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1、平顶山天安煤业股份有限公司八矿己1522060工作面及瓦斯综合治理设计说 明 书二一年二月设计编制人员专 业姓 名职 称签 名采矿机电通风瓦斯治理地质安全综合总工程师设计审查人员专 业姓 名职 称签 名采矿机电通风瓦斯治理地质安全综合总工程师目 录1 工作面概况及危险源分析11.1 工作面概况11.2 危险源分析32 工作面工程设计52.1 工作面巷道布置52.2 巷道断面支护52.3 采掘工艺123 工作面各生产系统193.1 主运输系统193.2 辅助运输系统203.3 通风系统213.4 供电系统303.5 供水及综合防尘系统373.6 排水系统383.7 通讯系统393.8 监测监控系
2、统403.9 压风系统413.10 防灭火系统433.11 液压系统453.12 照明系统454 瓦斯综合治理专项设计464.1 瓦斯综合治理方案确定464.2 防突设计474.3 瓦斯抽放设计525 水害防治专项设计645.1 充水因素及威胁程度645.2 防治水措施676 注意事项及主要安全技术措施696.1 掘进期间安全技术措施696.2 回采期间安全技术措施697 安全避灾路线717.1 水灾避灾路线717.2 火灾、瓦斯、煤尘事故避灾路线71 八矿己1522060工作面设计会审纪要2009年12月2 日八矿矿总工程师张海庆主持召开了己1522060工作面设计专题会审，与会人员就设计中
3、的有关问题进行了研究讨论。现纪要如下：一、关于工作面设计范围问题己1522060工作面位于己二上山采区西翼最下部，东起采区上山，西至十二矿边界，南邻正在施工的己1522040采面，北部为尚未开发二水平己二下山采区。二、关于设计依据和设计原则问题1、必须依据地测部门提供的地质资料进行设计。2、该工作面按突出危险工作面进行设计。3、该工作面煤层按自燃煤层进行设计。4、必须本着安全高效、系统优化、体现以人为本的原则设计。三、关于工程设计问题1、同意采用走向长壁一次采全高采煤法，回采工艺为综合机械化采煤。液压支架选用ZY5600-20/40支架。2、巷道布置同意工作面面沿己15煤层走向布置机、风两巷。
4、同意在己15煤层底板灰岩中布置1条底抽巷，与机巷中对中25m，距己15煤层底板15.2m左右，保证距己16.17煤层底板垂距不小于10m。同意机巷按“机轨合一”布置，设4个开关列车车场（间距300m）；风巷每隔300m设置1个错车场，车场长30m。同意高位尾巷每300m施工一个联络川与风巷连通。3、巷道断面支护同意机巷、风巷、切眼顶板均采用锚网索梁支护，锚杆选用202200mm高强锚杆，锚索选用17.87000mm预应力鸟巢锚索；两帮采用202000mm等强锚杆会议要求高位尾巷、底抽巷施工必须打走向前探钻孔，防止误揭突出煤层。四、瓦斯综合治理方案同意风巷属外段沿空掘巷。同意机巷利用底抽巷施工穿
