ZF117工作面開采設(shè)計

1、zf117綜采放頂煤工作面開采設(shè)計銅川市耀州區(qū)照金礦業(yè)有限公司 二一三年十一月十二日目 錄第一章 工作面概況1第一節(jié) 概 述1第二章 采煤方法6第一節(jié) 采煤方法6第二節(jié) 礦壓參數(shù)6第三節(jié) 支護設(shè)計7第四節(jié) 回采工藝8第五節(jié) 巷道布置13第六節(jié) 設(shè)備配置14第三章 頂板管理15第四章 安全生產(chǎn)系統(tǒng)18第一節(jié) 運輸系統(tǒng)18第二節(jié) 通風(fēng)系統(tǒng)19第三節(jié) 排水系統(tǒng)24第四節(jié) 供電系統(tǒng)25第五節(jié) 通訊聯(lián)絡(luò)、照明、信號25第六章 六大系統(tǒng)25第一節(jié) 監(jiān)測監(jiān)控系統(tǒng)25第二節(jié) 人員定位監(jiān)測系統(tǒng)27第三節(jié) 通信聯(lián)絡(luò)系統(tǒng)28第四節(jié) 井下人員緊急避險系統(tǒng)28第五節(jié) 壓風(fēng)自救系統(tǒng)29第六節(jié) 供水施救系統(tǒng)31第七章 勞動

2、組織和主要經(jīng)濟技術(shù)指標33第一節(jié) 勞動組織33第二節(jié) 主要經(jīng)濟技術(shù)指標33第八章 安全技術(shù)措施33第一節(jié) 一般規(guī)定33第二節(jié) 頂板管理35第三節(jié) 通防及瓦斯監(jiān)測35第四節(jié) 運輸管理36第五節(jié) 機電管理38第六節(jié) 防治水45附件45 第一章 工作面概況第一節(jié) 概 述一、工作面回采情況表11概況煤層名稱4-2煤位 置一采區(qū)中部采區(qū)名稱一采區(qū)工作面名稱 zf117地面標高(m)+1547.92+1582.99工作面底板標高(m)+1054.54+1065.72地面位置117工作面在地表投影于兔兒梁南部，位于丘陵溝壑地帶，溝谷縱橫，地形起伏較大，為低山丘陵區(qū)，區(qū)內(nèi)植被覆蓋良好，溝谷內(nèi)有裂隙潛水層，出水

3、量不大，與老君安溝相交。井下位置及 四 鄰采掘情況本工作面為一采區(qū)東翼第四個回采工作面。四鄰邊界為：南以117工作面回風(fēng)順為界，南部為未開采區(qū)域；北以117運順為界，與119采空區(qū)相鄰；西部為軌道下山，東為設(shè)計的117工作面切眼?；夭蓪Φ孛嬖O(shè)施影響本工作面地表為山巒地貌，地形起伏，無建筑及其它設(shè)施影響本區(qū)的開采。走向長度(m)1845工作面長度（ m ）120面積(m2)221400二、煤層情況表1-2煤層情況煤層厚度(m) 3.011.15穩(wěn)定程度煤 層傾 角(度)067.05較穩(wěn)定2煤層厚度變化較大（3.07.011.15），但有一定的規(guī)律，結(jié)構(gòu)簡單，煤層平均厚度7.05m，煤層由西向東逐

4、漸變薄，開口處煤層平均厚度為11.15m，切眼處平均厚度為3.0m,煤層以黑色亮煤為主、夾暗煤及鏡煤條帶、瀝青光澤、階梯狀斷口，內(nèi)外生裂隙較為發(fā)育，并被方解石、黃鐵礦薄膜充填，偶見菱鐵質(zhì)鮞粒及結(jié)核。 三、煤質(zhì)情況表13煤質(zhì)情況項目mad()ad ()vdaf ()st,d()pd()原煤6.4710.3914.3333.0435.3439.500.293.610.0080.081平均8.06.6937.141.320.042 4-2煤屬變質(zhì)階段之煙煤，即長煙煤-不粘煤范疇四、煤層頂?shù)装迩闆r表14煤層頂?shù)装迩闆r頂板名稱巖石名稱厚 度（m）巖 性 特 征老 頂細粒砂巖15.99淺灰白色，泥質(zhì)膠結(jié)，

5、波狀層理，夾薄層粉砂巖，含少量云母碎片及黃鐵礦結(jié)核。直 接 頂粉砂巖3.39淺灰黑色，緩波狀層理，泥質(zhì)膠結(jié)，含少量植物化石碎片，夾薄層泥巖。偽 頂炭質(zhì)泥巖0.1黑色，較松軟。直 接 底泥巖3.58灰黑色，水平紋理，含植物化石碎片及黃鐵礦結(jié)核，夾薄層炭泥巖，易吸水發(fā)生底鼓。五、儲量計算表15儲量計算塊段走向長( m )傾斜長( m )斜 面 積(m2)煤厚(m)容重(t/m3)工業(yè)儲量（t）回采率（）可采儲量(t ) 117工作面18451202214007.051.382225070851891309六、水文地質(zhì)情況及防治水措施表16水文地質(zhì)情況及防治水措施一、根據(jù)本工作面所處位置及煤層頂?shù)装?/p>

6、資料分析：本工作面開采后對采空區(qū)的補給水源主要有：1、117工作面開采4-2煤位于侏羅系中統(tǒng)直羅組粗粒砂巖含水層下部，根據(jù)勘探資料及生產(chǎn)施工資料分析，該含水組含水弱，隨著回采頂板冒落，直接導(dǎo)入工作面內(nèi)。2、由于距地表垂深較近（最近垂深約482m）,回采時含水層水有可能通過回采塌陷裂隙導(dǎo)入該工作面采空區(qū)內(nèi)。3、工作面生產(chǎn)用水：包括冷卻水和噴霧灑水，預(yù)計在3m3/h 左右。根據(jù)117工作面水文地質(zhì)條件，預(yù)計117工作面不會有大的積水屬，不會對回采工作造成影響。二、防治水措施：1、加強職工防治水知識的學(xué)習(xí)，使職工掌握工作面的透水征兆，掌握工作面水害發(fā)生后的避災(zāi)路線；編制工作面的防治水措施。2、根據(jù)提

