ZF117工作面开采设计.doc

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1、ZF117综采放顶煤工作面开采设计铜川市耀州区照金矿业有限公司 二一三年十一月十二日目 录第一章 工作面概况1第一节 概 述1第二章 采煤方法6第一节 采煤方法6第二节 矿压参数6第三节 支护设计7第四节 回采工艺8第五节 巷道布置13第六节 设备配置14第三章 顶板管理15第四章 安全生产系统18第一节 运输系统18第二节 通风系统19第三节 排水系统24第四节 供电系统25第五节 通讯联络、照明、信号25第六章 六大系统25第一节 监测监控系统25第二节 人员定位监测系统27第三节 通信联络系统28第四节 井下人员紧急避险系统28第五节 压风自救系统29第六节 供水施救系统31第七章 劳动

2、组织和主要经济技术指标33第一节 劳动组织33第二节 主要经济技术指标33第八章 安全技术措施33第一节 一般规定33第二节 顶板管理35第三节 通防及瓦斯监测35第四节 运输管理36第五节 机电管理38第六节 防治水45附件45 第一章 工作面概况第一节 概 述一、工作面回采情况表11概况煤层名称4-2煤位 置一采区中部采区名称一采区工作面名称 ZF117地面标高(m)+1547.92+1582.99工作面底板标高(m)+1054.54+1065.72地面位置117工作面在地表投影于兔儿梁南部，位于丘陵沟壑地带，沟谷纵横，地形起伏较大，为低山丘陵区，区内植被覆盖良好，沟谷内有裂隙潜水层，出水

3、量不大，与老君安沟相交。井下位置及 四 邻采掘情况本工作面为一采区东翼第四个回采工作面。四邻边界为：南以117工作面回风顺为界，南部为未开采区域；北以117运顺为界，与119采空区相邻；西部为轨道下山，东为设计的117工作面切眼。回采对地面设施影响本工作面地表为山峦地貌，地形起伏，无建筑及其它设施影响本区的开采。走向长度(m)1845工作面长度（ m ）120面积(m2)221400二、煤层情况表1-2煤层情况煤层厚度(m) 3.011.15稳定程度煤 层倾 角(度)067.05较稳定2煤层厚度变化较大（3.07.011.15），但有一定的规律，结构简单，煤层平均厚度7.05m，煤层由西向东逐

4、渐变薄，开口处煤层平均厚度为11.15m，切眼处平均厚度为3.0m,煤层以黑色亮煤为主、夹暗煤及镜煤条带、沥青光泽、阶梯状断口，内外生裂隙较为发育，并被方解石、黄铁矿薄膜充填，偶见菱铁质鲕粒及结核。 三、煤质情况表13煤质情况项目Mad()Ad ()Vdaf ()St,d()Pd()原煤6.4710.3914.3333.0435.3439.500.293.610.0080.081平均8.06.6937.141.320.042 4-2煤属变质阶段之烟煤，即长烟煤-不粘煤范畴四、煤层顶底板情况表14煤层顶底板情况顶板名称岩石名称厚 度（m）岩 性 特 征老 顶细粒砂岩15.99浅灰白色，泥质胶结，

5、波状层理，夹薄层粉砂岩，含少量云母碎片及黄铁矿结核。直 接 顶粉砂岩3.39浅灰黑色，缓波状层理，泥质胶结，含少量植物化石碎片，夹薄层泥岩。伪 顶炭质泥岩0.1黑色，较松软。直 接 底泥岩3.58灰黑色，水平纹理，含植物化石碎片及黄铁矿结核，夹薄层炭泥岩，易吸水发生底鼓。五、储量计算表15储量计算块段走向长( m )倾斜长( m )斜 面 积(m2)煤厚(m)容重(t/m3)工业储量（t）回采率（）可采储量(t ) 117工作面18451202214007.051.382225070851891309六、水文地质情况及防治水措施表16水文地质情况及防治水措施一、根据本工作面所处位置及煤层顶底板

6、资料分析：本工作面开采后对采空区的补给水源主要有：1、117工作面开采4-2煤位于侏罗系中统直罗组粗粒砂岩含水层下部，根据勘探资料及生产施工资料分析，该含水组含水弱，随着回采顶板冒落，直接导入工作面内。2、由于距地表垂深较近（最近垂深约482m）,回采时含水层水有可能通过回采塌陷裂隙导入该工作面采空区内。3、工作面生产用水：包括冷却水和喷雾洒水，预计在3m3/h 左右。根据117工作面水文地质条件，预计117工作面不会有大的积水属，不会对回采工作造成影响。二、防治水措施：1、加强职工防治水知识的学习，使职工掌握工作面的透水征兆，掌握工作面水害发生后的避灾路线；编制工作面的防治水措施。2、根据提

