ZY6800-19-40 1064综采工作面作业规程

第一章地质概况
第一节工作面位臵及井上下关表1 工作面位臵及井上下关系
第二节煤层情况
第三节煤层顶底板情况表3 工作面煤层顶底板情况
工作面煤岩综合柱状图（1：200）（附图1）
1064 工 作 面 综 合 柱 状 图
第四节地质构造
一、断层及情况及其对回采的影响
表4 主要断层情况表
二、褶曲情况及其对回采的影响
工作面煤层赋存比较稳定，无褶曲,回采不受影响。

三、其它因素对回采的影响（陷落柱、火成岩等）
工作面无陷落柱、火成岩。

第五节水文地质
一、工作面水文地质分析
工作面水文地质条件较复杂，充水因素有三个方面：一是采空区水;二是底板灰岩水；三是顶底板砂岩裂隙水。

1、采空区水：1062工作面收作时间较短，采空区内有活水，水量较大，目前1062的2#、3#、4#联巷水量分别为20t/h、15t/h、35t/h。

总水量70t/h。

1064工作面回采期间要穿过3条放水联巷。

2、底板灰岩水：根据电法勘测，工作面存在四个灰岩富水区。

对底板采取注浆加固和疏水降压相结合，综合治理灰岩水，目前北六采区下部车场绕道灰岩放水孔水压3.0Mpa,标高为-507.2m,工作面机巷最低标高为-432.5m。

计算得出本面突水系数为0.46,小于0.7临界突水系数。

3、顶底板砂岩水：以淋、渗水的形式进入工作面，根据掘进过程看，顶底板砂岩水富水性较强，裂隙发育，据1062工作面资料老
顶初次来压前为24m，老顶断裂后顶板砂岩水将进入工作面预计砂岩裂隙水涌水量在35m3/h。

二、涌水量
1、正常涌水量100m3/h。

2、最大涌水量150m3/h。

第六节瓦斯地质
一、瓦斯基本情况：
煤层内瓦斯含量在5m3/min左右。

二、瓦斯治理方案及瓦斯治理情况：
采用预抽煤层瓦斯、高位钻孔抽放、采空区埋管抽放综合治理瓦斯，风巷设计7个高位钻场。

三、预计瓦斯绝对涌出量、相对涌出量
绝对涌出量：6m3/min
相对涌出量：6.5m3/t。

第七节影响回采的其它因素
一、影响回采的其它地质情况
表5 影响回采的其它地质情况表
二、地质部门建议
1、机、风巷上帮大部分逮煤顶施工，特别是机巷J26至J28点之间逮煤顶厚1.1～1.8m。

回采期间要加强风、机巷及工作面顶板管理。

2、工作面煤层倾角大，支架必须采取防倒措施，要带压移架确保支架有劲，同时面内要有挡矸设备避免煤矸伤人事故发生。

3、加强上隅角瓦斯管理，做好“一通三防”工作。

4、工作面涌水量大，要求机、风巷向外下坡段水沟在回采前必须敷设铁皮水沟，以防冲毁联巷，回采时要保持适度仰采。

工作面过1062出水联巷要防止水直接进入工作面。

5、工作面过断层时，必须编制专门的安全技术措施。

第八节储量及服务年限
一、储量
工作面工业储量：Zg=SLmr=740×96×3.5×1.33=33.1(万吨) 式中:Zg-----工作面工业储量
S------计算块段的平均走向长度（m）
L------计算块段的平均倾斜长度（m）
m------计算块段的平均煤厚（m）
r------煤的容重（t/m3）
工作面可采储量: Zk=ZgC=33.1×95%=31.4(万吨)
式中:Zk-------工作面可采储量
C-------回采率95%
二、工作面服务年限
服务年限=可采储量/设计月产量=314000/36207=7.2（月）。

第二章采煤方法和回采工艺
第一节采煤方法的选择
一、采煤方法：
工作面采用单一走向长壁后退式回采。

二、确定依据：
依据采区设计、现有技术、设备、管理水平及煤层赋存情况决定
采用综采。

本工作面煤层厚度 2.6～4.3m，选择的支架型号为ZY6800-19/40,适应采高在 1.9～4.0m，并跟顶回采，有利于资源回收、采煤技术进步、安全生产及减轻工人劳动强度。