7、供的掘進過程中水文資料的收集，在運輸順槽、回風(fēng)順槽根據(jù)巷道標高選擇布置水窩，配置匹配的抽排水系統(tǒng)及設(shè)施，保證系統(tǒng)的完善和抽排水設(shè)備的完好運行（先期由于要進行探放水工作，回采時頂板水量大，按最大涌水量配備系統(tǒng)）。3、由于受向斜構(gòu)造、距地表垂深及頂板含水層的影響，水文地質(zhì)條件較為簡單。七、瓦斯、煤塵及其它有害氣體情況表17影的它質(zhì)況瓦斯根據(jù)通防科提供資料：絕對涌出量(m3/min) :6.9 ；相對涌出量(m3/t) : 1.9煤塵煤塵爆炸指數(shù): 35,煤塵有爆炸性煤的自燃容易自燃，自然發(fā)火期:36個月地溫18地 壓無異常沖擊地壓八、地質(zhì)構(gòu)造情況表18地質(zhì)構(gòu)造情況根據(jù)勘探資料和已施工的巷道揭露資料

8、：本工作面位于該區(qū)井田向斜構(gòu)造北翼，構(gòu)造簡單，為一傾向北西的單斜構(gòu)造，走向北東的寬緩褶曲。地層平緩，依據(jù)4-45-56-6勘探線剖面圖及119運順揭露情況，煤層賦存狀況沿走向由西向東（01200m）有逐漸降低，下降坡度028。(1200m1740m)處有一較大的寬緩褶曲，褶曲最大的高差為7m, (1740m切眼)為近水平狀態(tài)。構(gòu)造名稱走 向傾向傾 角性質(zhì)落差 (m)對 回 采 的 影 響 程 度向斜近東西近南北05簡單71800m開始頂板有一層大約1m的矸石，回采時易出現(xiàn)架前漏頂、煤炭質(zhì)量差等現(xiàn)象。九、存在問題及建議1、由于偽頂破碎、煤層節(jié)理發(fā)育，編制相關(guān)安全技術(shù)措施，防止工作面發(fā)生漏頂、片幫

9、事故。2、117工作面開采后受采動影響,將引起上方巖層的移動，形成新的水文裂隙通道，將使各含水層發(fā)生水力聯(lián)系，編制專門防治水措施，在工作面回采過程中加強防、排水工作，確保安全生產(chǎn)。3、117工作面走向長度為1845m，在工作面兩巷局部范圍內(nèi)煤層沿走向存在波浪起伏變化，造成局部地段水流不暢，在回采過程中應(yīng)加強排放水，確保水流暢通；在1500m范圍內(nèi)受向斜影響，巷道坡度在02，在回采過程中該范圍內(nèi)水流較大，應(yīng)對該范圍內(nèi)水溝進行及時清理，使水溝暢通，保證工作面安全生產(chǎn)和文明生產(chǎn)。4、在117工作面開采之前，在工作面運、回順最低點處設(shè)置水倉，安裝排水系統(tǒng)，對水泵、管路合理選型，確保工作面在最大涌水量時

10、能夠正常排水。 5、由于117工作面距4-2煤頂板粗砂巖含水層較近，在回采過程中受采動影響，使工作面涌水量變化較大，因此，排水人員必須高度重視，堅持井下交接班制度，恪盡職守，做好排水工作。另外，檢修人員對排水設(shè)備要經(jīng)常檢修，保證完好，確保該工作面排水安全。6、由于4-2自燃發(fā)火期短（36個月），屬易自燃煤層，需編制相關(guān)防治煤層自燃等安全技術(shù)措施，加強工作面現(xiàn)場管理，確保安全生產(chǎn)。7、在回采中要加強有害氣體的監(jiān)測，防止后巷的浮渣引起煤層自燃，特別要加強工作面的通風(fēng)工作管理。8、在初采初放之前制定專門防治水措施。附：圖1 117工作面4-2煤層綜合柱狀圖 圖2 117工作面工程平面圖圖1 117工

11、作面4-2煤層綜合柱狀圖圖2 117工作面工程平面圖第二章 采煤方法第一節(jié) 采煤方法一、采煤方法本工作面采用走向長壁綜合機械化一次采全高全部垮落采煤法。二、采高確定4-2煤平均厚度為7.05m，工作面所選用的zf7600/20/38型液壓支架管理頂板，按操作規(guī)程規(guī)定:支架最大支撐高度應(yīng)小于支架設(shè)計最大高度的0.3m,最小支撐高度應(yīng)大于支架最小高度的0.2m，故確定正?；夭善陂g工作面平均采高為3.5m；煤層厚度變化時，采高隨煤層變化及時調(diào)整，但不得超過液壓支架操作規(guī)程中規(guī)定的支撐高度，即3.7m。三、開采層位確定工作面煤層總體結(jié)構(gòu)簡單，開采時沿4-2煤層頂板開采。第二節(jié) 礦壓參數(shù)一、礦壓觀測11

12、7工作面礦壓觀測采取以下措施1、本工作面每臺支架安裝1個蒂芬巴赫電液控制器，對支架的工作阻力、初撐力等自動監(jiān)測記錄。由主控制箱將監(jiān)測數(shù)據(jù)傳輸至地面調(diào)度室，安排專人進行數(shù)據(jù)采集分析處理，及時掌握工作面初次來壓步距、周期來壓步距及最大來壓強度等礦壓參數(shù)。2、在工作面風(fēng)、機兩巷每100m設(shè)置一組“十字布樁”巷道變形觀測點,進行頂板觀測，設(shè)專人定期收集數(shù)據(jù),進行數(shù)據(jù)分析處理，觀測在超前壓力影響下的巷道變形規(guī)律。3、由綜采隊配合生產(chǎn)科共同完成117工作面以及運、回順兩巷的礦壓觀測工作，設(shè)專人定期收集數(shù)據(jù)，進行分析處理，通過對支架工作阻力變化規(guī)律的觀測，較為準確的掌握頂板來壓規(guī)律。第三節(jié) 支護設(shè)計一、基本

13、支護及支架參數(shù)工作面采用兩柱掩護式液壓支架支護頂板，共布置82架支架，其中運輸巷布置1架ztz12880/22/35型端頭支架，機頭、機尾各布置3架zfg7600/20/35h型端頭支架、75架zf7600/20/38型中部支架。最大控頂距為5.76m，最小控頂距為4.96m。工作面推進過程中傾斜長度若發(fā)生變化，應(yīng)相應(yīng)增減支架數(shù)量。附:表2-1液壓支架參數(shù)表表2-1液壓支架參數(shù)表支架名稱放頂煤支架過渡支架端頭支架支架型號zf7600/20/38zfg7600/20/35hztz12880/22/35支架寬度(mm)1500150024052870工作阻力（kn）7600760012860初撐力

14、（kn）7600618510470支撐高度（mm）200038002000350022003500支架重量(t)25.58126.811/支護強度(mpa)0.991.020.90.45頂梁長度（mm）615550053985推溜力（mpa）0.450.45/移架力（mpa）0.220.22/底板比壓（mpa）0.771.5800.951.15支架中心距（m）150015001500二、支護強度計算1、支護強度計算p0= l h =83.52.4103 =0.672mpa式中：p0工作面單位面積的頂板壓力,mpa；l 68倍的采高，本規(guī)程采用8倍采高進行計算；h采高，取最大采高3.5m；工作面