5、层钻孔，采取水力冲孔、预裂爆破等措施后抽放瓦斯。同意掘进期间在风、机巷施工本煤层抽放钻孔，孔径110mm，上行105m、下行70m。不留空白带。会议要求回采前在风、机巷每100m布置一个测定钻孔，分别测试煤层残余瓦斯含量和瓦斯压力。 己1522060工作面及瓦斯综合治理设计说明书1 工作面概况及危险源分析1.1 工作面概况1.1.1 工作面概况该工作面位于二水平己二上山采区西翼，东起采区上山，西至十二矿北风井己组保护煤柱线，南邻正在准备的己1522040采面，北部尚未开发。该工作面标高510656m，地面标高+120+150m，埋深630806m。工作面东西可采走向长877m，南北倾斜宽168
6、m，采高3.6m，圈定可采储量69.5万t。1.1.2 煤层赋存情况根据钻孔资料及揭露己15煤层分析，该采面煤厚在3.43.85m，平均3.6m，在构造区域有变薄情况。煤层倾角1728，平均22，呈西缓东陡之趋势。1.1.3 地质构造该采面地质情况简单。该区域地质资料揭露稀少，根据钻孔、皮带上山及己1522040机巷揭露的资料分析，预计该采面不会有大的地质构造。 1.1.4 顶底板岩性直接顶为细砂岩与粉砂岩互层，距煤层顶板0.8m左右有一层0.10.5m的煤线，该层易随采随落。直接底为一薄层泥岩，厚约2m，遇水易膨胀。煤岩层综合柱状图如图1所示。1.1.5 水文该采面水文地质条件简单，煤层顶板
7、中粗粒砂岩含水层裂隙发育，富水程度中等。预计正常涌水量23m3/h，最大5m3/h。图1 煤岩层综合柱状图1.1.6 自燃发火期己15煤层自燃发火期46个月。1.1.7 瓦斯该工作面瓦斯压力1.8MPa，瓦斯含量22.0m3/t，根据突出危险等级划分，属突出危险工作面。1.1.8 地表地面为山坡，无建筑物及水体。1.2 危险源分析1.2.1 危险源分析1、顶板直接顶为细砂岩与粉砂岩互层，厚度6m，属类顶板，开采过程中，顶板不会及时冒落，可能造成大面积悬顶。当顶板跨距达到一定距离时突然冒落，可能会造成采空区瓦斯突然涌入采掘空间，会造成瓦斯超限。2、带压开采（1）采面底板承压水情况己1522060
8、采面开采深度510656m，最低开采深度656m，二水平己组西大巷(标高692m)水文观测孔水位-363m，己1522060采面属带压开采，承压水头值1.813.27MPa。采面底板隔水岩柱厚度、岩性：己15煤层底板到寒武系灰岩顶板，包含数层灰岩、泥岩、砂质泥岩和砂岩，组成了己组煤底板隔水岩柱，厚度85m。3、瓦斯该区域瓦斯压力1.8MPa，瓦斯含量22.0m3/t，根据突出危险等级划分，属突出危险工作面。本煤层掘进及回采均按突出危险工作面管理，需采取瓦斯综合治理措施，具体治理方案详见第四章瓦斯治理专项设计。4、煤层自燃己15煤层自燃发火期46个月，本煤层抽放及回采期间，应加强检查、监测，完善
9、防灭火系统，并保持合理的推进速度。5、粉尘在采掘过程中，将产生大量煤岩尘，会对人员健康及设备运行造成一定危害。2 工作面工程设计2.1 工作面巷道布置工作面巷道布置自南向北依次为风巷、高位尾巷、底抽巷、机巷。机巷按“机轨合一”布置。风巷与己1522040机巷中对中8m布置；高位尾巷与风巷中对中10m；底抽巷与机巷中对中内错25m布置。巷道布置如图2-1所示。图2-1 工作面巷道布置示意图2.2 巷道断面支护2.2.1 巷道、硐室规格巷道断面、长度参数如表2-1所示。表2-1 巷道参数表巷道名称断面规格断面（宽高m）支护方式工程量（m）风巷斜矩形4.63.0锚网索941.8底抽巷半圆拱4.03.