三、工作面推进方式：
1、区段后退式。

2、工作面倾角大，在回采过程中采用伪倾斜方向回采，机巷超前风巷，伪斜角度为6～9°。

四、采高确定：
工作面煤层赋存条件稳定，煤层属中厚煤层，工作面采高在2.6～3.8m之间并跟顶回采。

第二节巷道布臵
一、北六采区主要巷道布臵概况：
三岩一煤、三条岩石上山布臵在10煤顶板岩石中，轨道上山担负采区进风和辅助运输；行人上山担负行人；运输上山担负采区运煤。

回风上山布臵在10煤层中，用于10煤层、中组煤工作面回风。

二、工作面运输巷：
1064工作面机巷净断面：8.2m2；支护方式：工字钢梯形棚支护；层位：-384.2m；用途：进风和运煤。

三、工作面回风巷：
1064工作面风巷净断面：7.3m2；支护方式：工字钢梯形棚支护、U型棚支护；层位：-351.1m；用途：进料和回风。

四、工作面开切眼：
1064切眼净断面：16.1m2；支护方式：锚带网索与单体工字钢组合支护；标高：－351.1～-384.2m。

五、主要联络巷：
回风联巷净断面：7.3m2；支护方式:工字钢梯形棚支护；层位：煤层内；用途：回风、进料。

回风石门净断面：7.0m2;支护方式:锚喷；层位：10煤底板；
用途：回风。

运输石门净断面：9.6m2;支护方式：锚喷；层位：10煤顶板；用途：运煤、进风。

工作面及巷道布臵平面图（附图2）
第三节回采工艺
一、工艺流程
本面回采工艺为综合机械化采煤，采煤机往返牵引割煤，工作面自下而上单向推移运输机，工作面液压支架沿推溜方向顺序移架放顶，采煤机中部斜切进刀，完成一个循环。

二、落煤
（一）落煤方式：煤机落煤。

（二）进刀与割煤方法：
1、割煤方式：本面采用双向往返割煤，单向自下而上推移工作面运输机。

2、进刀方式：本面采用中部斜切进刀方式。

3、进刀过程（以下端为例，附图3）
（1）采煤机从下往上运行割煤，自下而上依次拉架，将刮板输送机抵至工作面中部。

（2）采煤机割至机尾返刀至工作面中部插上刀。

（3）自弯曲段向上依次将刮板输送机抵至机尾。

（4）煤机向下割煤至机头，空刀向上返至工作面中部，自下而上拉架、抵车，开始第二循环。

采煤机进刀方式示意图（附图3）
中部斜切进刀示意图
第四节设备配备
一、工作面设备
表6 工作面主要机电设备及技术特征
二、工作面设备配臵的生产能力及问题分析
1、工作面生产能力
循环产量=工作面倾斜长度×循环进度×采高×容重
=96×0.6×3.5×1.33=268.1（吨）
日产量=循环产量×日循环数=268.1×6=1609（吨）
月产量=日产量×月生产天数×循环率
=1609×30×90%=43443（吨）
2、问题分析
机巷刮板输送机的运输能力为250t/h,煤机的最大牵引速度为12.26m/min，考虑到其它影响因素，影响系数取0.2，则煤机的每小
时最大割煤量为：12.26×60×0.6×3.5×1.33×0.8=1643t。

所以必须限制煤机的割煤速度，这样影响了单产的进一步提高，工作面度数大将进一步限制单产的提高，加大管理难度。

三、采煤工作面设备布臵示意图（附图4）
第三章顶板控制
第一节支护设计
一、液压支架支护强度校验
1、按经验法计算支护强度
1）根据采高及上覆岩层碎胀系数计算跨落带高度
M-ΣH i（K i-1）=0
HK=ΣH i
3.5-0.4ΣH i =0
ΣH i=HK=8.75m
式中： M----采高（m）
H i----上覆岩层第i分层厚度（m）
K i----上覆岩层第i分层岩石碎胀系数（取1.4）
HK----跨落带高度（m）
2）根据跨落带高度计算支护强度
Pt= KN/m2×γ×cosα=8.75×25×cos280=193.1KN/m2 式中：Pt----工作面支护强度KN/m2
KN----上覆岩层跨落带高度（m）
γ----顶板岩石容重，KN/m3。

