综采放顶煤工作面设计说明书.doc

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1、_大洪沟煤矿+591水平东翼B1+2煤层综采放顶煤工作面设计说明书神华新疆能源有限责任公司大 洪 沟 煤 矿二七年四月编制单位：生产技术办 编制人：魏晋涛审 批 表单 位 审 批 意 见签 名日 期生 产通 风安 监机 电调 度采煤副总机电副总机电矿长生产矿长总 工矿 长目 录第一章：编制依据第二章：工作面概况第三章：煤层地质特征 一、煤层特征 二、煤层顶、底板情况 三、煤层地质构造 四、水文地质 五、煤质 六、瓦斯、煤尘爆炸性 七、煤层自然发火期 八、工作面煤层生产能力 九、与邻近煤层间距及邻近工作面巷道关系 十、煤层的冲击地压 十一、工作面上部的采空区情况及采动后对矿井或地 面影响的预测和

2、采取的措施第四章：工作面储量及回采率第五章：采煤方法及回采工艺 一、采煤方法的确定 二、开采顺序 三、工作面长度的确定 四、截深的确定 五、工作面设备选择与确定 六、支架布置及支护 七、回采工艺 八、顶板管理第六章：矿压观测和初次放顶 一、研究内容 二、测站布置及观测方法 三、观测仪器 四、初次放顶第七章：巷道布置及生产系统 一、巷道布置 二、生产系统第八章：通风安全 一、通风系统 二、防治瓦斯 三、综合防尘 四、防灭火 五、避灾线路第九章：安全监控系统第十章 采区供电 一、采区供电 二、高低压电线的选择 三、工作面电气设备的选择 四、信号与照明 五、高低压电气设备保护 六、保护接地及漏电保护

3、第十一章：主要技术经济指标 一、劳动组织 二、指标确定 三、主要技术经济指标表 四、设备明细表 第一章：编制依据1、二00六 年版煤矿安全规程2、一九九0年版煤矿综采放顶煤工作面安全技术规定3、神华新疆有限责任公司生产技术管理制度4、大洪沟煤矿水平延深初步设计说明书5、大洪沟煤矿采煤方法设计说明书6、+591水平东翼B1+2煤层采区地质说明书7、+591水平东翼B1+2煤层综采工作面巷道布置图第二章：工作面概况本工作面设计开采矿井+591-+607水平防洪渠保护煤柱以东至井田东翼边界的B1+2煤层。其东界至井田东翼边界，西以防洪渠保护煤柱东缘为界，北至B2煤层顶板，南至B1底板。工作面上界为矿

4、井+607水平，下界为+591水平。煤层平均厚度34.84m，东西走向长320米，可采长度270米。工作面对应的地表范围内无建筑物、河流、湖泊、水渠、公路通过，只有+591水平以上煤层回采后形成的塌陷坑，进行过回填处理，塌陷坑内无积水。与B1+2煤层相邻的煤层是B3-6煤层，两煤层相距48.5米，彼此开采相互无影响。工作面上部+607-+627水平采用网格迈步支架炮采放顶煤采法回采，于98年回采完毕。+627水平以上均采用仓储式采法回采，+607以上采空区大部分已经与地面垮通，工作面以下为原始煤层。第三章：煤层地质特征一、煤层特征本矿井井田内含煤地层为中下侏罗系水西沟西山窑组下段，地层总厚50

5、0米，共含煤33层（厚度在0.6米以上）。第四系的黄土覆盖物广布全矿区。1、本工作面所开采的煤层是本矿井含煤地层中的第一组煤，由B1+2煤层组成。本组含煤二层，自下而上命名为B1、B2煤层。B1+2煤层厚度沿走向从西向东，倾向由浅及深略有变薄，煤层结构西部较简单，向东夹石层增多，加厚、结构复杂，全区稳定可采。根据+591水平分层石门揭露的B1+2煤层情况和巷道掘进情况看，在+591水平B1+2煤层产状：走向北偏东59，倾向329，煤层倾角82左右，且煤层节理发育，结构复杂。全区稳定可采。煤层顶底板多为炭质泥岩和泥岩。2、 B1+2煤层水平厚度在+591水平最大为39.45米，最小厚度为31.8

