12219综采工作面采煤工艺设计.pdf

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1、1221912219 综采工作面综采工艺综采工作面综采工艺目目录录1.概况.441.1 编制依据.441.2 工作面位置及井上下关系.441.3 工作面参数及煤层情况.441.4 煤层顶底板.661.5 地质构造.661.6 水文地质.771.7 瓦斯情况.771.8 影响回采的其它因素.882采煤方法.882.1 巷道布置.882.2 采煤方法及采煤工艺.992.3 设备配置.12123顶板控制.12123.1 顶板支护设计.12123.2 工作面顶板控制.13133.3 沿空留巷.15153.4 机巷、风巷及端头顶板支护.14143.5 矿压观测.15154生产系统.16164.1 运 输

2、.16164.2“一通三防”与安全监控.17174.3 排水.20204.4 供 电.20204.5 照明、通信和信号.24245劳动组织及主要技术经济指标.24245.1 劳动组织.24245.2 循环作业.25255.3 主要技术经济指标.25256煤质管理.26266.1 煤质指标及要求.26266.2 提高煤质的措施.26266.3 提高采出率措施.错误错误!未定义书签。错误未定义书签。错误!未定义书签。未定义书签。7安全技术措施.27277.1 一般规定.27277.2 顶板安全技术措施.错误错误!未定义书签。错误未定义书签。错误!未定义书签。未定义书签。7.3 爆破安全技术措施.错

3、误错误!未定义书签。错误未定义书签。错误!未定义书签。未定义书签。7.4 防治水安全技术措施.错误错误!未定义书签。错误未定义书签。错误!未定义书签。未定义书签。7.5 运输安全技术措施.错误错误!未定义书签。错误未定义书签。错误!未定义书签。未定义书签。7.6 机电安全技术措施.错误错误!未定义书签。错误未定义书签。错误!未定义书签。未定义书签。7.7“一通三防”及安全监控技术措施.错误错误!未定义书签。错误未定义书签。错误!未定义书签。未定义书签。7.8 其他.错误错误!未定义书签。错误未定义书签。错误!未定义书签。未定义书签。8灾害应急措施及避灾路线.错误错误!未定义书签。错误未定义书签

4、。错误!未定义书签。未定义书签。8.1 灾害应急措施.错误错误!未定义书签。错误未定义书签。错误!未定义书签。未定义书签。8.2 避灾路线.错误错误!未定义书签。错误未定义书签。错误!未定义书签。未定义书签。1.1.概概 况况1.11.1 编制依据编制依据1、中华人民共和国矿山安全生产法2、煤矿安全规程(2011 年版)3、煤矿工人安全技术操作规程4、12219上工作面回采地质说明书5、12219上工作面供电设计说明书6、12219上工作面设计说明书7、安全质量标准化标准及考核评级办法古叙煤田试行版8、石屏一矿煤质管理办法1.21.2 工作面位置及井上下关系工作面位置及井上下关系工作面位置及井

5、上下关系详见表 1。表 1 工作面位置及井上下关系表水平名称地面标高地面相对位置2一水平+920.3m +992m采区名称井下标高二采区+725m+768m篾匠山一带，系单斜坡地，地表出露地层为 T1f1-。据现掌握资料，地表民房较多，集中分布在篾匠山工作面埋深为 234.5m310m，地表无大型水体，预计回采对地面设施无影响。工作面东部为已回采的12119上回采对地面设施的影响工作面、西部为井下位置与四邻关系12 采区边界，南部为矿井边界、北部为尚未布置的12419 工作面。走向长度（m）679倾斜长度（m）122面积（m2）828381.31.3 工作面参数及煤层情况工作面参数及煤层情况1

6、.3.1 几何尺寸12219上工作面走向长度 679m；倾斜长度 122m；工作面煤层倾角 624，平均 15；面积 82838 m2（斜面积）。1.3.2 煤层厚度及储量12219上工作面煤层厚度最大 2.2m，最小 0.6m，平均厚度 1.5m。煤层容重为 1.45m3/t。12219上工作面煤层储量计算公式为：Z=SLMRK式中：Z工作面可采储量，万 t S工作面倾斜长度，m L工作面走向长度，m M煤层厚度，m R煤层容重，t/m3 K工作面回采率，%该工作面煤层为中厚煤层，工作面回采率为 95%，则可采储量为:122（679-20）1.51.4595%=16.61 万 t1.3.3

