回采作业工程.doc

靖远煤业有限责任公司回 采 作 业 规 程矿 名 ： 大 水 头 煤 矿工作面名称 ： 东115综放工作面回 采 单 位 ： 综 采 一 队编 制 日 期 ： 二OO八年二月编 制 说 明一、编审过程：为了统筹安排东115综放工作面回采工作，使其组织合理、安全有效，保证工作面正常回采，矿组织有关人员编审了此回采作业规程。二、编制依据：1、大水头煤矿东115综放工作面设计说明书。2、东115工作面回采地质说明书。3、煤矿安全规程及有关煤炭工业技术规范、政策。编审人员签名编 审 人 员会 审 人 员专 业签 名单 位签 名编 制地 测审 核采 掘地 测通 灭采 掘机 电通 灭回采单位机 电生 产 部制 图安 检 室打 字地测副总通灭副总机电副总安全副总主管矿长机电矿长安全矿长总工程师矿 长目 录一、地质说明书-61.工作面概况-62.煤岩层及其特征-73.工作面综合柱状- 84.地质构造、瓦斯、水文地质情况及其对回采的影响程度-95.储量计算及回采率规定-10二、采煤方法及顶板管理-111.采煤方法-112.巷道布置-113.顶板管理方法-124.液压支架工作阻力计算-14三、回采工艺及劳动组织-141.回采工艺-142.工作面伪斜-173.劳动组织-17四、矿压观测-20五、安全生产系统-201.供电、通讯、照明系统及机电设备配备情况-202.运输系统-263.通风系统-274.瓦斯抽放系统-295.防灭火系统-326.综合防尘系统-357.集中监控系统-388排水系统-39六、安全技术措施及有关规定- 401.一般规定- 402. 初采初放安全技术措施- 423. 支架的检查维护和管理- 544. 采煤机运行及安全措施-435. 移架安全技术措施-446. 推转载机-467. 前、后溜运转与推移- 498. 放顶煤- 499. 泵站- 5010. 顶板管理措施-5111. 机电管理- 5212. 油脂管理- 5213. 工作面过断层措施- 5414.两巷超前支护-5615.运料-5716.煤质管理 -5717.工程质量管理 -5818.储量管理 -5919.“一通三防”管理措施-5920.避灾路线 -6321.其它 -64附：作业规程贯彻登记表-65一、地质说明书1 工作面概况东一采区115工作面位于1180水平，在东一采区沿倾斜北部布置，工作面标高1079-1130m。工作面设计走向长723m,倾斜宽120m,面积86760m2。东115工作面四周均为未开采地区，其中东、北部以DF8、DF46、F1151号断层及未开采的东117工作面为界；西部以东一采区回风、运输下山为界与东110工作面相邻；南部为未开采的东113工作面。附：工作面概况表（表1）东一采区115工作面地面位于大宝铁路的东側，宝积山沙河、公路斜交自南向北从该面穿过，地表有腰水村居民民房，大部分地区为荒山沟壑区及农民耕种的旱田沙地。根据对中一采区已开采结束的101、102、103、104、106和东一采区已回采结束的东103工作面及中二采区已回采结束的202工作面共7个工作面地面变形情况的实测结果来看，115工作面与已开采的7个工作面有着类似的煤层埋深及赋存条件，预计该面的开采也会引起地表塌陷。工作面范围及有关参数表 表1项目数量项目数量回风顺槽标高m1085.7731130.695设计采高/放高（m）2.6/7.8运输顺槽标高m1079.8781122.154煤层生产能力(t/m2)11.8瓦斯排放巷标高m1089.5941123.718煤的容重（t/m3）1.414走向长度（m）723工业储量（万t）127.6倾斜长度（m）120回采率（%）80%回采面积（m2）86760m2可采储量（万t）102.12 煤岩层及其特征见煤层顶、底板情况及煤层特征表(表2、表3)；煤层顶、底板情况表表2煤层顶底板情况顶底板名称岩石名称厚度（m）岩 性老 顶泥 岩15.2以紫红色为主的杂色泥岩，含粉砂质。直 接 顶铝质泥岩4.46杂色，下部呈深灰色，具滑感。伪 顶炭质泥岩2.96灰黑色，含植物化石碎片。