6、3米，平均有益厚度为34.84米。该煤层内含夹矸11层，夹矸层单层厚度 为0.1-0.4 m。该矸石硬度较小对机械化开采无影响(详见煤层柱状图)。煤层类别岩石名称厚度（m）岩石特征B1+2顶板老顶中粒砂岩4.25灰白色，块状构造，致密坚硬，节理不发育。直接顶砂质泥岩1.47灰色，块状构造，含有方解石薄膜，易碎。伪顶炭质泥岩0.05黑色，松软易碎。底板泥质细砂岩1.3灰色至深灰色，夹有煤质条带，块状构造易破碎。二、煤层柱状图三、煤层地质构造大洪沟煤位于准南煤田东南部，乌鲁木齐矿区东部，八道湾向斜南翼，为一单斜构造，井田地质条件相对较简单根据勘探资料和我矿的开采情况，在本工作面内无大的断裂和褶曲构

7、造，无岩浆侵入体、无岩溶陷落柱破坏，属于赋存稳定，构造简单型煤层。四、水文地质1、煤层含水情况按井田内含水层的划分，B1+2煤层属煤系地层含水层的C组，为裂隙水，煤层内含水量很小，不影响开采和煤质。但我矿在开采+607水平，在位于边界的地段，通过探放，有大量老空水放出。此工作面上部已经8年没有进行回采作业活动，预计积累了一定量的老空水。因此在本水平应进行超前探放水工作。开拓+591水平分层石门未发现有较大的涌水现象。 2、地表河流该工作面地表无河流，矿区南部丘岭地带降水通过底板截流工程（防洪渠）排出矿区，虽然流经B1+2煤层，但是对该工作面的回采无影响。3、地面雨雪水该工作面对应地表的塌陷坑南

8、高北低，南部为山前丘岭地带，在B1+2煤层的底板处地表建有防洪设施，但由于将南部丘岭地带地表黄土大量推入塌陷坑而损毁了部分防洪设施，地面雨雪水大部分地表水流入了防洪渠。少量地面雨雪水流入地表塌陷坑，但经过这几年的观测未发现地表塌陷坑大量积水的现象。4、涌水情况该工作面的涌水水源主要是地表大气降水，大气降水直接渗入井下或经老塘渗入井下，这部分水也是矿井涌水量的主要构成部分。其次为灌浆防尘水，对矿井涌水无影响（实为井下水循环）。但在掘进及回采过程中要坚持有疑必探、先探后采掘的原则进。，必须要保证井下排水设施完好，保证足够的排水能力。五、煤质本工作面开采的B1+2煤层以光亮型煤为主，多呈沥青光泽，多

9、呈条带状结构或均一结构。质硬性脆，比重硬度中等，节理裂隙发育，结构单一，煤质牌号为二号弱粘结煤。 该煤的硬度中等，普氏硬度f=0.9-1.2，属理想的动力及民用煤。六、瓦斯、煤尘爆炸性煤层WfAgVfVr爆炸性实验火焰长度（mm）爆炸性结论备注B1+22.418.5233.9938.56350爆炸 根据历年的矿井瓦斯等级鉴定资料和现水平地质报告，+591水平B1+2煤层的瓦斯相对涌出量小于0.52m3/d，所以确定该煤层为低瓦斯煤层。根据集团公司试验室（国家二级站）的鉴定结果,我矿 B1+2煤层的煤尘爆炸指数为34.10%，表明该煤层具有爆炸危险性。七、煤层自燃发火情况该煤层属变质程度较低，挥

10、发份较高的弱粘结煤，燃点较低，加之煤层裂隙较发育，与空气接触面积较大，极易氧化，自燃倾向性一般以易自燃为主。自燃发火期一般为3-6个月，最短的发火期为38天。具体情况见附表。煤层自燃发火一览表序号煤层煤样编号煤的吸氧量cm3/.干煤自燃倾向性分类备注容易自燃自燃不易自燃1B1+5910.45自燃2B2+5910.44自燃八、工作面煤层生产能力根据公式：P=h*=16*1.3=20.8t/m2式中：P-煤层单位生产能力 单位：t/m2 h-回采高度 单位：m -煤的容重 单位：t/m3故该工作面煤层的生产能力为20.8t/m2。九、与邻近煤层间距及邻近工作面巷道关系B1+2煤层的顶板距B3+6煤

