回采工作面设计说明书

1、3613上分层回采工作面设计第一章3613上分层工作面概况及地质特征3613上分层工作面位于六采区东部，本区域地质构造较为简单，煤层赋存 条件变化不大，本块段区域内煤层厚度变化较小。设计区域位于六采区的东北部， 北部为矿井边界，南部为采区准备巷道（六西东南运输、六西回风巷），西部为 3612工作面运输顺槽，东部为冒落巷道六西东二回风巷。煤层平均走向144。；倾向216°煤层倾角在2-5。之间；为近水平煤层。走向长度平85m倾向长 度平均175米。根据本单位实际生产技术条件和劳动组织情况，故将此区划分为3613上分层和3613下分层二个回采工作面较适合，留设20m煤柱；本设计为3613

2、 上分层工作面炮采开采设计，工作面为倾向壁式开采，除去20m停采线宽度，3613 上分层工作面倾向长度平均130m切眼长度为85m工作面平均长度为85m一、工作面位置：井上：位于寺河行政村樊角自然村东北350m外的山坡地，地表高程+840m-+890m,地表主要为荒山、林地。井下：位于六西东采区，3613上分层工作面以南为六西东南回风巷和东南 运输巷，为3613上分层工作面的准备巷道，以北为我矿矿界保安煤柱，相邻矿 井为泽州天泰坤达煤业有限公司，以东矿井已有冒落巷道六西东二回风巷，以西为已有的3612运输顺槽。工作面标高在+635+650m之间。2、工作面设计长度；85米；倾向长：切眼中至设计

3、停采线：平均 130 m；走向长：85 m（3613上分层运输顺槽巷中一3613上分层回风顺槽巷中垂直 距离）。米 高；3613上分层米煤工作面米高 2.3m。（本次设计）。二、地质构造：该工作面整体呈一单斜构造，东西走向，南北倾向，位于背斜北翼，煤层倾角25°,平均3°左右。煤层厚度在之间，比较稳定，平均厚度 为6.3米，构造简单。三、煤层1本工作面设计开采煤层为3号煤，通过地质资料分析煤层厚度 6.3m，上分层采高为2.3米。煤层结构较简单煤层倾角（度）2-5 °开采煤层 3#煤种无烟煤稳定程度较稳定2、煤层情况描述 3613上分层工作面回采的煤层为山西组下组

4、 3#煤。煤 层结构简单，具有带状结构，层状构造，中大型节理比较发育。该3#煤层为特低硫、中灰、高发热量无烟煤，为良好的动力用煤。普氏硬度f=2.5，煤体容重1.45t/m3 , 倾角25°。三、水文地质：（一）顶底板水源3613上分层工作面水文地质条件比较简单，回采波及的含水层主要是3#煤顶 板砂岩,含水性中等，一般为顶板淋水，在揭露附近上分层巷道时未有顶板淋水， 估计回采期间水量小于小于 0.2m3/h，与其它含水层无直接补给关系，对回采的 影响较小。底部含水层对本工作面的开采没有影响。（二）、其它水源的分析由于3613上分层回采巷道为新掘巷道，与相邻各巷道都留设有防水煤柱，为了

5、防治可能与其他采空区或巷道存在水力联系，为确保矿井施工安全，预防突水事故的发生，在工作面回采过程中应坚持有疑必探，先探后掘的探放水原则。 在掘进前，需安设排水设备，完善排水系统。其他防尘洒水及注液水量较小， 对开采的影响不明显。（三）、涌水量预计该面正常涌水量为0.1m3/h,最大涌水量0.3m3/h。四、顶底板岩性：经过实际揭露，本区域3#煤层顶板常有一层厚度为0.2m伪顶，受采动影响 随煤层跨落而跨落。直接顶板一般为细砂岩或泥岩，老顶为细料或中料砂岩。 直接顶板较松软，开采后成片或成层冒落，老顶较稳定，一般不易冒落，直接顶 板一般在开采后35天冒落，岩石硬度系数为24。附图一：煤层顶底板综

6、合柱状图五、瓦斯及自燃性：1、 掘进、回采时绝对瓦斯涌出量（依据临近3#煤 3607工作面工作面的瓦 斯参数）、煤尘情况：33掘进：qcHF 0.2 1.2m /min q cof 0.1 0.8m/min煤尘：6mg/mII一33回采：qcHQ 24.12m /min q cof 1 1.6m /min煤尘：9mg/m2、煤尘及煤的自燃性：根据山西省煤炭工业局综合测试中心 2008年9月的检验报告，3号煤煤尘 爆炸性试验结果为火焰长度为 0 mm加岩粉量0%,煤尘属无爆炸危险性。3号 煤层煤样的自燃倾向性测试结果吸氧量为1.06cm3/g，煤层自燃倾向性等级为川级，属不易自燃煤层。六、储量：

7、本区域煤层平均厚度6.3米，3613上分层工作面，设计采高2.3米。1、工业储量：倾斜长x （工作面走向长+工作面保护煤柱）x煤厚x容重f （170+160） -2X （85+20） X 2.3 x 1.45 5.78 （万吨）2、可米储量：（倾斜长-停采线煤柱）XH作面走向长x煤厚x容重x回采率f 130 x 85x 2.3 x 1.45 xx 97% 3.57 （万吨）第二章工作面准备一、巷道布置：根据本单位实际生产技术条件和劳动组织情况，3613上分层工作面采用一面二巷（一进一回一切眼）的布置形式。新掘3613上分层运输顺槽为与六西东南运输巷巷相交解决工作面的进风、出煤和运料问题；新掘3

