11305综放工作面作业规程

目录矿审批意见1项目部审批意见1第一章概况2第一节工作面位置及井上下关系2第二节煤层3第三节煤层顶底板5第四节地质构造6第五节水文地质6第六节影响回采的其它因素6第七节储量及服务年限7第二章采煤方法8第一节巷道布置8第二节采煤工艺10第三节设备配置12第三章顶板管理16第一节支护设计16第二节工作面顶板管理17第三节顺槽及端头顶板管理20第四节矿压观测21第四章生产系统23第一节运输系统23第二节通防与监控系统24第三节排水系统37第四节供电系统39第五节通讯照明系统41第五章劳动组织和主要经济技术指标43第一节劳动组织43第二节主要经济技术指标45第六章灾害预防及避灾路线47第七章安全技术措施50第一节一般措施50第二节顶板管理51第三节防治水54第四节通防及安全监测55第五节运输管理56第六节机电管理61第七节、采煤机割煤72第八节煤质管理74第九节放顶煤措施75第十节其它76矿审批意见本措施于2014年9月27日在调度会议室由矿总工程师组织项目部、生产技术科、机电科等单位专业人员进行会审，同意本规程内容，并提出如下审批意见，一并贯彻执行部门科室签字会审意见生产技术科机电科调度室安全副矿长机电副矿长通风副矿长生产副矿长总工程师项目部审批意见本措施于2014年9月27日在项目部会议室由项目经理组织项目部安检科、通风队、等单位专业人员进行会审，同意本规程内容，并提出如下审批意见，一并贯彻执行部门科室签字会审意见技术员安检科综采队安全副经理生产副经理项目经理第一章概况第一节工作面位置及井上下关系11305综放工作面是千树塔煤矿一水平、一盘区的第二个工作面。东侧为回风大巷，西侧为井田边界，北侧到榆西路，南侧至西翼辅运巷。具体位置及井上下关系如表11所示。表11工作面位置及井上下关系表水平名称一水平盘区名称一盘区地面标高（M）12811349913155井下标高108751109110983地面相对位置矿井工业广场西南侧回采对地面设施的影响回采后对地表有影响。井下位置及与相邻关系工作面位于西翼辅运巷西北侧，工作面切眼靠近榆西路。走向长度（M）181341倾斜长（M）200面积（M2）362682第二节煤层本工作面设计开采煤层为3煤层，工作面煤层厚度在9751121M之间，平均煤厚1061M。具体情况如表12所示。表12煤层情况表煤（矿）层总厚（M）97511211061煤层结构简单煤层倾角（度）平均倾角06可采指数1变异系数（）35稳定程度稳定煤层情况煤层以亮煤为主，暗煤次之，内生裂隙发育或较发育、外生裂隙不发育。工作面倾角平缓，厚度变化不大。MAD水AD灰分产率VDAF精煤挥发份发热量（MJ/KG）QGR，D工业牌号煤质情况40774738563063长焰煤11305综放工作面地层柱状图见图11第三节煤层顶底板工作面直接顶板为泥岩（含煤），老顶为长石砂岩，直接底为086193米的泥岩，老底为粉砂岩。见下表表13煤层顶底板情况表顶板名称岩石名称平均厚度（M）岩性特征老顶长石砂岩106722651666以灰白色层状中粒长石砂岩为主，孔隙式泥质胶结，交错层理发育。F36直接顶泥岩059069064灰黑色泥岩，水平层理发育，含煤纹。直接底泥岩、粉砂质泥岩11226168深灰色中厚粉砂质泥岩，水平层理发育，顶部为含灰泥岩。煤层顶底板情况老底粉砂岩、长石砂岩14147305灰色中厚层状粉砂岩，微波状层理。灰白色中厚层状细粒长石砂岩，波状层理。第四节地质构造断层情况以及对回采的影响11305综放工作面回风、主运顺槽、辅运顺槽及切眼掘进过程中没有揭露断层。地质构造属简单型。第五节水文地质一、水文地质情况3煤层之上砂岩含水层涌水量很小，富水性弱。3煤层之下岩石完整性较好，裂隙不发育，砂岩含水层厚度薄，含水微弱，渗透系数、涌水量很小，富水性弱。二、涌水量预计矿井正常涌水量60M3/H；最大涌水量90M3/H。第六节影响回采的其它因素一、影响回采的其它地质情况（见表14）表14影响回采的其它地质情况表瓦斯根据地质报告瓦斯鉴定结果，本工作面参考值为CH4相对对涌出量061M3/TCO2相对对涌出量为041M3/T煤尘爆炸指数445煤的自燃自燃，自然发火期为40天至6个月。地温钻孔地温梯度均小于3/100M。煤层直接顶直接底影响回采的其它地质情况普氏硬度（F）233434二、冲击地压和应力集中区由于本工作面煤层埋藏较浅，煤层为单斜构造，预计不会有冲击地压的影响。第七节储量及服务年限一、储量表15储量计算表计算范围走向长M倾斜长M斜面积M2煤厚M视密度KG/M3工业储量T回采率可采储量T储量计算18134120036268210611305002473704001978二、工作面生产能力及服务年限工作面的服务年限可采推进长度/月设计推进长度工作面回采率不得低于70，工作面每日按8循环组织生产，循环进尺08M，正规循环率95，月生产25天，则日产量（42001309566200130807）7095119232T月产量11923225298080T可采期可采储量月产量400197829808013（个月）第二章采煤方法第一节巷道布置一、采区巷道布置概况回风大巷、主运大巷、辅运大巷、西翼回风大巷、西翼主运大巷、西翼辅运大巷为11305综放工作面主要服务巷道。