3109工作面放顶煤开采设计方案.doc

3109工作面放顶煤开采设计方案第一章 矿井概况矿业集团有限公司金阳煤矿位于宁阳煤田东部，在县城东北6km处，井田东西长约3km，南北宽约2km，井田面积6.12km2。矿井1990年5月开始建设，1996年6月试生产，1996年11月15日由泰安市煤炭局组织投产验收并准于生产。矿井设计生产能力21万吨/年，核定生产能力30万吨/年。现生产水平-350水平。矿井开拓方式：一立一斜单水平上下山开拓方式；现开采煤层：晚二叠系山西组第3层煤，厚度1.95-9.05米，平均厚度5.0米；煤尘爆炸指数36.39%；第3层煤有自燃倾向，属自然发火煤层。采煤方法：走向长壁炮采放顶煤采煤方法，顶板管理方法：全部垮落法管理顶板。本矿区平均降雨量710mm，且降雨多集中在7、8月份，月最大降雨量568mm（1964年），日最大降雨量150mm（1964年7月8日），本区最大洪水位+66米，低于井口标高。矿井生产系统主要有：通风系统、供电系统、压风自救系统、运输系统、排水系统、供水施救（防尘）系统、安全监控系统、通讯联络系统、人员定位系统等，矿井各生产系统齐全有效、正常运行。矿井供电系统：矿井在工业广场设置35/6kv变电站，配备S9-2500/35变压器2台。矿井有两条35KV供电回路，一条为金阳变电站，线路长度3.8km，线路规格LGJ-120。另一条为石集变电站，线路长度2.1km，线路规格LGJ-120。双回路下井电缆MYJV42-370敷设在井筒内，电压6kv。中央变电所设置在-350井底车场内与中央泵房相邻；西翼采区变电所、东翼二采区变电所和三采区变电所，电源通过两回路MVV22-335、MYJV22-335和MYJV223*35，850米型电缆供给，电压6kv，通过采区变电所降至660V后供采区用电。排水系统：矿井在-350水平井底车场设置中央泵房和水仓。水仓容量1300m3，泵房内装备三台D300657型多级离心泵，流量300m3/h，扬程455m，功率560kw，在井筒内共敷设两路24510无缝钢管，水通过-350泵房由管路排至地面。东翼二采区底部车场设置采区泵房和水仓，标高-550m，水仓容量850m3，泵房内装备三台PJ80型多级离心泵，流量100m3/h，扬程396m，功率200kw，在采区轨道巷内敷设两路1336的无缝钢管，通过采区泵房的管路一路排至-350水仓入口，一路排至-350大巷水沟内，大巷内的积水通过水沟自流到中央泵房的水仓内。三采区底部车场设置采区泵房和水仓，标高-600m，水仓容量850m3，泵房内装备三台PJ80型多级离心泵，流量100m3/h，扬程330m，功率160kw，在采区轨道巷内敷设两路1084的无缝钢管，通过采区泵房的管路一路排至-350水仓入口，一路排至-350大巷水沟内，大巷内的积水通过水沟自流到中央泵房的水仓内。通风系统：矿井采用中央边界抽出式通风，立井为提升井并进风，斜井回风，风井装备两台4-72-11No.20B型离心式通风机，功率110kw，矿井总进风量2755m3/min。矿井通风网络：分区并联形式。压风自救系统：集中供风，地面设压风机房一座，装备4台OGFD-9.6/8B空压机配55kw电机，压风管1084焊接钢管。管路敷设由压风机房至C-Z贮气罐送至井下大巷，各用风点由大巷接入。在矿井采区避灾路线压风管路上，每隔200米设置了供气阀门。提升运输系统：为主提升机选用JKMD-2.84（I）型落地式磨擦轮绞车，配YR500-12/1180型500kw、6kv绕线式电动机，提升容器为一对一吨双层四车罐笼，提煤四车、提矸石二车，人员60人，提速6.25m/s，井筒装备组合钢罐道，提升钢丝绳6（34）-28-1520-特，尾绳用6-44.5-1375-I。安全监控系统：矿井安装了KJ76N型安全监控系统，矿井传感器布置齐全，监控有效。实现了对井下的甲烷和一氧化碳的浓度、温度、风速等的动态监控。供水施救系统：矿井结合自身实际，建立完善了井下巷道所有供水管路的供水施救系统。在矿井采区避灾路线供水管路，安装了应急的供水阀门。供水水源引用矿井总回风井的地表水源及井口西的净化水池，该水质完全达到饮用标准，并与地面上的供水管网形成系统。人员定位系统：在井下职工的矿帽上安设了KJ201B-S型无线数据收发机，并在井口、井底、采面入口、出口等重要地点设置了分站，对入井及井下的所有人员进行实时监控。通讯联络系统：矿井安设了有线调度电话系统。安装了应急语音广播系统和无线通讯系统，并能够与调度室电话互通互联。在井底车场、采区变电所、水泵房、采掘工作面等人员集中的地点，安设了直通矿井调度室的电话。2012年底前完成井下避难硐室的施工和装备，并顺利通过验收。