11、层底板48.5m，其顶板距B3+6煤层顶板105m。该工作面西翼综采工作面及北侧B3+6煤层东、西翼综采工作面均已采完，其它附近只有B1+2煤层采区集中煤仓及一分层石门。十、煤层的冲击地压本工作面内的B1+2煤层无明显的冲击地压，在+591水平B1西翼掘进时工作面来压较明显，使巷道发生较大变形的现象。但本工作面巷道来压不明显，预计对回采不会产生影响，但在回采过程中要预防周期来压对工作面的影响。十一、工作面上部采空区情况及采动后对矿井或地面的影响预测和采取的措施。该煤层在+607水平回采时，采用的是网格迈步支架炮采放顶煤采法回采，对+607以上水平已进行了回采，发现有多处火点。目前不排除局部有火

12、点和高温点的情况。工作面下部均为实体煤。由于该工作面所回采的煤层地表附近无任何建筑物和管线及公路，故工作面采动只会造成B1+2煤层的地表塌陷坑进一步扩大面积，不会对矿井和地面造成其它影响。第四章：工作面储量及回采率该工作面开采的阶段高度：+591- +607为16m，工作面倾向长度：31m，采区走向长度：270m。工作面地质储量：Q = LMH=27034.84161.3= 19.57(万吨)式中：Q-工作面地质储量 单位：万吨 L-工作面走向长度 单位：m M-煤层平均宽度 单位：m H-回采高度 单位：m -煤的容重 单位：t/m3,取1.3根据国家规定，结合我矿的实际情况和兄弟矿的经验，

13、确定该综采放顶煤工作面的回采率为85%。故可采储量Q可= Qn = 19.5785%=16.63万吨式中： Q可-工作面可采储量 单位：万吨 Q -工作面地质储量 单位：万吨 n -回采率 取 85%第五章：采煤方法及回采工艺一、采煤方法的选择自从我矿2001年10月采用综采放顶煤采煤方法以来，无论在工作面顶板管理防灭火还是资源回收率都比老的采煤方法有了质的飞跃，机械化采煤的优越性得到了充分的体现，所以本工作面继续采用综采放顶煤采法。二、回采顺序本工作面按自东向西的顺序后退式进行回采。三、工作面长度确定根据现+591水平东翼B1+2煤层B1皮带巷与B2轨道巷水平间距28m，确定工作面长度为31

14、m。四、截深的确定根据B1+2煤层的生产能力和我矿现有提升运输能力以及采煤机的性能情况，截深定为0.6m为宜。五、工作面调和选择及确定工作面采煤机、液压支架等主要配套设备选型如下：1、工作面支架选型 ( 1 )支架型式的选择根据我矿煤层赋存条件及采煤方法，应选用支撑能力大，抗水平推力强，地板比压均匀，能够较好放出支架后部顶煤，适合于综合机械化放顶煤采煤工作面的支撑掩护式低位放顶煤液压支架。 （ 2）工作面顶板压力估算 Q=SHRK =6.00.41.310.1834.56()式中：最大空顶距时悬移支架的支护面积,取6.00m2. H-采高 取2.4m. R-岩石容重 取1.3t/m3. K-采

15、高的倍数 取10 （3）支架结构高度 在实际使用中，通常所选用的支架的最大结构高度比最大采高大200mm左右,即： Hmax=Mmax+0.2=2.8+0.2=3.0m 最小结构高度应比最小采高小250-350mm,即: Hmin=Mmin-0.35=2.4-0.35=2.05m根据以上计算及我矿的实际情况选择郑州煤矿机械厂设计新疆铁力机械有限责任公司制造的ZFSB4000/16/28型放顶煤液压支架，其具体技术参数为：型式：支撑式操作方式：本架操作支架支护高度 1600-2800 mm支 架 中 心 距 1500 mm初撑力 P= 29.6 MPa 2065KN工作阻力 P= 34.8 MP