7、供的掘进过程中水文资料的收集，在运输顺槽、回风顺槽根据巷道标高选择布置水窝，配置匹配的抽排水系统及设施，保证系统的完善和抽排水设备的完好运行（先期由于要进行探放水工作，回采时顶板水量大，按最大涌水量配备系统）。3、由于受向斜构造、距地表垂深及顶板含水层的影响，水文地质条件较为简单。七、瓦斯、煤尘及其它有害气体情况表17影的它质况瓦斯根据通防科提供资料：绝对涌出量(m3/min) :6.9 ；相对涌出量(m3/t) : 1.9煤尘煤尘爆炸指数: 35,煤尘有爆炸性煤的自燃容易自燃，自然发火期:36个月地温18地 压无异常冲击地压八、地质构造情况表18地质构造情况根据勘探资料和已施工的巷道揭露资料

8、：本工作面位于该区井田向斜构造北翼，构造简单，为一倾向北西的单斜构造，走向北东的宽缓褶曲。地层平缓，依据4-45-56-6勘探线剖面图及119运顺揭露情况，煤层赋存状况沿走向由西向东（01200m）有逐渐降低，下降坡度028。(1200m1740m)处有一较大的宽缓褶曲，褶曲最大的高差为7m, (1740m切眼)为近水平状态。构造名称走 向倾向倾 角性质落差 (m)对 回 采 的 影 响 程 度向斜近东西近南北05简单71800m开始顶板有一层大约1m的矸石，回采时易出现架前漏顶、煤炭质量差等现象。九、存在问题及建议1、由于伪顶破碎、煤层节理发育，编制相关安全技术措施，防止工作面发生漏顶、片帮

9、事故。2、117工作面开采后受采动影响,将引起上方岩层的移动，形成新的水文裂隙通道，将使各含水层发生水力联系，编制专门防治水措施，在工作面回采过程中加强防、排水工作，确保安全生产。3、117工作面走向长度为1845m，在工作面两巷局部范围内煤层沿走向存在波浪起伏变化，造成局部地段水流不畅，在回采过程中应加强排放水，确保水流畅通；在1500m范围内受向斜影响，巷道坡度在02，在回采过程中该范围内水流较大，应对该范围内水沟进行及时清理，使水沟畅通，保证工作面安全生产和文明生产。4、在117工作面开采之前，在工作面运、回顺最低点处设置水仓，安装排水系统，对水泵、管路合理选型，确保工作面在最大涌水量时

10、能够正常排水。 5、由于117工作面距4-2煤顶板粗砂岩含水层较近，在回采过程中受采动影响，使工作面涌水量变化较大，因此，排水人员必须高度重视，坚持井下交接班制度，恪尽职守，做好排水工作。另外，检修人员对排水设备要经常检修，保证完好，确保该工作面排水安全。6、由于4-2自燃发火期短（36个月），属易自燃煤层，需编制相关防治煤层自燃等安全技术措施，加强工作面现场管理，确保安全生产。7、在回采中要加强有害气体的监测，防止后巷的浮渣引起煤层自燃，特别要加强工作面的通风工作管理。8、在初采初放之前制定专门防治水措施。附：图1 117工作面4-2煤层综合柱状图 图2 117工作面工程平面图图1 117工

11、作面4-2煤层综合柱状图图2 117工作面工程平面图第二章 采煤方法第一节 采煤方法一、采煤方法本工作面采用走向长壁综合机械化一次采全高全部垮落采煤法。二、采高确定4-2煤平均厚度为7.05m，工作面所选用的ZF7600/20/38型液压支架管理顶板，按操作规程规定:支架最大支撑高度应小于支架设计最大高度的0.3m,最小支撑高度应大于支架最小高度的0.2m，故确定正常回采期间工作面平均采高为3.5m；煤层厚度变化时，采高随煤层变化及时调整，但不得超过液压支架操作规程中规定的支撑高度，即3.7m。三、开采层位确定工作面煤层总体结构简单，开采时沿4-2煤层顶板开采。第二节 矿压参数一、矿压观测11

