刮板输送机运料的安全技术措施:
1、刮板输送机运送立柱、千斤顶、电缆槽、中间槽、框架等大件时,必须将采煤机开到下端头停下,并断电、闭锁,与控制台电工联系好.2、刮板机上的煤拉空后,闭锁刮板输送机,将大件物料用倒链缓缓吊入刮板机,并与刮板、刮板链捆帮在一起,经工长检查后, 方可将刮板输送机解锁下放.3、将大件吊入刮板机时,大件下方10m范围内不能站人.4、下放大件物料时,必须有专人监护物料运行情况,如有异常,马上闭锁刮板机,处理正常后,经工长同意,方可继续下放.5、大件运送到位后,必须闭锁刮板输送机,并设专人看管闭锁键,不经负责人同意,不得解锁.6、人员进入到刮板机上时,必须执行人员进煤帮侧安全技术措施中的规定.7、严禁使用刮板输送机运送超长超重材料。
第二节 供电系统一、供电系统及设备配套: 1.供电系统: 供电系统敷设路线为: 胶带运输巷:+1189m变电所 →1189m车场→12205辅助运输巷绕道→12205辅助运输巷→胶带联络巷→12205胶带运输巷.回风顺槽：+1189m变电所→1265m车场→12205回风顺槽绕道→12205回风顺槽.附图5-1:L3514综采工作面胶带运输巷、切眼供电系统图 附图 5-2:L3514综采工作面回风顺槽供电系统图
二、12205综采工作面电缆选型计算：（后附计算过程）。
三、供电安全技术措施：
1、各种保护装置按照要求安装，确保完好可靠。
2、三台以上设备摆放在一处时，必须设置局部接地，接地极符合规定要求，接地电阻不大于2Ω。煤电钻接地电阻不大于1Ω。
3、电缆不应悬挂在风管或水管上，不得遭受淋水。电缆上严禁悬挂任何物件。电缆与压风管、供水管在巷道同一侧敷设时，必须敷设在管子上方，并保持0.3m以上的距离。巷道内的通信和信号电缆应与电力电缆分挂在井巷的两侧，如果受条件所限：在巷道内，应敷设在电力电缆上方0.1m以上的地方。
4、每月对井下电器设备的绝缘电阻进行检测，每季度要对接地电阻进行测试，并做好记录，将检测结果报生产技术部。
5、每天对移动变电站、照明综保的漏电、短路保护进行跳闸试验，每月对远方漏电保护进行一次试验，将试验结果报生产技术部。不正常时要及时进行检修处理，确保各种保护正常使用。
6、设备投入使用前，由机电技术员对设备开关保护动作值按照规定进行整定计算，操作人员按照整定值对开关的保护进行整定，设备使用过程中操作人员不得擅自改变开关的整定值。一般规定:
1、综采电工必须持证上岗,严格执行停送电制度,停送电工作有专人负责联系,并挂上”有人工作,不准送电”的标志牌,上好闭锁螺柱并派专人看管,只有执行这项工作的人员才能有权取下牌子送电。
2、对井下供电设备要做到“三无”,“四有”,“两齐”, “三全”,“两坚持”,严禁出现电气设备失爆。
3、井下不得带电检修,搬迁电气设备,应严格执行《煤矿安全规程》第445条以下规定： 检修或搬迁前，必须切断电源，检查瓦斯，在其巷道风流中瓦斯浓度低于1.0%时，再用与电源电压相适应的验电笔检验；检验无电后，方可进行导体对地放电。控制设备内部安有放电装置的，不受此限。所有开关的闭锁装置必须能可靠地防止擅自送电，防止擅自开盖操作，开关把手在切断电源时必须闭锁，并悬挂“有人工作，不准送电”字样的警示牌，只有执行这项工作的人员才有权取下此牌送电。
4、井下操作电气设备必须遵守《煤矿安全规程》第446条中以下体规定：
（一）非专职人员或非值班电气人员不得擅自操作电气设备。
（二）操作高压电气设备主回路时，操作人员必须戴绝缘手套，并穿电工绝缘靴或站在绝缘台上。
（三）手持式电气设备的操作手柄和工作中必须接触的部分必须有良好绝缘。
5、电气设备断电后必须经验电，放电后方可工作(放电时附近瓦斯浓度必须在1%以下),故障检查完毕后,必须进行全面认真检查,确认无误后方可送电。
6、操作千伏级以上电气设备主回路时,操作人员必须带绝缘手套或穿电工绝缘胶靴,127V电器操作手柄和工作中必须接触的部件,应有良好的绝缘。
7、对使用中的防爆设备的防爆性能,每月进行一次检查,日常工作中注意保护电气设备的防爆面,不得碰砸损伤,保持防爆面的光洁。防爆面不得有漆和锈蚀,并保持防爆面上有适当的防绣油脂。
8、对配电系统的继电器保护整定值,应随负荷的变化及时调整整定,保证过载,短路,漏电动作可靠,不经生产技术部机电主管技术人员的同意,不得更改保护系统的整定值。
9、在整个供电系统中,应保持所有设备的灵敏可靠,任何一种失灵的保护装置,都不得投入运行。
10、所有电器设备和电缆投入运行前,必须对绝缘电阻进行测量,达不到要求不准使用。
11、每台电气设备均挂包机牌,牌上说明设备的名称型号、电压等级、电流、用途、包机人。
12、移动变电站,高压接线盒,开关列车必须装有接地级,设备移动后,应及时装配好,不得随意甩掉。
13、电缆必须吊挂整齐,堆放的应盘成‘8’字形,并保证足够的半径,电缆吊挂点之间的距离不得大于0.3米,严禁用铁丝吊挂。
14、各电气设备均有检修记录和运行记录。
15、每周检修各部电气一次,机械闭锁装置是否可靠,复查各种开关,电站整定值是否准确。
16、每周全面检查一次采煤机电机插头,工作面电缆接线盒。
17、每月全面检查一次电气设备的防爆性能,保持设备完好。
18、对于上下两巷回收的设备和电缆都必须交回生产技术部。控制台电工操作安全措施:
1、到岗后,先检查控制台各按扭信号是否灵敏可靠,联系开顺槽皮带。
2、各设备起动顺序:发出预警信号---开动破碎机、转载机---开动刮板机---开始采煤。
3、控制台操作人员要精力集中,不得在岗睡觉。发现皮带停止运转,立即闭锁刮板机、转载机和破碎机。
4、控制台出现闭锁信号后,立即闭锁工作面各运输设备,并利用扩音电话询问原因并记录。
5、认真记录当班设备运行记录表。
6、工作面出现电器故障,按照电工操作安全规程的一般定进行处理。移设辅助运输巷移动变电站的安全技术措施：
1、由施工负责人检查现场后，没有问题，由施工负责人向生产调度指挥中心汇报，经生产调度指挥中心许可后方可停电检修，由施工负责人持停电报告单到1189m变电所联系停高压柜的电源，停电后悬挂“有人作业，严禁送电”的标志牌，然后验电、放电、挂接地线。
2、停送电必须坚决执行“停送电制度”和“工作票制度”；停电前，先由瓦检员对停电地点20m范围内瓦斯浓度进行监测，瓦斯浓度在1％以下方可停电，验电，放电，挂接地线。停电后到12205工作面辅助运输巷，确认无电后，拆下电站高压连接器，分别对高压电缆、移动变电站放电、方可进行工作。
3、从980m中央变电所给辅助运输巷绞车接临时电源，接线工艺要求完好，杜绝电气失爆。
