突出采面设计说明书参考样本

平顶山天安煤业股份有限公司八矿己1522060工作面及瓦斯综合治理设计说明书二一年二月设计编制人员专业姓名职称签名采矿机电通风瓦斯治理地质安全综合总工程师设计审查人员专业姓名职称签名采矿机电通风瓦斯治理地质安全综合总工程师目录1工作面概况及危险源分析111工作面概况112危险源分析32工作面工程设计521工作面巷道布置522巷道断面支护523采掘工艺123工作面各生产系统1931主运输系统1932辅助运输系统2033通风系统2134供电系统3035供水及综合防尘系统3736排水系统3837通讯系统3938监测监控系统4039压风系统41310防灭火系统43311液压系统45312照明系统454瓦斯综合治理专项设计4641瓦斯综合治理方案确定4642防突设计4743瓦斯抽放设计525水害防治专项设计6451充水因素及威胁程度6452防治水措施676注意事项及主要安全技术措施6961掘进期间安全技术措施6962回采期间安全技术措施697安全避灾路线7171水灾避灾路线7172火灾、瓦斯、煤尘事故避灾路线71八矿己1522060工作面设计会审纪要2009年12月2日八矿矿总工程师张海庆主持召开了己1522060工作面设计专题会审，与会人员就设计中的有关问题进行了研究讨论。现纪要如下一、关于工作面设计范围问题己1522060工作面位于己二上山采区西翼最下部，东起采区上山，西至十二矿边界，南邻正在施工的己1522040采面，北部为尚未开发二水平己二下山采区。二、关于设计依据和设计原则问题1、必须依据地测部门提供的地质资料进行设计。2、该工作面按突出危险工作面进行设计。3、该工作面煤层按自燃煤层进行设计。4、必须本着安全高效、系统优化、体现以人为本的原则设计。三、关于工程设计问题1、同意采用走向长壁一次采全高采煤法，回采工艺为综合机械化采煤。液压支架选用ZY560020/40支架。2、巷道布置同意工作面面沿己15煤层走向布置机、风两巷。同意在己15煤层底板灰岩中布置1条底抽巷，与机巷中对中25M，距己15煤层底板152M左右，保证距己1617煤层底板垂距不小于10M。同意机巷按“机轨合一”布置，设4个开关列车车场（间距300M）；风巷每隔300M设置1个错车场，车场长30M。同意高位尾巷每300M施工一个联络川与风巷连通。3、巷道断面支护同意机巷、风巷、切眼顶板均采用锚网索梁支护，锚杆选用202200MM高强锚杆，锚索选用1787000MM预应力鸟巢锚索；两帮采用202000MM等强锚杆会议要求高位尾巷、底抽巷施工必须打走向前探钻孔，防止误揭突出煤层。四、瓦斯综合治理方案同意风巷属外段沿空掘巷。同意机巷利用底抽巷施工穿层钻孔，采取水力冲孔、预裂爆破等措施后抽放瓦斯。同意掘进期间在风、机巷施工本煤层抽放钻孔，孔径110MM，上行105M、下行70M。不留空白带。会议要求回采前在风、机巷每100M布置一个测定钻孔，分别测试煤层残余瓦斯含量和瓦斯压力。己1522060工作面及瓦斯综合治理设计说明书1工作面概况及危险源分析11工作面概况111工作面概况该工作面位于二水平己二上山采区西翼，东起采区上山，西至十二矿北风井己组保护煤柱线，南邻正在准备的己1522040采面，北部尚未开发。该工作面标高510656M，地面标高120150M，埋深630806M。工作面东西可采走向长877M，南北倾斜宽168M，采高36M，圈定可采储量695万T。112煤层赋存情况根据钻孔资料及揭露己15煤层分析，该采面煤厚在34385M，平均36M，在构造区域有变薄情况。煤层倾角1728，平均22，呈西缓东陡之趋势。113地质构造该采面地质情况简单。该区域地质资料揭露稀少，根据钻孔、皮带上山及己1522040机巷揭露的资料分析，预计该采面不会有大的地质构造。114顶底板岩性直接顶为细砂岩与粉砂岩互层，距煤层顶板08M左右有一层0105M的煤线，该层易随采随落。直接底为一薄层泥岩，厚约2M，遇水易膨胀。煤岩层综合柱状图如图1所示。115水文该采面水文地质条件简单，煤层顶板中粗粒砂岩含水层裂隙发育，富水程度中等。预计正常涌水量23M3/H，最大5M3/H。图1煤岩层综合柱状图116自燃发火期己15煤层自燃发火期46个月。117瓦斯该工作面瓦斯压力18MPA，瓦斯含量220M3/T，根据突出危险等级划分，属突出危险工作面。118地表地面为山坡，无建筑物及水体。12危险源分析121危险源分析1、顶板直接顶为细砂岩与粉砂岩互层，厚度6M，属类顶板，开采过程中，顶板不会及时冒落，可能造成大面积悬顶。当顶板跨距达到一定距离时突然冒落，可能会造成采空区瓦斯突然涌入采掘空间，会造成瓦斯超限。2、带压开采（1）采面底板承压水情况己1522060采面开采深度510656M，最低开采深度656M，二水平己组西大巷标高692M水文观测孔水位363M，己1522060采面属带压开采，承压水头值181327MPA。采面底板隔水岩柱厚度、岩性己15煤层底板到寒武系灰岩顶板，包含数层灰岩、泥岩、砂质泥岩和砂岩，组成了己组煤底板隔水岩柱，厚度85M。3、瓦斯该区域瓦斯压力18MPA，瓦斯含量220M3/T，根据突出危险等级划分，属突出危险工作面。本煤层掘进及回采均按突出危险工作面管理，需采取瓦斯综合治理措施，具体治理方案详见第四章瓦斯治理专项设计。