一采区1216工作面作业规程.doc

一采区1216工作面作业规程第一章 概 况 第一节 工作面位置及井上下关系工作面名称1216工作面煤层名称山西组2号煤层采区名称一采区地表对应位置地表无对应的村庄或建筑物井下位置东1218备用工作面南以一采区东运输巷为界西采空区北保安煤柱地面标高1220-1330工作面标高818-880回采对地面设施影响地表处于森林覆盖区，无人居住，无建筑物，不会造成影响。第二节 煤层工作面煤层赋存稳定，全区可采，煤层厚度在1.31.7m之间，具体情况见表：煤层顺槽长（m）779m切眼长（m）182.5226.6m煤层结构简单煤层倾角（）0-12/6煤层平均厚度1.5m稳定性稳定储量切眼长度（m）182.5226.6m可采长度（m）684工业储量（t）338125可采面积（m2） 145448回采率（%）95%容重（tm-3）1.35可采储量（t） 279806煤质煤类焦煤平均灰分（%）16.22挥发分17.49平均水分（%）0.52粘结指数62附图1：巷道布置图第三节 煤层顶底板煤层顶底板情况表类别分项主要岩石厚度（m）岩 性顶板老顶细粒砂岩1.5 -2.11.8 深灰色。石英为主，长石次之，分选中等。泥质胶结。含少量白云母片。层面富含炭屑。直接顶粉砂岩2.8-3.23.0黑色，富含植物化石碎片。伪顶泥岩0.5-0.90.7灰黑色，富含植物化石碎片及炭屑。底板直接底泥岩1.0-1.41.2黑色，含炭屑及植物叶片化石。老底粉砂岩1.0-1.61.3黑灰色。含白云母碎片及植物化石碎片。附图2：地层综合柱状图第四节 地质构造工作面掘进过程中1216进风顺槽揭露正断层4个，1216辅助进风顺槽揭露正断层3个，1216运输顺槽揭露正断层1个，1216切眼揭露正断层2个。1216进风和辅助进风顺槽有一断层落差在3.5m，该断层位于保安煤柱区，对回采无影响；1216运输顺槽306m处断层落差约2m，对正常回采有一定影响；其余断层落差较小，对工作面回采影响不大。第五节 水文地质工作面水文地质条件相对简单，涌水方式以顶板淋水为主。顺槽掘进时，巷道内局部地区出现顶板淋水现象，在回采时要注意观测工作面内水文地质条件变化情况，并加强对巷道内顶底板淋水的处理。工作面1216进风和辅助进风顺槽掘进时揭露一陷落柱，陷落柱边缘区域顶板淋水较大，回采时要注意加强陷落柱区域涌水情况观测，并做好顶板支护管理。由于工作面属于奥灰水承压开采区，2#煤层最大突水系数为0.032 MPa/m，小于临界突水系数（0.06MPa/m），因此奥陶系灰岩岩溶水对井田内2#煤层突水的可能性小。但由于巷道掘进时如揭露断层较多，且工作面西北方有一陷落柱，断层带及陷落柱等地质构造区域内岩石较碎，易成为奥灰水导水通道，可能造成奥灰突水，在回采时需加强地质构造区域涌水情况观测。第六节 影响回采时的其它地质情况预计工作面绝对瓦斯涌出量 m3/min12.62煤的自燃倾向性不易自燃煤尘爆炸性有地温危害无第二章 采煤方法及回采工艺第一节 巷道布置工作面采用走向长壁布置，顺槽、切眼全部沿煤层掘进，全部采用矩形锚网索支护，巷道断面净高2.5m，净宽4.0m，第二节 采煤方法一、采煤方法 1、采用走向长壁式布置工作面，一次采全高，采煤机割煤。工作面呈后退式开采，全部垮落法管理顶板。 2、根据顺槽揭露的情况显示，本工作面的煤层厚度为1.3-1.7m，平均煤厚1.5m，回采时不得任意留设顶、底煤。二、破、装、运煤方式的选择工作面破煤和装煤采用MG200/468-WD电牵引采煤机，切眼采用SGZ-630/400刮板输送机、运输顺槽安装一部SZB-730/75型转载机、一部DSJ-80/275型胶带输送机、作为运输设备。三、进刀方式 采煤机采用端部斜切进刀双向割煤，斜切进刀段长度为35m，进刀深度0.6m，具体工艺如下：1、采煤机初始开采时煤机位于机头（或机尾）处，工作面刮板输送机机头（或机尾）25m范围内处于弯曲状，煤壁呈直线状（见图a）；2、开动采煤机端部斜切进刀，直至进刀长度达35m后，使得采煤机前后滚筒完全进入煤壁即达到正常截深后停止截割（见图b）；3、调换前后滚筒上下位置推移刮板输送机至平直状态，而后返刀割通三角煤（见图c）；4、调换前后滚筒上下位置，采煤机空机返回，进入正常割煤状态，之后从端头逐节推移刮板输送机并拉架，追机距离控制在1015m的范围内（见图d）。