综采工作面作业规程.doc

此文档收集于网络，如有侵权，请联系网站删除第一章 采煤工作面概况序号项目内 容 说 明1工作面位置 煤层名称戊10水平名称二水平采区名称戊二采区工作面名称戊10-22160地面标高（m）190385工作面标高（m）-481-5602工作面范围走向长度（m）外段:1818倾斜长度（m）外段:180里段:404里段:260面积（m2）外段:359550里段:1497603井下位置及四邻采掘情况西部是锅底山断层边界；东部是戊二下山保护煤柱；浅部为戊10-22140采空区；深部为未采动煤体。外段上覆为戊8-22160、戊8-22140采空区。4地面相对位置龙山以北530m5回采对地面设施影响无影响第二章 采煤工作面地质条件第一节 工作面地质条件项目序号内容说明煤层赋存条件1煤 层厚度(m)稳定程度稳定煤层变异系数6.32赋存状况走向长度(m)1997倾斜长度(m)180倾角5762603概 况工作面煤层厚度基本稳定，外段煤层往西呈上坡趋势，里段呈下坡趋势，该工作面戊9与戊10分层，间距向西逐步变大，最厚达到6m左右，与戊8间距在5-14m，煤厚一般在0.6m-3.9m,常见煤厚2.8m，构造附近煤层有明显薄厚变化现象。4煤 质M%A%V%Q千卡/公斤FC%S%Y%工业牌号1.3036.9633.2326.001/3焦煤煤层顶底板情况顶板名称岩石名称层厚(m)岩性描述基本顶粉砂岩1.04.8灰色块状，全层夹细砂岩，条带夹0.05m细砂质，条带具缓波状层理，中部夹菱铁质0.010.1m数层直接顶砂质泥岩0.93.0深灰色，块状，含细小云母及植物化石碎片，隐现水平层理。伪 顶无无无直接底泥及砂质泥岩1.03.2灰色，块状，含砂量不均，局部为粉砂岩，上部微含铝土质，含较多植物根化石。基本底细砂岩02.7灰色块状,全层夹0.030.05m细砂岩，上部、下部似细砂岩及粉砂岩互层中下部夹0.4m深灰色粉砂岩第二节 地质构造概 述：该工作面呈缓倾斜单斜构造，煤层倾角825，平均10左右，资料显示，掘进施工期间机风两巷揭露落差0.212m断层96条，其中风巷揭露F10断层落差12m，走向影响130m,机巷揭露F19断层落差12m,走向影响100m,该两条断层对回采影响较大。对回采有一定影响的断层列下29条，断层分布详细看煤层等高线图。断层名称走向倾向倾角性质落差(m)回采影响F44613640正断层1.6小F56233247正断层2.8小F66233257正断层1.2小F78735750正断层1.0小F86633640正断层1.8小F91142430正断层1.4小F1014323335正断层12.0中F111310360正断层1.2小F126615630正断层1.6小F131410445正断层3.9中F141010055正断层1.6小F1519142正断层2.7小F161334356正断层1.6小F173112150正断层3.1中F181657540正断层12.0中F192211222正断层2.3小F201091960正断层1.8小F275514540正断层1.6小F284231240正断层1.0小F292729780正断层5.0中F301028040正断层1.0小F311728745正断层1.7小F32727762正断层2.9小F3317526530正断层1.2小F341344436正断层1.3小F351687845正断层3.4中F363630650正断层3.2中F378035060正断层2.0小F38111213060正断层6.0中物探情况第一物探异常区YC1：机巷位置+4点内40m，推断为机巷揭露的F1、F2断层的影响；第二物探异常区YC2：-4点72m-5点59m，推断为F5、F6、F7断层影响所致；第三物探异常区YC3：切1点切1点里22m，推断为风巷揭露的F9断层和2条小断层影响所致；第四物探异常区YC4：-10点里23m-11点里25m，推断为风巷揭露F10断层影响所致，YC2和YC3可能为F10断层影响所致；第五物探异常区YC5：-14点里54m-15点里37m，推断为风巷揭露F11和F12断层影响所致，也可能是风巷揭露的F10断层向面内影响所致；第六物探异常区YC6：-21点-23点里82m,推断为薄煤带范围，风巷向里影响约120m范围；第七物探异常区YC7: -33点前55m-33点前90m,推断为机巷H=5m的断层影响所致，并且延伸至风巷H=1.3m断层位置，该范围沿工作面走向影响35m左右，靠近机巷。