7、煤层产状12219工作面范围内煤层走向 232240、倾向 323330、倾角 624，平均 15。1.3.4 煤层物理特性12219上工作面煤层属于较稳定煤层，煤层一般不含矸，局部夹矸 01 层，岩性为泥岩、砂质泥岩。其下距 C19煤层 03 m，平均 1.5m。C19上煤层一般为灰黑色、金属光泽、水平层理、层状结构、阶梯状构造、外生裂隙较发育,其坚固性系数（f）为 16，部分区域与 C19煤层层间距变薄，对本工作面回采无较大影响，但对回采 C19煤层时有一定影响。1.3.5 煤种、煤质煤层情况详见表 2。表 2 煤层情况表煤层厚度（m）煤层硬度 f煤层情况描述上1.5结构形式层状结构倾角（

8、）容重（t/m）15稳定程度31.4512煤种无烟煤较稳定C19上煤层属于半亮型 3#无烟煤，属于低中灰煤、高热值煤。1.41.4 煤层顶底板煤层顶底板1.4.1 煤层顶底板煤层顶底板情况见表 3。表 3煤层顶底板情况表顶底板名称岩石名称老顶粉砂质泥岩、泥岩砂 质 泥岩、泥岩泥岩厚度（m）1.22.82.500.41.30.8503.41.65岩性特征灰色、薄层状粉砂粒砂质泥岩、泥岩。灰黑色砂质泥岩、灰色泥岩，含颗粒状黄铁矿及菱铁矿结核。浅灰色泥岩，泥质结构,不显层理。直接顶直接底1.4.2 工作面地层综合柱状图（工作面综合柱状图）见：附图一。1.51.5 地质构造地质构造1.5.1 断层12

9、219上工作面断层较多，主要有 7 条断层，f1断层为逆断层，在 12219上机巷 231m 处，产状 4040，H=46m，走向长约 183m，预计对工作面回采的影响大。f2断层为正断层，在 12219上机巷 410m，产状 4951，H=1.3m，走向长约 100m，预计对工作面回采的影响较小。f3断层为正断层，在 12219上机巷 430m 处，产状 7534，H=1.8m，走向长约 59m，由于断层面较为平整，断层破碎带较小，预计对工作面回采的影响较小。f4断层为正断层，在 12219上机巷 555m 处，产状 6060，H=1.2m，走向长约 94m，预计对工作面回采的影响较小。f5

10、断层为正断层，在 12219上风巷 520m 处，产状 22626，H=1m，预计对工作面回采的影响较小。f6为断层带，均为正断层，在 12219上风巷 582m 处，产状 29395984，H=35m，预计对工作面回采的影响大。f7为断层带，均为正断层，在 12219上切眼 23m 处，产状 26431684，H=46m，预计对工作面回采的影响大。（见表 4）。1.5.2 褶曲12219上工作面切眼段受构造影响，煤层反倾，其倾向为 130，倾角 45，对工作面影响较大。表 4 地质构造情况表编号f1f2f3f4f5f6f7构造名称断层断层断层断层断层性质走向()倾向()31031934533

11、0136倾角落差对回采工作面的影响大较小较小较小较小大大()（m）4051346026461.31.81.21逆断层正断层正断层正断层正断层40497560226断层带正断层2939299309598435断层带正断层26432963231684461.61.6 水文地质水文地质1.6.1 主要水源及含水层12219上工作面位于二叠系煤系地层中部，煤系地层为良好的隔水层，无涌水水源，局部区域有少量砂岩裂隙水，涌水表现形式为滴、淋水，对工作面无影响。1.6.2 井下水分析12219上工作面区域内无老窑、采空区积水影响。1.6.3 涌水量无涌水。1.71.7 瓦斯情况瓦斯情况1.7.1 工作面及周

12、边瓦斯地质情况该工作面瓦斯分带不明显，经过充分预抽，大部分瓦斯被运移和逸散掉，但有部分仍保存在煤层中。相对瓦斯涌出量为 20m3/td。具有煤与瓦斯突出的倾向性。1.7.2 瓦斯涌出量12219上工作面相对瓦斯含量为 17.09m/t，已抽瓦斯 9.41m/t，残余瓦斯量为7.68m3/t，该面日产量按 907 吨计算，则绝对瓦斯涌出量 qCH4为：qCH49077.68/（2460）4.83（m3/min）1.7.3 瓦斯及二氧化碳影响程度预计由于 C19上煤层属于突出煤层，预计该工作面瓦斯对本工作面回采影响较大。1.81.8 影响回采的其它因素影响回采的其它因素1.8.1 煤尘爆炸指数根据

13、中煤科工集团重庆设计研究院报告，该工作面无煤尘爆炸危险。1.8.2 煤层自燃发火性根据中煤科工集团重庆设计研究院报告，C19上煤层无自燃发火倾向。1.8.3 地温影响分析根据根据地质精查报告，该工作面地温在 19左右，对回采无较大影响。1.8.4 冲击地压和应力集中区12219上工作面无冲击地压，应力集中区主要位于断层带附近，对回采有一定影响。1.8.5 其它有毒有害气体12219上工作面无其他有毒气体。1.8.6 地质部门建议1）12219上工作面主采 C19上煤层，其下部有 C19煤层，其层间距在 03m 左右，建议在回采时每隔一星期在工作面布置一组探眼，以探明 C19煤层赋存情况。2）该

