15101(下)综放面设计说明书.doc

榆次巍山煤业有限公司工作面设计说明书 1 工作面概况1.1 工作面位置及井上下关系水平名称740m水平采区名称一采区地面标高(m)+956.5+988.1井下标高(m)+716+717.9m地面相对位置及建筑物地面为黄土高原沟坡地形。回采对地面设施的影响根据开采设计，预计本工作面回采后将会对山体有一定程度的影响。井下位置及相邻关系本面位于一采区集中轨道巷以西， 北部为已回采过的15101（上）炮采工作面；南部为未开采的采区边界；西部为西沙沟煤矿；东部为工业广场保护煤柱； 走向长度( m )415倾斜长度( m )116.8面积( )408651.2 两顺槽现掘进位置截止2010年4月底，1501下轨道顺槽已掘进520m，剩余270m；1501下运输顺槽已掘进525m，剩余120m。1.3 煤(岩)层赋存条件1.3.1 煤（岩）层产状、厚度、结构、坚硬系数、层间距：15煤层，距13煤层36m左右，顶板为石灰岩，顶板厚度0.893.87m，平均2.43m，在石灰岩和煤层之间有时有1.2m左右的泥岩；底板为粘土岩。煤层中含23层夹矸，上面的一层厚0.4m左右，为粘土岩或炭质泥岩。本层夹矸至下部12层夹矸一般为0.371.7m的煤层。厚度较稳定，煤层较稳定，煤层厚度1.977.26m，全矿井平均煤厚为5.97m。15#煤的物理性质颜色为黑色、黑褐色，条痕为黑褐色，强玻璃光泽，内生裂隙发育，一般为25条/5cm,性脆，易碎，断口呈参差状，硬度中等，一般为25。1.3.2 煤层瓦斯、煤尘、煤的自燃及煤尘爆炸指数：该煤层沼气绝对涌出量为0.8m3 / min，CO2 绝对涌出量为6.67m3 /t ， 煤尘无爆炸性，煤层自然倾向性不易自然，瓦斯等级为低瓦斯矿井。1.4 顶底板岩性特征顶、底板名称岩 石名 称厚 度（m） 岩 石 特 征老 顶石灰岩0.89-3.87含海百合化石，硬度大，块状层理，性脆，充白色方解石脉。直接顶灰黑色泥岩黑色泥岩0-1.2深灰色、质细、性脆，节理发育，f=3-4。直接底粘土岩4.17浅灰色、含植物化石，硬度小。灰黑色泥岩，炭质泥岩。附图1：15101（下）综放面煤层柱状图 1.5 地质构造本工作面为单斜构造本工作面内地质构造简单，煤层倾角0210，为单斜构造，根据掘进揭露7条断层。断层名称倾向（度）倾 角（度）性 质落 差（m）对回采的影响F124150正04.0打底F26150正010打顶F35970正010打顶F410145正011打底F515167正08.0打顶F64670正010打顶F728050正05.0打顶1.6 水文地质1.6.1 区内主要含水岩组（一）松散岩类孔隙含水岩组矿区松散岩类主要有小面积的第四系全新统坡积物和出露于梁峁高地的第四系上更新统黄土。含水层主要是一些透镜状的砾石层。由于出露较高，很少有泉水形成。民井取水量也小于10米3 /日，富水性极弱。（二）碎屑岩类裂隙含水岩组及碎屑岩类夹碳酸盐岩类裂隙岩溶含水岩组。1二叠系上、下石盒子组砂岩裂隙含水层。由细、中、粗粒砂岩及少量含砾砂岩组成，据6个钻孔资料统计，含水层平均厚度19米，泉水流量为5吨/日，ZK9004孔抽水试验结果，单位涌水量Q=0.040升/秒.米，渗透系数K=0.1069米/日，为弱富水含水层，水质类型为H.S-C.M.N型，矿化度为0.55克/升。2二叠系下统山西组砂岩裂隙含水层及石炭系上统大原组灰岩裂隙岩溶含水层。山西组由细、中、粗粒砂岩及底部的细砾岩组成，据6个钻孔资料统计，含水层平均厚度为15米，区内出露极少，多被覆盖。太原组主要由石灰岩含水层组成，共四层灰岩从上到下为L4、L3、L2和L1,平均厚度10.54米，各层平均厚度为3.66米、2.57米、2.62米和2.43米，石灰岩裂隙较发育，岩芯也较破碎，属中等富水的含水层。ZK9004孔山西组和太原组混合抽水结果，单位涌水量Q=0.126升/秒.米，渗透系数K=0.2285米/日，水质类型属H.S-C.N.M型，矿化度0.56克/升。3碳酸盐类裂隙岩溶含水岩组，此岩组奥陶系灰岩在北部大面积出露，是此含水岩组水的补给来源。中统厚层灰岩为强富水性含水岩组，含水层岩性为厚层石灰岩和白云质灰岩，泥岩含量少，透水性及富水性中等。精查报告完成于1990年11月，近年来地下水位下降明显，据西沙沟村在一采区南部边缘2002年开凿深井竣工报告，奥灰水水位标高在780m附近。1.6.2 区内主要隔水层（一）下石盒子组泥岩隔水层。下石盒子组二段和四段均是一套以泥岩为主的地层，厚度平均为18.61米和28.84米，在区内稳定连续，为较好隔水层。（二）本溪组隔水层，本溪组厚约24米左右，岩性以粘土岩，铁铝岩及石灰岩、砂岩为主，是15#煤下部较好隔水层。