16、a 4000 KN支 护 强 度 0.75MPa对 底 板 比 压 0.87MPa重 量 13t支 护 面 积 6.00m2过渡支架 :南北端头各选用两副 ZFSB5400型支撑式液压支架操作方式： 本架操作支架支护高度 1700-3300 mm支 架 中 心 距 1500 mm初撑力 3845KN工作阻力 5400 KN支 护 强 度 0.72MPa对 底 板 比 压 2.1MPa重 量 17.9t 其配套设备选择如下：2、采煤机：选用上海煤科分院设计的MG150NW型短壁采煤机。其主要技术参数如下：采 高 2.4-3.0m 工作面倾角 小于25机 体 高 度 1612 mm摇 臂 摆 角

17、270滚 筒 直 径 1600 mm截 深 600 mm卧 底 量 360 mm牵 引 方 式 销齿轮式无链牵引最大牵引力 200KN牵 引 速 度 0-6 m/min电 机 功 率 150KW电 压 660 v/1140v3、前部刮板运输机：选用SGD-730/110型刮板运输机，主要技术参数如下：运 输 能 力 500 t/h链 速 1m/s 功 率 110 KW长 度 31 m中部槽规格 1500*730*222 mm水平弯曲度 +/- 18圆环链规格 22*86 mm(C级)破 断 负 荷 600KN电 压 660 V/1140 V4、后部刮板运输机：选用SGB-730/110型刮板运

18、输机。其主要技术参数如下：长 度 31 m输 送 量 500 t / h电动机功率 110KW电 压 660/1140 v刮 板 链 速 1m/s刮板链规格 Z*18*64 mm破 断 负 荷 大于313.6 KNB级中部槽尺寸 1500*730*222mm 5、转载机：选用SZZ730/90型转载机，其主要技术参数：总 长 30m搭 接 长 度 9.4 m输 送 能 力 750t / h 刮 板 链 速 1.304m / s电 压 660/1140v中部槽规格 1500 mm*720 mm*222 mm 圆环链规格 D22*86-C破 断 拉 力 大于85 t电机功率 90KW6、顺槽皮带运

19、输机：选用SSJ1000 型可伸缩带式运输机。其主要技术参数如下：运输能力 800 t/h输送长度 300 m贮带长度 50 m搭接长度 10 m胶带规格 1000*8 mm 胶带型号 1000*3(3+1)*50 /140 mm胶带抗拉强度 146 Kg/ cm 7、乳化液泵站及采煤机喷雾泵站乳化液泵：选用WRB200/31.5型乳化液泵喷雾泵：选用XPB-250 / 55型采煤机喷雾泵泵箱：选用MEX乳化液箱这两个泵站均采用两泵一箱，其主要技术参数如下：1）WRB-200/31.5型乳化液泵型 式 三柱塞卧式往复泵工作压力 31.5 MPa额定流量 200 L/min电机功率 125 KW

20、2)XPB-250 /55 型采煤机喷雾泵型 式 三柱塞卧式往复泵工作压力/进口压力 55/1-20 Kg/ cm2流 量 250 L/min电机功率 30 KW3）WRB乳化液箱容 量 1500 L最高过滤精度 80目工作介质 3-5%乳化油中性溶液外型尺寸 2100 mm*500 mm*1015 mm重 量 500 Kg8、回柱绞车：选JM-14型绞车，其主要技术参数如下：滚筒直径 800 mm牵 引 力 140 KN绳 速 5.65-10.75 m/min 容 绳 量 150 m电 压 380 v /660 v8、 超前支护：由于工作面回采过程中矿压显现明显，必须进行超前支护。距工作面2

21、0m范围内，在煤层上下顺槽巷道原有锚网支护的基础上用采用DE-2.8型单体液压支柱配合铰接顶梁进行双排加强支护。单体液压支柱主要技术参数如下：最大支撑高度 2800 mm最小支撑高度 1700 mm工 作 行 程 800 mm工 作 阻 力 24.5KN六、支架布置及支护一）支护方式：工作面南北端头各采用两架ZFSB5400过渡支架支护，工作面中间采用14副ZFB4000/16/28液压掩护式支架，支架中心距为1.5 米，整个工作面安装 18付支架，超前支护采用单体液压支柱配铰接顶梁支护，距工作面20 米以内上下顺槽打两排支柱，支柱间排距为11米。二）移架方式和操作方式由于工作面产量不大，顶板