第二章 方案设计编制依据一、采区设计说明书及批准时间采区设计说明书名称为西翼首采区设计说明书，批准时间为2003年3月。二、地质说明书及批准时间工作面地质说明书名称为3109工作面地质说明书， 批准时间为2012年3月30日。三、矿压观测资料断层附近围岩应力集中，巷道压力较大。3109工作面放顶煤开采设计方案编制以西翼首采区设计、首采区地质说明书、3109采煤工作面地质说明书为依据。3109工作面放顶煤开采必须保证工作面安全生产，符合煤矿安全规程和煤矿设计规范及煤矿安全技术操作规程的有关规定，实现安全高效开采。第三章 工作面概况3109工作面位于西翼上山采区北部，属首采区的一部分，其北部为3108工作面。3109工作面为矿井西翼首采面剩余的一部分煤量，矿井西翼首采面原开采方式为分层开采，采面支护方式为铰接顶梁配金属摩擦支柱，由于该支护方式安全性差，1995年12月该采面发生了一起顶板事故，之后该采面停产并进行了封闭。为了最大限度回收煤炭资源，提高煤炭回采率，经过讨论研究，决定回收该采面剩余部分煤量。通过西翼采区3101、3102、3103、3104及3105回采工作面和3108进、回风巷实际揭露，该区域内断层较少，只在3109工作面运输巷南部有一条断层，致使该位置煤层变薄。该工作面西北部为采空区，北部为3108工作面。煤层平均走向155；倾向235；煤层倾角5-10；走向长度平均90m，倾向长度平均60m，煤层厚度在4.63-6.6m，平均5.6m。工作面回采过程中靠近断层附近的运输巷需加强支护，保证工作面运输巷断面符合规程要求。第一节 工作面位置3109采煤工作面位于西翼上山以北，该工作面北部为3108工作面，西北部为采空区，工作面井下标高-270-266m，工作面走向长度平均90m，倾斜长度平均60m。第二节 地形地物3109工作面对应的地面位置位于工业广场西北，地面为农田，无建筑物及水系，对工作面开采无影响。 第三节 采煤工作面参数一、采煤工作面长度根据剩余块段煤的面积及形状，将该采煤工作面沿倾斜长度确定为60m，走向长度为90m。二、开采技术条件第3层煤顶底板特征：顶板：三煤顶板常有一层厚度为0.2m的伪顶，由灰黑色炭质页岩组成，常受采动影响随煤层跨落而跨落。直接顶一般由深灰色砂质页岩组成，厚度2m左右，富含羊齿类植物叶部化，岩石层理明显，脆性大，硬度低，f=4，冒落性较强，能随采随冒，全区分布稳定。基本顶（老顶）灰白色中粗砂岩，无层理，块状构造，含角闪石、黑云母等矿物，f=56，均厚6m，中等硬度全区稳定，可作为煤系地层内的辅助标志层。底板：直接底一般为薄层状粉细砂岩互层，颜色由深灰及灰白相间组合而成，f=3-4，水平层理为主，波状层理次之，厚度2-6m，较稳定。老底为浅灰绿色中粗砂岩，块状构造，硅质胶结，无层理，f=5-6，平均厚度8m。三、煤层赋存特征3109采煤工作面煤层厚度与煤层倾角较稳定。煤层结构简单，不含夹矸，煤层厚度平均5.6m，煤层倾角为5-10，煤的硬度系数f为1.0-1.5。附图：矿井综合柱状图。第四节 储量情况一、工作面储量计算工业储量按照块段法计算储量，该工作面走向长度平均90m，倾向长度平均60m，煤层平均厚度平均5.6m，煤的容重1.33吨/m3。 工业储量=90605.61.33= 4 万t可采储量=90605.61.3393%=3.7万t。二、工作面服务年限工作面服务年限=可采推进长度/（月推进度90%）=90/（300.8）=3.75个月0.8天平均推进长度，m;30-平均每月生产天数;第四章 地质构造该块段煤层平均走向155，倾向235。煤层倾角平均5-10。根据已掘回采巷道（3108工作面进、回风巷及开切眼）实际揭露，该工作面内无构造，3109工作面运输巷靠近落差10-15m断层，因此在工作面推采过程中，加强工作面运输巷顶板管理，防止出现顶板事故。第五章 水文地质及水害评价一、水文地质情况：根据附近已掘巷道实际揭露，水文地质情况简单。煤层及顶底板均不含水。经过巷道实际揭露附近区域的断层不含水也不导水，对工作面回采无影响。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预测预报，有疑必探，先探后掘，先治后采的探放水原则。二、老空水情况：3109采煤工作面位于西翼上山采区以北，该工作面西北部为采空区，北部为3108工作面，南部为断层。工作面煤层顶、底板及煤层均不含水。西北部采空区内有少量的防尘积水，2009年3月经探放水，已疏放完毕，因此3109工作面开采时不受工作面老空水及断层导水的威胁。第六章 防水煤柱留设在工作面采空区和3108工作面之间留设10米的保护煤柱。