8、613上分层回风顺槽与六西东南回风巷巷相交，设置调节风门，解决工作面回风问题，新掘3613上 分层运输和回风顺槽沿底板掘进。附图二：工作面巷道布置图二、主要巷道断面及支护形式：3613运输顺槽、切眼和回风顺槽断面巷道技术特征表项 目据名称断面尺寸支护方式棚距(m)毛,宽(m)净 宽(m)毛 高(m)净高(m)面积(m2)运输顺槽断面上3.2下3.6上2.9下3.32.32.1毛 7.82净 6.51钢梁、网联合支护0.8切眼断面2.52.12.32.1毛 5.75净 4.41回风顺槽断面上3.2下3.6上2.9下3.32.32.1毛 7.82净 6.51三、工作面准备：1、该面为一面二巷布置，

9、其中 3613上分层运输、回风顺槽和切眼为新掘巷道，安排一个炮掘队进行施工，施工顺序为3613上分层运输顺槽一-切眼一-3613上分层回风顺槽。2、 新掘巷道总长405米（包括掘进回风联络绕道），炮掘队每天按 9.6米 进度施工，工作面掘进准备时间为 38天。3、加固原有六西东南回风巷和铺设轨道需 2天，采煤工作面安设支架时间 10天，共12天。第三章工作面生产能力及服务年限一、工作面作业方式：采用“三八”制作业方式，即二班生产、一班检修的作业方式。二、工作面设计生产能力的确定：1、本工作面开采高度2.3m。2、每天三班生产，采用两采一准，每班 1个循环，工作面循环进度1.0m。工 作面日平均

10、出煤量为：Q帮=LX B X H 帮 X N X d X K 帮=85 X 1.0 X 2.3 X 2 X 1.45 X 97%=549.94 （吨）550 （吨）其中：l工作面净长，mb循环进尺，mH帮一一可米平均厚度， m K帮一一工作面回米率（取 97%N日循环个数，个；d煤的谷重，t/m ;工作面月平均产量：（按每月生产 29天计算）工作面月产量：550 X 2915950吨三、工作面服务期限：J =Z*（ Qx d ）=3.57 -（ 0.0550 X 29 ）2.38（个月）式中：J 工作面服务期，个月；Z 工作面可采储量，万吨；Q-工作面日产量，万吨；d平均月生产天数，取 29天

11、。第四章采煤方法一、采煤方法的选择1. 由于本工作面为采区边角煤柱面，运输、回风顺槽和切眼均沿煤层顶板布置，根据本单位实际生产技术条件和劳动组织情况， 如采用一次采全高开采， 难度很大，回收率低。2、六西东采区煤层底板起伏不大，煤层直接顶一般为细砂岩或泥岩，能随采随冒落，顶煤放出后能及时充填采空区；老顶以中粗砂岩为主，中等稳定；煤 回采巷道平面布置层底板为煤层，岩性较软，采高不宜过大。分析以上原因，本区域采用分层炮采。二、采煤方法：1、破煤方式：工作面煤帮采用打眼爆破的方法落煤。2、装煤方式人工装煤。3、运煤方式工作面用刮板输送机运煤，运输顺槽内采用刮板输送机的方式运煤。4、顶板管理切眼顶板支

12、护采用DZ-25型单体液压支柱配合2.4m n型钢梁支护，每组支 护有两根2.4m的n型钢梁和八根单体柱组成，两组对梁中至中相距 300mm架 距0.8米，柱距1米。其中一梁三柱，主梁有戗柱，一架梁间有一根贴帮柱。迈 步方式为齐柱错梁式。下分层采高 2.3m，循环进尺1m梁端距为200mm最小 控顶距2. 6m最大控顶距3.6m,放顶步距为1米，采用一排密集柱切顶，密集 柱距0.2米，三四排管理顶板。工作阻力为 2000kN泵站压力为18Mpa(2) 工作面端头采用DZ-25单体柱配3.8mn型钢梁，采用四对八梁的 支护方式支护，工作面顺槽超前支护采用 DZ-25型单体液压支柱配合3.0m n

13、型 钢梁三排支护，支护距离20m(3) 在前后端头切顶线处各打一排密集切顶柱，切顶柱要迎山有力，柱距不 大于300mm，以防落山的矸石窜入工作面，切顶柱位置与端头架后立柱打齐，允许有土 200mm的误差。每次移机头、机尾架前，先将密集柱前移后再移架。(4) 当端头支护与煤柱的距离达到1.0m时，要离开支架50 200mm增打 一行单体柱，该处距离每增大 900mm增打一行单体柱，柱距不大于 800mm，单 体柱柱距、排距偏差均不得超过土 100m m，支柱直线偏差不得超过土 50mm。(5) 进、回风顺槽均超前工作面煤壁10m支设双排单体柱，10m20m范围内支设单排单体柱，柱距不大于 800