14、工作面回采中揭露断层影响时须及时通知地测部门。2 2采煤方法采煤方法2.12.1 巷道布置巷道布置2.1.1 巷道位置及用途巷道布置方式：工作面机、风巷、切眼、瓦斯尾巷均沿 C19上煤层顶板按中线施工布置，其中机、风巷、瓦斯尾巷沿煤层走向布置，切眼沿煤层倾斜布置，顶抽巷在风巷挂口沿工作面倾斜+38布置。机巷用于安设皮带运输机，在工作面开采时输送煤炭至煤仓，同时沿空留巷为 12419上工作面风巷；风巷用于运输设备和回风；切眼用于安设刮板运输机、割煤机和液压支架，顶抽巷用于抽放工作面上覆 C13、C14、C15和本煤层回采后卸压瓦斯。2.1.2 支护断面机、风巷和瓦斯尾巷均为异形断面，机巷宽为 4

15、.2m、中高 2.8m，风巷宽为 3.5m，中高 2.8m，瓦斯尾巷宽为 3.2m、中高 2.8m，切眼为矩形断面，切眼宽为 6m、高 2m，机巷、风巷、瓦斯尾巷采用锚网索支护。2.1.3 瓦斯抽放巷布置12219上工作面在风巷每隔 80m 施工一条顶抽巷。（12219上工作面抽采系统图）见：附图十2.1.4 工作面及巷道布置平面图（12219上工作面巷道平面布置图和剖面图）见：附图二。2.22.2 采煤方法及采煤工艺采煤方法及采煤工艺2.2.1 采煤方法根据回采地质说明书中采煤工作面煤层赋存条件和顶、底板岩性，决定采用走向长壁后退式采煤法，全部垮落法管理顶板，（12219上工作面采场布置图）

16、见：附图三。2.2.2 采煤工艺1）采煤工艺工作面采用综合机械化采煤，MG-200/456/WD1 型采煤机落煤，滚筒和刮板运输机铲煤板联合机械装煤，SGZ-764/320 型刮板运输机运煤，ZY2800-09/21 型液压支架支护顶板。2）采高与循环进度根据采面煤层赋存条件，沿煤层顶板进行回采，确定最大采高为1.9m。循环方式为“多刀循环作业”，每个生产班割煤 3 刀，每刀进尺 0.6m，则圆班完成 6 个循环，进尺3.6m。3）割煤方式利用 MG-200/456/WD1 型双滚筒采煤机组端部斜切进刀，进刀长度为20m，深度为600mm，机组未割煤时牵引速度 0 m/min10m/min，割

17、煤时牵引速度 0 m/min6m/min，遇构造或顶板破碎地段，牵引速度不得大于 4m/min；操作割煤机的人员站位，距上、下滚筒不小于 5m，（12219上工作面采煤机进刀示意图）见：附图四。工作面采用 SGZ-764/320 型可弯曲刮板运输机运煤，机巷采用 SZZ764/160 桥式转载机和 DSJ63-100/63/275 可伸缩皮带运输。2.2.3 控顶方式1）采用 ZY2800-09/21 型液压支架控制顶板，相邻支架中心距为 1.5m，最大控顶距5.4m，最小控顶距 4.8m，放顶步距为 0.6m。2）泵站压力 31.5MPa，在设计采高状态下，液压支架的初撑力为 1907219

18、8KN，额定工作阻力为 24462819KN。3）移架方式：采用本架操作，滞后于机组后滚筒 15m20m 逐架进行移架。2.2.4 工作面开设超前缺口1）工作面上下超前缺口的处理方式工作面上、下出口原则上不设超前缺口，但只要工作面机头、机尾用机组割不穿或上、下出口通风断面不足时就必须设超前缺口，炮眼采用“五花眼”布置，缺口斜长为 1.5m，高度为工作面采高，走向长度保持超前煤壁不小于 3.6m。缺口采用单体支柱配铰接顶梁沿倾向支护，柱距为 1.0m。12219上工作面炮眼布置图，见：附图五2）爆破作业方式为（1）采用风钻或电钻打眼，间距 0.40.6m，深度 1.5m，炮眼与煤壁呈 80的夹角