4、将三台移变电站高压连接器断开，并把断开的高压连接器用塑料包好，以防受潮，再将低压电缆拉开并悬挂整齐。
5、然后利用辅助运输巷的连续牵引绞车依次将1#1140v移动变电站、2#3300v移动变电站、3＃3300v移动变电站移到指定地点。
6、使用绞车提升时，严格遵照《煤矿安全规程》中的以下规定
（一）轨道的铺设质量
（1）扣件必须齐全、牢固并与轨型相符。轨道接头的间隙不得大于5mm，高低和左右错差不得大于2mm。
（2）直线段2条钢轨顶面的高低差，以及曲线段外轨按设计加高后与内轨顶面的高低偏差，都不得大于5mm。
（3）直线段和加宽后的曲线段轨距上偏差为+5mm，下偏差为-2mm。（4）在曲线段内应设置轨距拉杆。
（5）轨枕的规格及数量应符合标准要求，间距偏差不得超过50mm。道碴的粒度及铺设厚度应符合标准要求，轨枕下应捣实。对道床应经常清理，应无杂物、无浮煤、无积水。（6）同一线路必须使用同一型号钢轨。道岔的钢轨型号，不得低于线路的钢轨型号。
7、使用绞车前，认真检查检查戗柱、压杠是否牢固；钩头是否完好，钢丝绳不得有死弯、断丝等不符合完好要求的状态，否则严禁使用。
8、提升过程中，移动变电站后面及两侧不得有人。
9、绞车钩头和电站的连接，使用φ12.5mm以上钢丝绳和绳卡固定穿过钩头和电站轮轴连接。
10、移动变电站运输到指定位置后，对高低压头进行检查维护，安全技术措施执行“移动变电站和高压连接器预防性检修的安全技术措施”
11、经检查无误后，对高压负荷侧试送电一次，当变压器运行正常，将低压馈电开关合上，一切正常后方可离开现场。检修移动变电站的安全技术措施：
1、检修移动变电站必须严格执行移设移动变电站的相关规定。
2、确认停电后，施工负责人方可准许工作。
3、施工人员在检修移动变电站过程中，需对高低压开关绝缘状况和导电紧固件进行测试和紧固、检查主触头、消弧触头使用状况。
4、工作完毕后，由施工负责人检查无误，方可下达送电命令，由停送电联系人到变电所联系送电；移动变电站送电时，作业人员要必须穿高压绝缘靴、戴高压绝缘手套。
5、送电10分钟后无异常情况，施工负责人及人员方可离开工作场所。
四、防治水安全技术措施(一).排水系统 根据水文地质资料,排水系统如下:(1)在回风顺槽低凹处做水窝设18.5KW水泵两台经排水管→12205回风顺槽→1265m车场水沟→井底内外水仓。
(2)在辅助运输巷低凹处做水窝安装两台22KW水泵，额定排水能力每台100m3/h ,备用两台5.5KW潜水泵和一台22KW水泵，两台22KW水泵分别和排水管接通，潜水泵做接头和排水管接通。两台22KW水泵安装在距辅助运输巷迎头10m位置。22KW水泵经排水管→ 12205辅助运输巷→1189m车场水沟→井底内外水仓。(二)、防治水的安全技术措施
1、工程技术部、通风区必须作好工作面的探放水，防止含水层或与工作面相邻老空积水在煤层开采过程中突然涌水，发生水害事故。
2、探放水打钻钻进时，如果发现《煤矿安全规程》第291条中的相关预兆时，必须立即停止打钻，严格按照第第二百九十一条的规定执行：第二百九十一条： 钻进时，发现煤岩松软、片帮、来压或钻孔中的水压、水量突然增大，以及有顶钻等异状时，必须停止钻进，但不得拔出钻杆，现场负责人员应立即向矿生产调度指挥中心报告，并派人监测水情。如果发现情况危急时，必须立即撤出所有受水威胁地区的人员，然后采取措施，进行处理。
3、定期观察地表塌陷区的塌陷情况，对容易积水的地方必须填平填实或采取排水措施，防止积水渗入井下。
4、地表裂缝和塌陷地点必须填塞，防止地表水沿裂缝流入井下，填塞裂缝时必须制定安全技术措施，防止人员陷入塌陷坑内。
5、严禁在各种防隔水煤柱中采掘，不得开采已经留设的防水煤柱。
6、地测部门必须作好水文地质预报，坚持“有疑必探，先探后掘”的原则，施工单位必须作好疏排水和防水工作。
7、采掘工作面或其他地点发现有挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气、水叫、顶板淋水加大、顶板来压、底板鼓起或产生裂隙出现渗水、水色发浑、有臭味等突水预兆时，必须停止作业，采取措施，立即报告矿生产调度指挥中心，发出警报，撤出所有受水威胁地点的人员。
8、根据水文地质情况，在工作面开采前必须在辅助运输巷迎头水仓安装两台22KW水泵，并确保排水管路的畅通，设备的完好，以备排水。
9、必须在工作面回风顺槽、辅助运输巷建立排水系统，排水系统使用的水泵，水管，闸阀、排水用的配电设备和输电线路，必须经常检查和维护,保证排水系统能够正常运转；开采前做抽水试验，排水系统完好，能够正常运转，工作面才准许开采。
10、经常清挖水沟，临时水仓，确保水流畅通和水仓的有效容量。附图4-7:12205综采工作面排水系统图
第三节：一通三防
一、通分部分
一、通风系统：
1、通风系统说明：工作面采用后退式Ｕ型通风系统。
①、新鲜风流：东副斜井→ +1189ｍ车场→12205胶带运输巷→12205综采工作面
②、污风风流：12205综采工作面→12205回风顺槽→12205回风道→东回风斜井→地面 附：12205回采工作面通风系统图
2、风量计算： A: 按瓦斯涌出量计算: Q=100QCH4.K=100×1.841×1.5=276.15m3/min 式中:Qch4:工作面瓦斯绝对涌出量1.841m3/min.K :风量备用系数取1.5.B: 按CO2涌出量计算: Q=100Qco2.K=100×1.7×1.5=255m3/min 式中:Qco2:工作面CO2绝对涌出量：1.7M2/min C: 按工作面温度计算: Q=60VS=60×0.9×10.87=586.98m3/min
式中: V:工作面风速:0.9m/s,根据风速与温度相适合的关系,温度在18-20度时,工作环境良好.故V取0.9.S:工作面平均断面.S=3.75(H－0.3),H为最大采高3.2M,故S=3.75(3.2-0.3)=10.87 D: 按人数计算: Q=4N=4×50=200ｍ3/min E : 按风速进行验算: Q≥15s=15×10.87=163.05m3/min Q≤240ｓ=240×10.87=2608.8m3/min 故工作面设计风量为586.98M3/MIN
3、通风管理及安全技术措施：
1）通风部门必须严格按照作业规程的规定保证有足够的风量，保证工作面正常通风。严禁不合规定的串联通风、老塘通风；严禁欠风作业、欠风生产。