15、頂板巖層容重容重，2.4103 n/m3。2、支護強度校核工作面采用液壓支架管理頂板，其額定支護強度為0.641.06mpa，按最小支護強度0.64mpa進行支護強度校核：c=pmin / p0=0.99/0.672=1.471式中：c支護強度安全系數(shù)pmin支架最小支護強度，mpap0工作面單位面積的頂板壓力，mpa由以上計算可知，支架的支護強度安全系數(shù)c1，故能滿足支護要求。第四節(jié) 回采工藝一、回采工藝工作面采用雙滾筒采煤機機械落煤，采煤機與刮板輸送機聯(lián)合裝煤，刮板輸送機、轉(zhuǎn)載機、可伸縮膠帶輸送機聯(lián)合運煤, 四柱支撐掩護式液壓支架支護頂板，采空區(qū)采用全部跨落法處理頂板。二、工藝流程工藝流程

16、：采煤機下行割煤割透下端頭煤壁反向上行空刀清理浮煤推移刮板輸送機移架推移斜切進刀段刮板輸送機采煤機反向下行斜切進刀將上端頭刮板輸送機剩余部分推向煤壁拉后刮板輸送機移架采煤機反向割透上端頭三角煤壁采煤機反向下行割煤下一循環(huán)。三、工序操作 1、進刀方式：采用上端頭斜切進刀,采煤機自開缺口,進刀段長度約36m，其中直線段長18m，斜切進刀段長18m（12架支架）。附：圖2.1 端部斜切進刀割煤示意圖 2、割煤方式：采用mg300/700-wd交流變頻電牽引采煤機割煤，依靠采煤機導(dǎo)向滑靴在工作面刮板輸送機上行走；采用單向下行割煤，即采煤機自工作面上端頭（割三角煤）斜切進刀，自開缺口，單向下行割煤，上行

17、空刀清理浮煤；在工作面往返一次為一個循環(huán),每刀截深為0.8m。 3、割煤順序：采煤機下行割煤時, 左滾筒割頂煤, 右滾筒割底煤。當采煤機割透工作面下端頭煤壁后，將左滾筒降下割底煤，空刀上行清理浮煤,按從下向上的順序滯后采煤機左滾筒18m從刮板輸送機機頭開始依次順序自下而上推移刮板輸送機（自70#支架開始推移斜切進刀段刮板輸送機至82#支架）。采煤機反向下行斜切進刀，采煤機左滾筒升高割頂煤，右滾筒割底煤。完成進刀后, 將刮板輸送機剩余部分全部推向煤壁，左滾筒降下割底煤,右滾筒升起割頂煤，采煤機反向割機尾三角煤。割透機尾煤壁后，采煤機反向，左滾筒升起割頂煤,右滾筒降下割底煤,采煤機下行開始下一個循

18、環(huán)割煤。4、裝煤、運煤 裝煤方式：利用采煤機滾筒截割裝煤。即通過采煤機滾筒螺旋葉片將煤裝入工作面可彎曲刮板輸送機內(nèi)。上行空刀清理浮煤時，采煤機滾筒將下行割煤時未完全裝凈的煤裝入刮板輸送機內(nèi)。 運煤方式：下行割煤時刮板輸送機運采煤機截割的煤，上行清浮煤。推移刮板輸送機時，通過鏟煤板將底板浮煤裝入刮板輸送機；刮板輸送機將煤運到轉(zhuǎn)載機，由轉(zhuǎn)載機運至機巷膠帶輸送機，再由膠帶輸送機運出。5、割煤及運煤要求 割機頭、機尾三角煤時，必須將三角煤割透，保證巷道底板到工作面底板平緩過渡，防止三角煤割不透時，機頭、機尾過渡槽發(fā)生翹起，引起支架側(cè)倒、啞鈴銷折斷、刮板輸送機機頭、機尾推不動等情形。 頂?shù)装逡钇剑坏?/p>

19、忽高忽低或留有臺階。 必須保證采煤機滾筒截齒完好無缺，割煤時如發(fā)現(xiàn)截齒丟失、磨損嚴重等現(xiàn)象時，應(yīng)及時停機更換截齒。 刮板輸送機機頭必須有看通訊閉鎖人員，能及時閉鎖“三機”,防止大塊煤在機頭堆煤或卡死破碎機。 控制采煤機割煤速度，防止負荷過大壓死刮板輸送機。 煤壁平直，與頂?shù)装宕怪?。傘檐：傘檐長度超過1m時，其最大突出部分不超過200mm，傘檐長度在1m以下時，其最大突出部分不超過250mm。a：初始 b：斜切進刀 c；推移刮板輸送機 d：割三角煤 e：正常割煤圖2.1 端部斜切進刀割煤示意圖6、推移刮板輸送機本工作面可實現(xiàn)推移方式：手動本架推移。工作面采用手動本架推移刮板輸送機，推移滯后采煤機

20、左滾筒不小于18m。使用手動本架推移可調(diào)整個別刮板輸送機推移步距，從而保證刮板輸送機直線。7、推移輸送機質(zhì)量要求 推移過程分兩個階段進行： 在采煤機完成割煤進入上行返空刀清理浮煤時，滯后采煤機左滾筒18m推移刮板輸送機，按順序自下而上依次順序推向煤壁。 自70#支架開始推移斜切進刀段刮板輸送機至82#支架，采煤機反向下行斜切進刀，其左滾筒到達82#架時，自下而上將刮板輸送機剩余段推向煤壁。 推移質(zhì)量要求： 每次推進應(yīng)保證800mm的推進度，并與煤壁保持平行成一直線，其直線誤差在30mm以內(nèi)。 在推移輸送機時，必須保持采煤機之后的彎曲段長度不得小于18m(滯后采煤機后滾筒12架支架)。 推移輸送

21、機必須單向順序進行，不準出現(xiàn)彎曲，嚴禁從兩頭向中間進行或從中間向兩頭進行推移。 刮板輸送機停機時嚴禁推移，以防卡死輸送機。 為保證在推移時操作順利，不致發(fā)生飄底、啃底現(xiàn)象，應(yīng)采用成組推溜。 在完成推移輸送機后，必須及時清掃散落在電纜槽、輸送機與支架間等處的浮煤，一起裝入輸送機內(nèi)。8、移架 工作面支架采用手動控制，采用以下兩種移架方式a、鄰架移架 b、本架移架 根據(jù)工作面地質(zhì)條件，在初采初放、頂板破碎或周期來壓期間，采用本架操作、帶壓擦頂移架作業(yè)，刮板輸送機推移到位，拉后刮板輸送機后，立即移架，且移架后必須立即打出伸縮梁和護幫板，接實頂板和護實煤壁。 采用本架操作時，每次只能操作一臺支架，且被操