附图3：端头斜切进刀示意图第三节 采煤工艺一、工作面回采工艺流程采煤机自下端头斜切进刀后-下行割三角煤上行割煤运煤拉架推溜清煤-上端头斜切进刀上行割三角煤下行割煤运煤拉架推溜清煤下端头斜切进刀二、各工序施工工艺1、割煤采用MG200/468-WD电牵引采煤机割煤，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤。2、运煤工作面选用SGZ-630/400型刮板输送机运煤，运输顺槽采用一部DSJ-80/275型胶带输送机、一部SZB-730/75型转载机运煤，经1216运输顺槽、一采区东运输巷、一采区北运输巷到井底煤仓，最后经主皮带外运。3、拉架拉架采用本架操作法（特殊情况下可采用邻架操作顺序移架），即移架工站在待移支架的前后立柱之间通过搬动操纵阀组的控制手柄进行移架。在距采煤机后滚筒10m往外的地方开始降架拉架，保证支架接顶严实，顶板不平时要调整千斤顶。拉架支护必须符合下列要求：工作面支架初撑力不低于规定值（2849KN）的80%，即2279KN（22MPa）。移过的支架必须成直线，每50m拉线偏差不超过50mm，架间中心距1.5m，其偏差不得超过100mm。工作面拉线时，不必从机头拉到机尾，只在需要拉线的地方进行拉线，完成后及时撤除。支架要垂直于顶底板，不歪斜（Q，所以所选支架支护强度满足顶板压力的要求。第三节 工作面及顺槽顶板控制一、工作面支护1、工作面支架的布置及其规格工作面液压支架从机头向机尾方向统一编号，支架中心距1.5m。2、工作面控顶距及移架步距中间架：最小控顶距：3832mm，最大控顶距：4432mm，移架步距：600mm。端头过渡架：最小控顶距：4010mm，最大控顶距：4910mm，移架步距：600mm。3、机头、机尾架位置工作面安装支架时机头、机尾各安装4架ZZ3000-13.5/27型支架。二、端头支护及顺槽超前支护1、在工作面上下两端头分别距支架架边0.10.3m处布置一对单体支柱配型钢梁的支护，然后根据现场实际情况按照0.8m的间距加设型梁，迈步梁间距0.2m，同步梁间距0.8m布置端头支护。两钢梁呈交错迈步式，滞后梁的梁端头要同支架切顶线平齐，每推进两个循环滞后梁迈步前移一次，并要同顺槽的超前支护相接。每根超前梁下加设2根单体支柱，每根滞后梁下加设3根单体液压支柱，柱距0.8m。如因其它原因（如端头支架不能有效护顶或顺槽超宽）导致两端头每增宽1.0m加一对型钢梁，但要确保其中有两对梁之间宽度不小于0.8m的行人道。同时要在机尾端头支护迈步梁的后方采空侧（即支架的切顶处）加设一排单体支柱配木柱帽或铰接顶梁的切顶柱，柱距0.4m，木柱帽或铰接顶梁平行于顺槽加设，以利有效切顶,若顶板破碎或强制放顶时必须对切顶柱加设戗柱。若顶板破碎矸石较小时在切顶柱后方加设挡矸设施，防止矸石窜入端头支护内伤人，挡矸设施采取将木板用铁丝捆绑在单体液压支柱上或将铁丝网用铁丝同顶板铁丝网或钢带进行连接。端头支护范围内的所有单体支柱必须全部穿柱鞋。2、顺槽全部采用矩形锚网索支护，从工作面出口向外20m范围内必须保证支护完整无损，并要超前加强支护。支护时在巷道内加设单体液压支柱配铰接梁沿顺槽方向平行布置。1216进风顺槽和辅助进风顺槽（无炭柱绕巷）加设超前支护时分别距巷道两帮1.2m处加设两排单体液压支柱即可；1216运输顺槽加设超前支护时，在距工作面煤帮0.2m处加设一排（称为第一排）超前支护，再紧靠转载机（75#刮板输送机）加设第二排超前支护，然后在距另一帮0.2m处加设第三排超前支护，第一排与第二排超前支护之间形成输送机道，第二排与第三排超前支护之间形成安全行人道；顺槽的超前支柱在加设好以后再统一用防倒链将单体支柱同铰接顶梁连接，同时顺槽超前支护范围内的所有单体支柱必须全部穿柱鞋。每班要对超前支护范围内的所有单体支柱进行检测，且现场有检测工具，并有记录台账。当工作面推进过程中遇顺槽架设棚架支护时，只需在原工字钢梁下方加设3根单体液压支柱即可，不需加设铰接顶梁，待推进过棚架支护地段时，立即按照上述标准进行加设。3、工作面上、下三角煤体松软破碎时，应架三角斜跨棚管理顶板，梁子用0.2m3.2m的圆木，一端搭在支架架头上，搭接长度不小于0.2m，另一端用单体液压支柱做支腿形成挑棚。