平頂山天安煤業(yè)股份有限公司八礦己1522060工作面及瓦斯綜合治理設計說明書二一年二月設計編制人員專業(yè)姓名職稱簽名采礦機電通風瓦斯治理地質安全綜合總工程師設計審查人員專業(yè)姓名職稱簽名采礦機電通風瓦斯治理地質安全綜合總工程師目錄1工作面概況及危險源分析111工作面概況112危險源分析32工作面工程設計521工作面巷道布置522巷道斷面支護523采掘工藝123工作面各生產系統(tǒng)1931主運輸系統(tǒng)1932輔助運輸系統(tǒng)2033通風系統(tǒng)2134供電系統(tǒng)3035供水及綜合防塵系統(tǒng)3736排水系統(tǒng)3837通訊系統(tǒng)3938監(jiān)測監(jiān)控系統(tǒng)4039壓風系統(tǒng)41310防滅火系統(tǒng)43311液壓系統(tǒng)45312照明系統(tǒng)454瓦斯綜合治理專項設計4641瓦斯綜合治理方案確定4642防突設計4743瓦斯抽放設計525水害防治專項設計6451充水因素及威脅程度6452防治水措施676注意事項及主要安全技術措施6961掘進期間安全技術措施6962回采期間安全技術措施697安全避災路線7171水災避災路線7172火災、瓦斯、煤塵事故避災路線71八礦己1522060工作面設計會審紀要2009年12月2日八礦礦總工程師張海慶主持召開了己1522060工作面設計專題會審，與會人員就設計中的有關問題進行了研究討論。現紀要如下一、關于工作面設計范圍問題己1522060工作面位于己二上山采區(qū)西翼最下部，東起采區(qū)上山，西至十二礦邊界，南鄰正在施工的己1522040采面，北部為尚未開發(fā)二水平己二下山采區(qū)。二、關于設計依據和設計原則問題1、必須依據地測部門提供的地質資料進行設計。2、該工作面按突出危險工作面進行設計。3、該工作面煤層按自燃煤層進行設計。4、必須本著安全高效、系統(tǒng)優(yōu)化、體現以人為本的原則設計。三、關于工程設計問題1、同意采用走向長壁一次采全高采煤法，回采工藝為綜合機械化采煤。液壓支架選用ZY560020/40支架。2、巷道布置同意工作面面沿己15煤層走向布置機、風兩巷。同意在己15煤層底板灰?guī)r中布置1條底抽巷，與機巷中對中25M，距己15煤層底板152M左右，保證距己1617煤層底板垂距不小于10M。同意機巷按“機軌合一”布置，設4個開關列車車場（間距300M）；風巷每隔300M設置1個錯車場，車場長30M。同意高位尾巷每300M施工一個聯絡川與風巷連通。3、巷道斷面支護同意機巷、風巷、切眼頂板均采用錨網索梁支護，錨桿選用202200MM高強錨桿，錨索選用1787000MM預應力鳥巢錨索；兩幫采用202000MM等強錨桿會議要求高位尾巷、底抽巷施工必須打走向前探鉆孔，防止誤揭突出煤層。四、瓦斯綜合治理方案同意風巷屬外段沿空掘巷。同意機巷利用底抽巷施工穿層鉆孔，采取水力沖孔、預裂爆破等措施后抽放瓦斯。同意掘進期間在風、機巷施工本煤層抽放鉆孔，孔徑110MM，上行105M、下行70M。不留空白帶。會議要求回采前在風、機巷每100M布置一個測定鉆孔，分別測試煤層殘余瓦斯含量和瓦斯壓力。己1522060工作面及瓦斯綜合治理設計說明書1工作面概況及危險源分析11工作面概況111工作面概況該工作面位于二水平己二上山采區(qū)西翼，東起采區(qū)上山，西至十二礦北風井己組保護煤柱線，南鄰正在準備的己1522040采面，北部尚未開發(fā)。該工作面標高510656M，地面標高120150M，埋深630806M。工作面東西可采走向長877M，南北傾斜寬168M，采高36M，圈定可采儲量695萬T。112煤層賦存情況根據鉆孔資料及揭露己15煤層分析，該采面煤厚在34385M，平均36M，在構造區(qū)域有變薄情況。煤層傾角1728，平均22，呈西緩東陡之趨勢。113地質構造該采面地質情況簡單。該區(qū)域地質資料揭露稀少，根據鉆孔、皮帶上山及己1522040機巷揭露的資料分析，預計該采面不會有大的地質構造。114頂底板巖性直接頂為細砂巖與粉砂巖互層，距煤層頂板08M左右有一層0105M的煤線，該層易隨采隨落。直接底為一薄層泥巖，厚約2M，遇水易膨脹。煤巖層綜合柱狀圖如圖1所示。115水文該采面水文地質條件簡單，煤層頂板中粗粒砂巖含水層裂隙發(fā)育，富水程度中等。預計正常涌水量23M3/H，最大5M3/H。圖1煤巖層綜合柱狀圖116自燃發(fā)火期己15煤層自燃發(fā)火期46個月。117瓦斯該工作面瓦斯壓力18MPA，瓦斯含量220M3/T，根據突出危險等級劃分，屬突出危險工作面。118地表地面為山坡，無建筑物及水體。12危險源分析121危險源分析1、頂板直接頂為細砂巖與粉砂巖互層，厚度6M，屬類頂板，開采過程中，頂板不會及時冒落，可能造成大面積懸頂。當頂板跨距達到一定距離時突然冒落，可能會造成采空區(qū)瓦斯突然涌入采掘空間，會造成瓦斯超限。2、帶壓開采（1）采面底板承壓水情況己1522060采面開采深度510656M，最低開采深度656M，二水平己組西大巷標高692M水文觀測孔水位363M，己1522060采面屬帶壓開采，承壓水頭值181327MPA。采面底板隔水巖柱厚度、巖性己15煤層底板到寒武系灰?guī)r頂板，包含數層灰?guī)r、泥巖、砂質泥巖和砂巖，組成了己組煤底板隔水巖柱，厚度85M。