14、mm，进风巷10m超前柱分别支于工作 面侧距梁头约700mm处和顺槽溜子边侧(巷道内侧)；20m超前柱支于顺槽溜 侧(巷道内侧)，回风巷10m超前支柱分别支于工作面和煤柱侧距梁头约 700mm 处，20m超前柱支于工作面侧距梁头约 700mm处。柱距、排距、支柱直线偏差 均不得超过土 100mm。进、回风巷超前工作面煤壁 50m进行维护，如有断梁折柱，要及时进行 更换，如巷道压力大，支架变形严重时，必须超前支设点柱或套棚维护。(8)采用强制放顶全部垮落法管理顶板。二、回采工艺：1、米煤工艺安全检查一-打眼一-装药一-爆破落煤一-安全检查一-铺顶网一-出煤一-移梁一-移溜一-铺底网一-回柱放顶。

15、下面详细叙述各工艺过程及操作要求和注意事项：.1安全检查作业前必须首先检查支架、顶板、煤壁等情况，用专用工具将顶帮的危岩活块找净，只准在顶帮稳定、无掉渣、片帮、冒顶等危险的情况下作业2、炮眼布置本工作面为三排五花眼布置形式，眼深为 0.9米。3、打眼使用手持式ZQS-20-1.8型风动手持式钻机和1.2米长的空心麻花钻杆湿式打 眼。采用分组顺序打眼的方式，每班设三个组进行打煤壁眼，一组（2人）。底眼采用单排单向掏槽爆破，底眼每隔 0.5米布置一个炮眼，炮眼距底0.4米。中 眼距顶、距底都为1.15米，每隔1米布置一个炮眼，中眼打眼时按水平方向布 置。顶眼每隔1米布置一个炮眼，顶眼距顶0.3米。

16、打眼时要注意顶眼和底眼布 置要保证放炮后不伤顶和底煤，并且要把炮眼内的煤粉掏干净，打好眼后要将风 钻、管线撤到安全地点。4、装药、联线打好眼后，首先检查该处 20米范围内的风流中的瓦斯浓度，只有在瓦斯浓度小于1.0%的情况下方可装药、联线工作。使用煤矿矿用乳化炸药，毫米延迟 电雷管（15段）引爆。采用正向连续装药结构，串联方式联线，炮眼封泥采 用水炮泥和粘土炮泥，封泥长度不能小于 0.5米。装配引药只准有爆破员进行， 不得由其他人员代替。装药前首先把炮眼内的浮煤清理干净， 然后用木棍将药卷 轻轻推入，用力要均匀，不得强力冲击，但要使药卷彼此密接。脚线的连接必须 由经过培训的爆破员完成，脚线要扭

17、结短路并悬空，严禁与导电物体接触。爆破母线连接脚线，检查线路和通电工作， 只准由爆破工一人操作，母线未和脚线连 接前，母线两端必须扭结或短路，不得与导电物体接触。5、爆破使用3#煤矿许用乳化炸药配合15段毫秒延期雷管正向起爆（炮眼布置如 附图；爆破说明书见附表），爆破严格执行一炮三检和三人联锁放炮制度，由一 个放炮员执行爆破工作，每一组装药必须一次起爆，起爆顺序按先底眼、再中眼、 最后顶眼的先后顺序，一次爆破长度不能超过5m,使用一台MB_100型矿用发爆 器起爆，躲炮距离直线要大于100m，拐一个弯大于75m，要在所有能通往爆破 地点100m以外的地点设置警戒，工作面所有人员要全部撤离到警戒

18、线以外的进 风巷道中，并且执行人员清点制度，否则放炮员不准放炮。爆破后要洒水防尘降 尘，冲洗煤帮。6安全检查爆破后，等炮烟吹散后，爆破员、区队长、跟班领导、瓦斯员必须巡视爆破 地点，检查通风、瓦斯、煤尘、顶板、支架、拒爆、残爆等情况，发现隐患要及 时处理，待隐患后其他人员方可进入工作地点作业。7、铺设顶网工作面前帮爆破落煤完毕，为预防工作面架前暴露的顶板冒落， 对工作面炮 道内的顶板敲帮问顶、洒水降尘后，及时铺设炮道内顶网并支撑起支架前端的前 探梁支护炮道顶板；当伞檐超过规定时必须立即处理；当煤壁煤体破碎有片帮危 险时，必须及时支设贴帮柱，贴帮柱支设标准在作业规程中做出具体规定；及时 铺设顶网

19、护顶，网卷规格为 10X 1.2米，网孔位3cmx 3cm,铺网时长边搭接 10cm，短边搭接20cm，然后网的搭接处用14#铁丝扭结，每隔100mm必须联一 个结，凡长边一道线，短边联成两道线，工作面两端的网必须铺至进、回风順槽 外侧煤壁。8、装煤运煤经过顶网护顶后，装煤工即可在各自的分段范围内进行装煤， 装煤工要站在 支护完好的地点清理架内煤及部分煤帮煤，除爆破落煤自装以外，剩余的煤有人工装出。装煤过程中要经常进行敲帮问顶，找净活煤块，处理掉伞檐，在前移钢 梁的下端打好贴帮柱防止煤壁片帮，清煤要做到底板平、煤壁直、不留伞檐，采 空侧浮煤厚度不得超过2mm煤帮侧不得超过6cm0清煤的技术要求

20、：1）清煤工必须在完好支架的保护下工作，严禁空顶作业。2）清煤工必须注意运输机上的大块煤和物料，小心碰伤。3）清煤时要锹到那、眼到那，既要注意自己安全，也要注意别人的安全。4）严禁站在溜子上进行清煤作业，大块煤一定要破碎，方可运出。5）清理支柱周围的煤时，要及时给支柱补液，使支柱保持足够的支撑力9、移梁护顶后，要及时移梁，移梁时要对梁交替檫顶迈步前移，移梁后及时升紧 支架单体住柱，保证初撑力。局部顶板特别破碎时，要加强支护，以防漏顶。移 架要在停止煤溜的状态下进行。采用分段依次顺序移架，支架沿回采推进方向前 移，步距为1米，支架移成一条直线。每架梁有二梁六柱，为错梁直线柱，柱距 1米，排距1米