第七章 工作面巷道布置第一节 工作面回采巷道布置采煤工作面运输顺槽、回风顺槽、开切眼沿煤层底板布置；回风顺槽、运输顺槽斜距60m（即工作面长度）。第二节 回采巷道参数一、工作面回风顺槽根据巷道用途、使用年限、巷道围岩性质，结合本矿同类巷道支护效果，工作面回风巷采用11号工字钢棚支护。巷道采用梯形断面，上净宽2m，下净宽2.7m，净高2m，净断面积4.68。二、工作面运输顺槽根据巷道用途、使用年限、巷道围岩性质，结合本矿同类巷道支护效果，工作面运输巷采用11号工字钢棚支护，巷道上净宽为2.0m，下净宽2.7m，净高2.0m，净断面4.68。两巷断面均可满足工作面通风、行人、运输及辅助运输的需要。三、工作面开切眼开切眼初掘时为梯形断面，采用11号工字钢棚支护，巷道上净宽为2.0m，下净宽2.7m，净高2.0m，净断面4.68。安架时开切眼断面要刷扩，以满足安装悬移支架的需要。第八章 采煤方法及工作面设备第一节 采煤工艺一、采煤方法选择西翼上山采区上部煤层平均厚度5.6m，煤层厚度变化较大，煤层底板也有起伏，若采用分层开采工作面防火困难较大；煤层直接顶主要是砂质页岩，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；煤层底板为粉细砂岩互层，岩性较硬，支架不易钻底，适宜采用悬移支架炮采放顶煤开采且能较好发挥支架支撑能力，因此本工作面选用走向长壁悬移支架炮采放顶煤的采煤方法。二、生产工艺流程注液打眼爆破落煤注液挂网伸前探梁攉煤移输运机移架注液剪网放顶煤补网堵放煤口注液清理工作面三、回采工艺参数一）采高：ZH1800/16/24型悬移支架要求合理支护高度为2.2m，前探支护长度0.8m，故采高定为2.2m，循环进度确定为0.8m。二）回采工艺参数1、开采厚度：平均开采厚度5.6m。2、工作面开采高度2.2m，放顶煤高度3.4m。3、采放比1：1.55。4、工作面循环进度0.8m，循环放顶步距0.8m。四、回采工艺过程一）落煤：工作面煤壁采用打眼爆破的方法落煤。1、打眼要求：工作面打眼时采用从回风巷至运输巷的顺序打眼，采用ZQS-50/1.5S型侧式供水风煤钻湿式打眼。 2、炮眼布置：根据该工作面煤层硬度，炮眼布置采用三排眼。顶眼距顶板0.3m，眼深0.9m，炮眼间距1.0m，与水平成10仰角；底眼距底板0.3m，眼深0.9m，炮眼间距1.0m，与水平成10俯角；腰眼距底板1.1m，眼深0.9m，炮眼间距1.0m；顶眼、底眼和腰眼均与煤壁成65夹角。3、爆破要求：使用FD100D型起爆器引爆，使用15段毫秒延期电雷管和二级煤矿许用乳化炸药爆破落煤。炮眼封泥长度均不小于0.5m，采用正向装药爆破。工作面采用分次装药分次起爆的方式，工作面每次爆破长度不超过5米。串联连线，先爆破腰眼再爆破顶眼和底眼。二）装煤：采用爆破装煤和人工攉煤相结合。人工攉煤的操作程序在作业规程中作出具体规定。三）运煤：工作面及顺槽采用SGW-30B型刮板输送机运煤，采区上山采用皮带输送机运煤。各转载点的喷雾设施必须正常使用。刮板输送机司机必须按操作规程的要求操作刮板输送机。四）顶板支护：工作面爆破落煤完毕，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；煤壁与支架间的距离（端面距）不得超过300，超过规定的距离或发生冒顶、片帮时，必须立即停止采煤，在该地点至少支设两组一梁两柱，梁顶部必须用方木接实。顶网铺设及要求在采煤工作面作业规程做出规定。五）采空区处理：工作面浮煤清理干净后，借助移溜千斤顶前移前后两部刮板输送机，然后分段移架，移架代替了回柱放顶。根据对本工作面顶煤和顶板岩性分析，工作面推采初期及推采过程中一般情况下顶煤和顶板能自行垮落。若工作面推采过程中采空区出现25的悬顶时，不得放顶煤。如果工作面推采过程中出现大面积悬顶时，必须采取以下措施：1、超前工作面20米外采用向煤层顶板打深眼注高压水的方法对工作面顶板进行弱化处理，处理的安全技术措施在作业规程中做出规定。2、工作面后部出现悬顶时严禁放顶煤。六）放顶煤的方法工作面移架后，即可在工作面支架后部，两架支架中间剪网放顶煤；但严禁在非悬移支架作端头支护的范围内及两巷后部放顶煤；工作面后部出现悬顶时严禁放顶煤；放煤口间距1.1米，放煤口高度20-40cm，严禁超高剪网放煤，工作面放顶煤期间，严格控制放煤量，严禁支架悬空。五、工作面生产能力计算工作面每天1个循环，每月按30天计算，正规循环率90。工作面倾斜长度平均60m，开采厚度平均5.6m，每循环推进度0.8m，工作面回采率93。循环产量：M=LHr1.3393=605.60.81.3393=321（吨）日产量：与循环产量相同。