2）保证工作面通风系统稳定、合理，未经矿总工程师同意任何人不得随意拆除通风设施。3）工作面风机两巷，不得码放过多的材料,保证有效通风断面大于设计断面的2/3。4）必须管好,用好为本工作面回采服务的通风设施,12205综采工作面回风顺槽、+1186m石门及各绕道两道风门不得同时打开,严禁用矿车撞风门。5）工作面内体积大于0.5m3的空间,局部积聚瓦斯浓度达到2%时,附近20m以内,必须停止作业撤出人员,切断电源, 进行处理。
6）工作面回风流中的CO2度达到1.5%,必须停止作业,撤出人员,查明原因,制定措施,进行处理。
附图:12205综采工作面通风系统图.二、瓦斯管理：
1、瓦斯管理及安全技术措施：
1.所有入井人员严禁携带烟草及点火物品入井，严禁穿化纤衣服。
2.区队长、工程技术人员、爆破工、班组长、采煤机司机、井下电钳工下井时，必须携带便携式甲烷监测仪；瓦斯检查工必须携带光学甲烷监测仪；安全监测工必须随身携带便携式甲烷监测报警仪或者是便携式甲烷监测仪检查瓦斯。任何人不得随意打开仪器，如有损坏、失灵，应立即带到井上进行更换。
3.通风部门必须严格按照作业规程的规定保证有足够的风量，保证工作面正常通风。严禁不合规定的串联通风、老塘通风；严禁欠风作业、欠风生产。
4.保证工作面通风系统稳定合理，未经矿总工程师同意任何人不得随意拆除通风设施。5.工作面风机两巷，不得码放过多的材料,保证有效通风断面大于设计断面的2/3。6.必须管好,用好为本工作面回采服务的通风设施,两道风门不得同时打开,并不得用矿车撞风门.7.严格执行瓦斯、二氧化碳和其他有害气体管理制度。工作面必须按照要求配齐瓦检人员，通风部门按照规定进行工作面测风和瓦斯工作，工作面的回风流每班不得少于两次的瓦斯,二氧化碳、一氧化碳的检查。
8.必须加强工作面上隅角等瓦斯监测和通风管理工作，防止CH4、CO积聚。9.严禁瓦斯超限作业。工作面回回风顺槽风流中瓦斯浓度超过1%或二氧化碳浓度超过1.5%时,都必须停止作业,撤出人员,并由矿总工程师负责采取措施,进行处理.10.电动机或开关附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.0%时必须停止运转,撤出人员,切断电源,进行处理.11.工作面内体积大于0.5m3的空间,局部积聚瓦斯浓度达到2%时,附近20m以内,必须停止作业撤出人员,切断电源, 进行处理.12.必须加强电气设备的管理。不得带电检修、搬迁电气设备、电缆和电线；严格执行电气防爆管理的有关规定，加大防爆检查力度，消灭失爆。因瓦斯浓度超限而切断电源的电气设备,都必须在瓦斯浓度降到0.5%以下时,方可恢复供电.13.供电必须做到“三无、四有、两齐、三全、三坚持”，电气设备必须保持完好，机械设备不得带病运转或者超负荷运转，严禁甩掉机电设备的保护装置或者设施运转，防止产生火花或者机械摩擦火花。
14.加强胶带输送机防火措施和安全保护，防止摩擦起火。
15.通风部门必须按照设计要求安装好束管监测系统和安全监测系统，并保证该系统的正常使用。
16.井下爆破必须使用煤矿许用的雷管、火药和爆破器。炮眼封泥及其长度必须符合《煤矿安全规程》的规定。无封泥、封泥不足或不实的炮眼严禁爆破。严禁裸露爆破。
17.炮眼封泥应用水炮泥，水炮泥外剩余的炮眼部分应用粘土炮泥或用不燃性的、可塑性松散材料制成的炮泥封实。严禁用煤粉、块状材料或其他可燃性材料作炮眼封泥。无封泥、封泥不足或不实的炮眼严禁爆破。严禁裸露爆破。炮眼深度和炮眼的封泥长度应符合下列要求：
（一）炮眼深度小于0.6m时，不得装药、爆破；在特殊条件下，如挖底、刷帮、挑顶确需浅眼爆破时，必须制定安全措施，炮眼深度可以小于0.6m，但必须封满炮泥。
（二）炮眼深度为0.6～1m时，封泥长度不得小于炮眼深度的1/2。
（三）炮眼深度超过1m时，封泥长度不得小于0.5m。
（四）炮眼深度超过2.5m时，封泥长度不得小于1m。
（五）光面爆破时，周边光爆炮眼应用炮泥封实，且封泥长度不得小于0.3m。
（六）工作面有2个或2个以上自由面时，在煤层中最小抵抗线不得小于0.5m，在岩层中最小抵抗长度不得小于0.3m。
18.爆破前，必须加强对机器、液压支架和电缆等的保护或将其移出工作面。爆破前，班组长必须亲自布置专人在警戒线和可能进入爆破地点的所有通路上担任警戒工作。警戒人员必须在安全地点警戒。警戒线处应设置警戒牌、栏杆或拉绳。并严格执行“一炮三检”制度和“三人联锁”放炮制度。线不得小于0.3m。浅眼装药爆破大岩块时，最小抵抗线和封泥长度都不得小于0.3m。
19.工作面风流中瓦斯浓度达到1%时, 必须停止用电钻打眼；爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1%时,严禁装药爆破。必须及时汇报矿总工程师采取措施处理。
2、瓦斯检测、监控系统管理及安全技术措施（附图：安全监测系统图）
我矿选用森透里昂S500（KJ31）型矿井安全生产监测系统用于矿井安全生产监测。
1、安全监测设备布置
①、甲烷、一氧化碳、温度传感器吊挂在回风顺槽距工作面上出口5米～10米范围内，回风顺槽风速传感器安设在回风顺槽口以里50米范围内，胶带运输巷温度传感器安设在据胶带运输巷口50米范围内。
②、各传感器采用专用吊架吊挂在回风顺槽上帮顶板上，甲烷、一氧化碳、温度传感器吊挂位置：距帮≦200mm，距顶≧300mm，风速传感器吊挂在巷道中心位置，与风流方向垂直。③、甲烷传感器工作参数：报警浓度≥1.0％，断电浓度≥1.5％，复电浓度<1.0％；断电范围：12205工作面，风、胶带运输巷所有电气设备；
一氧化碳传感器工作参数：报警浓度≥0.0024％；温度传感器工作参数：报警温度≥ 30 ℃。
2、系统安装
①、回风顺槽监测线由1189m变电所P5000扩展器接出至12205工作面回风顺槽。②、胶带运输巷检测线由1189m变电所P5000扩展器接出至12205胶带运输巷。
3、移设
每天早班安排专人将监测设备向前移设，保证移设的距离，同时，在移设过程中按照质量标准化标准悬挂，严禁出现将探头损坏现象，保证设备正常工作。附：12205回采工作面安全监测装置
3、瓦斯抽放管理及安全技术措施（枣泉煤矿矿井属于低瓦斯矿井，故不编制此措施）
三、防灭火安全技术措施（附图5-7：防灭火系统图）(1)、注氮防灭火工艺
我矿采用DQ1200NM3/98型变压吸附制氮装置： 氮气产量： 1200米3/小时； 氮气纯度： ≥98%； 供气压力： 0～0.65Mpa；
工作面注氮方式采用移动式埋管间断注氮工艺，即将注氮岩芯管埋入采空区一定距离，随着工作面的推移而相应拖移注氮岩芯管。平时工作面不注氮，一旦发现工作面上隅角CO浓度超过0.0024%或其它自然发火征兆时，立即启动制氮装置进行封闭注氮。