22、较稳定，因此采用间隔交错式移架，以加快移架速度，移架顺序为：降柱移架升柱伸侧护板。每次移架的长度为600 mm，为了移架后快速达到额定工作阻力，尽量减少顶板的破碎度，在移架时只稍降支架阻力，使支架顶板带压移架减少支柱下沉量。七、回采工艺一）采用水平分层综采放顶煤方式，采、支、装、运一体化，区段内后退式采煤。二）工艺过程1、工艺流程为：推移前部刮板机进刀割煤装煤运煤移架放顶煤生产检修爆破松动顶煤2、具体操作1）推移前部刮板机：进刀前将采煤机行至前部刮板运输机机尾处，并将采煤机滚筒置于开切巷中部空间内，然后推移前部刮板运输机，推移方式采用首次先机头后机尾的顺序，第二次则先机尾后机头的顺序。推移步距

23、为采煤机截深（最大0.6 m）遇特殊情况可分两遍推移到位，每次0.3 m。2）进刀：采煤机开至前部刮板机中部,将滚筒摇至底刀位置,开动采煤机直接斜切进刀割底煤。3）割煤、装煤：采煤机在前部刮板机机尾进入割顶刀，向机头方向推进，割到机头位置停将采煤机滚筒反向摇至底刀位置，开动采煤机，从前部刮板机机头向机尾方向推进割底刀，并利用采煤机滚筒螺旋叶自行装煤（机头、机尾处人工辅助装煤）要求必须割满刀，即0.6 m。4）运煤：采煤机切割下来的松散煤体和人工放出的顶煤利用前，后部刮板运输机运至B1皮带巷处的转载机，再由转载机转至顺槽皮带运输机运出工作面。5）移架：采煤机在割顶刀时，滞后3 m（两付支架）按顺

24、序从前部刮板运输机机尾向机头追机推出支架的前护顶板，当采煤机割完底刀停至前部刮板运输机机尾处，推移完前部刮板机后，从前部刮板机机头处于始进行推移支架，采用间隔式推移，即隔一付移一付再从前部刮板机处，将剩下的未移支架进行推移，直至全部支架推移完。6）移后部刮板机：当推移完前部刮板机，从前部刮板机机头处于始进行推移支架，采用间隔式推移，后部刮板机随液压支架同步向前推移。7）放顶煤：在完成移架后，停机，开始放顶煤，放煤方法采用由B1向B2方向多轮间隔式按顺序放煤即先放1、3、5、7号支架顺序放煤，每次放煤量不宜过大，时间不宜超过5分钟，放煤口出现矸石时应停止放煤。8）生产检修：每班必须对设备进行维修

25、，早班留两个小时进行检修，检修班必须对设备进行全面的检查和维修，使综采设备达到完好。9）爆破松动顶煤：在该分层，其顶煤厚度为13.6m，仅靠支架反复支撑不能完全破碎顶煤，必须进行爆破松动顶煤。该工作面采用的三台岩石电钻打顶眼（眼径100mm），装炸药爆破顶煤，具体方法为采用岩石电钻在采煤机割完底刀后，移架后在支柱前护顶板下方向架后方向以倾角87向上打11-12m左右高的炮眼，炮眼间距为3m，炮眼排距2.4-3.0m，当工作面支架后立柱推进到炮眼位置时进行起爆。炮眼的装药长度在8-9m，封泥长度不小于2.5m。对局部煤质较软的地方，视情况适当调整眼距和炮眼排距，打眼爆破松动顶煤。3、放煤步距确定

26、放煤步距是否合理，将直接影响含矸率、工作面单产和回采率，其主要由顶煤厚度、松软程度、破碎机理和工作条件、放煤尺度、矿井生产能力等方面的许多因素决定，本工作面回采段高16m，根据我矿经验和实际情况，放煤步距采用0.6 m。八、顶板管理1、该工作面顶板采用人工强制放顶全部垮落法管理。2、前梁端距煤壁不大于0.34 m，最小控顶距3.5m，最大控顶距4.1m。3、初次放顶和放松动炮时对工作面支架和端头过渡支架，超前支护进行加压补液，局部补打单体液压支柱。4、两顺槽采用锚杆金属网支护，回采期间除超前支护外，安排专人对顺槽支护进行检查和维修。第六章：矿压观测和初次放顶综采工作面应建立矿压观测系统，通过观