第八特探异常区YC8：风巷位置：-33点36m-33点前84m，机巷位置：+29点前115m+29点前143m,推断为机巷H=3.4m的断层并向面内延伸导致煤层厚度变化所致，该范围沿工作面走向影响60m左右，且靠近机巷；C1：-8点里20m-8点里105m,推断为风巷揭露的断层影响所致；C2：-17点17m-18点里7m,+14点+14点里14m,推断为机巷揭露的F13，F14断层和风巷揭露的F16断层在面内的影响范围；C3：+15点里73m+15点里86m,推断为机巷揭露的H=3.5m断层在面内的影响范围；C4：-19点-19点里45m,+17点里12m+17点里23m,推断为机巷揭露的H=12m和风巷揭露的F17断层在面内的影响所致。注：“YC”为物探实测异常区域；“C”为实际揭露断层推测区域第三节 水文地质、影响回采的其它因素序 号项 目内 容1工作面涌水最大涌水量17m3 /h 正常涌水量10m3 /h2采空区积水采区内水文地质条件中等，水源主要为顶板砂岩含水层、裂隙水、老空水。风巷掘进期间对戊10-22140老空积水进行探放水，为预防二次积水，在最低点留有观测孔并保持畅通。3其它地点积水工作面生产用水流向机巷低洼处积水，应安装相匹配水泵，完善排水系统。4瓦 斯绝对涌出量4.97m3/min 相对涌出量1.79m3/t（六矿通风科）5煤 尘煤尘爆炸性指数30.84%34.94%6自燃情况发火期36个月地温37.5C地压无7普氏硬度煤 层夹 矸直接顶直接底1-1.51-1.515-31-1.58工作面内影响回采因素及建议1、区内断层较多，造成局部顶板破碎及煤层断失，回采前编制相关安全技术措施。2、工作面一切眼里124m，距风巷46m处，上覆为戊8-22140机巷老巷，巷道存在积水条件，预计水量1416m3 ,建议提前做好探放水工作。3、一切眼以里，上覆戊8煤未开采，在回采期间加强顶板及瓦斯防治工作。4、开掘设计及构造影响，回采期间工作面有三次大的改造调整，即：里段回采404m后整体搬家跳入二切眼，回撤多出设备；二切眼向外推进249m受机巷F18断层（H=12m）影响,缩采151m上部回采到改造切眼进行对接；一切眼里183受风巷断层F10(H=12m)影响，缩采下部回采到一切眼对接。9储量计算块段号走向长（m）倾斜长（m）面积（m2）煤厚（m）容重t/m3工业储量（t）回采率（）可采储量（t）118181803272402.81.45132.86万95%126.2万24042601050402.81.4542.65万95%40.5万10服务年限单刀进尺单日进尺月生产循环月推进度单月产量(t)服务年（月）限0.8m6.4m28天179m13081310个月0.8m4m28天112m 1182774个月第四节 煤岩综合柱状图第三章 采煤方法第一节 巷道布置一、采煤方法及选择依据（一）满足安全、经济、采出率高的原则；（二）可以实现安全高效生产的原则；（三）煤炭质量好，在可能的条件下尽量多出块煤，减少水分。遵循以上原则及矿井地质条件，该工作面选用走向长壁后退式采煤法作业；全部跨落法管理顶板。二、工作面机、风巷参数序 号项 目说 明1机巷断面13.5m2支护方式锚网、锚杆支护；拱形棚支护位置戊二轨下用途1、工作面进风、行人；2、运输采出煤炭的通道。2风巷断面13.5m2支护方式锚网、锚杆支护；拱形棚支护位置戊二轨下用途1、工作面回风、行人；2、运输材料及设备的通道。三、机、风巷剖面示意图及工作面巷道布置平面示意图第二节 采煤工艺序号项目内 容1采煤工艺综采采煤工作面破煤、装煤、运煤、支护和处理采空区全部实现机械化的采煤工艺采高2.8m循环进度0.8m落煤依靠采煤机滚筒落煤装煤依靠采煤机滚筒螺旋叶片和运输机铲煤板装煤运煤工作面刮板运输机运煤机 巷桥式转载机运煤顶板控制工作面液压支架支护顶板割煤方式采煤机割煤方式：（一）双向割煤,进刀方式斜切进刀，其顺序为：1、采煤机上(下)行割煤至机尾（头）； 2、采煤机反向牵引，缓快下（上）行扫浮煤,距机尾（头） 30m处机身进入煤壁；3、机尾（头）推溜后，上（下）行割煤至机尾 （头），反向牵引下（上）行割煤至机头（尾）；4、然后正常割煤。