10、0锚网1048机巷斜矩形4.63.0锚网索899.4切眼矩形6.42.6锚网索168机头硐室斜矩形4.63.0锚网索喷30联络川矩形2.62.6锚网12车场斜矩形4.63.0锚网索120避难硐室矩形长宽深4.03.02.4锚网、砌墙水泵窝矩形长宽深3.03.01.0锚网2.2.2 巷道支护该工作面直接顶为厚6m的细砂岩与粉砂岩互层，距煤层顶板0.8m左右有一层0.10.5m的煤线，该层易随采随落。对巷道围岩地质力学评估，综合分析巷道顶板为复合顶板，节理较发育。采用理论分析计算及工程类比法确定支护参数。1、按悬吊理论锚杆长度LL=L1+L2+L3式中：L1锚杆外露长度，mm；高强让压锚杆一般为1
11、50mmL2软弱岩层厚度，1000mm；L3锚杆伸入稳定岩层深度，mm。800mm计算得L=1950mm。锚杆间排距D1/2L=975mm。2、按自然平衡拱理论计算（1）两帮煤体受挤压深度C=3.91m式中：K自然平衡拱角应力集中系数，与巷道断面形状有关；矩形断面，取2.8；r 上覆岩层平均容重，取2.5t/ m3；H巷道埋深，m；800mB固定支撑力压力系数，按实体煤取1；fc煤层普氏系数；1.2Kc煤体完整性系数，0.91.0；a煤层倾角，；22h巷道掘进高度，m；3.0m煤体内摩擦角，arctan=fc。=50。（2）潜在冒落高度=1.6m式中：a顶板有效跨度之半，m；Ky直接顶煤岩类型
12、性系数。 当岩石f=34时，取0.45；f=46 时，取0.6；f=69时，取0.75。fr直接顶普氏系数。6（3）两煤帮侧压值Qs=313KN式中：n采动影响系数，取25； r煤煤体容重，13.1KN/m3。顶锚杆长度L=L1+b+L2=2.98m式中：L1锚杆外露长度，m；0.15mL2锚固端长度，m； L2为=1.23m，其中：R锚固剂半径，11.5mm；R1钻孔半径，14mm；R1锚杆半径，11mm；L药700mm；b潜在冒落拱高度，m。锚杆间距：D1/2L=1.73m。锚杆排距：L0=Nn/2Kral2=1.15m。式中：n顶板每排锚杆根数；7N每根锚杆锚固力，KN；100KNK安全
13、系数，取23；r上覆岩层平均容重，取25KN/ m3；a1/2巷道掘进跨度，m。2.3m煤帮锚杆锚杆长度：L=L1+C+L2=5.29m锚杆间距：D=Nh/L0KQs=0.33m式中：N设计锚杆锚固力，80KN；K安全系数，取23；L0煤帮锚杆排距，同顶板排距；Qs两帮侧压值，KN。3、按组合梁原理计算锚杆长度LL=L1+L2+L3=2.38m式中：L1锚杆外露长度，m；0.15mL3锚固端长度，m；1.23mL2组合梁自撑厚度，m。=1m，其中：K1与施工方法有关的安全系数。掘进机掘进23；爆破法掘进35；巷道受动压影响56。P组合梁自重均布载荷，2MPa；与组合梁层数有关的系数；0.75；
14、B巷道跨度，m；1最上一层岩层抗拉计算强度，己15煤层直接顶砂岩抗拉强度3MPa；x原岩水平应力，x=rz=5MPa，侧压力系数，一般为0.250.4；Z为巷道埋深，806m。组合层数1234值1.00.750.70.65锚杆间距以上所选锚杆长度，还需验算组合梁各层间不发生相对滑动，并保证最下面一层岩层的稳定性。=0.859mm式中：h1最下一层岩层厚度，1m；n1最下一层岩层的抗拉强度折减系数取0.4；l最下一层岩层的抗拉强度，3MPa；K1安全系数，810；Kp动压巷道围岩取2；1最下一层岩层的容重取24KN/m3。4、锚索支护设计锚索长度L=La+Lb+Lc+Ld=4.19m式中：L锚索
15、总长度，m；La锚索深入到较稳定岩层的锚固长度，m；=1.64m，其中：K安全系数，一般为2；d1锚索钢绞线直径，17.8mm；fa钢绞线抗拉强度，1840N/mm2；fc锚索与锚固剂的粘合强度，取10N/mm2。 Lb需要悬吊的不稳定岩层厚度，2.2mLc上托盘及锚具的厚度，0.1m；Ld需要外漏的张拉长度，0.25m。锚索数量=2式中：N锚索的数量； K安全系数，一般为2；W被悬吊岩石的自重，KN；=387KN。其中：B巷道掘进宽度，4.8m；h悬吊岩石厚度，取2.2m；悬吊岩石的平均容重，24KN/m3；D锚索间排距，取不大于锚索长度的1/2，取1.4m。P断锚索的最低破断载荷，KN；3