12、7工作面矿压观测采取以下措施1、本工作面每台支架安装1个蒂芬巴赫电液控制器，对支架的工作阻力、初撑力等自动监测记录。由主控制箱将监测数据传输至地面调度室，安排专人进行数据采集分析处理，及时掌握工作面初次来压步距、周期来压步距及最大来压强度等矿压参数。2、在工作面风、机两巷每100m设置一组“十字布桩”巷道变形观测点,进行顶板观测，设专人定期收集数据,进行数据分析处理，观测在超前压力影响下的巷道变形规律。3、由综采队配合生产科共同完成117工作面以及运、回顺两巷的矿压观测工作，设专人定期收集数据，进行分析处理，通过对支架工作阻力变化规律的观测，较为准确的掌握顶板来压规律。第三节 支护设计一、基本

13、支护及支架参数工作面采用两柱掩护式液压支架支护顶板，共布置82架支架，其中运输巷布置1架ZTZ12880/22/35型端头支架，机头、机尾各布置3架ZFG7600/20/35H型端头支架、75架ZF7600/20/38型中部支架。最大控顶距为5.76m，最小控顶距为4.96m。工作面推进过程中倾斜长度若发生变化，应相应增减支架数量。附:表2-1液压支架参数表表2-1液压支架参数表支架名称放顶煤支架过渡支架端头支架支架型号ZF7600/20/38ZFG7600/20/35HZTZ12880/22/35支架宽度(mm)1500150024052870工作阻力（KN）7600760012860初撑力

14、（KN）7600618510470支撑高度（mm）200038002000350022003500支架重量(T)25.58126.811/支护强度(Mpa)0.991.020.90.45顶梁长度（mm）615550053985推溜力（Mpa）0.450.45/移架力（Mpa）0.220.22/底板比压（MPa）0.771.5800.951.15支架中心距（m）150015001500二、支护强度计算1、支护强度计算P0= L H =83.52.4103 =0.672MPa式中：P0工作面单位面积的顶板压力,Mpa；L 68倍的采高，本规程采用8倍采高进行计算；H采高，取最大采高3.5m；工作面

15、顶板岩层容重容重，2.4103 N/m3。2、支护强度校核工作面采用液压支架管理顶板，其额定支护强度为0.641.06Mpa，按最小支护强度0.64MPa进行支护强度校核：C=Pmin / P0=0.99/0.672=1.471式中：C支护强度安全系数Pmin支架最小支护强度，MPaP0工作面单位面积的顶板压力，MPa由以上计算可知，支架的支护强度安全系数C1，故能满足支护要求。第四节 回采工艺一、回采工艺工作面采用双滚筒采煤机机械落煤，采煤机与刮板输送机联合装煤，刮板输送机、转载机、可伸缩胶带输送机联合运煤, 四柱支撑掩护式液压支架支护顶板，采空区采用全部跨落法处理顶板。二、工艺流程工艺流程

16、：采煤机下行割煤割透下端头煤壁反向上行空刀清理浮煤推移刮板输送机移架推移斜切进刀段刮板输送机采煤机反向下行斜切进刀将上端头刮板输送机剩余部分推向煤壁拉后刮板输送机移架采煤机反向割透上端头三角煤壁采煤机反向下行割煤下一循环。三、工序操作 1、进刀方式：采用上端头斜切进刀,采煤机自开缺口,进刀段长度约36m，其中直线段长18m，斜切进刀段长18m（12架支架）。附：图2.1 端部斜切进刀割煤示意图 2、割煤方式：采用MG300/700-WD交流变频电牵引采煤机割煤，依靠采煤机导向滑靴在工作面刮板输送机上行走；采用单向下行割煤，即采煤机自工作面上端头（割三角煤）斜切进刀，自开缺口，单向下行割煤，上行

17、空刀清理浮煤；在工作面往返一次为一个循环,每刀截深为0.8m。 3、割煤顺序：采煤机下行割煤时, 左滚筒割顶煤, 右滚筒割底煤。当采煤机割透工作面下端头煤壁后，将左滚筒降下割底煤，空刀上行清理浮煤,按从下向上的顺序滞后采煤机左滚筒18m从刮板输送机机头开始依次顺序自下而上推移刮板输送机（自70#支架开始推移斜切进刀段刮板输送机至82#支架）。采煤机反向下行斜切进刀，采煤机左滚筒升高割顶煤，右滚筒割底煤。完成进刀后, 将刮板输送机剩余部分全部推向煤壁，左滚筒降下割底煤,右滚筒升起割顶煤，采煤机反向割机尾三角煤。割透机尾煤壁后，采煤机反向，左滚筒升起割顶煤,右滚筒降下割底煤,采煤机下行开始下一个循

