11305综放工作面作业规程.doc

《11305综放工作面作业规程.doc》由会员分享，可在线阅读，更多相关《11305综放工作面作业规程.doc（80页珍藏版）》请在三一办公上搜索。

1、目 录矿 审 批 意 见1项 目 部 审 批 意 见1第一章 概 况2第一节 工作面位置及井上下关系2第二节 煤层3第三节 煤层顶底板5第四节 地质构造6第五节 水文地质6第六节 影响回采的其它因素6第七节 储量及服务年限7第二章 采煤方法8第一节 巷道布置8第二节 采煤工艺10第三节 设备配置12第三章 顶板管理16第一节 支护设计16第二节 工作面顶板管理17第三节 顺槽及端头顶板管理20第四节 矿压观测21第四章 生产系统23第一节 运输系统23第二节 通防与监控系统24第三节 排水系统37第四节 供电系统39第五节 通讯照明系统41第五章 劳动组织和主要经济技术指标43第一节 劳动组织

2、43第二节 主要经济技术指标45第六章 灾害预防及避灾路线47第七章 安全技术措施50第一节 一般措施50第二节 顶板管理51第三节 防治水54第四节 通防及安全监测55第五节 运输管理56第六节 机电管理61第七节、采煤机割煤72第八节 煤质管理74第九节 放顶煤措施75第十节 其 它76矿 审 批 意 见本措施于2014年9月27日在调度会议室由矿总工程师组织项目部、生产技术科、机电科等单位专业人员进行会审，同意本规程内容，并提出如下审批意见，一并贯彻执行：部门科室签字会审意见生产技术科机电科调度室安全副矿长机电副矿长通风副矿长生产副矿长总工程师项 目 部 审 批 意 见本措施于2014年

3、9月27日在项目部会议室由项目经理组织项目部安检科、通风队、等单位专业人员进行会审，同意本规程内容，并提出如下审批意见，一并贯彻执行：部门科室签字会审意见技术员安检科综采队安全副经理生产副经理项目经理第一章 概 况第一节 工作面位置及井上下关系11305综放工作面是千树塔煤矿一水平、一盘区的第二个工作面。东侧为回风大巷，西侧为井田边界，北侧到榆西路，南侧至西翼辅运巷。具体位置及井上下关系如表1-1所示。表1-1 工作面位置及井上下关系表水平名称一水平盘区名称一盘区地面标高（m）+1281+1349.91315.5井下标高+1087.5+1109.11098.3地面相对位置矿井工业广场西南侧回采

4、对地面设施的影响回采后对地表有影响。井下位置及与相邻关系工作面位于西翼辅运巷西北侧，工作面切眼靠近榆西路。走向长度（m）1813.41倾斜长（m）200面积（m2）362682第二节 煤层本工作面设计开采煤层为3煤层，工作面煤层厚度在9.7511.21m之间，平均煤厚10.61m。具体情况如表1-2所示。表1-2 煤 层 情 况 表煤层情况 煤（矿）层总厚（m）9.7511.2110.61煤层结构简单煤层倾角（度）平均倾角0.6可采指数1变异系数（）35稳定程度稳 定煤层以亮煤为主，暗煤次之，内生裂隙发育或较发育、外生裂隙不发育。工作面倾角平缓，厚度变化不大。煤质情况Mad水(%)Ad灰分产率

5、(%)Vdaf精煤挥发份(%)发热量（MJ/Kg）Qgr，d工业牌号4.077.4738.5630.63长焰煤11305综放工作面地层柱状图见图1-1第三节 煤层顶底板工作面直接顶板为泥岩（含煤），老顶为长石砂岩，直接底为0.861.93米的泥岩，老底为粉砂岩。见下表表1-3 煤层顶底板情况表 煤层顶底板情况顶板名称岩石名称平均厚度（m）岩 性 特 征老 顶长石砂岩10.6722.6516.66以灰白色层状中粒长石砂岩为主，孔隙式泥质胶结，交错层理发育。f3-6直接顶泥 岩0.590.690.64灰黑色泥岩，水平层理发育，含煤纹。直接底泥岩、粉砂质泥岩1.12.261.68深灰色中厚粉砂质泥岩