（二）单向割煤,进刀方式斜切进刀，其顺序为： 1、采煤机上（下）行割底煤至机尾（头）后（前）30m时往上（下）割顶煤移架；2、采煤机反向牵引，用下 （上）刀割顶煤，运输机机尾（头）依次顺斜后（前）30m溜子至一个步距，然后依次往下（上）割顶，移架至机头（尾）；3、机头（尾）割透后推溜，依次采煤机往上 （下）割底煤，推溜至机尾（头）30m处时完成本次循环；4、然后正常下一循环。采煤机进刀方式示意图2施工流程回采流程交接班 采煤机由运输机机头（尾）30m处进刀采煤机向机尾（头）割煤移架推溜采煤机割上（下）缺口采煤机由机尾（头）返向中部斜切进刀30m推机尾（头）移架采煤机返向机尾（头）割三角煤采煤机向机头（尾）割煤移架推溜（下一个循环开始）循环图表3正规循环生产能力计算用下列公式计算W=LShR。式中W为工作面正规循环生产能力；L外为工作面平均长度取180m；L里为工作面平均长度取260m；S为工作循环进尺取0.8m；h为工作面设计采高取2.8m；r为煤的视密度取1.45；W里=2600.81.452.8=844t；W外=1800.81.452.8=584t；4采 煤、运输、设备名称主要参数数量采煤机型 号MGTY400/930-3.3-WD无链交流变频电牵引滚筒直径2000截割电机功率2400kw电压3300V截深830mm牵引电机功率255kw电压380V生产能力2000t/h调高泵电机功率20kw电压3300V采高范围2.0m3.5m牵引速度07.712.8m/min降尘方式内外喷雾牵引力750KN450KN1台运输机型 号SGZ-800/750机电功率2375KW运输能力1400t/h刮板链速度1.31m/s刮板间距1008mm刮板链型式中双链圆环链规格34126-c冷却方式水冷（电机、减速机）1部支护设备转载机型号SZZ-830/250机电功率250KW长度37.5m刮板链速度1.35m/s运输能力1500t/h刮板链型式中双链刮板间距756mm圆环链规格34126-c1部液压支架型 号ZY5000-18/38D掩护式支撑高度1800mm3800mm支架间距1500mm工作阻力5000KN初撑力3866KN支护强度0.760.80MPa(f=0.2)对底板比压1.872.21MPa(f=0.2)移架步距0.8m操作方式电液邻架控制适应煤层倾角15适应泵站压力31.5MPa运输尺寸625014301800mm支架重量16.1t122架5工作面设备布置示意图第三节 顶板管理一、 支护设计采面用ZY5000-18/38D型电液控掩护式液压支架，该支架初撑力为3866，双立柱工作阻力为5000，支护强度0.70.80a，底板比压为1.872.21a，运输尺寸为625014301800mm，其中前梁长3.867m。（一）顶板压力估算。1、8倍采高顶板岩性分析据采面煤岩综合柱状图知：砂质泥岩累计厚度为22.14m，容重为2.5tm3；细粉砂岩、细砂岩累计厚度为6.74m，容重2.8tm3，加权平均求顶板岩体容重为： 22.142.56.742.8R 2.57tm3 22.146.742、顶板压力估算根据邻近采面的经验，顶板压力取8倍采高的岩石重量。P89.81103MR89.811033.82.570.77MPaP支架的支护强度M采煤工作面采高，取3.8mR岩石容重，取2.57tm3QPS0.77143038674258KN式 中：Q顶板估算压力S支架支护面积，14303867mm3、底板比压估算P（QG）S(4258157.9)138026541.21MPa式 中：P底板比压G支架自重，取16.1t157.9KNS支架底座面积13802654mm24、安全性能比较从以上1、2项计算数据知：P 0.77MPa0.76-0.80MPaQ 4258KN5000KNP1.21MPa1.87-2.21MPa由于计算出来的支架支护顶板的强度、顶板压力、底板比压均小于拟用支架的设计参数，所以，使用ZY5000-18/38D电液控掩护式液压支架能够满足采面顶板支护的安全要求。