18、环割煤。4、装煤、运煤 装煤方式：利用采煤机滚筒截割装煤。即通过采煤机滚筒螺旋叶片将煤装入工作面可弯曲刮板输送机内。上行空刀清理浮煤时，采煤机滚筒将下行割煤时未完全装净的煤装入刮板输送机内。 运煤方式：下行割煤时刮板输送机运采煤机截割的煤，上行清浮煤。推移刮板输送机时，通过铲煤板将底板浮煤装入刮板输送机；刮板输送机将煤运到转载机，由转载机运至机巷胶带输送机，再由胶带输送机运出。5、割煤及运煤要求 割机头、机尾三角煤时，必须将三角煤割透，保证巷道底板到工作面底板平缓过渡，防止三角煤割不透时，机头、机尾过渡槽发生翘起，引起支架侧倒、哑铃销折断、刮板输送机机头、机尾推不动等情形。 顶底板要割平，不得

19、忽高忽低或留有台阶。 必须保证采煤机滚筒截齿完好无缺，割煤时如发现截齿丢失、磨损严重等现象时，应及时停机更换截齿。 刮板输送机机头必须有看通讯闭锁人员，能及时闭锁“三机”,防止大块煤在机头堆煤或卡死破碎机。 控制采煤机割煤速度，防止负荷过大压死刮板输送机。 煤壁平直，与顶底板垂直。伞檐：伞檐长度超过1m时，其最大突出部分不超过200mm，伞檐长度在1m以下时，其最大突出部分不超过250mm。a：初始 b：斜切进刀 c；推移刮板输送机 d：割三角煤 e：正常割煤图2.1 端部斜切进刀割煤示意图6、推移刮板输送机本工作面可实现推移方式：手动本架推移。工作面采用手动本架推移刮板输送机，推移滞后采煤机

20、左滚筒不小于18m。使用手动本架推移可调整个别刮板输送机推移步距，从而保证刮板输送机直线。7、推移输送机质量要求 推移过程分两个阶段进行： 在采煤机完成割煤进入上行返空刀清理浮煤时，滞后采煤机左滚筒18m推移刮板输送机，按顺序自下而上依次顺序推向煤壁。 自70#支架开始推移斜切进刀段刮板输送机至82#支架，采煤机反向下行斜切进刀，其左滚筒到达82#架时，自下而上将刮板输送机剩余段推向煤壁。 推移质量要求： 每次推进应保证800mm的推进度，并与煤壁保持平行成一直线，其直线误差在30mm以内。 在推移输送机时，必须保持采煤机之后的弯曲段长度不得小于18m(滞后采煤机后滚筒12架支架)。 推移输送

21、机必须单向顺序进行，不准出现弯曲，严禁从两头向中间进行或从中间向两头进行推移。 刮板输送机停机时严禁推移，以防卡死输送机。 为保证在推移时操作顺利，不致发生飘底、啃底现象，应采用成组推溜。 在完成推移输送机后，必须及时清扫散落在电缆槽、输送机与支架间等处的浮煤，一起装入输送机内。8、移架 工作面支架采用手动控制，采用以下两种移架方式a、邻架移架 b、本架移架 根据工作面地质条件，在初采初放、顶板破碎或周期来压期间，采用本架操作、带压擦顶移架作业，刮板输送机推移到位，拉后刮板输送机后，立即移架，且移架后必须立即打出伸缩梁和护帮板，接实顶板和护实煤壁。 采用本架操作时，每次只能操作一台支架，且被操

22、作支架上、下3架支架范围内，除操作本支架的支架工外，严禁有其它人员穿行和逗留。 采用本架操作时，采高必须大于3.5m，且被操作支架上、下3架支架范围内，除操作本支架的支架工外，严禁有其它人员穿行和逗留。 工作面顺序移架方法 当采煤机返机清煤时，将刮板输送机自下而上推向煤壁；待输送机机头推向煤壁后，顺序将机头处三架特殊支架向前拉移一个步距，移架的顺序为：先移中间支架，后移上部支架，再移下部支架。采煤机割透下端头煤壁后，将机头处支架的伸缩梁伸出、护帮板挑起，及时支护顶帮。采煤机斜切进刀段时，停止移架。 机尾推移完成后，将工作面机尾处3架特殊支架拉移一个步距，移架的顺序为：先移中间支架，后移上部支架