11305综放工作面主运、辅运顺槽与西翼主运大巷、西翼辅运大巷分别连接，形成工作面进风系统，同时作为工作面的运输生产系统。11305综放工作面回风顺槽通过风桥与西翼回风大巷连接，形成工作面的回风系统。二、工作面巷道布置11305综放工作面采用三条巷道布置，即一条顺槽为主运顺槽，在其顺槽内布置转载机、破碎机和可伸缩皮带输送机作为煤炭运输用。另一条顺槽为辅运顺槽，进风、运料等辅助运输之用。第三条顺槽为回风顺槽，在顺槽专用车场停放设备列车，同时进行回风。11305综放工作面工作面巷道布置图详见附图21回风大巷主运大巷辅运大巷西翼辅运大巷西翼胶运大巷西翼回风大巷回风大巷主运大巷辅运大巷12盘区变电所检修通道1305回风顺槽1、11305综放工作面主运顺槽主运顺槽内布置有108的排水管路一趟、108的供水管路一趟，通讯线及高低压电缆。2、11305综放工作面辅运顺槽辅运顺槽内布置有57的排水管路一趟、57的供水管路一趟、通讯线及高低压电缆。3、11305综放工作面回风顺槽回风顺槽内布置有108的排水、供水管路各一趟、通讯线及高低压电缆。4、11305综放工作面切眼11305综放工作面切眼设计净宽为11M，净高为35M。切眼顶板支护为锚网梯索支护形式，顶板锚杆为182000MM等强全螺纹钢树脂锚杆，每根锚杆用一支Z2360树脂剂锚固，间排距1100MM1100MM。切眼布置两排锚索，锚索间排距2200MM2250MM，锚索规格1786300MM。三、工作面两顺槽的几何参数及支护形式煤层采取矩形巷道、锚网梯索支护形式。见下表表21巷道名称用途断面净宽M净高M净断面M2支护形式主运顺槽进风、运煤矩形5536198锚、梯辅运顺槽进风、进料矩形503851925锚、梯回风顺槽回风矩形5036180锚、梯第二节采煤工艺一、采煤工艺11305综放工作面采用厚煤层倾斜长壁综采放顶煤自行垮落后退式采煤法。采高40M，割煤深度为08M，放煤高度66M，采放比1165。1、回采工序本工作面煤层倾角较小（平均06），采煤机双向割煤，两端头斜切进刀，执行如下回采工序采煤机端头割三角煤进刀割煤前探支护移架推移前刮板输送机放顶煤拉移后刮板输送机2、采煤机割煤后，必须及时移架，采煤与移架之间的悬顶距离距采煤机后滚筒不大于3架液压支架。3、采煤机割煤、拉移支架、推移刮板输送机平行作业。二、落煤方法采煤机的进刀采用端部斜切进刀的方式，斜切进刀段长度为40M，进刀深度08M。具体操作如下（1）采煤机向上（下）割透端头煤壁后，从上（下）向下（上）推移刮板运输机，在推移刮板输送机时刮板运输机弯曲段为24M后，第一次调换两个滚筒的上下位置，向上（下）进刀，通过26M的弯曲段至40M处，使得采煤机达到正常截割深度（即08M）。按要求推移刮板运输机至平直状态。（2）第二次调换两个滚筒的上下位置，向下（上）割三角煤至割透端头煤壁。（3）割完三角煤以后，第三次将两个滚筒的上下位置调换，采煤机空机返至进刀位置，进入正常割煤状态。具体见图21采煤机进刀方式示意图三、工艺要求1、严格支架及运输机的拉移步距，确保其直线性。运输机都只能顺序推移，且弯曲段长度不得小于26M。BCDA图21采煤机进刀方式示意图说明A采煤机到端头后，返机进刀；B采煤机进刀完毕后，返机割三角煤；C割完三角煤后，采煤机空机返回；D进刀完毕后，采煤机进入正常割煤状态。第三节设备配置一、采煤机采煤机选用MG750/1860WD电牵引采煤机，其主要技术参数如下采高范围2743M；机面高度MM1565供电电压V3300供电频率HZ50总装机功率KW1860截割电机功率KW2750牵引电机功率KW2110破碎电机功率KW100泵站电机功率KW40最大截深865MM；额定电压1140V；装机总功率4225KW；牵引速度132/264M/MIN二、液压支架1、中间架型号ZF16000/24/45高度24004500MM中心距1750MM宽度16601860MM初撑力12818KNP315MPA工作阻力16000KNP393MPA支护强度15155MPA底板平均比压42MPA适应采高3343M泵站压力315MPA重量约455T2、过渡架架型反四连杆过渡支架高度26004300MM中心距1800MM宽度17101910MM支护强度124130MPA初撑力12818KNP315MPA工作阻力16000KNP393MPA对底板比压平均0525MPA；支架重量约47T泵站压力315MPA；3、端头支架型号ZTZ20000/25/43中置式端头支架高度2543M单架宽度092M初撑力（2架）15520KN工作阻力（2架）20000KN支护强度048MPA对底板比压（平均）11MPA泵站压力315MPA重量约90T4、主运顺槽超前液压支架架型中置支撑式支架型号ZTC15000/25/43支架高度25004300MM支架宽度3080MM初撑力2320KN（P315MPA）支架工作阻力15000KN（P406MPA）支护强度052MPA泵站压力315MPA重量约61T5、回风顺槽超前液压支架架型中置支撑式支架型号ZTC30000/25/43支架高度25004300MM支架宽度3080MM初撑力2320KN（P315MPA）支架工作阻力30000KN（P406MPA）支护强度052MPA泵站压力315MPA重量约122T6、回风顺槽锚固液压支架架型中置支撑式支架型号ZHT10000/25/43支架高度25004300MM支架宽度3170MM初撑力7760KN（P315MPA）支架工作阻力10000KN（P406MPA）支护强度062MPA泵站压力315MPA重量约46T四、运输设备1、工作面前部刮板输送机工作面前部刮板输送机型号SGZ1000/2700，其它技术参数为电机功率2700KW额定电压3300V设计输送能力2200T/H中间槽尺M。