2、注氮防灭火系统 ①、管路系统
输氮管路系统由地面制氮站通过Ø133mm的输氮主干管沿东副回风斜井向下铺设至1189m车场，经阀门控制装置后变径接出一趟Ø108mm的输氮管路，经1#联络巷至12205胶带运输巷到工作面下端口接注氮岩芯管。②、铺设要求（1）、管路在1#联络巷内架空敷设，离底板高度1.8米，在12205胶带运输巷内沿巷道上帮底板敷设。
（2）管路在拐弯处设弯头，不许拐急弯；
（3）注氮岩芯管长30米，其中端头部为2米长的花管，带花管端靠胶带运输巷下帮埋入采空区20米，外露端与胶带运输巷输氮管之间加装一段长度为100米，直径2寸的软胶管；（4）在12205胶带运输巷口管路接入处和12205胶带运输巷输氮管与软胶管连接处各装一道阀门。
（5）将注氮岩芯管外露的部分与端头支架推移梁部分连接，随端头支架的前移而移动。(2)、束管监测系统
1、束管监测系统工作原理
我矿采用SG—2003型矿井火灾预测预报束管监测系统，其工作原理是利用抽气泵将井下各个测点的空气通过气体采样器、束管抽到地面监测室，然后对气体成分通过计算机加以分析后，即得出各个测点的一氧化碳、甲烷、二氧化碳、氧气、氮气等气体的浓度，从而掌握气体浓度及其变化规律并对井下自然发火起到预测、预报作用。2、12205工作面束管监测系统 ①、监测点的布置
（1）分别于12205综采工作面回风顺槽、上隅角、回风顺槽采空区设置3个监测点、胶带运输巷距巷口往里50米设置1个监测点；
（2）回风顺槽、胶带运输巷监测点的采样器安设于自巷口往里50米的范围内，悬挂位置距帮≤200mm，距顶≥300mm；
（3）上隅角测点采样器悬挂于切顶线以里1米范围内，距帮≤200mm，距顶≥300mm；（4）采空区测点采样器内置于岩芯管内，岩芯管长30米左右，埋入采空区20米，端头部为2米长的花管，采样器必须置于花管段范围，以利于气样采集。②、管缆系统
1）、束管管缆系统由地面监测室接出一趟16芯ф8的主管路沿东主斜井敷设至1189m水平，经由接管箱接出一趟16芯ф8的管缆至12205胶带运输巷口变为三根单芯ф8管缆至各监测点，接气体采样器；
2）、胶带运输巷进风流监测点束管系统：由1189ｍ车场束管接管箱引出一根单芯ф8管缆铺至12205胶带运输巷，距胶带运输巷口往里50米范围内接采样器并悬挂。③、敷设要求
1）、束管管缆在回风顺槽、胶带运输巷均沿上帮敷设，吊挂高度离底板1.7米，每隔4米设置一个吊挂点；
2）、管缆吊挂整齐、平行，不得与电缆、电话线等其它线路缠绕；
3）、上隅角及采空区测点的两趟管路在回风顺槽相对位置较低处各接入储水器1个； 4）、管缆上各接头要严密，保证不漏气；
5）、在移设岩芯管的过程中，现场必须有班长现场指挥，缓慢启动小绞车移设，防止拉坏岩芯管，在移设过程中，小绞车绳侧不得有人员作业或走动，同时，保证埋设的岩芯管长度不小于20米，随着工作面的回采而前移。小绞车司机严格执行小绞车司机的有关规定，按章作业。
附：12205综采工作面束管监测系统图(3)、防灭火安全技术措施
1.回采率必须达到95%以上,且浮煤清理干净, 2.利用监测系统,做好工作面上隅角,回风流各种数据的监测.3.定期充填地面塌陷区的裂缝,杜绝外部漏风.4.严格按本<作业规程>要求供给风量,防止风量过大向采空区供氧.5.若有特殊原因,工作面需停10天以上时,必须采取特殊防灭火措施,防止采空区自燃.6.因采空区煤炭自燃,工作面上隅角及回风流出现一氧化碳,若一氧化碳大于0.0024%且有持续上升趋势，由总工程师决定启动制氮装置进行注氮。7.采煤工作面回采结束后,必须在45天内进行永久性封闭。
8.入井人员严禁携带烟草、点火物品及易燃、易爆物品下井，严禁穿化纤衣服入井。严格按照作业规程规定供给风量，防止风量过大向采空区供氧。
9.回采过程中不得任意留设设计外的煤柱和顶煤。回采率必须达到95％以上。工作面浮煤必须清理干净，采空区不得遗留浮煤。
10.工作面爆破作业，必须使用煤矿许可的炸药和煤矿许用电雷管。不得使用过期或者严重变质的爆破材料。当班未使用完的爆炸材料必须当班交回到爆破材料库。
11.通风部门定期观测地表塌陷和裂缝情况，并及时填充地表塌陷区的裂缝，杜绝外部通风，防止因地表塌陷造成采空区漏风。
12.通风部门定期观测工作面风流中的一氧化碳和空气温度，严格执行自燃发火预测预报制度。
13.因采空区遗煤氧化自燃，工作面上隅角一氧化碳含量达到0.0024％并有持续上升趋势时由总工程师决定，进行注氮防灭火。注氮防灭火时，必须遵守《煤矿安全规程》中第二百三十八条的有关规定：采用氮气防灭火时，必须遵守下列规定：
（一）氮气源稳定可靠。
（二）注入的氮气浓度不小于97％。三）至少有1套专用的氮气输送管路系统及其附属安全设施。
（四）有能连续监测采空区气体成分变化的监测系统。
（五）有固定或移动的温度观测站（点）和监测手段。
（六）有专人定期进行检测、分析和整理有关记录、发现问题及时报告处理等规章制度。
14.工作面上口按照规定挂设风障，防止一氧化碳聚积超限。
15.工作面回风顺槽、胶带运输巷必须按照设计要求铺设消防供水管路，并保障正常使用。地面消防水池必须经常保持不少于200m3的水量，消防管路系统必须符合煤矿安全规程中第二百一十八条的有关规定：矿井必须设地面消防水池和井下消防管路系统。井下消防管路系统应每隔100m设置支管和阀门，但在带式输送胶带运输巷道中应每隔50m设置支管和阀门。地面的消防水池必须经常保持不少于200m3的水量。如果消防用水同生产、生活用水共用同一水池，应有确保消防用水的措施。开采下部水平的矿井，除地面消防水池外，可利用上部水平或生产水平的水仓作为消防水池。
16.工作面严禁使用可燃性材料搭设临时操作间或者休息间，严禁使用灯泡取暖和使用电炉。17.工作面不得从事电气焊和喷灯等进行工作，如果必须使用的必须每次编制安全技术措施，并遵守《煤矿安全规程》中第二百二十三条中的有关规定：
（一）指定专人在场检查和监督。
（二）电焊、气焊和喷灯焊接等工作地点的前后两端各10m的井巷范围内，应是不燃性材料支护，并应有供水管路，有专人负责喷水。上述工作地点应至少备有２个灭火器。
（三）在巷道内进行电焊、气焊和喷灯焊接等工作时，必须在工作地点的下方用不燃性材料设施接受火星。
（四）电焊、气焊和喷灯焊接等工作地点的风流中，瓦斯浓度不得超过0.5%，只有在检查证明作业地点附近20m范围内巷道顶部和支护背板后无瓦斯积存时，方可进行作业。五）电焊、气焊和喷灯焊接等工作完毕后，工作地点应再次用水喷洒，并应有专人在工作地点检查1h，发现异状，立即处理。