19、。（2）每眼装填 150300g 煤矿许用级乳胶炸药，使用 1#5#毫秒雷管正向起爆，每眼装填一条水炮泥，黄泥充填长度600mm。（3）选用一台 MFB-200 型启爆器，串联进行爆破。（4）爆破说明书炮眼深度炮眼长度(m)炮眼角度（）坚直装药量条/小计（kg）雷管消耗雷管段别水炮封泥爆联炮眼炮眼名称编号眼距水平(m)雷管泥数长度破线数量(个（发）（m）顺方左右仰零 俯眼序式(m)掏槽眼辅助眼合计）串联4、51.51.551-36-8190900020.81240.511.51.50188880011.226120.5212.12.08164.0（5）采用绝缘铜芯线作为放炮母线，接头必须使用正

20、规的接线盒，严禁出现明接头。（6）施工超前缺口时，启爆点和岗哨1 设在 122 中部车场起爆硐室内；岗哨2 设在 121 这部车场风门外 10m 处。搜岗路线：岗哨1 及起爆点：作业处12219 工作面12219 机巷122 回风石门（122 轨道石门）122 中部车场1 处；2 搜岗路线：作业处12219上风巷（12219上上上尾巷）121 轨道石门121 中部车场2 处。（7）放炮前，采用皮带、楠竹跳板等对爆破点及附近 20m 范围内支架的各类油缸、液压元件、供液管路、行走电缆、监测、通讯等缆线进行妥善保护。（8）放炮后及时对超前缺口进行支护。（9）放炮后，通过工作面运输系统将煤炭运出地面

21、。2.2.5 工作面生产能力和服务年限1）工作面正规循环生产能力用下列公式进行工作面正规循环生产能力的计算。W=LShrc=1220.61.51.450.95=151t式中：W工作面正规循环生产能力，t;L工作面平均长度，122m；S工作面循环进尺，0.6m；h工作面设计采高，1.5m；r煤的容重，1.45t/m3;c工作面回采率，0.95%。2）工作面服务时间工作面的回采时间=可采储量/设计月产量=16610(90625)=7.33 月开采、结束时间：该工作面预计 2013 年 1 月初投产，2013 年 7 月下旬回采结束，开采期为 7.33 个月2.32.3 设备配置设备配置2.3.1（

22、12219 采煤工作面设备布置平面图）见：附图六。上3 3顶板控制顶板控制3.13.1 顶板支护设计顶板支护设计3.1.1 采煤工作面的支护设计1）12219上工作面支护强度 P 的确定：P=9.8KSMcos=9.86(1.53.9)2.51.5cos15=1246KN式中：P支架承受荷载，KN；9.81 千克力，N；K支架承受的荷载的采高的倍数，6；S支架支护的顶板面积，m2；顶板岩石容重，2.5 t/m3；M采高，m；煤层倾角，；2）ZY2800-09/21 型液压支架参数：工作阻力：24462819初 撑 力：19072198KN；支架强度：0.410.48MPa；泵站压力：31.5M

23、Pa；3）支架选型的验算：P工作阻力即：1245kN2446KN；故所选用 ZY2800-09/21 型液压支架符合要求。3.1.2 支护设备、材料选型KN；1）根据上述计算，决定选用 ZY2800-09/21 型液压支架控制顶板，超前支护采用内径100mm 的单体液压支柱、3m 型梁作支护材料。2）基本支架数：1221.5=81 架。（因机巷沿空留巷故少安设 1 架支架）共计 80 架。3）备用材料：单体液压支柱 60 根，木料 100 根（采用直径150mm 的圆木或直径200mm 的半圆木），楠竹跳板 400 块，梁、铰接顶梁各 30 根。3.1.3 支护配套设备。工作面采用 2 台 B

24、RM-125/31.5C 乳化液泵供液，泵站位于 122 回风石门风门以里 100m处，乳化液采用32mm 高压管铺设至工作面供液。3.23.2 工作面顶板控制工作面顶板控制3.2.1 正常工作时期顶板支护方式：1）工作面采用 ZY2800-09/21 型液压支架控制顶板，相邻支架中心距为 1.5m，最大控顶距 5.4m，最小控顶距为 4.8m，放顶步距为 0.6m；机头预留支架段采用 L=3400mm梁、L=1200mm 铰接梁架设“三对六梁”、“一梁二柱”、“一梁一柱”和密集支柱联合支护顶板。2）泵站压力为 31.5MPa，液压支架初撑力为 19072198KN，额定工作阻力为 24462

25、819KN。3）工作面采场要做到“三直一平、两畅通”，即支架、溜子、煤壁三直，工作面底板平，工作面机风两巷的出口要畅通。4）移架方式采用本架操作，滞后于机组后滚筒 15m-20m 逐架进行移架。（12219上工作面采场平面、剖面图）见：附图三3.2.2 特殊时期顶板支护方式1）工作面初采及初次来压的顶板控制：（1）加强顶板动态监控，一旦发现有来压征兆，必须及时撤出工作面的所有作业人员至安全地点。（2）加强对供液系统的检查、维护，确保供液压力不低于 30MPa，支架初撑力达到1907-2819KN，单体支柱初撑力不小于 90KN。（3）强化对支架立柱及安全阀的检修，确保顶板压力超过支架额定承载能