3、瓦斯該區(qū)域瓦斯壓力18MPA，瓦斯含量220M3/T，根據突出危險等級劃分，屬突出危險工作面。本煤層掘進及回采均按突出危險工作面管理，需采取瓦斯綜合治理措施，具體治理方案詳見第四章瓦斯治理專項設計。4、煤層自燃己15煤層自燃發(fā)火期46個月，本煤層抽放及回采期間，應加強檢查、監(jiān)測，完善防滅火系統(tǒng)，并保持合理的推進速度。5、粉塵在采掘過程中，將產生大量煤巖塵，會對人員健康及設備運行造成一定危害。2工作面工程設計21工作面巷道布置工作面巷道布置自南向北依次為風巷、高位尾巷、底抽巷、機巷。機巷按“機軌合一”布置。風巷與己1522040機巷中對中8M布置；高位尾巷與風巷中對中10M；底抽巷與機巷中對中內錯25M布置。巷道布置如圖21所示。采區(qū)變電所二水平己組西大巷二水平己組總回風巷二水平己組皮帶大巷己15206高位尾巷（己15204機巷預抽巷）己15204機巷己15206機巷己二采區(qū)軌道上山己二采區(qū)皮帶上山己二采區(qū)回風上山設計停采線2156己15206機巷預抽巷采區(qū)抽放泵站己6風巷圖21工作面巷道布置示意圖22巷道斷面支護221巷道、硐室規(guī)格巷道斷面、長度參數如表21所示。表21巷道參數表巷道名稱斷面規(guī)格斷面（寬高M）支護方式工程量（M）風巷斜矩形4630錨網索9418底抽巷半圓拱4030錨網1048機巷斜矩形4630錨網索8994切眼矩形6426錨網索168機頭硐室斜矩形4630錨網索噴30聯絡川矩形2626錨網12車場斜矩形4630錨網索120避難硐室矩形長寬深403024錨網、砌墻水泵窩矩形長寬深303010錨網222巷道支護該工作面直接頂為厚6M的細砂巖與粉砂巖互層，距煤層頂板08M左右有一層0105M的煤線，該層易隨采隨落。對巷道圍巖地質力學評估，綜合分析巷道頂板為復合頂板，節(jié)理較發(fā)育。采用理論分析計算及工程類比法確定支護參數。1、按懸吊理論錨桿長度LLL1L2L3式中L1錨桿外露長度，MM；高強讓壓錨桿一般為150MML2軟弱巖層厚度，1000MM；L3錨桿伸入穩(wěn)定巖層深度，MM。800MM計算得L1950MM。錨桿間排距D1/2L975MM。2、按自然平衡拱理論計算（1）兩幫煤體受擠壓深度C391MCOS1TAN45022KRHBHF式中K自然平衡拱角應力集中系數，與巷道斷面形狀有關；矩形斷面，取28；R上覆巖層平均容重，取25T/M3；H巷道埋深，M；800MB固定支撐力壓力系數，按實體煤取1；FC煤層普氏系數；12KC煤體完整性系數，0910；A煤層傾角，；22H巷道掘進高度，M；30M煤體內摩擦角，ARCTANFC。50。（2）潛在冒落高度16MCOSYRABKF式中A頂板有效跨度之半，M；KY直接頂煤巖類型性系數。當巖石F34時，取045；F46時，取06；F69時，取075。FR直接頂普氏系數。6（3）兩煤幫側壓值QS313KNINCOTAN452SKCRHB煤式中N采動影響系數，取25；R煤煤體容重，131KN/M3。頂錨桿長度LL1BL2298M式中L1錨桿外露長度，M；015ML2錨固端長度，M；L2為123M，其中R錨21RL藥固劑半徑，115MM；R1鉆孔半徑，14MM；R1錨桿半徑，11MM；L藥700MM；B潛在冒落拱高度，M。錨桿間距D1/2L173M。錨桿排距L0NN/2KRAL2115M。式中N頂板每排錨桿根數；7N每根錨桿錨固力，KN；100KNK安全系數，取23；R上覆巖層平均容重，取25KN/M3；A1/2巷道掘進跨度，M。23M煤幫錨桿錨桿長度LL1CL2529M錨桿間距DNH/L0KQS033M式中N設計錨桿錨固力，80KN；K安全系數，取23；L0煤幫錨桿排距，同頂板排距；QS兩幫側壓值，KN。3、按組合梁原理計算錨桿長度LLL1L2L3238M式中L1錨桿外露長度，M；015ML3錨固端長度，M；123ML2組合梁自撐厚度，M。1M，其中K1與施工方1206XPBL法有關的安全系數。掘進機掘進23；爆破法掘進35；巷道受動壓影響56。P組合梁自重均布載荷，2MPA；與組合梁層數有關的系數；075；B巷道跨度，M；1最上一層巖層抗拉計算強度，己15煤層直接頂砂巖抗拉強度3MPA；X原巖水平應力，XRZ5MPA，側壓力系數，一般為02504；Z為巷道埋深，806M。組合層數1234值1007507065錨桿間距以上所選錨桿長度，還需驗算組合梁各層間不發(fā)生相對滑動，并保證最下面一層巖層的穩(wěn)定性。0859MM11063LNDHKP式中H1最下一層巖層厚度，1M；N1最下一層巖層的抗拉強度折減系數取04；L最下一層巖層的抗拉強度，3MPA；K1安全系數，810；KP動壓巷道圍巖取2；1最下一層巖層的容重取24KN/M3。4、錨索支護設計錨索長度LLALBLCLD419M式中L錨索總長度，M；LA錨索深入到較穩(wěn)定巖層的錨固長度，M；164M，14ACKDFL其中K安全系數，一般為2；D1錨索鋼絞線直徑，178MM；FA鋼絞線抗拉強度，1840N/MM2；FC錨索與錨固劑的粘合強度，取10N/MM2。LB需要懸吊的不穩(wěn)定巖層厚度，22MLC上托盤及錨具的厚度，01M；LD需要外漏的張拉長度，025M。