16、53KN。根据计算结果及工程类比分析，机巷、风巷、切眼顶板均采用锚网索梁支护；风巷上帮加梯子梁，风巷顶板破碎时，可挑掉复合顶。锚杆选用202200mm高强锚杆，锚索选用17.87000mm预应力鸟巢锚索。锚杆排距700mm，机、风巷锚索成对布置，与锚杆错排；锚索排距1400mm。金属网采用4mm冷拔丝金属网，网格4040mm。机头硐室段喷砼处理，厚度100mm。机巷、风巷断面及支护参数如图2-2、图2-3所示；切眼支护如图2-4所示。底抽巷选用202000mm等强锚杆支护。参数如图2-5所示。水泵窝、避难硐室采用锚网支护，参照风巷。图2-2 机巷支护断面示意图图2-3 风巷支护断面示意图图2-
17、4 切眼支护断面示意图图2-5 底抽巷支护断面示意图2.3 采掘工艺工作面由于地质构造简单，煤层赋存较稳定。为实现高产高效，按综采工作面布置，一次采全高。2.3.1 工作面生产能力根据采区内已回采工作面统计资料，结合该工作面实际情况，计算如下： A采=10-4LTP=1041688004.7=63.2万t/a 式中：A采采煤工作面平均生产能力，万t/a； L工作面平均长度，168m； T工作面平均年推进度，800m； P平均煤层生产能力，4.7t/m2。 确定工作面生产能力63.2万t/a。 2.3.2 掘进工艺风巷采用EBZ160综掘机施工；机巷、切眼和底抽巷采用爆破法施工。1、落煤综掘机在
18、工作面右上部进行掏槽，机器逐步向前移动，截割头切入工作面煤壁0.2m。然后停止机器移动，操纵装载机构的铲板紧贴工作面底板作为前支点，机尾的后支撑也同样紧贴底板作为后支点。最后再摆动悬臂切割头切落出整个巷道断面。截割头在巷道切割移动的路线为：首先从工作面左帮顶板边角钻进，沿煤层层理左右横扫切割，自上向下逐层切割直至底板，切割出设计断面。综掘施工工序：工作面交接班运料（同时打锚索、补上班预留的锚杆）拉跑道掘进机割煤铺顶网操作锚杆机、打顶眼上锚网梁刷帮铺帮网打帮锚杆打锚索。2、装煤采用采用EBZ160综掘机耙爪进行装煤；机巷、切眼采用SGZ-40T刮板输送机运煤；底抽巷采用P90B-120B耙斗装岩
19、机出碴。3、运煤风巷采用综掘机自带刮板输送机及胶带输送机运煤，机巷、切眼采用SGZ-40T刮板输送机及胶带输送机运煤。4、支护采用锚网索支护，详见第2章第2节。2.3.3 采煤工艺工作面采用走向长壁后退式采煤法，全部垮落法管理顶板。一次采全高，采高3.6m，见顶见底回采。经预测不超标，允许割煤。1、采煤机选型采煤机应具有的最小生产能力由下式计算：Qh=Qyf/D(N-M)tK=392 t/h式中：Qh工作面设备所需最小生产能力，t/h；Qy要求的工作面年产量，63.7104t/a ；D年生产天数，330d；f能力富裕系数，1.3；N日作业班数，3班；M每日检修班数，1班；t每班工作时数，8h；
20、K开机率，0.4。根据采煤机最小生产能力要求，选用MG300700GWD采煤机能够满足生产要求。Qt=60BH VqK=543t/h式中：Qt采煤机理论生产能力，t/h；B滚筒的有效截深，m；0.6Vq给定条件下滚筒采煤机最大牵引速度，m/min；8m/minH工作面的平均采高，m；3.6煤的实体密度，t/m3；1.31t/m3K开机系数，0.30.45。2、支护设计型式工作面直接顶为细砂岩与粉砂岩互层，厚度6m，属类顶板，中等稳定。基本顶为中细粒砂岩，属级顶板。根据已采工作面情况，当煤层被采出后，直接顶呈悬臂梁状态，能悬露一定时间，支架前移后能顺利垮落，垮落岩块充填采空区高度大于煤层采高。当
