汾西矿业工作面设计

1、目 录第一章 工作面概况5第一节 工作面情况5第二节 煤层情况5第三节 煤质情况5第四节 煤层顶底板情况6第五节 地质构造情况6第六节 水文地质情况及采取预防措施7第七节 其它地质情况8第八节 储量计算及服务年限9第二章 巷道布置9第一节 工作面巷道布置9第二节 巷道断面及支护形式11第三章 采煤方法及生产工艺15第一节 采煤方法15第三节 顶板管理及支护16第四节 沿空留巷18第五节 煤质管理21第四章 工作面设备选型与设备布置22第一节 工作面设备选型及技术特征22第二节 设备布置24第五章 工作面生产系统25第一节 运输系统25第二节 供水系统25第三节 排水系统26第四节 供液系统26

2、第六章 工作面一通三防26第一节 通风系统26第二节 监测监控31第三节 防治瓦斯32第四节 防灭火33第五节 综合防尘33第六节 瓦斯抽放34第七节 抽放管路敷设及设备选型41第八节 抽采负压计算44第七章 工作面供电设计47第一节 工作面供电系统设计47第二节 通讯照明系统68第八章 劳动组织及主要技术经济指标68第一节 劳动组织68第二节 主要技术经济指标表71第九章 地测防治水72第一节 水文地质情况72第二节 探放水设计75第三节 钻探安全技术措施81第四节 排水路线83第十章 矿压观测83第十一章 六大系统83第一节 监测监控系统83第二节 人员定位系统84第三节 压风自救系统84

3、第四节 供水自救系统84第五节 通讯联络系统85第六节 紧急避险系统85第十二章 安全技术措施86第一节 一般规定86第二节 采煤安全技术措施86第三节 机电安全技术措施89第四节 运输安全技术措施89第五节 拉设备列车及防跑车安全措施拉移动90第六节 移转载机、缩皮带机尾安全措施91第七节 检修液压支架安全措施92第八节 其它安全措施93第十三章 灾害应急措施及避灾路线94第一节 避灾原则94第二节 特殊情况下的防范措施94第三节 避灾路线96第十三章 附图96第一章 工作面概况第一节 工作面情况 1、地面位置： 1203工作面地面位于冯家塔村以西约432m，窑底村以西200m，后花塔村东南

4、约187m，中兴峁上工业广场西北约565m处。地表出露P2s，盖山厚度424598m。磁窑河支流从工作面北部斜穿过。2、井下位置及四邻采掘情况：1203工作面东部为未采区，南距中兴回风斜井保安煤柱284436m，西至回风大巷保安煤柱，北至一采区回风巷保安煤柱。 3、1203工作面走向长488m，倾斜长181.56m，面积为88601.28m2。第二节 煤层情况本工作面开采山西组2煤层，据SK4钻孔和附近地质资料可知，其煤厚0.92.2m，其平均厚度1.6m，属稳定可采煤层，煤层倾角为1°5°，平均为3°。第三节 煤质情况此工作面开采2#煤，煤种属于属中灰特低硫主焦

5、煤，普氏硬度f=2。各项指标如下表：项目水份Mad灰分Aad挥发份Vdaf发热量Qgr.vd硫份St.d胶质层厚度指标14.18%17.87%0.76%第四节 煤层顶底板情况顶底板情况岩石名称厚度（m）岩 性 特 征老 顶中砂岩4.1灰褐色中粒砂岩，中厚层状，平行层理，成分以石英、长石为主，分选中等磨圆度好，半坚硬-坚硬。 直接顶砂质泥岩深灰色砂质泥岩，夹灰色中砂岩条纹，中厚层状，均匀层理，含植物化石及黄铁矿结核，半坚硬。伪 顶泥岩0.2黑色泥岩，易碎不稳定。直接底细砂岩1.31灰褐色细砂岩，中厚层状，均匀层理，夹泥质条纹，具裂隙，半坚硬。附图1：1203工作面井上下对照图附图2：1203工作

6、面煤岩层综合柱状图第五节 地质构造情况本工作面处于单斜构造区，走向大致南北，倾向西。据附近地质资料分析，本工作面在掘进期间不会遇大的地质构造，预计发育有小断层。构造名称走向倾向倾角性质落差m对回采影响程度F1180°270°85°正断层0.5无影响F2163°253°45°逆断层0.8无影响F390°180°75°逆断层2.5影响较小F4149°59°45°正断层2.0无影响第六节 水文地质情况及采取预防措施本工作面水文地质条件简单，直接充水的含水层为2#煤层上部26m左右的