錨索數量2KWNP斷式中N錨索的數量；K安全系數，一般為2；W被懸吊巖石的自重，KN；387KN。其中BWBHD巷道掘進寬度，48M；H懸吊巖石厚度，取22M；懸吊巖石的平均容重，24KN/M3；D錨索間排距，取不大于錨索長度的1/2，取14M。P斷錨索的最低破斷載荷，KN；353KN。根據計算結果及工程類比分析，機巷、風巷、切眼頂板均采用錨網索梁支護；風巷上幫加梯子梁，風巷頂板破碎時，可挑掉復合頂。錨桿選用202200MM高強錨桿，錨索選用1787000MM預應力鳥巢錨索。錨桿排距700MM，機、風巷錨索成對布置，與錨桿錯排；錨索排距1400MM。金屬網采用4MM冷拔絲金屬網，網格4040MM。機頭硐室段噴砼處理，厚度100MM。機巷、風巷斷面及支護參數如圖22、圖23所示；切眼支護如圖24所示。底抽巷選用202000MM等強錨桿支護。參數如圖25所示。水泵窩、避難硐室采用錨網支護，參照風巷。、圖22機巷支護斷面示意圖、圖23風巷支護斷面示意圖圖24切眼支護斷面示意圖圖25底抽巷支護斷面示意圖23采掘工藝工作面由于地質構造簡單，煤層賦存較穩(wěn)定。為實現高產高效，按綜采工作面布置，一次采全高。231工作面生產能力根據采區(qū)內已回采工作面統(tǒng)計資料，結合該工作面實際情況，計算如下A采104LTP10416880047632萬T/A式中A采采煤工作面平均生產能力，萬T/A；L工作面平均長度，168M；T工作面平均年推進度，800M；P平均煤層生產能力，47T/M2。確定工作面生產能力632萬T/A。232掘進工藝風巷采用EBZ160綜掘機施工；機巷、切眼和底抽巷采用爆破法施工。1、落煤綜掘機在工作面右上部進行掏槽，機器逐步向前移動，截割頭切入工作面煤壁02M。然后停止機器移動，操縱裝載機構的鏟板緊貼工作面底板作為前支點，機尾的后支撐也同樣緊貼底板作為后支點。最后再擺動懸臂切割頭切落出整個巷道斷面。截割頭在巷道切割移動的路線為首先從工作面左幫頂板邊角鉆進，沿煤層層理左右橫掃切割，自上向下逐層切割直至底板，切割出設計斷面。綜掘施工工序工作面交接班運料（同時打錨索、補上班預留的錨桿）拉跑道掘進機割煤鋪頂網操作錨桿機、打頂眼上錨網梁刷幫鋪幫網打幫錨桿打錨索。2、裝煤采用采用EBZ160綜掘機耙爪進行裝煤；機巷、切眼采用SGZ40T刮板輸送機運煤；底抽巷采用P90B120B耙斗裝巖機出碴。3、運煤風巷采用綜掘機自帶刮板輸送機及膠帶輸送機運煤，機巷、切眼采用SGZ40T刮板輸送機及膠帶輸送機運煤。4、支護采用錨網索支護，詳見第2章第2節(jié)。233采煤工藝工作面采用走向長壁后退式采煤法，全部垮落法管理頂板。一次采全高，采高36M，見頂見底回采。經預測不超標，允許割煤。1、采煤機選型采煤機應具有的最小生產能力由下式計算QHQYF/DNMTK392T/HYHQFDNMTK式中QH工作面設備所需最小生產能力，T/H；QY要求的工作面年產量，637104T/A；D年生產天數，330D；F能力富裕系數，13；N日作業(yè)班數，3班；M每日檢修班數，1班；T每班工作時數，8H；K開機率，04。根據采煤機最小生產能力要求，選用MG300700GWD采煤機能夠滿足生產要求。QT60BHVQK543T/H式中QT采煤機理論生產能力，T/H；B滾筒的有效截深，M；06VQ給定條件下滾筒采煤機最大牽引速度，M/MIN；8M/MINH工作面的平均采高，M；36煤的實體密度，T/M3；131T/M3K開機系數，03045。2、支護設計型式工作面直接頂為細砂巖與粉砂巖互層，厚度6M，屬類頂板，中等穩(wěn)定?；卷敒橹屑毩Ｉ皫r，屬級頂板。根據已采工作面情況，當煤層被采出后，直接頂呈懸臂梁狀態(tài)，能懸露一定時間，支架前移后能順利垮落，垮落巖塊充填采空區(qū)高度大于煤層采高。當直接頂垮落后，基本頂懸露一定距離后呈周期性斷裂下沉，支承壓力主要作用在前方煤壁上和采空區(qū)直接頂垮落矸石上，只有少部分作用力通過直接頂作用于支架上，因此支架主要支撐直接頂自重，在周期來壓期間還要支撐基本頂通過直接頂作用于支架上的少部分作用力，其合力約為8倍采高的直接頂巖石自重。（1）支架選型設計每組支架工作時頂板載荷根據頂板巖性分析每組支架在基本頂周期來壓時所承受的頂板載荷QKHFR83615425254590KN式中K頂板厚度系數，取8H采高，36M；F頂梁承載面積；R巖石重度，取25KN/M3。每組支架設計工作阻力為P5600KN，因PQ，故支架滿足承載要求。底板比壓驗算支架工作時產生的底板比壓小于等于底板容許比壓，即1464MPAQMCZTPS式中QC支架達到額定工作阻力時對底板產生的底板比壓，MPA；PM支架額定工作阻力，MN；56MNST支架底座面積，M2。3825M2ZY5600/20/40型液壓支架對底板最大比壓為1464MPA，己15煤層容許底板比壓為234MPA，故此支架對底板適應。支架支護強度驗算PKHCOSG1060417MPA086MPA式中P支架支護強度，MPA；K支架受力不均衡安全系數，一般取1620，取20；頂板巖石容重，取25T/M3；煤層傾角，取22；H冒落帶巖石厚度，HM/（K1）9，式中M采高，取36M；K巖石碎脹系數，一般取1215，取14；由計算可知，支架支護強度符合要求。ZY5600/20/40型液壓支架支護強度為086098MPA。