一般取25 KN/m3
α----工作面煤层倾角（0）
2、参考本矿井同煤层矿压观测资料，预计本工作面矿压参数。

表7 同煤层矿压观测数据与本工作面预计矿压参数表
3、选取工作面最大平均支护强度
4、支架设备选择
（1）支架形式的选择：
根据煤层厚度、顶板级别和来压等级等选择掩护式支架。

1064工作面为中厚煤层，顶板较稳定。

（2）支架规格的选择
SL=η×M×L=0.04×3.5×5=0.70(m)
式中SL--顶板在最大控顶距处的平均最大移近（下沉）量；
η--下沉系数，取0.04；
M--平均采高；
L--最大控顶距。

支架最大高度：Hmax=Mmax=3.8m;
支架最小高度：Hmin=Mmin-S-a
S=η小×M小×L=0.04×2.2×5=0.44(m)
a=0.1m
Hmin=2.2-0.44-0.1=1.66 (m);
S--支架在最小采高时，后柱的顶板最大移近（下沉）量；
a--回收支架时，支柱必要的卸载高度，综采取100mm。

根据Hmax、Hmin确定液压支架的支撑高度为1.9∽3.8 m。

（3）支架初撑力的确定：
①平衡支架上方直接顶岩梁重量时支架初撑力为：
P01=LaγhLz` Cosα=1.5×25×5.6×6.34×Cos28
=1176KN/架。

②平衡采空区上方将要被切断的直接顶岩梁重量时支架初撑力
为：
P02=4L3{Laγh(Lzx+0.5)}Cosα/(8L2-12Ll0+6l0-3L)
=4×4.23{1.5×25×5.6(1+0.5)} Cos28/(8×4.22-12×4.2×
2.3+6×2.3-3×4.2) =82424/26.4=3122KN/架。

③支架初撑力所产生的主动力矩能平衡工作空间上方及采空区上方直接顶岩梁所产生的力矩时支架初撑力为：
P03=LaγhLz`2Cosα/2（Lz-l0）
=1.5×25×5.6×6.342×Cos28/2（4.2-2.3）=1961 KN/架。

La--支架宽度；γ--直接顶容重；h--垮落带直接顶厚度；α--煤层倾角；L--支架顶梁长度；l0--初撑力作用点到顶梁末端距离；Lzx--直接顶岩层在支架后的极限悬顶长度；Lz`--直接顶岩梁长度。

通过比较只有在平衡采空区上方将要被切断的直接顶岩梁重量时支架初撑力最大为3122KN/架。

（4）工作阻力的确定：
P=La（γhLz`＋）Cosα=1.5(25×5.6×6.34 +25×8.54×14)×Cos28 =5134KN/架。

（5）对底板比压的确定：
底板的允许比压为2.4 Mpa=2400KN/m2；
支架的底座比压P =（F阻×80%）/S=1039.8KN/m2＜2400KN/m2；
S---支架底座面积为3.95m2。

（6）确定支架型号：掩护式支架ZY6800-19/40满足上述需要。

5、上、下端头单体、顶梁的选择
上、下端头、安全出口采用DZ28-30/100单体支柱配合1.0m铰接顶梁支护。

二、液压支架适应性分析
表9 工作面条件与支架适应条件进行对比分析
三、乳化液泵站
1、泵站数量、型号及管路选型：
2台乳化液泵,型号为MRB400/31.5，管路选用2寸铁管。

2、泵站位臵：
机巷（距切眼100m）。

3、泵站使用规定：
班中应随时检查乳化液箱内油位、油质、泵站压力及运行状态，泵站压力应保持在30Mpa，发现异常立即处理；乳化液箱每旬应清洗一次，过滤器网芯每天更换一次，每十天清洗一次过滤器；乳化液浓度在3～5%之间，泵站司机应随身携带折光仪进行检查。

第二节控顶方法
一、工作面支架主要技术特征
表10 液压支架主要技术特征表
二、工作面支护与采空区处理
1、支架操作方式：
本架操作。

2、移架方式：
顺序移架、分段追机移架，滞后煤机4～6架。

3、推溜方式：
自下而上单向推溜，滞后煤机10～15m，移机头、机尾时必须停车。

4、采空区处理：
全部垮落法
5、两巷支架回撤
（1）工字钢棚回撤：
①机巷工字钢棚、风巷工字钢、U型钢棚支架支护段抹帽回撤，用JH—14回柱绞车，对工字钢棚、U型钢棚，都应先套后回，套棚梁用ф0.24x3.0m的半圆木，柱用单体液压支柱，一梁三柱；施工时，
人员站在安全地点进行作业，掉、漏顶处理必须用木料接实，发现问题及时处理，抹帽时抹帽地点不得随意行人，抹帽后，对顶、帮重新腰帮过顶。