1.6.3 含水层的补、迳、排条件二叠系砂岩含水层及石炭系太原组石灰岩含水层的补给，主要是裸露区接受大气降水补给，还有沟谷中洪水的线状渗漏补给。迳流在各岩层裂隙中沿岩层倾向方向向南排泄，矿区附近的官山、赵家坡和西沙沟煤矿，三者位置接近岩层的倾向方向，处于下游的西沙沟煤矿涌水量最大，赵家坡煤矿次之，而最上游的官山煤矿基本无水，排泄途径有三个：当沟谷切割较深时，形成小泉水排出地表；排向山前补给盆地松散含水层；山前断裂带的民井开采和煤矿矿坑排水。本区奥陶系灰岩水属娘子关泉域。1.6.4 地下水的动态变化据第一水文队资料，本区岩溶水动态变化与降雨量直接相关，近年来降雨量的减少，使补给连年亏损，导致水位下降，只有年降雨量大于或等于历史多年平均降雨量时，年均水位才能得以恢复和保持不降。1.6.5 矿区水文地质类型15#煤层为矿区主采煤层，根据混合抽水试验结果，大原组直接充水含水层的单位涌水量为0.126升/秒.米，富水性较好，矿区15#煤层全部位于奥陶系灰岩水位之下，最低处相差193米，下面用临界突水系数经验公式预测奥陶系岩溶水突水的可能性，计算公式：K临=式中：K临-临界突水系数（公斤/平方厘米.米）P-底板承受的静水压力（公斤/平方厘米）M-隔水层厚度（米）（取本溪组厚度和太原组15#煤层以下章厚度）K临=0.36与肥城、峰峰等矿的富水系数相比较（见下表），本矿区K临值较小，所以排除断层导水的可能性。该矿区奥陶系灰岩水的突水可能性比较小。峰峰等矿区突水系数矿区突水系数（公斤/平方厘米.米）峰峰0.66-0.76焦作0.60-1.00淄博0.60-1.40井陉0.60-1.50肥城0.601.6.6 充水因素分析本矿区15#煤层的直接充水含水层主要是太原组的四层灰岩。且L1为其直接顶板，影响最大。山西组和上、下石盒子组含水层是其间接充水含水层，如果有断层的勾通，对矿坑水的影响将增大，奥陶系岩溶水在没有断层勾通时一般不会对开采造成威胁。1.6.7 边山断裂带基岩裂隙水沿边山地带，断裂发育，由于山前松散层的隔水以及断层阻水，往往形成较富水带，如西沙沟和河底村均在此位置打出较好的深井，西沙沟村深井，深 87.48米，日出水量1242立方米。1.6.8 奥陶系灰岩水矿区奥陶系灰岩埋深在350米以下，水位标高780米左右，虽然成井较深，但水位埋深较浅，水质良好，可作为较好的供水水源。小结：1矿区15#煤层水文地质条件属二类二型。2矿区内15#煤层全部位于奥陶系灰岩水位之下。开采时高度重视现有断层和陷落柱的水文地质情况，并注意陷落柱和新断层的发现和研究，及时采取措施，防止奥陶系灰岩水涌入。3邻近的矿井把采空区作为坑下蓄水池，因此要谨防开采时坑道的相互连通，并防止断层的勾通。1.6.9 矿井开拓、开采所采取的安全保证措施矿井设计采用斜立井进行开拓，主井井口标高为950m，副立井、回风立井井口为990m，井口及工业广场不会受到洪水威胁。井下采用一个水平进行开拓，水平标高为+730，设水泵房及水仓，并配备足够能力的排水设备。井田内奥灰水水位标高780m，可采煤层最低标高为+660m，井下煤层顶部含水层涌水量不大。矿井地质条件简单，现没有发现导水构造。运输及回风顺槽沿煤层走向布置，采掘工作面均配备有不低于15m3/h排水能力的水泵和ZL-100型探水钻各一台。涌水可自流或通过小水泵顺利排出。1.6.10 涌水量预计涌水量主要为顶板淋水和生产用水，另外还有少量探查钻孔水，预计正常涌水量30m3/h。1.6.11 井下探放水为防止和采空区及导水构造打通，采用ZL-100型探水钻进行探水，配备二台探水钻，执行“有掘必探，先探后采”的原则。对于范围内积水采取放水措施，对大面积积水和导水断层、陷落柱按要求留足防水煤柱。2 巷道布置2.1 采区巷道布置一采区采用采区轨道上山、采区运输上山、采区回风上山三条开拓巷道布置的方式，形成采区的辅助运输、煤流运输、通风等生产系统。2.2 工作面巷道布置2.2.1 工作面巷道布置的原则及依据1501下运输顺槽，根据相邻工作面矿压显现情况,确定与原1501运输顺槽留25m的煤柱；1501下轨道顺槽根据F5断层确定调线位置，调线后设计长度530m。考虑到最大限度地回收煤炭资源，工作面切眼根据矿井西部的边界断层确定。工作面第一停采线根据工业广场保护煤柱确定；距740回风巷巷中52m；2.2.2 巷道的几何参数及支护形式1501下运输顺槽、1501下轨道顺槽均为矩形断面，巷道形状为矩形，S荒 =13.02m2 ，荒宽4.2m，荒高3.1m；S净 =12.0m2;净宽4.0m，净高3.0m。采用锚网支护，顶板锚杆为：18mm，L=2100mm，设计锚固力120kN/根；两帮锚杆为：16mm，L=2000mm，设计锚固力80kN/根。锚杆间排距均为800900mm。锚索为15.24mm，L=6000mm，设计锚固力200kN/根，间排距为16002400mm。