22、作支架上、下3架支架范圍內(nèi)，除操作本支架的支架工外，嚴禁有其它人員穿行和逗留。 采用本架操作時，采高必須大于3.5m，且被操作支架上、下3架支架范圍內(nèi)，除操作本支架的支架工外，嚴禁有其它人員穿行和逗留。 工作面順序移架方法 當采煤機返機清煤時，將刮板輸送機自下而上推向煤壁；待輸送機機頭推向煤壁后，順序?qū)C頭處三架特殊支架向前拉移一個步距，移架的順序為：先移中間支架，后移上部支架，再移下部支架。采煤機割透下端頭煤壁后，將機頭處支架的伸縮梁伸出、護幫板挑起，及時支護頂幫。采煤機斜切進刀段時，停止移架。 機尾推移完成后，將工作面機尾處3架特殊支架拉移一個步距，移架的順序為：先移中間支架，后移上部支架

23、，再移下部支架。 待采煤機斜切進刀后，推移剩余段刮板輸送機，自下向上將所有剩余支架依次順序移架。 特殊支架的移設(shè)是按上述順序在特定時間內(nèi)完成的，而基本支架的移設(shè)是由刮板輸送機推移位置控制的，即在正常情況下，刮板輸送機推移到位后立即移架。 移架動作如下：收回護幫板及側(cè)護板降支架立柱移架(收伸縮梁) 用側(cè)護板和底調(diào)千斤頂調(diào)架升起支架立柱伸出伸縮梁打開護幫板及側(cè)護板。 移巷道端頭支架在推移轉(zhuǎn)載機后進行，由兩名支架工配合進行，兩架邁步前移。9、移架質(zhì)量要求 移架時必須使支架保持一條直線，直線誤差在50mm以內(nèi)。仰俯角不得超過7，歪斜不得超過5。相鄰支架間不得有明顯高低錯差，不超過側(cè)護板高度的2/3。

24、移架時，要保證支架移到位，步距為800mm。 移架過程中要及時調(diào)整支架狀況，如發(fā)生倒架、咬架和歪架現(xiàn)象，需在移架過程中及時調(diào)整。 移架時支架降架距離頂板不大于200mm，在頂板破碎段必須帶壓擦頂移架。 轉(zhuǎn)載機機尾不能作為巷道端頭支架移架的著力點，否則容易損壞轉(zhuǎn)載機機尾。 必須嚴格按照移架動作順序按移架操作要求進行移架。 為保證移架時不致將刮板輸送機后拉，在移架時，應(yīng)將鄰架電液控制器推移刮板輸送機按鈕按下，使鄰架推移千斤頂處在推移刮板輸送機位置。 支架中心距控制在1500100mm；端面距最大值430mm；支架初撐力不低于設(shè)計值的80。10、推移轉(zhuǎn)載機 轉(zhuǎn)載機在推移刮板輸送機機頭時一起移動。 轉(zhuǎn)

25、載機前移前，必須清理機道上的浮煤、矸石、雜物，使機道通暢。 保護好電纜、油管、水管，防止移動轉(zhuǎn)載機時損壞。 轉(zhuǎn)載機前移后，保持“平、正、穩(wěn)、直” 。11、膠帶輸送機機尾移動方式工作面選用的膠帶輸送機使用dy1000自移式機尾,當采煤機割3刀煤（2.4m）后，開始移動膠帶輸送機自移機尾。自移機尾小車與轉(zhuǎn)載機機頭聯(lián)成一體，構(gòu)成膠帶輸送機機尾自移的支撐點，自移機尾小車通過銷軸與推移缸活塞桿相聯(lián)接，推移缸缸體與基架通過銷軸相聯(lián)接，構(gòu)成以轉(zhuǎn)載機為支撐的自移系統(tǒng)。在推移轉(zhuǎn)載機時，自移機尾小車及推移缸活塞桿隨之一起前移，活塞桿被拉出缸筒，在完成一定截深后，即可回縮推移缸進行基架的拉移工作。12、組合基架自行

26、拉移操作程序 隨著工作面刮板輸送機的推移前進，轉(zhuǎn)載機隨之向前移動，與其相連的自移機尾小車一起在組合基架軌道上前移。 當采煤機完成三個截深后，自移機尾小車隨轉(zhuǎn)載機前移2.4m，與自移機尾小車聯(lián)結(jié)在一起的推移缸的活塞桿被逐漸壓入缸體（行程3m），當自移機尾小車在軌道上運行到與組合基架相聯(lián)時，即可拉動整體基架前移。 操縱調(diào)高缸的控制手柄，使立缸收縮，提起滑架，使組合基架完全落于巷道底板，完成自移機尾的推移準備工作。 操縱推移缸控制手柄，使高壓工作液進入缸體，使活動塞桿回縮，由于推移缸活塞桿和缸體分別與小車和組合基架相聯(lián)，即可拉動整體基架前移。 當推移活塞桿完全縮回后，即完成組合基架拉移工作。此時可進

27、行調(diào)高及調(diào)偏等操作。13、各工序影響范圍和安全距離 割煤：采煤機工作期間滾筒上方5m和滾筒下方15m，任何人員不得在架前作業(yè)或逗留。采煤機割煤距上、下口30m時，上、下端頭維護人員必須在兩巷距工作面20m處設(shè)置警戒繩，并懸掛“煤機割煤、嚴禁入內(nèi)”的警示牌，嚴禁人員通過。 移架：被操作支架上下3架支架范圍內(nèi)不得有非操作人員穿行、作業(yè)。 推移刮板輸送機：滯后采煤機后滾筒18m以上。四、采空區(qū)處理方法117工作面采用全部垮落法處理工作面采空區(qū)頂板。五、特殊時期的頂板管理過地質(zhì)鉆孔及停采前的頂板管理另行編制專項措施。六、煤質(zhì)及煤炭回收 要按照規(guī)程規(guī)定進行回采，不準隨意丟頂煤、底煤，架前、架間以及上、下

28、出口的浮煤要清掃干凈,煤質(zhì)灰分、水分、含矸率控制在規(guī)定范圍內(nèi)。 嚴格按照綜采工序進行煤炭回收管理，嚴禁采煤機隨意破底破頂開采。 第五節(jié) 巷道布置一、工作面運輸順槽運輸順槽布置沿煤層底板布置，全長1885米，巷道形狀為矩形，高3.5m，寬5.2m，斷面積18.2m2。錨網(wǎng)、錨索復(fù)合支護，運輸順槽為進風(fēng)、煤炭運輸、安全出口。運輸順槽內(nèi)布置有50供水及消防灑水管路、50注氮管路、50壓風(fēng)管路、乳化液供回液管路，監(jiān)測監(jiān)控線、電源電纜，轉(zhuǎn)載機和膠帶輸送機。二、工作面回風(fēng)順槽回風(fēng)順槽沿煤層底板布置,全長1905米，巷道形狀為矩形，寬4.2m，高3.5m，斷面14.7m2。錨網(wǎng)、錨索復(fù)合支護，回風(fēng)順槽用途為