, 直 接 底细 砂 岩6.72灰黑色，致密，坚硬。老 底粗 砂 岩6.5灰白色，致密，坚硬。煤 层 特 征 明 细 表表3项目参数项目参数含煤地层J2z正常涌水量（m3/min）0.2煤层编号一层煤地温（.C）正常地区煤层平均厚度（m）10.4煤层结构结构单一煤层倾角（）0-10煤层稳定程度较稳定夹矸层数无变异系数12.12%夹矸厚度（m）0普氏系数（f） 0.7瓦斯绝对涌出量（m3/min）20容重（t/m3）1.414瓦斯相对涌出量（m3/td）10自然发火期（月）36二氧化碳含量（m3/min）/煤尘爆炸指数（%）34.52最大涌水量（m3/min）0.5可采指数100%煤质情况水份灰份挥发份胶质层厚度发热量含硫量含磷量工业牌号1.58%16.38%32.30%2.6m6857卡/克0.87%0.019%弱粘结煤综合评价东一采区115工作面煤层为低中灰，低硫，低中磷，具有较高发热量的动力用煤。3 综合柱状图东一采区115工作面煤系地层综合柱图（图1）系组柱 状层厚（m）岩石名称岩 性 描 述JJ2x 粗砂岩 灰白色，成分以石英为主，长石次之。含白云母碎片及煤线，分选差，坚硬。J2y 28粉砂岩 灰白色，间夹粉砂岩，含白云母碎片，致密，坚硬。152泥 岩 以紫红色为主的杂色泥岩，含粉砂质。 446铝质泥岩 杂色，下部呈深灰色，具滑感。296炭质泥岩灰黑色，含植物化石碎片。10.4一层煤黑色，多为粉沫状。 672细砂岩 灰黑色，含煤线、黄铁矿及白云母碎片，致密，坚硬。 65粗砂岩灰白色，成分以石英为主。TT3n. . .51粉砂岩 灰黑色。含煤、白云母碎片。 细砂岩灰黑色，具水平层理。4 地质构造、水文地质、瓦斯情况对回采的影响程度4.1 地质构造情况：走向方向，115工作面煤层底板总体变化是东低西高，东西高差达51m。在倾向方向，III剖面运输顺槽高于回风顺槽，IIIV回风顺槽高于运输顺槽，IVVII运输顺槽高于回风顺槽，但最大高差小于12m。根据运输顺槽和开切眼实际揭露资料，在IIII剖面线区段，由于煤层顶、底板出现较大的起伏变化，沿倾向方向煤层底板为大弓背状，最高点在倾向方向中部。F46断层是控制整个工作面煤层顶、底板变化及次生构造的主导构造，F46号断层对工作面回采没有影响；DF8断层在工作面东部，该断层落差最大为20m，直接截断了工作面走向长度，但对回采影响不大；DF11号正断层斜穿工作面中部，对回采有一定的影响；F中115-1号断层靠近工作面西部对回采影响不大。工作面地质构造表 表4构造名称走 向倾向倾角性质落差对回采的影响程度F46130160NE7085正断层8-86m对工作面回采无影响。DF8200ES60正断层20m直接截断了工作面走向长，但对工作面回采影响不大。DF11150E60正断层5m掘进期间采取了调整措施，预计对工作面的正常开采影响不大。F东1151170SW70正断层2.8 m掘进期间采取了调整措施，预计对工作面的正常开采影响不大。4.2 水文地质：115工作面位于井田深部，周围没有与采空区直接接触，也没有小煤窑采空区存在，不存在老空积水的可能。煤层上部顶板2040m位置有、两个含水层，但均为极弱含水层，影响不大。东115工作面没有设计专门的泄水巷。需要特别关注的是宝积山沙河穿过该面地表，115工作面开采后一定会引起地表塌陷，宝积山沙河虽然为季节性沙河，但暴雨季节的水流是较大的，开采期间应随时观测地表塌陷及裂缝情况，并及时填堵夯实。最大涌水量0.5m3/min，正常涌水量0.2 m3/min。4.3 瓦斯：由于为未开采地区，瓦斯涌出量极大。该面掘进完成后施工了大量的瓦斯抽放钻孔抽放瓦斯，已有部分瓦斯被抽出，但预计开采期间工作面的瓦斯涌出量仍然较大。煤尘：煤尘具有强爆炸特征，预计煤尘较大。煤的自燃：煤层具有自燃发火特征，一般为36个月，但也有21天的发火历史。地温：钻孔测定500m范围内自孔口以下20500m地温差值为5.86.6，属正常地区。地压：本区地压属正常地区。