21、直接顶垮落后，基本顶悬露一定距离后呈周期性断裂下沉，支承压力主要作用在前方煤壁上和采空区直接顶垮落矸石上，只有少部分作用力通过直接顶作用于支架上，因此支架主要支撑直接顶自重，在周期来压期间还要支撑基本顶通过直接顶作用于支架上的少部分作用力，其合力约为8倍采高的直接顶岩石自重。 （1）支架选型设计每组支架工作时顶板载荷根据顶板岩性分析每组支架在基本顶周期来压时所承受的顶板载荷：Q=KHFr=83.61.54.2525=4590KN式中：K顶板厚度系数，取8H采高，3.6m；F顶梁承载面积；r岩石重度，取25KN/m3。每组支架设计工作阻力为：P=5600KN，因PQ，故支架满足承载要求。底板比压
22、验算支架工作时产生的底板比压小于等于底板容许比压，即=1.464 MPa式中：qc支架达到额定工作阻力时对底板产生的底板比压，MPa； Pm支架额定工作阻力，MN；5.6MN ST支架底座面积，m2。3.825 m2ZY5600/20/40型液压支架对底板最大比压为1.464MPa，己15煤层容许底板比压为2.34MPa，故此支架对底板适应。支架支护强度验算P=Khcosg10-6 =0.417MPa0.86MPa式中：P支架支护强度，MPa； K支架受力不均衡安全系数，一般取1.62.0，取2.0； 顶板岩石容重，取2.5t/m3；煤层倾角，取22；h冒落带岩石厚度，h = m /（K-1）
23、=9，式中：m采高，取3.6m；K岩石碎胀系数，一般取1.21.5，取1.4；由计算可知，支架支护强度符合要求。ZY5600/20/40型液压支架支护强度为0.860.98MPa。初撑力液压支架初撑力P0不低于设计值的80%，ZY5600/20/40型液压支架初撑力为5064KN，P0=506480%=4052KN。液压支架沿工作面倾斜方向成直线排列，中心距1.5m，直线偏差不超过50mm，中心距偏差不超过100mm。伸出侧护板，保持架间无间隙，前梁端面距不超过340mm。（2）端头支护工作面上、下端头采用长3.6m型长钢梁，长钢梁间距0.2m，成对间距0.7m，一梁三柱，交替迈步前移，移动步
24、距0.6m。（3）超前支护两巷超前支护采用DZ-28（35）型单体液压支柱均配合HDJA-1000型金属铰接顶梁，超前支护段长度不小于30m。3、液压泵站及系统主管路选择支架的快速、安全操作是实现高产高效的前提，而支架的移架速度主要取决于支架液压系统的流量。为了适应综采工作面快速移架、推移输送机的需要，要求工作面乳化液泵站设备流量应不小于315L/min，压力不小于31.5MPa 。进液管直径选用31.5mm高压管，回液管选用直径38mm低压回液管。工作面设计选用WRB315/31.5型乳化液泵站，配用RX200/16A乳化液箱（两泵一箱）。其技术参数如下：流量：315L/min压力：31.5
25、MPa装机功率：200KW电压：1140V4、回采工艺落煤采用MG300/700WD型双滚筒电牵引采煤机端头斜切进刀双向割煤，滚筒前顶后底。装煤采用采煤机滚筒的螺旋叶片配合运输机的铲煤板在采煤机运行和推移工作面输送机过程中完成装煤工作。运煤工作面采用SGZ764/500WS型刮板运输机运煤；机巷采用SZZ764/200型转载机（配PCM110型破碎机）和SPJ1000275型胶带输送机运煤。支护液压支架沿工作面倾斜方向成直线排列，中心距1.5m，伸出侧护板，保持架间无间隙，前梁端面距不超过340mm。工作面上、下端头采用长3.6m型长钢梁，长钢梁间距0.2m，成对间距0.7m，一梁三柱，交替迈
26、步前移，移动步距0.6m。两巷超前支护采用DZ-28（35）型单体液压支柱均配合HDJA-1000型金属铰接顶梁，超前支护段长度不小于30m。顶板管理采用全部垮落法管理顶板。5、工艺说明工艺流程：割煤推移输送机移架割煤。（1）落煤：采煤机端头斜切进刀割煤，采高3.6m，截深0.6m。（2）推移运输机：采煤机割煤后，滞后采煤机1215m，将运输机推至煤墙，并确保运输机弯曲段不小于15m，按采煤机运行方向依次进行。（3）移架：采煤机过后及时伸出护帮板护顶，滞后采煤机35架，依次顺序移架，顶板破碎地段采用带压移架，移架步距0.6m。3 工作面各生产系统3.1 主运输系统3.1.1 采面主运输系统工作