4、煤层自燃己15煤层自燃发火期46个月，本煤层抽放及回采期间，应加强检查、监测，完善防灭火系统，并保持合理的推进速度。5、粉尘在采掘过程中，将产生大量煤岩尘，会对人员健康及设备运行造成一定危害。2工作面工程设计21工作面巷道布置工作面巷道布置自南向北依次为风巷、高位尾巷、底抽巷、机巷。机巷按“机轨合一”布置。风巷与己1522040机巷中对中8M布置；高位尾巷与风巷中对中10M；底抽巷与机巷中对中内错25M布置。巷道布置如图21所示。采区变电所二水平己组西大巷二水平己组总回风巷二水平己组皮带大巷己15206高位尾巷（己15204机巷预抽巷）己15204机巷己15206机巷己二采区轨道上山己二采区皮带上山己二采区回风上山设计停采线2156己15206机巷预抽巷采区抽放泵站己6风巷图21工作面巷道布置示意图22巷道断面支护221巷道、硐室规格巷道断面、长度参数如表21所示。表21巷道参数表巷道名称断面规格断面（宽高M）支护方式工程量（M）风巷斜矩形4630锚网索9418底抽巷半圆拱4030锚网1048机巷斜矩形4630锚网索8994切眼矩形6426锚网索168机头硐室斜矩形4630锚网索喷30联络川矩形2626锚网12车场斜矩形4630锚网索120避难硐室矩形长宽深403024锚网、砌墙水泵窝矩形长宽深303010锚网222巷道支护该工作面直接顶为厚6M的细砂岩与粉砂岩互层，距煤层顶板08M左右有一层0105M的煤线，该层易随采随落。对巷道围岩地质力学评估，综合分析巷道顶板为复合顶板，节理较发育。采用理论分析计算及工程类比法确定支护参数。1、按悬吊理论锚杆长度LLL1L2L3式中L1锚杆外露长度，MM；高强让压锚杆一般为150MML2软弱岩层厚度，1000MM；L3锚杆伸入稳定岩层深度，MM。800MM计算得L1950MM。锚杆间排距D1/2L975MM。2、按自然平衡拱理论计算（1）两帮煤体受挤压深度C391MCOS1TAN45022KRHBHF式中K自然平衡拱角应力集中系数，与巷道断面形状有关；矩形断面，取28；R上覆岩层平均容重，取25T/M3；H巷道埋深，M；800MB固定支撑力压力系数，按实体煤取1；FC煤层普氏系数；12KC煤体完整性系数，0910；A煤层倾角，；22H巷道掘进高度，M；30M煤体内摩擦角，ARCTANFC。50。（2）潜在冒落高度16MCOSYRABKF式中A顶板有效跨度之半，M；KY直接顶煤岩类型性系数。当岩石F34时，取045；F46时，取06；F69时，取075。FR直接顶普氏系数。6（3）两煤帮侧压值QS313KNINCOTAN452SKCRHB煤式中N采动影响系数，取25；R煤煤体容重，131KN/M3。顶锚杆长度LL1BL2298M式中L1锚杆外露长度，M；015ML2锚固端长度，M；L2为123M，其中R锚21RL药固剂半径，115MM；R1钻孔半径，14MM；R1锚杆半径，11MM；L药700MM；B潜在冒落拱高度，M。锚杆间距D1/2L173M。锚杆排距L0NN/2KRAL2115M。式中N顶板每排锚杆根数；7N每根锚杆锚固力，KN；100KNK安全系数，取23；R上覆岩层平均容重，取25KN/M3；A1/2巷道掘进跨度，M。23M煤帮锚杆锚杆长度LL1CL2529M锚杆间距DNH/L0KQS033M式中N设计锚杆锚固力，80KN；K安全系数，取23；L0煤帮锚杆排距，同顶板排距；QS两帮侧压值，KN。3、按组合梁原理计算锚杆长度LLL1L2L3238M式中L1锚杆外露长度，M；015ML3锚固端长度，M；123ML2组合梁自撑厚度，M。1M，其中K1与施工方1206XPBL法有关的安全系数。掘进机掘进23；爆破法掘进35；巷道受动压影响56。P组合梁自重均布载荷，2MPA；与组合梁层数有关的系数；075；B巷道跨度，M；1最上一层岩层抗拉计算强度，己15煤层直接顶砂岩抗拉强度3MPA；X原岩水平应力，XRZ5MPA，侧压力系数，一般为02504；Z为巷道埋深，806M。组合层数1234值1007507065锚杆间距以上所选锚杆长度，还需验算组合梁各层间不发生相对滑动，并保证最下面一层岩层的稳定性。0859MM11063LNDHKP式中H1最下一层岩层厚度，1M；N1最下一层岩层的抗拉强度折减系数取04；L最下一层岩层的抗拉强度，3MPA；K1安全系数，810；KP动压巷道围岩取2；1最下一层岩层的容重取24KN/M3。4、锚索支护设计锚索长度LLALBLCLD419M式中L锚索总长度，M；LA锚索深入到较稳定岩层的锚固长度，M；164M，14ACKDFL其中K安全系数，一般为2；D1锚索钢绞线直径，178MM；FA钢绞线抗拉强度，1840N/MM2；FC锚索与锚固剂的粘合强度，取10N/MM2。LB需要悬吊的不稳定岩层厚度，22MLC上托盘及锚具的厚度，01M；LD需要外漏的张拉长度，025M。锚索数量2KWNP断式中N锚索的数量；K安全系数，一般为2；W被悬吊岩石的自重，KN；387KN。其中BWBHD巷道掘进宽度，48M；H悬吊岩石厚度，取22M；悬吊岩石的平均容重，24KN/M3；D锚索间排距，取不大于锚索长度的1/2，取14M。P断锚索的最低破断载荷，KN；353KN。