综采工作面回采作业规程(完善).doc

第一章 概 况第一节 工作面位置及井上下关系煤层名称工作面名称地面标高井下标高地面相对位置回采对地面设施的影响回采时会造成地表农田塌陷，影响农业生产。井下位置与四邻关系走向长度倾斜长度面积本工作面为 综采工作面，具体位置及井上下关系见表1。表1 工作面位置及井上下关系表第二节 煤层赋存情况本工作面设计开采15#煤层，煤层赋存情况见表2表2 煤层情况表煤层厚度(m)煤层结构煤层倾角（）开采煤层硬度煤种稳定程度煤层情况描述第三节 煤层顶底板1、顶板：伪顶为泥岩，厚度一般为0.10m，灰色，以砂质泥岩为主，不易管理；直接顶多为石灰岩，平均厚度8.31m，深灰色，质不纯，致密坚硬，局部有燧石。2、直接底为炭质泥岩，厚度为0.5m，深灰砂岩，含云母碎片；老底为铝质泥岩或泥岩，以铝土质泥岩为主，见水易软化，不易管理。附图1：煤层柱状图表3 煤层顶底板情况表顶底板名称岩石名称厚度/m岩性特征顶板伪顶泥岩0.10灰色，砂质泥岩为主直接顶石灰岩8.31深灰色，质不纯，致密坚硬，局部有燧石。底板直接底炭质泥岩0.5深灰砂岩，含云母碎片。老底铝质泥岩泥岩浅灰色，以铝土质泥岩为主第四节 地质构造本工作面煤层总体为背、向斜相间的褶皱带，走向随褶曲变化而变化，地层倾向NW，倾角17，根据地质钻孔提供资料，本工作面地质构造简单。附图2:工作面巷道布置图第五节 水文地质1、工作面范围内，水文地质条件为中等，根据地面调查分析，地表上方无水体，工作面南部发现有塌陷、裂隙情况；工作面南部为xxx工作面（已采），北部为小窑破坏区（采空无水）。因此工作面在回采期间主要还是预防上层9#采空区积水和局部顶板上覆K2石灰岩岩溶裂隙水下渗以及XXX工作面采空区积水，预计该工作面正常涌水量为XXXm3/h，最大涌水量为XXXm3/h。2、工作面在形成后根据XXXX综采工作面探放水设计对工作面上覆9#煤层相关采空区进行了探放水工作，在该工作面范围内4#、5#、8#、9#钻场均有出水，根据煤矿安全规程第二百九十九条规定，必须在排除积水、消除威胁后方可进行回采作业。此外，在回采期间工作面除正在使用的排水设备外还应备有一定数量的排水设备。3、因工作面地表采动后，雨水易沿采动裂隙渗入工作面，因此，下雨前后地测科必须设专人对地表和进行检查，汇报裂隙情况，若有裂隙，必须及时填实。第六节 影响回采的其他因素1、瓦斯：根据矿井15#瓦斯涌出量预测报告，矿井开采时最大绝对瓦斯涌出量为7.50m/min，最大相对瓦斯涌出量为2.97m/t，属低瓦斯矿井。2、煤尘：根据山西省煤炭工业厅综合测试中心2016年煤尘爆炸性鉴定报告，判定15#煤层无煤尘爆炸性。3、煤层自燃：根据山西省煤炭工业厅综合测试中心2016年自燃倾向性鉴定报告，判定15#煤层煤自燃倾向性等级为类，自燃倾向性性质为自燃。第七节 储量及服务年限一、储量工作面煤量：Q工走向长度倾斜长度煤厚密度 XXXXXXXXX吨工作面可采煤量：Q工可采走向长度倾斜长度可采煤厚密度工作面回采率 XXXXXX吨二、工作面可采期1、工作面的可采期可采长度平均日进尺 XX=X天2、工作面的可采期=可采长度平均月进尺=XX=X个月平均月进尺=平均日进尺X=7.225=180m3、生产班每班5个循环,检修班半班生产每班2个循环，预计工作面回采时间为2.4个月 ；第二章 采煤方法采煤方法：X工作面采用长壁综合机械化后退式采煤方法，全部垮落法管理顶板。 第一节 巷道布置一、工作面巷道布置1、工作面运输顺槽：矩形断面，断面尺寸：巷净宽4.8m,净高3.0m,断面14.4m2,支护方式：锚杆+锚网+锚索联合支护，运输顺槽长490m（包括煤柱），主要担负工作面出煤、行人、进风任务。2、工作面回风顺槽：矩形断面，断面尺寸：巷净宽4.2m,净高3.5m,断面14.7m2,支护方式：锚杆+锚网+锚索联合支护，回风顺槽长490m（包括煤柱，其中在230米处工作面切眼缩短为110米，回风顺槽向南缩进20米）。主要担负工作面设备、材料运输、回风等任务。3、工作面切眼：矩形断面，断面尺寸：宽7.6m,巷高3.6m,断面27.36m2,支护方式：锚杆+锚网+锚索联合支护，辅助单体木支柱进行加强支护,切眼长130m。附图3:XXX运输顺槽断面图 附图4:XXX回风顺槽断面图第二节 采煤工艺一、采煤工艺：1、回采工艺流程：回采工艺流程：割煤移架推移输送机。在机头、机尾段采用先推溜、后移架（过渡架）方式。