5 储量计算及回采率规定储量计算表 表5储量计算块段号走向长（m）倾斜长（m）斜面积（m2）煤厚（m）容重（t/m3）工 业储量(万t)回采率 （80%）可 采储 量(万t)1100120120008.31.4114.0480%11.23221001201200010.931.4118.4980%14.7931001201200011.951.4120.2280%16.17641001201200012.681.4118.0780%14.45651001201200011.11.4118.7880%15.024610012012000101.4116.9280%13.53675512066009.31.418.6580%6.92合计6551207860010.41.41115.1480%92.134二、 采煤方法及顶板管理1 采煤方法采用走向长壁、综合机械化低位放顶煤一次采全高采煤法，顶板处理方法为全部垮落法。2 巷道布置采用走向长壁“一进二回”的布置方式。运输顺槽、回风顺槽沿煤层底板布置，瓦斯排放巷与回风顺槽内错15m（中-中）沿煤层顶板布置。三条回采巷道均采用锚网喷浆支护。115运输顺槽为机轨合一巷道，净断面积12m2，是工作面的进风巷，其中安装一条皮带，一台转载机，另铺设一趟轨道放置设备列车；回风顺槽为工作面回风巷，其中铺设轨道用于向工作面运料；瓦斯排放巷主要用于排放工作面高顶瓦斯、解决上隅角瓦斯超限之用。附：巷道布置平面示意图（图2）及各巷道参数表6东115工作面主要巷道参数表表6 序号巷道名称巷道类别工程量平距m净宽m净高m断面(m2)方位支护形式毛净1回风顺槽煤7233.63.011.7810.81423000锚网、喷2瓦斯排放巷煤7233.42.810.449.521423000锚网、喷3运输顺槽煤7234.33.013.9512.91423000锚网、喷4开切眼煤1206.52.820.118.2523000锚网、喷3 顶板管理方法3.1 工作面顶板管理：工作面选用ZF4800-17/28型放顶煤支撑掩护式液压支架支护顶板，顶板管理法采用全部垮落法，最大控顶距4390m，最小控顶距3890m。护顶方式为及时护顶，支架顶梁前端伸缩梁、护帮板紧贴煤壁。工作面由76付ZF4800-17/28型基本支架、4付ZFG4800-20/32B型过渡支架、一组ZT14400-20/31A型端头支架（一主二付），共81付支架支护顶板。3.2 工作面上、下出口顶板管理工作面下出口使用一组ZT14400-20/31型端头支架支护，上出口使用2付过渡支架支护。上出口靠回风顺槽上帮根据过渡支架与回风顺槽上邦间的间隙，(当间隙大于0.8m时)使用12组DZ2.8m型单体液压支柱配合绞接顶梁一梁一柱走向抬棚支护，绞接顶梁4件一组，抬棚交替迈步前移，迈步距0.8m，梁间距0.8m，与工作面支架同步前移。两道安全出口人行道宽度均不得小于0.7m，高度不小于1.8m，并无管线、杂物等堵塞，保证通风、行人、运输畅通。工作面过渡支架与基本支架的放顶线要保持在同一直线上，不得滞后。工作面架间隙超过300mm时（特殊情况如倒架），必须使用单体柱配以木板梁进行 “一梁两柱”迈步抬棚支护，必要时加铺金属网棚严，谨防掉煤（矸）伤人。并利用侧护板、千斤顶或单体支柱调整，使架间隙均匀一致。3.3两巷超前支护回风、运输顺槽超前工作面开采线20m范围内采用双排2.8m长的单体液压支柱配合绞接顶梁组成的一梁一柱走向抬棚进行超前支护。每排距巷帮1000mm，柱距800mm。运输顺槽下帮单体支柱距巷帮200mm，下帮1020m范围内由于转载机机头及皮带机尾影响，打成单排柱，距煤帮10m范围内打成双排柱。若压力增大时，必须全部打成双排柱。运输、回风顺槽超高段，沿走向采用3.2m长的单体支柱配合绞接顶梁组成的走向抬棚支护，单体支柱下加垫木，必须牢靠、平稳。两道失修地段应提前补打锚杆或打点柱支护。