根据计算结果及工程类比分析，机巷、风巷、切眼顶板均采用锚网索梁支护；风巷上帮加梯子梁，风巷顶板破碎时，可挑掉复合顶。锚杆选用202200MM高强锚杆，锚索选用1787000MM预应力鸟巢锚索。锚杆排距700MM，机、风巷锚索成对布置，与锚杆错排；锚索排距1400MM。金属网采用4MM冷拔丝金属网，网格4040MM。机头硐室段喷砼处理，厚度100MM。机巷、风巷断面及支护参数如图22、图23所示；切眼支护如图24所示。底抽巷选用202000MM等强锚杆支护。参数如图25所示。水泵窝、避难硐室采用锚网支护，参照风巷。、图22机巷支护断面示意图、图23风巷支护断面示意图图24切眼支护断面示意图图25底抽巷支护断面示意图23采掘工艺工作面由于地质构造简单，煤层赋存较稳定。为实现高产高效，按综采工作面布置，一次采全高。231工作面生产能力根据采区内已回采工作面统计资料，结合该工作面实际情况，计算如下A采104LTP10416880047632万T/A式中A采采煤工作面平均生产能力，万T/A；L工作面平均长度，168M；T工作面平均年推进度，800M；P平均煤层生产能力，47T/M2。确定工作面生产能力632万T/A。232掘进工艺风巷采用EBZ160综掘机施工；机巷、切眼和底抽巷采用爆破法施工。1、落煤综掘机在工作面右上部进行掏槽，机器逐步向前移动，截割头切入工作面煤壁02M。然后停止机器移动，操纵装载机构的铲板紧贴工作面底板作为前支点，机尾的后支撑也同样紧贴底板作为后支点。最后再摆动悬臂切割头切落出整个巷道断面。截割头在巷道切割移动的路线为首先从工作面左帮顶板边角钻进，沿煤层层理左右横扫切割，自上向下逐层切割直至底板，切割出设计断面。综掘施工工序工作面交接班运料（同时打锚索、补上班预留的锚杆）拉跑道掘进机割煤铺顶网操作锚杆机、打顶眼上锚网梁刷帮铺帮网打帮锚杆打锚索。2、装煤采用采用EBZ160综掘机耙爪进行装煤；机巷、切眼采用SGZ40T刮板输送机运煤；底抽巷采用P90B120B耙斗装岩机出碴。3、运煤风巷采用综掘机自带刮板输送机及胶带输送机运煤，机巷、切眼采用SGZ40T刮板输送机及胶带输送机运煤。4、支护采用锚网索支护，详见第2章第2节。233采煤工艺工作面采用走向长壁后退式采煤法，全部垮落法管理顶板。一次采全高，采高36M，见顶见底回采。经预测不超标，允许割煤。1、采煤机选型采煤机应具有的最小生产能力由下式计算QHQYF/DNMTK392T/HYHQFDNMTK式中QH工作面设备所需最小生产能力，T/H；QY要求的工作面年产量，637104T/A；D年生产天数，330D；F能力富裕系数，13；N日作业班数，3班；M每日检修班数，1班；T每班工作时数，8H；K开机率，04。根据采煤机最小生产能力要求，选用MG300700GWD采煤机能够满足生产要求。QT60BHVQK543T/H式中QT采煤机理论生产能力，T/H；B滚筒的有效截深，M；06VQ给定条件下滚筒采煤机最大牵引速度，M/MIN；8M/MINH工作面的平均采高，M；36煤的实体密度，T/M3；131T/M3K开机系数，03045。2、支护设计型式工作面直接顶为细砂岩与粉砂岩互层，厚度6M，属类顶板，中等稳定。基本顶为中细粒砂岩，属级顶板。根据已采工作面情况，当煤层被采出后，直接顶呈悬臂梁状态，能悬露一定时间，支架前移后能顺利垮落，垮落岩块充填采空区高度大于煤层采高。当直接顶垮落后，基本顶悬露一定距离后呈周期性断裂下沉，支承压力主要作用在前方煤壁上和采空区直接顶垮落矸石上，只有少部分作用力通过直接顶作用于支架上，因此支架主要支撑直接顶自重，在周期来压期间还要支撑基本顶通过直接顶作用于支架上的少部分作用力，其合力约为8倍采高的直接顶岩石自重。（1）支架选型设计每组支架工作时顶板载荷根据顶板岩性分析每组支架在基本顶周期来压时所承受的顶板载荷QKHFR83615425254590KN式中K顶板厚度系数，取8H采高，36M；F顶梁承载面积；R岩石重度，取25KN/M3。每组支架设计工作阻力为P5600KN，因PQ，故支架满足承载要求。底板比压验算支架工作时产生的底板比压小于等于底板容许比压，即1464MPAQMCZTPS式中QC支架达到额定工作阻力时对底板产生的底板比压，MPA；PM支架额定工作阻力，MN；56MNST支架底座面积，M2。3825M2ZY5600/20/40型液压支架对底板最大比压为1464MPA，己15煤层容许底板比压为234MPA，故此支架对底板适应。支架支护强度验算PKHCOSG1060417MPA086MPA式中P支架支护强度，MPA；K支架受力不均衡安全系数，一般取1620，取20；顶板岩石容重，取25T/M3；煤层倾角，取22；H冒落带岩石厚度，HM/（K1）9，式中M采高，取36M；K岩石碎胀系数，一般取1215，取14；由计算可知，支架支护强度符合要求。ZY5600/20/40型液压支架支护强度为086098MPA。初撑力液压支架初撑力P0不低于设计值的80，ZY5600/20/40型液压支架初撑力为5064KN，P05064804052KN。液压支架沿工作面倾斜方向成直线排列，中心距15M，直线偏差不超过50MM，中心距偏差不超过100MM。伸出侧护板，保持架间无间隙，前梁端面距不超过340MM。（2）端头支护工作面上、下端头采用长36M型长钢梁，长钢梁间距02M，成对间距07M，一梁三柱，交替迈步前移，移动步距06M。