21、，柱要支直，迎山有力。若地质条件变化出现柱子钻底、片帮、 冒顶，可再柱腿下穿鞋。10、移溜移溜前，工作面的浮煤必须清理干净，浮煤厚度 2m2范围内不超过3cm。推 溜时有机头（尾）依单向顺序用单体柱推移的方法，禁止由机头机尾两端向中间 移溜，执行停机移溜，移溜时推溜的单体柱要求每隔6米一根，移溜时溜子的弯 曲长度为912米，严禁出现急弯，移溜后在机头机尾各支两根压溜柱，整部煤 溜移过后要保持平、直、稳。移溜技术要求：1）推移溜子前应将浮煤清理干净，将溜槽推直推平，2）移溜前应首先检查支护情况，特别是机头、机尾的支护是否完整齐全， 如不符合规定，应先处理后移溜。3）移溜应顺序推移，工作面至少三组

22、同时推溜作业。4）推移过程中，要保持最小弯曲段长度不小于 9米，严禁出现急弯，并严 防倒柱伤人。5）严禁在液压支柱三通阀裸露部位上戗柱，推移溜槽。11、铺设底网与铺设顶网方法相同。12、回柱放顶回柱放顶为人工分段作业，必须做到现支后回，支柱超前回柱不小于 2米， 回柱时，先会戗柱在回梁柱和点柱。依次将矸山点柱回出，并将柱支在第三排柱 的两柱之间，柱脚带上柱帽，并有 35度的迎山角，已起到挡矸和切顶的作 用，老顶来压前要加戗柱，要做的各一戗一。回柱放顶时，相邻两段要同向回柱， 边支边回，严禁正向或北向回柱放顶，严禁超前放顶。三、支护材料备用数量单体液压支柱，n型钢梁、工作面备用支护材料按使用量的

23、 10%备用，另加 坑木5m3,小板材料5m3，3.5m长的12#工字钢5根。备用材料的存放地点，应保持距工作面 50100m之间，在回风顺槽中的外 侧煤壁处和指定地点。材料分类摆放整齐，实行挂牌管理，标明材料名称、型号、 数量等内容，并由专人负责。材料存放地点必须保证有 0.7m以上宽度的人行道 和必需的运输通道，但是不得大于全巷道断面的三分之一四、防止片帮、冒顶的安全技术措施1、所有作用人员严格执行敲帮问顶制度。进入工作面时首先由当班队长或 班组长对工作面进行全面的安全检查， 发现隐患及时处理，确认无隐患后方可作 业，所有作业人员都必须在完整可靠的支护下作业，严禁空顶作业。2当煤壁片帮、顶

24、煤下沉时，支架前端必须顶至煤壁，并在支架间用兀型梁 支设一架走向棚，兀型梁前端顶至煤壁，且前柱贴紧煤壁，并装上护顶板。3泵站压力不低于18 MPa支架实行2次注液，对底软地段采取支柱穿适当 规格铁鞋的办法，以充分保证支架有足够的初撑力，接顶严实，确保支柱系统刚度。4、顶板破碎压力增大或顶板冒落高度超过 200mm时，要对冒落区进行打木 垛回填平整，保证顶板能与支架充分接触，确保支架的支护质量。5、工作面运输顺槽，回风顺槽每班班长或指定专人要加强检查，出现背板折 断等情况,立即派人使用木板护顶、帮。巷道变形严重，支柱歪扭变形、折断的地 段必须进行更换、维修，当巷道出现冒顶情况后在安全的前提下，及

25、时疏通巷道, 保证工作面有新鲜风，防止瓦斯超限，由当班干部组织人员利用备用支护材料及 时架设支护，防止再次冒落。五、初次放顶的安全措施1、初次放顶前，成立以生产、安全矿长为首的初次放顶安全管理小组。要 求初次放顶期间，每班都有初次放顶安全管理小组人员跟班， 检查初次放顶措施 的执行情况，发现不安全因素，立即采取措施进行处理。必要时另行制定安全措 施。2、工作面开切眼时使用木棚支护，安装支架改变支护形式，防止反复支撑 造成顶板松动离层。3、对于高低不平的顶板加强护顶支护，提高支架的初撑力及稳定性。4、初次放顶时，应把控顶距缩小到最小控顶距。5、初次放顶期间，对顶板难以垮落的工作面，移架放顶不得与

26、其他工作平 行作业。六、坚硬顶板强制放顶安全措施回柱后采空区顶板不垮落，其悬顶沿走向大于 5m倾向大于3m在该处范 围内进行强制放顶，缓解工作面压力。1、强制放顶时，应由班长统一指挥。2、强制放顶打眼时，应有专业人员完成，必须站在支架间的安全地点作业。 严格执行风钻打眼的规定。3、 强制放顶钻孔要求：钻孔与水平成 65°夹角，向上斜打，眼深6m间距 1.0m。5、采用正向装药，串联方法连线，一次起爆。带班长、瓦斯员、爆破工要 坚持执行“一炮三检”、“三人联锁”制度，并做好爆破记录。&爆破前，对爆破地点的一切设备，都要进行保护好，并对附近20m范围内空间进行洒水降尘。7、爆破工