月产量： Y=30M90=3032190=0.96（万吨）六、劳动组织和循环作业方式1、作业方式采用“三八”制循环作业方式，班间检修。采用边采边准备的方式，各专业工种必须在安全距离以外进行分段平行作业。2、劳动组织工作面每班有一名跟班区长和两名班长负责组织生产，配有质量验收员、爆破工、攉煤工、移架工、运输机司机、维修工等相关工种的操作人员若干名，当班出勤人员合计不得超过36人。工作面人员配备及劳动组织图 表二工种早班中班夜班合计移架工44412打眼爆破工2226攉煤工66618运输机司机11111133运料工2（兼）2（兼）2（兼）6泵站司机1113剪网放煤工44412挂网工2226端头支护工2（兼）2（兼）2（兼）6机电维修工1116测压验收员1113班长及跟班区长2229合计343434102七、经济技术指标 经 济 技 术 指 标 表 表三序号项目单位指标备注1煤 种 牌 号气 煤2工作面平均长度m603采 高m2.24煤 层 厚 度m5.65煤 层 倾 角7-136煤 层 容 重t/m31.337日 进 尺m0.88日 产 量t 3219 月正规循环个数个2710月正 规 循环率%9011月 进 度m21.62月 产 量t960013在 册 人 数人10814出 勤 人 数人10215出 勤 率%9416回 采 工 效t/工3.517回 采 率%9318炸 药 消 耗t/万t1.4819雷 管 消 耗万发/万t0.6620支 柱 丢 失 率021顶 梁 丢 失 率0第二节 工作面设备配备一、支架支护强度计算1、支护强度计算：（1）工作面顶板支护强度：Q=KghrQ=59.82.22.4=258.72（KN/m2）式中： Q：支护强度 K：安全系数（4-8） 取5 g:9.8 h: 采高 取2.2 m r：顶板岩石容重 支架顶部上覆岩层平均容重取2.4(2)支架工作阻力计算：P=Q(L1+L2+a)BP=258.7(2.46+0.8+0.2)1.1=985(KN)式中： Q:支架支护顶板所需的支护强度KN/m2 258.72L1:支架长度m 2.46 L2:前伸梁长度m 0.8 a:支架的梁端距m 0.2 B:支架的宽度m 1.12、支架选择：根据以上计算结果，选用ZH1800/16/24型悬移支架，其工作阻力为1800KN，大于计算所需工作阻力985KN，能满足采煤工作面顶板支护强度需要。通过以上数据对比，选用ZH1800/16/24型悬移支架，能满足采煤工作面支护强度要求。ZH1800/16/24型支架主要技术参数见表四：ZH1800/16/24型支架主要技术参数表 表四名称单位参数备注支架高度m2+0.20.2为架体的高度支架长度m2.46不含前伸梁的长度支架中心距mm1100支柱直径mm100支柱数量根6支柱提缸力KN24移架步距mm800支架工作阻力KN1800支架初撑力KN540泵站出口压力18 Mpa整架重量KG900包括双体支柱6棵泵站压力Mpa20乳化液浓度2-3%前伸梁行程mm800前伸梁数量2工作面条件与支架适应条件对照表 表五项目工作面条件支架适应条件采高2.2m1.62.4m倾角5-10030煤厚5.6m2.26.8m煤硬度1.0-1.50.8-3二、支护材料及支护参数1、支护材料工作面采用ZH1800/16/24型悬移支架配合DH22-300-100S型单体液压支柱支护顶板。工作面下端头采用4对8根长3.3mDFB型钢梁；上端头采用4对8根长2.8mDFB型钢梁；工作面超前支护使用铰接顶梁抬棚支护，单体液压支柱型号为DW22300-100S型，铰接顶梁型号为DJB1000-300。2、工作面特殊支护工作面特殊支护有端头一梁三柱、贴帮柱超前支护。端头支护：上端头使用4对8根长度为2.8m 的金属顶梁配合单体支柱支护顶板，下端头使用4对8根长度为3.3m 的金属顶梁配合单体支柱支护顶板，每根金属顶梁配三棵单体支柱随采面的推采方向交错迈步前移，每对长钢梁两根之间间距不大于10cm，每对长钢梁间距不大于70cm，支柱初撑力不低于12MPa。贴帮柱：当工作面压力增大时，煤壁片帮时支设，以防片帮伤人，支柱初撑力不低于12Mpa。超前支护：工作面从煤壁向前20范围内在回风顺槽和运输顺槽支设两排铰接顶梁抬棚，支柱初撑力不低于6.5MPa。防倒抬棚：在人行道（材料道）侧靠近支架中柱10cm沿工作面倾向方向支设一排，把工作面所有支架全部支撑住，防止工作面支架倒架。倾向抬棚用单体支柱配铰接顶梁。支柱初撑力6-12MPa。走向抬棚：走向抬棚是当架距大，金属网下坠严重时在架间支设，顶梁采用型顶梁，顶梁长度为2.2米，所用支柱不得少于两棵。支柱初撑力不低于12MPa。