（3）超前支护两巷超前支护采用DZ28（35）型单体液压支柱均配合HDJA1000型金属铰接顶梁，超前支护段长度不小于30M。3、液压泵站及系统主管路选择支架的快速、安全操作是实现高产高效的前提，而支架的移架速度主要取决于支架液压系统的流量。为了适应综采工作面快速移架、推移输送机的需要，要求工作面乳化液泵站设备流量应不小于315L/MIN，压力不小于315MPA。进液管直径选用315MM高压管，回液管选用直径38MM低压回液管。工作面设计选用WRB315/315型乳化液泵站，配用RX200/16A乳化液箱（两泵一箱）。其技术参数如下流量315L/MIN压力315MPA装机功率200KW电压1140V4、回采工艺落煤采用MG300/700WD型双滚筒电牵引采煤机端头斜切进刀双向割煤，滚筒前顶后底。装煤采用采煤机滚筒的螺旋叶片配合运输机的铲煤板在采煤机运行和推移工作面输送机过程中完成装煤工作。运煤工作面采用SGZ764/500WS型刮板运输机运煤；机巷采用SZZ764/200型转载机（配PCM110型破碎机）和SPJ1000275型胶带输送机运煤。支护液压支架沿工作面倾斜方向成直线排列，中心距15M，伸出侧护板，保持架间无间隙，前梁端面距不超过340MM。工作面上、下端头采用长36M型长钢梁，长钢梁间距02M，成对间距07M，一梁三柱，交替迈步前移，移动步距06M。两巷超前支护采用DZ28（35）型单体液压支柱均配合HDJA1000型金属铰接顶梁，超前支护段长度不小于30M。顶板管理采用全部垮落法管理顶板。5、工艺说明工艺流程割煤推移输送机移架割煤。（1）落煤采煤机端头斜切进刀割煤，采高36M，截深06M。（2）推移运输机采煤机割煤后，滞后采煤机1215M，将运输机推至煤墙，并确保运输机弯曲段不小于15M，按采煤机运行方向依次进行。（3）移架采煤机过后及时伸出护帮板护顶，滞后采煤机35架，依次顺序移架，顶板破碎地段采用带压移架，移架步距06M。3工作面各生产系统31主运输系统311采面主运输系统工作面采用SGZ764/500型刮板运输机运煤，额定能力900T/H。采用SZZ764/200型转载机运煤，额定能力1000T/H。机巷采用一部SPJ10002132伸缩胶带输送机运输，技术参数最小运量Q650T/H，带速V2M/S，N264KW，最大运距1300M。机巷胶带运输机能力验算312万T采面生产能力120万T/A。4410365103Q6Q工作面输送机能力满足生产要求。312采区主运输系统己二皮带上山带式输送机1部，型号DTL100/65/4315X；技术参数运量Q650T/H，带速V25M/S，N315KW，运距600M。入仓皮带带式输送机1部，型号STJ1000/275。技术参数运量Q630T/H，带速V2M/S，N150KW，最大运距1000M。实际运距160M。采区主运输能力验算302万T采面生产能力120万T/A。441036103Q6Q采区输送机能力满足生产要求。313出煤系统工作面机巷己二皮带上山入仓皮带己四采区煤仓。出煤系统如图31所示。采区变电所二水平己组西大巷二水平己组总回风巷二水平己组皮带大巷己15206高位尾巷（己15204机巷预抽巷）己15204机巷己15206机巷己二采区轨道上山己二采区皮带上山己二采区回风上山设计停采线2156采区抽放泵站己6风巷入仓皮带采区煤仓图例采区煤仓运煤线路己15206机巷预抽巷图31主运输系统示意图32辅助运输系统辅助运输主要采用JD114型调度绞车和JD25型调度绞车对拉，相邻绞车分别靠巷道两帮布置，中对中相错10M。绞车窝尺寸必须保证绞车安装后有12M2的操作空间；绞车最突出部位与巷帮的距离不小于250MM，与轨道不小于500MM。斜巷运输按煤矿安全规程规定完善一坡三挡、信号硐室等安全设施。辅助运输系统西翼空重车线己四车场己二轨道上山己1522060风巷设备道己1522060风巷。辅助运输系统如图32所示。采区变电所二水平己组西大巷二水平己组总回风巷二水平己组皮带大巷己15206高位尾巷（己15204机巷预抽巷）己15204机巷己15206机巷己二采区轨道上山己二采区皮带上山己二采区回风上山设计停采线2156采区抽放泵站己6风巷一水平己组大巷绞车房图例进料线路己15206机巷预抽巷图32辅助运输系统示意图33通风系统底抽巷掘进工作面配风量450M3/MIN，风、机巷掘进工作面配风量800M3/MIN，回采期间采煤工作面配风量2700M3/MIN，具体计算如下331底抽巷掘进工作面风机选型1、按瓦斯涌出量计算QHF125QHGKHG12505159375M3/MIN式中QHG掘进工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量，05M3/MIN；KHG掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，15；125回风流中瓦斯浓度不应超过08的换算系数。2、按最大炸药用量计算QHF25AHF256150M3/MIN式中AHF掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，6KG；考虑风筒10的漏风率，选用230KW对旋式风机供风，Q吸450M3/MIN。