7、K4砂岩含水层，其厚度为4.1m，裂隙发育差，富水性较弱，预计对掘进无影响。2#煤层下伏含水层为太灰和奥灰，太原组灰岩 L5上距2#煤层约35.1m，水位标高采用最高水位+842.15m，所受水压值为1.3821.622 MPa，根据煤矿防治水规定中突水系数公式计算，最大突水系数T0.046MPa/m0.06 MPa/m ；奥陶系灰岩上距2#煤层约156.7m，水位标高采用最高水位为+795.0m，所受水压值为0.911.15 MPa，根据煤矿防治水规定中突水系数公式计算，最大突水系数T0.007MPa/m0.06 MPa/m；在无构造导通的情况下，工作面不受太灰水、奥灰水的威胁。据现有资料工

8、作面南部有02#煤层和3#煤层原聚鑫小煤窑采空区，据分析采空区局部存有一定积水，但水量不大。磁窑河支流大河从工作面北部斜穿过，流量为20-1000 m3/h ，2012年9月2日实测流量为504 m3/h 。盖山厚度424-598m，对掘进无影响。工作面北部有两钻孔分别水文孔SK4（X=4169452.66，Y=19600586.00，H=1126.5），终孔层位奥陶系O2下151.9m，封孔质量合格；对掘进无影响。地质孔ZK1（X=4169455，Y=19600588，H=1133.5），终孔层位3#煤下，封孔质量由于施工时间较久，资料留存不详，封孔情况不明。但其距运输巷最近约65m，大于防

9、隔水煤柱厚度20m，对掘进无影响。 综上所述，在工作面掘进期间，必须坚持 “物探先行，钻探跟进，物钻并举”的原则，制定相应的探放水设计，严格执行防治水三项管理制度，以确保安全生产。工作面最大涌水量20m³/h，正常涌水量5m³/h。第七节 其它地质情况 经瓦斯鉴定等级结果：为高瓦斯矿井。瓦斯 2011年省煤炭工业厅综合测试中心对我公司瓦斯涌出量进行了预测，预测在开采2号煤层并达到90万t/a，生产能力时矿井最大相对瓦斯涌出量19.64m³/t,最大绝对涌出量37.19 m³/min，属于高瓦斯矿井。2011年矿井瓦斯等级鉴定批复我公司为高瓦斯矿井，矿井最

10、大绝对涌出量为10.89m³/min。煤尘爆炸性根据2011年9月煤炭科学研究总院沈阳研究院对煤的测试结果：2号煤层无煤尘爆炸危险性。煤的自燃倾向性根据2011年9月煤炭科学研究总院沈阳研究院对2号煤的测试结果，自燃等级为类，自燃倾向性为不易自燃。地温危害正常冲击地压危害无冲击地压第八节 储量计算及服务年限可采走向长度倾斜长面积煤厚容积工业储量t回采率%可采储量t488181.5688601.281.61.39197049.2495187196.78停采线距总回风大巷为60m。工作面的服务年限=可采推进长度/设计的月推进长度=488/108=4.5月=136天第二章 巷道布置第一节

11、工作面巷道布置 一、运输巷布置 1、1203运输巷： 1203运输巷从一采轨道巷G24点以东14.6m为中心，以210°方位角开口（开口坐标：X:4169587.98 Y:19600563.13 Z:698.37），以2°下山掘进施工76.2m后，再以0°方位角水平施工22.5m后停掘，从停掘位置退后22.5米以180°方位角7.5°上山掘进17m找到2#煤顶板，沿2#煤顶板掘进503.84m。 2、1203运回联巷：从停掘位置后退7.76m在巷道左帮以320°方位角开口施工1203运回联巷，开口坐标为x=4169537.08，y=1

12、9600522.62，z=695.2),以11.1°上山掘进23.5m后与总回风大巷贯通(贯通坐标为x=4169537.08，y=19600522.62,z=697.5)。3、1203运皮联巷：从停掘位置以0°方位角8.5°下山掘进58.7米与一采皮带巷贯通（贯通坐标为x=4169603.542，y=19600524.79,z=686.9)。二、材料巷布置 1、1203材料巷：1203材料巷以一采轨道巷G20点为中，开口坐标为（X=4169590.080,Y=19600749.293,Z=699.793)以210°方位角开口水平掘进36.25米后，再以8

13、°上山掘进30米后，再水平掘进9.28m后,变以180°方位角以4°25上山掘进14.5m后找到2#煤顶板停掘后，再沿2#煤层顶板掘进506.34m。 2、1203材回联巷：从停掘位置后退18.23m，以0°方位角9°下山掘进18.2m后停掘，再从停掘位置后退4.7米，在巷道左帮以320°方位角开口以6°13上山掘进，掘进29.8m后与总回风大巷贯通，贯通坐标（X=4169558.820,Y=19600688.920,Z=706.302)。3、1203材皮联巷:从第二次停掘位置按0°方位角以10°下山77