2、施工作业要求：(1)、割煤工艺：a、割煤在机头段的端头斜切进刀的割煤顺序为：采煤机由机尾向机头正常割煤时，随着移架工序的完成，推移输送机（图a）；到达工作面机头割透机头煤壁后，立即调整采煤机滚筒反向割剩余的底煤，采煤机沿输送机弯曲段运行，并逐渐切入煤壁（图b）；进入直线段后停机，推移弯曲输送机至机头；采煤机再向机头割三角煤并割透机头煤壁（图c）；采煤机调整滚筒后向机尾正常割煤，并随之完成移架、推溜工作（图d）。采煤机在机尾段的斜切进刀割煤顺序与机头段相同。机 尾机头机 头机 尾（a）采煤机向机头正常割下一刀煤，输送机机尾和机身推向煤壁机 头（b）采煤机在机头端进行斜切进刀割煤机 尾（c）机头推向煤壁，采煤机向机头端割透煤壁机 尾机 头（d）采煤机向机尾端正常割下一刀煤，输送机机头和机身推向煤壁图1： 采煤机端部斜切进刀双向割煤图b、采煤机割煤质量要求：、严格控制割煤高度，最高不超过3.5m,最低不能低于2.6m，并保证工作面顶部不漏矸，如果工作面顶煤变薄，应在采高和护顶煤厚度之间取舍。端头进刀长度不得低于30m。、控制机组牵引速度，防止压溜、涌煤事故发生，保证跟机移架及时支护。、采煤机割煤后，滞后采煤机3-5米及时移架，以缩短空顶时间，防止架间冒顶、片帮；前滚筒割过煤后，应及时伸出支架前探梁进行支护。、工作面割煤时，必须割至底板，如果有异常地质变化必须留底煤时须经总工程师批准且生产科要现场进行技术指导，确定留底煤厚度，并必须保证割煤后底板平整，以保证支架不啃底，随平支架、煤溜，给拉架和移溜创造良好的条件。、在采煤机割煤时，必须严格按采煤机操作规程的要求进行操作。(2)、移架工艺：a、移架采用追机作业方式，采煤机割煤时移架要滞后采煤机后滚筒35架，移架步距0.6m。本工作面操作方式为电液控操作结合手动快速操作邻架移架。操作顺序为：收回护帮板、侧护板稍降前梁降支架立柱、顶梁（一般100mm200mm）以输送机为支点，用移架千斤顶移架0.6m的距离升起支架立柱升前梁打出护帮板、侧护板。在升立柱时手把位置保持几秒钟使支架达到额定的初撑力。过渡支架的移设是在采煤机割完机尾（机头）时，端头工支设好顶板后，逐步推出；而基本支架在采煤机正常割煤的情况下，滞后采煤机后滚筒35架进行移架。b、移架质量要求：、必须严格按移架操作规程进行移架，其移架的程序是：降支架立柱，以输送机为支点，用移架千斤顶移架0.6米的距离，然后升起支架支柱。、为保证拉架时不致将输送机后拉，在移架时，应把相邻支架的推移千斤顶手把打在推溜位置。、工作面在割煤后，如顶板状况较差时，为及时支护顶板，当采煤机上滚筒割煤完毕，距前滚筒35架的安全距离追机移架，支架必须一次移架到位，移架后，对煤帮剩余空间，及时打开护帮板进行护顶。、在移架时，必须使工作面支架保持一条直线，且尽量减小液压支架上下、水平错差，减少架前或架间漏矸的机率。、工作面支架在拉架时，应采取带压移架法，做到“少降快拉”，工作面片帮宽度超过0.6米时，可进行超前移架（在不影响割煤的前提下），移架时，严禁同时降下相邻的两组支架。 、如工作面顶板破碎时，在采煤机割煤后，可以先伸出支架护帮板进行及时护顶，工作面拉架时，严禁一次性将前梁下摆，应采取边拉架边下摆前梁的方法，以减少架前漏矸。(3)、推移工作面运输机工序a、推移工作面输送机在移架工序之后，滞后采煤机15米跟机进行，除斜切进刀段外，每次推进度保持0.6米，弯曲段长度不小于15米，割煤和推输送机保持平行作业。b、推移输送输机质量要求：、每次推进应保持0.6m的推进度，并与工作面煤壁平行成一直线，其直线误差应在30mm以内。、为了减少输送机在弯曲段的磨损，提高其寿命，在推输送机时，必须保持采煤机后滚筒之后的弯曲段长度不得小于15米。、推输送机必须单方向进行，严禁从两头向中部进行。、为防止卡死输送机，停机时严禁推溜，但移机头、机尾时必须停机作业。、为保证推移运输机时操作顺利，不致发生飘底，啃底现象，在推运输机时，应同时使用3个千斤顶一起推。、在完成推移运输机后，必须及时清扫散落在电缆槽内、输送机与液压支架之间等处的浮煤。二、采煤工作面正规循环生产能力 1、循环产量 W LShrC 1300.62.81.4795% 305t 式中 W正规循环生产能力，t； L工作面长度，130m； S正规循环推进长度，0.6m；h采高，2.8m； r煤的密度，1.47t/m3； C工作面采出率，95%2、日循环数根据正规循环作业图表,确定循环数为12个。