29、回風(fēng)、輔助運輸、安全出口。回風(fēng)順槽內(nèi)布置有315、219瓦斯抽放管、50消防灑水管路、50壓風(fēng)管路、108灌漿管路、監(jiān)測監(jiān)控線路及軌道（用于材料運輸）。三、切眼切眼寬8.5m、高3.5m，掘進支護為錨網(wǎng)梁及雙排錨索。四、泵站和移變硐室117工作面走向長1885米，泵站布置在117運輸順槽，站室內(nèi)有乳化泵、移動變電站及控制開關(guān)。五、制氮泵站設(shè)置在軌皮3號聯(lián)巷，地面設(shè)固定瓦斯抽放泵站。圖3：zf117綜放工作面巷道布置示意圖第六節(jié) 設(shè)備配置依據(jù)以往各工作面的設(shè)備使用情況，117工作面支架采用zf7600/20/38系列支架。綜放工作面主要設(shè)備配置表見下頁綜放工作面主要設(shè)備配置表序號名 稱型 號單

30、位數(shù) 量安裝地點1放頂煤支架zf7600/20/38臺75工作面2過渡支架zfg7600/20/35h臺63端頭支架ztz12880/22/35臺14采煤機mg300/700-w臺15刮板輸送機sgz764/2315臺26轉(zhuǎn)載機szz764/160臺1運順7破碎機pcm110臺18可伸縮帶式輸送機ssj1000/2200臺19乳化液泵brw315/31.54a臺2移變硐室10乳化液箱xr-ws2500臺111移動變電站kbsgzy-1000/6/1.2臺112移動變電站kbsgzy-1250/6/1.2臺113移動變電站kbsgzy-630/6/1.2臺114移動變電站kbsgzy-400/6

31、/0.66臺415真空磁力啟動器qjz-200/1140臺1工作面配電點16真空磁力啟動器qjz-300/1140臺517饋電開關(guān)kbz400/1140 (z)臺318饋電開關(guān)kbz500/1140 (z)臺219饋電開關(guān)kbz200/660(z)臺1泵站硐室20饋電開關(guān)kbz200/1140(z)臺1皮帶機頭21真空磁力啟動器qjz-300/660臺10泵站硐室、皮帶機頭22噴霧泵pb315/6.3臺1泵站硐室第三章 頂板管理一、工作面采用全部跨落法管理頂板。最大控頂距：5760mm，最小控頂距：4960mm。圖4：zf7600/20/38型低位放頂煤液壓支架二、順槽及端頭頂板管理（一）工作

32、面順槽的超前支護兩順槽超前支護采用dz-3150單體液壓支柱、djb-1000鉸接頂梁支護。超前支護距離不小于40m。圖5:兩巷超前支護示意圖（二）端頭支護工作面下端頭采用ztz12880/22/35型端頭支架。四、礦壓觀測zf117綜放工作面的礦壓觀測內(nèi)容主要有：支架阻力觀測、支架活柱縮量觀測、巷道圍巖表面位移觀測、順槽超前支護范圍內(nèi)單體液壓支柱阻力觀測以及支護質(zhì)量動態(tài)監(jiān)測。第四章 安全生產(chǎn)系統(tǒng)第一節(jié) 運輸系統(tǒng)一、原煤運輸采煤機落煤（支架后部放煤）工作面前、后部刮板輸送機運輸順槽橋式轉(zhuǎn)載機運輸順槽皮帶輸送機皮帶下山輸送機采區(qū)煤倉軌道上山皮帶輸送機主井煤倉主斜井地面煤場二、材料運輸工作面所需材

33、料運輸采用1t礦車，其運輸路線為：井口副斜井1220井底車場軌道上山1090車場軌道延伸段回風(fēng)順槽工作面（或泵站硐室）。圖6:運輸系統(tǒng)示意圖第二節(jié) 通風(fēng)系統(tǒng)一、通風(fēng)系統(tǒng)工作面采用負壓（抽出式）通風(fēng)。通風(fēng)系統(tǒng)為：新鮮風(fēng)由軌道下山、進風(fēng)立井、皮帶上山軌道下山巷、皮帶皮帶下山巷工作面運輸順槽工作面（污風(fēng)）回風(fēng)順槽回風(fēng)下山二采區(qū)回風(fēng)大巷回風(fēng)井排出地面。（一）風(fēng)量計算1、按瓦斯涌出量計算q采=100q瓦k瓦式中：q采采煤工作需要風(fēng)量，m3/min，q瓦工作面瓦斯絕對涌出量，6.9 m3/min，k瓦采煤工作面因瓦斯涌出量不均勻的備用風(fēng)量系數(shù)，則，q采=1006.91.6=1104m3/min。2、按工作

34、面同時工作人數(shù)計算q采=4n采，m3/min；式中：q采采煤工作面風(fēng)量，m3/min；n采采煤工作面同時工作人數(shù)，人；4 每人每分鐘應(yīng)供給的最低風(fēng)量，m3/min則：q采=440=160m3/min。3、按工作面氣溫與風(fēng)速的關(guān)系計算q采=60v采s采k采，m3/min；式中： v采采煤工作面適宜風(fēng)速，m/s；礦井采煤工作面空氣溫度為21，則要求風(fēng)速選值v=1.2m/s。s采采煤工作面平均通風(fēng)斷面面積，m2，s采=14.7m2；k采采煤工作面長度風(fēng)量系數(shù)。則：q采=601.216.451.1=1164.24m3/min。4、按風(fēng)速驗算： 按最低風(fēng)速驗算采煤工作面的最小風(fēng)量： q采600.25s采

35、 220.5 m3/min按最高風(fēng)速驗算采煤工作面的最大風(fēng)量： q采604s采 3528 m3/min取1、2、3最大值，220.51164.243948，確定zf117綜放工作面需風(fēng)量為1164.24m3/min。117綜放工作面通風(fēng)系統(tǒng)示意圖如圖7所示。圖7： 工作面通風(fēng)系統(tǒng)示意圖二、防治瓦斯依據(jù)zf119的涌出量推測，zf117綜放工作面絕對瓦斯涌出量為6.9m3/min，為了保障工作面安全生產(chǎn)，采用設(shè)置專職瓦斯檢查員、采空區(qū)抽放、設(shè)置監(jiān)測監(jiān)控系統(tǒng)的方法防治瓦斯災(zāi)害。（一）瓦斯檢測1、在工作面設(shè)專職瓦檢員。2、瓦斯檢查地點分別設(shè)在：工作面兩巷的電器設(shè)備處、工作面回風(fēng)口以外10m內(nèi)、上（下