14、.7m后与一采皮带巷贯通，贯通点坐标（X=4169603.749,Y=19600710.442,Z=690.315)。三、开切眼布置 待1203材料巷施工完毕后以90°方位角沿2号煤顶板掘进181.1m与1203运输巷贯通，作1203工作面开切眼。4、 回风巷布置 开切眼施工完毕后，继续以90°方位角掘进施工1203工作面的专用回风巷与总回风大巷贯通。五、其余硐室 1、水仓：视具体情况在巷道低洼处施工标准化水仓，规格：宽×高×深=3×2.5×2m。施工完水仓后，应根据水仓位置施工相应的水沟，水沟尺寸为：宽×高=200

15、5;300mm。 2、绞车硐：根据1203材、运巷坡度情况，每隔400m施工一绞车硐。 3、油脂库：在1203材料巷往里停采线范围内布置一个油脂库，规格：宽×高×深=3.6×2.5×5m。附图3：1203工作面巷道布置平面图、断面图第二节 巷道断面及支护形式1、 巷道断面特征：名称掘宽（m）掘高（m）净宽（m）净高（m）断面积（m2）长度（m）支护形式用途1203运巷4.22.54.02.39.2520“锚网梁+锚索”联合回采时行人、运煤、进风1203材巷4.42.54.22.39.66520“锚网梁+锚索”联合回采时运料、行人、进风1203切眼6.02

16、.35.82.212.76181.56“锚网带+锚索”联合初采时设备安装与运行二、支护参数 （1）、锚杆：1203运输巷、1203材料巷及1203切眼顶锚杆采用的20×2000mm的左旋螺纹钢锚杆，帮锚杆采用16×1600mm的圆钢端头锚固锚杆。切眼落山帮锚杆采用16×1600mm的圆钢端头锚固锚杆，煤帮采用16×1600mm玻璃钢锚杆。 （2）、锚杆锚固剂：使用树脂锚固剂，顶锚每孔装MSK2355(在上)及MSZ2355（在下）型药卷各一卷，帮锚每孔装MSK2355药卷一卷。 （3）、木托板：帮锚杆配套使用规格为长×宽×高=400&

17、#215;200×50mm的木托板。 （4）、钢筋托梁：1203材巷采用14×4300mm的钢筋托梁，眼间距为840mm，边眼距钢梁边缘50mm；1203运巷采用14×4100mm的钢筋托梁，眼间距为800mm，边眼距钢梁边缘50mm。 （5）、钢带： 1203切眼采用A3钢制作的W型钢带，煤帮使用3400mm，落山帮2600mm，眼间距为800mm，搭接处必须使两个锚杆眼重合。（6）、锚杆间排距：1203材巷顶锚杆设计间排距为840×800mm；1203运巷顶锚杆设计间排距为800×800mm，顶、帮锚杆布置为矩形。材、运两巷帮锚杆为矩形布置

18、在煤层上，当煤层厚度1000-1200mm时，采用“五花”型布置，排距为800mm，即一排布置两根，一排布置一根。布置两根时，第一根距顶为300mm，间距为700mm；布置一根时，锚杆距顶为500mm；当煤层厚度1300-1900mm时，帮锚杆间排距1000×800mm，布置两排，第一排距顶板500mm；当煤层厚度大于1900mm时，帮锚杆间排距800×800mm，布置三排，第一排距顶板400mm；配套使用的木托板规格为400×200×50mm，托饼规格为10×100×100mm。第一排木托板呈纵向布置，以下木托板呈横向布置，锚杆露出

19、螺母外1040mm。 （7）、锚固力：顶部锚杆设计锚固力不小于150KN，两帮锚杆设计锚固力不小于60KN。 （8）、锚杆角度：锚杆均与巷道顶帮轮廓线垂直布置。 （9）、铺网：巷道顶部铺设钢塑复合网，1203材料巷复合网规格为顶网4.6×0.9m，1203运输巷复合网规格为顶网4.4×0.9m。材、运两巷帮网为2×0.9m，其网孔规格为50×50mm，要求网与网搭接宽度不小于100mm，联网丝采用14的铁丝，每200mm联一扣，每扣拧23圈。 （10）、锚索：1203材、运巷顶板锚索采用17.8×6300mm（17.8×5500mm）

20、的钢绞线，锚索长度根据顶板岩石厚度及岩性而定，锚索锚入稳定岩层1m以上，呈“五花”布置，即一排布置三根，一排布置两根。排距为1600mm，布置三根时间距为1000mm，布置两根时间距为1200mm。切眼间锚索呈矩形布置，排距为1600×1600mm，锚索张拉预紧力为8-12T，（锚索张拉器压力表读数为25.2Mpa-37.5Mpa），锚固力为20-23T，锚索破断力为355KN；各硐室及联巷开口时采用17.8×6300mm 的锚索锁口。 （11）、锚索锚固剂：使用树脂锚杆，锚索每孔装MSK2355(在上)型药卷一卷及MSZ2355（在下）型药卷两卷。三、支护材料消耗表支护材