27、面采用SGZ764/500型刮板运输机运煤，额定能力900t/h。采用SZZ764/200型转载机运煤，额定能力1000t/h。机巷采用一部SPJ10002132伸缩胶带输送机运输，技术参数：最小运量q650t/h，带速V2m/s，N264KW，最大运距1300m。机巷胶带运输机能力验算：312万t采面生产能力120万t/a。工作面输送机能力满足生产要求。3.1.2 采区主运输系统己二皮带上山：带式输送机1部，型号DTL100/65/4315(X)；技术参数：运量q650t/h，带速V2.5m/s，N315KW，运距600m。入仓皮带：带式输送机1部，型号STJ1000/275。技术参数：运量
28、q630t/h，带速V2m/s，N150KW，最大运距1000m。实际运距160m。采区主运输能力验算：302万t采面生产能力120万t/a。采区输送机能力满足生产要求。 3.1.3 出煤系统工作面机巷己二皮带上山入仓皮带己四采区煤仓。出煤系统如图3-1所示。图3-1 主运输系统示意图3.2 辅助运输系统辅助运输主要采用JD11.4型调度绞车和JD25型调度绞车对拉，相邻绞车分别靠巷道两帮布置，中对中相错10m。绞车窝尺寸必须保证绞车安装后有1.2m2的操作空间；绞车最突出部位与巷帮的距离不小于250mm，与轨道不小于500mm。斜巷运输按煤矿安全规程规定完善一坡三挡、信号硐室等安全设施。辅助
29、运输系统：西翼空重车线己四车场己二轨道上山己1522060风巷设备道己1522060风巷。辅助运输系统如图3-2所示。图3-2 辅助运输系统示意图3.3 通风系统底抽巷掘进工作面配风量450m3/min，风、机巷掘进工作面配风量800m3/min，回采期间采煤工作面配风量2700m3/min，具体计算如下：3.3.1 底抽巷掘进工作面风机选型1、按瓦斯涌出量计算Qhf=125qhgkhg=1250.51.5=93.75m3/min式中： qhg掘进工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量，0.5m3/min； khg掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，1.5； 125回风流中瓦斯浓度不应超过0.8
30、%的换算系数。 2、按最大炸药用量计算：Qhf25Ahf=256=150m3/min式中：Ahf掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，6kg；考虑风筒10的漏风率，选用230KW对旋式风机供风，Q吸450 m3/min。3、按局部通风机实际吸风量计算Qhf=QafI+600.15Shd=4501+600.1510.3=542.7 m3/min式中：Qaf局部通风机实际吸风量；m3/minI掘进工作面同时通风的局部通风机台数；0.15无瓦斯涌出的岩巷允许的最低风速；m3/minShd局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积，m2。4、按工作人员数量验算Qaf4N450m3/min430m3/m
31、in式中：N掘进工作面同时工作的最多人数，按30人计算。5、按风速验算验算最小风量：Qaf600.15Shf450m3/min124.2m3/min验算最大风量：Qaf604.0Shf450m3/min3312m3/min式中：Shf巷道掘进断面。经过风速验算，故选用230KW对旋式风机供风满足使用，Q吸450 m3/min。供风距离1200m，风筒末端风量382m3/min。3.3.2 风、机巷掘进工作面风机选型1、掘进工作面瓦斯涌出量预测qj=q3+q4=2.239+1.255=3.494m3/min掘进巷道煤壁瓦斯涌出量=2.239m3/min式中：D巷道断面内暴露煤壁面周边长度，m；D