（二）乳化液泵站的选取1、泵站参数乳化液泵型号BRW400/31.5公称流量400L/M额定压力31.5Mpa进水压力常压电机功率250kw曲轴转速650r/min柱塞数目5柱塞行程84mm柱塞直径45mm乳化液泵箱号RX400/252、使用要求（1）未经专门培训，没有上岗证的人员不准操作泵站设备。（2）按30MPa规定压力供液，不准随意更改。（3）各种液压、电器保护装置必须灵敏可靠，不准甩掉。 （4）按人工混合配制方式规定配制乳化液，配比浓度严格控制在3%5%，用折光仪检测配比浓度。（5）泵体和液箱应保持水平、稳定，每次移动后要及时调整。 （6）泵站司机有权拒绝违章指挥。二、工作面顶板控制（一）采面使用ZY5000-18/38D电液控掩护液压支架，垮落法控制顶板，最大控顶距为4.67m；最小控顶距为3.87m。（二）ZY5000-18/38D电液控掩护液压支架主要技术参数： 1、立 柱： 2个型 式： 单伸缩带机械加长段缸 径： 280 mm杆 径： 260/219mm初 撑 力（P=31.5MPa）： 1933KN工作阻力 (P=40.6MPa)： 2500KN行 程： 1868(873+995)mm2、推移千斤顶： 1个型 式 普通双作用缸径/柱径 160/95mm行 程 900mm推溜力/拉架力 408/222（差动）KN3、护帮千斤顶： 1个型 式 普通双作用缸径/柱径 125/85mm行 程 390mm初撑力（P=31.4MPa） 385/207KN工作阻力（P=40.6Mpa） 498KN4、侧推千斤顶： 4个 型 式 普通双作用缸径/柱径 63/45mm行 程 170mm推力/拉力 98/48KN5、平衡千斤顶： 1个型 式 普通双作用缸径/柱径 180/105mm行 程 615mm初 撑 力 （推/拉P=31.5MPa） 799/527KN 工作阻力 （推/拉P=40.6MPa） 1033/682KN6、抬底千斤顶： 1个型 式 内进液缸径/柱径 110/85mm行 程 250mm撑力/收力 (P=31.4Mpa) 298/ 120KN （三）对伞檐的要求，工作面伞檐长度超过1m时，其最大突出部分不得超过200mm；工作面伞檐长度在1m以下时，其最大突出部分不得超过250mm。（四）支架布置方式：采面支架布置呈两条直线，机头三架和机尾四架呈一条直线，落后其它支架800mm，其余支架排成一直线，支架采用电液控成组或临架控制操作。（五）工作面液压支架支护方式采用及时支护方式。遇特殊条件可采用滞后支护方式。移架方式,要根据工作面顶板和硬帮的情况而定,工作面顶板和硬帮稳定,可采取“分段移架”的作业方式,液压支架及时支护操作程序:采煤机割煤移架推移运输机；滞后支护操作顺序：采煤机割煤推移运输机移架。（六） 拉架距采煤机后滚筒3架5架进行。支架拉过后初撑力必须大于24MPa，当工作面顶板破碎时要提前拉架，每个循环支架拉移0.8m。机头、机尾拉移时其前后5m范围内不得有他人工作或停留。拉架后进行推溜，运输机弯曲长度不小于18m，推运输机时在距采煤机后滚筒之后15m处进行，推运输机时必须保证框架平、直。三、端头支护及上、下安全出口（一）上端头利用工字钢配合单体柱沿倾向架棚控制顶板，棚距70050mm（倾向宽度小于3m时，沿最后一架支架上帮架设两棚走向棚支护顶板。（二）下端头用工字钢配合单体柱支护顶板。运输机机头上方用两根4.4m长的花边梁架抬棚，沿走向一梁三柱架设，大梁上托3m长钢梁，棚距70050mm，大梁随采面的推进，交替迈步前移，联锁长度不小于2.6m。如果顶板破碎，则采取齐头前移花边梁架抬棚。(三)花边梁上托的倾向棚缩小棚距，顶梁严禁上支架，同时距支架不超过0.3m,运输机两侧必须都打有单体柱，保证起到抬棚的作用，严禁独腿单挑现象。（四）上下端头放顶线处均采用一排密集支柱支护，柱距不大于0.5m，放顶线以里局部悬顶和冒落不充分（面积大于2m5m）的应采取强制放顶措施。不能强制放顶时沿切顶线站密集柱支护加强顶板管理，每班班长以上跟班干部不定时巡视顶板，加强矿压观测及顶板支护，高度超过1.5m时需有挡矸措施。（五）上、下端头放顶线处若顶板破碎或压力较大时，架设木垛进行支护。（六）上、下出口处帮顶需刹实背严，柱子要站在实底上，单体柱每垂m迎山下扎150mm200mm 站成直线，严禁退山。