初撐力液壓支架初撐力P0不低于設計值的80，ZY5600/20/40型液壓支架初撐力為5064KN，P05064804052KN。液壓支架沿工作面傾斜方向成直線排列，中心距15M，直線偏差不超過50MM，中心距偏差不超過100MM。伸出側護板，保持架間無間隙，前梁端面距不超過340MM。（2）端頭支護工作面上、下端頭采用長36M型長鋼梁，長鋼梁間距02M，成對間距07M，一梁三柱，交替邁步前移，移動步距06M。（3）超前支護兩巷超前支護采用DZ28（35）型單體液壓支柱均配合HDJA1000型金屬鉸接頂梁，超前支護段長度不小于30M。3、液壓泵站及系統(tǒng)主管路選擇支架的快速、安全操作是實現高產高效的前提，而支架的移架速度主要取決于支架液壓系統(tǒng)的流量。為了適應綜采工作面快速移架、推移輸送機的需要，要求工作面乳化液泵站設備流量應不小于315L/MIN，壓力不小于315MPA。進液管直徑選用315MM高壓管，回液管選用直徑38MM低壓回液管。工作面設計選用WRB315/315型乳化液泵站，配用RX200/16A乳化液箱（兩泵一箱）。其技術參數如下流量315L/MIN壓力315MPA裝機功率200KW電壓1140V4、回采工藝落煤采用MG300/700WD型雙滾筒電牽引采煤機端頭斜切進刀雙向割煤，滾筒前頂后底。裝煤采用采煤機滾筒的螺旋葉片配合運輸機的鏟煤板在采煤機運行和推移工作面輸送機過程中完成裝煤工作。運煤工作面采用SGZ764/500WS型刮板運輸機運煤；機巷采用SZZ764/200型轉載機（配PCM110型破碎機）和SPJ1000275型膠帶輸送機運煤。支護液壓支架沿工作面傾斜方向成直線排列，中心距15M，伸出側護板，保持架間無間隙，前梁端面距不超過340MM。工作面上、下端頭采用長36M型長鋼梁，長鋼梁間距02M，成對間距07M，一梁三柱，交替邁步前移，移動步距06M。兩巷超前支護采用DZ28（35）型單體液壓支柱均配合HDJA1000型金屬鉸接頂梁，超前支護段長度不小于30M。頂板管理采用全部垮落法管理頂板。5、工藝說明工藝流程割煤推移輸送機移架割煤。（1）落煤采煤機端頭斜切進刀割煤，采高36M，截深06M。（2）推移運輸機采煤機割煤后，滯后采煤機1215M，將運輸機推至煤墻，并確保運輸機彎曲段不小于15M，按采煤機運行方向依次進行。（3）移架采煤機過后及時伸出護幫板護頂，滯后采煤機35架，依次順序移架，頂板破碎地段采用帶壓移架，移架步距06M。3工作面各生產系統(tǒng)31主運輸系統(tǒng)311采面主運輸系統(tǒng)工作面采用SGZ764/500型刮板運輸機運煤，額定能力900T/H。采用SZZ764/200型轉載機運煤，額定能力1000T/H。機巷采用一部SPJ10002132伸縮膠帶輸送機運輸，技術參數最小運量Q650T/H，帶速V2M/S，N264KW，最大運距1300M。機巷膠帶運輸機能力驗算312萬T采面生產能力120萬T/A。4410365103Q6Q工作面輸送機能力滿足生產要求。312采區(qū)主運輸系統(tǒng)己二皮帶上山帶式輸送機1部，型號DTL100/65/4315X；技術參數運量Q650T/H，帶速V25M/S，N315KW，運距600M。入倉皮帶帶式輸送機1部，型號STJ1000/275。技術參數運量Q630T/H，帶速V2M/S，N150KW，最大運距1000M。實際運距160M。采區(qū)主運輸能力驗算302萬T采面生產能力120萬T/A。441036103Q6Q采區(qū)輸送機能力滿足生產要求。313出煤系統(tǒng)工作面機巷己二皮帶上山入倉皮帶己四采區(qū)煤倉。出煤系統(tǒng)如圖31所示。采區(qū)變電所二水平己組西大巷二水平己組總回風巷二水平己組皮帶大巷己15206高位尾巷（己15204機巷預抽巷）己15204機巷己15206機巷己二采區(qū)軌道上山己二采區(qū)皮帶上山己二采區(qū)回風上山設計停采線2156采區(qū)抽放泵站己6風巷入倉皮帶采區(qū)煤倉圖例采區(qū)煤倉運煤線路己15206機巷預抽巷圖31主運輸系統(tǒng)示意圖32輔助運輸系統(tǒng)輔助運輸主要采用JD114型調度絞車和JD25型調度絞車對拉，相鄰絞車分別靠巷道兩幫布置，中對中相錯10M。絞車窩尺寸必須保證絞車安裝后有12M2的操作空間；絞車最突出部位與巷幫的距離不小于250MM，與軌道不小于500MM。斜巷運輸按煤礦安全規(guī)程規(guī)定完善一坡三擋、信號硐室等安全設施。輔助運輸系統(tǒng)西翼空重車線己四車場己二軌道上山己1522060風巷設備道己1522060風巷。輔助運輸系統(tǒng)如圖32所示。采區(qū)變電所二水平己組西大巷二水平己組總回風巷二水平己組皮帶大巷己15206高位尾巷（己15204機巷預抽巷）己15204機巷己15206機巷己二采區(qū)軌道上山己二采區(qū)皮帶上山己二采區(qū)回風上山設計停采線2156采區(qū)抽放泵站己6風巷一水平己組大巷絞車房圖例進料線路己15206機巷預抽巷圖32輔助運輸系統(tǒng)示意圖33通風系統(tǒng)底抽巷掘進工作面配風量450M3/MIN，風、機巷掘進工作面配風量800M3/MIN，回采期間采煤工作面配風量2700M3/MIN，具體計算如下331底抽巷掘進工作面風機選型1、按瓦斯涌出量計算QHF125QHGKHG12505159375M3/MIN式中QHG掘進工作面回風流中平均絕對瓦斯涌出量，05M3/MIN；KHG掘進工作面瓦斯涌出不均勻的備用風量系數，15；125回風流中瓦斯?jié)舛炔粦^08的換算系數。