18.加强油脂及相关物品的管理，机械油、乳化油、绵纱、布头和纸张等必须存放在盖严的铁桶中。且定点存放。严禁将剩余的废油泼洒在工作面或者是老塘内。每次使用过的绵纱、布头和纸张等不得乱扔乱放，必须有专人收集并送到地面处理。
19.胶带输送机机头、控制台、电站、泵站等处必须备齐足够数量的消防器材。工作面人员必须熟悉灭火器材的使用方法及本职工作面范围内的灭火器材的存放地点。20.严格机电设备的管理，消灭电气设备的失爆。
21.任何人发现井下火灾时，应视火情的性质、灾区通风和瓦斯情况，立即采取一切可能的方法直接灭火，控制火情，并及时报告矿生产调度指挥中心。并按照《煤矿安全规程》二百四十四条规定执行：任何人发现井下火灾时，应视火灾性质、灾区通风和瓦斯情况，立即采取一切可能的方法直接灭火，控制火势，并迅速报告矿生产调度指挥中心。矿生产调度指挥中心在接到井下火灾报告后，应立即按灾害预防和处理计划通知有关人员组织抢救灾区人员和实施灭火工作。组织人员安全撤离、避灾和抢险救灾工作。22.工作面回采结束后45天内进行永久的封闭。
四、综合供水、防尘安全技术措施（附图5-8：供水、防尘系统图）一）．供水系统 ①、管路系统
回风顺槽： 地面蓄水池 →东副斜井 → 1265m车场 →12205回风顺槽 胶带运输巷： 地面蓄水池 →东副斜井→ ＋1189m车场 →12205胶带运输巷 ②、供水管规格 回风顺槽： 2寸焊管 胶带运输巷： 2寸焊管 ③、敷设要求
（1）管路在风、机两巷皆沿上帮敷设，离底板高度1.8米；（2）每隔6米设一个管子托架，托架须安插牢固；（3）管路吊挂要平直，拐弯处设弯头，不许拐急弯；
（4）回风顺槽每隔100米设置一个三通阀门，胶带运输巷每隔50米设置一个三通阀门并兼做消防栓，阀门手柄必须能灵活使用；
（5）回风顺槽、胶带运输巷均设置三道净化水幕。水幕喷雾方向迎向风流，能覆盖整个巷道断面、手柄灵活，喷头完好，必须符合《煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法》之有关规定，并随工作面的推进而相应往后挪移。
（6）风、机两巷均设置两组隔爆水棚，隔爆水棚的数量、水量、安装位置及安装质量必须符合规定。
4、安全措施
①、安装时抬管子必须注意安全，谨防碰手碰脚； ②、使用管钳等工具时要注意安全，防止伤害自己和他人；
③、管路连接必须严密不漏水，接头接口要拧紧，法兰盘对接时必须加垫圈。二）、防尘安全技术措施
1.工作面采用辅助运输巷安装清水泵供支架架前安装喷雾装置及采煤机内外喷雾降尘，清水泵压力必须保证不得小于2Mpa。
2.采煤机必须安装内外喷雾，喷嘴好、不堵塞，雾化程度高。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，如果内喷雾装置不能正常喷雾，外喷雾压力不得小于4MPa。无水或者喷雾装置损坏时必须停机。每班检查，丢失或者损坏喷嘴要及时补齐或者更换。
3.综采工作面风机两巷距离安全出口30m以内安装净化水幕，装置必须灵敏可靠，使用正常。4.通风部门必须按照设计要求安装好隔爆水槽、净化水幕、各转载点喷雾降尘装置，并保证该设施的正常使用。
5.所有运煤转载点必须安装喷雾降尘装置，装置必须雾化好，灵敏可靠，使用正常。6.生产作业过程中必须将各台机械设备、电气设备、电缆管线的煤尘清扫干净，防止煤尘堆积和飞扬。
7.工作面风、胶带运输巷每天都有人清扫、冲洗煤尘，防止煤尘堆积和飞扬。8.严格执行粉尘监测制度，工作面粉尘监测每月不得少于两次。
9.工作面支架每隔5架安装一套喷雾装置。采煤机下行割煤时将左滚筒前一道、右滚筒后两道喷雾打开降尘，随采煤机行进顺次启动，返机时将喷雾系统关闭，降低原煤水分。10.架间高效喷雾由胶带运输巷高效喷雾泵用Ø25的高压胶管引清水至端头架，从端头架起用Ø19х15m的管子，每隔5个支架设一喷雾系统，要求一个喷头三个喷嘴，用Ø19变Ø10的三通通过一截至阀控制。
11.加强防尘教育，提高职防尘意识，进入工作面人员必须佩带防尘口罩。
第四节 其他系统及避灾路线 一.供液系统
在辅助运输巷安装三台BRW400/31.5×4A型乳化泵及两台RX-200/1.6型泵箱。乳化泵站工作面敷设两趟高压胶管,一趟为供液管路,另一趟为回液管路,工作面各液压支架主进液、主回液管分别与乳化液泵站的供液管路、回液管路相并联，保证液压支架的正常工作.乳化液泵站随着工作面的推进定期移设。附图: 12205综采工作面供液系统图
二、通讯系统附图: 12205综采工作面通讯系统图
由生产调度指挥中心在12205工作面回风顺槽、胶带运输巷各引入一趟专用电话线,其中回风顺槽引到距离工作面上口20米以内;胶带运输巷引到距离工作面下口40米的电气平台上,另外从胶带运输巷绕道处串联一部电话到皮带机头,以供电气平台和皮带机头之间联系使用，风、机两巷的电话随工作面的推进及时重新移设。
三、避灾路线
一）、12205综采工作面的避灾路线:(1).避火、瓦斯、煤尘爆炸路线：12205综采工作面→12205胶带运输巷→122051＃联络巷→1189车场→东主斜井→地面。
(2).反风时避火、瓦斯、煤尘爆炸路线：12205综采工作面→12205回风顺槽→1265m车场→东斜风井→地面。
(3).避水灾路线:12205综采工作面→12205回风顺槽→东斜风井→地面。附图:12205综采工作面避灾路线图.第六章：安全技术措施
第一节 顶板管理的安全技术措施 一、工作面初采初放的安全技术措施 一）.工作面初采初放的安全技术措施：
1、工作面所有设备安装调试完毕,进行联合试运转后,准备生产.（1）初采前在辅助运输巷超前内的低洼处做水窝并设两台37KW水泵，并备用两台22KW水泵，水泵必须完好确保随时能够启动，并有专人负责排水。在初采过程中若发现工作面顶板淋水增大时立即停采，向矿调度生产指挥中心和工程技术部汇报。(2).初采第一刀前,支架不动,将工作面刮板机调成一条直线。
(3).初采第一刀时,刮板机没有完全推出一个截深,若将采煤机滚筒升到设计采高位置,就会割前梁,因此在机窝内将滚筒升到距顶板500ｍｍ处开始下行割第一刀煤。
(4).切眼煤壁中布置了竹锚杆,采煤机下行割煤前,人工拆掉木托板,割煤时速度不能超过1m／min.防止损坏截齿或竹锚杆卷出伤人。