3、支护参数1）架间距1.1m，支护密度为0.8架m2，最大控顶距3.26m，最小控顶距2.46m，放顶步距0.8m。2）采高：采面支架采高控制在1.8-2.2米，严禁超高支设。见工作面支护平面图。三、乳化液泵站（一）泵站选型、泵站数量ZH1800/16/24支架与DH22-300-100S型单体液压支柱配合组成的悬移支架所需的管路末端供液压力不小于18MPa，泵站布置在首采区轨道上山绞车房附近的回风巷车场内，工作压力不小于20 MPa，因此选用体积小便于运输的RB80/20型乳化泵可满足工作面液压支架的使用。RB80/20型乳化泵两台，一台工作，一台备用。RB80/20型乳化泵主要技术参数如下:公称流量 :80L/min 公称压力 :20MPa 电动机型号:DYB-37 功率:37KW输液管路匀选用高压胶管，耐压45MPa。（二）乳化液选用为保证工作面支柱正常使用要求，选用ME15-5型号乳化液，乳化液浓度配比必须达到2%3%，并使用好自动配比装置，每班泵站司机使用浓度检测仪检测乳化液浓度不少于2次，并做好记录。维修人员要加强支架供液系统与泵站的维修,杜绝供液系统的窜漏液发生。工作面支护材料用量见表六。工作面支护材料用量表 表六名称使用地点规格型号设计使用数量备用数量液压支架工作面ZH1800/16/24495单体支柱工作面DH22-300-100S29427铰接顶梁防倒抬棚DJB1000-300545铰接顶梁运输巷DJB1000-300485单体支柱运输巷DW22300-100S485铰接顶梁回风巷DJB1000-300485长排梁端头DFB-2.882DFB-3.382单体支柱回风巷DW22300-100S485单体支柱端头DW22300-100S486柱 鞋工作面直径250mm柱 鞋运顺直径350mm485柱 鞋回顺直径350mm485柱 鞋端头直径250mm324第九章 生产系统第一节 运输系统一、运煤设备及转载方式工作面爆破落煤及架后顶煤通过工作面两部刮板输送机转载到工作面运输顺槽内的输送机内，工作面运输顺槽内的输送机将煤转载到西翼皮带上山内的皮带输送机上，煤通过皮带输送机转载到2号煤仓，再由大巷电机车装车外运。运输设备型号：刮板输送机型号：SGW-30B，链速0.86ms，运输能力为70th。皮带型号：SGD-650-22*2型，带速为1.6 ms，最大运输能力为150th。工作面日产量为321吨，平均每班按照5小时的运输时间计算，三个班共开机15小时，平均每小时出煤量21吨。通过以上计算刮板输送机及皮带输送机的运输能力均远大于每小时生产煤量，运输设备完全能够满足3109工作面运煤的需要。二、运煤路线3109运输巷西翼皮带上山2号煤仓-350运输大巷主井地面第二节 辅助运输系统一、辅助运输设备及运输方式工作面需用的材料、设备等物资，采用1吨矿车或料车由大巷运至首采区下部车场，由采区JY-4绞车提升至上部车场，再通过3109回风巷运至工作面。运输设备型号：轨道上山提升绞车型号：JY-4。矿车型号：MG1.1-6B。二、辅助运输路线地面主井-350运输大巷首采区轨道上山首采区上部车场3109回风巷工作面。第三节 防尘系统一、防尘系统3109工作面的防尘用水，由总回风井地表水通过2吋管路经矿井总回到达联络巷，然后由1吋钢管分别接至3109回风巷、运输巷超前支护段，供工作面防尘、供水施救装置用水。防尘管路如下：地表水 联络巷3109回风巷供水施救装置工作面联络巷3109运输巷供水施救装置工作面二、防尘方式1、转载点喷雾,运输机各转载点均设一个喷头。2、上、下两巷防尘水幕在工作面进风巷和回风巷距工作面煤壁向外30米处各安设一道水幕,每道水幕的喷头不少于5个，且雾化良好，覆盖全断面。3、上、下两巷煤尘冲刷对工作面回风巷和进风巷每班冲刷一次，防止煤尘积聚。4、工作面爆破喷雾；爆破前后洒水降尘。5、放煤口洒水降尘。6、工作面煤壁进行短钻孔注水。7、在工作面回风巷进行长钻孔煤层注水。8、在3109工作面回风巷、运输巷距离开切眼40米处的地方分别安置了供水施救装置。第四节 排水系统在工作面回风巷及运输巷道低洼积水处安设排水泵将积水排至工作面外平巷水沟内，积水通过水沟流至西翼上山采区轨道上山，再通过上山水沟下流至底部车场水沟，外流到大巷水沟。第五节 压风系统-350运输大巷、西翼轨道上山用4吋钢管把压风送到工作面进、回风巷入口，工作面进回风巷用2吋钢管把压风送至工作面上下超前支护地点。在工作面运输巷和回风巷分别设置一路1寸压风管路接至工作面。在3109工作面回风巷、运输巷距离开切眼40米处的地方分别安置了压风截阀。第六节 通讯系统在工作面回风巷及运输巷距工作面20米的地点各设置一个能与调度室直拨的电话，以保持工作面与调度室信息畅通。