2、按最大炸藥用量計算QHF25AHF256150M3/MIN式中AHF掘進工作面一次爆破所用的最大炸藥量，6KG；考慮風筒10的漏風率，選用230KW對旋式風機供風，Q吸450M3/MIN。3、按局部通風機實際吸風量計算QHFQAFI60015SHD4501600151035427M3/MIN式中QAF局部通風機實際吸風量；M3/MINI掘進工作面同時通風的局部通風機臺數；015無瓦斯涌出的巖巷允許的最低風速；M3/MINSHD局部通風機安裝地點到回風口間的巷道最大斷面積，M2。4、按工作人員數量驗算QAF4N450M3/MIN430M3/MIN式中N掘進工作面同時工作的最多人數，按30人計算。5、按風速驗算驗算最小風量QAF60015SHF450M3/MIN1242M3/MIN驗算最大風量QAF6040SHF450M3/MIN3312M3/MIN式中SHF巷道掘進斷面。經過風速驗算，故選用230KW對旋式風機供風滿足使用，Q吸450M3/MIN。供風距離1200M，風筒末端風量382M3/MIN。332風、機巷掘進工作面風機選型1、掘進工作面瓦斯涌出量預測QJQ3Q4223912553494M3/MIN掘進巷道煤壁瓦斯涌出量2239M3/MIN3QDV21L式中D巷道斷面內暴露煤壁面周邊長度，M；D2H6M，H為巷道高度3M。V平均推進速度，M/MIN；5/1440000347M/MINL巷道長度，M；1200MQV煤壁瓦斯涌出初速度，M3/M2MINQV002600004VR2016W000915，式中VR為揮發(fā)份含量26，W0為原始煤層瓦斯含量22M3/T。掘進巷道落煤瓦斯涌出量1255M3/MIN40CQSV式中Q4掘進巷道落煤的瓦斯涌出量，M3/MIN；S掘進巷道斷面積，M2；138M2V巷道平均掘進速度，M/MIN；000347M/MIN煤的密度T/M3；131T/M3W0原始煤層瓦斯含量，M3/T；22M3/TWC殘存瓦斯含量，M3T。2M3/T2、掘進期間需風量計算按瓦斯涌出量計算QHF125QHGKHG125349415655M3/MIN式中QHG掘進工作面回風流中平均絕對瓦斯涌出量（日單進按5M），M3/MIN；3494M3/MINKHG掘進工作面瓦斯涌出不均勻的備用風量系數；15125回風流中瓦斯的濃度不應超過08的換算系數。按最大炸藥用量計算QHF25AHF255125M3/MIN式中AHF掘進工作面一次爆破所用的最大炸藥量，5KG。考慮風筒10的漏風率，故選用245KW對旋式風機供風，Q吸800M3/MIN。按局部通風機實際吸風量計算QHFQAFI60025SHD8001600251381007M3/MIN式中QAF局部通風機實際吸風量，M3/MIN；I掘進工作面同時通風的局部通風機臺數；025有瓦斯涌出的煤巷允許的最低風速，M3/MIN；SHD局部通風機安裝地點到回風口間的巷道最大斷面積，M2。按工作人員數量驗算QAF4N800M3/MIN120M3/MIN式中N掘進工作面同時工作的最多人數，按30人計算。按風速驗算驗算最小風量QAF60025SHF800M3/MIN207M3/MIN驗算最大風量QAF6040SHF800M3/MIN3312M3/MIN式中SHF巷道掘進斷面，138M2。經過風速驗算，故選用245KW對旋式風機供風滿足使用需要，Q吸800M3/MIN。供風距離1200M，風筒末端風量680M3/MIN。333采煤工作面風量確定1、采煤工作面相對瓦斯涌出量計算（開采層和鄰近層瓦斯涌出量）Q采Q1Q2229192625419M3/T（1）開采層瓦斯相對涌出量22919M3/T230CKMWM10758263式中Q1開采層相對瓦斯含量，M3/T；K1圍巖瓦斯涌出系數1113，全部垮落法管理頂板取13；K2工作面丟煤瓦斯涌出系數，回采率的倒數，1/093；K3準備巷道預排瓦斯對開采層瓦斯涌出影響系數；K3（L2H）/L（168215）/168082；H為預排瓦斯帶寬度，M；L為工作面斜長，M；M開采層厚度，M，36M；M工作面采高，M，36M；W0煤層原始瓦斯含量，M3/T，22M3/T；WC運出礦井后煤的殘存瓦斯含量，M3/T；瓦斯含量10M3/TR的高變質煤的按表31選取，己15煤揮發(fā)分為26。表31純煤的瓦斯含量取值揮發(fā)份（V）/6881212181826263535424256WC/M3/TR1916644332222注煤的殘存瓦斯量亦可近似地按煤在01MPA壓力條件下的瓦斯吸附量取值。（2）鄰近層瓦斯相對涌出量M3/T2IOICMQWM187226式中Q2鄰近層瓦斯相對涌出量，M3/T；I鄰近層瓦斯排放率，1，因己14煤層為己15煤層的1IIPH上鄰近層，己1617煤層為己15煤層的下鄰近層。HI己1617煤層與己15煤層的垂直距離，取34M；HP煤層開采時對底板擾動破壞的深度，2313M；當鄰近層位于冒落帶中時I1。取I最大值1。MI鄰近層厚度，M，18M；M工作面采高，M，36M；W0I鄰近煤層原始瓦斯含量，M3/T，72M3/T；WCI鄰近煤層殘存瓦斯含量，M3/T，取2M3/T。