21、料消耗表 材 料名 称规 格单位延m巷道消耗总消耗运材切运材切合计螺纹钢锚杆20×2000mm根7.57.5103900390018159615玻璃钢锚杆16×1600mm根2.5454454圆钢锚杆16×1600mm根552.5260026004545654锚索17.8×6300mm（17.8×5500mm）根1.561.562.18758128123972021道木1400×140×120mm根1.251.251.256506502271527轨道22/m（6m)根0.340.340.3417717761415木托板40

22、0×200×50mm块55526002600908.6107W钢带BHW-280-3×3400mm片1.25227227BHW-280-3×2600mm片1.25227227钢梁14×4300mm根1.251.256506501300钢塑网4800×900mm卷1.251.2565065013006500×900mm卷1.252272272000×900mm卷2.52.52.5130013004543054锚固剂K2355支14.0614.0617.187573127312311917743Z2355支10.621

23、0.6214.37555235523260913655第三章 采煤方法及生产工艺第一节 采煤方法1203工作面煤层赋存稳定，结构简单，煤层厚度变化不大，确定采用走向长壁后退式综合机械化一次采全高采煤法。第二节 生产工艺一、采煤工艺 1、采煤工艺流程： 交接班中部进刀割煤移架推溜端头支护巷道的回收及超前支护支设柔模并充填混凝土清理工作面浮煤 2、 割煤方式: 双滚筒电牵引采煤机割煤,平均采高1.7m，循环进度0.6m。 3、装运煤：采煤机利用机组滚筒叶片和刮板输送机铲煤板将煤自行装入输送机，刮板运输机运煤经转载机、破碎机、皮带运输机到溜煤眼。 4、推移刮板机方式：采用支架推移千斤顶推移刮板机，推

24、移步距为0.6m。 5、顶板控制：工作面采用及时支护，顶板采用全部垮落法控制顶板。二、进刀方式 1、工作面进刀方式采用中部斜切进刀，采煤机前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤。 2、割煤顺序：工作面采用中部斜切进刀方式，截深0.6m，按采煤机运行方向前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，一次采全高。采煤机从中部沿刮板输送机弯曲段向机头斜切进入煤壁并达到规定截深，斜切进刀处截割斜长不小于30m，完成进刀工序后，将刮板输送机由中部向机尾推向煤壁并推直，直接割向机头，滞后采煤机后滚筒35m移架移，割通机头，返空刀扫向中部，并割向机尾，将刮板输送机由中部机头推向煤壁并推直，割通机尾，返空刀扫向中部，完成一个循环。附图4：

25、采煤机进刀方式示意图三、 工作面正规循环生产能力 工作面正规循环生产能力的计算： W=LSHRC=181.56×0.6×1.7×1.39×95%=244.54t式中W工作面正规循环生产能力， 吨； L工作面长度，米； S工作面循环进尺，米； H工作面设计采高，米； R煤的实体密度，吨/立方米 C工作面采出率，%。 第三节 顶板管理及支护根据1200工作面矿压观测资料，预计本工作面老顶初次来压步距为30m，老顶周期来压步距为15m，工作面超前支护30m。工作面布置117架中间架，4架过渡架，端头架2架。最大控顶距为4.845m，最小控顶距为4.245m，端

26、面距为340mm。一、工作面支护 1、工作面割煤后采用追机移架的方式对顶板进行及时支护，顶板破碎时，要带压移架。 2、工作面支护时要先降架、移架，然后升架。 3、移架步距为0.6m。二、端头支护1、 材巷端头使用2架端头支架支护，运巷使用“四对八梁”进行端头支护。 2、回采过程中，必须根据该面的生产实践及两端头及出口的实际情况，确保此范围内的巷道高度不小于1.8m。三、两巷超前支护 1、超前支护距离：材、运两巷超前支护距离从工作面煤壁起：两巷超前支护距离不小于30m，但两巷受采动影响矿压现显明显时超前支护长度必须随之加长。 2、超前支护形式：1203运输巷超前支护采用DZ28型或DZ31.5型

27、单体支柱配合3.6m长的型梁成“一梁四柱”超前支护，平行于巷道走向布置，每架柱间距为900mm，梁前、后悬臂各为450mm，超前支护长度不小于30m。 1203材料巷超前支护采用DZ28、DZ31.5型单体支柱配合3.6m长的型梁成“一梁三柱”棚式支护，棚间距800mm，梁两侧支柱距梁头200mm，梁两头及梁中间各支设一排支柱，超前支护长度不小于30m。四、工作面来压期间的顶板坚持支护质量监测和来压预测预报工作。初次来压前，必须制定初次放顶专项措施，按初次放顶专项措施严格执行。液压支架必须达到初撑力，正确使用好伸缩前梁，护严护实顶板。保证支架状态完好，支架要平、直、齐，防止面前漏顶。加强两顺槽