另外在顶板破碎、压力大及过断层时，采用打锚索或架棚加强支护。切眼：为矩形断面，净宽净高=6.53.0m，净面积19.5m2，切眼顶板支护形式为：锚网+钢筋梯+锚索+单体，锚杆为：18mm，L=2100mm，设计锚固力120kN/根；间排距均为800900mm。西帮锚杆为：16mm，L=2000mm，东帮为：木锚杆支护，锚杆间排距均为800900mm，设计锚固力80kN/根；锚索为15.24mm，L=6000mm，间排距分别为1.62.4m，设计锚固力200kN/根；单体支柱间排距分别为1.21.4m。组装硐室设在740通道X5点附近30m范围的巷道内。在原巷道的基础上，向东再开深2m，长30m,高4.5m的组装硐室，支护形式为：锚网+钢筋梯+锚索+单体，锚杆为：18mm，L=2100mm，间排距均为800mm，设计锚固力120kN/根；锚索为15.24mm，L=6000mm，排距为1600mm，设计锚固力200kN/根。表2.1 巷 道 断 面 特 征 表巷道名称用 途断面形状净宽（m）净高（m）净面积（m2）支 护 形 式备注1501下运输顺槽回 风矩 形43.012锚网+钢筋梯+锚索1501下轨道顺槽进 风矩 形43.012锚网+钢筋梯+锚索切 眼矩 形6.53.019.5锚网+钢筋梯+锚索+单体15101(下)综放面巷道布置示意图（见附图2）3 采煤方法及生产工艺3.1 采煤方法3.1.1 根据煤层赋存情况及地质条件确定该工作面的采煤方法为:走向长壁综采放顶煤一次采全高采煤法，全部垮落法管理顶板。3.1.2 采高：根据地质资料提供的数据，工作面煤厚平均为6.4m，确定工作面正常回采高度为2.4m，最低2.3、最高2.5m，初放期间采高控制在2.3m2.5m。回采层位：工作面沿底板回采。3.2 工作面几何尺寸、储量及回采率计算3.2.1 工作面几何尺寸 1501工作面分为两个块段，第一个块段到1501下轨道顺槽N5点，该块段推进长度为315m，净面长117m，平均煤厚6.4m；第二个块段到1501下轨道顺槽N3点，该块段推进长度为57m，净面长83m，平均煤厚6.4m；3.2.2工作面储量计算本工作面采用综采放顶煤开采，厚约6.4m，底煤平均采高为2.5m，放顶煤厚度3.9m，则本工作面储量如下：1、工作面基础储量（工业储量）倾斜面积煤层厚度容重408656.41.4366150 t；2、可采储量工业储量煤炭回收率36615085%311227 t 。3.2.3 工作面正规循环生产能力：循环产量WLShrC116.80.66.41.485=533.7(t) 式中:W循环产量t L工作面平均长度，取120.3m S循环进度，S=0.6m h平均煤厚，6.4m； r煤的容重，取1.4t/m3 C工作面回采率，85日产量： Q日=w380%=1281 t；月产量：Q月=Q日25天=32025 t；3.2.4 工作面服务年限：工作面可采期可采储量/月产量311227/32025=9.7(月)3.3 回采工艺3.3.1 工艺流程：割煤-伸伸缩梁-移前刮板输送机-放顶煤-移架-移后刮板输送机-割煤3.3.2 割煤：采用MG160/390-WD型交流变频电牵引双滚筒采煤机。煤机采用采面中部斜切方式进刀，跟底双向割煤，往返一次进一刀，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤。采煤机空机停止在工作面中部，向机头方向斜切进刀割煤，截深0.6m，留三角煤；割至机头后空车返回中部，向机尾方向割三角煤至机尾，截深0.6m，随后空车返回至中部，一个循环结束。3.3.3 装煤：煤机割落的煤炭在采煤机滚筒和前刮板输送机铲煤板的配合下，联合将煤装入刮板输送机后运走。3.3.4 运煤：采用机械运煤，通过工作面的前后2部SGZ730/320型刮板输送机、运输巷的SZZ730/160型顺槽用刮板转载机、DY1000/ZY2700皮带机自移机尾和四部SSJ-1000/275型可伸缩胶带输送机经一采区集中皮带机巷、采区煤仓再经主斜井皮带机运至地面。3.3.5 放顶煤：采用中部进刀方式割煤，当割煤至另一半工作面时，割过的一半工作面的移前部刮板输送机、放顶煤、放净顶煤后移架、移后部刮板输送机同步进行。3.3.6 移架（1）操作方式：收回侧护板后，采取略降架，边拉架边收伸缩梁，移够步距后持续供液35s再升架。（2）支护方式：工作面采用ZFS3600/16/26-H型液压支架支护，支护方式为及时支护，支架操作方式为本架操作。（3）移架顺序：分组追机顺序移架。3.3.7 推溜：利用液压支架推移千斤顶和导向杆推移刮板输送机。3.3.8 转载机牵引方式：利用自带拉移千斤顶和导向杆拉移转载机。