2、工作面后部刮板输送机工作面后部刮板输送机型号SGZ1200/2700，其它技术参数为电机功率2700KW额定电压3300V设计输送能力2500T/H中间槽尺M。2、桥式转载机一部，其型号为SZZ1200/525，其技术参数为中部槽规格长宽M设计长度58M链速169M/S运输能力3000T/H电机功率525KW额定电压3300V3、可伸缩胶带输送机一部，型号为DSP120/200/3400运输距离2000M额定电压1140V电机功率3400KW输送能力2000T/H皮带带宽1200MM运输速度45M/S第三章顶板管理第一节支护设计一、液压支架支护强度验算1、工作面支护验算公式1P1MG/（K1）COS公式2P2NM式中P1、P2支护强度T/M；M煤层最大采高取4M；顶板岩石容重取27T/M3；G顶板动载系数取13；附加阻力系数取20；K顶板岩石碎胀系数取14；N顶板岩柱相当于采高的位数取8；将上述数据带入公式得P1427132/（141）COS44224T/M2071MPA；P28427864T/M2086MPA。经以上两公式计算及参考同煤层矿压资料确定支护强度不应小于086MPA，由于所选液压支架支护强度均大于中部支架设计支护强度（15155MPA），大于086MPA，故所选液压支架满足支护要求。二、乳化液泵站1、泵站及管路选型、数量（1）乳化泵BRW400/315型乳化液泵3台；配RX2500型乳化液箱2个。喷雾泵BPW315/16型喷雾泵2台；配SX2500水箱一个，为保证防尘用水的清洁，在供水管路与喷雾泵水箱之间安设一过滤器。供液管路选用高压胶管，耐压445MPA以上。主要技术参数如下（1）乳化液泵型号BRW400/315流量400L/MIN压力315MPA电机功率250KW数量三泵两箱（2）喷雾泵型号BPW315/16流量315L/MIN压力16MPA电机功率125KW数量两泵一箱2、泵站设置位置泵站安设在11305工作面回风顺槽设备列车车场内。3、乳化液泵站使用规定要保证乳化液泵站压力达到30MPA，乳化液浓度35。要加强支架与泵站的维修，杜绝系统的窜漏液。第二节工作面顶板管理11305工作面直接顶为1类不稳定顶板，老顶属级老顶，即周期来压明显。根据相邻矿井综采工作面的矿压观测资料，预计本工作面直接顶初次垮落步距约20M，老顶初次来压步距约80M，周期来压步距约30M。11305工作面的顶板管理采用全部垮落法。工作面共配置116架液压支架，其中中间架109架、机尾4架过渡支架和机头3架过度支架和一个端头支架。两顺超前围护采用超前液压支架支护巷道。详见附图11305综放工作面巷道支护示意图一、正常工作时期顶板支护方式采用追机移架的方式对顶板进行及时支护。在采煤机割煤后，先移支架，再移运输机，即割煤移架推移刮板运输机放顶煤。正常移架要滞后采煤机后滚筒35架，但不得超过6架。顶板破碎时要紧跟前滚筒移架或超前移架，即当发现片帮严重时，及时拉移超前架，再进行其它操作，工艺为移架割煤推移刮板运输机放煤，移架步距08M。1、移架顺序为（1）采煤机向上（下）端正常割煤时，滞后煤机后滚筒35架移架（顶板破碎时可紧跟前滚筒移架）。（2）采煤机割煤并移架后，及时将支架的护帮板伸出护帮。（3）采煤机进刀，向上（下）正常割煤时，自下（上）而上（下）滞后煤机后滚筒35架移架（顶板破碎时可紧跟前滚筒移架）。（4）在采煤机割煤时，超前采煤机前滚筒4架将护帮板收回。（5）溜头割煤后操作顺序推移前溜拉移过渡支架拉移端头前架后溜。2、移架方法工作面内的液压支架以刮板输送机为支点进行拉移。端头支架的前架和后架互为支点进行拉移。3、支护要求工作面应达到动态的质量标准化要求，确保“三直、二平、一净、两畅通”的质量要求。加强支架的支护强度，确保支护质量，支架初撑力不得小于24MPA。采煤机割煤后，要及时移架，移架与采煤机后滚筒的距离不得超过6架，防止长时间空顶。工作面出现冒顶时，要及时用1201200MM的枕木打成木垛接实背严顶板。工作面生产以前要编制初采措施及初次放顶的专项措施。二、特殊时期的顶板管理一来压及停采前的顶板管理1、初次来压期间必须成立初次放顶领导小组，做好初放工作。初次来压和周期来压期间，应坚持支护质量检测和来压的预测预报工作，来压前注意观察现场顶帮变化，及时加强支护。2、工作面支架液压系统要有足够的压力（不低于24MPA），泵站系统压力不得低于30MPA，乳化液浓度在35范围内。3、支架支护状态良好，系统不渗不漏，安全阀满足要求。4、按正规循环作业，尽量加快推进速度，尽可能减小来压对回采的影响，煤机司机严格控制采高沿底板推采，采高严格控制在40米以内。5、来压时要带压操作及时拉超前架，正确使用好前探梁和护帮板，对顶板及时支护。6、若出现片帮应及时伸出支架护帮板，缩小面前空顶。7、拉架时要做到少降快拉或擦顶移架。