28、的支护管理，所有超前支架必须达到初撑力要求，对失效的油缸及时更换，防止端头冒顶事故发生。来压时要组织快速推进。第四节 沿空留巷设计对1203工作面运输巷进行沿空留巷。一、沿空留巷支护方式 1、在工作面机头顶板铺设0.8×3.5m的经纬网，采用20×2000mm的螺纹钢锚杆配合3.0m长的钢筋托梁(中间预留四个间距为900mm的穿锚杆孔)和铁饼压网维护，排距600mm，巷道侧第一根锚杆距离巷道角锚杆300mm，采煤机循环一次工作面机头施工一排锚杆（先放1卷K2355型锚固剂，再放1卷Z2355型锚固剂，锚杆设计锚固力不小于150KN)，并挂经纬网，长边搭接100mm，短边与原

29、巷道钢塑网搭接200mm，用600mm长的14#铅丝双股对折成双排扣联网，联网间距不大于200mm，扭结圈数不少于2-3圈。 2、机头施工锚杆、挂网完成后，拉移过渡支架，在过渡支架尾部距采空侧1000mm范围使用180×1700mm的圆木配合500×200×50mm的柱帽打戴帽点柱，间距600mm。在支架尾部使用DZ20型单体液压支柱配合2600mm的型梁构成“一梁三柱”平行于巷道走向支护，柱距800mm，梁间距800mm。 3、在采空侧和充填墙体间使用DZ18型或DZ20型单体液压支柱配合2600mm的型梁成两架“一梁三柱”平行于巷道走向迈步支护，梁间距根据实际

30、情况进行调整。 4、机头过渡支架尾部支设柔模空间达到2.6m时，在距运输巷落山帮4200mm支设规格为长×宽×高=1800×2000×1700mm的柔模（如实际情况出现变化时，需改变支护方式，局时出专项措施）。 5、支设柔模时，用14#铅丝穿过柔模顶部四周吊挂孔与顶网连接，孔间距为500mm，使用20mm×2200mm的钢筋棍穿过柔模顶部两侧的吊挂孔、采空侧、留巷侧使用DZ20型单体液压支柱戴帽压住钢筋棍，钢筋棍不回收。 6、在柔模中部预留的六个直孔内分别穿两根20mm对拉锚杆，拉筋长度2100mm，对拉锚杆水平间距为600mm，垂直间距为70

31、0mm，在对拉锚杆的两侧使用螺帽配合200×200×5mm的铁板固定并紧固，紧固后保证柔模的填充宽度为2000mm，对拉锚杆及铁板不回收。 7、用规格为长×宽=2000×1000mm钢筋网片按照柔模的规格围起，在空间外侧靠近钢筋网片间隔0.5m支设一根戴帽单体支柱，单体支柱和钢筋网片在距工作面煤壁8-10m时由里向外依次进行回收。 8、在支架尾部与柔模之间使用风筒布挂设挡风帘，风帘必须吊挂严密严整，随过渡支架的前移逐步前移挡风帘。 9、在柔模上距顶板400mm预留一个250mm的抽放孔，在抽放孔内预埋一根200mm的抽放管抽采空区的瓦斯，每6m布置一根抽

32、放管。 10、沿空留巷顶板支护由1203运输巷尾端开始，采用DZ28或DZ31.5型单体液压支柱配合3600mm的型梁构成“一梁三柱”棚式支护，棚间距2000mm，梁两侧单体液压支柱距梁端头200mm，梁中间支设一根单体支柱。 11、沿空留巷内柔模与顶板、柔模与柔模之间有缝隙时，使用砂浆进行充填密闭，再使用快速密闭材料喷射，保证不泄露瓦斯。 12、充填方式运用远距离泵送混凝土充填技术，通过管路将混凝土膏体充填材料送到沿空留巷内的柔模内，凝固后形成一道混凝土充填墙体，以增强留巷地段的支护强度。二、混凝土充填1、柔模规格：长×宽×高=1800×2000×17

33、00mm，支设柔模前，把浮煤清理干净，混凝土墙必须打在实底上，预留巷道宽度为4200mm，混凝土墙宽为2000mm。 2、混凝土的配比要求：胶凝材料340kg/m³以上并加入适量优质粉煤灰，砂率50-55%，最大料粒25mm，坍落度16-23cm。水灰比为3:5（体积比）。充填体材料强度指标:时间4h24h3d7d28d强度(MPa)0.771218284、支设柔模前，检查柔模预留浇注口位置，检查柔模浇注口缝制是否正确，一切正常后方可挂设柔模。5、混凝土充填时必须将柔模袋充填饱满，充填时必须使支护的混凝土与巷道顶板接顶严密。6、柔模充填好后，管路里剩余的混凝土要打到采空区内，严禁打入

34、巷道内，确保巷道的卫生。7、向柔模内充填混凝土时，开泵司机与支设柔模人员要使用电话或对讲机联系，根据柔模内的充填情况，及时开停注浆泵，以确保柔模接顶严密，防止撑坏柔模。8、在顶板淋水处支设柔模时，先在柔模顶部铺设防水油布，防止淋水进入柔模内，降低混凝土强度。9、如发生堵管现象时，必须由班长统一指挥进行处理。三、泵送混凝土流程1、充填设备：混凝土充填泵使用HBMG30/21-110S煤矿用混凝土泵(最大输送距离1000m、实际输送量25m³/h、电机功率110KW)，一趟充填管路，管径为125mm。2、泵送混凝土：先泵送水直至管路末端出水为止，后泵送约0.5m³的砂浆，再快速