3.3.9 各工序正常作业间距（特殊情况例外）（1）割煤与移架间距不小于5m；（2）割煤与推溜间距大于15m，且刮板输送机弯曲段不少于15m；（3）割煤与端头作业间距不小于30m；（4）割煤与伸伸缩梁之间的间距不得大于6米；3.3.10 15101(下)综放面综采设备一览表（见附表1）3.4 顶板管理3.4.1 矿压显现规律预测根据矿井矿压观测资料，预计本工作面老顶初次来压步距约50m左右，老顶周期来压步距约20m左右，工作面顺槽超前压力影响范围预计为：上下顺槽超前压力影响范围20m左右。3.4.2 工作面支护与顶板管理工作面第一切眼布置80个液压支架，当工作面推进到15101(下)轨道顺槽N5拐点时，对工作面进行缩面，撤出20个液压支架，然后继续推进。当工作机推进到停采线时，撤出工作面所有设备，并运至工作面第二切眼进行工作面安装。该工作面回采完毕。回采过程中，对工作面顶板采用全支护法管理，对采空区顶板采用全部垮落法管理。工作面支架应采取以下主要管理措施：工作面支架中心距保持1500100mm，支架歪斜不大于5，支架仰角不大于7，垂直顶底板支撑；泵站压力不小于30MPa，支架初撑力不得低于2850kN，前梁及顶梁接顶严密，受力状态良好；跟机操作，及时移架，并及时伸出护帮板护实煤帮，支架保持平行，相邻支架间不得有明显错茬；工作面液压支架实行编号管理。3.4.3 两顺槽超前支护1、15101(下)综放面轨道顺槽：工作面煤壁向外20m范围内顺巷使用1.0m铰接梁挑两排抬棚，一梁一柱。2、15101(下)综放面运输顺槽：工作面煤壁向外20米范围内顺巷使用1.0m铰接梁挑三排抬棚，一梁一柱。3、如果巷道顶板破碎或压力显现强烈，可采取增加走向挑棚距离和提高支护强度的方法管理顶板，必要时可采取套适长工字钢梁棚加强。确保上、下出口高度20米范围内高度不得低于1.8m ，确保人行道畅通无阻。4、端头支护：在轨道顺槽端头支架架边200mm处用11#长4.5m工字钢挑双棚双排走向挑棚（长4.5m），运输顺槽端头支架架边200mm处用11#长4.5m工字钢挑双棚双排走向挑棚（长9m）、工字钢挑棚要始终横跨机头、机尾，保证不低于一梁四柱，并随支架的前移而交替迈步前移。5、根据预计的工作面顺槽超前压力影响范围，初步确定上下顺槽超前支护范围不低于20m，实际支护范围必须根据顺槽矿压显现情况及时进行调整。3.4.4 工作面来压期间的顶板管理坚持支护质量监测和来压预测预报工作。初次来压前，必须制定初次放顶专项措施，按初次放顶专项措施严格执行。来压时视来压强度及时增大支护密度，液压支架必须达到初撑力。正确使用好伸缩前梁和护帮板，护严护实煤帮。保证支架状态完好，支架要平、直、齐，防止面前漏顶。加强两顺槽的支护管理，所有支柱必须支到硬底，达到初撑力要求，对失效的单体支柱及时更换，防止端头冒顶事故发生。来压时要组织快速推进，加快推进速度。3.5 煤质管理严格按照集团公司及矿下发的关于加强煤质管理方面的文件精神进行煤质管理工作,并做好以下各项工作：工作面过断层时，要制定专项措施，确保煤质符合有关要求；加强对杂物的管理，严禁棉纱、铁轨、木板、皮带等各种杂物进入煤流，采煤机采到两端头前必须提前清理干净杂物；对工作面涌水量较大时，采取综合措施，确保煤流水分不超限；工作面过断层时要严格控制采高，尽量减少出矸量；及时移架、护帮，杜绝面前漏矸、冒顶。4 工作面设备选型及设备安装布置4.1 放顶煤液压支架中间架型号：ZFS3600/16/26-H型低位放顶煤支架 支架高度： 16202600mm 中心距： 1500mm 宽度： 14301600mm 工作阻力： 3603kN 初撑力： 2850kN 支护强度： 0.560.58MPa4.2 工作面支护验算：（1）工作阻力验算PNHFZQ9.8 82.55.12.61.39.8 3380(kN)式中：P-要求的支架工作阻力，kN；N-采高的倍数，一般取6-8，这里取8；H-工作面采高，2.5m；F-支架的支护面积，7.79m2；Z-煤层顶板岩石容重，2.6t/m3；Q-动载系数，1.3。由于所选液压支架的工作阻力是3603kN，故所选液压支架工作阻力满足要求。（2）支护强度验算P8ZH82.62.59.810-30.51MPa该面液压支架的支护强度分别为0.560.58MPa，均满足要求。本综采液压支架及乳化液泵站技术参数、计算选型确定，详见附表6：15101(下)综放面液压支架选型及配套设备一览表。4.3 综采设备安装布置示意图（见附图3）5 生产系统5.1 运煤系统5.1.1 运煤路线：15101(下)综放面切巷-15101(下)综放面运输巷740排水工程联络巷1503联络巷一采区集中皮带机巷-采区煤仓-主斜井-地面 5.1.2 运煤设备型号、台数、安装位置运 煤 设 备 表设备名称型 号台数安装位置刮板输送机SGZ730/3202切巷胶带输送机SSJ-1000/2752运输巷胶带输送机SJJ-8002740排水工程联络巷及其它胶带输送机DTL-2200/8001主斜井5.1.3 安全技术规定1、出煤系统各巷道要加强顶板维护，运煤系统内洒落的煤炭要定期清理，保持良好的安全环境。