6、，水平层理发育，顶部为含灰泥岩。老 底粉砂岩、长石砂岩1.414.73.05灰色中厚层状粉砂岩，微波状层理。灰白色中厚层状细粒长石砂岩，波状层理。第四节 地质构造断层情况以及对回采的影响11305综放工作面回风、主运顺槽、辅运顺槽及切眼掘进过程中没有揭露断层。地质构造属简单型。第五节 水文地质一、水文地质情况3煤层之上砂岩含水层涌水量很小，富水性弱。3煤层之下岩石完整性较好，裂隙不发育，砂岩含水层厚度薄，含水微弱，渗透系数、涌水量很小，富水性弱。二、涌水量预计矿井正常涌水量：60m3/h；最大涌水量：90m3/h。第六节 影响回采的其它因素一、影响回采的其它地质情况（见表1-4）表1-4 影响

7、回采的其它地质情况表影响回采的其它地质情况瓦 斯根据地质报告瓦斯鉴定结果，本工作面参考值为：CH4相对对涌出量0.61m3/tCO2相对对涌出量为0.41 m3/t煤 尘爆炸指数44.5煤的自燃自燃，自然发火期为40天至6个月。地 温钻孔地温梯度均小于3/100m。普氏硬度（f）煤 层直接顶直接底233434二、冲击地压和应力集中区由于本工作面煤层埋藏较浅，煤层为单斜构造，预计不会有冲击地压的影响。 第七节 储量及服务年限一、储量表1-5 储量计算表储量计算计算范围：走向长(m)倾斜长(m)斜面积(m2)煤厚(m)视密 度(Kg/m3)工业储量(t)回采率(%)可采储量(t)1813.4120

8、036268210.611.305002473704001978二、工作面生产能力及服务年限工作面的服务年限=可采推进长度/月设计推进长度工作面回采率不得低于70%，工作面每日按8循环组织生产，循环进尺0.8m，正规循环率95，月生产25天，则：日产量：（42001.30.95+6.62001.30.80.7）70.9511923.2t月产量：11923.225298080t可 采 期可采储量月产量400197829808013（个月）第二章 采煤方法第一节 巷道布置一、采区巷道布置概况回风大巷、主运大巷、辅运大巷、西翼回风大巷、西翼主运大巷、西翼辅运大巷为11305综放工作面主要服务巷道。1

9、1305综放工作面主运、辅运顺槽与西翼主运大巷、西翼辅运大巷分别连接，形成工作面进风系统，同时作为工作面的运输生产系统。11305综放工作面回风顺槽通过风桥与西翼回风大巷连接，形成工作面的回风系统。二、工作面巷道布置11305综放工作面采用三条巷道布置，即一条顺槽为主运顺槽，在其顺槽内布置转载机、破碎机和可伸缩皮带输送机作为煤炭运输用。另一条顺槽为辅运顺槽，进风、运料等辅助运输之用。第三条顺槽为回风顺槽，在顺槽专用车场停放设备列车，同时进行回风。11305综放工作面工作面巷道布置图详见附图2-1 1、11305综放工作面主运顺槽主运顺槽内布置有108的排水管路一趟、108的供水管路一趟，通讯线

10、及高低压电缆。2、11305综放工作面辅运顺槽辅运顺槽内布置有57的排水管路一趟、57的供水管路一趟、通讯线及高低压电缆。3、11305综放工作面回风顺槽回风顺槽内布置有108的排水、供水管路各一趟、通讯线及高低压电缆。4、11305综放工作面切眼11305综放工作面切眼设计净宽为11m，净高为3.5m。切眼顶板支护为锚网梯索支护形式，顶板锚杆为182000mm等强全螺纹钢树脂锚杆，每根锚杆用一支Z2360树脂剂锚固，间排距1100mm1100mm。切眼布置两排锚索，锚索间排距2200mm2250mm，锚索规格17.86300mm。三、工作面两顺槽的几何参数及支护形式煤层采取矩形巷道、锚网梯索