2、采面需風量計算（1）按照瓦斯涌出量計算QCF125QCGKCG12517521122629M3/MIN式中QCG采煤工作面回風流中平均絕對瓦斯涌出量，M3/MIN；按每天推進24M，QCGQ采TB/1440254191902/144033574M3/MIN，其中T日為日出煤量TB24168361311902T/日。采煤工作面瓦斯抽放綜合能力為33574359416053M3/MIN；則需風排絕對瓦斯涌出量為335741605317521M3/MIN。KCG采煤工作面瓦斯涌出不均勻的備用風量系數。取12125采煤工作面回風流中瓦斯?jié)舛炔粦^08的換算系數。（2）按勞動氣象條件計算QCF6070VCFSCFKCHKCL607018142212121548M3/MIN式中VCF采面工作面的風速，從表32中取。18M/S；SCF采煤工作面的平均有效斷面積，按最大和最小控頂有效斷面的平均值計算，M2；采面最大控頂距425M，最小控頂距365M，采高36M。平均斷面積（425365）3621422M2。KCH采煤工作面采高調整系數，12；KCL采煤工作面長度調整系數，12；70有效通風斷面系數；60單位換算產生的系數。表32采煤工作面進風流氣溫與對應風速采煤工作面進風流氣溫（）采煤工作面風速（M/S）20102023101523261518表33采煤工作面采高調整系數采高（M）20202525及放頂煤面系數KCH101112表34采煤工作面長度調整系數采煤工作面長度（M）長度風量調整系數150815800809801201012015011150180121801314（3）按炸藥量計算QCF25ACF2629M3/MIN300M3/MIN式中ACF采煤工作面一次爆破所用的最大炸藥量，KG；按12KG計算。25每千克一級煤礦許用炸藥需風量，M3/MIN。（4）按工作人員數量驗算QCF4NCF2629M3/MIN240M3/MIN式中N工作面同時工作最多人數，按60人計算。（5）按風速驗算驗算最小風量6025CBQSCF2629M3/MIN16065M3/MIN驗算最大風量604CSQSCF2629M3/MIN220752M3/MIN式中SCB采煤工作面最大控頂有效斷面積，M2；1071M2LCB采煤工作面最大控頂距，M；425MHCF采煤工作面實際采高，M；36MSCS采煤工作面最小控頂有效斷面積，M2；9198M2LCS采煤工作面最小控頂距，M；365M025采煤工作面允許的最小風速，M/S；70有效通風斷面系數；40采煤工作面允許的最大風速，M/S；50采煤工作面允許的最大風速，M/S。根據AQ10562008煤礦通風能力核定標準規(guī)定綜合機械化采煤工作面，在采取煤層注水和采煤機噴霧降塵等措施后，驗算最大風量QCF6050SCS2629M3/MIN27594M3/MIN由于己15煤層與己1617煤層層間距為34M左右，工作面開采后，受采動影響，下覆己1617煤層瓦斯大量涌入采空區(qū)，故考慮增加采煤工作面風量，以解決上隅角瓦斯大的問題，防止超限，同時提高風排瓦斯量，工作面風量取2700M3/MIN。334通風系統(tǒng)路線1、掘進期間機巷新鮮風皮帶上山機巷口（局扇）機巷工作面。乏風工作面機巷機巷設備道己二回風上山己組總回風巷北風井地面。高位尾巷、底抽巷新鮮風皮帶上山/軌道上山（局扇）高位尾巷/底抽巷工作面。乏風工作面回風道回風上山己組總回風巷北風井地面。風巷新鮮風己二皮帶上山機巷外口（局扇）風巷工作面。乏風工作面風巷風巷回風道己二回風上山己組總回風巷北風井地面。掘進期間通風系統(tǒng)如圖35所示。2、回采期間新鮮風副井、新副井西翼空重車線、二水平己組西大巷己二軌道、皮帶上山機巷工作面。乏風工作面風巷風巷回風道己二回風上山己組總回風巷北風井地面。回采期間通風系統(tǒng)如圖36所示。采區(qū)變電所二水平己組西大巷二水平己組總回風巷二水平己組皮帶大巷己15206高位尾巷（己240機巷預抽巷）己15204機巷己15206機巷己二采區(qū)軌道上山己二采區(qū)皮帶上山己二采區(qū)回風上山設計停采線2156采區(qū)抽放泵站己風巷一水平己組大巷絞車房巷道名稱圖例123456序號永久密閉新鮮風流乏風風流永久風門局部通風機永久調節(jié)風門北風井注掘進工作面根據隊伍及采區(qū)內部條件適時布置。己0機巷預抽巷圖35掘進期間通風系統(tǒng)圖己15206機巷預抽巷圖36回采期間通風系統(tǒng)34供電系統(tǒng)二水平己二采區(qū)上部設有己二采區(qū)變電所和絞車房配電點，供電雙回路引自戊四下部變電所，6KV電源選用MYJV226/6KV395MM2聚乙烯電纜，當一個回路故障時，另一個回路擔負其全部用電負荷的正常供電。由于采煤工作面配備了綜機，掘進工作面配備大功率掘進機，因而采區(qū)內用電負荷較大的設備采用移動變電站供電，其余設備均由變電所固定變壓器供電。變電所內高壓配電裝置均選用PBG236型防爆真空配電裝置，變壓器選用KBSG66/069KV型礦用防爆干式變壓器，對移動變電站的供電采用MYPTJ型高壓橡套電纜，開關選用帶選擇性漏電保護的智能型防爆饋電開關。掘進工作面均配三電源，雙風機（專用主風機、專用副風機），并按三專兩閉鎖的供電要求配置。采區(qū)用電設備供電綜采工作面和大功率電氣設備采用1140V電壓供電；煤電鉆及照明采用127V電壓供電；其余設備采用660V電壓供電。