3、日产量：30512=3660t4、月产量：366025=91500t第三节 设 备 配 置表4 工作面设备布置表序号名称数量单位功能参数安装地点1ZZ8000-22/37中间支架84架支撑高度2.6-3.5m工作面2ZZG8000-22/37过度支架4架支撑高度2.6-3.5m工作面3ZTZ15000/23/38端头支架2架（1组）组支撑高度2.7-3.6m工作面端头4MG300/700-WD电牵引采煤机1台700KW工作面5SGZ764/400中双链刮板输送机1部800t/h工作面6SZZ764/160中双链刮板转载机L部900t/h运输顺槽7DSJ100/40/2132胶带输送机1部400t/h运输顺槽8PLM1000型破碎机1台1000t/h运输顺槽9RBW315/31.5型乳化液泵3台200KW运输顺槽10RX400/25乳化液箱2台运输顺槽11BRW320/16 M型喷雾泵2台110KW运输顺槽12QX320/25清水箱1台运输顺槽13QJZZ-1600/1140(660)-6本安型多回路真空电磁起动器1台运输顺槽14QJZZ-1600/1140(660)-9本安型多回路真空电磁起动器1台运输顺槽15KBSGZY-1000/6移动变电站1台运输顺槽16KBSGZY-800/6移动变电站1台运输顺槽17Jd-45绞车1部45KW回风顺槽18JD-25绞车2部25KW进风顺槽1回风顺槽119DW40-250/110X型单体液压支柱160根超前支护20工作面开关组运输顺槽21BH-40/2.5煤矿用防灭火液压泵1台8KW运输顺槽22ZHJ-80/1.2防灭火注浆装置1台运输顺槽附图5：工作面设备布置示意图第三章 顶 板 控 制第一节 支护设计一、液压支架支护强度验算1、工作面合理的支护强度 Pt9.81hrk568.98KN/m2 0.55MPa式中: Pt工作面合理的支护强度，KN/m2 ； h采高，2.8m； r顶板岩石容重，2.5t/m3； k工作面支柱应支护的上覆岩层厚度与采高之比，一般为68，该处取8。工作面选用ZZ8000/22/37型支撑掩护式支架的支护强度为1.12MPa，支护强度大于工作面的合理支护强度0.55Mpa,通过对比、验算，证明选用ZZ8000/22/37型支撑掩护式支架能满足要求。2.超前支护计算。依据下列公式对超前20m的顶板压力进行估算：q=4/3a2/f式中岩石重力密度，取25kN/m3；a巷道跨度；f岩石坚固性系数，取7q=（4/3255.05.07）kN/m=119 kN/m20m的超前压力为Q采=q20Q采=(11920)kN=2380 kN选用初撑力为90kN的单体柱应支单体柱数(理论数)为：N= Q采/F初=2380kN/90kN = 27 根按设计应支单体柱数量为34根。选用DW40-250/100X型单体液压支柱，其初撑力为132-176KN，在支护强度和支护密度上都远远超过了理论数量。此外，由于XXX综采工作面北部为小窑破坏区、南部为XXX综采工作面采空区，回风顺槽巷道两帮存在不同程度的片帮，因此在实际工作时，回顺超前应加强支护，并支设护帮柱。所有单体柱下井之前必须进行检测，不同型号及不同性能的单体柱不得混用。二、工作面支架布置形式及支架说明书：1、工作面的支架布置形式：本工作面使用ZZ8000/22/37型支撑掩护式液压支架102架，ZZG8000/22/37过渡支架4架，支架编号管理，从工作面机头至机尾的支架编号依次为1#、2#、3#82#、83#、84#。所有中间架最大控顶距为5320mm，最小控顶距为4720mm。附图6：工作面最大、最小控顶距图 附图7：工作面支护示意图2、支架说明书：见ZZ8000/22/37型液压支架的技术参数表ZZ8000/22/37型支架技术参数表支架型号：ZZ8000/22/37 操作方式：本架操作架型：四柱支撑掩护式液压支架（数量84架） 基本架技术参数支架高度：2200-3700mm 支架宽度：1430-1600mm布置中心距：1500mm 工作阻力：8000KN初撑力：6184KN 支护强度：1.12Mpa底板平均比压：2.36Mpa， 泵站压力：30Mpa 重量：22.5t推移千斤顶（1根）型式：浮动活塞双作用式 缸径：160mm， 杆径：105mm 推溜力/拉架力：360/633KN 行程：700mm支撑油缸技术参（4根）规格：250/235mm 行程：1500mm 三、乳化液泵站（一）泵站型号、数量乳化液泵型号为RBW315/31.5，数量为3台；乳化液箱2个，即3泵2箱；从乳化泵站到工作面端部采用31.5mm的无缝钢管输送乳化液，从工作面端部到工作面各支架采用高压胶管供液。（二）泵站设备位置泵站位于移动设备列车中间。（三）泵站使用规定1.开泵前，应首先检查齿轮箱和滴油池里油质、油位是否符合标准，泵体各部位螺丝是否紧固，各管路连接是否正常，乳化液配比是否达到标准，确保无误后方可送电开机。2.开泵时，要首先点动试车1次，无其它异常情况后，再启动持续开泵。3.司机严禁离开岗位，如果离开则必须停止设备运转。4.