（七）上端头倾向钢梁在移架前及时回收，遇地质条件异常或顶板破碎时，可用圆木替换。原顶板锚杆托板和锚锁盘进入前梁前一排及时拆卸，遇顶板破碎离层时可适当保留不予拆卸。（七）机风两巷超前支护1、在机风两巷为锚网支护区域内，要采用沿倾向架设钢梁的支护方式作为超前支护：用3.0m或3.5m的钢梁（11#工字钢）做梁，DZ型单体柱（长度根据两巷高度选择）做腿。机巷、风巷超前支护棚距700mm50mm，机巷、风巷超前自煤壁向外20m范围一梁三柱(根据顶板压力补柱)，其余范围一梁两柱。若顶板压力大或顶板破碎时要适当调整棚距，机巷、风巷超前支护长度均不低于50m。 2、在两巷为金属拱型棚支护区域内，要首先替棚，然后再架超前进行支护，支护形式同上，替棚时顶板刹实背严，柱肩背实，单体柱迎山有力。3、超前支护所用的单体柱必须迎山有力，使用单体柱型号为DZ100mm型（单体柱长度根据巷道高度变化调整），初撑力不低于90KN，若单体柱钻底量超过100mm或单体柱不够高时，必须加垫柱鞋或道木。4、超前支护所用的单体柱必须全部实现联锁防倒，以防单体柱歪倒伤人。5、两巷超前支护地段及上、下安全出口的人行道宽度在0.8m以上，高度1.8m以上。回收出来的柱梁等杂物要按指定的地点码放，严禁乱扔乱放影响行人及文明生产。6、机、风两巷顶板与采面顶板严禁错差超过400mm，超过400mm必须及时挑顶衬平以减少错差。7、最后一架必须托风巷顶板300mm以上，严格控制支架下滑。8、安全出口和两巷超前支护必须设专人维护，发生断梁折柱必须及时更换，巷道底鼓变形时必须及时拉底。9、工作面机、风巷支护及端头支护示意图（1）工作面机、风巷支护示意图；（2）端头支护示意图四、顶板动态监测（一）监测范围：工作面和机、风两巷。（二）采面每架在立柱下腔装有压力监测表，实时监测液压支架初撑力及工作阻力。（三）工作面两巷超前范围内，每班指定专人利用测压枪及时检测单体液压柱初撑力及工作阻力并检测记录。（四）管理方法：1、验收员具体负责检查监测仪器的完好性及数据的收集；液压支架检修工具体负责仪器的安装、维护工作。2、技术员具体负责每旬进行数据统计、分析、总结矿压规律，瓦斯涌出规律，掌握工作面推进预测预报顶板压力情况等，及时采取措施，控制顶板压力，从而指导安全生产。工作面所有人员必须保护监测设施，监测工及管理人员搞好日常检测，及时分析、总结规律，指导安全生产。备 用 物 料材料名称规格数量用途存放地点单体液压支柱DZ3.5m100棵两巷支护或抢险风巷超前以外200米范围内单体液压支柱DZ3.15m50棵两巷支护或抢险风巷超前以外200米范围内单体液压支柱DZ2.8m50棵两巷支护或抢险风巷超前以外200米范围内工字钢3m30根风巷架棚或抢险风巷超前以外200米范围内工字钢3.5m30根机巷架棚或抢险风巷超前以外200米范围内圆 木1802800mm50根刹顶或抢险风巷超前以外200米范围内圆 木1402400mm50根刹顶或抢险风巷超前以外200米范围内半圆木1602400mm50根刹顶或抢险风巷超前以外200米范围内半圆木1601002800mm50块刹顶或抢险风巷超前以外200米范围内半圆木1601002000mm50块刹顶或抢险风巷超前以外200米范围内管理办法1、备用物料实行挂牌管理，标明规格数量，刹顶或抢险用。2、设专人或兼职管理，随时码放整齐；堆积面积不得超过巷道断面的三分之一。3、队管人员清楚地了解工作面备用物料情况，确保足够数量和质量的物料备应急使用。4、风巷距采面100m范围内准备部分单体柱、圆木、半圆木等抢险用料，其它物料放置在100m以外。第四章 安全生产系统第一节 运输系统一、运煤、运料路线（一）运煤路线1、戊10-22160采面戊10-22160机巷五、四、三、二、一部丁二互转巷三、二、一部丁二高强西翼转载皮带仓上二、一部丁二煤仓戊二上山高强戊二煤仓暗斜转载暗斜明斜2、戊10-22160采面戊10-22160机巷五、四、三、二、一部戊二皮下戊二新仓丁二互转巷（技改）丁二煤仓（普强）戊二上山高强（主井）戊二煤仓暗斜转载暗斜明斜（见附图4-1）（二）运料路线1、北山副井 -440大巷戊二轨下上车场戊二轨下戊10-22160风车场戊10-22160风巷采面（见附图4-2）2、南山副井戊二暗轨上车场戊二暗轨440大巷戊二轨下上车场戊二轨下戊10-22160风车场戊10-22160风巷采面（见图4-2）第二节 通风系统一、工作面通风设施（一）风门安设位置及技术管理要求1、风巷片盘向里安设一组（两道）风门，正反风门齐全，连锁可靠保证不得同时敞开。