11、支护形式。见下表表2-1巷道名称用 途断 面净宽(m)净高(m)净断面(m2)支护形式主运顺槽进风、运煤矩形5.53.619.8锚、梯辅运顺槽进风、进料矩形5.03.8519.25锚、梯回风顺槽回风矩形5.03.618.0锚、梯第二节 采煤工艺一、采煤工艺11305综放工作面采用厚煤层倾斜长壁综采放顶煤自行垮落后退式采煤法。采高4.0m，割煤深度为0.8m，放煤高度6.6 m，采放比1:1.65。1、回采工序本工作面煤层倾角较小（平均0.6），采煤机双向割煤，两端头斜切进刀，执行如下回采工序： 采煤机端头割三角煤进刀割煤 前探支护 移架推移前刮板输送机放顶煤拉移后刮板输送机2、采煤机割煤后，必

12、须及时移架，采煤与移架之间的悬顶距离距采煤机后滚筒不大于3架液压支架。3、采煤机割煤、拉移支架、推移刮板输送机平行作业。二、落煤方法采煤机的进刀采用端部斜切进刀的方式，斜切进刀段长度为40m，进刀深度0.8m。具体操作如下：（1）采煤机向上（下）割透端头煤壁后，从上（下）向下（上）推移刮板运输机，在推移刮板输送机时刮板运输机弯曲段为24m后，第一次调换两个滚筒的上下位置，向上（下）进刀，通过26m的弯曲段至40m处，使得采煤机达到正常截割深度（即0.8m）。按要求推移刮板运输机至平直状态。（2）第二次调换两个滚筒的上下位置，向下（上）割三角煤至割透端头煤壁。（3）割完三角煤以后，第三次将两个滚

13、筒的上下位置调换，采煤机空机返至进刀位置，进入正常割煤状态。具体见图2-1：采煤机进刀方式示意图三、工艺要求：1、 严格支架及运输机的拉移步距，确保其直线性。运输机都只能顺序推移，且弯曲段长度不得小于26m。BCDA图2-1 采煤机进刀方式示意图说明： A采煤机到端头后，返机进刀；B采煤机进刀完毕后，返机割三角煤；C割完三角煤后，采煤机空机返回；D进刀完毕后，采煤机进入正常割煤状态。第三节 设备配置一、采煤机采煤机选用MG750/1860WD电牵引采煤机，其主要技术参数如下：采高范围: 2.74.3m； 机面高度(mm)：1565供电电压(V)：3300 供电频率(Hz):50总装机功率(kw

14、)：1860 截割电机功率(kw)：2750牵引电机功率(kw)：2110 破碎电机功率(kw)：100 泵站电机功率(kw)：40 最大截深：865mm； 额定电压：1140V； 装机总功率: 422.5kW；牵引速度：13.2/26.4 m/min 二、液压支架1、中间架：型 号： ZF16000/24/45高 度： 24004500mm中 心 距： 1750mm宽 度： 16601860mm初 撑 力： 12818 kN (P=31.5MPa)工作阻力： 16000kN(P=39.3MPa)支护强度： 1.51.55 MPa底板平均比压： 4.2MPa适应采高： 3.34.3m泵站压力：

15、 31.5MPa重 量： 约45.5t2、过渡架：架 型： 反四连杆过渡支架高 度： 26004300mm中 心 距： 1800mm宽 度： 17101910mm支护强度： 1.241.30MPa初 撑 力： 12818kN(P=31.5MPa)工作阻力： 16000kN(P=39.3MPa)对底板比压(平均)： 0.52.5MPa；支架重量： 约47t泵站压力： 31.5MPa；3、端头支架型号 ZTZ20000/25/43中置式端头支架高度 2.54.3m单架宽度 0.92m初撑力 （2架） 15520kN工作阻力 （2架） 20000kN支护强度 0.48MPa对底板比压（平均） 1.1