36、）隅角、進回風(fēng)巷、工作面等地點不定時的檢測。（二）瓦斯抽放 該面生產(chǎn)期間絕對瓦斯涌出量為6.9m3/min左右，根據(jù)煤礦安全規(guī)程第一百四十五條規(guī)定，必須實行瓦斯抽放。 照金礦業(yè)有限公司回采巷道均采用錨網(wǎng)支護方式，回采時由于回風(fēng)巷道的垮落滯后于工作面頂板的垮落，在回風(fēng)巷向采空區(qū)深部方向總有一段巷道沒有垮落，可利用該空間插入瓦斯抽放管路，對上隅角瓦斯進行抽放。地面安裝兩臺2bep60-02bg3d型固定水環(huán)式瓦斯抽放真空泵，敷設(shè)315煤礦用鋼絲網(wǎng)骨架復(fù)合管，進行采空區(qū)瓦斯抽放，解決上隅角瓦斯偏高問題，預(yù)計抽放率為30%。風(fēng)排瓦斯為主，瓦斯抽放為輔的綜合治理方法。瓦斯抽放設(shè)計瓦斯抽放的必要性1、zf

37、117綜放工作面需風(fēng)量為1164.24m3/min。計算通風(fēng)可以稀釋排走的瓦斯量 q=cqm/100k 式中：q風(fēng)排瓦斯量m3/min c回風(fēng)流中瓦斯?jié)舛?，為了確保該面安全回采，c取0.5。 k瓦斯涌出不均衡系數(shù)，取1.45 則： q=0.51164.24/1001.45=4.01m3/min 3、從前面瓦斯涌出預(yù)測可以看出，工作面回采時瓦斯絕對涌出量為6.9m3/min左右，而在正常情況下，風(fēng)排瓦斯量為4.01m3/min時，而剩余的2.89m3/min瓦斯無法排出。根據(jù)規(guī)程規(guī)定“一個采煤工作面的瓦斯涌出量”大于5m3/min或一個掘進工作面涌出量大于3m3/min,采用通風(fēng)方法不合理時，應(yīng)

38、采用抽放瓦斯措施。因此對117工作面采取瓦斯抽放措施是必要的。抽放方法的選擇根據(jù)前面瓦斯涌出來源分析，該面瓦斯涌出主要來源為本煤層的瓦斯涌出，工作面回采時放頂煤后，煤層內(nèi)賦存的瓦斯會大部分涌入到工作面采空區(qū)內(nèi)，上隅角會成為瓦斯向采面涌出的主要通道,所以在上隅角采用預(yù)埋抽放管路抽取這部分的瓦斯，防止瓦斯向工作面及回風(fēng)流大量涌出。 瓦斯抽放效果預(yù)計117工作面在回采過程中，如果單純靠通風(fēng)的方法排除瓦斯，則工作面上巷回風(fēng)流中的瓦斯?jié)舛瘸Ｌ幱?%左右，上隅角瓦斯?jié)舛葘⒃?5，工作面難以正常安全回采。采用瓦斯抽放后，有30以上的瓦斯通過抽放管路直接排至采區(qū)主要回風(fēng)流中，使工作面回風(fēng)流中的瓦斯?jié)舛缺３衷?

39、.5以下，能夠完全保證工作面的安全回采。 抽放率計算 d= （qc/6.9）%式中：d工作面抽放率 qc工作面抽放瓦斯量，即 qc=6.9-q=2.89m3/min 則d=41.9% 抽放管徑的確定 根據(jù)前面資料表明，117工作面抽出純瓦斯量為2.89m3/min，抽放瓦斯?jié)舛阮A(yù)計為20左右，則瓦斯抽放管中混合量為14.45m3/min，而抽放瓦斯管徑計算公式為： d=0.1457q /v 式中：d管道的內(nèi)徑，m； q管內(nèi)氣體流量，m3/min； v管內(nèi)氣體流速，m/s，一般為515m/s，取7m/s 則通過計算， d=0.3008m，取d=0.3008m，即支路選用315mm聚乙烯管做為抽放

40、管路，主管路選用377mm聚乙烯管做為抽放管路。 抽放管路的鋪設(shè)工作面利用移動式瓦斯抽放泵站進行瓦斯抽放，移動泵站設(shè)置在風(fēng)井工業(yè)廣場內(nèi)。 在工作面上隅角空間（端頭支架和上巷上幫之間）隨著工作面的推進及時架設(shè)單體支護，并在單體的空間外側(cè)平行支架立柱堆積編織袋，內(nèi)裝沫煤，黃土泥墻。抽放管吸氣端設(shè)在單體空間內(nèi)。瓦斯抽放泵供電 瓦斯抽放泵站供電參照主要通風(fēng)機的供電管理, 要求”三專”, 即專用變壓器, 專用線路和專業(yè)開關(guān). 根據(jù)礦井的實際情況, 采用380v或660v供電安排. 根據(jù)煤炭工業(yè)礦井設(shè)計規(guī)范gb-5012-94, 瓦斯抽放站的電力負荷為一級負荷, 必須保證有兩個電源供電. 抽放瓦斯量預(yù)計要

41、建立井下移動瓦斯抽放系統(tǒng)，首先必須確定抽放瓦斯量。抽放瓦斯量預(yù)計是礦井瓦斯抽放系統(tǒng)的規(guī)模大小、瓦斯抽放管網(wǎng)設(shè)計、瓦斯抽放泵選型設(shè)計等的依據(jù)，因此，下面首先對抽放瓦斯量進行預(yù)計。由于本礦井開采技術(shù)條件比較好，按照產(chǎn)量為90萬t/a進行設(shè)計。根據(jù)照金礦業(yè)有限公司礦井瓦斯涌出量預(yù)測及礦井瓦斯等級鑒定研究報告中的瓦斯涌出量預(yù)測結(jié)果，4-2煤層回采工作面的相對瓦斯涌出量為1.72m3/t，回采工作面瓦斯涌出不均衡系數(shù)為1.61。根據(jù)此預(yù)測結(jié)果及相關(guān)計算公式，得出礦井產(chǎn)量為90萬t/a時，4-2煤層回采工作面的瓦斯涌出量構(gòu)成預(yù)測結(jié)果見表3-3。表3-3 工作面瓦斯涌出量構(gòu)成預(yù)測結(jié)果開采煤層采面瓦斯總涌出量