3、按局部通风机实际吸风量计算QHFQAFI60015SHD4501600151035427M3/MIN式中QAF局部通风机实际吸风量；M3/MINI掘进工作面同时通风的局部通风机台数；015无瓦斯涌出的岩巷允许的最低风速；M3/MINSHD局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积，M2。4、按工作人员数量验算QAF4N450M3/MIN430M3/MIN式中N掘进工作面同时工作的最多人数，按30人计算。5、按风速验算验算最小风量QAF60015SHF450M3/MIN1242M3/MIN验算最大风量QAF6040SHF450M3/MIN3312M3/MIN式中SHF巷道掘进断面。经过风速验算，故选用230KW对旋式风机供风满足使用，Q吸450M3/MIN。供风距离1200M，风筒末端风量382M3/MIN。332风、机巷掘进工作面风机选型1、掘进工作面瓦斯涌出量预测QJQ3Q4223912553494M3/MIN掘进巷道煤壁瓦斯涌出量2239M3/MIN3QDV21L式中D巷道断面内暴露煤壁面周边长度，M；D2H6M，H为巷道高度3M。V平均推进速度，M/MIN；5/1440000347M/MINL巷道长度，M；1200MQV煤壁瓦斯涌出初速度，M3/M2MINQV002600004VR2016W000915，式中VR为挥发份含量26，W0为原始煤层瓦斯含量22M3/T。掘进巷道落煤瓦斯涌出量1255M3/MIN40CQSV式中Q4掘进巷道落煤的瓦斯涌出量，M3/MIN；S掘进巷道断面积，M2；138M2V巷道平均掘进速度，M/MIN；000347M/MIN煤的密度T/M3；131T/M3W0原始煤层瓦斯含量，M3/T；22M3/TWC残存瓦斯含量，M3T。2M3/T2、掘进期间需风量计算按瓦斯涌出量计算QHF125QHGKHG125349415655M3/MIN式中QHG掘进工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量（日单进按5M），M3/MIN；3494M3/MINKHG掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数；15125回风流中瓦斯的浓度不应超过08的换算系数。按最大炸药用量计算QHF25AHF255125M3/MIN式中AHF掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，5KG。考虑风筒10的漏风率，故选用245KW对旋式风机供风，Q吸800M3/MIN。按局部通风机实际吸风量计算QHFQAFI60025SHD8001600251381007M3/MIN式中QAF局部通风机实际吸风量，M3/MIN；I掘进工作面同时通风的局部通风机台数；025有瓦斯涌出的煤巷允许的最低风速，M3/MIN；SHD局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积，M2。按工作人员数量验算QAF4N800M3/MIN120M3/MIN式中N掘进工作面同时工作的最多人数，按30人计算。按风速验算验算最小风量QAF60025SHF800M3/MIN207M3/MIN验算最大风量QAF6040SHF800M3/MIN3312M3/MIN式中SHF巷道掘进断面，138M2。经过风速验算，故选用245KW对旋式风机供风满足使用需要，Q吸800M3/MIN。供风距离1200M，风筒末端风量680M3/MIN。333采煤工作面风量确定1、采煤工作面相对瓦斯涌出量计算（开采层和邻近层瓦斯涌出量）Q采Q1Q2229192625419M3/T（1）开采层瓦斯相对涌出量22919M3/T230CKMWM10758263式中Q1开采层相对瓦斯含量，M3/T；K1围岩瓦斯涌出系数1113，全部垮落法管理顶板取13；K2工作面丢煤瓦斯涌出系数，回采率的倒数，1/093；K3准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出影响系数；K3（L2H）/L（168215）/168082；H为预排瓦斯带宽度，M；L为工作面斜长，M；M开采层厚度，M，36M；M工作面采高，M，36M；W0煤层原始瓦斯含量，M3/T，22M3/T；WC运出矿井后煤的残存瓦斯含量，M3/T；瓦斯含量10M3/TR的高变质煤的按表31选取，己15煤挥发分为26。表31纯煤的瓦斯含量取值挥发份（V）/6881212181826263535424256WC/M3/TR1916644332222注煤的残存瓦斯量亦可近似地按煤在01MPA压力条件下的瓦斯吸附量取值。（2）邻近层瓦斯相对涌出量M3/T2IOICMQWM187226式中Q2邻近层瓦斯相对涌出量，M3/T；I邻近层瓦斯排放率，1，因己14煤层为己15煤层的1IIPH上邻近层，己1617煤层为己15煤层的下邻近层。HI己1617煤层与己15煤层的垂直距离，取34M；HP煤层开采时对底板扰动破坏的深度，2313M；当邻近层位于冒落带中时I1。取I最大值1。