4、超前支护做到“两拴、三齐、一达标”的规定要求。两拴：即用防倒链拴梁拴柱；三齐：即支柱支设整齐、电缆悬挂整齐、管线吊挂整齐；一达标：即支柱初撑力达标（不小于90KN）。三、超前支护强度计算超前支护管理工作面超前支护均采用单体支柱配1.2m长的铰接顶梁进行支护，柱距1.2m。运输顺槽（十七顺槽）为三排，其余两条顺槽全部为两排。根据“超前支护强度加上原支护形式支护强度在回采期间对巷道的残余支护强度必须大于巷道回采期间围岩对巷道的顶压”的验算。超前支护强度至少应当平衡直接顶岩重。即 PtPn =（MyRyMmRm）LWK式中： Pt巷道原支护及超前支护对顶板的支护强度，T； Pn单位棚距所需支护的顶板强度，T； My直接顶厚度，取3.2m； Ry直接顶容重，取2.5T/m3； Mm煤层厚度，取1.5m； Rm煤层容重，取1.35T/m3； L顺槽断面宽度，13、14、15、16顺槽均为4.0m； W单位铰接顶梁支护宽度，1.2m；K动压系数，即来压期间与正常回采期间顶板给予巷道的压力比值，一般为1.21.4，取1.4。进风顺槽（十五顺槽）：Pn1=（3.22.5+1.91.35）4.01.21.4=71辅助进风顺槽（十六顺槽）：Pn2=（3.22.5+1.91.35）4.01.21.4=71运输顺槽（十七顺槽）：Pn3=（3.22.5+1.91.35）4.01.21.4=71由于高强度螺纹钢锚杆的锚固力为10T，其有效系数为0.7，进风顺槽（十五顺槽）、辅助进风顺槽（十六顺槽）、运输顺槽（十七顺槽）顶板布置6根锚杆，每3.2m布置2根锚索，锚索锚固力为30T，单体支柱工作阻力为25T，得：Pt1=6100.7+252+302/2=122TPt2=6100.7+252+302/2=122TPt3=6100.7+253+302/2=147T因此Pt1Pn1、Pt2Pn2、Pt3Pn3，所以运输顺槽（十七顺槽）的20m长三排单体液压支柱配铰接顶梁支护和进风顺槽（十五顺槽）、辅助进风顺槽（十六顺槽）的20m长两排单体液压支柱配铰接顶梁支护都能够满足要求。四、安全出口管理规定1、工作面上、下顺槽距切眼20m范围内必须加强支护。保证巷道安全出口高度不得低于1.8m，并有不小于0.8m宽的人行道。2、安全出口必须设专人进行维护。超前支护范围内支柱完整无缺，无断梁折柱、无浮煤、无积水、无杂物、无废料堆积，保证足够的通风、行人及运输断面。3、人员进出工作面必须走安全出口，需跨越刮板机时必须从过桥或盖板通过。附图4：工作面支护布置图第四节 沿空留巷一、沿空留巷工程量及提前准备工作1、从1216工作面回采起开始实施沿空留巷，沿空留巷长度约684m。2、对顺槽与联络巷的丁字口处顶板采用锚索加固，从顺槽丁字口向联络巷增加两排锚索即4根。附图5：联络巷丁字口处支护示意图二、沿空留巷设计1、沿空留巷时充填体位置选择在机尾采空侧第1、2个支架后方。充填体高度同巷道高度一致，充填体宽度2.0m，放置在采空侧1.5m、顺槽内0.5m，充填后巷道净宽为3.5m。2、沿空留巷一次充填长度为3m（可根据工作面推进进度进行调整，但最长不得超过5.0m），当工作面支架最后方至已充填垛的距离达到7.2m时必须先停止工作面的推进，待充填垛充填至与迈步梁相接时方可继续推进。附图6：充填体与巷道平面位置示意图3、为保证充填体充填期间顶板的控制及作业人员的安全，在支架后方与充填体之间加设四对单体液压支柱配2.6m的型钢梁支护，四对八梁每对成交错迈步式布置，同步梁间距1.0m，滞后梁平均加设3根单体支柱，超前梁加设2根单体支柱，每对梁中两梁错距1.2m、间距0.2m，工作面每推进两个循环两梁交替前移一次。在充填体与采空侧加设2排单体液压支柱配1.2m的铰接顶梁支护，加设长度不小于6m，排距0.6m，与采空相邻的一排单体液压支柱还要加打倾斜于采空侧的戗柱；若充填体距离支架后方较近加设型钢梁困难时，可采用单体支柱配铰接顶梁进行支护，柱距为1.2m，排距为1.0m，铰接顶梁之间必须进行铰接。在迈步梁靠采空侧加设一排单体液压支柱配铰接顶梁，柱距0.6m，同时还必须在切顶柱后方加设挡矸设施，防止矸石窜入人员操作空间内伤人，挡矸设施采取将木板用铁丝捆绑在单体液压支柱上或将铁丝网用铁丝同顶板铁丝网或钢带进行连接。