②回棚时，使用安全与保护设施齐全完好的绞车，启动绞车时，人员站在安全可靠护身柱后操作。

回U型棚时，先在U型棚梁下打一点柱，卸掉卡子，然后拉掉棚梁，最后拉掉棚腿；回工字钢时先拉掉棚梁，后拉棚腿。

拉掉的U型钢、工字钢抬到安全出口50m以外地点堆放整齐。

③回绞应设在距工作面不小于20m、支架正规、顶板较好的安全地点，使用4个单体支柱为压车柱，打牢在实顶上，并拴齐拴牢防倒绳，可使用两块半圆木为戗柱；施工时，绞车前必须挡好护身板，司机持证上岗，开车后，人员要远离勾头，绳道内严禁有人。

（2）单体支柱回撤：
①回柱采用拔柱器，用卸载手把人工卸载。

②回柱顺序严格按照由里向外的原则进行。

③回柱前必须对不合格支架进行加固整改，确保支架正规有劲，支柱初撑力不小于50KN，失效、损坏柱梁先进行更换。

④回柱放顶至少两人一茬，打紧水平销，一人回柱。

一人观察顶板及周围支架情况，发现问题及时发出信号进行处理。

⑤回柱时，拔柱器挂在前方顶板完好正规有劲的支架上，人员必须避开钢丝绳勾头受力方向。

⑥机风巷收作不准滞后，应与工作面放顶线一致。

⑦掘进区遗留的隐患要按专人排查并处理。

三、端头支护方法
液压支架支护端头，靠第一架下使两架一梁三柱走向棚，防止第一架倒架，梁为φ0.28×2.6m的半圆木，柱为DZ28-30/100的单体支柱，初撑力不小于50KN。

四、特殊支架：
1、形式、规格及要求：
形式：使大棚一架两棚；
规格：大棚梁用φ0.24×2.0 m的半圆木，柱用液压单体支柱；
质量要求：
（1）大棚梁（半圆木）大面向上与顶板面接触，棚梁进入支架前梁不少于300mm，一架两棚，棚距750 mm，煤帮单体正规有劲，初撑力不小于50 KN；
（2）单体距运输机外侧不少于1.8m；
（3）顶板破碎时大棚梁上用大笆过严顶；
（4）在煤壁片帮和端面冒顶及处理煤机运输机问题时采用。

五、两巷及超前管理方法
1、上下出口及超前支护的支柱、梁应对号管理，梁用HDJA--1000限位梁，柱用DZ28—30/100单体支柱；
2、单体棚过顶小笆不少于两块，过顶塘材不少于6根且过肩、过正、过匀；
3、超前5～8m抹帽，四排铰接顶梁支护，抹帽棚以外一梁三柱打单排挑棚，梁用φ0.24×2.4m的半圆木，柱用2.5m或2.8m的单体支柱，支柱穿鞋，初撑力不小于50KN，超前管理20m范围，巷道高度不低于1.8m，人行道宽度不小于0.7m。

六、顶板管理参数
七、支护质量要求
支架位臵要正，垂直于煤壁，并排列成一条直线，偏差≰±50mm，支撑状态要平稳、牢靠，初撑力符合要求≱24MPa，顶梁与顶板接触要严密。

八、支护平、剖面布臵图（附图5）
风 巷
机 巷
支护平面布臵图
最大最小控顶距剖面图
B-B剖面
800mm
4200mm
3600m m
A-A剖面
4200mm
3600m m
1064工作面纵向剖面图
3200mm
机巷1-1剖面
风巷2-2剖面
第三节矿压观测
1、矿压观测内容
每班均安专人对工作面支架及两巷在用支柱进行观测，将测得数据报送技术科，并协助技术科对两巷顶底板及两帮移近量进行观测，根据所测数据分析出来压步距、强度等矿压参数及顶板活动规律。

2、矿压观测方法
1、工作面液压支架装表：型号：双指针抗震压力表，量程60MPa,逢5装压力表，压力表位臵统一，损坏的压力表及时更换；逢0装KBJ-60III-2型矿用压力数据采集器。