液压泵运转过程中，不能出现窜、漏液现象。5.泵站压力30MPa，压力表必须完好，指示准确。6.泵站管路必须悬挂整齐，磨损严重的管路应及时更换，更换管路时要护好管头，防止杂物进入泵体。7.乳化液配比浓度达到35%，使用专用油桶和油抽子，液箱上必须使用过滤网使用乳化液自动配比装置，并用折射仪检查配比浓度。8.更换管路或检修泵体时，必须要从开关上停电挂牌，并对系统卸载之后再进行处理。9.泵站在运转过程中，若出现异常声音，震动较大，压力、温度持续升高或打压不正常等特殊情况，应该立即停泵检查，认真分析处理 。 第二节 工作面顶板管理一、正常工作时的顶板支护方式：工作面安装ZZ8000/22/37型支撑掩护式支架81架，安装过渡支架机头、机尾各2架，对顶板实行全部垮落法控制。最小控顶距4720mm，最大控顶距5320mm，端面距不得大于340mm。在正常情况下，随着采煤机向前割煤，顶板或顶煤暴露，这时等采煤机向前行进35架时，应立即移架，支护已暴露的顶板或顶煤。但工作面局部发生顶板不稳定，产生片帮、冒顶时，采煤机应停止割煤，应采取临时护帮护顶措施，这样不致使顶板冒顶范围继续扩大。要注意只能在片帮冒顶范围处理好的安全条件下，才能继续割煤。支护要求如下：1、工作面应达到动态的质量标准化要求,时刻保持备检状态。 2、加强支护的支护强度，确保支护质量，支架初撑力工作面回采期间，泵站压力不得低于30MPa，支架初撑力不低于24MPa。 3、支架要排成一条直线，其偏差不超过50mm。中心距偏差不超过100mm。 4、支架与输送机要垂直，偏差应5。 5、支架顶梁与顶板平行支设，其最大仰俯角7。 6、采煤机割煤后，要及时移架，在保持距前滚筒35米的安全距离后，随机移架，防止长时间空顶。端面距最大值不大于340mm。 7、支架完好，不漏液，不窜液，不失效。 8、支架实行编号管理。 9、支架内无浮煤堆积。10、相邻支架不能有明显错差（不超过顶梁侧护板高的2/3）。支架不挤、不咬，架间空隙不超过规定（200mm）；否则，要及时调整。二、工作面初采安全措施1、工作面在试生产时，必须严格控制割煤速度，调整工作面煤壁、煤溜和支架间距，使工作面必须达到质量标准化要求。2、工作面安装调试结束后，由采煤队提出验收申请，经调度室、生产科、机电科、通风科、安全科、职位科、质量标准化办公室统一验收合格后才允许正式生产。三、特殊时期的顶板管理： 工作面在过构造、来压或停采前的顶板管理专门制定补充措施。此外，根据工作面巷道布置情况，在工作面推进230m后，工作面切眼由130m缩短为110m，需要重新调整工作面支架及刮板机溜槽数量，此项工作另行制定专门安全技术措施。 第三节 运输顺槽、回风顺槽及端头、端尾顶板控制一、两端头支护工作面进风端头采用ZTZ15000/23/38型端头支架进行支护；回风端头采用单体液压支柱配1.2m金属铰接顶梁进行支护，设计三排支护。二、工作面回风顺槽、运输顺槽的顶板控制1、回风超前支护采用DW40-250/110X型单体液压柱配合HDJB1200型铰接顶梁架设加强支护，运顺顺槽采用端头液压支架加DW40-250/110X型单体液压柱配合HDJB1200型铰接顶梁架设加强支护，单体柱和铰接顶梁全部联锁，严禁出现单梁单柱，支护距离：不少于20米；回风顺槽设计三排超前支护（含护帮柱），柱距1米，排距1.2米；运顺顺槽设计二排超前支护，柱距1米，排距1.2米。2、超前支护以外的巷道出现煤壁片帮、有锚杆射出时，必须及时维护；3、工作面两顺槽点柱必须挖至实底上，必须有10公分柱窝，且点柱柱顶必须支在顶梁正下方打紧、打牢；4、工作面两顺槽超前支护巷道底板松软时，每根液压柱下必须加垫铁靴，铁靴用大链、10#铅丝系于支柱手把上，尽量回收复用，铁靴平行于巷道方向放置，且放平放稳。架好超前后及时回收该范围内的点柱；5、运输顺槽、回风顺槽采用锚杆加锚网加锚索组合支护系统。在回采期间巷道顶板压力显现明显，下沉量大时，及时采用工字钢配合单体柱补强支护；6、运输、回风巷巷道两帮在掘进时采用玻璃钢锚杆进行固帮，如出现压力较大,煤帮片帮严重时，可采用在巷道两帮加挂机制塑料网片，距煤帮0.2米处加打单体柱进行背帮，防止煤帮片帮影响行人和通风。三、工作面端头及安全出口管理 1、两端头支护要始终保持超前支护状态； 2、巷道外帮加强管理,安全出口及超前支护范围内高度不低于1.8m,宽度不少于1m； 3、两巷超前支护单体柱必须成一直线,偏差不超过100mm,初撑力90KN； 4、支柱应支到实底，要打紧,严禁打在浮煤、浮矸上，并做到迎山有力。巷道留有底煤穿鞋支护； 5、单体液压支柱必须全部使用防倒装置；6、单体柱符合完好标准,失效柱严禁使用；7、回收的托盘、金属网等必须及时运出超前支护范围内，严禁乱扔乱放，影响超前内通道畅通。