8、加强工作面来压期间的支护质量检查，发现工作面两巷顶板破碎、压力大、显现明显时，提前采取措施加强支护。9、加强上、下端头顶板管理，必要时加打单体支柱支护顶板。10、工作面停采时要编制停采措施，加强顶板管理。11、工作面直接顶初次垮落和老顶初次来压前必须编制专门安全技术措施。二顶板破碎时的顶板管理当工作面局部地段片帮较严重时，可超前采煤机移架，及时支设贴帮支柱；在顶板破碎地段，为了有效地防止顶板冒落、控制煤壁片帮，应采取及时拉超前架的方法维护顶板。工作面过破碎带期间，要及时拉超前架伸出前探梁护顶，移架时配合木料控制顶板。移架时尽可能采取擦顶移架。支架必须达到初撑力，特别注意工作面破碎带附近支架的初撑力及支架状态，预防冒顶。遇断层时另行编制安全技术措施。第三节顺槽及端头顶板管理一、工作面回风、主运顺槽的超前支护1、支护材料及要求主运顺槽超前支护采用ZTC15000/25/43超前支护液压支架支护巷道，超前支护长度不小于20M。如果顺槽内超前压力较大时，应延长超前支护的长度。回风顺槽超前支护采用ZTC30000/25/43超前支护液压支架，配合ZHT10000/25/43回顺锚固液压支架。超前支护距离不小于20米。工作面上窜下滑后，两端头支架距离巷道煤帮大于1米时，必须打DZW42/315单体液压支柱支护工作面上下出口。1断面图31主运顺槽超前支护断面图图32回风顺槽超前支护断面图2、质量控制标准（1）两顺槽的支撑高度不得低于18M，行人道宽度不得小于07M。（2）两顺槽超前支护液压支架初撑力不小于24MPA，液压支架状态正常，不能出现歪架、倒架等情况。不能出现液压系统窜、冒、滴、漏等现象。（3）工作面两顺槽及两端头若采用单体液压支柱进行局部维护时，必须穿铁鞋，铁链挂在支柱手把上，必须打成直线。（4）单体液压支柱支设完毕后，必须挂好防倒绳（3MM500MM的细钢丝绳），防倒绳的摆向一致。二、工作面端头的管理1、工作面上端头3架过渡支架，下端头4架过渡支架和一架端头支架，对工作面端头顶板进行支护。2、工作面上、下出口必须安全畅通，工作面安全出口与超前支护范围内巷道高度不低于18M，行人宽度不低于07M。推采过程中，工作面两端头安全出口宽度不够时，必须及时开帮。开帮后支设单体支柱进行支护，并用塑料网护帮。3、转载机要及时拉移，机尾设盖板防护，在转载机中部水平段和工作面出口处设置行人过桥，人员从过桥上通过。拉移上、下两端头支架或过渡支架时，人员禁止在端头、过渡支架靠上（下）帮放顶线侧范围内进行其它工作或逗留。三、支护材料使用数量、备用数量11305综采工作面备用DZW42/315单体液压支柱20棵，柱鞋（高强尼龙，直径300MM）20个，1750120120MM方木10根，175030050MM大木板40块。备用材料存放在回风顺槽中，存放地点应保持距工作面50100M之间。备用材料分类摆放整齐，实行挂牌管理，标明材料名称、型号、数量等内容，并由专人负责。材料存放地点必须保证有07M以上宽度的人行道和必需的运输通道。第四节矿压观测一、矿压观测内容11305工作面的矿压观测内容主要有工作面支架阻力及单体液压支柱工作阻力观测、巷道围岩表面位移观测、顶板离层观测。根据观测结果对11305工作面顶板活动规律、来压特征，工作面支架受力特点，支架对顶板的适应性和控制效果，超前支承压力影响范围和分布特点，顶板、煤层稳定性等做进一步的分析，并进一步实现预测预报老顶初次来压、周期来压，监测支护质量，提出顶板管理措施，指导安全生产。二、矿压观测方法1、工作面支架工作阻力观测（1）在工作面支架上安装液压支架压力检测系统，实时记录液压支架的压力，定期分析监测记录及支架受力的变化规律，进一步分析顶板来压状况及规律性。（2）每班根据实时监测记录，分析工作面来压规律，液压支架受力情况等参数。2、巷道围岩表面位移观测在上下顺槽共设置6个观测点，采用十字布点法（见图33），每班对顶底板及两帮移进量观测一次，将观测数据汇总于设计表格（见表33）内，发现异常情况及时分析原因并加以处理。图33十字布点法示意图表31巷道围岩表面位移记录表日期班次测站距工作面距离（M）顶底板移动距离（MM）两帮移动量（MM）距切眼距离（M）备注1234、顶板离层观测掘进队在巷道掘进过程中安装顶板离层仪，通过对顶板离层仪内尺、外尺观察读数观测顶板离层情况。顶板离层仪累计下沉值大于50MM时，必须及时汇报调度室，采取措施进行加强支护。每天对顶板离层情况进行观测，地面建立顶板离层仪观测台帐。三、矿压观测时间要求1、工作面液压支架压力在线监测系统观测到老顶初次来压和三次周期来压。2、巷道围岩表面位移观测观测至工作面超前支护推进140M。3、支护质量（支架和支柱工作阻力观测）监测整个生产期间。第四章生产系统第一节运输系统一、运输设备及运输方式（一）运煤设备及装、转载方式采煤机割装煤和刮板输送机前移配合装运底煤；工作面煤流通过工作面前后部SGZ1000/1400，SGZ1200/1400刮板输送机、SZZ1200/525转载机运到胶带顺槽的DSJ120/200/3400至西翼胶运大巷皮带机，至主斜井皮带机至地面缓冲煤仓。（二）辅助运输设备及运输方式千树塔煤矿辅助运输采用防爆无轨胶轮车运输方式，11305工作面所需要的材料通过副斜井至辅运大巷、西翼辅运大巷、11305辅助运输顺槽至工作面。