另外要求所有的单体液压支柱加好后还要加设防倒链，以防倒柱。4、考虑到沿空留巷期间施工点位于采空侧且瓦斯含量较高的实际，在实施沿空留巷期间每隔1050m（该间隔距离在留设时可根据实际生产过程中的瓦斯浓度适当调整）留设一个宽为0.7m的通风孔（高度与巷高一致），第一个通风孔留设在第2#充填体和第3#充填体之间，待下一个通风孔利用后再将前一个通风孔充填封堵。为防止通风孔靠采空侧口被垮落下的矸石堵塞，在留设通风孔后回柱前应对其加靠铁丝网并铺设木板。5、沿空留巷时巷旁充填采用中国矿业大学研制的ZKD型高水速凝充填材料。该材料由甲料、乙料、加甲料、加乙料四种组分构成，甲料、乙料按1:1配比使用，每5袋甲料配1袋加甲料，每5袋乙料配1袋加乙料。其中甲料是以硫铝酸盐水泥熟料为基材，与悬浮剂及少量超缓凝剂混磨而成，乙料是由石灰、石膏、悬浮剂和复合速凝早强剂等混磨而成。要求甲料和乙料两部分必须等液进浆，混合均匀，其强度才能达到最大。ZKD型高水速凝充填材料性能可根据具体条件进行配制与调整。根据该工作面上覆岩层结构特点及井下施工条件，选用袋装净浆材料，水灰比确定为1.5：1进行充填。6、沿空留巷期间所需材料及设备见下表：材料及设备名称规格型号数量单位备 注煤矿用双液注浆泵2ZBSB81.1/6222台搅拌桶JB10004个螺纹钢对拉锚杆20、L2150550支并配套12012010mm的托盘及螺母。钢筋网30001300/20001300920/100张钢筋梯子梁L=2.0m1850根用14mm圆钢焊制，并留设中心间距为700mm的锚杆孔三个。单体液压支柱DZ2800/ DZ31501200根型梁2.6m30根铰接梁DJB12001200根充填袋高宽长：250020003000遇特殊地质构造带时根据现场情况专门制作7、施工充填体时螺纹钢锚杆的间排距为0.70.8m，每排穿设3根20mm、L2150mm的螺纹钢锚杆，同时螺纹钢锚杆两头的托盘要平行于巷道顶底板放置，不得成倾斜状。周围钢筋网的搭接长度不小于0.1m，每0.2m用14#铁丝连接一道，并在支模后浇注前紧贴钢筋网的外围打设单体液压支柱，柱距0.6m。若遇顶板不平或因发生漏顶事故而难以接顶时可将提前备好的铁丝网裁成适当的大小，再按前述要求用铁丝将其连接并同顶板钢带或顶网连接，之后再行充填。但不论何种情况，充填袋必须返边下垂。附图7：充填体螺纹钢加设示意图8、作业期间所需的工器具见下表：工器具名称数 量单 位备 注防尘口罩10个所有作业人员都配胶皮手套10付人手一付卷 尺2个5m小卷尺管 钳2把扳 手根据实际配备第五节 矿压监测一、监测仪表的设置工作面支架每10架安装一组支架压力表，在后立柱两油缸之间固定一个铁架用于悬挂支架压力表，共安装17组支架压力表，以监测支架的初撑力和工作阻力。二、观测内容：工作面切眼支架支撑力、顺槽顶板离层量、顶底板相对移近量、两帮相对移近量、沿空留巷巷道顶底板相对移近量和两帮相对移近量二、测点的选取与观测方法（1）工作面支架采用人工观察的方式，每循环检查一次，并将真实的显示数据进行观察记录。记录数据必须及时上报至矿地测科。（2）顺槽顺槽顶板离层量、顶底板相对移近量、两帮相对移近量必须每旬观测一次，并有观察记录，具体由地测科矿压管理员进行。（3）当压力表读数明显增大，表明处于来压期间，应加强观察与记录。三、管理规定1、监测仪表应妥善保管，任何人不得随意拆卸损坏。2、保证压力表的完好，对测量数据不准的压力表应及时更换。3、对所测取数据应及时进行分析、处理，以便及时提出切实有效的措施指导生产。具体按照新源煤矿矿压监测管理条例内容执行。第四章 生产系统第一节 运输系统一、运煤系统1、运煤路线:工作面1216运输顺槽溜煤眼一采区东运输巷一采区北运输巷煤仓主斜井地面运煤设备型 号运输能力台数安装位置刮 板 机SGZ-630/400600T/h1工作面（大切眼）刮 板 机SGZ-630/200600T/h1工作面（小切眼）转 载 机SZB-730/75630T/h11216运输顺槽皮 带 机DSJ-80/275630T/h11216运输顺槽2、运输设备型号、运输能力、台数、安装位置:3、运煤系统安全技术规定（1）运煤系统各巷道要加强顶帮维护，压力大的地段必需及时加强维护，运输范围内撒落的煤要及时清理，以保持良好的生产环境及安全环境。