2、机电检修工、运输设备司机要经过技术培训，严格按章操作，保证设备安全运转。3、运输机械要及时检修维护，刮板输送机的刮板和E型螺栓齐全, 紧固，皮带机上、下托辊齐全、完好，皮带机的低速、堆煤、跑偏、烟雾等综合保护装置必须齐备、完好；电机、减速箱等高温部位浮煤杂物须及时清理净。4、运煤系统内防尘管路齐全，各转载点必须有喷雾装置，并能成雾状。5、工作面照明设施齐全，信号装置灵敏、可靠。6、出煤系统的设备开停顺序：开机须由外向里逐台进行，停机须由里向外进行。7、严禁人员乘坐皮带机、刮板输送机，严禁人员翻越正在运行的输送机械，需经常跨越皮带机处必须设置过桥。8、正常回采期间，煤量要保持均匀，运输机械不得超负荷运行；在长时间停机或检修期间，输送机应先空转几个循环。 9、皮带机悬空段的H架下须用垫墩垫牢，并用钢丝绳吊挂在顶板钢带上。10、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，必须及时停车处理，防止卡眼或损坏设备。5.2 运料系统5.2.1 运料路线1、15101(下)综放面回风巷：设备、物料-副井、主斜井-副井底车场副斜井井底车场主斜井联络巷-15101(下)综放面回风巷-切巷。2、15101(下)综放面运输巷：设备、物料-副井、主斜井-副井底车场-740排水工程联络巷-15101(下)综放面运输巷-切巷。5.2.2 运料管理1、材料和备件必须按时、按量运送到指定位置。2、各种材料必须分类堆放，按照矿相关规定放置。3、材料以及牌板做到专人管理。4、取料时应按顺序取料，取料后要将材料码放整齐；人工运料时，各组人员之间须保持不小于5m的距离。5、材料堆放要稳固，距轨道不小于0.5m。6、工作面上、下顺槽须备有一定数量的常用材料，数量如下表：工作面备用材料表材料名称材 料 规 格备 用 数 量备 注圆 木2003m20根1603m40根双面扒皮料2002.4m30根接顶、临时挑棚梁单 体DZ-2530根挑棚腿DZ-2830根DZ-3210根11#矿用工字钢4.5m10根挑棚梁铰接梁1.0m40根撞 楔1.5m10050150块塘 材 棍1.5m200根金 属 网2000100100mm100块工作面联网5m1m80块钢 丝 绳18.5300m绞车绳5.3 通风系统5.3.1 工作面进风方式答选择： 因该矿为低瓦斯矿井，瓦斯涌出量小，故采用U型通风方式。5.3.2 通风路线：新风-主斜井15101上面皮带巷-740排水工程联络巷-15101(下)综放面运输巷-切巷、乏风-15101(下)综放面回风巷-西部集中回风巷-风井-地面-乏风。5.3.3 15101(下)综放面通风系统示意图（见附图4）5.3.4 15101(下)综放面监控设施安设位置示意图（见附图5）5.3.5 工作面需风量计算1、按人数计算：Q=4N=430=120（m3/min）式中N：工作面同时工作最多人数，取30人2、按气象条件计算：Q采= Q基本K采高K采面长K温度（m3/min）式中，Q采：采煤工作面风量，m3/min；Q基本：不同采煤方式工作面所需的基本风量，m3/min；K采高：回采工作面采高调整系数，取1.5；K采面长：回采工作面长度调整系数，取1.0；K温度：回采工作面温度与对应风速调整系数，温度小于20，风速1.0m/s，取1.0；Q基本=60工作面控顶距工作面实际采高70%V（m3/min）式中：工作面控顶距：5.8m； 工作面实际采高：2.2m；V：适宜风速，取1.0m/s；Q基本=605.82.270%1.0=536（m3/min）Q采=5361.51.01.0=804（m3/min）3、按瓦斯涌出量计算：Q=100q/c式中，q:工作面绝对瓦斯涌出量，风排瓦斯量取0.8m3/min。C:回风流中瓦斯管理浓度，取0.75%Q=107（m3/min）4、风速验算：Q0.2560S=0.25608=120（m3/min）Q460S=4608=1920（m3/min）5、按二氧化碳绝对涌出量验算:Q二氧化碳=100q/1=1000.99/1=99 m3/min式中：q年度矿井瓦斯鉴定采煤工作面回风巷中最大绝对二氧化碳涌出量，0.99m3/min1回采工作面风流中二氧化碳浓度不超过1%配风。根据以上计算结果，工作面回采配风量要达到804m3/min，并根据实际回采瓦斯涌出情况进行调整。5.3.6 通风系统管理措施1、所有通风设施必须完好，人人都要爱护通风设施，一切通风设施，未经许可不得乱动，设施损坏的必须及时修复。2、风门要安设闭锁装置，主要风门设置风门开关传感器。人员或车辆通过风门后应随即关好，严禁任何人将两道风门同时打开，严禁用车撞风门或把车卡在门框中，造成风流短路。