二、移刮板输送机方式采用液压支架的推移千斤顶推移刮板输送机，推移步距08M，弯曲段长度不小于26M，推移方向为自上（下）而下（上）。推移刮板运输机，要滞后采煤机后滚筒15M。在采煤机斜切进刀切入煤壁规定截深（08M）后，将刮板输送机按自上（下）而下（上）的顺序推向煤壁，成一条直线。三、煤炭的运输路线11305工作面11305主运顺槽西翼胶运大巷主运大巷主斜井栈桥缓冲煤仓地面。四、辅助运输系统路线副斜井辅运大巷西翼辅运大巷11305辅助运输顺槽11305工作面。详见附图11305工作面运输系统图。第二节通防与监控系统一、通风系统一综采放顶煤工作面瓦斯涌出量预测本矿井初期在11盘区设计布置一个综采放顶煤工作面，工作面产量为120MT/A，现预测综采放顶煤工作面瓦斯涌出量。综采放顶煤工作面瓦斯涌出量预测Q综放Q1Q2式中Q综放综采放顶煤工作面相对瓦斯涌出量，M3/T；Q1开采层相对瓦斯涌出量，M3/T；Q2邻近层相对瓦斯涌出量，M3/T；1综采放顶煤工作面开采层相对瓦斯涌出量Q1Q1K1K2K3MMW0WC式中Q1综采工作面开采层相对瓦斯涌出量，M3/TK1围岩瓦斯涌出系数，取K113；K2工作面丢煤瓦斯涌出系数，K21/，为工作面回采率，值为070，K21/080125；K3采区内准备巷道预排瓦斯对开采煤体瓦斯涌出的影响系数，K3LH077；式中L回采工作面长度，L200M；H掘进巷道预排瓦斯带等值宽度，取H23M；M开采层厚度，106M；M由于综采放顶煤开采工艺，工作面采高即为开采层厚度，106M；W0煤层原始瓦斯含量，M3/T；W0（100407747）/1001120991M3/T；WC运出矿井后煤的残存瓦斯含量，M3/T，由于没有实测数据，且3号煤变质程度低，设计暂按煤层原始瓦斯含量的三分之一计算3号煤的残存瓦斯含量。则煤层Q1130125077610（09910991/3）0827M3/T；2综采工作面邻近层相对瓦斯涌出量Q26号煤与本层回采工作面相邻，6号煤与3号煤间距346510555M，平均间距10516M。根据建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设于压煤开采规程中附录六的方法，经计算邻近层向工作面释放卸压瓦斯的岩层破坏范围为15M，故6号煤层不在采动影响范围之内。邻近层相对瓦斯涌出量可以忽略不计。综采放顶煤工作面的瓦斯涌出总量为Q综放Q1Q2082700827M3/T。（二）风量计算（1）根据相对瓦斯涌出量计算综放工作面风量Q1148120827100/16601276M3/MIN式中14812日产量，14812T；0744相对瓦斯含量，0744M3/T；1660每天生产时间，MIN；100瓦斯报警上限浓度，1。（2）按工作面每班工作最多人数计算实际需要风量Q44N480320（M3/MIN）式中N该工作面同时工作最多人数取80人；4每人应供给的最小风量M3/MIN。（3）按工作面温度计算Q360V采S采KL6015278912301212（M3/MIN）式中V采与11305采煤工作面气温相对应的风速，取15M/S；S采11305采煤工作面的平均有效通风断面（M2）；S采HB均KS4012（541621）/22789M2。式中H11305采煤工作面采高（M），取40米；B均采煤工作面平均控顶距（M），取581米；KS采煤工作面有效通风断面系数，取10；KL采煤工作面面长系数，取12。4按风速进行验算按工作面风速不低于025M/S，不大于4M/S进行验算。（1）最低风速验算，各个采煤工作面的最低风量Q02560SCB0256017392608M3/MIN式中SCB11305采煤工作面最大控顶有效断面积，1739M2。按最高风速验算，采煤工作面的最高风量Q460SCS460151536355M3/MIN式中SCB11305采煤工作面最小控顶有效断面积，1515M2。2608M3/MIN301212M3/MIN36355M3/MIN。（2）风量的确定根据上述计算和验算的结果，采煤工作面所需风量应取301212M3/MIN。（二）通风路线（具体标示详见附图11305工作面通风系统图）（1）进风路线地面新鲜风副斜井/主斜井辅运大巷/胶运大巷西翼胶运巷/西翼辅运巷11305主运顺槽/11305辅运顺槽11305工作面。（2）回风路线11305工作面乏风11305回风顺槽西翼回风巷回风大巷回风立井地面。二、防治瓦斯（一）瓦斯检查（设点、次数）正常情况下瓦斯巡检检查点分别设在工作面回风顺槽、工作面风流、工作面回风隅角，如有串联风或特殊要求时在进风巷或其他地点增设瓦斯检查点根据通防科的具体规定执行。工作面设瓦斯检查员巡回检查，每隔35小时检查一次，每班至少检查两次。瓦斯检查人员必须执行瓦斯巡回检查制度和请示报告制度，并认真填写瓦斯班报表。每次检查的结果必须记录在瓦斯检查班报手册和检查地点的记录牌上，并通知现场工作人员。瓦斯浓度达到1时，瓦斯检查工有权责令现场人员停止工作，并撤到安全地点。瓦斯检查牌板应设置在回风顺槽中距工作面小于50M的范围，检查结果要及时填写，按瓦斯巡回检查制度规定上报。工作面确需放炮时，放炮员、瓦斯检查员、当班带工队长，必须遵守“一炮三检”和“三人连锁”制度，按爆破规定进行，严禁放明炮、糊炮。