26、力时，支架能够自动降架卸载，以防止支架活柱受损。（4）初放期间，及时调整支架立柱，保证活柱伸缩量300mm，以防止出现“死架”现象。2）过断层及顶板破碎时的顶板控制（1）采面过断层或顶板破碎时，割煤后及时跟机拉架护顶，确保端面距340mm，且前端接顶严实，以防止发生端面冒顶事故。（2）采面过断层薄化带时，采用挑顶或卧底的方式使采高不低于 1.5m，保证支架活柱伸缩量300mm，以防出现“死架”。（3）强化对机、风巷超前单体支柱初撑力的管理，确保初撑阻力不小于 90KN。（4）当采面液压支架底座陷底，移架时先在支架顶梁下支设 12 根长度适宜的单体支柱，再缓慢降架将底座适度上提，且在底座前端用坑

27、木垫底，最后将支架前移到位，并升架支撑顶板。3）周期来压及过巷（1）在工作面推进过程中如遇周期来压，则在周期来压期间对机、风巷采用单体液压支柱配 型梁或者铰接梁进行加固支护。（2）工作面过风巷顶抽巷顶板管理（另行补充专项措施）。4）工作面末采的顶板管理（另行补充专项措施）。3.33.3 机巷、风巷及端头顶板支护机巷、风巷及端头顶板支护3.3.1 工作面机巷、风巷超前支护1）风巷从采面煤壁线往外 010m 段，采用 型梁配单体液压支柱沿走向架设双排“一梁三柱”抬棚支护；从采面煤壁线往外 1020m 段，采用 型梁配单体液压支柱沿走向架设单排“一梁三柱”抬棚支护，单体液压支柱按 1.0 m 柱距布

28、置。2）机巷从采面煤壁线往外 020m 段，采用单体液压支柱配 L=2800mm 的 11#工字钢，沿巷道走向方向按照 800mm 的排距沿倾向架设“一梁二柱”抬棚支护，所有的支柱必须打在一条直线上；支柱与砌墙之间采用排材进行背接。3）机巷架设的“一梁二柱”抬棚支护推进 50m 后，根据现场实际情况，如果巷道压力不大，可以对抬棚支护由里向外逐架回撤，要求回撤的抬棚距砌墙施工距离不得小于50m，如机巷沿空留巷段压力显现明显，届时另行补充加固支护措施。3.3.2 工作面上下端安全出口的支护、管理1）上端头支护：采用单体液压支柱配 L=3.4m型梁沿风巷走向架设一梁三柱抬棚支护，排距 800mm。2

29、）下端头支护：工作面下口从煤壁起采用单体液压支柱配 L=3400mm 的梁沿机巷走向架设“三对六梁”抬棚支护，每对工字钢间距 200mm，错距 600mm,每对工字钢排距750mm，如遇顶板破碎，必须采用跳板或木料背接严实。3）上下端安全出口高度不低于 1.8m，人行侧宽度不低于 0.7m。4）风巷护巷支护滞后于工作面放顶线的距离不得大于 1.5m。5）机巷沿空留巷，混泥土砌墙施工未完成时，支护材料不可回撤，遇到顶板破碎地区，需用梁配液压支柱加强支护。6）风巷支护体回撤，当顶板压力小，且完整可靠时，采用人工回撤风巷的支护材料，使用单体支柱配 40T 链子时，必须将链子用螺栓扣紧稳固后（扣链位置

30、根据现场定），在远距离（安全点处）进行注液操作；当顶板压力大或顶板破碎松软时，必须采用回柱绞车进行回撤。3.3.3 支护材料的使用数量和存放管理1）ZY2800-09/21 型液压支架 80 架。2）内径 100mm 单体液压支柱 120 根。3）备用材料：内径 100mm 单体液压支柱 60 根，木料 300 根（采用直径150mm 的圆木或直径200mm 的半圆木），楠竹跳板 300 块，备用材料堆放在距工作面上下出口 100m处，堆放整齐并挂牌备用。(12219上工作面、机巷、风巷及端头支护示意图)见附图七。3.43.4 沿空留巷沿空留巷12219上机巷采用规格为 500mm200mm2

31、00mm 混凝土块施工沿空留巷墙体，按照测量施放中线牵线砌墙，砌墙宽度为 500mm、砌墙高度为接顶，砌墙迎山角为 15，各混凝土块间采用水泥砂浆错缝砌筑，要求混凝土块接顶、接底严实，保证施工后，巷道净中宽为3000mm；混凝土砌墙与巷道接顶处采用木楔子背接。3.53.5 矿压观测矿压观测3.5.1 矿压观测内容观测支架的初撑力、工作阻力。3.5.2 矿压观测方法1）在工作面每架支架立柱上设置一个压力表。2）工作面每天观测一次观测线处支架的矿压数据。3）观测数据必须每周做一次曲线图表并组织认真分析后，上报公司相关部门。4）观测数据必须真实可靠，不得弄虚作假，并将其填入班评估采面顶板压力观测表，