32、=2h =6m，h为巷道高度3m。v平均推进速度，m/min；5/1440=0.00347m/minL巷道长度，m；1200mqv煤壁瓦斯涌出初速度，m3/m2minqv0.0260.0004(Vr)2+0.16W0=0.0915，式中：Vr为挥发份含量26%，W0为原始煤层瓦斯含量22m3/t。掘进巷道落煤瓦斯涌出量=1.255m3/min式中：q4掘进巷道落煤的瓦斯涌出量，m3/min；S掘进巷道断面积，m2；13.8 m2v巷道平均掘进速度，m/min；0.00347 m/min煤的密度 t/ m3；1.31 t/ m3w0原始煤层瓦斯含量，m3/t；22 m3/tWc残存瓦斯含量，m3
33、t。2m3/t2、掘进期间需风量计算按瓦斯涌出量计算Qhf=125qhgkhg=1253.4941.5=655m3/min式中：qhg掘进工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量（日单进按5m），m3/min；3.494m3/min khg掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数；1.5 125回风流中瓦斯的浓度不应超过0.8%的换算系数。按最大炸药用量计算：Qhf25Ahf=255=125m3/min式中：Ahf掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，5kg。考虑风筒10的漏风率，故选用245KW对旋式风机供风，Q吸800 m3/min。按局部通风机实际吸风量计算：Qhf=QafI+600.25Shd=8
34、001+600.2513.8=1007m3/min式中：Qaf局部通风机实际吸风量，m3/min；I掘进工作面同时通风的局部通风机台数；0.25有瓦斯涌出的煤巷允许的最低风速，m3/min；Shd局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积，m2。按工作人员数量验算：Qaf4N800m3/min120m3/min式中：N掘进工作面同时工作的最多人数，按30人计算。按风速验算验算最小风量：Qaf600.25Shf800m3/min207m3/min验算最大风量：Qaf604.0Shf800m3/min3312m3/min式中：Shf巷道掘进断面，13.8m2。经过风速验算，故选用245KW对旋式
35、风机供风满足使用需要，Q吸800 m3/min。供风距离1200m，风筒末端风量680m3/min。3.3.3 采煤工作面风量确定1、采煤工作面相对瓦斯涌出量计算（开采层和邻近层瓦斯涌出量）：q采=q1+q2=22.919+2.6=25.419m3/t（1）开采层瓦斯相对涌出量=22.919m3/t式中：q1开采层相对瓦斯含量，m3/t；k1围岩瓦斯涌出系数1.11.3，全部垮落法管理顶板取1.3；k2工作面丢煤瓦斯涌出系数，回采率的倒数，1/0.93；k3准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出影响系数；k3=（L2h）/L=（168215）/168=0.82；h为预排瓦斯带宽度，m；L为工作面斜长
36、，m；m开采层厚度，m，3.6m；M工作面采高，m，3.6m；w0煤层原始瓦斯含量，m3/t，22m3/t；wc运出矿井后煤的残存瓦斯含量，m3/t；瓦斯含量10m3/t.r的高变质煤的按表3-1选取，己15煤挥发分为26%。表31 纯煤的瓦斯含量取值挥发份（V）/%6881212181826263535424256wc/m3/(t.r)-1916644332222注：煤的残存瓦斯量亦可近似地按煤在0.1MPa压力条件下的瓦斯吸附量取值。（2）邻近层瓦斯相对涌出量：=m3/t式中：q2邻近层瓦斯相对涌出量，m3/t；i邻近层瓦斯排放率，=1， 因己14煤层为己15煤层的上邻近层，己16.17煤
37、层为己15煤层的下邻近层。hi己16.17煤层与己15煤层的垂直距离，取3.4m；hp煤层开采时对底板扰动破坏的深度， 23.13m；当邻近层位于冒落带中时i =1。取i最大值1。mi邻近层厚度，m，1.8m；M工作面采高，m，3.6m；w0i邻近煤层原始瓦斯含量，m3/t ，7.2m3/t；wci邻近煤层残存瓦斯含量，m3/t，取2 m3/t。2、采面需风量计算（1）按照瓦斯涌出量计算：Qcf =125qcgkcg= 12517.5211.2=2629m3/min式中：qcg采煤工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量，m3/ min；按每天推进2.4m，qcg=q采TB/1440=25.41919