3、风门前后5米范围内不得堆放煤矸、杂物。4、对系统中的风帐须按要求挂好，严防瓦斯积聚。5、通风系统必须保持稳定。 5.3.7 瓦斯管理措施1、通风区必须每班安专职瓦检员检查回风巷、回风隅角及工作面系统的瓦斯浓度，每班至少检查三次，硐室要检查一次，认真填写记录牌板，并严格执行现场交接班制度。2、瓦检员须严格执行瓦斯巡回检查制度和请示汇报制度，做到“三汇报”、“三对口”，并及时将瓦斯情况通知现场人员；瓦斯超限时，测气员有权责令现场人员停止作业，采取措施进行处理；3、工作面回风流中瓦斯浓度超过1%或CO2浓度超过1.5%时，必须停止作业，撤出人员，并采取措施进行处理；工作面风流中、电动机及其开关附近20m内风流中瓦斯浓度超过1.5%时，必须停止作业，撤出人员，切断电源，进行处理；4、瓦斯积聚（体积大于0.5m3，浓度达到2%）地点附近20m范围内必须停止作业，撤出人员，切断电源，进行处理；5、井下不得带电检修、搬迁电气设备、电缆和电线。检修或搬迁前，必须切断电源，检查瓦斯，在其巷道风流中瓦斯浓度低于1.0%时，再用与电源电压相适应的验电笔检验；检验无电后，方可进行导体对地放电。控制设备内部安有放电装置的，不受此限。所有开关的闭锁装置必须能可靠地防止擅自送电，防止擅自开盖操作，开关把手在切断电源时必须闭锁，并悬挂“有人工作，不准送电”字样的警示牌，只有执行这项工作的人员才有权取下此牌送电。6、工作面回风隅角和煤机处须悬挂便携式瓦斯检测仪，以便随时掌握该处的瓦斯情况；7、巷道或工作面高冒地点要接实背严，防止瓦斯积聚。处理前必须先检查瓦斯浓度，若瓦斯超限可采用风帐导风的方法降低浓度，待瓦斯浓度符合有关规定时方可进行接顶作业，（进风巷道内瓦斯浓度降至0.5%以下；工作面瓦斯浓度降至1.0%以下；回风巷内瓦斯浓度降至1%以下）。8、工作面回风隅角必须及时进行封闭和充填作业，回风隅角必须用抗静电阻燃编织袋装煤矸进行充填作业，严禁扒开充填垛回收物料。9、回风巷隅角采用挂风帐导风的方法来降低局部瓦斯浓度，瓦斯检查员应根据现场情况及时调整风帐，防止瓦斯积聚；在转载机尾充填垛外挂一道风帐以减少老塘漏风。 10、瓦斯超限必须立即停工处理，严禁瓦斯超限时作业。11、保证工作面上、下顺槽向外20m范围内通风断面不小于6，并要加强上、下顺槽巷道维护。12、严禁在井下拆卸矿灯，电气设备必须符合防爆要求，井下作业人员必须佩带过滤式自救器。13、回风巷隅角要经常洒水，以保持其湿润。5.3.8 安全监控设施的安设、断、复电值的规定及设施管理措施1、工作面瓦斯监控的安设要求加强对工作面瓦斯的监测，本工作面安装KJ-160N-F安全监控系统。系统须使用监控电源。工作面除使用瓦斯传感器以外，还需安设馈电传感器、一氧化碳传感器和温度传感器。监控分站及探头如出现故障，及时处理或更换。传感器安设位置：工作面上隅角安设瓦斯传感器T0，瓦斯传感器T1安装在距工作面10m内，T2安装在回风顺槽内距工作面10-15米处，馈电传感器安设在被控开关负荷侧，传感器应垂直悬挂在巷道上方风流稳定的位置，距顶板不得大于300mm，距巷壁不得小于200mm，并应不影响行人和行车，安装维护方便。（1）在施工过程中，瓦斯浓度超限，报警仪报警时，立即停止作业，瓦斯浓度达到1.5%时，由组长带领迅速将所有人员撤到新鲜风流中，及时通知矿区有关单位进行处理。工作面因甲烷超限或传感器掉线等原因，导致工作面机电设备断电时，严禁人工强行复电。（2）报警、断电、复电瓦斯警报点：T0为1%CH4、T1为1%CH4、T2为1%CH4 T3为24ppmCO T4为30温度瓦斯断电点：T0为1%CH4、T1为1.5%CH4、T2为1%CH4 T3为24ppmCO T4为30温度断电范围：回采工作面的刮板运输机、采煤机和照明等。复电点 T01%CH4、T11%CH4 T21%CH4 T324ppmCO T430温度 （3）所有人员必须爱护监控仪器、仪表及监控电缆，随工作面延伸及时将（T1）前移到距工作面5m内，并将监控电缆及时吊挂，严禁乱扔乱放或压断砸坏监控设施。（4）及时清理瓦斯探头显示窗上煤、岩尘。（5）工作面设备断电范围及控制开关见附图8。2、瓦斯监控的使用措施（1）安设要求：监控分站应安设在便于观察、调试、检验且支护良好，无淋水，无杂物的进风巷道中，安装时应加垫支架，使其距巷道底板不小于300mm，或悬挂在巷道中。（2）监控装置的断电范围为工作面刮板运输机、采煤机和照明等所有用电设备。（3）与安全测控仪器关联的电气设备，电源线和控制线在拆除或改线时，必须与安全测控管理部门共同处理。检修与安全测控仪器关联的电气设备，需要安全测控仪器停止运行时，须经矿主要负责人或主要技术负责人同意，并制定措施后方可进行。