2、风门技术及管理（1）风门墙体结构和使用材料采用不燃性材料构筑，其墙厚度不小于0.8m。（2）两道风门间距15m，风门上方应有牌板说明。（3）两道风门中间安装风门开状态报警器与风门连锁，各个生产班每班指定专人看管风门，严禁风门随意敞开。（4）发现风门损坏及时向通风部门汇报，修复风门。（5）风门看管人员入井前到井口便携发放室签到。（二）密闭及栅栏1、机、风巷片盘附近有密闭，分别是戊8-22160风巷密闭、戊10-22160风巷出煤道挡风墙、戊8-22180风巷密闭。2、每道密闭及专回口处各安设一道栅栏，其高度不低于巷道高度的2/3，并有禁止入内警示。二、工作面风量计算采煤工作面实际需要的风量，应按照瓦斯或二氧化碳的涌出量，工作面气温、人数等因素分别进行计算，并用风加以校验。（一）采煤工作面按气象条件确定需风量，其计算公式为：Q采1= 6070%SV采k采高k采面长 (m3min) =6070%11.9842.51.21.4 =2113.98(m3min)式中:Q采1 采煤工作面需风量,m3min；S 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，11.984m2；V采 采煤工作面的风速，按采煤工作面风流的温度从表3 中选取，2.5m/s；k采高 采煤工作面采高调整系数1.2，具体取值见表1；k采面长 采煤工作面长度调整系数1.4，具体取值见表2；70% 有效通风断面系数；60 为单位换算产生的系数。表1 K采高回采工作面采高调整系数采 高（m）2.02.02.52.5以上或放顶煤系数(K采高)1.01.11.2表表2 K采面长 回采工作面长度调整系数 回采工作面长度(m)180长度调整系数(K采面长)0.91.01.11.21.31.4回采工作面空气温度/0C采煤工作面风速 V采（m/s）201.020231.01.523261.51.826281.82.528302.53.0备注：采煤工作面温度测点，应选择在工作面距回风巷15m处的风流中。表3 V采回采工作面气温与对应适宜风速（二）按照瓦斯涌出量计算需风量（抽采瓦斯的矿井，应按抽采瓦斯后煤层的瓦斯涌出量计算风量）Q采2 = 125q采KCH4(m3/min) =1254.971.8=1118.25m3/min式中：Q采2 回采工作面实际需风量，m3/min；q采 回采工作面回风巷风流中瓦斯的平均绝对涌出量，4.97m3/min；KCH4 采面瓦斯涌出不均衡通风系数1.8(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)。125 回采工作面回风流中的瓦斯浓度不应超过0.8%的换算系数。（三）按照二氧化碳涌出量计算需风量Q采3 = 67q采KCO2(m3/min)=67 2 1.5=201（m3/min）式中：q采3 采煤工作面回风巷风流中绝对二氧化碳涌出平均量，2m3/min；KCO2 采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，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绝对二氧化碳涌出量的比值；67 按采煤工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5的换算系数。（四）按炸药量计算需风量二、三级煤矿许用炸药Q采4 10A 10990（m3/min）式中：A 采煤工作面一次爆破所用的最大炸药量，取9kg；10 每千克二、三级煤矿许用炸药需风量，m3/min。（五）按工作人员数量计验算Q采5 4N (m3min) 429116（m3/min）式中：N 采煤工作面同时工作的最多人数，29人；4 每人需风量，m3/min。