2、采用综采工作面液压支架连续观测仪的，定期通过KBJ-60III-2型矿用压力数据采集器接收监测数据，升井后通过适配器将数据输入计算机进行处理。

采用矿压监测表监测的，每小班记录一次。

3、严格按集团公司、矿有关规定认真实施监控和评估工作，将监控纳入日常生产技术管理中，切实掌握支护质量和顶板动态，及时排除隐患，消灭“死角”，把好安全关，实施班班监控；
4、初放及正常生产期间，机风巷单体液压支柱棵棵监控，初撑力不小于50KN，工作面液压支架初撑力不小于24MPa；
5、初撑力或工作阻力达不到规定者，要严格按照“检测、补改、验测、填报、处理”五个环节进行整改；
6、监控评估原始资料要准确全面，并及时报送技术科；
7、区队值班人员要根据矿压报表及领导阅示意见，将存在的问题及整改措施在班前会上一并向工人认真贯彻，落实整改；
8、班班要设专职测压员，测压员必须经过培训，填写表格要真实可靠，支架的初撑力达不到要求时，必须进行2次补液；
9、技术科建立“监控微机图表簿”供矿领导参阅；
10、液压泵站乳化液箱有自动给液装臵。

第四章一通三防
第一节通风系统
一、风量确定
二、通风路线
新鲜风流：地面→副井→井底车场→主、付石门→北大巷→北六轨道上山→北六中部车场→1064机巷→工作面
乏风流：工作面→1064风巷→回风联巷→北六回风上山→北总回风巷→风井→地面
三、进回风巷道布臵方式：
1、进风上山：北六轨道、中部车场；回风上山：北六回风上山
2、工作面风流方向：上行通风
3、工作面通风系统型式：U型
四、通风系统示意图（附图6）
第二节瓦斯防治
1、瓦斯防治方案
①采用预抽煤层瓦斯、高位钻孔抽放综合治理瓦斯。

②严格执行“一炮三检”的规定，工作面上隅角作为瓦斯检查的重要地点，测气员每班检查不少于3次。

上隅角放臵便携式瓦斯警报仪。

瓦斯超限时，及时撤人到安全地点，并对工作面电器进行断电，将情况汇报调度所，由测气员处理，待瓦斯正常后方可进入作业地点。

2、瓦斯抽采方式
先抽后采，选用高位钻孔抽放瓦斯。

3、瓦斯抽排示意图（附图7）
第三节综合防尘系统
一、综合防尘措施
1、建立完善的防尘系统，进回风巷内防尘管路全部使用2寸（50mm）水管，帮中线200 mm以上正规安装。

水质必须经过过滤清洁，符合规定。

2、煤机必须有内外喷雾，煤机内喷雾压力不得小于2MPa，外喷压力不得小于1.5MPa，喷雾流量应与机型相匹配，综采工作面设臵移架同步喷雾,无水或喷雾装臵损坏时必须停机。

3、防尘管路要接到工作面，距工作面不超过20米，管路每隔50米要留一个三通阀门，并配有足够的防尘软管，以便冲刷巷帮。

4、工作面机巷和风巷各安装3组隔爆水棚，轨道巷和腰巷各安装2组隔爆水棚，每组36个隔爆水袋。

隔爆水袋距顶板不大于200mm,且覆盖上断面，棚距60---200米，水量200L/平方米；
5、综采工作面必须安装完善的喷雾洒水系统。

回风巷内安设不少于
2道喷雾，水雾封闭全断面，使用正常。

6、煤机开动时必须打开风流净化水雾，喷雾距工作面30m—50m。

7、工作面机巷转载点、溜煤眼上下口及破碎机处必须安设喷雾。

8、工作面回采期间实行深孔静压注水、添加渗透棒和煤壁浅孔动压注水技术。

二、工作面供水系统
机巷供水线路：副井→北翼大巷→北六大巷→北六人行上山→北六一阶段石门→1064机巷、1064轨道巷→1064工作面。

风巷供水线路：副井→北翼大巷→北六大巷→北六人行上山→北六一阶段石门→1062运输石门→1064风巷、1064腰巷。

三、工作面煤层注水设计
工作面回采期间采取机、风巷双向布孔的方式进行注水和工作面煤壁浅孔高压注水，消除煤层注水空白点，同时坚持随采随注。

煤壁浅孔动压注水实行壁中单排打孔，孔距5米，孔深大于3.6米，注水时间不的少于3个小时，注水压力不的小于18Mpa。

工作面回采前必须全部打齐静压注水孔，注水软管与防尘管路必须全部合茬，安装计量表、水压表，进行提前注水湿润煤体，经验收合格后方可生产。

深孔静压注水水压不得小于24MPa,孔深不小于50米，孔距20米，封孔长度4—5米，每孔添加5个渗透棒，保证工作面回采期间煤层含水量不少于2.0％，煤碳水分保持在4.0%以上。