27、在检查联线工作无误后，将警戒牌交给班组长。8、班组长接到警戒牌后，在检查顶板、支架、出口、瓦斯、设备掩护等放炮准备工作无误，达到放炮条件要求时， 要亲自布置警戒线，将工作面所有作业 人员撤出警戒线以外，清点人数无误后， 方准下达放炮命令，将自己携带的命令 牌交给瓦斯检查员。9、瓦斯检查员在检查放炮地点附近 20m内风流中瓦斯浓度在1%以下，煤尘符合规定后，将自己携带的放炮牌交给爆破工。10、爆破工接到放炮牌后，才允许将放炮母线与连接线进行连结，最后离开 放炮地点，并必须在通风良好有掩护的安全地点进行放炮， 掩护地点到放炮工作 面的距离按作业规程规定执行。11、爆破工作由持证专职爆破员担任，工作

28、面只准使用一个爆破器。12、放炮后，爆破工必须立即取下发爆器把手和钥匙，并将放炮母线从电源 上摘下，扭结成短路。将三牌各归原主。13、爆破后爆破员及班长首先进入爆破地点，检查爆破情况，确认无隐患后 方可由班长下令，撤回警戒人员。14、工作面爆破时，机组距爆破地点不小于 30m并且要做好掩护。七、工作面主要设备装备11、工作面设备配置序号设备名称规格型号数量单位1n型钢梁2.4m200根2刮板运输机SGB/620-40T4台3乳化液泵XRB2B2台4调度绞车JD-11.41台5开关QBZ-12010台6单体柱DZ 251400根2、运输设备（1）、顺槽刮板运输机的输送能力应和工作面刮板运输机相同

29、，选刮板运输机型号为SGB620/40型。技术主要参数如下：型号输送能力（t/h ）输送长度（m）速度(m/s)宽度 (mm电机功率电压等级(kW(VSGB620/40T2501201.062040380/660(2).辅助运输设备选用1.0吨矿车和材料车,牵引设备选用JD-11.4型调度绞车。附图四：机械设备布置图八、支架支护强度的确定1、支护强度计算：根据矿压理论，工作面支架承受的最大压力为 4-8倍采高的顶板岩石的重 量，由于工作面前部段上部为实体煤，因此，按8倍采高计算，上覆岩层厚度为: 8X 2.3=18.4m，计算：P=h 岩 X r 岩X L控X bx g=18.4 X 2.5

30、X 3.6 X 1.0 X X 9.8=1623KN式中：P工作面上覆8倍采高岩石所需支撑阻力；h岩一一上覆岩层厚度，18.4m；r岩一一岩石容重，取上覆岩层的平均容重，2.5t/m3;L控一一工作面最大控顶距，3.6 m ;b支架中心距，1.0m；g重力换算单位，取 9.8 m/s 2。2、支护强度验算：8根DZ-25型单体液压支柱配2.4m长n型钢梁，支架额定工作阻力 250X8=2000 KN, 2000 KN >1623kN。根据以上计算，可满足回采工作面顶板支护要求。第五章通风与安全、工作面通风系统为一进一回:新鲜风流：斜井-井底车场-北轨道运输巷、进风立井-北轨道运输 巷-六

31、西轨道运输巷-六西北一轨道运输巷-东巷绕道-六西东运输 巷-六西东南运输巷-3613上分层运输顺槽-3613上分层工作面。乏风风流：3613上分层工作面-3613上分层回风顺槽-六西东南回风 巷-六西西回风巷-六西北一回风巷-六西回风巷-总回风巷-回 风立井地面二、风量计算及验算：1、按工作面气象条件计算风量：Q = Q基本K采高K采面长K温度=60V L大 HX 80%cX 1.1 X 1.2 X 1.0=60X 1.0 X 3.1 X 2.3 X 0.8 X 1.1 X 1.2 X 1.0452 (m /min)取500(m/min)式中：Q采工作面所需风量nVmin0基本一不同采煤方式工

32、作面所需基本风量=工作面最大控顶距X工作面实际采高X工作面有效断面80%X适宜风速(不小于1m/s)m3/minV 工作面适宜风速取1.0m/sL大一工作面最大控顶距和最小控顶距的平均距离(2.6m+3.6m) /2=3.1mH 工作面米咼取2.3m心高一工作面采高调整系数取1.1©面长一工作面长度调整系数取1.2您度一工作面温度调整系数取1.02、按工作面温度选择适宜的风速计算风量：0风速=60V米S采=60X 1.0 X 5.70=342 (ni/min)式中：(QM速工作面所需风量m3/mi nV采一回采工作面风速m/s、工作面温度小于20C选取1.0 m/sS采 工作面平均断

33、面积S采 =（L大+ L小）X HX K面/2=5.70（m 2）L大一工作面最大控顶距3.6mL小一工作面最小控顶距2.6mK面一工作面有效断面系数取0.8H 工作面平均采高2.3m3、按工作面最多人数计算风量Q人数4N=4X 58=232（m3/mi n）式中：Q人数工作面所需风量nVminN工作面同时最多作业人数取58人（每班职工26人、1名监管人员、2名辅助人员, 两班合计58人）4、按瓦斯绝对涌出量计算风量：33QCh4=100X qCHX =100X 4.12 X 1.5=618（m /min） 取Qh=700 m/minQCo=1000- 15X qCOX K=1000 15X2