27、测工作面支护动态质量，进行矿压预报，以有效防止周期来压对工作面造成危害。一、研究内容1、工作面三量观测2、顶板破碎度二、测站布置及观测方法1、工作面三量观测：1）使用的仪器、仪表在工作面每副液压支架的前后支柱分别安装直读式矿压观测表。 2）观测对直读式矿压观测表显示的支架初撑力、最大阻力等参数要求每两小时观测记录一次，对循环经历时间、支架运行时间特性进行分析上图，以便及时掌握矿压显现规律。2、顶板破碎度1）测参数a、b、c、d、h（冒高h大于100mm方可统计），在地面计算各参数平均值，求得无支护宽度=+，再求和线性方程：E=A=BS。（E为冒落灵敏度）2）观测方法和范围，使用的工具、仪器：采

28、取每班观测一次，范围是1、4、7、10、12、15支架。3、观测方法两顺槽巷道位移规律：观测方法：采用单体液压支柱专用压力表观测端头支护的支架力和工作阻力。 4、工支架和单体液压支柱的标准支撑力：单体：12 t/根 （额定25 t/根）支架：190 t/根 （额定220 t/根）三、观测仪器：1、直读式矿压观测表80台；2、皮尺四、初次放顶：根据我矿在上水平对B1+2西翼煤层的回采经验，该煤层煤质松软破碎，较易自然垮落。所以工作面采用两个800拉开自由面，之后按正规循环进行排炮放顶煤，当工作面推进到放完第四轮炮位置时，空顶面积已达400m2左右，对工作面支架进行加压补液和打单体液压支柱，然后出

29、放顶煤，但要保证架后垫层的厚度。此时工作面顶板自然垮落的可能性极大。对地表工作面对应位置进行观测，当工作面对应地表塌陷坑出现下沉和垮落，即表明顶板垮落，完成初次放顶，工作面进入正常生产，（具体的初次放顶方案措施在工作面投入生产时有专门设计）。第七章：工作面巷道布置、生产系统一、工作面巷道布置：1、 工作面几何尺寸和参数，见表7-1名称尺寸（m）名称尺寸（m）工作面支撑高度2.4工作面放顶煤高度13.6循环进尺0.6工作面日推进度5.4工作面最小控顶距3.5工作面最大控顶距4.1 工作面长度31工作面走向长度270工作面开采段高16工作面放顶步距2.42、工作面巷道布置（具体见巷道布置图）开切巷

30、：布置在工作面的起始线，即井田东翼边界处，垂直于煤层走向及南北两顺槽，全长31米，净断面s=72.5=17.5 m2，采用锚杆钢带与锚索联合支护，其间安装液压掩护支架，前、后部刮板运输机、采煤机。吊装硐室：作为组装液压支架用，布置在开切巷以东巷道延伸10m的北顺槽（即B2轨道）内，净断面s=3.2(3.2+4.0)2=11.52 m2，采用工字钢金属棚子支护。绞车硐室：硐室内安装绞车，用于拉移支架、刮板运输机和采煤机等设备。硐室布置在北顺槽（B2轨道巷），采用锚网支护。南、北顺槽：沿B1+2煤层顶、底板与走向基本平行，是两条相互平行巷道，间距28米。北顺槽（B2轨道巷）作串车巷和进设备人员用，

31、铺设正规轨道，串车上有移动变电站、开关、乳化液泵站、喷雾泵站等设备，南顺槽（B1皮带巷）为回风巷和运输巷，安装有可伸缩皮带运输机、转载机、破碎机，同时北顺槽也是进风巷和供电电缆及供水管路的安装巷道；其净断面均为s=9.22m2,采用锚杆金属网支护。二、生产系统1、材料运输系统1）材料从地面+607水平车场 +607水平石门 +607上部车场 +591+607上山 +591分层车场 +591分层石门B2轨道巷工作面；2）煤炭运输系统工作面煤B1皮带巷采区煤仓+535水平机轨合一巷煤仓上山主井煤仓主井箕斗地面；3、通风系统新鲜风从副井+535水平井底车场 +535- +573上山+573- +59