42、(m3/min)本層瓦斯涌出量(m3/min)采空區(qū)瓦斯涌出量(m3/min)本層瓦斯所占比例（%）采空區(qū)瓦斯所占比例（%）4-25.192.672.5251.548.5注：采空區(qū)瓦斯涌出量含圍巖和鄰近層瓦斯涌出量 抽放檢測檢測儀器、儀表從照金礦業(yè)有限公司所采用的瓦斯抽放方法來看，主要是采用采空區(qū)埋管抽采空區(qū)瓦斯。 主要檢測儀器、儀表配置井下瓦斯抽放主要檢測儀器、儀表包括孔板流量計、u型水柱計（汞柱計）、瓦斯?jié)舛葯z定器和高負壓取樣器等。 管路防漏氣、防砸壞、防帶電、防底鼓措施 抽放系統(tǒng)必須設(shè)置負壓測定裝置和截止閥門，新敷設(shè)的管路要進行氣密性檢查；正常抽放的管路亦應(yīng)定期進行氣密性檢查。敷設(shè)抽放管

43、路的巷道雖非主要運輸巷道，但在管路上要懸掛警示牌，管路外部涂紅色以示區(qū)別，提醒車輛注意，并要每天巡回檢查，發(fā)現(xiàn)問題及時更換。抽放管路在巷道內(nèi)吊掛安裝時，吊掛高度不小于1.8m；為防止底鼓折損管路，管道都用墩垛墊起，墊起高度不小于0.3m。井下瓦斯抽放管應(yīng)盡量避免與通訊、動力電纜帶電物體等設(shè)在一起，以防管路帶電。 （三）瓦斯監(jiān)測監(jiān)控 1、工作面甲烷傳感器設(shè)置見下圖圖8： 監(jiān)測監(jiān)控系統(tǒng)示意圖 2、工作面上隅角及采煤機機身懸掛便攜式瓦斯檢測報警儀 3、區(qū)隊長、班長、流動電鉗工下井時，必須攜帶便攜式瓦斯檢測報警儀。 4、監(jiān)測監(jiān)控系統(tǒng)設(shè)施儀器必須由專人進行維護，系統(tǒng)管理必須符合煤礦安全監(jiān)控系統(tǒng)及檢測儀器

44、實用管理規(guī)范（aq1209-2007）。（四）上隅角瓦斯防治為防止上隅角瓦斯局部積聚，采用以下技術(shù)措施及管理措施：1、利用壓風(fēng)自救系統(tǒng)的壓縮空氣對上隅角實施風(fēng)流引射，改變該區(qū)域的風(fēng)流紊亂狀態(tài)。3、實行“三員”（瓦斯檢查員、專職管理員、班組長）管理。三、綜合防塵 供水防塵系統(tǒng) 工作面運輸順槽、回風(fēng)順槽內(nèi)各設(shè)一趟50mm 的供水管路，管道上每隔50m設(shè)一個三通閥門，以便巷道灑水滅塵。工作面采用灑水滅塵、噴霧降塵、風(fēng)流凈化、個體防護等措施進行防塵。 1、灑水滅塵。 （1）順槽煤塵沖刷。兩順槽定期人工灑水滅塵,運輸順槽每月至少沖洗一次，回風(fēng)順槽每天至少沖洗一次，并清除堆積的浮煤。 （2）工作面液壓支架

45、堅持班班除塵，每天由檢修班全面滅塵一遍。 2、噴霧降塵。 （1）采煤機內(nèi)外噴霧，采煤機割煤時必須開啟機載噴霧系統(tǒng)。要求噴霧完好不堵塞，內(nèi)噴霧水壓不小于2mpa，霧化程度高，外噴霧水壓不小于1.5mpa。 （2）架間噴霧和放煤口噴霧降塵a利用支架前梁、尾梁上的噴霧嘴在割幫煤、放頂煤時噴霧降塵。b轉(zhuǎn)載點的噴霧。工作面輸送機機頭及轉(zhuǎn)載點機頭各設(shè)一組噴霧頭，并正常使用；破碎機處及皮帶機頭各安設(shè)一組噴霧，實現(xiàn)破煤、運煤過程中的噴霧降塵。c、皮帶機尾滾筒處設(shè)一組降塵設(shè)施。d、在保持破碎機內(nèi)噴霧設(shè)施正常運行的同時，在破碎機出口處設(shè)置一組降塵設(shè)施。 3、風(fēng)流凈化。 在回風(fēng)順槽距工作面兩端各30米處設(shè)置兩道防塵

46、水幕。每道水幕噴霧噴嘴不少于5個，且霧化良好，覆蓋全斷面。 4、個體防護 進入工作面的作業(yè)人員必須佩戴防塵口罩。 5、粉塵測定 通防隊每10天測一次工作面的粉塵濃度。 （二）隔絕瓦斯煤塵爆炸措施 在工作面運輸順槽、軌道順槽各安裝兩組隔爆水棚。隔爆水棚安裝質(zhì)量要符合煤礦井下粉塵綜合防治技術(shù)規(guī)范（aq10202006）、煤礦采掘工作面高壓噴霧降塵技術(shù)規(guī)范（aq10212006）要求。四、防止煤層自然發(fā)火措施 工作面綜合防滅火措施主要包括土袋墻封堵、噴灑阻化劑、采空區(qū)注氮、束管監(jiān)測、人工檢測。 （一）壘疊土袋墻。在工作面兩端頭接近采空區(qū)處壘疊土袋墻，封堵工作面與采空區(qū)的漏風(fēng)通道，減小工作面向采空區(qū)的

47、漏風(fēng)量，防止采空區(qū)煤層氧化自燃。工作面兩端頭每天壘兩次土（砂）袋墻,每月進行一次工作面全長封堵，并進行凝膠封堵。 （二）噴灑阻化劑:在土袋墻與采空區(qū)之間注入凝膠阻化劑，起到封堵、阻化作用。（三）采空區(qū)注氮：采用jxzd-300型井下移動式碳分子篩制氮機、50鋼管向工作面連續(xù)輸送濃度不低于97%的氮氣，以降低采空區(qū)氧氣濃度，減緩采空區(qū)煤炭氧化、自燃。（四）束管監(jiān)測：由地面鋪設(shè)束管至工作面上隅角，對采空區(qū)氣體進行監(jiān)測、分析，對采空區(qū)發(fā)火預(yù)兆作出預(yù)測預(yù)報。監(jiān)測、分析每周進行一次，有異常情況時由總工決定監(jiān)測頻率。（五）在工作面回風(fēng)順槽（距切眼5米）設(shè)置自然發(fā)火觀測點，觀測的內(nèi)容為瓦斯、溫度、co，該項