（二）瓦斯监测加强对工作面瓦斯的监测，布置3台瓦斯传感器，垂直悬挂在巷道的上方，距顶板不得大于300MM，距巷道巷帮不得小于200MM。其位置与控制范围分别为（1）第一台瓦斯传感器布置在回风隅角切顶排处。瓦斯报警浓度1、断电浓度15、复电浓度小于1，断电范围为工作面内的全部非本质安全型电气设备。（2）第二台瓦斯传感器布置在距工作面煤壁小于或等于10米的回风巷道内，瓦斯报警浓度1、断电浓度15、复电浓度小于1，断电范围为回风巷内的全部非本质安全型电气设备。（3）第三台瓦斯传感器布置在回风巷道内，距工作面设备列车小于或等于10米的上风侧，瓦斯报警浓度05、断电浓度10、复电浓度小于05，断电范围为该瓦斯传感器下风侧的全部非本质安全型电气设备。传感器至少每月调校一次，监测报表每天上报总工和矿长审阅。采煤面回风隅角必须悬挂瓦斯报警仪，回风隅角的瓦斯报警仪悬挂在切顶排支柱处，煤机上必须设置机载式甲烷断电仪或便携式甲烷监测报警仪。瓦斯监测系统由通风队进行专人维护，确保系统的灵敏可靠，每天用便携式瓦检仪数据和传感器数据对照，两者误差超过01时，必须查明原因进行处理并上报调度室监控人员。瓦斯监控系统安装好后，任何人不得擅自更改，如需处理必须经监控中心管理人员同意，上报矿总工程师批准，尤其不能擅自甩掉断电仪。当瓦斯超限或监控系统报警时，不管任何原因工作面必须停止工作撤出人员，上报调度室监控人员和值班矿领导，通防队查明原因处理后，经值班矿领导和矿总工程师批准后方可恢复送电工作。监控系统布置详见附图11305工作面安全监控系统图。三、综合防尘系统（一）防尘管路系统（1）主运顺槽供水管路井上污水处理站主斜井管路主运大巷管路西翼胶运大巷管路11305主运顺槽管路11305工作面。（2）回风顺槽供水管路井上污水处理站主斜井管路主运大巷管路西翼胶运大巷管路11305回风顺槽管路11305工作面。详见附图11305综放工作面供水、排水、防尘系统图。（二）防尘措施（1）工作面采煤机装有内外喷雾，与喷雾泵连接，确保内喷雾压力不小于2MPA，外喷雾压力不小于15MPA，如果内喷雾装置不能正常喷雾，外喷雾压力不得小于4MPA。喷雾水雾要能够封闭截割产尘部位。内喷雾和外喷雾装置与煤机开停同步连锁，压力和水质必须符合要求，确保喷雾的雾化效果，喷雾泵不能正常工作时必须停止割煤，汇报区队并及时进行处理。每个支架安装架间喷雾，喷雾必须满足水雾覆盖全断面的要求。割煤时，紧跟采煤机回风侧开启架间喷雾不少于4道，实现架间喷雾降尘。综合防尘效果应确保工作面不扬尘、不积尘。（2）主运顺槽供水管路选用直径108MM的水管，每50米设一个三通阀门，各转载点（刮板输送机头、转载机头、皮带机头）必须设喷头、喷雾等洒水灭尘装置，巷道内每400米设一道净化水幕，在主运顺槽入口20米范围内设净化水幕一道，距工作面3050米范围内设净化水幕一道，每道水幕的喷雾喷头不少于5个，且雾化效果良好，覆盖全断面。水幕均随工作面的推进而向外移，但距离不能改变。（3）回风顺槽供水管路选用直径108MM的水管，每50米设一个三通阀门，做冲刷巷道和消防用，在回风顺槽入口20米范围内处设净化水幕一道，巷道内每400米设一道净化水幕，距工作面30米50米范围内设净化水幕一道，在设备列车上风侧30米50米范围内设净化水幕一道，每道水幕的喷雾喷头不少于5个，且雾化效果良好，覆盖全断面。靠近工作面的水幕均随工作面的推进而向外移，但不能改变距离，开停根据工作面回风风流的干燥程度和含尘量控制。（4）煤尘冲刷1每班割煤结束后必须对工作面及超前支护以里的区域（回风顺槽为移动变电站以内）的积尘进行冲刷，确保没有厚度超过2MM，连续长度超过5M的积尘，尤其是容易积尘的死角，必须认真冲刷，做好冲刷记录。2主运顺槽每月至少冲刷三次，回风顺槽每月冲刷一次，确保没有厚度超过2MM，连续长度超过5M的积尘。如果有煤尘堆积超过规定或扬尘，根据情况随时冲刷，并做好冲刷记录，由综采队负责。3通风队每半月测尘一次，并将测尘情况按有关规定上报，并及时反馈信息，加强工作面的防尘管理。（5）个体防护进入工作面和回风侧工作的所有作业人员必须佩戴防尘口罩。（三）隔绝瓦斯煤尘爆炸措施11305工作面主运、回风顺槽巷道各设隔爆水棚2处，总长度不小于20米，总水量不小于200L/M2，吊挂覆盖全断面，水棚排距为12米，首排隔爆水棚距工作面60200米，第二道隔爆水棚距第一道水棚间距为200300米。四、防治煤层自然发火技术措施（一）监测系统加强对工作面自然发火的监测，一氧化碳传感器、温度传感器布置在距工作面回风出口1015米处，垂直悬挂在巷道的上方，距顶板不得大于300MM，距巷帮不得小于200MM。传感器每个月调校一次。束管监测探头布置在下端头切顶排过渡支架处，垂直悬挂，距顶板不得大于300MM，距巷道下帮不得小于200MM，随工作面的推进前移。每天通过红外线束管监测仪连续监测自然发火情况，监测报表每天上报分管副总审核，然后上报矿通防矿长和总工程师审阅，有自然发火征兆时需每班连续上报。及时观察束管监测系统的数据，发现温度上升明显、有芳香族碳氢化合物、CO浓度超过24PPM或增加较快时，要及时组织进行撤人、采取防止人员中毒措施和防灭火措施，CO达到或超过40PPM时作为自然发火征兆进行处理，专门编制措施处理。