(5).采煤机下行割煤时,支架不动,将机尾20m段的刮板机推至煤帮,准备好采煤机上返时,端部斜切进刀.(6).采煤机下行割通煤壁后,左滚筒降下割机身底煤,右滚筒清理底煤,在采煤机后15ｍ开始移刮板机,刮板机要移成直线.行至斜切进刀段后,采煤机右滚筒升起割顶煤,左滚筒割底煤,斜切进刀.进刀后采煤机司机严格控制右滚筒高度,按着采高2.8m割煤,割通煤壁后降下右滚筒,将机身底煤割掉,同时升起左滚筒割顶煤.按照设计采高开始下行割第二刀煤。距左滚筒3-5m开始移架,用支架前梁将第二刀留下的顶煤碰落下来.移架人员要密切观察周围的人与顶板情况,严禁无关人员在移动支架上下各5m范围内走动.(7).割第二刀煤移架前,要拉一条移架基准线,从工作面上口第一架拉到下口最后一架,移架量依此线为准.采煤机上行返空刀时,滞后采煤机15m开始移刮板机,同样给一条基准线,保证第二刀煤后,工作面支架、煤壁、刮板机各成一条直线。
二、初次来压和周期来压顶板管理的安全技术措施： 为了加强初次来压和周期来压时的顶板管理制定以下措施：（1）.保证泵站压力达到30MPa，使支架达到初撑力要求。
(2).保证工作面煤壁、支架、刮板机各成一条直线，确保工作面“三直、两平、两畅通”。(3).支架工要与采煤机司机配合好,滞后右滚筒2～3架开始移架,并做到少降快拉,如顶板破碎要带压移架.(4).根据我矿16＃煤的开采经验，16＃煤老顶容易垮落，当冒落高度达到设计采高的1.5倍，冒落矸石全部填充采空区，经矿初采初放领导小组成员验收确认后，初采初放工作方可结束。如果老顶在根据我矿十五煤工作面矿压观测资料、预计本工作面老顶初次来压步距范围内仍不垮落，必须另行编制安全技术措施，进行强制放顶。(5).立柱、安全阀如若漏液或损坏，要及时更换，保证支架的初撑力。
(6).必须及时观测、分析矿压显现规律，确定工作面来压周期。如超过周期来压步距，必须另行编制措施管理顶板。
三、预防冒顶的安全技术措施 一）、预防冒顶的安全技术措施：
1、严禁空顶作业。必须严格执行作业规程的规定及时移架控顶，支架升平升紧，前梁接顶严密。
2、风、胶带运输巷超前及上端头顶板维护时，支设支柱必须严格按照先支后回的原则进行,严禁提前摘掉支柱。碰倒或损坏、失效的支柱必须立即更换。
3、回采过程中若顶板破碎时，应减少支架的降架高度，严格执行带压移架、超前移架的方法。距离采煤机左滚筒3m及时收回伸缩梁，采煤机割过煤壁后，距离有右滚筒2～3m及时追机移架，及时控制顶板。
4、在经过顶板破碎段时，必须降低采煤机的速度，减少对顶板的采动的影响，并及时移架支护。
5、若遇到顶板垮落高度大于300mm时必须停机，按照作业规程中冒顶处理措施及时处理。顶板控制好后，方可正常回采。
第四篇：2018机车选型和能力计算
运输设备选型和能力计算
一、主平硐运输设备选型
1、设计依据
新木煤矿为低瓦斯矿井，主平硐采用防爆型蓄电池机车运输，采用MG1.1—6B型1t矿车装煤，另配有5辆MC1.5—6A型材料车和3辆MP1.5—6A型平板车运输大件材料设备。
矿井设计生产能力为90kt/a，矸石运输量按20％计算，运输距离0.8km。
2、设计选型
初步选用CDXT—5型防爆蓄电池机车，主要性能参数如下： 粘着重量
5t 时制牵引力
7.24kN 长时制速度
7.0km/h 最小曲线半径
6.5m 外型尺寸(长×宽×高)
3230×1060×1550 矿车载重：煤车1.1t/车，矸石车1.7t/车 矿车自重：0.592t/车 1）列车组成计算 ①按列车起动条件
重列车上坡起动时求机车牵引矿车数
gqPn1 qq01.075a(qi)g②按机车制动条件 重列车下坡制动时求机车牵引矿车数
Pgzn1qq01.075b(i)gy
式中
n——列车中矿车数，辆；
P——机车质量，5t；
q——矿车装载质量，煤车1.1t，矸石车1.7t； q0——矿车质量，t，0.592t； g——重力加速度，取g=9.8m/s2；
q——起动粘着系数，撒沙取q＝0.24；
z——制动粘着系数，撒沙取z＝0.17；
a——机车起动加速度，一般取a＝0.04m/s2；
v2b——机车制动减速度，m/s，按下式，即b0.03858；
l2v——机车长时运行速度，7.0km/h；
l——机车制动距离，m，按《煤矿安全规程》第351条，运送物料时，l≤40m，设计取20m；
q——重列车起动阻力系数，取0.0135； y——重列车运行阻力系数，取0.009；
i——运输线路平均坡度，‰，对于平硐及大巷运输一般i＝3‰。
经计算，重列车上坡起动时求机车牵引煤车数，n=31.0辆，牵引矸石车n=22.9辆；重列车下坡制动时求机车牵引煤车数（制动距离按20m计算），n=112.0辆，牵引矸石车n=82.7。
从以上计算可知，因列车运行速度不快，制动条件不是控制因素，故按起动条件及运行安全考虑机车牵引煤车数取20辆，牵引矸石车取15辆。
2）按列车运行条件
空、重列车的运行阻力应小于机车的牵引力。空列车上坡时运行阻力：
WkPnq0kig 重列车下坡时运行阻力：
WzPnqq0zig
式中
Wk——空列车上坡运行阻力，kN；
Wz——重列车下坡运行阻力，kN；
k——空列车运行阻力系数，取0.011；
z——重列车运行阻力系数，取0.009。
经计算，运煤时：Wk=2.31kN，Wz=2.28kN；运矸时：Wk=2.31kN，Wz=2.99kN，机车运行阻力都小于机车的牵引力。
3）机车台数计算
每天工作的蓄电池机车台数按下式计算：
Nk1k2AbL(160)60TbnqV
式中
N——货运工作机车台数，辆；
k1——运输不均衡系数：取1.25； k2——矸石系数，取1.2； Ab——每班煤产量；
Tb——每班工作时间，h，一般取7h； n——列车中的矿车数，辆； q——矿车装载质量，t； L——运输距离，km；
v——机车速度，km/h，取中间运行速度7.0km/h； θ——装车及调车时间。min，一般取20～30min。将各值代入上式：
N1.251.2136.360.8(160＋20)
607201.17.0=0.85台 根据以上计算结果，矿井主平硐选用CDXT—5型防爆蓄电池机车2台，其中1台工作，1台备用，能够满足运输要求。
3、运输能力验算
矿井主平硐铺设22kg/m钢轨、600mm轨距，轨道坡度平均3‰；运输方式为防爆蓄电池机车牵引矿车运输，运输距离约0.8km；电机车为CDXT—5型，一列煤车由20个矿车组成；装载容器MG1.1-6A型固定式矿车；年工作日：330天，每天工作时间：14h。
1）列车运输一次循环时间 ①循环的确定
空车由列车牵引由地面卸煤场经主平硐至+230m水平上部车场摘钩，重车经+230m水平上部车场由机车牵引，经主平硐至地面卸煤场卸车为一循环。
②牵引矿车车数量
牵引矿车每组为20辆煤车或15辆矸石车。③牵引矿车时间
根据机车运行参数资料，一次循环时间： T=T1+T2+T3
式中