（4）分站正常运行切断电源时，严禁人工强行复电，冒险作业，发生故障时，要立即汇报领导组织检修，并由瓦检人员就地代替传感器进行检查，保证八小时以内修复使用，否则必须停产修复。（5）瓦检员进入工作面检查瓦斯时，同时对瓦斯传感器悬挂地点的瓦斯浓度进行校对和记录，人工检查与装置数据差值在正负0.2范围以内时，以测值大的瓦斯浓度作为处理依据，差值大于正负0.2时，瓦检员必须立即汇报有关领导，必须及时安排有关人员对瓦斯传感器进行调校。（6）分站在井下连续运行个月，须运到地面全面检修。因分站检修或检修分站上相关联的电器设备，需停止分站运行时，必须经技术副矿长同意，并采取相应的安全措施。（7）井下使用中的分站必须按以下规定定期维护调校，并做好记录。安全测控仪器设备必须定期调校。安全测控仪器使用前和大修后，必须按产品使用说明书的要求测试、调校合格，并在地面试运行24-48h方能下井。每10d用标准气样和空气样按产品使用说明书的要求对瓦斯传感器进行一次调校，调校时，应先在新鲜空气中或使用空气样调校零点，使仪器显示值为零，再通往浓度为1%-2%CH4的甲烷校准气体，调整仪器的显示值与校准气体浓度一致，流量应符合产品说明书的要求，并填写调校记录。根据井下煤尘情况，定期清洗瓦斯传感器进气口的粉末冶金罩，确保气路畅通。传感器经过调校检测误差仍超过规定值时，必须立即更换，安全测控仪器发生故障时，必须及时处理，在更换和故障处理期间必须采用人工监测等安全措施，并填写故障记录。（8）工作面设置的甲烷传感器在放炮前应移到安全位置，放炮后应及时恢复设置到正确位置。对需要经常移动的传感器、声光报警器、断电控制器及电缆等，由班组长负责按规定移动，严禁擅自停用。（9）跟班电工每班至少对“分站”和支线电缆进行一次外观检查，发现问题及时汇报解决。必须指定专人负责随掘进面推进移动传感器，严禁带电安装、检修、搬迁分站及相关电器设备。（10）电网停电后，备用电源不能保证设备连续工作1h时，应及时更换。（11）地面安设一台KJ-106N-F型煤矿瓦斯监控系统，要配专职人员坚守岗位，24h值班，值班人员应认真监视监视器所显示的各种信息，详细记录系统各章的运行状态，接收区局网络中心下达的指令并及时进行处理，填写运行日志，打印安全监控日报表，报矿主要负责人和矿井主要技术负责人审阅。（12）系统发出报警、断电、馈电异常信息时，中心站值班人员必须立即通知矿井调度部门，查明原因，并按规定程序及时报区局网络中心，处理结果应记录备案。（13）调度值班人员接到报警、断电信息后，应立即向矿值班领导汇报，按规定指挥现场人员停止工作，断电时撤出人员，处理过程应记录备案。（14）当系统显示工作面瓦斯超限并有可能波及其它区域时，中心站值班员应按瓦斯事故应急预案手动遥控切断瓦斯可能波及区域的电源。5.4 供水防尘系统5.4.1 15101(下)综放面供水灭尘系统示意图（见附图6）5.4.2 灭尘方法：采煤机采用内外喷雾灭尘，支架移架时采用移架喷雾降尘，工作面及进、回风巷按规定洒水灭尘。5.4.3 综合防尘措施1、在15101(下)综放面回风巷、运输巷各铺一路供水防尘管路，管路每隔50m安设一个三通阀门，且在附近压风管路上同时设一阀门。2、在15101(下)综放面回风巷、运输巷各装两道净化喷雾，回风巷第一道距离工作面出口不超过50m，运输巷第一道距工作面不超过200m。3、割煤、放顶煤、移架时设备喷雾装置必须打开。4、输送机的转载点要安设喷雾装置。各转载点喷雾装置、净化水幕等在运转时必须由皮带机司机负责打开。5、坚持使用采煤机内外喷雾，割煤时必须先开启喷雾装置，内喷雾压力不得小于2MPa，外喷雾压力不得小于1.5MPa，如果内喷雾不能正常使用，外喷雾压力不得小于4MPa；无水或喷雾装置损坏时，必须停机。6、在15101(下)综放面回风巷、运输巷各安设一组隔爆水袋，安设要求：每组隔爆水袋储水量不得少于200L/m2，隔爆水袋排间距为1.2 m3m，棚区不小于20米。首列隔爆水袋与工作面的距离保持60200m范围内。隔爆水袋距离巷道顶部及两帮间距不得小于100mm，距离巷道轨道面不得小于1.8m，每处水袋高度应保持一致，安装水袋处的巷道断面与形状前后20m应保持一致，并与巷道的交叉口、转弯处、变坡处之间距离不得小于50m； 7、坚持综合防尘制度，回风巷出口向外30m、工作面及各转载点前后各15m范围内，每班洒水一次；上、下顺槽每天洒水一次，局部煤尘要有人清扫，保证整个工作面系统无煤尘堆积。8、工作面风速要控制在规定值以内，且工作面采煤机司机、移架工等作业人员必须戴好防尘口罩，搞好个体防护。9、防尘设施要按设计要求安装齐全，并坚持正常使用，损坏、失效设施要及时维修更换。10、每班设专人负责工作面的防尘工作，煤尘超限必须停止作业进行处理。11、该面破碎机为封闭式，故另设喷雾装置。