16、MPa泵站压力 31.5MPa重量 约90t4、主运顺槽超前液压支架架型： 中置支撑式支架型号： ZTC15000/25/43支架高度： 25004300mm支架宽度： 3080mm初撑力： 2320KN（P=31.5MPa）支架工作阻力： 15000 KN（P=40.6MPa）支护强度： 0.52MPa泵站压力： 31.5MPa重 量 约61t5、回风顺槽超前液压支架架型： 中置支撑式支架型号： ZTC30000/25/43支架高度： 25004300 mm支架宽度： 3080 mm初撑力： 2320KN（P=31.5MPa）支架工作阻力： 30000KN（P=40.6MPa）支护强度： 0

17、.52MPa泵站压力： 31.5MPa重 量 约122t6、回风顺槽锚固液压支架架型： 中置支撑式支架型号： ZHT10000/25/43支架高度： 25004300mm支架宽度： 3170 mm初撑力： 7760KN（P=31.5MPa）支架工作阻力： 10000 KN（P=40.6MPa）支护强度： 0.62MPa泵站压力： 31.5MPa重 量 约46t四、运输设备1、工作面前部刮板输送机工作面前部刮板输送机型号：SGZ1000/2*700，其它技术参数为： 电机功率: 2700KW 额定电压：3300V设计输送能力：2200t/h 中间槽尺寸:17501000345mm。2、工作面后部

18、刮板输送机工作面后部刮板输送机型号：SGZ1200/2*700，其它技术参数为：电机功率: 2700KW 额定电压：3300V设计输送能力：2500t/h 中间槽尺寸:17501000345mm。2、桥式转载机一部，其型号为SZZ1200/525，其技术参数为：中部槽规格：长宽高=15001200345mm设计长度：58m 链速：1.69m/s运输能力：3000t/h 电机功率: 525KW 额定电压：3300V3、可伸缩胶带输送机一部，型号为DSP120/200/3*400运输距离：2000m 额定电压：1140V电机功率：3*400KW 输送能力：2000t/h皮带带宽：1200mm 运输

19、速度：4.5 m/s第三章 顶板管理第一节 支护设计一、液压支架支护强度验算1、工作面支护验算 公式1：P1Mg/（K1）cos公式2：P2NM式中: P1、P2支护强度T/m； M煤层最大采高取4m； 顶板岩石容重取2.7T/m3； g顶板动载系数取1.3； 附加阻力系数取2.0； K顶板岩石碎胀系数取1.4； N顶板岩柱相当于采高的位数取8；将上述数据带入公式得： P142.71.32/（1.41）cos4 42.24T/m20.71Mpa； P2842.786.4T/m20.86Mpa。经以上两公式计算及参考同煤层矿压资料：确定支护强度不应小于0.86Mpa，由于所选液压支架支护强度均大

20、于中部支架设计支护强度（1.51.55Mpa），大于0.86 Mpa，故所选液压支架满足支护要求。二、乳化液泵站1、泵站及管路选型、数量（1）乳化泵：BRW400/31.5型乳化液泵3台；配RX2500型乳化液箱2个。喷雾泵：BPW315/16型喷雾泵2台；配SX2500水箱一个，为保证防尘用水的清洁，在供水管路与喷雾泵水箱之间安设一过滤器。供液管路选用高压胶管，耐压44.5MPa以上。主要技术参数如下：（1）乳化液泵型号：BRW400/31.5 流量：400L/min压力：31.5MPa 电机功率：250KW数量：三泵两箱（2）喷雾泵型号：BPW315/16 流量：315L/min压力：16