34、X 1.6=213（m3/min）式中：QCh按 CH绝对涌出量计算风量（工作面未生产前瓦斯数据由地质部门提供或参照相同类型的邻近工作面的瓦斯涌出量；工作面正常生产时连续观测1个月，取月平均日瓦斯绝对涌出量）nVmi nQo按co绝对涌出量计算风量ml/mi nq CH4回采工作面回风巷风流中瓦斯的平均绝对涌出量（工作面未生产前瓦斯数据由地质部门提供或参照相同类型的邻近工作面的瓦斯涌出量；工作面正常生产时连续观测1个月，取月平均日瓦斯绝对涌出量）,m3/mi nq CO2 Co2绝对涌出量回采工作面回风巷风流中二氧化碳的平均绝对涌出量，（同上）n/min ;&H4回采工作面瓦斯涌出不均

35、衡通风系数（正常生产时连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量和月平均日瓦斯绝对涌出量的比值）K CO回采工作面二氧化碳涌出不均衡通风系数(正常生产时连续观测1个月，日最大绝对二氧化碳涌出量和月平均日二氧化碳绝对涌出量的比值)。经计算，比较1、2、3、4项该工作面所需风量确定为 620mVmin5、风量分配及风速验算见下表：名称3613运输顺槽回米工作面3613回风顺槽净断面(m)6.515.706.51风量(mi/min)700700700风速(m/s)1.791.791.79因为 15S= 15X 4.784 = 71.76 (mi/min );240S= 240X 6.624 = 1562.

36、4 (m/min )。因此，工作面所取风量符合 15Sv Q=70(X 240S 的要求。此外，当工作面控顶距为最小时：S= L 小 X H X K = 2.6 X 2.3 X 0.8 = 4.784 (吊)，通过的风速为：700十(4.784 X 60)= 2.44m/s );当工作面控顶距为最大时：S= L大X H X K = 3.6X 2.3 X 0.8 = 6.624 ( m)，通过的风速为 620- (6.624 X 60) = 1.76 (m/s)。经上述验算，可知该工作面计划风量确定为 700mVmin。工作面及各巷道通 过风量的风速均符合煤矿安全规程第 101条的有关规定。&a

37、mp;回风通路所需巷道断面计算按最大风速4m/s进行计算，通风断面为700- 4-60=2.91 m2,按20%勺富余系数计算通风断面应为：2.91 - (1 20%)=3.64 m2。根据集团公司下发的文件规定：由工作面所配风量可知：工作面一次爆破使用的火药用量最多不超过：A=3 25=700- 25=28 (Kg)三、防尘：防尘管路系统：1、供水：3613上分层回采工作面采用静压供水，地面水池 主斜井 北轨道运输巷六西轨道运输巷六西北一轨道运输巷东巷绕道 六西东运输巷六西东南运输巷3613上分层运输、回风顺槽供给工作面 各用水地点。在向工作面的供水管路每 50m应安设一个三通阀门用来洒水使

38、用。2、排水系统：工作面回风顺槽 六西东南回风巷六西东回风巷六西西 回风巷六西北一回风巷六西回风巷 总回风巷 联络风门巷 北轨 道运输巷 井底水仓 斜井 地面。四、防火：本工作面所开采的3#煤层，从煤层爆炸性试验结果来看，3#煤层属于无煤尘 爆炸性危险；自燃性试验报告结果为川级，3#煤层属不自燃煤层。1、开采方面当回采工作面回采结束后，立即将两顺槽密闭。采煤工作面采至停采线时，并采取措施使顶板冒落严实。2、通风方面工作面采用后退式回采，减少了采空区漏风。调节风窗、风门、风墙等通风设施，设置在围岩坚固、稳定的煤柱内， 并且保证通风设施附近支护完好，并处于均压状态。避免引起采空区或附近煤柱 裂隙使

39、漏风的增大。、布置了专用回风巷，减少了通风阻力，便于瓦斯管理。五、防治瓦斯1、瓦斯检查工作面设专职瓦斯检查员进行巡回检查，工作面采用“三八”制作业制度，每 班作业8小时，隔23小时检查一次，每班至少检查三次。瓦斯检查点分别设在：距离工作面不大于10米进风顺槽处，距离回风顺槽不 大10米回风顺槽处、距离六西东南回风巷1015米回风顺槽处、上隅角、六西 东南回风巷口和离六西东南回风巷 1015米专用回风巷处2、瓦斯监测瓦斯传感器安设位置及参数设置如下:瓦斯传感器安设位置及参数传感器安设位置报警浓度断电浓度复电浓度断电范围3613上分层工作面上隅工作面及WS角V其回风巷内全距帮200mm距顶板w1.