23、，再移下部支架。 待采煤机斜切进刀后，推移剩余段刮板输送机，自下向上将所有剩余支架依次顺序移架。 特殊支架的移设是按上述顺序在特定时间内完成的，而基本支架的移设是由刮板输送机推移位置控制的，即在正常情况下，刮板输送机推移到位后立即移架。 移架动作如下：收回护帮板及侧护板降支架立柱移架(收伸缩梁) 用侧护板和底调千斤顶调架升起支架立柱伸出伸缩梁打开护帮板及侧护板。 移巷道端头支架在推移转载机后进行，由两名支架工配合进行，两架迈步前移。9、移架质量要求 移架时必须使支架保持一条直线，直线误差在50mm以内。仰俯角不得超过7，歪斜不得超过5。相邻支架间不得有明显高低错差，不超过侧护板高度的2/3。

24、移架时，要保证支架移到位，步距为800mm。 移架过程中要及时调整支架状况，如发生倒架、咬架和歪架现象，需在移架过程中及时调整。 移架时支架降架距离顶板不大于200mm，在顶板破碎段必须带压擦顶移架。 转载机机尾不能作为巷道端头支架移架的着力点，否则容易损坏转载机机尾。 必须严格按照移架动作顺序按移架操作要求进行移架。 为保证移架时不致将刮板输送机后拉，在移架时，应将邻架电液控制器推移刮板输送机按钮按下，使邻架推移千斤顶处在推移刮板输送机位置。 支架中心距控制在1500100mm；端面距最大值430mm；支架初撑力不低于设计值的80。10、推移转载机 转载机在推移刮板输送机机头时一起移动。 转

25、载机前移前，必须清理机道上的浮煤、矸石、杂物，使机道通畅。 保护好电缆、油管、水管，防止移动转载机时损坏。 转载机前移后，保持“平、正、稳、直” 。11、胶带输送机机尾移动方式工作面选用的胶带输送机使用DY1000自移式机尾,当采煤机割3刀煤（2.4m）后，开始移动胶带输送机自移机尾。自移机尾小车与转载机机头联成一体，构成胶带输送机机尾自移的支撑点，自移机尾小车通过销轴与推移缸活塞杆相联接，推移缸缸体与基架通过销轴相联接，构成以转载机为支撑的自移系统。在推移转载机时，自移机尾小车及推移缸活塞杆随之一起前移，活塞杆被拉出缸筒，在完成一定截深后，即可回缩推移缸进行基架的拉移工作。12、组合基架自行

26、拉移操作程序 随着工作面刮板输送机的推移前进，转载机随之向前移动，与其相连的自移机尾小车一起在组合基架轨道上前移。 当采煤机完成三个截深后，自移机尾小车随转载机前移2.4m，与自移机尾小车联结在一起的推移缸的活塞杆被逐渐压入缸体（行程3m），当自移机尾小车在轨道上运行到与组合基架相联时，即可拉动整体基架前移。 操纵调高缸的控制手柄，使立缸收缩，提起滑架，使组合基架完全落于巷道底板，完成自移机尾的推移准备工作。 操纵推移缸控制手柄，使高压工作液进入缸体，使活动塞杆回缩，由于推移缸活塞杆和缸体分别与小车和组合基架相联，即可拉动整体基架前移。 当推移活塞杆完全缩回后，即完成组合基架拉移工作。此时可进

27、行调高及调偏等操作。13、各工序影响范围和安全距离 割煤：采煤机工作期间滚筒上方5m和滚筒下方15m，任何人员不得在架前作业或逗留。采煤机割煤距上、下口30m时，上、下端头维护人员必须在两巷距工作面20m处设置警戒绳，并悬挂“煤机割煤、严禁入内”的警示牌，严禁人员通过。 移架：被操作支架上下3架支架范围内不得有非操作人员穿行、作业。 推移刮板输送机：滞后采煤机后滚筒18m以上。四、采空区处理方法117工作面采用全部垮落法处理工作面采空区顶板。五、特殊时期的顶板管理过地质钻孔及停采前的顶板管理另行编制专项措施。六、煤质及煤炭回收 要按照规程规定进行回采，不准随意丢顶煤、底煤，架前、架间以及上、下