21、MPa 电机功率：125K W数量：两泵一箱2、泵站设置位置泵站安设在11305工作面回风顺槽设备列车车场内。3、乳化液泵站使用规定要保证乳化液泵站压力达到30MPa，乳化液浓度3%-5%。要加强支架与泵站的维修，杜绝系统的窜漏液。第二节 工作面顶板管理11305工作面直接顶为1类不稳定顶板，老顶属级老顶，即周期来压明显。根据相邻矿井综采工作面的矿压观测资料，预计本工作面直接顶初次垮落步距约20m，老顶初次来压步距约80m，周期来压步距约30m。11305工作面的顶板管理采用全部垮落法。工作面共配置116架液压支架，其中中间架109架、机尾4架过渡支架和机头3架过度支架和一个端头支架。两顺超前

22、围护采用超前液压支架支护巷道。详见附图 11305综放工作面巷道支护示意图一、正常工作时期顶板支护方式采用追机移架的方式对顶板进行及时支护。在采煤机割煤后，先移支架，再移运输机，即割煤移架推移刮板运输机放顶煤。正常移架要滞后采煤机后滚筒3-5架，但不得超过6架。顶板破碎时要紧跟前滚筒移架或超前移架，即：当发现片帮严重时，及时拉移超前架，再进行其它操作，工艺为移架割煤推移刮板运输机放煤，移架步距0.8m。1、移架顺序为：（1）采煤机向上（下）端正常割煤时，滞后煤机后滚筒3-5架移架（顶板破碎时可紧跟前滚筒移架）。（2）采煤机割煤并移架后，及时将支架的护帮板伸出护帮。（3）采煤机进刀，向上（下）正

23、常割煤时，自下（上）而上（下）滞后煤机后滚筒35架移架（顶板破碎时可紧跟前滚筒移架）。（4）在采煤机割煤时，超前采煤机前滚筒4架将护帮板收回。（5）溜头割煤后操作顺序：推移前溜拉移过渡支架拉移端头前架后溜。2、移架方法：工作面内的液压支架以刮板输送机为支点进行拉移。端头支架的前架和后架互为支点进行拉移。3、支护要求：工作面应达到动态的质量标准化要求，确保“三直、二平、一净、两畅通”的质量要求。加强支架的支护强度，确保支护质量，支架初撑力不得小于24MPa。采煤机割煤后，要及时移架，移架与采煤机后滚筒的距离不得超过 6架，防止长时间空顶。工作面出现冒顶时，要及时用1201200mm的枕木打成木垛

24、接实背严顶板。工作面生产以前要编制初采措施及初次放顶的专项措施。二、特殊时期的顶板管理(一)来压及停采前的顶板管理 1、初次来压期间必须成立初次放顶领导小组，做好初放工作。初次来压和周期来压期间，应坚持支护质量检测和来压的预测预报工作，来压前注意观察现场顶帮变化，及时加强支护。2、工作面支架液压系统要有足够的压力（不低于24MPa），泵站系统压力不得低于30 MPa，乳化液浓度在35范围内。3、支架支护状态良好，系统不渗不漏，安全阀满足要求。4、按正规循环作业，尽量加快推进速度，尽可能减小来压对回采的影响，煤机司机严格控制采高沿底板推采，采高严格控制在4.0米以内。5、来压时要带压操作及时拉超

25、前架，正确使用好前探梁和护帮板，对顶板及时支护。6、若出现片帮应及时伸出支架护帮板，缩小面前空顶。7、拉架时要做到少降快拉或擦顶移架。8、加强工作面来压期间的支护质量检查，发现工作面两巷顶板破碎、压力大、显现明显时，提前采取措施加强支护。9、加强上、下端头顶板管理，必要时加打单体支柱支护顶板。10、工作面停采时要编制停采措施，加强顶板管理。11、工作面直接顶初次垮落和老顶初次来压前必须编制专门安全技术措施。 (二)顶板破碎时的顶板管理当工作面局部地段片帮较严重时，可超前采煤机移架，及时支设贴帮支柱；在顶板破碎地段，为了有效地防止顶板冒落、控制煤壁片帮，应采取及时拉超前架的方法维护顶板。工作面过