40、0%CH41.2%CH1.0%CH4部非本质安全300mm型电气设备WS3613上分层工作面（距切眼w 10m）,距帮200mm距顶板w 300mm1.0%CH41.2%CH4V1.0%CH4工作面及 其回风巷内全 部非本质安全 型电气设备Ws3613上分层回风顺槽距回风巷口 10-15m处，距帮> 200mm 距顶板w 300mm0.8CH40.8%CHV0.8%Ch4工作面及 其回风巷内全 部非本质安全 型电气设备回风巷内全部非本质安全型电气设备WS东南回风巷距回风口10-15m处，距帮200mm距顶板w 300mm0.8CH40.8%CH4V0.8%CH4WS3613上分层进风顺槽

41、（进风流）帮200mm距顶板w 300mm0.5.%CH0.5%CHV0.5%CH进风巷及 工作面内全部 非本质安全型 电气设备详见附图五：3613上分层工作面监控系统 附图六：3613上分层工作面通风系统图。监测系统必须由专人进行维护，确保系统的灵敏可靠。当瓦斯超限或监控系 统报警时，要按规定安排撤人，并及时查明原因，进行处理。传感器每隔10天调校一次。第六章工作面生产系统一、运输系统：1、原煤运输：工作面（溜子）一一3613上分层运输顺槽（溜子）（皮带）一一六西东南 运输巷（皮带）一一六西东运输巷（皮带）一一六西西皮带巷一一六西北一皮带 巷（皮带）一一六西皮带运输巷（皮带）-北集中皮带运输

42、巷-井底煤仓一 主斜井（皮带）地面选煤楼。2、辅助运输线路：地面斜井井底车场北轨道运输巷六西轨道运输巷-六西北一轨道运输巷东巷绕道-六西东运输巷六西东南运输巷 3613上分层层运输顺槽一一工作面。工作面所需材料运输采用1tv型矿车和专用材料车，进行运输。二、供电与供液系统：1、供电系统：供电系统路线：地面 井下中央变电所 采区变电所 运输顺槽 工作面2、供液系统：六西东泵站一一六西东南运输巷一一3613上分层运输顺槽一一工作面各用 液设备-3613上分层运输顺槽回液管-三、供、洒水系统：1、采用静压供水,由地面水池（200立方米）供水管路至施工地点。2、施工用水压为1.3MP& 10m

43、水柱0.1 MPa、水位高差140m3、供水系统：主斜井100m供水管路主运输大巷 100m供水管路3613 上分层运输、回风顺槽 50m供水管路一工作面。4、 各运输工作面溜子机头必须设喷雾降尘，进、回风巷距工作面30m以内 各安设一手动水幕。5、工作面备洒水管路。（附图 七：3613上分层工作面供水、排水系统图）四、压风系统：1、压缩机房在主斜井井口东北50m处，压气管路沿主斜井铺设。压缩机房 安装有3台空气压缩机，其中1台型号为ERC-175ASA额定排气量24nVmin，额定 排气压力0.8MPa,配用电机功率132kW配用2台储气罐，单台容积为2用，压力 为0.8MPa,正常生产时为

44、工作机；另外 2台型号为ERC-90SA单台额定排气量 12nVmin，额定排气压力0.8MPa，配用电机功率65kW为两台备用机。正常生产 时1台工作，2台完好备用，灾变时2台工作，满足要求。2、放顶钻孔采用风钻（凿岩钻）钻孔，最远供气距离约2430m,其中干管1800m, 支管630m.3、压风线路地面 斜井 北轨道运输巷 六西轨道运输巷 六西北一轨道运 输巷一六西东运输巷六西东南运输巷3613上分层层运输、回风顺槽 临时避灾点工作面六、通讯系统：在调度室安装一台华络2000MT958型调度机，铺设通信电缆2条，一条 铺设于地面各科室、队组、主要场所，一条沿主斜井井筒辅设引至井下井底车场

45、矿用本安型交接箱，经多个矿用本安型通信分线盒，引至3613上分层 工作面和 运输顺槽口并辅设程控电话可直接与区队值班室、矿调度室和井下各作业点直接联系。七、监测监控系统矿井装备有KJF2000I安全监测监控系统。1、基带干线敷设：中心站二台主机一中央变电所 （主运输大巷）一采区变电所一3613上分层运输、回风顺槽-工作面。2、传感器型号及数量甲烷传感器（五台）：GJC#40开关传感器（二台）、馈电传感器（一台）o第七章工作面供电设计一、供电系统1、供电情况工作面供电由采区变电所变压器供电，变压选用KBSG-315/10台,正常工作时负荷率为80.25%,保证率为100%3613上分层工作面设备

46、由采区变电所供电。采区变电所根据现场实际及工 作面负荷情况，分一路给工作面设备供电。经运输巷进入，供皮带机和泵站，一 路供工作面刮板运输设备和顺槽刮板运输设备。10kV高压配电设备选用：BGP9L-10A型隔爆型高压真空配电装置。660V低压配电设备选用：KBZ型矿用隔爆低压馈电开关。井下低压配电点660V设备选用矿用隔爆真空馈电开关和矿用隔爆真空电磁 启动器。型号：BKD KBZ型及QBZ型o井下电动机的控制设备全部选用 QBZ型矿用隔爆型真空磁力起动器；井下照 明灯具的供电设备选用ZBX系列矿用隔爆型照明变压器综合装置。2、采煤工作面、各顺槽中机电设备的负荷回采工作面主要机械配备序号设备名

47、称规格型号功率电压数量1工作面输送机SGB/620-40T40kW660V12运输順槽输送机SGB/620-40T40kW660V23六西东南运输巷循环绞车JD-11.411.4kW660V14小水泵22kW660V15乳化液泵站XRBB37KW66016二级胶带运输机60型30KW66013613上分层采煤工作面设备装机总容量为：180.4二、电缆选择1、电缆型号的确定根据采区供电电压等级，工作条件，敷设以及电缆型号选择原则等要求， 该工作面电缆型号确定如下：2、 从变电站向工作面刮板运输机等移动设备供电采用MYPTJ-6/10矿用移 动屏蔽监视型橡套电缆。三、电缆长度确定根据工作面巷道设计