341己1522060供電圖整定計算1、22060風巷絞車里饋電IZ（2522）11554A取120AID25115622115197A取240A校驗1535240172、22060風巷絞車饋電IZ（2525185）115788A取120AID251156（25185）1152225A取240A校驗1513240793、二水平變電所23開關IZ（2525185）115788A取120AID251156（25185）1152225A取320A校驗159132064、二水平變電所21開關IZ（2752525185）1152513A取320AID2751156（2525185）1151114A取1200A5、二水平變電所10高壓開關IZ18A取04檔5107832ID68A取2檔5106、22060機巷一、二部皮帶饋電IZ（237237185）115191A取240AID2371156（237185）115617A取800A校驗153280197、三部皮帶饋電IZ（275185）115194A取240AID27511561851151056A取1200A8、1KBSGZY型移動變二次側IZ（275437185）115363A取500AID2751156（437185）1151226A取1500A9、轉載機饋電IZ（24025）115120A取160AID240115625115580A取800A校2KBSGZY型移動變二次側IZ（24025）115120A取200AID240115625115580A取1000A11、二水平己二變電所9高壓開關IZA取06檔425670132478503IDA取2檔67015315053040/5113161412630/KBZ40KBZ400630/9、2、MYJV2395607530/108KBZ40KBZ40630/34151D6BM4BK40DBK40DBK402BGP364150/BGP236BP236150/8BGP236150/630/KBZ40630/2KBZ40、KBZ40、14KV、280KW、0/5KBZ40KBZ40KBZ40KBZ40KZ0B4KZ0B4630/630/630/40/530/530/530/50/50/40/530/530/530/53/530/530/50/540/5、752、2、75KW、PBG23630/5BGP23610/5MYPTJ35030M10/6630/6630/6、237KW、237KW、KBZ40QBZ20、275KW、185KW、240KWKBZ40KBZ40、KBZ40BM40己15206綜采工作面供電圖、25KW、2KW21、320A、1、MY37012530M、185KW、14KW、14KWQBZ80、14KW、185KW、25KWMY3701253MMY37012530MMY37012540MMY3501630MY350165MMY3501645MMY35016250MMY3501635MMY35016250MMY3501635MMY3501620MMY3501630MMY3501640MMY350165MQBZ80MY316105MMY37012520M、2132KW、5、2132KW5KWMY316101MMY316101MMY3701253MMY3516120MMY37012570MMY316102M50/612304206223K19、20A、3MY3701253MK31、120A、4K23、40A、8、240A、1K16、60A、81、2、3、4、9、5、3Y、BQD20MY316103M、QBZ80QBZ8006KV06KV14KVQBZ80QBZ80QBZ20KBZ40KBZ40、14KW、185KW、185KW、14KW、14KW、14KWKBZ20MY350163MQBZ80QBZ80QBZ80QBZ80QBZ80QBZ80QBZ80QBZ80QBZ80QBZ80QBZ80QBZ80、25KW、25KW、25KW、25KW、25KW、25KWK53、120A、4QBZ80QBZ80QBZ80MY325163MMY35163MMY3251620MMY3251610MMY3251670MMY37012540MMY37012530MMY3701253M、20A、10A、50A、150A342對供電要求井下供電必須做到“三無”、“四有”、“兩齊”、“三全”、“三堅持”。井下供電三大保護、照明信號、煤電鉆綜合保護、局扇風電閉鎖、電動機綜合保護等，必須保持性能完好。繼電保護整定，保險絲的選擇必須合格，不允許甩掉任何設備的保護裝置，嚴禁用銅、鐵、鋁絲代替保險絲。電纜必須按照煤礦安全規(guī)程規(guī)定進行吊掛，電纜連接嚴禁出現“雞爪子、羊尾巴、明接頭”及破損漏電現象。電氣設備在安裝驗收時，必須按規(guī)程和防爆細則要求嚴格檢查其防爆性能，保證其完好合格，并上架上板。343防爆管理1、堅持“誰使用，誰管理，誰負電氣防爆直接安全責任”的原則。機運區(qū)負責采區(qū)防爆檢查，該采區(qū)配一名專職防爆檢查員，機運區(qū)防爆檢查員按照對采區(qū)電氣設備每周進行巡查，對瓦斯高突區(qū)每周檢查不得少于三次，低瓦斯區(qū)每周檢查不得小于一次。在檢查中發(fā)現失爆或重大問題時，必須責令被檢查單位當場處理，檢查人員要現場盯住，對查處的問題若當時處理不了，可通知有關單位采取臨時措施，失爆的設備嚴禁送電運行。