（2）机电检修工、运输设备司机要经过专业技术培训，并持证上岗；司机开车时要集中注意力，发现问题要及时停车，确保设备安全运转。（3）及时检修机电设备，保持设备完好。皮带机、刮板机保护装置要齐全，皮带机上、下托辊运转正常，托辊齐全；刮板机刮板、螺栓齐全紧固。（4）防尘管路要齐全，各转载点必须有喷雾装置，并能形成雾状，做到开机开水，停机停水。（5）工作面及运煤系统内的照明、通讯信号装置齐全。（6）严禁人员乘坐皮带机、刮板机。（7）整个运输系统内的运输设备必需按下列顺序开停：开机须由外向里进行，停机须由里向外进行。（8）各部设备之间有合理的搭接长度和卸载高度。（9）运输设备司机若发现有木料、杂物或大块矸石等进入出煤系统时，必须及时停机将其取出，防止卡溜煤眼或损坏设备。（10）各部设备完好情况必须达到质量标准化要求。二、运料系统1、运料路线进料：地面副斜井一采区北辅助运输巷一采区东辅助运输巷1216运输顺槽（1216进风顺槽）工作面2、出料路线：反向进行附图8：运输系统图3、设备及运输方式工作面所需材料、设备等物资从地面经副斜井、一采区北辅助运输巷、一采区东辅助运输巷运送至1216运输顺槽车场，然后采用1216运输顺槽安装的55KW单轨无极绳绞车运送至1216运输顺槽各地点，或运送至一采区东辅助运输巷后经1216进风顺槽安装的55KW单轨无极绳绞车运送至各地点。4、绞车的固定及有关要求 生产过程中如需安设绞车时，只能采用打设地锚或混凝土浇筑的方法固定，地锚固定时锚杆长度不得小于1.5m，树脂锚固长度不得小于锚杆长度的0.6m。如待安绞车需采用混凝土浇筑或因安装地点底板松软需混凝土浇筑时，必须严格按照说明书中要求或实际所需来确定地脚螺栓的长度。绞车司机在初次开车时必须检查绞车的稳固性，确认安装牢固后方可开车。5、材料管理（1）工作面所需的各种材料必须按照规定，按时、按量运送到指定位置。（2）材料运送过程中，不得丢失、不得随意随地卸车，以免浪费。（3）工作面进回风巷各种材料必须堆放整齐，并有标志牌。（4）取料时应按顺序取料，取料后要将材料码放整齐。（5）工作面必须备用一定数量的备品、备件，各类备用材料必须分类存放，且有标志牌。工作面备品、备件的数量应满足工作面日常生产需要。6、上、下端头及工作面运料安全措施（1）运料前，必须先检查运料路线内的顶帮支护情况及巷道内的杂物和积水情况，发现问题及时处理，确保运料路线畅通。（2）运料时，前后运料人员至少要相隔5m ，二人以上共同运料时，要相互配合协调一致，防止运料时材料碰伤人。（3）装运材料的车辆，严禁超过车辆宽度，高度不得超过车辆高度300mm，且必须捆绑牢固。第二节 通 风一、工作面通风本工作面采用“三进一回”即1216进风顺槽、1216辅助进风顺槽、1216运输顺槽进风，1216回风顺槽回风的通风方式，1216运输顺槽进行沿空留巷。二、工作面瓦斯涌出量预计（一）开采煤层瓦斯含量根据河南理工大学对新源煤矿现开采2#煤层进行的煤层基础参数测定报告资料，工作面所处区域2#煤层的原始瓦斯含量平均为6.96m3/t。（二）本煤层瓦斯涌出量计算运用分源预测法对回采工作面瓦斯涌出量进行预测，回采工作面瓦斯涌出量用相对瓦斯涌出量表达。开采煤层瓦斯涌出量主要由工作面煤壁和采落煤块两部分组成，工作面生产能力按2700t/d计算。其计算公式为：q采= q1+q2式中：q采-回采工作面相对瓦斯涌出量，m3/t；q1 -开采层相对瓦斯涌出量，m3/t；q2 -邻近层相对瓦斯涌出量，m3/t；1.开采煤层（包括围岩）瓦斯涌出量 q1=k1k2k3（m0/m1）（w0-w1） 式中q1-开采煤层（包括围岩）相对瓦斯涌出量，m3/t；k1-围岩瓦斯涌出系数，对于陷落法顶板管理的工作面，取k1=1.3；k2-工作面丢煤瓦斯涌出系数，其值为工作面回采率的倒数，工作面设计回采率为95%，则k2=1.05；k3-准备巷道预排瓦斯对工作面煤体瓦斯涌出影响系数，采用长壁后退式回采时，系数k3按下式确定：（k3=0.86）k3=（L-2h）/LL-回采工作面长度m，取L=226m；h-巷道瓦斯预排等值宽度，m，按巷道平均暴露200天考虑，则焦煤取h=15.4m；m0-煤层厚度/m，2号煤m01.5m；m1-煤层采高，取m12m；W0-煤层原始瓦斯含量，m3/t，取W0=6.96m3/t；W1-煤的残存瓦斯含量，m3/t，取W1=2.14m3/t。