（二）综合防灭火措施1、防治自然发火（1）提高煤炭回收率，加强浮煤管理。在回采过程中确保不留底煤，每班必须将浮煤清理干净，保证割煤时回收率不小于70。（2）采取措施隔绝氧气供给。工作面的正常涌水量为20M3/H，工作面直接顶为泥岩（平均厚度064M），老顶为长石砂岩（平均厚度1666M），工作面顶板随采随冒，加之淋水和喷洒阻化剂可使泥岩粉碎胶结，隔绝氧气，综采队每班按规定向采空区喷洒阻化剂。（3）特殊地点的防自燃处理工作面初次放顶前的防自燃处理。开切眼附近顶板不易垮落，存有较大空间，煤壁暴露的时间较长，开采前喷洒阻化剂，每班喷洒一次阻化剂，由综采队负责喷洒。采面推进过程中采空区氧化带和顺槽的自燃监测处理。11305工作面的回采时间为11个月，煤层自然发火期最短为40天。在采煤工作面推进过程中，可根据实际回采丢煤情况控制，回采过程中喷洒阻化剂由综采队负责。同时必须做好自然发火的预测预报工作，具体采取的措施是、每周进行一次采空区取样分析，分析一氧化碳浓度和烷烃比，通过描绘曲线方法来观测其变化，可通过束管监测和人工取样两种方法。、有发火征兆时通过红外线遥感测温仪遥测采空区温度，及时掌握温度变化。、通过束管检测探头检测工作面及回风隅角的自然发火情况。、通过在回风顺槽设一氧化碳探头检测回风风流中的一氧化碳变化，监控工作面及巷道的自然发火情况。通过以上监测、监控手段，发现采空区有高温点出现或有自然发火征兆，对采空区进行注氮、灌浆、喷洒阻化剂。以注氮为主，以灌浆、喷洒阻化剂为辅。停采线注浆与工作面初次放顶前的情况一样，因回撤工作面致使该地段暴露时间较长，作为防治自燃的重点地段，停采线附近的空间必须注浆。注浆措施、浆液制备采用黄土加水混合制作浆液。要求参数水土31（体积比），在地面采土场取土运至灌浆站过筛去除大颗粒，用高压水将土冲入搅拌池搅拌均匀后，用比重计法测量水土比符合要求后，将泥浆灌入井下。、对生产班注浆量计算如下根据公式QSKMLHC式中M煤层开采厚度，40M；L、H灌浆区的生产班推进长度32M、工作面面长200M；C煤炭回收率，70；K灌浆系数，取005。灌浆用土总量为QS0054032200070896M3。灌浆用水总量QWKWQSA式中KW冲洗管路用水量的备用系数，取12A水土比取3QW12896332256M3。灌浆总量为QQSQW8963225641216M3。、灌浆路线井上灌浆站回风立井回风大巷西翼回风大巷11305回风顺槽11305工作面停采线。、技术措施及要求为配合此注浆方案的切实有效实行，还必须做好以下几方面工作（I）在灌浆过程中应及时检查，经常观测水情，采空区灌入水量与排出水量均应详细记录，应做好防溃浆措施。（II）及时排水，做好疏水措施，防止灌浆水危及其他相邻巷道和工作面。（III）掌握好水土比和灌浆速度，防止泥浆堵塞管路，每次灌浆完毕后要及时用清水冲刷管路，以不再流出泥浆为准。（IV）铺设和回撤管路时一定注意顶板、煤壁的支护情况，注意安全。（V）严格遵守灌浆操作规程。（VI）在排水设备和管路的选型应考虑到灌浆水量的影响。（VII）通防队制定相应的安全措施后方可实施。（2）本工作面煤的自然发火期最短为40天，在正常的回采期间，应尽量保持设计的推进速度，在临时停产期间，要加强综合防灭火措施。工作面回撤完毕后，及时对工作面进行永久密闭，最长时间不得超过45天。制氮措施A注入方式注入方式采用间歇式注氮,即待采空区出现自然发火征兆时,向采空区埋管注氮。采煤过程中加强11305综放工作面回风隅角的气体检测及监测。B注氮浓度根据煤矿安全规程第238条规定，氮气防灭火时氮源要稳定可靠、注入氮气的浓度不得低于97，根据经验使注入区内的氧气浓度不得大于7。为保证注氮效果应采取进回风隅角封堵的固氮措施。C注氮释放口位置的选择对综采放顶煤采空区的注氮，其注氮释放口应设置在采空区氧化带内，据经验，注氮释放口距工作面的最大距离为LMAXLERN式中LE采空区漏风带宽度，取30M；RN氮气有效扩散半径，取15M。则LMAXLERN301545M故注氮释放口设置于离工作面45M的进风侧采空区底板上，罩以金属网并用木垛保护。D注氮监测利用束管监测系统对注氮区域进行监测，通过监测检查注氮效果，并作为改变注氮方式和停止注氮的依据；注氮期间加强回风隅角检查，并每天人工取样分析，防止回风隅角氧气不足发生事故。E制氮装置严格按操作规程操作，定期维护、维修，确保制氮机运行正常。F用安设于西胶运和西辅运联巷的井下移动式制氮机注氮，制氮能力600M3/H，型号DMY600。喷洒阻化剂措施1、阻化剂用量计算阻化汽雾日喷洒量VVK1K2DLLH/R式中V日喷雾量，M3/D；K1喷雾加量系数，取12；K2每吨遗煤喷洒汽雾量，取002M3/T；D工作面采空区丢煤率，取20；煤的实体密度，取13T/M3；L工作面长度，200M；H工作面采高，106M；L工作面日进度，64M/D。R汽雾转化率，取80。经计算得工作面V677M3/D。2、根据阻化剂用量及开采条件，11305综放工作面设备选型如下贮液箱选用1个50M3贮液箱。发射泵选用1台XRB50/125型高压泵。流量为50L/MIN，工作压力125MPA。排液管干管设计选用50MM高压胶管，毛细支管设计选用25MM高压软胶管连接干管和雾化器或喷嘴。胶管耐压要求不小于7MPA。