（六）按风速进行验算： 验算最小风量Q最小 600.25 S最大=600.259.1532=137.298 m3/min S最大= 70% L最大h =70%4.672.8=9.1532 m2 验算最大风量Q最大 604.0 S最小=604.07.5852=1820.448 m3/min S最小= 70% L最小h =70%3.872.8=7.5852 m2 综合机械化采煤工作面，在采取采煤机喷雾降尘等措施后，验算最大风量Q最大 605.0 S最大605.09.17282751.84 m3/min式中：S最小 采煤工作面最小控顶70%有效断面积，7.5852m2；L最小 采煤工作面最小控顶距,3.87m；h 采煤工作面实际采高,2.8m；S最大 采煤工作面最大控顶70%有效断面积，9.1532m2；L最大 采煤工作面最大控顶距,4.67m；0.25采煤工作面允许的最小风速，m/s；70% 有效通风断面系数；4.0 采煤工作面允许的最大风速，m/s；5.0 采煤工作面允许的最大风速，m/s。经比较分析：Q小=137.298 m3minQ采12113.98m3/minQ大2751.84m3/min符合风速验算要求。采面配风量为2113.98m3/min。三、通风路线（一）新鲜风：北山副井-440大巷戊二轨下上车场戊二轨下戊10-22160机巷戊10-22160采面（详见附图4-3）（二）乏 风：戊10-22160采面戊10-22160风巷戊二西翼专回东西专回联络巷戊二东翼专回北一回风井（详见附图4-3）四、防治瓦斯（一）瓦斯检查1、按照煤矿安全规程规定，工作面瓦斯检查点有风巷各机电设备安设位置、密闭处、栅栏处、回风流中、上隅角、机巷设备列车处及有人作业的施工地点。2、根据“双十条”瓦斯防治管理规定突出矿井采煤工作面每班安排两名瓦斯检查员，一名跟机作业，另一名检查员巡回检查，即当班进班1小时内、当班班中、当班班末1小时内分别将各检查点瓦斯测量一遍，并填写当班瓦斯日报。3、当班跟班干部、班组长、采煤机司机、电钳工必须携带便携式瓦斯检测仪，并将上隅角悬挂便携，机尾工作人员随时观测上隅角瓦斯。4、当工作面及巷道风流中瓦斯浓度达到1.5%和二氧化碳浓度达到1.5%时，必须停止作业，撤出人员，切断电源，进行处理。5、瓦斯报警撤人后需恢复生产时，必须经救护队检测巷道瓦斯浓度不超过1%和二氧化碳不超过1.5%时放可供电恢复生产，否则除救护队排放及检测瓦斯人员外，其他任何人员禁止入内。（二）瓦斯监测1、本采面在生产过程中，设置里中外瓦斯传感器，瓦斯传感器采用GJC40A型甲烷传感器，里瓦斯传感器位于风巷距离采面5m10m，距上帮不小于200mm，距顶不大于300mm处，随工作面的推进向外移动；中部瓦斯传感器位于1200m上帮；外瓦斯传感器位于距回风口以里10m15m处，且距上帮不小于200mm，距顶不大于300mm，并且该位置处还各设置一个GYH1000型一氧化碳传感器、KGW5型温度传感器与地面矿井安全监控系统中心站联网，悬挂处必须确保顶板完整干燥，无淋水、支护安全有效。（详见附图4-10）2、监测队负责每七天对探头调校一次进行断电功能测试，确保监测监控系统的灵敏可靠。3、每班在机尾上隅角处挂一台JCB4(A) 型便携式瓦斯报警仪，对上隅角24小时监测，在上隅角距巷道顶板不大于300mm或巷帮部凹进的不规则部位的巷道风流中，或人工检测的瓦斯浓度最高区域。跟班干部、班长、流动电钳工及割煤机司机随身带瓦斯便携仪。4、GJC40A型甲烷传感器报警值为0.6%，断电值为0.8%,复电值为小于0.8%，断电范围为风、机两巷及采面所有非本质安全型电器设备。第三节 供电系统一、供 电（一）工作面供电工作面设备列车供电由戊二轨下变电所14#高爆开关和23#高爆开关分别供6KV高压至戊10-22160风巷里1850m处1600KVA移动变电站和两台1250KVA移动主为电站，由移动变电站输出3300V高压和1140V低压供采面设备使用。（二）660V供电系统1、风 巷：戊二轨下变电所9#低压分总开关供660V低压到戊10-22160风巷和戊二轨下变电所9#高爆开关供6KV到戊10-22160风巷一、二号切眼内两台移动变电站向风巷供660V低压。2、机 巷：二切眼移动变电站戊10-22160机巷绞车（三）电缆敷设1在水平巷道或倾角在30以下的巷道中，电缆应用吊钩悬挂；2倾角在30及其以上的巷道中，电缆应用夹子、卡箍或其它夹持装置进行敷设。