28、出口的浮煤要清扫干净,煤质灰分、水分、含矸率控制在规定范围内。 严格按照综采工序进行煤炭回收管理，严禁采煤机随意破底破顶开采。 第五节 巷道布置一、工作面运输顺槽运输顺槽布置沿煤层底板布置，全长1885米，巷道形状为矩形，高3.5m，宽5.2m，断面积18.2m2。锚网、锚索复合支护，运输顺槽为进风、煤炭运输、安全出口。运输顺槽内布置有50供水及消防洒水管路、50注氮管路、50压风管路、乳化液供回液管路，监测监控线、电源电缆，转载机和胶带输送机。二、工作面回风顺槽回风顺槽沿煤层底板布置,全长1905米，巷道形状为矩形，宽4.2m，高3.5m，断面14.7m2。锚网、锚索复合支护，回风顺槽用途为

29、回风、辅助运输、安全出口。回风顺槽内布置有315、219瓦斯抽放管、50消防洒水管路、50压风管路、108灌浆管路、监测监控线路及轨道（用于材料运输）。三、切眼切眼宽8.5m、高3.5m，掘进支护为锚网梁及双排锚索。四、泵站和移变硐室117工作面走向长1885米，泵站布置在117运输顺槽，站室内有乳化泵、移动变电站及控制开关。五、制氮泵站设置在轨皮3号联巷，地面设固定瓦斯抽放泵站。图3：ZF117综放工作面巷道布置示意图第六节 设备配置依据以往各工作面的设备使用情况，117工作面支架采用ZF7600/20/38系列支架。综放工作面主要设备配置表见下页综放工作面主要设备配置表序号名 称型 号单

30、位数 量安装地点1放顶煤支架ZF7600/20/38台75工作面2过渡支架ZFG7600/20/35H台63端头支架ZTZ12880/22/35台14采煤机MG300/700-W台15刮板输送机SGZ764/2315台26转载机SZZ764/160台1运顺7破碎机PCM110台18可伸缩带式输送机SSJ1000/2200台19乳化液泵BRW315/31.54A台2移变硐室10乳化液箱XR-WS2500台111移动变电站KBSGZY-1000/6/1.2台112移动变电站KBSGZY-1250/6/1.2台113移动变电站KBSGZY-630/6/1.2台114移动变电站KBSGZY-400/6

31、/0.66台415真空磁力启动器QJZ-200/1140台1工作面配电点16真空磁力启动器QJZ-300/1140台517馈电开关KBZ400/1140 (Z)台318馈电开关KBZ500/1140 (Z)台219馈电开关KBZ200/660(Z)台1泵站硐室20馈电开关KBZ200/1140(Z)台1皮带机头21真空磁力启动器QJZ-300/660台10泵站硐室、皮带机头22喷雾泵PB315/6.3台1泵站硐室第三章 顶板管理一、工作面采用全部跨落法管理顶板。最大控顶距：5760mm，最小控顶距：4960mm。图4：ZF7600/20/38型低位放顶煤液压支架二、顺槽及端头顶板管理（一）工作

32、面顺槽的超前支护两顺槽超前支护采用DZ-3150单体液压支柱、DJB-1000铰接顶梁支护。超前支护距离不小于40m。图5:两巷超前支护示意图（二）端头支护工作面下端头采用ZTZ12880/22/35型端头支架。四、矿压观测ZF117综放工作面的矿压观测内容主要有：支架阻力观测、支架活柱缩量观测、巷道围岩表面位移观测、顺槽超前支护范围内单体液压支柱阻力观测以及支护质量动态监测。第四章 安全生产系统第一节 运输系统一、原煤运输采煤机落煤（支架后部放煤）工作面前、后部刮板输送机运输顺槽桥式转载机运输顺槽皮带输送机皮带下山输送机采区煤仓轨道上山皮带输送机主井煤仓主斜井地面煤场二、材料运输工作面所需材

33、料运输采用1t矿车，其运输路线为：井口副斜井1220井底车场轨道上山1090车场轨道延伸段回风顺槽工作面（或泵站硐室）。图6:运输系统示意图第二节 通风系统一、通风系统工作面采用负压（抽出式）通风。通风系统为：新鲜风由轨道下山、进风立井、皮带上山轨道下山巷、皮带皮带下山巷工作面运输顺槽工作面（污风）回风顺槽回风下山二采区回风大巷回风井排出地面。（一）风量计算1、按瓦斯涌出量计算Q采=100Q瓦K瓦式中：Q采采煤工作需要风量，m3/min，Q瓦工作面瓦斯绝对涌出量，6.9 m3/min，K瓦采煤工作面因瓦斯涌出量不均匀的备用风量系数，则，Q采=1006.91.6=1104m3/min。2、按工作