5.4.4 15101(下)综放面管路布置示意图（见附图7） 5.5 排瓦斯系统本面预计瓦斯涌出量为0.8m3/min，采用正常通风排瓦斯的方式可以解决瓦斯问题。5.6 防灭火系统本面15#煤层不具有自燃倾向性，不需要采取灌浆灭火措施，只采取规定的防火措施。 5.6.1 防火措施1、工作面上、下风巷的洒水管必须接到工作面，并确保供水量、水压能满足使用要求。2、通风区要定期检查CO、CO2及温度，发现问题及时采取有效措施进行处理：（1）通风区每周对工作面支架架尾的CO浓度和温度进行一次普查，并及时向有关领导汇报。（2）要在回风巷回风流中安设CO传感器，当回风流中CO浓度达到10ppm时，汇报矿总工程师；回风流中CO浓度达到24ppm时，要及时停工处理。3、工作面上、下隅角及时收作，下隅角不能充分冒落时必须进行充填，充填后须吊挂风帐，以减少老塘漏风。4、容易引起外因火灾的电源及各种开关整定值要符合规定，确保准确无误，严禁电气设备失保、失爆，严禁带电作业。5、皮带机必须使用阻燃输送带，并经常清理皮带机下的浮煤，上、下托辊必须转动灵活；擦拭油脂的棉纱等物品须用盖严的铁桶装运上井。6、皮带机头、泵站、移动变电站等要害部位灭火设施要齐全，所有下井人员要掌握灭火器材的使用方法，并知道存放地点。7、各液压联轴节的易熔保护塞必须符合规定，严禁用其它物品代替易熔塞。8、所有入井人员必须熟悉本面避火灾路线。9、加强机电、运输设备管理，加快工作面推进度；停采后必须抓紧工作面设备的拆除，保证在工作面停采后45天内对工作面实施永久性封闭。5.7 排水系统5.7.1 排水路线1、工作面-15101(下)综放面回风巷临时水仓-回风巷排水管路-副井水仓-副井-地面2、工作面-15101(下)综放面运输巷临时水仓-运输巷排水管路-副井水仓-副井-地面5.7.2 排水方法工作面在回采前要准备排水能力不小于50m3/h且完好的排水设备，接通电源和排水管路。工作面正常出水时使用7.5kw电泵排水；若出水量增大或发生突水时采用18.5kw电泵排水（另行编制专项防治水措施）。5.7.3 排水设施管理1、上、下顺槽各铺设排水管路一趟，排水管采用无缝钢管，管径108。2、在上、下顺槽低洼处施工长宽深：2m1m0.8m的标准水仓，水仓四周用水泥、沙子砌平整。淤泥量大处可在水仓旁增设沉淀池，沉淀池规格同标准水仓，中间用管路或水沟槽连接。标准水仓按由外向里统一编号，挂牌管理，标明治水负责人，设备型号及管路直径。3、在转载机旁边及开关车外口各挖一个标准水仓，水仓内各安设7.5kw型电泵一台，接通电泵电源和排水管路，保证能随时投入使用，随工作面的回采而逐渐前移。4、工作面的沉淀池要定期清理，淤煤、杂物严禁进入出煤系统，并在开关车上备用一台7.5kw电泵和18.5kw电泵。5、排水设施损坏必须及时维修或更换，排水管路必须保持畅通。6、各班必须安排专职治水人员，负责每班上下顺槽的排水和水仓、水沟的清理和维护工作。5.7.4 防突水措施1、加强队干部跟班制度，及时掌握情况，搞好现场指挥。2、教育职工掌握突水预兆及工作面避水灾路线，突水预兆：（1）本来是干燥光亮的煤，变得发暗潮湿，无光泽，空气变冷；（2）空气湿度较大，出现雾气；（3）煤壁挂汗，且煤壁的新鲜面潮湿；（4）煤层里发出嘶嘶水叫；（5）出现压力水流；（6）顶板来压，产生裂隙，出现淋水，且水量越来越大；（7）底板鼓起或产生裂隙出现渗水等；（8）用钻具打眼时孔底松软或钻孔有水流产出。3、治水人员要注意观察水情，发现异常情况及时汇报矿调度所及队值班人员，不宜回采时坚决停产并采取针对措施进行排水，当水量大威胁人员安全时应按照避水灾路线撤退。4、工作面初次开采，若过钻孔及地质异常区前，技术科及时提供水文地质预报，提前编制过钻孔及异常区的安全技术措施。 5、若工作面水量增大时，现有排水能力达不到要求时，可将上下顺槽的风、水管路改为临时排水管路。6、若初采期间和水文变化异常时，水文地质人员应加强人员跟班，随时掌握水量变化情况。5.8 供电系统5.8.1 供电系统图1、该面供电系统、各种设备型号及电压等级（见附表1、2）1、15101(下)综放面综采设备供电系统图（见附图8）2、15101(下)综放面运输巷供电系统图（见附图9）3、15101(下)综放面回风巷供电系统图（见附图10）5.8.2 15101(下)综放面供电设施一览表（见附表2）5.9 工作面照明、信号、通讯系统管理一、15101(下)综放面运输巷照明灯具吊挂统一高度不低于1.8m，灯间距均匀不大于100 m，吊挂位置：垂直巷道走向，灯的一端沿巷道中心线，另一端在皮带机上方。二、工作面照明、信号装置每10架一个，两者必须在同一架，高度适中，并保持一条直线。三、工作面拉架等作业严防损坏照明、信号线路、装置。四、加大工作面信号装置检修，保证工作面话筒完好，闭锁灵敏可靠，发出信号清晰。五、加大井下与地面通讯装置检修，保证设备完好，