32、1上山+591分层车场 +591分层石门B2轨道巷工作面；4、排水系统工作面水B2轨道巷 +591分层石门 +591- +535泄水孔 +535水平机轨合一巷 +535南石门 +535中央水仓地面；5、供电系统地面变电所 +535水平中央变电所 +535水平井底车场+535机轨合一巷 +535- +591小眼 +591分层石门 +591B2移动变电站工作面各用电点。第八章： 通风 安全一、通风系统该工作面采用全负压通风。 1、工作面通风线路（具体见通风系统图）新鲜风从副井+535水平车场+535-+607上山+591分层车场+591分层石门B2轨道巷工作面；污风从工作面B1皮带巷+591回风煤

33、门+591-+607风井+607-+627风井+627回风巷+627-+740暗风井+740-+750上山+750总回风石门风井地面；为防止风流短路，在+591分层石门B2轨道巷和B1皮带巷之间设置正反向四道风门；2、工作面风量计算1）低瓦斯矿井的采煤工作面按气象条件或瓦斯涌出量（用瓦斯涌出量计算，采用高瓦斯计算公式）确定所需风量，其计算公式为：Q 采= Q基本K采高K采面长K温 Q基本 =工作面控顶距工作面实际采高70%适宜风速 =604.22.40.71 =388.08m3/min Q 采= Q基本K采高K采面长K温 =388.081.51.01.0 =582.12m3/min式中 Q采采

34、煤工作面所需风量 m3/min Q基本不同采煤方法工作面所需的基本风量 m3/mm Q基本工作面控顶距工作面实际采高工作面有效断面70%适宜风速（不小于1m/s)K采高回采工作面采高调整系数 取1.5K采面长回采工作面长度调整系数 取1.0K温回采工作面温度调整系数 取1.02)按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算:Q采=100 q回采K回采通 =1001.221.45 =176.9m3/min 式中: Q回采单个回采工作面需要的风量 m3/min q回采回采工作面回风流二氧化碳的绝对涌出量，经实际测定为1.22 m3/min K回采通-二氧化碳涌出不均衡通风系数（正常生产条件下，连续观测1个月，日

35、最大绝对二氧化碳涌出量与月平均二氧化碳绝对涌出量的比值）。经实际测定为取 1.453)按工作面温度选择适宜的风速进行计算:Q采=60V采S采 =600.69.24 =332.64m3/min 式中: V采-采煤工作面风速温度时，工作面所需风速取0./S采-采煤工作面平均断面积 取9.2424）按回采工作面同时作业人数计算需要风量： 每人供风4m3/min Q采4N=460=160 m3/min N-工作面同时工作最多人数5）按炸药消耗量计算需要风量：Q采25t=2560=1500 m3/min 5)风速验算 工作面最低风量：Qmin=159.24=138.6m3/mim工作面取最大风量 Qma

36、x=240S=2409.24=2217.6m3/mim经过验算：15S=159.24582.12(Q采）240S2217.6m3/min满足要求式中S-工作面平均断面积 取9.24m2通过以上计算确定该工作面的风量为582.12m3/min。二、防止瓦斯1、确保工作面的风量和风流稳定，工作面生产后及时对工作面的实际瓦斯涌出量进行测定，并从此调整风量，使风量满足要求。2、加强对工作面通风设施的管理，风门必须安装闭锁装置和正反向风门，并加强对通风设施的检查和维修。3、工作面设专人进行瓦斯检查，每班至少检查四次，出现异常情况时安排救护队员进行现场监护，工作面设便携式瓦斯报警仪进行监测，工作面两端头后设风障，并设便携式瓦斯报警仪监测，发现气体超限，工作面立即撤人断电，由专门人员和救护队员进行气体排放。4、严禁在局部冒高区打眼放炮，严禁无风、微风作业，放炮时必须使用水炮泥，炮眼封孔长度必须符合2006年版煤矿安全规程规定，工作面实行“一炮三检”和“三人连锁放炮”。5、严格执行瓦斯巡回检查制度和井下现场交接班制。6、工作面必须安装瓦斯电闭锁