附：工作面支护平、剖面示意图4液压支架工作阻力计算4.1 老顶的确定根据老顶来压强度，即直接顶厚度M与采高m的比值（N=M/m）和老顶初次来压步距L确定，而初次来压未开采前无法测定，根据顶板岩性、开采方法、煤层埋深和已开采结束的东一采区103综放工作面的测定，初步确定东115工作面老顶初次来压步距L25m，且来压显现不太明显，N=M/m=10.6/2.5=4.24，N（3-5），所以东115工作面老顶和东103工作面老顶分级相同，属级顶板，选用支撑掩护式支架。4.2 液压支架工作阻力的计算 根据P=（6-8）mcos吨/m2 式中： P直接顶及老顶来压时的支护强度，吨/m2； 6-8采高倍数； m采高为2.5m； 直接顶岩石容重，取2.5吨/m3； 煤层倾角0-150 故支架承受载荷 P=（68）2.52.5cos（0-150）=37.548.3（吨/m2） ZF4800-17/28型支架支撑面积为6.9m2，支架所受的最大工作阻力F=（37.548.3）6.9=258.19332.55吨，而ZF4800-17/28型支架的额定工作阻力为4800KN，即约480吨，故所用支架能够满足支护要求。三、回采工艺及劳动组织1 回采工艺工艺流程：割煤移架推前溜拉后溜放顶煤。落煤：采用MG200/500-QWD电牵引双滚筒采煤机落煤，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤。割煤方式：单向割煤，往返一次割一刀。 进刀方式：斜切式进刀。进刀过程如下：如图（a）示：采煤机开始斜切进刀割煤；如图(b) 示：采煤机割止工作面下端头时，采煤机完成斜切进刀；调转采煤机牵引方向，调换滚筒位置，左滚筒降下，右滚筒升起；如图(c) 示：采煤机向机尾割煤，前溜机头追机推溜至斜切进刀位置；如图(d)示：采煤机割止工作面上端头时，煤帮割直后，将两滚筒降至装底煤位置，采煤机下行至起始位置斜切进刀，推移前溜机尾段。 附:进刀方式示意图 （图4） 装煤：后滚筒割底煤的同时将前滚筒割落的顶煤装入前溜，煤机空刀返回扫底时前后滚筒将移架时的落煤装入前溜。运煤：煤机割落的煤经前溜运至运输顺槽转载机，支架尾梁放落的顶煤经后溜运至运输顺槽转载机，经运输顺槽皮带运至东运下山皮带，再由1180东巷皮带流入主煤仓。移架：工作面采用ZF4800-17/28型低位放顶煤液压自移支架，操作方式为手动本架快速操作，实行追机、顺序移架，及时维护采煤机割煤后暴露出来的顶板，顶煤破碎及煤壁出现片帮情况时应超前移架，即煤机未割之前提前移架，将支架前端紧贴煤壁或伸缩梁、护帮板及时伸出，维护片帮后露出的顶板空间。移架步距为0.5m，要求及时到位。移架操作顺序： 被移支架左右相邻支架的推前溜操作手把打到推溜位置； 将本架的移架操作手把打到拉架的位置； 降前后柱（50-100mm），同时收回侧护板； 随着支架的前移收回伸缩梁； 支架移到位后，立即先升起前柱再升起后柱； 伸出伸缩梁和侧护板护严顶，使各操作手把归零位。附：回采工艺流程图 放煤方式：东115工作面割煤高度为2.6m，平均煤厚为10.4m，采放比为13。放煤步距确定为1.0m，即两采一放，采用多轮顺序放煤，每次放煤量为顶煤的1/31/2，两次放完，特殊情况可放三次。2 工作面伪斜2.1为防止工作面在推进过程中出现前后溜上窜下滑和支架倒架现象，保持前后溜与转载机搭接正常，根据工作面推进过程的坡度，必须采取适当的伪斜措施，将工作面调伪斜回采。2.2前、后溜机头与转载机搭接：机头盲轴中心至转载机双链中心距保持在400-500mm。3 劳动组织3.1循环方式：采用多循环方式，正规循环进度平均为 0.5m，昼夜循环个数为6个。3.2作业方式：采用三采一准，每小班6小时的“四六”交叉作业制。 详见东115综放面“四六”作业循环图表，图中要求生产班割两刀后，完成一个放顶煤大循环。附：115工作面正规循环作业图（图5） 附：东115工作面设计标准一览表7及主要经济技术指标表8。东115综放面设计标准一览表 表7序号 项 目单 位 数 量备 注1工作面走向长m7232可采走向长m6933工作面倾斜长m1204工作面倾角度0105采高m2.66放煤高度错误！链接无效。