第七节 通风系统及风量计算一、风量计算根据2011年瓦斯鉴定结果，矿井采煤工作面瓦斯涌出量为：QCH4=0.33m3min，Qco2=0.53m3min；依据山东金阳矿业集团有限公司生产矿井风量计算细则计算采面需风量，并取其中最大值作为采面风量：1、按气象条件计算： Qcf = 6070%VcfScfKchKcl=421.16.291.20.9314 m3/min式中：Vcf采煤工作面的风速，按采煤工作面进风流的温度从表1中选取 m/s Scf采煤工作面的平均有效面积，按最大和最小控顶有效断面的平均值计算 m2 KCh采煤工作面采高调整系数，具体取值见表2KCl采煤工作面长度调整系数，具体取值见表370%有效通风断面系数60为单位换算产生的系数表1 采煤工作面进风流气温与对应风速调整系数采煤工作面进风流气温采煤工作面风速（ms-1）201.020231.01.523261.51.8表2 KCh采煤工作面采高调整系数采高m2.5及放顶煤面系数（KCh）1.01.11.2表3 KCl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（KCl）1801.31.4根据以上风量计算，满足所有条件的采面风量为314 m 3min。2、按照瓦斯涌出量计算：Qcf=100 Qcg Kcg1000.331.446.2 m3/min式中：qcg 采煤工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量 m3/minKCg 采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数3、按照二氧化碳涌出量计算：Qcf=67 qcc Kcc670.531.242.6 m3/min式中：qcc采煤工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量，m3/minKcc 采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数4、按炸药量计算：Qcf10Acf=106.7567.5 m3/min式中：Acf采煤工作面一次爆破所用的最大炸药量 kg5、按工作人数计算Qcf4Ncf=434136 m3/min式中：4每人需风量 m3/minNCf采煤工作面同时工作的最多人数 34人6、按风速验算：a) 验算最小风量：Qcf600.25Scb， S cb=L cb h cf 70% 3.262.20.75.02 式中：Scb采煤工作面最大控顶有效断面积 m2cb采煤工作面最大控顶距 mcf采煤工作面实际采高 mQcf 600.255.0275.3 m3/minb)验算最大风量：Qcf604.0Scs， S cs=L cs h cf 70% 2.462.20.73.78式中：Scs采煤工作面最小控顶有效断面积 m2cs采煤工作面最小控顶距 mQcf604.03.78=907.2 m3/min通过验算可知：75.3314907.2在风速允许范围以内.根据上述计算和验算，3109采煤工作面选取风量为314m3/min。二、通风路线主井井底车场-350运输大巷2号煤仓联络巷西翼运输上山3109运输巷工作面3109回风巷矿井总回。第八节 瓦斯防治一、瓦斯检查1、工作面设瓦斯检查员对工作面瓦斯进行巡检，每隔35小时检查一次，每班至少检查两次。2、瓦斯检查点分别设在：工作面上隅角；工作面回风流。3、工作面风流、工作面上隅角瓦斯检查牌板设在距工作面煤壁线20米内的回风巷道中。4、回风流牌板设在回风顺槽门口1015米，检查结果及时上报或填写，当出现异常情况时，必须及时向调度室汇报。5、回采巷道中如果有高冒区（冒顶高度1.5米以上）时，在高冒区应设置瓦斯检查点，并预先设置束管，瓦斯员要通过束管对高冒区的瓦斯浓度进行检查，一班至少一检。6、回风流中使用的机电设备地点的瓦斯检查工作，由施工责任单位负责，利用便携式瓦斯检测仪每天至少检查一次机电设备周围的瓦斯浓度，并将检查日期、瓦斯浓度、检查人姓名填写在记录本上，每次因维修需要打开机电设备时，必须首先检查设备周围风流中的瓦斯浓度，只有低于1%时，方可作业，并将检查日期、瓦斯浓度、检查人姓名填写在记录本上。7、必须严格执行“三对口”制度，即井下记录牌、检查手册、瓦斯台帐三对口，要做到检查数据准确、齐全，上报及时。通风（瓦斯）调度日报、一通三防调度日报表等每日上报矿长、总工程师审阅。8、瓦斯员要注意检查采煤面电机处等死角地点的瓦斯浓度情况；检查栅栏处时，瓦斯员不得进入栅栏以内检查，只能检查靠近栅栏处上方；密闭处检查时，要检查墙前观测孔；检查峒室时，要检查峒室里端靠近回风处。