1、安全措施
（1）钻孔施工完毕验收后，通风区及时使用封孔器或水泥沙浆封孔，坚持随采随注，封孔长度4—5米。

（2）封孔前，必须先掏净孔内粉尘杂物，以保证封孔注水质量。

（3）封孔器封孔：封孔器必须全部深入孔中，打开注水闸阀，封孔器膨胀起到封孔目的。

（4）水泥沙浆封孔：注水管不少于5m，由通风区管子队加工，加工时一头设挡板，挡板段向里，用棉纱堵实，以防挡板间隙漏浆，影响封孔注水效果，外段采用1：2水泥沙浆封孔，必须待水泥沙浆20小时凝固后，方可注水。

、
（5）封孔质量以注水不漏水为原则。

（6）封孔后由管子队负责对每个孔进行挂牌板说明，内容包括：孔号、注水量、注水时间、注水地点等。

（7）采用添加渗透棒注水“设计每孔50×500渗透棒不少于4个，每孔注水压力不小于2.5Mpa。

（8）每个注水孔拔一个三通闸阀及时安装水表、压力表等设施，每个孔口都要安装。

（9）专人观测，记录注水情况并建立注水台帐。

（10）必须随采面回采情况及时挪动注水管路，保证回采煤层含水量不小于2.0%，每孔注水量不小于60吨。

（11）每隔15天采样化验一次。

（12）每孔前期应24小时注水，后期根据注水速度可以定时注水。

（13）相关单位做好参数测试分析工作，优化注水孔参数，提高注水
效果。

三、综合防尘（隔爆）系统示意图（附图8）
第四节防灭火系统
一、灌浆系统
1064综采面回收后使用2寸灌浆管集中灌浆。

灌浆线路：地面灌浆站→风井→北翼总回风大巷→北六回风巷→北六轨道上山→北六中部车场→北六一阶段石门→1064回风联巷→1064风巷。

二、消防综合治理措施
1、作面机、风巷（腰巷）、轨道巷必须在设计位臵预筑防火墙基础，并储备足够数量的封闭防火门的材料；
①预留防火墙基础位臵在采煤工作面机、风巷（腰巷）、轨道巷拨门开窝点向里3—5米；
②防火墙基础墙体周边要掏槽（深度：煤不小于0.5米，岩石不小于
0.3米），见硬帮、硬底，与煤、岩接实，并抹不小于0.2米的裙边；
③防火墙基础内外及5米范围内巷道进行喷浆堵漏；
2、工作面风巷内必须铺设灌浆管路，灌浆管直径不小于50mm;
3、工作面回采期间，必须在机、风巷（腰巷）各配臵至少2个CO2灭火器；
4、机、风巷（腰巷）、轨道巷在距工作面60---200米处安装隔爆水袋，其标准是200L/平方米；
三、灌浆系统示意图（附图9）
第五节通风安全监控系统
一、瓦斯监控传感器安装位臵示意图（附图10）
二、技术要求：
该面按规定安装KJ90系统配套仪器：KG9701型瓦斯传感器4台，KG9201A型CO传感器2台，KDD-2型断电器2台，KFD-2型分站1台。

瓦斯传感器T1报警点1.0%，断电点1.5%，复电点小于1.0%；
断电范围：工作面及进、回风巷道内全部非本质安全型电器设备；安装位臵：距煤壁5—10米，距顶板不大于0.3米，距帮不小于0.2
米。

瓦斯传感器T2、T3报警点1.0%，断电点1.0%，复电点小于1.0%；断电范围：工作面及进、回风巷道内全部非本质安全型电器设备；安装位臵：风巷和腰巷的安装必须距回风口10—15米，距顶板不大于0.3米，距帮不小于0.2米。