7.87采 放 比1：38工 业 储 量万吨127.69可 采 储 量万吨102.110回采率%8011支架数量架8112最大控顶距mm439013最小控顶距mm389014移架步距m0.515放煤步距m1.016小班循环个217日循环个618正规循环率%90正规循环率按90%计19作业方式四六制20放煤方式多轮顺序放煤21端头支护端头支架一组22两道超前支护m20单体支柱配合绞接顶东115综放面主要经济技术指标表 表8序号 项 目单 位 数 量 备 注1煤层生产能力t/m211.82循环进度m0.53循环产量T7064班产量错误！链接无效。14125日产量错误！链接无效。42366日进度m3.07月产量T105900按25天计8月进度m75按25天计9回采工作面工效t/工31.810回采工效t/工14.111工作面服务时间月1012坑木消耗量M3/万T213油脂消耗量kg/万T15014乳化液消耗量kg/万T15015截齿消耗量个/万T2016炸药消耗量kg/万T17雷管消耗量发/万T18吨煤成本元/T19开机率%3520回采率%803.3.劳动组织。详见东115综放面劳动组织表9。东115综放面劳动组织表 表9序号工 种出 勤 人 数备 注检修班前中班后中班夜班合计1班(组)长322292煤机司机33393支 架 工2226含放煤工4前、后溜司机11135转载机司机1113兼破碎机司机6皮带司机11137清 煤 工2226工作面清煤8电 工11139泵 站 工111310两端头维护工3339超前支护等11验 收 员111312跟班队长2111513电气检修工5514煤机检修工3315泵站、支架检修工4416皮带检修工3417溜子维修工4418运 料 工6619两道抽水工111319材 料 员220办 事 员221值班队干522出 勤30202020100按全员的75%计23定 员133四、矿压观测1、监测方法:东115工作面安装的KJ-210型综采工作面综合监测系统，115工作面每隔8付架为一个测区，每个测区设置4个压力传感器，测两付相邻支架前后柱的压力，考虑到端头应力相对比较集中，泵站出口及末端需要测量泵的出口压力及到末端的压力损失，安设压力传感器2个，115工作面共安设压力传感器34个，传感器通过高压胶管和弯头与支架的高压腔相连，监测工作面支架支撑力变化情况。运输顺槽与回风顺槽各安设3台锚杆传感器，监测两道顶板压力变化情况，准确的掌握巷道变形量，及时加强两道支护，确保安全生产。2、监测目的：.掌握工作面老顶来压显现的步距和强度；.分析回采空间支架与围岩相互作用关系；.为研究和选择支护设备、选择支护方式和顶板管理方法提出要求和科学依据。五、安全生产系统1 供电、通讯、照明系统及机电设备配备情况1. 1供电系统：详见东115综放工作面供电系统图6。1. 2通讯、照明系统：工作面端头、中部、端尾各安装一台扩音电话，每隔15米安设一个刮板输送机信号装置。115运输顺槽皮带机头、转载机机头出各安装一台直通全通全矿的防爆电话。附：通讯系统示意图7。运输顺槽皮带、转载机、前、后溜，运输、回风各绞车均设置声光信号装置。工作面运输顺槽、工作面各配备BXX-2.5照明综保一台，运输顺槽每30米设置一盏防爆照明灯，工作面每隔五付支架安装一盏防爆照明灯。附：工作面照明系统图8。附:东115工作面机电设备布置示意图9及机电设备配备表10。东115综放工作面设备配备表 表10序号设备名称型号及规格单位数量配置地点1采 煤 机MG200/50-QWD台1工作面2转 载 机SZZ830/250台1运输顺槽3破 碎 机PLM1500台1运输顺槽4胶带输送机DSP-1063/1000台1运输顺槽5前部刮板输送机SGZ-730/400台1工作面6后部刮板输送机SGZ-830/630台1工作面7端 头 支 架ZZFT14400/20/31A组1一主两付8过 渡 支 架ZFG480020/32B架4工作面上、下端头9中 间 支 架ZF4800/17/28架76工作面10移动变电站KBSGZY630台2运输顺槽11移动变电站KBSGZY1250台1运输顺槽12馈 