四、端头、端尾放顶措施 1、端头放顶 (1)、工作面进风端头采用一组ZTZ15000/23/38型端头支架配单体液压支柱支护端头顶板。(2)、移架应先里后外，移架前，要详细检查周围支护情况；(3)、移架作业时，作业人员必须站在安全地点作业，作业地点3m范围内禁止其他人停留，不准堆放任何杂物，确保退路畅通；(4)、端头放顶必须在转载溜拉移后进行，转载溜开关应闭锁。2、端尾放顶、端尾单体柱回柱时应先里后外。回外帮单体柱要视煤帮、顶板实际情况而定，若顶板压力较大，变形量较大时，可打戗柱支护顶板后再回柱。侧压严重的单体柱要提前采用合理方式卸压，操作时要避开其射出正头方向。回撤里帮单体柱时，以滚筒截深为最大限度，不影响采煤机进刀为限；、端尾切顶线支设的密集支柱，柱间距不大于0.3m，且必须打戗柱。在回密集支柱时必须坚持先支后回制度，回密集柱前，按端头回柱步距支好超前排密集支柱（排距不大于1.2m），超前排密集柱中间留有0.51.0m的安全出口，以利于后排密集柱的回撤。后排密集柱回撤完毕，前排密集柱中间出口处补支单体柱，使其间距不大于0.3m；、端尾回柱原则上与支架后尾梁齐，超前或滞后此支架位置不得超过0.6m，回柱时必须保证3人以上，并由带班长现场指挥观察顶板，严禁单人或者两人作业，卸液所用卸载手把应用长绳连接，操作人员应站在避开三用阀射阀方向的安全地点拽动绳子进行卸载；。五、与其他工序之间的衔接关系采煤机进端头、端尾时，严格禁止支、回单体液压支柱；禁止人员通过三角区。 第四节 矿压观测一、工作面及两巷的矿压观测：1、由副队长按综采工作面支护质量与顶板动态监测记录表要求每班监测填写一次。监测内容：工作面包括煤帮片帮情况、梁端距、采高及端面顶板冒落情况；两巷包括超前支护及巷道支护完好情况等。2、每月由生产技术科不定期对工作面和顺槽支护质量动态检查，对存在的问题，由综采队限期整改。3、由生产技术科对两顺槽进行围岩变形观测，观测频度：靠切眼100m内每天进行观测并填写牌板，100m以外每周观测一次。二、工作面支架压力传感系统：1、工作面液压支架每5架安装一台顶板压力无线监测分站，顶板压力无线监测分站安装在综采液压支架的顶梁下面，采用吊挂式安装，用KJ10mm的高压油管将分站上的传感器与支架前后立柱的高压腔连接，工作面的上部到下部压力监测分站按照由小到大的编号顺序连接；2、综采数据传输无线分站安装在开关列车上，工作面推进时分站及电源随开关列车一起移动；3、生产技术科根据压力监测报表和数字化矿压仪观测情况，进行汇总整理，分析预报工作面顶板动态，及时上报相关领导并及时反馈到采煤队指导生产。第四章 生 产 系 统 第一节 运输系统一、运煤路线XXX工作面XXX运输顺槽集中运输巷运输大巷井底煤仓主斜井地面。二、运料路线地面副斜井井底车场轨道大巷集中轨道巷XXX回风顺槽工作面。附图8：工作面运输线路图。 第二节 一通三防一、通风系统风量计算1、按瓦斯涌出量计算、 Q采1=125qk瓦式中：Q 工作面所需风量； m3/min q 工作面瓦斯平均绝对涌出量，根据相邻XXX工作面在回采时瓦斯绝对涌出量为2.96 m3/min，预测本回采工作面绝对瓦斯涌出量为2.96m3/min k瓦瓦斯涌出不均衡系数, 取k瓦 = 1.50 Q=1252.961.5555 m3/min2、按工作面气象条件计算 Qcf= 6070VcfScfKchKcl 式中： Qcf回采工作面实际需风量，m3/min Vcf回采面适宜风速取值1.5m/minScf回采工作面断面积Scf =（最大控顶距+最小控顶距）/2采高 =（5.32+4.72）/22.8=14.1m2 Kch回采工作面采高调整系数取值1.2 Kcl回采工作面长度调整系数取值1.2Qcf= 6070VcfScfKchKcl=60701.514.11.21.2=1279.2 m3/min 3、按CO2涌出量计算 Qcf=100qK式中：Qcf回采工作面实际需风量，m3/min；Q回采工作面的绝对CO2涌出量，经推算矿井开采15#煤层时绝对CO2涌出量为0.13 m3/min，根据瓦斯鉴定资料测算回采工作面绝对CO2涌出量为矿井CO2涌出量的60，即为0.130.60=0.08 m3/min；K回采工作面通风系数，取1.50。