检查上述地点时，要密切注意一氧化碳浓度和温度，发现意外情况，要立即向矿调度室汇报。9、检查路线要严格按照指定路线进行，在井下指定地点交接班，并有记录可查；无空班漏检、无虚报瓦斯现象出现。（二）监测监控仪器的配备和使用1、采煤工作面上隅角回风流距离开采线10米处必须安设甲烷断电装置，甲烷传感器瓦斯报警浓度T10.8%CH4；瓦斯断电浓度T11.5%CH4，断电范围：工作面巷道内全部非本质安全型电器设备，复电浓度T10.8%CH4。2、在回风顺槽距回风口1015m处安设甲烷断电仪，甲烷传感器瓦斯报警浓度T20.8%CH4；瓦斯断电浓度T21.0%CH4，断电范围：工作面巷道内全部非本质安全型电器设备，复电浓度T20.8%CH4。回风巷泵站前10米处必须安设甲烷断电装置，甲烷传感器瓦斯报警浓度T10.5%CH4；瓦斯断电浓度T10.5%CH4，断电范围：工作面巷道内全部非本质安全型电器设备，复电浓度T10.5%CH43、采煤工作面必须安设甲烷断电装置，甲烷传感器的电源安设在所有电器设备的闭锁开关电源侧,实现瓦斯电闭锁。甲烷传感器瓦斯报警浓度T10.8%CH4；瓦斯断电浓度T11.0%CH4，断电范围：工作面及其回风巷内全部非本质安全型电器设备，复电浓度T10.8%CH4。4、一氧化碳传感器报警点T24PPm；温度传感器报警点T26；瓦斯（一氧化碳、温度）传感器应垂直悬挂，距顶板300mm，距巷道帮200mm。传感器每10天标校一次。所有的监测数据必须通过监测电缆传输到地面监控室。5、瓦斯传感器标校牌板应设在传感器的下方，并随传感器及时前移。每次的标校数据要填写准确。6、工作面设备负荷侧应设置馈电状态传感器。（三）有毒有害气体检查仪器的配备和使用1、矿长、矿技术负责人、爆破工、采掘区队长、通风区队长、工程技术人员、班长、流动电钳工下井时，必须携带便携式甲烷检测仪。瓦斯检查工必须携带便携式光学式甲烷检测仪，安全监测工必须携带便携式甲烷检测报警仪或便携式光学甲烷检测仪。通风专业技术人员下井必须便携式甲烷-氧气两用检测仪，随时检查井下各地点的气体情况，发现问题，及时汇报、处理。2、爆破工在工作面进行爆破工作时，必须携带便携式甲烷报警仪；爆破作业过程中当报警（甲烷报警点为0.8%）时，停止装放炮，同时汇报调度室进行处理。3、当班班组长下井时必须携带便携式甲烷报警仪，并把报警仪悬挂在工作面回风隅角的巷道侧，距顶板不得大于300mm，距巷帮不得小于200mm；当报警时，必须停止工作，同时汇报调度室进行处理。4、流动电钳工下井时，必须携带便携式甲烷报警仪，在担负机电维修工作时，必须检查工作地点20m范围内检查甲烷气体浓度，有报警现象时，不得通电或检修，并汇报调度室进行处理。5、安监员下井时，必须携带便携式甲烷报警仪，负责“一炮三检”及“三人连锁”爆破工作。第九节 防灭火系统一、预测预报系统利用束管监测系统，进行预测预报工作。在工作面上隅角设一个束管采样头，每天对该处气体成分进行连续监测；每天对工作面回风隅角进行人工取样色谱分析。每天对束管监测数据和人工取样色谱分析结果进行分析，发现有芳香碳氢化合物或CO浓度超过0.0024%并增加较快时，及时采取相应措施。瓦斯检查员每班对工作面的回风隅角和回风流，用CO检测仪至少检查一次CO浓度；对高冒区等易发火地点，必须进行人工取样化验分析。 束管要做到吊挂平直，不漏气。二、综合防灭火措施1、喷洒阻化剂防火3109工作面推采过程中及停采后，对工作面运输巷放顶线、停采线及工作面后喷洒凝胶阻化剂防火。停采线及面后的遗煤必须喷洒严密。2、停采线注浆： 3109采面推进至停采线，该工作面所有电气、机械设备，采煤系统撤离完毕，在停采线处重新敷设一路100（或50）mm钢管，出口处钢管要留设2个以上三通阀门，并用金属网等物挡好，防止顶板跨落压坏。在上、下顺槽建筑两道密闭墙，密闭墙靠近上部预留注浆孔进行注浆，当注到注浆管的浆液不流动时，停止注浆，打开放水管阀门放水，再进行注浆。3、工作面进风隅角设全断面挡风帘，减少向采空区漏风。三、在3109工作面进风巷与回风巷的指定位置，按照设计尺寸砌筑好防火墙。第十节 安全监控系统矿井装备了KJ76N型安全监控系统。一、传感器的设置1、甲烷传感器的设置甲烷传感器的报警浓度、断电浓度、复电浓度和断电范围见表七2、一氧化碳传感器的设置本矿所采煤层具有自然发火倾向，在回采工作面回风巷设置一氧化碳传感器。一氧化碳传感器应布置在风流稳定、一氧化碳等有害气体与新鲜空气混合均匀的位置（距回风口10-15m的地方）。一氧化碳传感器的报警值为0.0024%。一氧化碳传感器除用于环境监测外，还可用于自燃发火预测。