26、破碎带期间，要及时拉超前架伸出前探梁护顶，移架时配合木料控制顶板。移架时尽可能采取擦顶移架。支架必须达到初撑力，特别注意工作面破碎带附近支架的初撑力及支架状态，预防冒顶。遇断层时另行编制安全技术措施。第三节 顺槽及端头顶板管理一、工作面回风、主运顺槽的超前支护1、支护材料及要求主运顺槽超前支护采用ZTC15000/25/43超前支护液压支架支护巷道，超前支护长度不小于20m。如果顺槽内超前压力较大时，应延长超前支护的长度。回风顺槽超前支护采用ZTC30000/25/43超前支护液压支架，配合ZHT10000/25/43回顺锚固液压支架。超前支护距离不小于20米。工作面上窜下滑后，两端头支架距离

27、巷道煤帮大于1米时，必须打DZW42/31.5单体液压支柱支护工作面上下出口。图3-1 主运顺槽超前支护断面图图3-2 回风顺槽超前支护断面图2、质量控制标准（1）两顺槽的支撑高度不得低于1.8m，行人道宽度不得小于0.7m。（2）两顺槽超前支护液压支架初撑力不小于24MPa，液压支架状态正常，不能出现歪架、倒架等情况。不能出现液压系统窜、冒、滴、漏等现象。（3）工作面两顺槽及两端头若采用单体液压支柱进行局部维护时，必须穿铁鞋，铁链挂在支柱手把上，必须打成直线。（4）单体液压支柱支设完毕后，必须挂好防倒绳（3mm500mm的细钢丝绳），防倒绳的摆向一致。二、工作面端头的管理1、工作面上端头3架

28、过渡支架，下端头4架过渡支架和一架端头支架，对工作面端头顶板进行支护。2、工作面上、下出口必须安全畅通，工作面安全出口与超前支护范围内巷道高度不低于1.8m，行人宽度不低于0.7m。推采过程中，工作面两端头安全出口宽度不够时，必须及时开帮。开帮后支设单体支柱进行支护，并用塑料网护帮。3、转载机要及时拉移，机尾设盖板防护，在转载机中部水平段和工作面出口处设置行人过桥，人员从过桥上通过。拉移上、下两端头支架或过渡支架时，人员禁止在端头、过渡支架靠上（下）帮放顶线侧范围内进行其它工作或逗留。三、支护材料使用数量、备用数量11305综采工作面备用DZW42/31.5单体液压支柱20棵，柱鞋（高强尼龙，

29、直径300mm）20个，1750120120mm方木10根，175030050mm大木板40块。备用材料存放在回风顺槽中，存放地点应保持距工作面50100m之间。备用材料分类摆放整齐，实行挂牌管理，标明材料名称、型号、数量等内容，并由专人负责。材料存放地点必须保证有0.7m以上宽度的人行道和必需的运输通道。第四节 矿压观测一、矿压观测内容11305工作面的矿压观测内容主要有：工作面支架阻力及单体液压支柱工作阻力观测、巷道围岩表面位移观测、顶板离层观测。根据观测结果对11305工作面顶板活动规律、来压特征，工作面支架受力特点，支架对顶板的适应性和控制效果，超前支承压力影响范围和分布特点，顶板、煤