32、数据必须清楚。5）矿压观测发现矿压有异常变化时，必须立即汇报队和调度室，队技术员立即到现场查明原因，制定处理措施进行处理，有重大问题时必须立即通知相关科室技术负责人、副总以上领导到现场察看，制定相应措施进行处理。4 4生产系统生产系统4.14.1 运运输输4.1.1 运输设备及运输方式1）运煤设备及装载方式工作面采用 SGZ-764/320 刮板运输机进行运煤，机巷布置一台 SZZ764/160 型桥式转载机进行装载，通过 DSJ63-100/63/275 带式输送机进行运煤。2）辅助运输设备及运输方式机巷材料运输通过矿车运送至皮带尾再人工转运至工作面，风巷材料通过 SQ-80 无极绳绞车运输

33、至工作面。4.1.2 工作面刮板运输机采用推溜油缸推移至煤壁，桥式转载机采用桥式转载机自移装置推移，机巷皮带运输机采用 20T 回柱绞车迁移皮带尾架。4.1.3 选矸点设置及矸石的运输选矸点设置在工作面溜子机头，所选矸石充填采空区，多余矸石集中堆放，采用矿车装运出地面。4.1.4 运煤路线工作面刮板运输机12219上机巷122 运输石门122 运输平巷12 采区运输上山12 采区煤仓435m 运输大巷+435m 矿井煤仓出煤平硐地面煤仓。4.1.5 辅助运输路线地面+435 大巷12 采区轨道上山下车场12 轨道上山轨道斜井下车场轨道斜井121 轨道石门12219上风巷12219上工作面。（1

34、2219上工作面运输系统示意图）见附图八。4.2“一通三防”与安全监控4.2“一通三防”与安全监控4.2.1 通风方式12219上工作面为“U+L”型通风方式，一进两回（机巷进风，风巷和尾巷回风）。1）风量计算（1）按瓦斯涌出量计算：12219上工作面相对瓦斯含量为 17.09m/t，已抽瓦斯 9.41m/t，残余瓦斯量为7.68m3/t，该面日产量按 907 吨计算，则绝对瓦斯涌出量 Qg 为：Qg9077.68/（3660）3.22（m3/min）工作面回风流中 CH4浓度按 1.0%进行管理，工作面所需风量 Q 为Q100qk式中：q-回采工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min k-工作面瓦

35、斯涌出不均匀系数，k 取 1.4（1.2-1.6）Q100qk1005.161.6825.6(m3/min)（2）工作面每班工作最多人数计算Q=4NK=4371.35=199.8 m3/min式中：Q-工作面总供风量，m3/s N-井下掘进工作面同时工作的最多人数，取 37 人 4-每人每分钟供风标准，m3/min人 K-风量备用系数，K=1.35（3）按工作面温度计算Q60VSKi式中：S-为工作面平均过流断面，取 8.6m2 V-为某 t下，良好气候条件而得到的最佳风速，取 1.25m/s（1.0-1.5m/s）ki-回采工作面长度校正系数，约为 1Q60 VSKi601.258.61.0

36、=645 m3/min（4）按风速验算 按工作面最低风速验算最小风量Q采=600.25S=600.259.6=144(m3/min)按工作面最高风速验算最大风量Q采=604.0S=604.07.68=1843.2(m3/min)工作面风速为:V=825.6/60s/8.6=1.6m/s根据计算 144(m3/min)825.6(m3/min)1843.2(m3/min)满足煤矿安全规程对采煤工作面的风速规定。（5）确定工作面实际需要风量：根据上述对风量计算和验算确定 12219上采煤工作面配风量为 826m3/min，在生产期间根据采面瓦斯涌出及防灭火情况可进行调整。2）通风路线12 采区运输

37、上山、轨道斜井、12 采区人行上山122 运输平巷122 运输石门122回风石门、122 轨道石门12219上机巷12219上工作面12219上风巷121 回风石门12采区回风斜井地面。4.2.2 瓦斯防治1）瓦斯抽采（排放）路线，预计抽采量（1）机巷抽采管线路：地面抽放泵站工业广场主平硐+435m 运输大巷12 采区回风斜井122 回风石门12219上机巷。（2）风巷抽采管线路：地面抽放泵站工业广场主平硐+435m 运输大巷12 采区回风斜井121 回风石门12219上风巷。（3）预计抽采量：12219上工作面瓦斯储量 3079150.59m，于 2012 年 5 月投抽，截止至 2012