三通设计选用K型三通，分别与干管和支管相配套。阀门开关设计在干管与支管中分别配置阀门开关控制系统中的每个雾化器和喷嘴。压力表设计在系统中安装压力表，压力范围0100MPA。雾化喷嘴设计选用抚顺煤科分院研制的III型雾化喷嘴。3、喷洒阻化剂方式当采空区出现自然发火征兆需要喷洒阻化剂时，对采空区进行喷洒。（3）外因火灾的防治工作面胶带输送机机头、机尾处及设备列车车场必须备有干粉灭火器（每处两台，容量8KG），沙箱一个（沙量大于02M3），铁锹2把。皮带输送机必须设有温度保护、烟雾保护和自动洒水装置。做好易燃易爆物品管理，井下使用的汽油、煤油必须装入盖严的铁桶内，剩余的汽油和煤油必须及时运回地面，严禁在井下存放。严防电器失爆、短路引起火灾。井下使用的润滑油、棉纱、布头和纸等，必须存放在盖严的铁桶内。用过的棉纱、布头和纸，也必须放在盖严的铁桶内，并且不准乱丢乱放。严禁随意将易燃易爆物品带到井下工作现场，加强机电设备管理，不准出现明接头、电流短路等现象。两顺槽的临时储备材料地点必须备有干粉灭火器（至少两个，容量8KG）。（三）便携式甲烷报警仪的配备和使用生产管理人员下井时必须携带便携式甲烷报警仪，对其检查范围内的甲烷进行不间断的监测，如有报警现象（甲烷报警点为1）必须立即停止工作，通知撤出所有人员，汇报调度室。带班队长下井时必须携带便携式甲烷报警仪，对其分管范围内的甲烷进行不间断的监测，当报警时，必须立即停止工作，通知撤出所有人员，汇报调度室。电工进行机电维修工作时，必须携带便携式甲烷报警仪，在检修工作地点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，通知撤出所有人员，汇报调度室。五、辅运顺槽与主运顺槽联络巷封密闭措施（1）施工地点要求1、砌筑密闭墙的地点为11305辅助运输顺槽与11305主运顺槽联络巷，砌筑二道密闭墙；距11305主运顺槽侧35M位置一道，距11305辅运顺槽3M位置一道。2、设施前后5米内支护要完好，无杂物、淤泥、积水。否则要先修复设施处巷道，并清理干净。3、砌筑密闭墙时，必须在进风侧延接风筒到施工地点，开启通风机正常供风。4、按工作计划及质量标准施工，并且熟知安全注意事项。（2）、掏槽1、密闭巷道中要用钎子、大锤或风镐，撬掉浮矸和带裂缝矸石，底板处要挖到实茬。2、煤巷中掏到实茬，若顶部空虚，要进行放顶，一直见到实茬为止。帮、底板见实体后掏槽200MM深，宽度650MM。（3）、砌墙1、砌墙时必须挂线，墙面平整（1米直径范围内凸凹高差不大于1厘米），无裂缝。墙体四周要抹出100MM的裙边，煤壁与墙体要用砂浆充填实。2、墙体厚度根据设计要求，墙体厚度为500MM。3、灰砂配比通常选择灰、砂比为13即可，砖缝隙要填实。4、砌筑墙体完成后，边线到巷道交叉线处抹裙边，厚度100150MM。5、在两墙中间填实黄土。（4）、附属设施及管理永久密闭墙上要根据施工措施要求，留设放水孔、观察孔、措施孔，放水孔、观察孔用直径为2寸长度为3米的防尘管制作；措施孔用直径为4寸，长度为3米的防尘管制作。密闭墙前要挂管理牌，定期检查，墙前还必须设永久栅栏、挂警示牌。（5）、安全措施1、施工人员达到工作地点前，首先由瓦斯员检查工作地点的气体情况，在有害气体不超限的情况下方可进入工作地点施工。2、施工过程中，必须由安全负责人现场指挥，并且在施工现场里侧、巷道中间悬挂一个多功能气体便携仪，以监测有害气体情况，如发现有害气体超限，施工人员立即撤离到安全地点。3、现场瓦斯员（或监护人员）在施工现场随时检查瓦斯及其他有害气体情况，发现有害气体超标，即刻撤出所有工作人员，现场施工人员必须听从瓦斯员的命令。4、施工时铁制工具要轻拿轻放，禁止用铁器相互击打。5、装卸、搬运物料要拿稳，摆放好，不影响行人、过车，防止挤手碰脚现象。（6）、密闭施工中的安全注意事项1、掏槽用大锤、钎子、手镐、风镐、煤电钻等工具施工。2、在巷道高处施工要配带保险带。3、砌墙高度超过2米时，要搭脚手架，系安全带，保证安全牢靠。4、施工完毕后，要认真清理现场，在距离巷道岔口2米处应设置栅栏，悬挂警标牌。5、其他事宜请遵照煤矿安全规程、操作规程相关规定施工。附图41附图42第三节排水系统一、水文地质条件11305工作面的主要充水水源有3煤层顶板砂岩裂隙水。砂岩裂隙水以静储量为主，预计该含水层水不会对工作面回采施工产生太大影响。联络巷预计11305工作面回采时正常涌水量约为20M3/H，最大涌水量40M3/H。二、11305工作面排水（1）主运顺槽靠近工作面端头处安设一台QBK30/2215KW污水泵。水泵额定电压660/1140V，水泵排水管采用57普通钢管。（2）回风顺槽靠近工作面端头30M处安设一台QBK30/2275KW污水泵。水泵额定电压660/1140V，水泵排水管采用57普通钢管三、选用水泵及其主要参数表41水泵主要技术参数表序号设备名称规格型号数量流量M3/H扬程M1潜污泵QBK32/2015KW5（2备）32602潜污泵QBK20/2275KW8（1备）2022第四节供电系统一、供电系统1、供电方式及电压等级综放工作面供电系统采用三种供电方式采面机电设备采用移动变电站及开关等组成综放工作面电气设备列车靠近采面负荷中心就近供电，电压等级为3300V，10V高压电源来自11盘区变电所隔