34、面同时工作人数计算Q采=4n采，m3/min；式中：Q采采煤工作面风量，m3/min；n采采煤工作面同时工作人数，人；4 每人每分钟应供给的最低风量，m3/min则：Q采=440=160m3/min。3、按工作面气温与风速的关系计算Q采=60v采S采K采，m3/min；式中： v采采煤工作面适宜风速，m/s；矿井采煤工作面空气温度为21，则要求风速选值V=1.2m/s。S采采煤工作面平均通风断面面积，m2，S采=14.7m2；K采采煤工作面长度风量系数。则：Q采=601.216.451.1=1164.24m3/min。4、按风速验算： 按最低风速验算采煤工作面的最小风量： Q采600.25S采

35、 220.5 m3/min按最高风速验算采煤工作面的最大风量： Q采604S采 3528 m3/min取1、2、3最大值，220.51164.243948，确定ZF117综放工作面需风量为1164.24m3/min。117综放工作面通风系统示意图如图7所示。图7： 工作面通风系统示意图二、防治瓦斯依据ZF119的涌出量推测，ZF117综放工作面绝对瓦斯涌出量为6.9m3/min，为了保障工作面安全生产，采用设置专职瓦斯检查员、采空区抽放、设置监测监控系统的方法防治瓦斯灾害。（一）瓦斯检测1、在工作面设专职瓦检员。2、瓦斯检查地点分别设在：工作面两巷的电器设备处、工作面回风口以外10m内、上（下

36、）隅角、进回风巷、工作面等地点不定时的检测。（二）瓦斯抽放 该面生产期间绝对瓦斯涌出量为6.9m3/min左右，根据煤矿安全规程第一百四十五条规定，必须实行瓦斯抽放。 照金矿业有限公司回采巷道均采用锚网支护方式，回采时由于回风巷道的垮落滞后于工作面顶板的垮落，在回风巷向采空区深部方向总有一段巷道没有垮落，可利用该空间插入瓦斯抽放管路，对上隅角瓦斯进行抽放。地面安装两台2BEP60-02BG3D型固定水环式瓦斯抽放真空泵，敷设315煤矿用钢丝网骨架复合管，进行采空区瓦斯抽放，解决上隅角瓦斯偏高问题，预计抽放率为30%。风排瓦斯为主，瓦斯抽放为辅的综合治理方法。瓦斯抽放设计瓦斯抽放的必要性1、ZF

37、117综放工作面需风量为1164.24m3/min。计算通风可以稀释排走的瓦斯量 q=CQm/100K 式中：q风排瓦斯量m3/min C回风流中瓦斯浓度，为了确保该面安全回采，C取0.5。 K瓦斯涌出不均衡系数，取1.45 则： q=0.51164.24/1001.45=4.01m3/min 3、从前面瓦斯涌出预测可以看出，工作面回采时瓦斯绝对涌出量为6.9m3/min左右，而在正常情况下，风排瓦斯量为4.01m3/min时，而剩余的2.89m3/min瓦斯无法排出。根据规程规定“一个采煤工作面的瓦斯涌出量”大于5m3/min或一个掘进工作面涌出量大于3m3/min,采用通风方法不合理时，应

38、采用抽放瓦斯措施。因此对117工作面采取瓦斯抽放措施是必要的。抽放方法的选择根据前面瓦斯涌出来源分析，该面瓦斯涌出主要来源为本煤层的瓦斯涌出，工作面回采时放顶煤后，煤层内赋存的瓦斯会大部分涌入到工作面采空区内，上隅角会成为瓦斯向采面涌出的主要通道,所以在上隅角采用预埋抽放管路抽取这部分的瓦斯，防止瓦斯向工作面及回风流大量涌出。 瓦斯抽放效果预计117工作面在回采过程中，如果单纯靠通风的方法排除瓦斯，则工作面上巷回风流中的瓦斯浓度常处于1%左右，上隅角瓦斯浓度将在35，工作面难以正常安全回采。采用瓦斯抽放后，有30以上的瓦斯通过抽放管路直接排至采区主要回风流中，使工作面回风流中的瓦斯浓度保持在0