T1——牵引空车时间，S1=800/(7.0/3.6)=412s；
T2——牵引重车时间，S2=800/(7.0/3.6)=412s； T3——循环调车及等待时间，1200s。T=T1+T2+T3 =412+412+1200 =2024(s)＝33.7(min)2）列车运输能力计算
P=1×M.G×60×14×330/(K.(1+R)T×103)=1×20×1.1×60×14×330/(1.25×(1+0.2)×33.7×103)=120.6(kt/a)＞90kt/a 式中
M――每列车矿车数(车/列)；
G――每个车载煤量(t/车)；
R――通过运输平硐的矸石占原煤产量的比重，20%； K――不均衡系数，取1.25；
T――每列车一次往返时间，33.7min。
经计算，主平硐选用CDXT—5型蓄电池机车2台，其中1台工作，1台备用，能够满足生产运输的要求。
二、+230m水平车场、材料运输巷运输设备选型
1、设计依据
新木煤矿为低瓦斯矿井，+230m运输大巷采用防爆型蓄电池机车运输，采用MG1.1—6B型1t矿车装煤，另配有5辆MC1.5—6A型材料车和3辆MP1.5—6A型平板车运输大件材料设备。
矿井设计生产能力为90kt/a，矸石运输量按20％计算，运输距离0.5km。
2、设计选型
初步选用CDXT—5型防爆蓄电池机车，主要性能参数如下： 粘着重量
5t 时制牵引力
7.24kN 长时制速度
7.0km/h 最小曲线半径
6.5m 外型尺寸(长×宽×高)
3230×1060×1550 矿车载重：煤车1.1t/车，矸石车1.7t/车 矿车自重：0.592t/车 1）列车组成计算 ①按列车起动条件
重列车上坡起动时求机车牵引矿车数
gqPn1 qq01.075a(i)gq②按机车制动条件
重列车下坡制动时求机车牵引矿车数
nPgz1qq01.075b(i)gy
式中
n——列车中矿车数，辆；
P——机车质量，5t；
q——矿车装载质量，煤车1.1t，矸石车1.7t； q0——矿车质量，t，0.592t； g——重力加速度，取g=9.8m/s2；
q——起动粘着系数，撒沙取q＝0.24；
z——制动粘着系数，撒沙取z＝0.17；
a——机车起动加速度，一般取a＝0.04m/s2；
v2b——机车制动减速度，m/s，按下式，即b0.03858；
l2v——机车长时运行速度，7.0km/h；
l——机车制动距离，m，按《煤矿安全规程》第351条，运送物料时，l≤40m，设计取20m；
q——重列车起动阻力系数，取0.0135； y——重列车运行阻力系数，取0.009；
i——运输线路平均坡度，‰；对于平硐及大巷运输一般i＝3‰。经计算，重列车上坡起动时求机车牵引煤车数，n=31.0辆，牵引矸石车n=22.9辆；重列车下坡制动时求机车牵引煤车数（制动距离按20m计算），n=112.0辆，牵引矸石车n=82.7。
从以上计算可知，因列车运行速度不快，制动条件不是控制因素，故按起动条件及运行安全考虑机车牵引煤车数取20辆，牵引矸石车取15辆。
2）按列车运行条件
空、重列车的运行阻力应小于机车的牵引力。空列车上坡时运行阻力：
WkPnq0kig
重列车下坡时运行阻力：
WzPnqq0zig
式中
Wk——空列车上坡运行阻力，kN；
Wz——重列车下坡运行阻力，kN；
k——空列车运行阻力系数，取0.011；
z——重列车运行阻力系数，取0.009。
经计算，运煤时：Wk=2.31kN，Wz=2.28kN；运矸时：Wk=2.31kN，Wz=2.99kN，机车运行阻力都小于机车的牵引力。
3）机车台数计算
每天工作的蓄电池机车台数按下式计算：
Nk1k2AbL(160)60TbnqV
式中
N——货运工作机车台数，辆；
k1——运输不均衡系数：取1.25； k2——矸石系数，取1.2； Ab——每班煤产量；
Tb——每班工作时间，h，一般取7h； n——列车中的矿车数，辆； q——矿车装载质量，t； L——运输距离，km；
v——机车速度，km/h，取中间运行速度7.0km/h； θ——装车及调车时间。min，一般取20～30min。将各值代入上式：
N1.251.2136.360.5(160＋20)=0.7台
607201.17.0根据以上计算结果，矿井主平硐选用CDXT—5型防爆蓄电池机车2台，其中1台工作，1台备用，能够满足运输要求。
3、运输能力验算
矿井主平硐铺设22kg/m钢轨、600mm轨距，轨道坡度平均3‰；运输方式为防爆蓄电池机车牵引矿车运输，运输距离约0.8km；电机车为CDXT—5型，一列煤车由20个矿车组成；装载容器MG1.1-6A型固定式矿车；年工作日：330天，每天工作时间：14h。
1）列车运输一次循环时间 ①循环的确定
空车由列车牵引由+230m水平下部车场经+230m水平运输大巷至主暗斜井上部车场摘钩，重车经主暗斜井上部车场由机车牵引，经+230m水平运输大巷至+230m水平下部车场为一循环。
②牵引矿车车数量
牵引矿车每组为20辆煤车或15辆矸石车。③牵引矿车时间
根据机车运行参数资料，一次循环时间： T=T1+T2+T3
式中
T1——牵引空车时间，S1=500/(7.0/3.6)=258s；
T2——牵引重车时间，S2=500/(7.0/3.6)=258s； T3——循环调车及等待时间，1200s。T=T1+T2+T3 =258+258+1200 =1716(s)＝28.6(min)2）列车运输能力计算
P=1×M.G×60×14×330/(K.(1+R)T×103)
=1×20×1.1×60×14×330/(1.25×(1+0.2)×28.6×103)=142.2(kt/a)＞90kt/a 式中
M――每列车矿车数(车/列)；
G――每个车载煤量(t/车)；
R――通过运输平硐的矸石占原煤产量的比重，20%； K――不均衡系数，取1.25；
T――每列车一次往返时间，28.6min。
经计算，+230m水平车场、材料运输巷选用CDXT—5型蓄电池机车2台，其中1台工作，1台备用，能够满足生产运输的要求。
三、+170m运输大巷运输设备选型
1、设计依据
新木煤矿为低瓦斯矿井，+230m运输大巷采用防爆型蓄电池机车运输，采用MG1.1—6B型1t矿车装煤，另配有5辆MC1.5—6A型材料车和3辆MP1.5—6A型平板车运输大件材料设备。
矿井设计生产能力为90kt/a，矸石运输量按20％计算，运输距离0.5km。
2、设计选型
初步选用CDXT—5型防爆蓄电池机车，主要性能参数如下： 粘着重量
5t 时制牵引力
7.24kN 长时制速度
7.0km/h 最小曲线半径