MI邻近层厚度，M，18M；M工作面采高，M，36M；W0I邻近煤层原始瓦斯含量，M3/T，72M3/T；WCI邻近煤层残存瓦斯含量，M3/T，取2M3/T。2、采面需风量计算（1）按照瓦斯涌出量计算QCF125QCGKCG12517521122629M3/MIN式中QCG采煤工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量，M3/MIN；按每天推进24M，QCGQ采TB/1440254191902/144033574M3/MIN，其中T日为日出煤量TB24168361311902T/日。采煤工作面瓦斯抽放综合能力为33574359416053M3/MIN；则需风排绝对瓦斯涌出量为335741605317521M3/MIN。KCG采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数。取12125采煤工作面回风流中瓦斯浓度不应超过08的换算系数。（2）按劳动气象条件计算QCF6070VCFSCFKCHKCL607018142212121548M3/MIN式中VCF采面工作面的风速，从表32中取。18M/S；SCF采煤工作面的平均有效断面积，按最大和最小控顶有效断面的平均值计算，M2；采面最大控顶距425M，最小控顶距365M，采高36M。平均断面积（425365）3621422M2。KCH采煤工作面采高调整系数，12；KCL采煤工作面长度调整系数，12；70有效通风断面系数；60单位换算产生的系数。表32采煤工作面进风流气温与对应风速采煤工作面进风流气温（）采煤工作面风速（M/S）20102023101523261518表33采煤工作面采高调整系数采高（M）20202525及放顶煤面系数KCH101112表34采煤工作面长度调整系数采煤工作面长度（M）长度风量调整系数150815800809801201012015011150180121801314（3）按炸药量计算QCF25ACF2629M3/MIN300M3/MIN式中ACF采煤工作面一次爆破所用的最大炸药量，KG；按12KG计算。25每千克一级煤矿许用炸药需风量，M3/MIN。（4）按工作人员数量验算QCF4NCF2629M3/MIN240M3/MIN式中N工作面同时工作最多人数，按60人计算。（5）按风速验算验算最小风量6025CBQSCF2629M3/MIN16065M3/MIN验算最大风量604CSQSCF2629M3/MIN220752M3/MIN式中SCB采煤工作面最大控顶有效断面积，M2；1071M2LCB采煤工作面最大控顶距，M；425MHCF采煤工作面实际采高，M；36MSCS采煤工作面最小控顶有效断面积，M2；9198M2LCS采煤工作面最小控顶距，M；365M025采煤工作面允许的最小风速，M/S；70有效通风断面系数；40采煤工作面允许的最大风速，M/S；50采煤工作面允许的最大风速，M/S。根据AQ10562008煤矿通风能力核定标准规定综合机械化采煤工作面，在采取煤层注水和采煤机喷雾降尘等措施后，验算最大风量QCF6050SCS2629M3/MIN27594M3/MIN由于己15煤层与己1617煤层层间距为34M左右，工作面开采后，受采动影响，下覆己1617煤层瓦斯大量涌入采空区，故考虑增加采煤工作面风量，以解决上隅角瓦斯大的问题，防止超限，同时提高风排瓦斯量，工作面风量取2700M3/MIN。334通风系统路线1、掘进期间机巷新鲜风皮带上山机巷口（局扇）机巷工作面。乏风工作面机巷机巷设备道己二回风上山己组总回风巷北风井地面。高位尾巷、底抽巷新鲜风皮带上山/轨道上山（局扇）高位尾巷/底抽巷工作面。乏风工作面回风道回风上山己组总回风巷北风井地面。风巷新鲜风己二皮带上山机巷外口（局扇）风巷工作面。乏风工作面风巷风巷回风道己二回风上山己组总回风巷北风井地面。掘进期间通风系统如图35所示。2、回采期间新鲜风副井、新副井西翼空重车线、二水平己组西大巷己二轨道、皮带上山机巷工作面。乏风工作面风巷风巷回风道己二回风上山己组总回风巷北风井地面。回采期间通风系统如图36所示。采区变电所二水平己组西大巷二水平己组总回风巷二水平己组皮带大巷己15206高位尾巷（己240机巷预抽巷）己15204机巷己15206机巷己二采区轨道上山己二采区皮带上山己二采区回风上山设计停采线2156采区抽放泵站己风巷一水平己组大巷绞车房巷道名称图例123456序号永久密闭新鲜风流乏风风流永久风门局部通风机永久调节风门北风井注掘进工作面根据队伍及采区内部条件适时布置。己0机巷预抽巷图35掘进期间通风系统图己15206机巷预抽巷图36回采期间通风系统34供电系统二水平己二采区上部设有己二采区变电所和绞车房配电点，供电双回路引自戊四下部变电所，6KV电源选用MYJV226/6KV395MM2聚乙烯电缆，当一个回路故障时，另一个回路担负其全部用电负荷的正常供电。由于采煤工作面配备了综机，掘进工作面配备大功率掘进机，因而采区内用电负荷较大的设备采用移动变电站供电，其余设备均由变电所固定变压器供电。变电所内高压配电装置均选用PBG236型防爆真空配电装置，变压器选用KBSG66/069KV型矿用防爆干式变压器，对移动变电站的供电采用MYPTJ型高压橡套电缆，开关选用带选择性漏电保护的智能型防爆馈电开关。