39、.5以下，能够完全保证工作面的安全回采。 抽放率计算 d= （Qc/6.9）%式中：d工作面抽放率 Qc工作面抽放瓦斯量，即 Qc=6.9-q=2.89m3/min 则d=41.9% 抽放管径的确定 根据前面资料表明，117工作面抽出纯瓦斯量为2.89m3/min，抽放瓦斯浓度预计为20左右，则瓦斯抽放管中混合量为14.45m3/min，而抽放瓦斯管径计算公式为： D=0.1457Q /V 式中：D管道的内径，m； Q管内气体流量，m3/min； V管内气体流速，m/s，一般为515m/s，取7m/s 则通过计算， D=0.3008m，取D=0.3008m，即支路选用315mm聚乙烯管做为抽放

40、管路，主管路选用377mm聚乙烯管做为抽放管路。 抽放管路的铺设工作面利用移动式瓦斯抽放泵站进行瓦斯抽放，移动泵站设置在风井工业广场内。 在工作面上隅角空间（端头支架和上巷上帮之间）随着工作面的推进及时架设单体支护，并在单体的空间外侧平行支架立柱堆积编织袋，内装沫煤，黄土泥墙。抽放管吸气端设在单体空间内。瓦斯抽放泵供电 瓦斯抽放泵站供电参照主要通风机的供电管理, 要求”三专”, 即专用变压器, 专用线路和专业开关. 根据矿井的实际情况, 采用380V或660V供电安排. 根据煤炭工业矿井设计规范GB-5012-94, 瓦斯抽放站的电力负荷为一级负荷, 必须保证有两个电源供电. 抽放瓦斯量预计要

41、建立井下移动瓦斯抽放系统，首先必须确定抽放瓦斯量。抽放瓦斯量预计是矿井瓦斯抽放系统的规模大小、瓦斯抽放管网设计、瓦斯抽放泵选型设计等的依据，因此，下面首先对抽放瓦斯量进行预计。由于本矿井开采技术条件比较好，按照产量为90万t/a进行设计。根据照金矿业有限公司矿井瓦斯涌出量预测及矿井瓦斯等级鉴定研究报告中的瓦斯涌出量预测结果，4-2煤层回采工作面的相对瓦斯涌出量为1.72m3/t，回采工作面瓦斯涌出不均衡系数为1.61。根据此预测结果及相关计算公式，得出矿井产量为90万t/a时，4-2煤层回采工作面的瓦斯涌出量构成预测结果见表3-3。表3-3 工作面瓦斯涌出量构成预测结果开采煤层采面瓦斯总涌出量

42、(m3/min)本层瓦斯涌出量(m3/min)采空区瓦斯涌出量(m3/min)本层瓦斯所占比例（%）采空区瓦斯所占比例（%）4-25.192.672.5251.548.5注：采空区瓦斯涌出量含围岩和邻近层瓦斯涌出量 抽放检测检测仪器、仪表从照金矿业有限公司所采用的瓦斯抽放方法来看，主要是采用采空区埋管抽采空区瓦斯。 主要检测仪器、仪表配置井下瓦斯抽放主要检测仪器、仪表包括孔板流量计、U型水柱计（汞柱计）、瓦斯浓度检定器和高负压取样器等。 管路防漏气、防砸坏、防带电、防底鼓措施 抽放系统必须设置负压测定装置和截止阀门，新敷设的管路要进行气密性检查；正常抽放的管路亦应定期进行气密性检查。敷设抽放管

43、路的巷道虽非主要运输巷道，但在管路上要悬挂警示牌，管路外部涂红色以示区别，提醒车辆注意，并要每天巡回检查，发现问题及时更换。抽放管路在巷道内吊挂安装时，吊挂高度不小于1.8m；为防止底鼓折损管路，管道都用墩垛垫起，垫起高度不小于0.3m。井下瓦斯抽放管应尽量避免与通讯、动力电缆带电物体等设在一起，以防管路带电。 （三）瓦斯监测监控 1、工作面甲烷传感器设置见下图图8： 监测监控系统示意图 2、工作面上隅角及采煤机机身悬挂便携式瓦斯检测报警仪 3、区队长、班长、流动电钳工下井时，必须携带便携式瓦斯检测报警仪。 4、监测监控系统设施仪器必须由专人进行维护，系统管理必须符合煤矿安全监控系统及检测仪器实用管理规范（AQ