Qcf=1000.081.50=12 m3/min4、按工作面最多工作人数计算 Q采4= 4 N = 453=212m3/min 式中：Q 工作面所需风量， m3/min N 工作面交接班时最多人数,53人5、确定回采工作面需风量 最大值 : Q采=1279.2m3/min；6、回采工作面风速验算 V采 = Q/60S = 1279.2/60/14.1 = 1.51m/s 0.25 V采4,风速符合要求综合以上计算取最大值 : Q采=1279.2m3/min通风路线风流路线：地面主副斜井运输、轨道大巷集中轨道巷、集中运输巷XXX工作面进风巷XXX工作面XXX回风顺槽辅助回风巷回风大巷集中回风巷回风立井地面。附图9：工作面通风系统图二、安全监测系统：a、甲烷、一氧化碳传感器：根据煤矿安全规程对监控的规定：分别在XXX工作面上隅角、XXX工作面回风顺槽距工作面小于等于10m的地点、XXX工作面回风顺槽距辅助回风巷口10-15m处安设甲烷传感器和一氧化碳传感器。传感器应垂直悬挂，传感器距顶板不得大于300mm，距巷道侧壁不得小于200mm，甲烷传感器报警点浓度为0.8%，断电点浓度为0.8%，断电后，必须人工复电，复电前，瓦检员现场检查，确认甲烷浓度已降至0.8%以下时方可进行复电，复电点均为CH4浓度0.8%。b、综采队跟班干部必须随身携带便携式瓦斯报警仪，机组司机随身携带1个，跟班队干、班组长各随身携带1个，瓦斯报警点浓度为0.8%。c、XXX工作面和回风巷上隅角甲烷传感器断电范围为工作面回风巷和工作面内所有非本质安全型电气设备电源；各台传感器及主机安装质量应符合相关要求，并及时按规定进行校验。d、工作面采煤机上甲烷传感器报警点和断电点为0.8%，复电点为CH4浓度0.8%。断电范围为采煤机电源和工作面煤溜电源。e、根据设计要求，在工作面两顺槽布置人员定位、语音广播、通讯等系统。附图10：工作面监测通信系统图三、防尘系统：a、工作面综合防尘：1、采煤机要有完好的内外喷雾装置，雾化程度高，能罩住采煤机的滚筒，并且喷头不堵，采煤时能正常使用，否则，及时停机处理。2、采煤机的截齿必须锋利，对磨损的截齿要及时更换，另外，要调整好牵引速度，使之与产尘量最低的匹配关系达到最佳。3、各转载点要有完好的喷雾降尘设施，其位置固定，正常使用。4、检修班必须对喷雾降尘系统进行全面检修，并保证正常使用。在生产过程中，必须随时更换损坏的喷雾设施和疏通被堵的喷嘴，加强对喷雾系统的管理和维护。5、在生产过程中，工作面所有人员必须按要求佩带防尘口罩。6、在生产过程中，工作面每架支架必须安装架前喷雾。工作面割煤时，必须使用架前喷雾，支架上的手动喷雾装置，每班由跟班队干检查，保证完好使用。b、两巷的综合防尘1、工作面的进、回风巷必须按标准安设防尘洒水管路，吊挂平直，接口严密，运输巷每个转载点必须安设喷头，保证使用正常。2、运输顺槽、回风顺槽各安装两道自动净化水幕。第一道自动净化水幕安设在距工作面不大于30m处，第二道自动净化水幕超前第一道净化水幕15m，随采随移,要求灵敏可靠，使用正常，能封闭全断面。水幕喷头方向为迎风面成45角，水幕有专人管理。 3、工作面供水管路中必须按要求安设高质量水质过滤装置，保证水质符合要求，供水水压保证在4.0MPa4.5MPa。4、坚持巷道冲洗制度，工作面和转载溜处每班冲洗一次，运输顺槽每周至少冲洗一次，回风顺槽安全出口50m以内每班冲洗一次。50-100m每天冲洗一次，100m以外至巷口每周冲洗一次。5、工作面运输顺槽、回风顺槽必须按标准安设防尘洒水管路，吊挂平直，接口严密，并且运输顺槽、回风顺槽每50m设置一个“三通”阀门，其供水量满足工作面防尘用水需求。c、工作面注水降尘根据15号煤层煤质的化验结果，15号煤层的原始含水率为1.80，小于4，因此采用工作面注水防尘，注水方式采用动压深孔注水。1、注水方式选择根据采区巷道布置和采煤方法，结合煤层赋存特性，本工作面煤层注水采用工作面超前动压注水工艺，选用较先进的深孔煤层采前注水方式。采用单向钻孔布置，即在工作面运输顺槽中平行于工作面向煤体打深孔注水，钻孔沿煤层均匀布置，钻孔口布置在巷道中距底板1.0m左右处。2、注水参数确定 钻孔直径：钻孔选用MYZ-150型钻机，开孔直径87mm，终孔直径65mm。 钻孔深度：根据煤层节理裂隙发育状况、工作面长度、注水时间和注水压力、注水钻机能力，确定单向钻孔深度为110m。 钻孔间隙：根据经验一般按10-20m考虑，本次注水确定钻孔间隙为20m。 钻孔角度：钻孔角度应尽量与煤层角度一致，使钻孔始终保持在煤层内。 封孔深度及封孔方式：封孔深度为10m，采用水泥封孔方式。3、注水系统注水系统选为动压注水系统，注水泵型号KBZ-100/150，注水泵流量2.0 m3/h，压力15Mpa。煤体注水后，煤体水分应达到4左右。注水工作应超前工作面回采1个月完成。4、注水的压力、速度、单孔注水量、时间注水压力煤层注水采用动压注水，在实际操作时，应考虑煤层裂隙、层理、节理及透水性等因素，由注水泵合理调整煤层注水压力。