瓦斯传感器T0报警点1.0%，断电点1.5%，复电点小于1.0%；
断电范围：工作面及回风巷道内全部非本质安全型电器设备；
安装位臵：工作面上隅角，工作面上隅角距顶、帮、采空区都0.3米。

CO传感器报警点24ppm，
安装位臵：风巷和腰巷的安装必须距回风口10～15米，距顶板不大于0.3米，距帮不小于0.2米。

综采工作面瓦斯监控线路：
机巷：（分站）北六中部车场→北六检修斜巷→1064机巷断电器
风巷：（分站）北六中部车场→1062运输石门→
①→1064腰巷T3瓦斯探头、CO传感器。

②→1064风巷T2瓦斯探头、CO传感器→1064风巷T1瓦斯探
头→1064上隅角T0瓦斯探头。

第五章生产系统
第一节出煤系统
一、出煤系统图（附图11）
二、路线：
1064工作面（刮板输送机型号SGZ-800/800型,运输能力1500t/h）→1064机巷（刮板输送机型号SGW-40T，运输能力250 t/h）→1064机巷（皮带输送机型号SDJ-150，运输能力630t/h）→北六采区运煤上山（刮板输送机型号SGW-40T，运输能力250t/h）→北六采区煤仓（煤仓容量500 t）→运输大巷→主井煤仓（容量1000 t）→地面。

第二节运料系统
一、运料系统图（附图12）
二、路线：
北六轨道上山（JBT-1600/1224型）→中部车场→运输石门→1064风巷（JD-11.4）
第三节液压系统
一、液压系统图（附图13）
路线：1064机巷泵站→工作面。

要求：泵站安装在1064机巷，泵站压力不小于30MPa，乳化液浓度3∽5%，测量仪及时检测乳化液浓度,进液管径32mm，回液管径38mm,泵站有防吸空装臵。

第四节供水系统
一、供水系统图（附图14）
路线：地面→北六大巷→北六人行上山→北六一阶段石门→1064机巷→工作面。

要求：供水管径为2寸，水压不小于3Mpa，流量不低于250L/min。

第五节排水系统
一、排水系统示意图（附图15）
二、风、机巷排水设备：
风巷沿上帮机巷沿下帮设好预留水沟，排水能力不低于180m3/h。

并预备好排水管路、水泵及配套设备，要保证排水管路畅通。

三、疏排水路线：
机巷水：1064机巷→机轨联巷→1064轨道巷→北大巷→井底水仓→地面。

风巷水：1064风巷→风联巷→中部车场→轨道上山→北大巷→井底水仓→地面。

临时水仓设在巷道低凹处，规格：长×宽×高=2.0 m×2.0m ×1.5m。

第六节供电系统
一、工作面供电设计图（附图16）
BPG30-6BPG30-6200/5
200/5
MYPTJ-3.3/6-3X120+3X35+3X2.5-1320m
MYPJ-3.3/6-3X120+3X35+3X2.5-570m
MYPJ-3.3/6-3X120+3X35+3X2.5-570m
KE 3002
KE 3002 KE 3002
KE 3002
MYPTJ-1.9/3.3-3X50+3X25
MYPTJ-1.9/3.3-3X50+3X25
MCPT-1.9/3.3-3X35+3X4+1X16
MCPT-1.9/3.3-3X35+3X4+1X16
MCP T-1.9/3.3-3X70+3X35
MCPT-1.9/3.3-3X25+3X2.5+1X16
MCP T-1.9/3.3-3X70+3X35
MYP-0.66/1.14-3X95+1X25-517m
采煤机
乳化泵运输机尾运输机头
皮带机
QJZ-300/ 1140S
I d2=2460.8
I d2I d2I d2I d2I d2=2511.4
=2408.6
=2572.25
=2572.25I d2=2323.7=2491.9
二、 照明系统
工作面每隔15m 设臵一处照明；控制台设臵一处；机巷每隔20m 设臵一处照明。

第七节 通讯信号系统
一、通讯系统示意图（附图17）
二、刮板输送机信号
ZJB-3输送机电控箱
第六章劳动组织和主要技术经济指标
第一节劳动组织
一、循环方式
日循环数：多循环；
循环进度；600mm。

二、作业方式
采用“三、八”工作制，两班采煤，一班准备。

三、组织方式
分段追机作业。

四、循环作业图表。