电 开 关BKD400台3运输顺槽13双 速 开 关QJZ-2300台3运输顺槽14组 合 开 关QJZ-4315/1140DP台1运输顺槽15双 速 开 关QJZ-2400台2运输顺槽16真 空 开 关BQJZ400台2运输顺槽17乳化液泵站DRB-250/31.5套1运输顺槽（两泵一箱）18照明综保BXX-4台2运输顺槽19磁力起动器BQD780N台12运输顺槽 20磁力起动器BQD760N台1运输顺槽21磁力启动器 BQD1-80Z台5运输、回风顺槽22馈电开关DW-350台 2运输、回风顺槽23绞 车JD11.4台6运输、回风顺槽24绞 车JD25台4运输、回风顺槽 1.3工作面主要设备技术特征1.3.1采煤机：型号：MG250/500-QWD；采高：2000mm3500mm；适应倾角：45；适应煤质硬度：f4；装机功率：500KW；机身高：1445mm；机身宽：1200mm；摇臂回转中心距：7020mm；滚筒水平中心距：10717mm；卧底量(1800mm)：468.5mm；最大生产能力:1436Th；重量：41T；牵引形式：交流变频调速无链牵引；啮合方式：销轨式；牵引速度：07.9m/min；牵引力:689 KN；摇臂形式：整体弯摇臂；冷却方式：外套水冷；摇臂摆角：38.5，22.5；截深：630、800mm；滚筒直径 ： 1800mm；滚筒转速：37.643、42.9 rmin；截割电机型号：YBCS4 2002台；功率：200KW；电压：1140V；牵引电机型号：YBQYS3-45；功率：240KW；电压；380V；泵站电机型号：YPB18.5-4；功率：18.5KW； 1.3.2基本支架：型号：ZF4800/17/28；支架高度：1700-2800mm；工作阻力：4800KN（P=38.2MPa）；初撑力：3958KN（P=31.5MPa）；中心距：1500mm；支架宽度：13901560mm；支护面积：6.1m2；支护强度：0.59MPa；1.3.3过渡支架：型号：ZFG48002032B；支架高度2000mm3200mm；支架宽度：1350mm1650mm；工作阻力：4800KN（P=38.2MPa）；初撑力：3956KN（P=31.5MPa）；支护强度：0.654MPa；1.3.4端头支架：型号：ZZFT144002031A(1副)；高度范围：20003100mm；工作阻力：14400KN；初撑力：11870KN；支护面积：26.8m；支护强度：0.53MPA1.3.5前部刮板输送机：型号：SGZ730/400；设计长度：150m；运输能力：700t/h；链速：0.93m/s；刮板间距：1104mm；电机型号：YBSD-200/100-4/8；电机功率：2200KW；电机转速：1475r/min；电压等级：1140/660V；减速器型号：JS-200；冷却方式：水冷；中部槽规格：1500730275；紧链方式：闸盘紧链；1.3.6后部刮板输送机：型号:SGZ-830/630；设计长度：250m；运输能力:1200吨/小时；链速:1.3m/s；刮板间距：1104mm；中间槽尺寸:1500770315mm；电机型号：YBSD-315/160-4/8Y；电机功率：2315/160KW；电机转速：1485/735r/min；电压等级：1140V；减速器型号：23JC；减速比:33.16:1；冷却方式：水冷；紧链方式：闸盘紧链；1.3.7转载机型号:SGZ-830/250；设计长度：80m；出厂长度：40m；运输能力:1500吨/小时；链速:1.35m/s；刮板间距：756mm；悬空段中间槽尺寸:1750770727mm；悬空段中间槽尺寸:1750770950mm；电机型号：YBKYSS-250/1125-8/4；电机功率：250KW；电机转速：1485/739r/min；电压等级：1140V；减速器型号：17JD；减速比:270727:1；冷却方式：水冷；紧链方式：闸盘紧链；1.3.8破碎机：型号:PLM1500；破碎能力1500t