自然发火可根据工作面每天一氧化碳平均值的增量来预测，若增量为正，则工作面具有自然发火的可能。表七甲烷传感器设置地点报警浓度断电浓度复电浓度断电范围工作面回风巷（靠近工作面距煤壁不大于10米）0.8%1.5% 0.8%工作面全部非本质安全型电气设备工作面回风巷出口0.8%1.0% 0.8%回风巷内全部非本质安全型电气设备工作面上隅角0.8%1.5% 0.8%回风巷内全部非本质安全型电气设备泵站前10米0.5%0.5% 0.5%回风巷内泵站内全部非本质安全型电气设备3、温度传感器的设置温度传感器的设置地点及要求与一氧化碳传感器的设置相同。温度传感器的报警值为30。温度传感器除用于环境监测外，也可用于自燃发火预测。自然发火可根据工作面每天温度平均值的增量来预测，若增量为正，则工作面具有自然发火的可能。二、信号电缆和电源电缆的敷设安全监控设备间必须采用专用阻燃电缆，严禁与调度电话电缆或动力电缆共用。信号电缆和电源电缆敷设在动力电缆的另一侧，如果在同一侧时必须与动力电缆保持在0.3米以上的距离。三、安全监控设备的安装、使用和维护1、安全监控设备的供电电源必须取自被控开关的电源侧，严禁接在被控开关的负荷侧。2、安全监控设备的分站应设在便于人员观察、调试、检验及支护良好、无滴水、无杂物的进风巷道或硐室内，安设时应垫支架，使其距巷道底板不小于300mm，或吊挂在巷道中。3、安全监控系统、甲烷风电闭锁装置、甲烷断电仪必须装备备用电池，当电网停电后，必须保证正常工作时间不小于2h。4、需要经常移动的传感器、断电器及电缆等安全监控设备，必须由每班班组长负责按规定移动，严禁擅自停用。5、安全监控仪器设备必须定期调试校正，每月至少一次。为保证甲烷超限断电和停风断电功能准确可靠，每隔7天必须对甲烷超限断电闭锁和甲烷风电闭锁功能进行测试。6、安全监控系统中心站值班员必须认真监视监视器所显示的各种信息，详细记录系统各部分的运行状态，负责打印监测日报表，报矿长和技术负责人审阅。接到报警后，值班员必须立即通知调度室。7、安全监控设备发生故障时，必须及时处理，在故障期间必须采用人工监测等安全措施，并填写故障登记表。第十一节 供电系统一、供电情况3109采煤工作面设备分为两路供电，一路从二号变电所引出660v电源直供3109运输巷，给刮板运输机、信号综保等设备供电。另一路从二号变电所引出660v电源直供3109回风巷，给调度绞车、乳化泵站、回柱绞车、信号综保等设备供电。二、供电系统附表，供电系统图见图三。采煤工作面、上下顺槽机电设备负荷表 表八设备名称型号设备台 数（台）电 机 容量（kw）额定电 压 （v）额定电 流 （A）最大负荷kw3109运输巷刮板机SGW-30B9156601730调度绞车JD-11.4111.466012.511.4回柱绞车JH-8C17.56608.27.5信号综保BAZ-2.512.5KVA6602.5合 计13158.93109回风巷调度绞车JD-11.4111.466012.511.4乳化泵RB30/20023766040.537回柱绞车JH-8C17.56608.27.5信号综保BAZ-2.512.5 KVA6602.5合 计660.9总 计219.8第十二节 矿压观测一、矿压观测内容工作面矿压观测的内容主要有：支架阻力观测，顺槽超前支护范围内单体液压支柱观测以上下两巷顶底板和两帮移近量观测。观察的结果对工作面顶板及顶煤活动规律、来压特征、工作面支架的受力情况特点、支架对顶煤的适应性和控制效果，超前支承力影响范围和分布特点，顶板、煤层稳定性、工作面支护质量等进行定性分析，以便进一步了解煤岩体力学参数基础数据。二、观测方法1、工作面的矿压观测工作面投产前首先对支架进行编号，要求工作面设五个矿压观测区。工作面运输巷以上5m，回风巷下5m及采面中间各设一个观测区，工作面中部设三个测区，每班利用测压表进行观测，安全员监督，观测方法是对移架前和移架后的支柱进行观测，测压数据必须准确，并及时记录，上井后上报技术处。2、顺槽超前支护范围单体液压支柱阻力观察每班至少一次进行测压观察，观察数据上报技术科，发现不合格要求的支柱，必须及时进行二次注液或更换。3、支护质量观测每班由跟班区长进行质量验收，对存在的问题立即进行整改，当班整改不完，必须向下一班交代清楚，由下一班进行整改，必须达到合格才准下一班生产。观察的内容包括支架初撑力、煤壁片帮情况、梁端距，采高及端面顶板冒落情况，上下出口支护质量，两顺槽单体支柱，超前支护质量等。4、观察时间要求工作面：观察从工作面投产至工作面收尾。顺槽：观察至工作面收尾。支护质量观测：整个生产期间。第十三节 避灾路线所有施工人员必须熟悉工作面避灾路线，当工作面发生水、火、瓦