单孔注水量钻孔注水量按下式计算：Q=BLM(W1-W2)K式中：Q 一个钻孔注水量，m3；B孔间距20m；L工作面长度，130m；M煤层厚度，2.8m；煤的容重，1.47t/m3；W1注水后要求达到的水分，取4%；W2煤层原有水分，1.80%；K考虑围岩吸收水分、水的漏失和注水不均匀系数，取1.5。则Q=201302.81.47(4%-1.80%)1.5=353.2m3 矿井日注水量矿井日注水量按下式计算：Q日=K1G(W1-W2)式中：Q日矿井日注水量，m3；K1注水系数，取1.5；G矿井计划注水回采工作面日产量取3660T。则Q日=1.53660(4%-1.80%)=120.78m3 注水流量与注水时间注水时间为钻孔开始注水至煤体全面湿润为止，注水煤体全面湿润的标志为湿润范围内煤壁出现均匀的“出汗”渗水。注水时间通常为712天。煤层注水水源煤层注水水源取自井下消防洒水系统。d、个体防护:生产期间，进入工作面和回风巷工作的所有人员必须有佩带防尘口罩。四、防灭火措施（一）综合防灭火措施 1、在制定完善矿井开拓、开采方面防灭火措施、矿井通风、监测及其他安全技术措施的基础上，采取以灌浆为主，注凝胶、喷洒阻化剂为辅的综合防灭火方法2、在XXX运输顺槽、回风顺槽供水管上每隔50米设置消防三通阀门并配备洒水管路。3、移动列车变电站、乳化液泵、开关组等处应严格按照矿井防灭火规范配备足够数量、种类的灭火器，并配备沙箱、消防锹、消防斧等，由专人检查、管理，并能正常使用。4、输送机机头前后端各20m范围内，都必须使用不燃性材料支护。5、井下油脂必须设置临时油脂存放点，并配有2个10L泡沫灭火器和0.5m3沙箱，由专人负责集中管理。皮带机头处必须设置灭火器材，其数量和质量应符合要求。6、井下使有的润滑油、棉纱、布头和纸等，必须存放在盖严的铁桶内，并由专人定期送到地面处理，不得乱放乱扔。严禁将剩油、废油泼在井巷或硐室内。7、工作人员必须熟悉灭火器材的使用方法，并熟悉作区域内灭火器材的存放地点。8、任何人发现井下火灾时，应视火灾性质、灾区通风和瓦斯情况，立即采取一切可能的方法直接灭火，控制火势，并迅速报告矿调度中心及值班室区队。9、建立灌浆防灭火系统根据山西泽州天泰锦辰煤业有限公司矿井兼并重组整合项目防灭火专项设计，灌浆采用随采随灌（有发火迹象时）和采后灌浆（无发火迹象时）相结合的灌浆法。在实际生产过程中，可分别对不同区域采取相应的防灭火灌浆工艺。、回采工作面灌浆前要观测采空区涌水量大小情况，如采空区内有较大积水区域或较大水量或回采工作面正常推进且该工作面未检测有CO气体时，可以不进行灌浆工作；但在回采工作面搬家时、遇地质条件比较复杂，或因其他原因造成工作面日推进度小于1m时，可根据需要进行预防性灌浆工作。、若该工作面检测有CO气体时，必须进行随采随灌的预防性防灭火工艺；、工作面开采结束，采空区密闭后，仍然检测有CO释放时，必须对采空区进行灌浆。、若工作面在回采期间采空区有明显涌水，灌浆会引起工作面条件恶化，及造成设备损伤，可不进行此项工作。、灌浆系统设计在副斜井工业场地设简易灌浆站，灌浆方法一般情况下采用预防性灌浆，当采空区出现自燃征兆时采用随采随灌，即随采煤工作面推进的同时向采空区灌注泥浆。在灌浆工作中，灌浆与回采应保持有适当的距离，以免灌浆影响回采工作。灌浆站制作方法：副斜井工业场地灌浆站内建2个灌浆池，池深1.8m，直径2m，一侧设500mm500mm1800mm下液泵坑，池四周采用MU100机砖M75砂浆砌筑，墙体厚度370mm，池内壁采用3mm的钢板制作7575角钢护角。、灌浆方法工作面预防性喷洒灌浆时，灌浆方法采用埋管洒浆。即沿回采工作面回风顺槽预先铺好灌浆管，预埋58米，从灌浆管接出一段胶管（50.8mm胶管），沿工作面方向分段（1020m为一段），随着回采工作面推进向采空区均匀地洒浆。洒浆时，浆液出口压力应不大于0.3MPa。灌浆参数的选择、工作制度：与矿井工作制度相匹配，但需注意以下原则：灌浆工作是与回采工作紧密结合进行。设计灌浆为三班灌浆，每天灌浆时间为10h。、灌浆所需土量日灌浆所需土量Q土=KG/V煤式中： Q土日灌浆所需土量，m3/d; G 矿井日产量，3660t； V煤煤的容重，1.47t/m3; K 灌浆系数，为灌浆材料的固体体积与需要灌浆的采空区容积之比，取0.015。Q土=0.0153660/1.47=37.3 m3;日灌浆所需实际开采土量 Q=Q土=1.137.3=41 m3 取土系数（考虑土壤含一定杂质和开采，运输过程中的损失）；取1.1、灌浆泥水比的确定灌浆泥水比应根据泥浆的输送距离、煤层倾角、灌浆方式及灌浆材料和季节等因素通过试验确定，一般情况为1:5，冬季为1:6。