2、機電防爆的業(yè)務管理，每月組織召開一次防爆工作專題會，學習貫徹上級及本礦有關文件規(guī)程和規(guī)定，落實防爆檢查情況，協(xié)調各生產單位電氣防爆現場管理工作，研究解決存在的問題。3、各生產科（區(qū)）負責本系統(tǒng)電氣防爆安全管理，落實現場防爆檢查。4、各生產隊隊長負責本單位的防爆管理工作，分管機電的副隊長（或兼職）具體負責，明確專職防爆電工兼職防爆電工的責任做到制度落實，人員落實，責任落實。各施工單位專兼職防爆電工按照分工，每班對設備進行巡查，對查出的問題認真落實處理，并做好記錄。5、對于檢查中發(fā)現的電氣失爆按“三不放過”的原則，由機運區(qū)牽頭安檢科、主管業(yè)務科（區(qū)）及失爆單位參加進行認真追查，按照公司五大安全隱患責任追究規(guī)定處理。35供水及綜合防塵系統(tǒng)351供水系統(tǒng)1、工作面主要用水點（1）機風巷凈化水霧、灑水滅塵Q11000L/H（2）泵站用水量Q21800L/H（3）轉載點、架間噴霧Q37500L/H（4）煤機冷卻、噴霧Q49600L/H（5）輸送機冷卻水Q56000L/HQ（Q1Q2Q3Q4Q5）K2590012310800L/H3108M3/H式中K水量備用系數取12。2、供水管徑00741M741MM23601483604PPVQD式中VP水速，取2M/S。故在風、機巷各鋪設一趟4吋供水管道滿足需要。機巷一水平西翼空重車線己二軌道上山上車場己二軌道上山己1522060機巷設備道機巷。風巷西翼空重車線己1522060風巷設備道己1522060風巷工作面。352綜合防塵系統(tǒng)采面防塵管路采用4吋鋼管，且每50M安設一個三通閥門。1、掘進期間風巷、高位尾巷、底抽巷、機巷各排兩趟，一趟供水，一趟排水。各轉載點要設噴霧，安設兩道凈化水幕，距掘進工作面60200M處安設隔爆水棚。2、回采期間機、風兩巷各鋪設一趟4吋供水管路，一趟2吋排水管路。機巷各轉載點要設噴霧；風巷安設兩道凈化水幕；機、風巷距工作面60200M處各安設隔爆水棚；采面每隔10架設一個架間噴霧；采煤機按規(guī)定安設內外噴霧；個人佩戴防塵口罩。36排水系統(tǒng)預計工作面有淋水現象，最大涌水量5M3/H。巷道里高外低，設簡易排水溝。每隔300M設置一個水泵窩，水泵窩規(guī)格長寬深303010M，具體位置可根據現場確定。在水泵窩內安設55KW潛水泵排水，水泵池設水泵，以杜絕巷道積水和煤泥亂流現象。每條巷道各鋪設一趟2吋鋼管排水管路。機巷排水路線工作面機巷己組西大巷二水平水倉；高位尾巷排水路線工作面軌道、皮帶上山己組西大巷二水平水倉；底抽巷排水路線工作面己組西大巷二水平水倉；風巷排水路線工作面風巷軌道上山己組西大巷二水平水倉。37通訊系統(tǒng)按照防治煤與瓦斯突出規(guī)定及煤礦安全規(guī)程第102條、第478條之規(guī)定，須安設于地面調度室直通電話的地點有371掘進期間1、風巷轉載機頭（局扇安裝地點）；2、風巷迎頭外30M處；3、風巷外口；4、避難硐室。372回采期間1、機巷轉載機頭；2、風巷切眼往外100M處；3、機巷外口；4、乳化液泵站；5、避難硐室。38監(jiān)測監(jiān)控系統(tǒng)381瓦斯監(jiān)測1、掘進期間掘進機必須司機佩戴便攜式甲烷監(jiān)測報警儀。巷道在掘進期間需安設兩個甲烷傳感器，報警值為08，斷電值為08，其具體位置分別位于（1）距掘進工作面5M處；（2）巷道回風口以里1020M處。掘進工作面機巷、風巷、底抽巷所有高、低壓電源必須由一個變壓器引出，若任意一個甲烷傳感器中有一個超限，都必須切斷所有電源。2、回采期間采煤機司機必須佩戴便攜式甲烷監(jiān)測報警儀。己1522060工作面回采期間，共需要安設4個甲烷傳感器，報警值均為08，斷電值均為08，其具體位置分別是（1）己1522060風巷里口（距回采工作面1015M）；（2）己1522060風巷外段（風巷回風道以里約1020M）；（3）己1522060采面（距上出口15M）；（4）己1522060機巷（距采面510M）。工作面所有高、低壓電源必須由一個變壓器引出，若任意一個甲烷傳感器中有一個超限，都必須切斷所有電源。382頂板監(jiān)測1、掘進期間風、機巷原則上每隔50M布設一個觀測站。采用雙十字觀測法觀測巷道圍巖深部及淺部離層位移（WBY10型頂板（圍巖）離層指示儀）、兩幫位移量（BHS10型礦用測槍）。及時掌握巷道支護壓力變化、巷道變形情況，以便調整支護參數或合理確定二次支護時間。2、回采期間采用KBJ2004B型液壓支架監(jiān)測系統(tǒng)，一次布置十個點，分段定點監(jiān)測，即在機頭、機尾各設一個點，中間均勻設置八個點，在支架的上、下立柱高壓腔用10MM高壓管與分機進行連接，收集立柱的瞬時工作阻力數據。根據監(jiān)測結果,及時掌握采面壓力變化情況,以便采取相應的措施保證支護可靠。39壓風系統(tǒng)391壓風系統(tǒng)用風及管徑選擇1、壓風風量和風壓要求根據壓風自救安裝區(qū)域工作人員數量，并考慮到管路的漏風量和一定的富裕量。壓風自救風量和風壓要求風壓不小于04MPA。壓風用風量Q源Q需Q需K1K2總Q自121230031296M3/MIN式中Q源氣源供風量，M3MI