夹持装置应能承受电缆重量，并不得损伤电缆。3、水平巷道或倾斜巷道中悬挂的电缆应有适当的弛度，并能在意外受力时自由坠落。两巷悬挂高度应保证电缆在矿车掉道时不受撞击，在电缆坠落时不落在轨道上。4、电缆悬挂点间距，在水平巷道或倾斜道巷内不得超过3m。5、过风门沿钻孔敷设的电缆，钻孔必须加装套管。6、电缆不应悬挂在风管或水管上，不得遭受淋水。电缆上严禁悬挂任何物件。电缆与压风管、供水管在巷道同一侧敷设时，必须敷设在管子上方，并保持0.3m以上的距离。7、巷道内的通信和信号电缆应与电力电缆分挂在巷道的两侧，如果受条件所限的巷道内，应敷设在电力电缆上方0.1m以上的地方。8、高、低压电力电缆敷设在巷道同一侧时，高、低压电缆之间的距离应大于0.1m。高压电缆之间、低压电缆之间的距离不得小于50mm。9、巷道内的固定电缆，沿线拐弯或分支点以及连接电缆的接线盒两端、穿墙电缆的墙的两边都应设置注有编号、用途、电压和截面的标志牌。二、供电系统（一）工作面供电系统图（详见附图4-4）（二）风巷供电系统图（详见附图4-5）第四节 液压系统一、供液方式及电气设备（一）设备列车放于风巷里1850m1930m处，采用“四泵二箱”为工作面远距离供液。（二）1#乳化泵功率为250KW；2#乳化泵功率250KW，3#乳化泵功率为250KW；4#乳化泵功率250KW，（三）电气控制为QJZ-400/1140六组合开关启动电机。（四）工作面液压支架操作采用电液控制设定邻架或本架操作；泵箱、液压泵、支架组合成闭式循环。二、供液系统示意图（一）图例（二）用KJR6-51-35/5000高压胶管向支架供液，KJR4-51-20/5000高压胶管由支架向泵箱回液。第五节 供水降尘系统一、供水线路（一）风巷：北山副井-440大巷戊二轨下上车场戊二轨下向下戊10-22160风巷采面（详见附图4-6）（二）机巷：北山副井-440大巷戊二轨下上车场戊二轨下向下戊10-22160机巷采面（详见附图4-6）二、综合防尘参数(一)风巷设备列车处安设两台BPW-315/12.5型喷雾泵，用KJR6-25高压管向采面采煤机外喷雾供水降尘。（二）机（风）巷铺设75mm-L3m水管供水，机（风）巷每隔50m安设个三通阀门供两巷冲尘用（详见附图4-7）。（三）风巷2道净化水幕，其中第一道净化水幕安设在距工作面50100m处，另一道距工作面30m50m；机巷50m范围内安装两道净化水幕，覆盖全断面。（四）风巷、风车场、回风道每天零点班完成洒水冲尘，冲尘时要求覆盖顶板、巷道两帮和底板，电缆、电气设备上严禁洒水，用干抹布除尘。（五）采煤机内喷雾如不能使用，外喷雾供水压力不得低于8MPa，压力不足时要求使用喷雾泵供水降尘；（六）转载机、运输机喷雾要求硬连接，喷雾阀门距司机位置不大于5m,且在人行道侧。（七）机巷破碎机必须安装防尘罩，并加装喷雾装置。（八）采面每10m安设一组架间喷雾，机尾后20架两道喷雾要求割煤时必须开启。（九）上隅角必须安装一道喷雾，要求割煤，拉架时必须开启。（十）采面如需打钻时，每台钻机下风侧均设一组喷雾和捕尘网，采用湿式打眼，严禁干打眼。三、隔绝瓦斯、煤尘爆炸方式（一）机（风）巷距工作面60m200 m；距巷道交叉口、拐弯处吊挂50m75m；距风门大于25m范围内设置12道隔爆水袋，每道6袋，间距1.2 m3 m，总长度不低于20m,水量不少于200L/m2，要求吊挂平直，水量充足，覆盖巷道全断面。（二）专职防尘员三天检查一次隔爆水袋的完好状况并及时补充水量。（三）当隔水棚距工作面60m时，由队值班领导安排当班人员配合防尘员将隔爆水袋按规定整组外移140m并及时补充水量。第六节 排水系统一、排水设施采区内水文地质条件中等，正常涌水量为10m3 /min，水源主要为顶板砂岩含水层、裂隙水、采空区积水和采面生产用水会对回采有一定影响，上覆机巷戊8-22140机巷里120m存在积水,回采期间需探放水。目前在风机两巷设有泵窝，风巷9个，机巷6个,泵窝尺寸：长宽深3m3m1.5m。风机两巷的水通过排水沟流到泵窝，使用潜水泵通过75mm-L3m管路外排，泵的型号为：BQW-33-5.5/660、BQS150-37/660、和固瑞克（HUSKY）气动隔膜泵。二、排水路