48、和设备布置关系，将电缆长度确定。如下：变电站工作面刮板运输机电缆 980m其他设备电缆长度略。五、采区低压电器选择计算过程略：采区低压电器如下：工作面刮板运输机开关QBZ-120顺槽刮板机开关QBZ-120顺槽皮带机开关QBZ-120乳化泵开关QBZ-120六、工作面保护接地措施1、所有必须接地的设备都必须和接地网或局部接地极连网。2、工作面三台电气设备及以上应保中安设一组局部接地极。3、接地网上任一保护接地的接地电阻V 24、 所有电气设备接地装置必须符合煤矿安全规程第486条规定。5、保护接地装置应使用防腐材料制作。第八章劳动组织一、劳动组织劳工作面采用“三八”制作业，即二个班生产，一班检

49、修，每日完成二个 循环，每循环1m。二、作业形式采用混合工种联合作业，爆破工、机电工、泵站司机、验收员为专业工种， 其它工种为混合工种。三、劳动定员工作面劳动组织表工种计划人数在籍人员序号一班二班检修班系数1班组长1112瓦斯员1113开溜工224电工1115放炮员116安检工117支架工202038皮带司机119泵站司机1110合计292961.171说明：根据工作面的推进要进行调整人员附图九：工作面支架布置示意图、最大、最小控顶距图第九章主要技术经济指标工作面主要技术经济指标表序号项目单位数据备注1工作面走向长度m852工作面倾向长度m1303采 高m2.3（放顶咼度4米）4煤的密度t/m

50、31.455循环进度m16循环产量t2757月进度m588日产量t5509月产量t1595010工作面可米期月2.3811在册人数人71考虑轮休人员12出勤人数人6413出勤率%9014回米工效t/工8.5915坑木疋额m/10 3t0.516液压支柱丢失率%017金属顶梁丢失率%018铁鞋丢失率%19煤层3#20含矸率%2第十章安全技术措施及避灾路线一、主要安全技术措施：1、所有人员都必须牢固树立安全第一的思想，严格执行三大规程及其他有 关法规、法令，熟练掌握操作技术，严格执行岗位作业标准及各项管理制度。所 有人员必须持证上岗。2、回采中要严格按设计要求施工。3、要根据条件变化及时制定措施、

51、补充完善作业规程，并认真贯彻落实“两 标”工作。4、3#煤层构造简单，煤层比较稳定，地质实测资料少，回采过程中可能煤厚及倾角与预测的有所不同，技术科要加强资料收集及整理工作，确保资料的准 确性。5、3#煤层顶板为泥岩、砂岩，直接顶和老顶平均厚度9m左右，回采过程中， 采煤队要加强顶板压力观测记录及分析工作。6工作面在回采过程中要加强“三条线”管理，确保“三条线”正常运行。严禁任何人违章作业，违章指挥，任何人有权拒绝违章指挥，制止违章作业。7、岗位人员都必须是经过安全技术培训并持有安全资格证书的专业人员。 岗位人员要集中精力，认真操作，严禁脱岗、窜岗。8、工作人员进入工作地点后，都必须首先检查工

52、作面范围内的顶帮支护情 况，每班开工前，班组长要对整个工作面的安全情况全面详细检查，发现不安全 隐患要及时处理，做到不安全不生产， 并严格执行三员到岗开工挂牌制度， 在作 业过程中要随时随地观察作业地点的变化，严格执行敲帮问顶制度。9、所有人员必须提高自保互保意识，发现不安全隐患及时汇报，并及时组 织人员进行处理，不准进入无支护的空间，严禁空顶作业。10、加强零散作业人员的管理，凡两人或两人以上作业时，必须指定施工 负责人和安全负责人。11、 各岗位司机在开工前要认真检查各部件完好情况，保证设备完好后方可 开机作业。12、前后端头安全出口高度保持在1.6米以上，否则必须起底或挑顶，宽度 保持在

53、0.7m以上，否则必须开帮。13、队长、技术员、井下班组长、电气维护工、爆破员必须佩带便携式瓦 检仪，随时检查工作地点周围瓦斯情况。14、信号工必须精力集中，站在溜子闭锁附近，随时注意工作面情况，发 现异常及时停溜，工作面所有人员发现异常时及时通知信号工或溜子司机停溜。二、顶板管理措施1、工作面必须做到“三直、一平、二畅通”，煤壁不得留有伞檐，不得空 顶作业。2、工作面支架要升紧，达到支架的规定压力，确保支架支撑有效，工作面 支架的后柱必须迎山有力。3、严格执行敲帮问顶制度，严禁人员未进行敲帮问顶工作及确定煤帮安全的情况下就进入煤帮。4、采煤工作面前后安全出口处20米范围内必须加强支护，安全出口必须设 专人维护,安全出口高度不低于1.6米，宽度不小于0.8米。5、如遇底板较软或底板不平时，必须在支柱下穿柱鞋，尽量使支架水平和密贴顶板，但柱下只准穿一个柱鞋， 工作面严禁连续三架不接顶，如不能满足此 项要求，可以采用在顶梁和顶板之间充填木料、柱帽的方法解决空顶问题5、工作面出现特殊地质构造和顶板破碎