计算得出：开采2#煤层工作面本煤层相对瓦斯涌出量：q1=4.24m3/t即绝对瓦斯涌出量为7.95m3/min。2.邻近层瓦斯涌出量计算：采动影响范围内主要有上邻近层1#煤和下邻近层3#煤。q上邻=mim1（W0i-W01）=0.95m3/t，即绝对瓦斯涌出量为1.78m3/min。q下邻=mim1（W0i-W01）=1.54m3/t，即绝对瓦斯涌出量为2.89m3/min。回采工作面邻近层绝对瓦斯涌出量为：q2= q邻上+q邻下 =4.67m3/min。3.工作面的绝对瓦斯涌出量为：q采= q1+q2=12.62m3/min根据以上计算综采工作面预计瓦斯涌出量为12.62m3/min。根据1216工作面瓦斯抽采设计预计瓦斯抽采率为46.6%，并结合1214综采工作面的抽采情况，抽采率基本能够达到预计值，则1216工作面经抽采后剩余的瓦斯量为6.74m3/min。风量分配采煤工作面的需要风量高瓦斯矿井按照瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算。根据煤矿安全规程规定，按回采工作面回风流中瓦斯（或二氧化碳）的浓度不超过0.8%的要求计算：Q采100q采KCH4（m3/min）式中：Q采回采工作面实际需要风量，m3/min；q采回采工作面回风巷风流中瓦斯（或二氧化碳）的平均绝对涌出量，m3/min；KCH4采面瓦斯涌出不均衡通风系数。（正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日瓦斯绝对涌出量的比值）。Q采125q采KCH4（m3/min）=1256.741.3=1095m3/min按二氧化碳的涌出量计算风量时，可参照瓦斯涌出量计算方法进行。（因我矿二氧化碳含量极低且变化不大，所以按二氧化碳涌出量不予计算）按工作面温度选择适宜的风速进行计算:Q采60V采S采（m3/min） 式中：V采采煤工作面风速，m/s；S采采煤工作面的平均断面积，m2。Q采60V采S采（m3/min）Q采=601.010Q采=600 m3/min按回采工作面同时作业人数计算需要风量：每人供风4m3/min： Q采4N （m3/min）式中：N工作面最多人数，每人供风4m3/min： Q采4N （m3/min）10954361095144 m3/min按风速进行验算：15SQ采240S （m3/min）式中：S工作面平均断面积，m215SQ采240S （m3/min）1510 1095 2401015010952400按炸药量计算Qcf10Acf式中 Acf采煤工作面一次爆破所用的最大炸药量，kg； 10每千克炸药需风量，m3/minQcf（1010）m3/min 即1095m3/min100m3/min通过验算满足这一要求，结合1216综采工作面为“三进一回”的实际情况，采煤工作面1216运输顺槽为皮带运输巷，该巷道配风遵循满足最低风速要求且满足运煤巷需求，1216运输顺槽需风量为300m3/min，则1216综采工作面回风需风量Q=（1095+300）m3/min=1395m3/min。考虑到1216进风顺槽靠近采空侧，1216进风顺槽进风量不宜过大，1216进风顺槽、1216辅助进风顺槽进风量暂按1：1.5的比例进行分配，根据计算得出：1216进风顺槽进风量：Q=（10952.51）m3/min=438m3/min1216辅助进风顺槽进风量：Q=（10882.51.5）m3/min=657m3/min工作面推进过程中，根据瓦斯涌出量情况可对1216进风顺槽、1216辅助进风顺槽风量做适当调整，但必须保证两顺槽合计进风量不小于1095m3/min.工作面在形成系统未开采前、回采完毕回撤期间、长期停工等非正常开采期间，风量按采煤工作面需要风量的50%计算Q备=109550% =547.5m3/min附图9：通风系统图二、粉尘防治：1、采煤机运转时的内外喷雾，保证采煤机截割时的灭尘效果；另外工作面每架支架上安装移架喷雾。2、采煤机必须安装内、外喷雾装置。