48、工作有瓦斯檢查員實施。（六）工作面開采結(jié)束后，10天內(nèi)密閉采空區(qū)，灌注黃泥漿防火。（七）工作面月推進度不得少于60米。（八）防止電氣火災(zāi)。工作面電氣設(shè)備、設(shè)施的選擇應(yīng)符合相關(guān)規(guī)程的規(guī)定，配電點必須按照礦井災(zāi)害預(yù)防和處理計劃的規(guī)定配置滅火器材。第三節(jié) 排水系統(tǒng)工作面以生產(chǎn)廢水（噴霧灑水）為主，在工作面運輸順槽低凹處分別施工水窩，將產(chǎn)生的積水用礦用潛水泵排至1090水倉。第四節(jié) 供電系統(tǒng)工作面配電點設(shè)置在運輸順槽中部。供電電源來自二采區(qū)變電所。工作面裝機容量為2425 kw。工作面供電系統(tǒng)見附圖。第五節(jié) 通訊聯(lián)絡(luò)、照明、信號一、通訊系統(tǒng)配置zf117綜放工作面皮帶機頭、工作面下端頭各安裝一臺直通地

49、面的調(diào)度電話。工作面皮帶機頭-機尾、工作面內(nèi)（每間隔20架）各安裝一套聲光擴音器。擴音器兼做信號系統(tǒng)使用。順槽內(nèi)敷設(shè)應(yīng)急廣播系統(tǒng)，安全管理人員配置無線通訊設(shè)備（礦用小靈通）。二、照明系統(tǒng)配置zf117綜放工作面用礦用防爆燈照明燈具間距不大于15米；運輸順槽照明燈具間距不大于30米。第六章 六大系統(tǒng)第一節(jié) 監(jiān)測監(jiān)控系統(tǒng)在運輸順槽、工作面、回風(fēng)順槽、上隅角設(shè)置監(jiān)測點，配置瓦斯、一氧化碳、風(fēng)速、溫度傳感器。監(jiān)測系統(tǒng)必須與工作面供電系統(tǒng)聯(lián)系，能實現(xiàn)瓦斯電閉鎖。監(jiān)測監(jiān)控系統(tǒng)管理制度一、安全監(jiān)測系統(tǒng)的使用必須符合煤礦安全規(guī)程、煤礦安全監(jiān)控系統(tǒng)及檢測儀器使用管理規(guī)范（aq1029標準）中的規(guī)定。二、煤礦安全

50、監(jiān)控系統(tǒng)必須24小時運行。接入煤礦安全監(jiān)控系統(tǒng)的各類傳感器應(yīng)符合aq6201-2006規(guī)定，穩(wěn)定性不小于15天。 三、調(diào)度監(jiān)控中心維護員負責安全監(jiān)測設(shè)備的安裝、拆除、日常調(diào)校和管理工作。四、井下采掘工作面監(jiān)測設(shè)備的使用、懸掛、移設(shè)由現(xiàn)場施工的采掘隊負責，總回、主井及各主要大巷內(nèi)的監(jiān)測設(shè)備由調(diào)度監(jiān)控中心負責懸掛和日常維護。五、對需要經(jīng)常移設(shè)的傳感器、電纜，須有采掘班組長按規(guī)定移設(shè)，瓦檢員監(jiān)督執(zhí)行，嚴禁擅自停用。工作面所設(shè)各類監(jiān)測設(shè)備及電纜等均由所施工部門的隊長、班組長負責管理、使用，如有損壞應(yīng)及時向礦調(diào)度匯報，礦調(diào)度和要做好記錄并及時通知相關(guān)人員現(xiàn)場處理。對于設(shè)備、纜線保護不到位、故意破壞、丟失

51、和人為造成監(jiān)測傳感器監(jiān)測數(shù)據(jù)失真，按公司三違處罰辦法有關(guān)條款嚴肅處理。六、 使用部門必須根據(jù)生產(chǎn)現(xiàn)場情況按標準懸掛，保證正常使用。若不按規(guī)定移設(shè)和懸掛的，對使用部門當班現(xiàn)場負責人罰款50-100元。移設(shè)傳感器必須輕拿輕放，不得隨意拖拽、磕碰，防止造成誤報警或傳感器的損壞。人為因素造成傳感器誤報警，一次對責任部門罰款300元，對責任人罰款200元。七、使用部門施工過程中要加強監(jiān)測設(shè)備保護。施工過程中造成監(jiān)測纜線、傳感器等損壞的，對施工部門罰款300元，對責任人罰款100元；造成傳感器等監(jiān)測設(shè)備報廢的，由施工部門按原價賠償，并對責任人罰款200元。 八、各生產(chǎn)部門在編制采掘作業(yè)規(guī)程或安全技術(shù)措施時

52、，必須對傳感器的種類、數(shù)量、位置、主機、動力開關(guān)的安設(shè)地點、監(jiān)測電纜的敷設(shè)、控制區(qū)域、安全監(jiān)測設(shè)備的懸掛位置等做出明確規(guī)定，并繪制布置圖，報礦總工程師批準。 九、在應(yīng)安設(shè)安全監(jiān)測監(jiān)控裝置的地點，使用部門在開工前三天必須根據(jù)已批準的作業(yè)規(guī)程或安全技術(shù)措施提出安裝申請報告，上報礦總工程師批準。在安裝配電系統(tǒng)時，使用部門或機電部門必須根據(jù)斷電范圍要求，提供斷電條件并接通井下電源及控制線，在連接時必須有監(jiān)測人員在場監(jiān)護。調(diào)度監(jiān)控中心負責安全監(jiān)測監(jiān)控裝置的安裝、調(diào)試和日常的校驗設(shè)置工作。十、與安全監(jiān)測監(jiān)控裝置關(guān)聯(lián)的電器設(shè)備、電源線及控制線，均由管轄范圍的機電人員負責維護。在拆除或改線時，必須與調(diào)度監(jiān)控中心聯(lián)系，并共同處理。檢修安全監(jiān)測監(jiān)控裝置關(guān)聯(lián)的電器設(shè)備，需要安全監(jiān)測監(jiān)控裝置暫停運行時，必須經(jīng)安監(jiān)科和礦調(diào)度室同意，并制定安全措施后，方可進行。十一、所有安全監(jiān)測系統(tǒng)設(shè)備入井前必須在地面經(jīng)過48小時聯(lián)機運轉(zhuǎn)，調(diào)試、校正，各項指標符合規(guī)定后方可入井安裝，嚴禁不合格的儀器下井使用。十二、安全監(jiān)測監(jiān)控裝置安裝完畢后，在開工檢查時現(xiàn)場進行交接，屆時機電科、安監(jiān)科、施工部門負責人一并進行驗收，并簽字交接。接收后，安全監(jiān)測監(jiān)控裝置的管理、使用均由施工部門負責。一旦出現(xiàn)安全監(jiān)測監(jiān)控裝置（電纜、接線盒、傳感器）的損壞、丟失，不符合質(zhì)量標準化要求的，按電氣設(shè)