、每日制泥浆用水量 Q水1=Q=37.35=186.5m3/d式中：Q水1制备泥浆用水量，m3/d； 泥水比倒数，取5、每日灌浆用水量每日灌浆用水量按下式计算：Q水2=K水Q水1=1.1186.5=205.15 m3/dQ水2灌浆用水量，m3/dK水用于冲洗管路防止堵塞的水量备用系数，取1.1。、每日灌浆量 Q浆1=（Q水2+ Q土）M=(205.15+37.3)0.93=225.5 m3/d式中：Q浆1日灌浆量，m3/d M 泥浆制成率，取0.93、对灌浆材料的要求 、颗粒要小于2mm，而且细小颗粒（粘土：0.005mm者应占60/70）要占大部分； 、主要物理性能指标： 比重为：2.4-2.8t / m3；塑性指数为9-11（亚粘土）； 胶体混合物为25-30； 含砂量为25-30，（颗粒为0.5-0.25mm以下）；容易脱水和具有一定的稳定性、不含有可燃物、制浆的主要设备见下表5表5 黄泥灌浆设备一览表序号设备名称设备型号主要性能参数外形尺寸数量(台)1高频筛分给料机GL20功率300W 给料量0-20m3/h2.52.52.212高速制浆机ZJJ60电机功率：22+0.75KW 制浆量40 m3/h1.91.81.713固定搅拌机GJB2.2-5.5电机功率5.5KW 转速60rpm3.12.52.814自吸排污泵HZW80-80-35电机功率：15KW 流量：80 m3/h 扬程：35m15潜污泵50W-15-15-2.2电机功率：2.2KW 流量：15 m3/h 扬程：15m16移动式胶带输送机DT500电机功率：4KW 带宽600mm 长8m90.652.517斗式铲车110、采空区喷射阻化剂回采工作面喷洒阻化剂前要观测采空区涌水量大小情况，如采空区内有较大积水区域或较大水量或回采工作面正常推进且该工作面未检测有CO气体时，可以不进行此项工作；阻化剂的选择采用阻化效果较好的五水氯化钙CaCL2(H2O)5。、喷洒压注工艺及设备采用气雾阻化方式，借助漏风将雾滴带入采空区进行防火。气雾阻化剂防火工艺由加压泵、储液池、过滤器、高压胶管和气雾发生器组成。工作面气雾发生器布置5台，上下隅角各1台，其余3台沿工作面均匀布置。每台气雾发生器均用直径13mm的球阀控制喷雾量，泵站与运输顺槽移动变电站连接，随工作面推移。正常回采期间每班喷洒一次，如遇停产、过断层、收尾等情况时，必须对采空区加大喷洒频率。、参数计算、阻化剂溶液浓度应控制在20，具体参数应在回采时通过实验确定。、工作面合理的药液喷雾量取决于采空区的丢煤量和丢煤的吸液量。最容易发生煤炭自燃部位如工作面的上下口、巷道煤柱破碎带等处，需要充分喷雾的地方时，要考虑加量系数。工作面采空区一次喷雾量按下列公式计算：V=K1K2dSLh1/R=1.20.02051.471302.87.20.85 =5.4 m3/d式中：V工作面一天喷洒量，m3 K1容易自燃部位喷雾加量系数，取1.2K2每吨遗煤喷洒气雾量，0.020 m3/td工作面采空区丢煤率，5L工作面长度，130mS日推进进度，7.2m h工作面采高，2.8m实体煤密度，1.47t/ m3R雾化率 85、喷洒阻化剂的主要设备选型： BH-40/2.5型高压泵，1台 雾化器：单系统型，5台 过滤器：GL-1型，2台 高压管干管：直径25mm，400m 高压管支管：直径10mm，200mm 储液箱：容积2 m3，2个 气雾喷枪：QWF-30,10个11、建立矿井火灾束管监测系统 1、本工作面采用JSG8矿井火灾束管监测系统，该监测系统可对预测监测地点自燃发火危险性和可燃混合气体爆炸危险性进行分析，为我矿煤炭自燃发火和矿井事故防治工作提供科学依据。 2、XXX工作面束管敷设路线： 连续牵引绞车硐室轨道大巷集中轨道巷XXX工作面进风顺槽、回风顺槽 3、进、回风侧采空区分别设置编号为、测点进行采空区内气体组分的监测，测点与测点间隔一定距离。在进、回风顺槽分别向采空区埋设取气管路。束管取气测点进入采空区，即开始进行束管连续取样分析。 4、埋入采空区的束管取样头可以用套管保护，取样头端的套管为DN38钢管，前端封口并在前端0.5m长范围周边钻6-9个直径为5mm的透气小孔。 5、束管取样头处应注意与套管密封连接，附近应用大块矸石或木垛防护，以防止浮煤、水、泥浆堵管和抽取到套管内气体。6、系统中的束管控制柜、色谱仪、抽气泵等主要设备应安放平稳。7、敷设抽气束管时，应整齐地将其安放在专门钩架上，并尽量做到与电缆不在一侧的巷帮上，如因巷道实际情况而使束管和电缆必须在同一侧的帮上时，应使其保