35、搅拌均匀混凝土，混凝土泵送完毕后再泵送约0.3m³的砂浆。3、清洗管道：上完混凝土料后，在泵的出料口将管接头拆除，倒出锥管中混凝土，从椎管内塞入两个已浸泡好的海绵柱及一个清洗活塞，将锥管重新装好，扣好管夹，料斗装满水并保证与水源相接，用水将管道内的混凝土沿管道推至柔模内，同时巡查管路人员要跟随混凝土往前走，检查混凝土在输送管内的情况并及时反馈,以备处理，柔模充填满后，拆除软管与柔模的连接，继续开泵，直到海棉塞、清洗活塞从前端冒出，继续泵送水，后续的混凝土残渣流出直到没有。第五节 煤质管理1、工作面过断层时，要制定专项措施，确保煤质符合有关要求；2、加强对杂物的管理，严禁棉纱、铁轨、木

36、板、皮带等各种杂物进入煤流，采煤机割到两端头前必须提前清理干净杂物；3、对工作面涌水量较大时，采取综合措施，确保煤流水分不超限；4、工作面要严格控制采高，不留顶底煤，不超高开采，尽量减少出矸量；5、及时移架、护帮，杜绝工作面漏矸、冒顶。第四章 工作面设备选型与设备布置第一节 工作面设备选型及技术特征一、液压支架 1、根据工作面的顶板及现有设备情况，选用117架中间架，4架过渡架和2架端头支架支护顶板。 2、支架选型计算： 、支架选型计算：根据经验公式，支架应达到的支护强度为：P=8M 式中：P考虑老顶来压时的支护强度M采高，M=1.7m，根据煤层厚度、综采液压支架高度、采煤机两侧滚筒的直径总和

37、确定。上覆岩层平均容重 取=2.05t/m3P=8×1.7×2.0527.88t/m2=0.2788MPa而中间架支护强度为0.8MPa，过渡架支护强度为0.8MPa。显然P<P架 ，故能满足支护要求。P架支架支护强度。、支架底板比压验算:工作面底板比压值P128MPa，支架底座箱对底板比压P2=1.41.63MPa，即P1P2。 故所选ZY4800/10/24D型中间架及ZYG4800/12/28D型过渡架能够满足顶底板管理的需要。二、液压支架及机电设备特征表序号名称型号数量单位备注1双滚筒采煤机MG2×125/580-WD1台每摇臂上两电机，每电机125

38、KW。装机总功率580KW2刮板输送机SGZ-764/4001台中双链，中部槽宽764mm，电机功率400KW3刮板转载机SZZ-764/2001台中双链，中部槽宽764mm，电机功率200KW4皮带运输机DSJ100/80/2×1601台输送带宽度1m，运输能力800吨/小时，电机功率2×160KW5破碎机PLM10001台功率100KW6中间支架ZY4800/10/24D117架工作阻力4800KN,支护高度最低1m最高2.4m.7过渡支架ZYG4800/12/28D4架8端头支架ZTZ16000/19/351组9乳化液泵站BRW200/31.51套两泵两箱. 公称流量

39、200L/min,公称压力31.5MPa10喷雾泵站BPW315/6.31套公称流量315L/min,公称压力6.3MPa11矿用隔爆兼本质安全型组合开关QJZ2000/11402台总电流2000A，额定电压1140V。12矿用隔爆型移动变电站KBSGZY-1000/62台容量为1000KV A，高压侧电压 为6KV.13软启动器QJR3-400/1140.6603台额定电压：660V/1140V ，额定电流：400A 。第二节 设备布置一、工作面支架布置工作面液压支架垂直于工作面布置，工作面共布置121支架，中心距为1.5m。二、工作面设备 工作面运输机铺设总长度为182m，工作面采用MG2

40、×125/580-WD型采煤机割煤、一部SGZ-764/400型刮板输送机运煤。三、运输巷设备布置 从煤壁起朝推进方向依次为桥式转载机、破碎机、皮带运输机。四、材料巷设备布置在材料巷距工作面50米处布置在设备列车，按工作面推进方向，由里向外设备顺序为：清水箱、喷雾泵两台、乳化液箱、进水过滤站、回液过滤站、自动反冲洗反冲液回收高压过滤站、乳化液泵两台、自行移动卡规车两台、工具箱、主液控操作台、开关、信号照明综保、八路真空开关、移变两台、电缆车。设备列车随着工作面的推进，由自移装置向外逐渐移动。附图5：1203工作面设备布置图、列车配置方案表附图6：1203工作面及两巷超前支护布置图第五