截煤时必须喷雾降尘，内喷雾压力不得小于2MPa，外喷雾压力不得小于1.5MPa，喷雾流量应与机型相匹配。如果内喷雾装置不能正常喷雾，外喷雾压力不得小于4MPa。无水或喷雾装置时必须停机。3、工作面进回风顺槽均铺设静压防尘洒水管路和设置隔爆水棚，胶带运输顺槽每隔50m安设一组三通及阀门；其他顺槽每隔100m留设一组三通及阀门，阀门要完好、灵活、不冒水，设在巷道行人侧，并编号管理。工作面进、回风巷上出口30m处安装一道风流净化水幕，工作面进、回风巷距工作面30m内必须安装两道风流净化水幕；每个运煤转载点必须安装转载点喷雾装置。进、回风顺槽第一组隔爆水棚与工作面的距离应保持在60200m，然后每组间隔距离不大于200m。隔爆水棚长度不小于20m，水量不小于200L/m2，并能覆盖全断面。4、进风顺槽每5天冲刷一次积尘，每3天清扫一次浮尘；回风顺槽每天冲刷一次积尘，每班清扫一次浮尘。工作面作业人员必须配戴防尘口罩。割煤期间必须开启割煤机下风侧至少5架的支架喷雾及必须开启回风顺槽的风流净化水幕。附图10：防尘管路图瓦斯抽采详见1216工作面瓦斯抽采设计第三节 排水系统一、排水路线1216进风顺槽积水1216进风顺槽溜煤眼一采区东运输巷第五联络横贯口临时水仓主水仓地面1216辅助进风顺槽积水进风顺槽和辅助进风顺槽积水导向孔1216进风顺槽1216进风顺槽溜煤眼一采区东运输巷第五联络横贯口临时水仓主水仓地面1216运输顺槽积水1216运输顺槽溜煤眼一采区东运输巷第五联络横贯口临时水仓主水仓地面1216回风顺槽积水运输顺槽和回风顺槽积水导向孔1216运输顺槽溜煤眼一采区东运输巷第五联络横贯口临时水仓主水仓地面二、排水方法1216进风顺槽、辅助进风顺槽、运输顺槽、回风顺槽内的积水排至一采区东运输巷第五联络横贯口临时水仓，然后再排至主水仓，最后排至地面。工作面生产期间可根据涌水点和涌水量大小配备水泵，进风顺槽排水均采用电泵，回风顺槽排水采用风动泵或电动泵，但采用电动泵排水时，必须在电器设备上风侧安装甲烷传感器，当瓦斯浓度达到0.5%时，能自动切断电动泵供电设备电源。三、管路吊挂管路吊挂严格按照矿下发的新源2013094号关于井下管路吊挂、刷漆标准的管理规定。附图11：排水系统图第四节 供电及通讯系统一、供电系统1、工作面配电点及移动变电站位置的确定根据综采工作面实际情况，运输顺槽安装的带式输送机及单轨无极绳以及其他运输设备的动力电源均由安装在运输顺槽口的KBSGZY-630/10/1.2型移动变压器提供；在运输顺槽内设备列车存放点处安装一台KBSGZY-1000/10型移动变电站为综采工作面电器设备提供电源，随着工作面的推移设备列车及变压器向前移动。分站电源取接于一采区变电室分站专用变压器。2、设备布置运输顺槽口： KBSGZY-630/1.2型移动变压器 1台运输顺槽： BRW200/31.5乳化液泵站 2台（两泵一箱） KBSGZY-1000/1.2型移动变压器 1台JWB-55J型单轨无极绳绞车 1台DSJ-80/275胶带输送机 1部SZB-730/75型转载机 1部JH-14回柱绞车 1台大切眼： MG200/468-WD型电牵引采煤机 1台 SGZ-630/400刮板输送机 1部 ZZ-3000/12/24支架 118架ZZ-3000/13.5/27支架 4架小切眼： ZZ-3000/12/24支架 26架ZZ-3000/13.5/27支架 4架 3、负荷统计与变压器选择负荷统计1216综采工作面负荷统计表设备名称功率（kw）数量（台）设备名称功率（kw）数量（台）采煤机4681刮板输送机22001转载机751皮带机2751乳化液泵站1321回柱绞车18.51单轨无极绳551水泵及其他小负荷设备不包含在内变压器选择选择向工作面供电的移动变电站ST=843KVA式中PN用电设备功率之和，即PN=2002+468=868kwKde线路所带负荷的需用系数即Kde=0.4+0.6=0.4+0.6=0.68PN.m容量最大的电动机额定功率(因2台电动机同时启动,故按1台对待)。COSwm变压器负载的加权平均功率因数，取COSwm=0.7选择KBSGZY-1000/10型移动变电站1台，其额定容量SNT=1000KVA，额定电压为10KV/1.2KV。