38、年 12 月共抽出瓦斯量 1695424.64m，工作面瓦斯预抽率为 55.06%。2）工作面冒顶和上隅角、容易发生瓦斯积聚的瓦斯防治和处理方法（1）工作面上、下隅角必须使用挡风帘，以减少采空区瓦斯涌入工作面。上、下隅角挡风帘由瓦检员负责维护，挡风帘要按要求吊挂，发现无挡风帘时，瓦检员或施工队跟班队长、班长要及时向调度室汇报。（2）遇巷道冒落处等地点瓦斯超限时，必须采取引风措施，及时排除冒落地点内的瓦斯，防止瓦斯积聚。4.2.3 综合防尘系统1）防尘管路系统12 采区地面高位水池12 采区回风斜井122 回风石门12219上机巷工作面。12 采区地面高位水池12 采区回风斜井121 回风石门1

39、2219上风巷工作面。2）综合防尘措施（1）工作面在生产过程中做到人人配戴防尘口罩。（2）施工队定期对机、风巷冲刷积尘。（3）在工作面机、风巷及各转载点必须设置洒水防尘装置，并保证采煤机内、外喷雾装置完好。4.2.4 防止煤层自然发火技术措施由于 12219上综采工作面无煤层自然发火倾向，故不采取防止煤层自然发火技术措施。4.2.5 监控系统1）在 12219上回采工作面上隅角安设一个瓦斯监测传感器 T0，T0报警瓦斯浓度1%，断电瓦斯浓度1.5%，复电瓦斯浓度1.5%；断电范围：工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备。2）在 12219上回采工作面风巷安设两个瓦斯监测传感器：T1安设在工

40、作面上出口 10m范围内，随工作面推进而移动，其瓦斯报警浓度为1.0，断电浓度为1.5，断电范围为工作面及回风巷中全部非本质安全型电气设备电源，复电浓度小于 1.0%；T2安设在巷道距回风流第一汇合点 1015m，其瓦斯报警浓度为1.0，断电浓度为1.0，断电范围为回风巷中全部非本质安全型电气设备电源，复电浓度小于 1.0。3）在 12219上机巷距离工作面 10m 范围内安设一个瓦斯监测传感器 T3，其瓦斯报警浓度为0.5，断电浓度为0.5，断电范围为工作面及机巷中全部非本质安全型电气设备电源，复电浓度小于 0.5%。4）在 12219上瓦斯尾巷距离回风第一合流点安设一台瓦斯监测传感器 T4

41、，其瓦斯报警浓度为2.5，断电浓度为2.5，断电范围为工作面内全部非本质安全型电气设备电源，复电浓度小于 2.5%。5）在 12219上机巷碛头（沿空留巷里段）10m 范围内安设瓦斯监测传感器 T5，其瓦斯报警浓度为0.5，断电浓度为0.5，断电范围为工作面内及其回风巷内全部非本质安全型电气设备电源，复电浓度小于 0.5%。6）在 12219上风巷距离回风第一合流点 10-15m 范围内设置风速传感器，设置位置在巷道前后 10m 内无分支风流、无拐弯、无障碍，在超限时应发出声、光报警信号。7）在 12219上风巷回风第一合流点向内 10-15m 安设一个 CO 传感器，监测回风流中 CO浓度，

42、报警浓度为 24ppm。8）在 12219上机巷内距工作面 10-15m 范围内安设烟雾传感器，能发出声光报警。9）在工作面带式输送机滚筒下风侧 10-15m 处设置 CO 传感器，报警浓度为 24ppm。（12219上工作面通风系统图）见：附图九。（12219上工作面抽采系统图）见：附图十。（12219上工作面消防管路及防尘系统图）见：附图十一。（12219上工作面安全监控系统图）见：附图十二。4.34.3 排排水水4.3.1 采煤工作面最大涌水量预计 12219上工作面无涌水。4.3.2 排水系统采用自流排水，排水将沿着工作面12219上机巷放水孔12119 底抽巷12119 底抽巷中部车

43、场12 采区人行上山+435m 运输大巷主平硐地面。4.44.4 供供电电4.4.1 供电设计1）选择电压等级、供电方式、防爆设备的选型根据我矿现有设备情况和 12219上综采工作面设备布置情况，确定 12219上工作面供电系统设计方案，其负荷分配如下：（1）KBSGZY-500/10 变压器（1140V）供工作面采煤机（456kW）。（2）KBSG-630/10 变压器（1140V）供工作面刮板输送机（320kW）、桥式转载机（160kW）。（3）胶 带输送 机（150kW）、泵 站设备由12 采区+720m 变电 所内 KBSG-T-500/10/0.69 变压器（660V）供电。（4）风