掘进工作面均配三电源，双风机（专用主风机、专用副风机），并按三专两闭锁的供电要求配置。采区用电设备供电综采工作面和大功率电气设备采用1140V电压供电；煤电钻及照明采用127V电压供电；其余设备采用660V电压供电。341己1522060供电图整定计算1、22060风巷绞车里馈电IZ（2522）11554A取120AID25115622115197A取240A校验1535240172、22060风巷绞车馈电IZ（2525185）115788A取120AID251156（25185）1152225A取240A校验1513240793、二水平变电所23开关IZ（2525185）115788A取120AID251156（25185）1152225A取320A校验159132064、二水平变电所21开关IZ（2752525185）1152513A取320AID2751156（2525185）1151114A取1200A5、二水平变电所10高压开关IZ18A取04档5107832ID68A取2档5106、22060机巷一、二部皮带馈电IZ（237237185）115191A取240AID2371156（237185）115617A取800A校验153280197、三部皮带馈电IZ（275185）115194A取240AID27511561851151056A取1200A8、1KBSGZY型移动变二次侧IZ（275437185）115363A取500AID2751156（437185）1151226A取1500A9、转载机馈电IZ（24025）115120A取160AID240115625115580A取800A校2KBSGZY型移动变二次侧IZ（24025）115120A取200AID240115625115580A取1000A11、二水平己二变电所9高压开关IZA取06档425670132478503IDA取2档67015315053040/5113161412630/KBZ40KBZ400630/9、2、MYJV2395607530/108KBZ40KBZ40630/34151D6BM4BK40DBK40DBK402BGP364150/BGP236BP236150/8BGP236150/630/KBZ40630/2KBZ40、KBZ40、14KV、280KW、0/5KBZ40KBZ40KBZ40KBZ40KZ0B4KZ0B4630/630/630/40/530/530/530/50/50/40/530/530/530/53/530/530/50/540/5、752、2、75KW、PBG23630/5BGP23610/5MYPTJ35030M10/6630/6630/6、237KW、237KW、KBZ40QBZ20、275KW、185KW、240KWKBZ40KBZ40、KBZ40BM40己15206综采工作面供电图、25KW、2KW21、320A、1、MY37012530M、185KW、14KW、14KWQBZ80、14KW、185KW、25KWMY3701253MMY37012530MMY37012540MMY3501630MY350165MMY3501645MMY35016250MMY3501635MMY35016250MMY3501635MMY3501620MMY3501630MMY3501640MMY350165MQBZ80MY316105MMY37012520M、2132KW、5、2132KW5KWMY316101MMY316101MMY3701253MMY3516120MMY37012570MMY316102M50/612304206223K19、20A、3MY3701253MK31、120A、4K23、40A、8、240A、1K16、60A、81、2、3、4、9、5、3Y、BQD20MY316103M、QBZ80QBZ8006KV06KV14KVQBZ80QBZ80QBZ20KBZ40KBZ40、14KW、185KW、185KW、14KW、14KW、14KWKBZ20MY350163MQBZ80QBZ80QBZ80QBZ80QBZ80QBZ80QBZ80QBZ80QBZ80QBZ80QBZ80QBZ80、25KW、25KW、25KW、25KW、25KW、25KWK53、120A、4QBZ80QBZ80QBZ80MY325163MMY35163MMY3251620MMY3251610MMY3251670MMY37012540MMY37012530MMY3701253M、20A、10A、50A、150A342对供电要求井下供电必须做到“三无”、“四有”、“两齐”、“三全”、“三坚持”。井下供电三大保护、照明信号、煤电钻综合保护、局扇风电闭锁、电动机综合保护等，必须保持性能完好。继电保护整定，保险丝的选择必须合格，不允许甩掉任何设备的保护装置，严禁用铜、铁、铝丝代替保险丝。电缆必须按照煤矿安全规程规定进行吊挂，电缆连接严禁出现“鸡爪子、羊尾巴、明接头”及破损漏电现象。电气设备在安装验收时，必须按规程和防爆细则要求严格检查其防爆性能，保证其完好合格，并上架上板。343防爆管理1、坚持“谁使用，谁管理，谁负电气防爆直接安全责任”的原则。