选择向顺槽运输设备供电的移动变压器取Kde=0.7，COSwm=0.7，则：ST=412KVAPN=275+55+75+132=412KW根据供电系统的实际情况，电源取自十七顺槽对口KBSGZY-630/10型移动变电站，额定电压为10/1.2KV。4、供电电缆的选择确定电缆的型号根据电缆型号的确定原则，全部选择煤矿用阻燃型电缆，其型号选择如下：移动变电站高压开关侧高压电缆，均选用MYPTJ350+116/32.5型煤矿用高压橡套软电缆；向顺槽设备供电的电缆，均选用MYP-0.66/1.44型矿用移动屏蔽橡套软电缆。电缆截面的选择采煤机组控制开关专供电缆选择：Ie=4680.67=313.56A因为Iy=260A Ie=313.56A 由于考虑电器设备运行电流小于额定电流，结合日常运行电流IyIe干线电缆选择MCPT-0.66/1.14-395+125+42.5矿用屏蔽橡套软电缆。采装溜控制开关专供电缆选择：Ie=4000.67=268A因为Iy=300A Ie=268A 所以采装溜干线电缆选择MCP-0.66/1.14-3120+135矿用屏蔽橡套软电缆。乳化液泵站控制开关专供电缆选择：Ie=1320.67=88.44A因为Iy=173A Ie=88.44A 所以IyIe干线电缆选择MYP-0.66/1.14-350+125矿用屏蔽橡套软电缆。5、整个供电系统（从变压器至电动机）允许电压损失：1140V系统电网允许电压损失为117 V，采用移动变电站供电方式供电，高压电能送至工作面附近，缩短了低压供电距离，减少了电能损耗和低压电缆的需用量，因此提高了供电的经济性，保证了电压质量，这样设备启动运行可以保证可靠、安全。6、继电保护整定一采区变电室控制KBSGZY-1000/10型移变及KBSGZY-1000/10型移变的PBG100/10Y型高压开关过载:90A，过载延时：5S，短路：300A1000KVA移变高压开关PBG100/10额定电流100A 过载57A 短路300A低压开关XBD1000/1140（660）Y额定电流1000A 过载400A 短路1600A630KVA移变高压开关PBG100/10额定电流100A 过载36A 短路180A低压开关XBD630/1140（660）Y额定电流630A 过载300A 短路1000A采煤机控制开关QJZ5-1500/1140（660）-6额定电流400A 过载250A 短路600A采装溜控制开关QJZ5-1500/1140（660）-6(低速) 额定电流250A 过载60A 短路200A（高速）额定电流250A 过载120A 短路300A皮带机控制开关QBR315/1140（660）过载值750.67=50.25A真空开关的整定按下式整定 过载值=额定功率0.67总开关、工作面分路馈电开关、运输顺槽分路馈电开关、运料顺槽分路馈电开关必须具备选择性漏电动作性能。逐台整定，单台空载试验，系统空载试验，如遇定值调整，调整后必须作好记录。严格按产品说明书现场进行。二、照明信号系统工作面照明信号选用一台ZBZ8.0ML型综合保护装置，运输顺槽照明信号选用一台ZBZ-4.0型综合保护装置。（1）皮带机、绞车、煤溜、无极绳分别使用语音信号作为联络信号，电压等级统一规定为127V。运输设备机头必须安装一盏信号指示灯，当照明信号指示灯熄灭时，司机必须无条件停车，待查明原因排除故障后方可开车。（2）绞车不再安设红灯，但语音信号、越位急停装置必须安设可靠，方便司机及信号工操作，运输期间坚持“行车不行人、行人不行车”的原则。（3）语音信号安设位置必须安设在躲身硐口，间距40米。（现场调整）。（4）工作面支架间每8架必须安装一盏127/18型照明灯，工作面支架间必须每隔9架安装一台闭锁扩音电话。三、接地保护1、移动变电站必须各装设一个可靠的主接地极。在移动变电站附近潮湿的地点，埋设一块面积不小于0.75m2，厚度不小于5mm的耐腐蚀钢板。且钢板与变压器外壳用不小于50mm2的扁铜线可靠连接。采区变电所、移动变电站、连接高压动力电缆的金属连接装置、电气设备硐室、低压配电点和三台以上电气设备的地点必须装设1个局部接地极。接地极可用直径不小于35mm、长度不小于1.5m的钢管制成，管上应至少钻20个直径不小于5mm的透孔