/h；入料口尺寸：10001000mm；电动机型号：YBS-160硬绕组；电压：660/1140V；1.3.9移动变电站：型号：KBSGZY-1250型一台，KBSGZY-630型二台1.3.10乳化液泵站：型号：DRB-250/31.5；公称流量：250L/min；公称压力：31.5MPa；曲轴转速：660r/min；电机功率：160KW；电压：1140/66V；泵组外形尺寸（带电机）：24009601100；泵组重量：3000kg1.3.11乳化泵箱：型号：RX2000；液箱有效容积：2000L；外形尺寸：305010501280；重量：1000kg2 运输系统2.1运煤系统：工作面煤 前后溜 转载机（破碎机）运输顺槽皮带东运下山皮带1180东巷皮带主井煤仓主井皮带地面。2.2运料系统：地面副井1180运输石门1180 东大巷东一采区运输下山东115运输顺槽工作面。3号联络巷东一采区回风下山东115回风顺槽工作面附:东115工作面运煤、运料系统图10、11。3 通风系统3.1通风方式与通风方法工作面采取“一进二回”的B型通风方式，抽出式通风方法。3.2通风路线新主、付井筒1180主石门1180东大巷东一采区运输下山东115回风顺槽东115运输顺槽东115工作面 东一采区 东115排 放 巷回风下山东一采区总回风东边界上山东风井地面。3.3工作面供风量及风量分配(1)工作面供风量计算综放工作面的供风量应按瓦斯（二氧化碳）涌出量、工作面同时作业人数、工作面气候条件等方面分别进行计算，取其最大值。根据我矿综放面瓦斯涌出规律以及生产管理经验，东115工作面供风量按瓦斯涌出量计算并按风速要求验算即可。东115工作面瓦斯涌出量无现成资料可供参考，依据大水头矿井东一采区开拓优化设计说明书及已采的东103工作面瓦斯涌出量，东115工作面开采期间绝对瓦斯涌出量取11m3/min。则工作面供风量为：Q115=Q绝K采通/C=111.6/1%=1760m3/min式中：Q115工作面供风量，m3/min； Q绝工作面绝对瓦斯涌出量，取Q绝=11m3/min； K采通综放工作面通风系数，K采通=1.6； C 采煤工作面回风流中允许的最大瓦斯含量，C=1%；根据计算，工作面供风量为1760m3/min。(2)各巷道风量分配根据煤矿安全规程规定，回风顺槽瓦斯浓度不超过1%，排放巷瓦斯浓度不超过2.5%，排放巷与通风联络巷风流汇合处瓦斯浓度稀释到1%以下。根据经验，排放巷与回风顺槽瓦斯排放量为3：1。根据以上要求，各巷道风量可根据综放面通风管理经验分配如下：回风顺槽900m3/min，排放巷600m3/min，4联络巷260m3/min，回采期间可根据实际瓦斯涌出量调节各巷道供风量。(3)风速验算工作面及各巷道断面积分别为：S面=10.0m2，S运=12.9 m2，S回=10.8m2，S排=9.52m2，S4=11.22m2，则风速分别为：V面=1500/10.0=150.0m/min=2.5m/s；V运=1500/12.9 =116.3m/min=1.94m/s；V回=900/10.8=83.3 m/min=1.39m/s；V排=600/ 9.52=63 m/min=1.05m/s；V4=260/11.22=23.2 m/min=0.39m/s；0.25 m/s Vi0.5 m/s。风速验算结果表明，工作面及各巷道风速均符合煤矿安全规程规定。(4) 通风设施a、回风顺槽后段正向调节风门1组2道。b、3联络巷正反向隔绝风门2组4道。c、4联络巷正反向调节风门2组4道。附：东115工作面通风系统图124 瓦斯抽放系统4.1 瓦斯储量东115工作面地质储量127.6万吨，煤层平均瓦斯含量10 m3/t，考虑瓦斯抽排对邻近工作面的影响，瓦斯储量为：Q储=TAK=127.6101.167=1489.092万m3式中:T工作面地质储量，万t； A平均吨煤瓦斯含量，m3/t； K瓦斯抽排对邻近面的影响系数，瓦斯抽排影响范围为工作面两侧各扩展10米，故K=140/120=1.167。4.2 抽放方法瓦斯抽