38、02/1440=33.574m3/min，其中：T日为日出煤量：TB=2.41683.61.31=1902t/日。采煤工作面瓦斯抽放综合能力为：33.57435.9+416.053m3/min；则需风排绝对瓦斯涌出量为：33.57416.05317.521m3/min。kcg采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数。取1.2125采煤工作面回风流中瓦斯浓度不应超过0.8%的换算系数。（2）按劳动气象条件计算Qcf6070%VcfScfkchkcl=6070%1.814.221.21.2=1548m3/min式中：Vcf采面工作面的风速，从表3-2中取。1.8m/s；Scf采煤工作面的平均有效断面
39、积，按最大和最小控顶有效断面的平均值计算，m2；采面最大控顶距4.25m，最小控顶距3.65m，采高3.6m。平均断面积（4.25+3.65）3.6214.22m2。kch采煤工作面采高调整系数，1.2；kcl采煤工作面长度调整系数，1.2；70%有效通风断面系数； 60单位换算产生的系数。表3-2 采煤工作面进风流气温与对应风速采煤工作面进风流气温（）采煤工作面风速（m/s）201.020231.01.523261.51.8表3-3 采煤工作面采高调整系数采高（m）2.02.02.52.5及放顶煤面系数kch1.01.11.2表3-4 采煤工作面长度调整系数采煤工作面长度（m）长度风量调整系
40、数150.815800.80.9801201.01201501.11501801.21801.31.4（3）按炸药量计算Qcf25 Acf2629m3/min300m3/min式中：Acf采煤工作面一次爆破所用的最大炸药量，kg；按12kg计算。25每千克一级煤矿许用炸药需风量，m3/min。（4）按工作人员数量验算：Qcf4Ncf2629m3/min240m3/min式中：N工作面同时工作最多人数，按60人计算。（5）按风速验算：验算最小风量2629m3/min160.65m3/min验算最大风量2629m3/min2207.52m3/min式中：Scb采煤工作面最大控顶有效断面积，m2；1
41、0.71 m2lcb采煤工作面最大控顶距，m；4.25mhcf采煤工作面实际采高，m；3.6mScs采煤工作面最小控顶有效断面积，m2；9.198m2lcs采煤工作面最小控顶距，m；3.65m0.25采煤工作面允许的最小风速，m/s；70%有效通风断面系数；4.0采煤工作面允许的最大风速，m/s；5.0采煤工作面允许的最大风速，m/s。根据AQ1056-2008煤矿通风能力核定标准规定：综合机械化采煤工作面，在采取煤层注水和采煤机喷雾降尘等措施后，验算最大风量Qcf605.0Scs2629m3/min2759.4m3/min由于己15煤层与己16.17煤层层间距为3.4m左右，工作面开采后，受
42、采动影响，下覆己16.17煤层瓦斯大量涌入采空区，故考虑增加采煤工作面风量，以解决上隅角瓦斯大的问题，防止超限，同时提高风排瓦斯量，工作面风量取2700m3/min。3.3.4 通风系统路线1、掘进期间机巷新鲜风：皮带上山机巷口（局扇）机巷工作面。 乏风：工作面机巷机巷设备道己二回风上山己组总回风巷北风井地面。高位尾巷、底抽巷新鲜风：皮带上山/轨道上山（局扇）高位尾巷/底抽巷工作面。 乏风：工作面回风道回风上山己组总回风巷北风井地面。风巷：新鲜风：己二皮带上山机巷外口（局扇）风巷工作面。 乏风：工作面风巷风巷回风道己二回风上山己组总回风巷北风井地面。掘进期间通风系统如图3-5所示。2、回采期间新鲜风：副井、新副井西翼空重车线、二水平己组西大巷己二