机运区负责采区防爆检查，该采区配一名专职防爆检查员，机运区防爆检查员按照对采区电气设备每周进行巡查，对瓦斯高突区每周检查不得少于三次，低瓦斯区每周检查不得小于一次。在检查中发现失爆或重大问题时，必须责令被检查单位当场处理，检查人员要现场盯住，对查处的问题若当时处理不了，可通知有关单位采取临时措施，失爆的设备严禁送电运行。2、机电防爆的业务管理，每月组织召开一次防爆工作专题会，学习贯彻上级及本矿有关文件规程和规定，落实防爆检查情况，协调各生产单位电气防爆现场管理工作，研究解决存在的问题。3、各生产科（区）负责本系统电气防爆安全管理，落实现场防爆检查。4、各生产队队长负责本单位的防爆管理工作，分管机电的副队长（或兼职）具体负责，明确专职防爆电工兼职防爆电工的责任做到制度落实，人员落实，责任落实。各施工单位专兼职防爆电工按照分工，每班对设备进行巡查，对查出的问题认真落实处理，并做好记录。5、对于检查中发现的电气失爆按“三不放过”的原则，由机运区牵头安检科、主管业务科（区）及失爆单位参加进行认真追查，按照公司五大安全隐患责任追究规定处理。35供水及综合防尘系统351供水系统1、工作面主要用水点（1）机风巷净化水雾、洒水灭尘Q11000L/H（2）泵站用水量Q21800L/H（3）转载点、架间喷雾Q37500L/H（4）煤机冷却、喷雾Q49600L/H（5）输送机冷却水Q56000L/HQ（Q1Q2Q3Q4Q5）K2590012310800L/H3108M3/H式中K水量备用系数取12。2、供水管径00741M741MM23601483604PPVQD式中VP水速，取2M/S。故在风、机巷各铺设一趟4吋供水管道满足需要。机巷一水平西翼空重车线己二轨道上山上车场己二轨道上山己1522060机巷设备道机巷。风巷西翼空重车线己1522060风巷设备道己1522060风巷工作面。352综合防尘系统采面防尘管路采用4吋钢管，且每50M安设一个三通阀门。1、掘进期间风巷、高位尾巷、底抽巷、机巷各排两趟，一趟供水，一趟排水。各转载点要设喷雾，安设两道净化水幕，距掘进工作面60200M处安设隔爆水棚。2、回采期间机、风两巷各铺设一趟4吋供水管路，一趟2吋排水管路。机巷各转载点要设喷雾；风巷安设两道净化水幕；机、风巷距工作面60200M处各安设隔爆水棚；采面每隔10架设一个架间喷雾；采煤机按规定安设内外喷雾；个人佩戴防尘口罩。36排水系统预计工作面有淋水现象，最大涌水量5M3/H。巷道里高外低，设简易排水沟。每隔300M设置一个水泵窝，水泵窝规格长宽深303010M，具体位置可根据现场确定。在水泵窝内安设55KW潜水泵排水，水泵池设水泵，以杜绝巷道积水和煤泥乱流现象。每条巷道各铺设一趟2吋钢管排水管路。机巷排水路线工作面机巷己组西大巷二水平水仓；高位尾巷排水路线工作面轨道、皮带上山己组西大巷二水平水仓；底抽巷排水路线工作面己组西大巷二水平水仓；风巷排水路线工作面风巷轨道上山己组西大巷二水平水仓。37通讯系统按照防治煤与瓦斯突出规定及煤矿安全规程第102条、第478条之规定，须安设于地面调度室直通电话的地点有371掘进期间1、风巷转载机头（局扇安装地点）；2、风巷迎头外30M处；3、风巷外口；4、避难硐室。372回采期间1、机巷转载机头；2、风巷切眼往外100M处；3、机巷外口；4、乳化液泵站；5、避难硐室。38监测监控系统381瓦斯监测1、掘进期间掘进机必须司机佩戴便携式甲烷监测报警仪。巷道在掘进期间需安设两个甲烷传感器，报警值为08，断电值为08，其具体位置分别位于（1）距掘进工作面5M处；（2）巷道回风口以里1020M处。掘进工作面机巷、风巷、底抽巷所有高、低压电源必须由一个变压器引出，若任意一个甲烷传感器中有一个超限，都必须切断所有电源。2、回采期间采煤机司机必须佩戴便携式甲烷监测报警仪。己1522060工作面回采期间，共需要安设4个甲烷传感器，报警值均为08，断电值均为08，其具体位置分别是（1）己1522060风巷里口（距回采工作面1015M）；（2）己1522060风巷外段（风巷回风道以里约1020M）；（3）己1522060采面（距上出口15M）；（4）己1522060机巷（距采面510M）。工作面所有高、低压电源必须由一个变压器引出，若任意一个甲烷传感器中有一个超限，都必须切断所有电源。382顶板监测1、掘进期间风、机巷原则上每隔50M布设一个观测站。采用双十字观测法观测巷道围岩深部及浅部离层位移（WBY10型顶板（围岩）离层指示仪）、两帮位移量（BHS10型矿用测枪）。及时掌握巷道支护压力变化、巷道变形情况，以便调整支护参数或合理确定二次支护时间。2、回采期间采用KBJ2004B型液压支架监测系统，一次布置十个点，分段定点监测，即在机头、机尾各设一个点，中间均匀设置八个点，在支架的上、下立柱高压腔用10MM高压管与分机进行连接，收集立柱的瞬时工作阻力数据。根据监测结果,及时掌握采面压力变化情况,以便采取相应的措施保证支护可靠。39压风系统391压风系统用风及管径选择1、压风风量和风压要求根据压风自救安装区域工作人员数量，并考虑到管路的漏风量和一定的富裕量。压风自救风量和风压要求风压不小于04MPA。压风用风量Q源Q需Q需K1K2总Q自121230031296M3/MIN式中Q源气源供风量，M3MI