41、章 工作面生产系统第一节 运输系统一、煤（矸）运输系统 煤（矸）1203工作面刮板机1203运输巷转载机1203运输巷皮带机一采区皮带大巷煤仓主斜井皮带地面二、辅助运输系统 材料运输路线：地面材料斜井井底车场一采轨道大巷1203材巷1203工作面行人路线：行人斜井一采区轨道巷1203材巷（1203运巷）1203工作面附图7：1203工作面生产系统示意图第二节 供水系统 地面水靠静压力送往井下，在材、运两巷各铺设一趟静压水管。用水地点为工作面材、运两巷内的降尘水幕、冲洗煤尘、各转载点喷雾洒水、隔爆水袋充水、乳化液泵站及采煤机内外喷雾等。材料巷铺设的3寸管路供材巷的洒水喷雾、乳化液泵站及采煤机用水

42、，运巷内铺设的3寸管供运巷的洒水喷雾，静压供水必须满足各个地点用水要求，供水管路要吊挂整齐，不得影响行人和运输，管路要经常检修，防止跑冒滴漏，保证喷雾位置和方向符合要求，喷头齐全完好，在1203材、运两巷供水管路每隔50m安装一个三通阀门，供接洒水管使用。路线如下：地面供水池材料斜井井底车场一采轨道巷1203材巷（1203运巷）1203工作面第三节 排水系统 在1203材、运两巷各布置一趟排水管，在低洼处根据实际情况布置水仓（水窝），使用7.5kw排水泵（要有备用水泵），必要时配备泥浆泵，排水能力大于工作面涌水量，水泵随工作面的推进前移或拆除。路线如下：两巷水仓（水窝）1203运巷（1203材

43、巷）一采轨道大巷水沟中央水仓地面。第四节 供液系统1203工作面供液采用地面乳化液泵站通过集中供液管将乳化液管送到1203材料巷乳化液泵站。1203材料巷内设备列车上布置有乳化液泵站。供液路线如下：1203材料巷乳化液泵站高压胶管工作面及两巷用液点回液管乳化液泵箱附图8：1203工作面供、排水系统图第六章 工作面一通三防第一节 通风系统一、通风系统 工作面采用两进一回的“Y”型通风方式：地面新鲜风流主副斜井井底车场一采轨道巷 1203运巷 1203材巷 留巷1203专用回风巷总回风大巷回风斜井地面 二、风量计算 根据煤矿安全规程和汾西矿业集团公司“一通三防”管理实施细则中的相关规定进行本工作面

44、的风量计算。1、按回采工作面同时作业的最多人数需要的风量进行计算；Q采=4N = 4 ×60=240 m3/min式中：4每人应供给的最小风量，m3/min； N工作面交接班时最多人数，取N=60；2、因我矿井为高瓦斯矿井，则按照工作面的瓦斯绝对涌出量计算所需的风量：（1）、 Q采=200×q瓦×K备 (m3/min) =200×9.85×（1-50）×1.11 =1093.35m3/min 式中：Q采回采工作面总的配风量，m3/min； q瓦工作面回风巷风流中最大瓦斯绝对涌出量（根据1200回采工作面正常生产实测所得数据及1204工

45、作面瓦斯涌出量预测）,取9.85m3/min，1203工作面抽采率取50；K备工作面瓦斯涌出不均衡备用风量系数，取1.11。(根据1200回采工作面正常生产情况，日最大涌出量为8.7m³/min，月平均日绝对瓦斯涌出为7.82m³/min)；200按采煤工作面回风流中瓦斯浓度不应超过0.5的换算系数。3、按工作面气象条件计算，则1203综采工作面总风量为：Q采=60×V采×S采×K采高×K采面长×70 =60×1.0×5.408×1.0×1.3×70=295.3m3/min式

46、中： Q采本工作面所需风量，m3/minV采采煤工作面进风流温度在20以下时，风速取1.0m/s S采工作面平均有效断面积，取5.408m2 K采面长工作面的长度风量系数，（当工作面长度180m时，风量系数取1.3） K采高采煤工作面长度调整系数，查表得值1.0 70有效通风断面系数4、按三级煤矿许用炸药使用量计算（根据AQ1056-2008煤矿用风能力核定标准） Q采10Ac 式中：Q采回采工作面需要风量，m3/min； Ac回采工作面一次爆炸所用的最大炸药量，取6.0kg; 10每千克三级煤矿许用炸药需风量，m3/min·kg; 将以上数据及工作面每次爆破所用炸药量带入上式计算得

47、Q采=60m3/min5、 按CO2涌出量计算 Q采=100×qCO2×KCO2 Q采=100×0.52×1.0=52m3/min 式中：qCO2采煤工作面回风巷风流中最大绝对二氧化碳涌出量（根据相邻1200工作面正常生产时测定数据计算），取0.52m3/min； KCO2二氧化碳涌出不均衡备用系数，正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对二氧化碳涌出量和月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值，取1.0； 100回风流种二氧化碳的浓度不能超过1.0的换算系数 取上述1-5条件计算的最大值做为采煤工作面的实际需要风量。6、运输巷辅助进风量计算如下： 60