6.5m 外型尺寸(长×宽×高)
3230×1060×1550 矿车载重：煤车1.1t/车，矸石车1.7t/车 矿车自重：0.592t/车 1）列车组成计算 ①按列车起动条件
重列车上坡起动时求机车牵引矿车数
ngqP1
qq01.075a(qi)g②按机车制动条件
重列车下坡制动时求机车牵引矿车数
Pgzn1qq01.075b(yi)g
式中
n——列车中矿车数，辆；
P——机车质量，5t；
q——矿车装载质量，煤车1.1t，矸石车1.7t； q0——矿车质量，t，0.592t； g——重力加速度，取g=9.8m/s2；
q——起动粘着系数，撒沙取q＝0.24；
z——制动粘着系数，撒沙取z＝0.17；
a——机车起动加速度，一般取a＝0.04m/s2；
v2b——机车制动减速度，m/s，按下式，即b0.03858；
l2v——机车长时运行速度，7.0km/h；
l——机车制动距离，m，按《煤矿安全规程》第351条，运送物料时，l≤40m，设计取20m；
q——重列车起动阻力系数，取0.0135； y——重列车运行阻力系数，取0.009；
i——运输线路平均坡度，‰；对于平硐及大巷运输一般i＝3‰。
经计算，重列车上坡起动时求机车牵引煤车数，n=31.0辆，牵引矸石车n=22.9辆；重列车下坡制动时求机车牵引煤车数（制动距离按20m计算），n=112.0辆，牵引矸石车n=82.7。
从以上计算可知，因列车运行速度不快，制动条件不是控制因素，故按起动条件及运行安全考虑机车牵引煤车数取20辆，牵引矸石车取15辆。
2）按列车运行条件
空、重列车的运行阻力应小于机车的牵引力。空列车上坡时运行阻力：
WkPnq0kig
重列车下坡时运行阻力：
WzPnqq0zig
式中
Wk——空列车上坡运行阻力，kN；
Wz——重列车下坡运行阻力，kN；
k——空列车运行阻力系数，取0.011；
z——重列车运行阻力系数，取0.009。
经计算，运煤时：Wk=2.31kN，Wz=2.28kN；运矸时：Wk=2.31kN，Wz=2.99kN，机车运行阻力都小于机车的牵引力。
3）机车台数计算
每天工作的蓄电池机车台数按下式计算：
Nk1k2AbL(160)60TbnqV 式中
N——货运工作机车台数，辆；
k1——运输不均衡系数：取1.25； k2——矸石系数，取1.2； Ab——每班煤产量；
Tb——每班工作时间，h，一般取7h； n——列车中的矿车数，辆； q——矿车装载质量，t； L——运输距离，km；
v——机车速度，km/h，取中间运行速度7.0km/h； θ——装车及调车时间。min，一般取20～30min。将各值代入上式：
N1.251.2136.360.5(160＋20)=0.7台
607201.17.0根据以上计算结果，矿井主平硐选用CDXT—5型防爆蓄电池机车2台，其中1台工作，1台备用，能够满足运输要求。
3、运输能力验算
矿井主平硐铺设22kg/m钢轨、600mm轨距，轨道坡度平均3‰；运输方式为防爆蓄电池机车牵引矿车运输，运输距离约0.8km；电机车为CDXT—5型，一列煤车由20个矿车组成；装载容器MG1.1-6A型固定式矿车；年工作日：330天，每天工作时间：14h。
1）列车运输一次循环时间 ①循环的确定
空车由列车牵引由+230m水平下部车场经+230m水平运输大巷至主暗斜井上部车场摘钩，重车经主暗斜井上部车场由机车牵引，经+230m水平运输大巷至+230m水平下部车场为一循环。
②牵引矿车车数量 牵引矿车每组为20辆煤车或15辆矸石车。③牵引矿车时间
根据机车运行参数资料，一次循环时间： T=T1+T2+T3
式中
T1——牵引空车时间，S1=500/(7.0/3.6)=258s；
T2——牵引重车时间，S2=500/(7.0/3.6)=258s； T3——循环调车及等待时间，1200s。T=T1+T2+T3 =258+258+1200 =1716(s)＝28.6(min)2）列车运输能力计算
P=1×M.G×60×14×330/(K.(1+R)T×103)
=1×20×1.1×60×14×330/(1.25×(1+0.2)×28.6×103)=142.2(kt/a)＞90kt/a 式中
M――每列车矿车数(车/列)；
G――每个车载煤量(t/车)；
R――通过运输平硐的矸石占原煤产量的比重，20%； K――不均衡系数，取1.25；
T――每列车一次往返时间，28.6min。
经计算，+170m水平运输大巷选用CDXT—5型蓄电池机车2台，其中1台工作，1台备用，能够满足生产运输的要求。
第五篇：设备选型原则6
设备选型原则
10.1泵和压缩机选型原则：
(1)所选设备必须是高效节能的产品。
(2)尽可能选用国产设备，以节省投资。
(3)在满足工艺要求的条件下，其运行工况点（装置特性曲线与机泵的性能曲线的交点），经常保持在高效区间运行，节省动力又不易损坏机件。
(4)所选的机泵既要设备体积小，重量轻、占地少、造价便宜，又要具有良好的特性和较高的效率。
(5)具有良好的抗喘振性能，运行平稳、使用寿命长，安全、可靠。
(6)所选设备应结构简单，便于安装，操作方便，配件易于购置、检修。
(7)根据机泵工作运行连续性和运行频繁性。拟定每类介质设一台机泵，一般情况下专泵专用，必要时可互为备用。
10.2 静设备选型原则：
10.2.1普通静设备的设计使用寿命不低于10年，重要静设备的设计使用寿命不低于15年。
10.2.2处理含酸介质的设备按照加工高硫低酸设备的选型原则执行。处理其他介质的设备按常规设备的选型原则执行。且应符合GB713-2008《锅炉和压力容器用钢板》和GB150-2011《压力容器》的规定。所有设备的选材在满足工艺要求的前提下均按经济合理的选材原则执行。
10.2.3除工艺、仪表特殊要求外，所有设备法兰均按HG/T20592～20635-2009《钢制管法兰、垫片、紧固件》标准执行。
10.2.4压力容器按TSG R0004-2009《固定式压力容器安全技术监察规程》和GB150-2011《压力容器》执行。
10.2.5球形储罐还应按GB12337-1998《钢制球形储罐》执行。10.2.6塔设备还应按JB/T4710-2005《钢制塔式容器》执行。10.2.7换热器还应按GB151-1999《管壳式换热器》执行。
10.2.8常压容器按NB/T47003.1-2009《钢制焊接常压容器》执行，立式储罐按GB50341-2003执行。
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