44、巷 SQ-80 无极绳绞车（75kW）、20T 回柱绞车设备由 12 采区 121 变电所内KBSG-500/10/0.69 变压器（660V）供电。12219上工作面供电设备和使用设备表详见表6。表 6供电设备和使用设备表序号123设备名称采煤机组液压支架刮板运输机型号MG200/456-WD1ZY2800-09/21SGZ-764/320数量180 架122m额定功率456kW2*160kW电压等级1140V1140V用途采煤支护运输备注45678910桥式转载机可伸缩皮带机喷雾泵乳化液泵无极绳绞车回柱绞车移动变电站SZZ-764/160DSJ100/63-175PBN-320/6.3BR

45、M-125/31.5CSQ-80JH-20AKBSGZY-500/10111 套1 套112160kW75kW2*45kW2*75kW75kW22kW500kVA1140V660V660V660V1140V1140V1140V/660V660V运输运输喷雾降尘升压辅助运输回柱采煤机/风巷设备供电刮板/桥转/回柱绞车供电胶带/泵站供电控制设备11移动变电站隔爆型高压真空配电装置矿用隔爆真空馈电开关矿用隔爆真空馈电开关矿用隔爆真空磁力启动器矿用隔爆真空磁力启动器矿用隔爆真空磁力启动器矿用隔爆真空磁力启动器矿用隔爆真空磁力启动器矿用隔爆真空磁力启动器照明综保煤电钻KBSG2-T-630/101630

46、kVA122 采区2#变电所12PJG43-100/101660V13KBZ-630/660/1140214KBZ-200/660/11404控制设备15QJZ-400/660/11402控制设备16QJZ-200/660/11403控制设备17QBZ-120N1控制设备18QBZ-80N2控制设备19QBZ-2002控制设备202122QBZ-80ZBZ-4.0MZZ8L-4.02214.0kVA2*1.2kW控制设备照明和信号打钻2）工作面电力负荷和选择电缆（1）12219上工作面主要电负荷统计如下：采煤机 456kW刮板输送机 2*160kW桥式转载机 160kW胶带输送机 2*75kW

47、乳化液泵 2*75kW喷雾泵 2*45kW（2）12219上工作面电缆造型表详见表7。表 7供电电缆表序号电缆名称矿用橡套移动屏蔽兼监视电缆矿用屏蔽橡套电缆矿用屏蔽橡套电缆矿用屏蔽橡套电缆矿用屏蔽橡套电缆矿用屏蔽橡套电缆矿用屏蔽橡套电缆矿用屏蔽橡套电缆矿用屏蔽橡套电缆矿用阻燃橡套电缆矿用阻燃橡套电缆矿用阻燃橡套电缆矿用阻燃橡套电缆矿用橡套移动屏蔽兼监视电缆矿用屏蔽橡套电缆矿用屏蔽橡套电缆矿用阻燃橡套电缆矿用阻燃橡套电缆矿用阻燃橡套电缆矿用阻燃橡套电缆矿用阻燃橡套电缆矿用阻燃橡套电缆矿用阻燃橡套电缆矿用阻燃橡套电缆矿用阻燃橡套电缆矿用阻燃橡套电缆矿用阻燃橡套电缆矿用阻燃橡套电缆型号长度（m）41

48、01069020010569020101801052001010300802052010690101055510用途122 2#变电所 7#高开1#变压器1#变压器1-11-11-111-1-1采煤机1#变压器2#变压器2#变压器2-12-12-112-11转载机电机2-112-122-12刮板输送机电机2-122-132-132-142-14照明信号12 采区 122 变电所 8#高开3#变压器3#变压器3-13-13-113-113-1113-111输送机电机3-1113-1123-112张紧绞车电机3-1123-1133-113照明信号3-113-123-123-1213-121喷雾泵

49、13-1213-1223-122喷雾泵 23-1223-123电压等级（V）10000114011401140100001140114011401140114011401140114010000660660660660660660660660660660660660660660备注12345678910111213141516171819202122232425262728MYPTJ-350+316/3+32.5MYP-395+135MYP-395+135MCP-395+125+44MYPTJ-350+316/3+32.52-MYP-395+135MYP-395+135MYP-335+116M

50、YP-395+135MYP-350+116MYP-335+116MYP-316+110MYQ-44MYJV22-335+116MY-395+135MY-395+135MY-350+116MYP-335+116MY-310+16MY-310+16MY-310+16MY-44MY-350+116MY-350+116MY-316+110MY-350+116MY-316+110MY-325+11629303132333435363738394041424344矿用阻燃橡套电缆矿用阻燃橡套电缆矿用阻燃橡套电缆矿用橡套移动屏蔽兼监视电缆矿用阻燃橡套电缆矿用阻燃橡套电缆矿用阻燃橡套电缆矿用阻燃橡套电缆矿用阻