48、15;S运×V风速Q材Q采/3 60×9.2×0.25Q运1093.35/3 138Q运364.45式中:Q材 运输巷辅助进风风量 S材运输巷道净断面积9.2m2 V风速根据安全规程和山西焦煤通风2012274号文件规定，“Y”型通风系统存在主进风巷、辅助进风巷风量分配，原则上按照辅助进风巷风量满足煤矿安全规程中风速要求，且风量不超过主进风巷的1/3进行配风。7、按风速进行验算： 验算最小风量Q采60×0.25×Smax=86.48m3/min Smax =1.7×4.845×70； 验算最大风量Q采60×4

49、15;S min=1212.37m3/min Smin=1.7×4.245×70； 则工作面风速 V=Q采/S其中 Q采工作面风量，取1039.35m3/minS巷道平均断面积，取5.7417m2。V=Q/S=1039.35/5.7417=181.01m3/min=3.01m/s即0.25 m/s3.01m/s4m/s由计算结果可知，选择工作面最大风速为3.01m/s时符合煤矿安全规程中关于风速的有关规定。根据计算，材料巷选取配风量为300m3min，工作面风量可计算出回风巷回风量为：Q回Q采+ Q运1039.35+3001339.35m3min根据以上计算故确定工作面采用

50、 “Y”型通风时工作面的配风量为1339.35m3/min。说明：、在生产过程中通风区必须定期检查工作面气体涌出情况，若出现异常，则根据实际情况制定措施合理调整工作面风量；、工作面必须以风定产，若生产过程中瓦斯涌出量增大，应相应减少煤机截割速度，降低工作面产量；两顺槽受压力影响，断面缩小，造成风速超限时，应相应降低工作面产量及风量。三、通风设施1、调节风门：在1203工作面运输巷口安设两道调节正反风门质量符合要求，严禁同时打开两道风门。运输巷风量控制在300 m3min左右，材料巷风量控制在1039.35m3min，总风量控制在1339.35m3min左右。附图9：1203工作面通风系统示意图

51、第二节 监测监控工作面必须安设瓦斯监测监控、一氧化碳等系统和断电装置，各种探头的设置应符合煤矿安全规程规定要求。瓦斯监测、监控仪器仪表布置1、在工作面机尾111#、101#、91#支架下方各布置一台瓦斯传感器。2、在工作面沿空留巷内距切顶线10m范围内布置一台瓦斯传感器。3、在工作面上隅角布置一台瓦斯传感器。4、在采煤机机身中部，安设一台机载式甲烷检测报警仪，以便随时测定工作面气体情况，发现超限及时停机处理，并汇报矿调度及有关领导。5、在留巷距1203专用回风巷口10-15m范围内布置一台瓦斯传感器。6、瓦斯传感器的报警浓度为0.8，断电浓度为0.8,复电浓度0.8。7、瓦斯传感器应垂直悬挂在

52、距离顶板不大于300mm，距离煤壁不小于200mm。不影响行人运料，不被淋水。8、工作面及回风巷瓦斯传感器的断电范围为：工作面及其回风巷中全部非本质安全型电气设备。一氧化碳传感器的设置1、 在工作面机头上隅角处、在留巷距1203专用回风巷口10-15m范围内、皮带输送机下风侧10m-15m处各布置一台一氧化碳传感器。报警浓度为0.0024。2、一氧化碳传感器应垂直悬挂，距顶板(顶梁)不得大于300mm，距离煤壁不得小于200mm，并应安装维护方便，不影响行人和行车。烟雾传感器的设置带式输送机滚筒下风侧10m-15m处应设置烟雾传感器。温度传感器的设置在留巷距1203专用回风巷口10-15m范围

53、内布置一台温度传感器、 在工作面下隅角布置一台温度传感器。温度传感器应垂直悬挂，距顶板(顶梁)不得大于300mm，距巷壁不得小于200mm，并应安装维护方便，不影响行人和行车。报警浓度为26。第三节 防治瓦斯1、工作面设瓦检员巡回检查，每班至少三次。2、瓦斯传感器的断电范围为：工作面内全部非本质安全型电气设备。3、一班三检结果必须认真及时汇报，填写在瓦斯牌板上并签字。4、当班带班长、跟班队长，必须携带便携仪上岗。5、传感器每隔10天校正一次，装置在井下连续运转612个月，必须出井检修，入井的检测装置在地面运行48h，合格后方可入井。6、当瓦斯超限时或监控系统报警时，要按规定安排撤人，并及时查明原因，进行处理。第四节 防灭火1、在材、运两巷每隔50m设有三通阀门，给防尘水幕和各转载点供水。在距材回、运