30、层稳定性等做进一步的分析，并进一步实现预测预报老顶初次来压、周期来压，监测支护质量，提出顶板管理措施，指导安全生产。二、矿压观测方法1、工作面支架工作阻力观测（1） 在工作面支架上安装液压支架压力检测系统，实时记录液压支架的压力，定期分析监测记录及支架受力的变化规律，进一步分析顶板来压状况及规律性。（2） 每班根据实时监测记录，分析工作面来压规律，液压支架受力情况等参数。2、巷道围岩表面位移观测在上下顺槽共设置6个观测点，采用十字布点法（见图3-3），每班对顶底板及两帮移进量观测一次，将观测数据汇总于设计表格（见表3-3）内，发现异常情况及时分析原因并加以处理。图3-3 十字布点法示意图表3-

31、1 巷道围岩表面位移记录表日期班次测站距工作面距离（m）顶底板移动距离（mm）两帮移动量（mm）距切眼距离（m）备注1234、顶板离层观测掘进队在巷道掘进过程中安装顶板离层仪，通过对顶板离层仪内尺、外尺观察读数观测顶板离层情况。顶板离层仪累计下沉值大于50mm时，必须及时汇报调度室，采取措施进行加强支护。每天对顶板离层情况进行观测，地面建立顶板离层仪观测台帐。三、矿压观测时间要求1、工作面液压支架压力在线监测系统：观测到老顶初次来压和三次周期来压。2、巷道围岩表面位移观测：观测至工作面超前支护推进140m。3、支护质量（支架和支柱工作阻力观测）监测：整个生产期间。第四章 生产系统第一节 运输系

32、统一、运输设备及运输方式（一）运煤设备及装、转载方式采煤机割装煤和刮板输送机前移配合装运底煤；工作面煤流通过工作面前后部SGZ1000/1400，SGZ1200/1400刮板输送机、SZZ1200/525转载机运到胶带顺槽的DSJ120/200/3400至西翼胶运大巷皮带机，至主斜井皮带机至地面缓冲煤仓。（二）辅助运输设备及运输方式千树塔煤矿辅助运输采用防爆无轨胶轮车运输方式，11305工作面所需要的材料通过副斜井至辅运大巷、西翼辅运大巷、11305辅助运输顺槽至工作面。二、移刮板输送机方式采用液压支架的推移千斤顶推移刮板输送机，推移步距 0.8m，弯曲段长度不小于26m，推移方向为自上（下）

33、而下（上）。推移刮板运输机，要滞后采煤机后滚筒15m。在采煤机斜切进刀切入煤壁规定截深（0.8m）后，将刮板输送机按自上（下）而下（上）的顺序推向煤壁，成一条直线。三、煤炭的运输路线11305工作面11305主运顺槽西翼胶运大巷主运大巷主斜井栈桥缓冲煤仓地面。四、辅助运输系统路线副斜井辅运大巷西翼辅运大巷11305辅助运输顺槽11305工作面。详见附图 11305工作面运输系统图。第二节 通防与监控系统一、通风系统 (一) 综采放顶煤工作面瓦斯涌出量预测本矿井初期在11盘区设计布置一个综采放顶煤工作面，工作面产量为1.20Mt/a，现预测综采放顶煤工作面瓦斯涌出量。综采放顶煤工作面瓦斯涌出量预

34、测q综放=q1+q2式中：q综放综采放顶煤工作面相对瓦斯涌出量，m3/t；q1开采层相对瓦斯涌出量，m3/t；q2邻近层相对瓦斯涌出量，m3/t；1. 综采放顶煤工作面开采层相对瓦斯涌出量q1q1=K1K2K3(W0-Wc)式中:q1综采工作面开采层相对瓦斯涌出量，m3/t;K1围岩瓦斯涌出系数，取K1=1.3；K2工作面丢煤瓦斯涌出系数，K2=1/，为工作面回采率，值为0.70，K21/0.80=1.25；K3-采区内准备巷道预排瓦斯对开采煤体瓦斯涌出的影响系数，K3=0.77；式中：L回采工作面长度，L=200m；h掘进巷道预排瓦斯带等值宽度，取h=23m；m开采层厚度，10.6m；M由于

35、综采放顶煤开采工艺，工作面采高即为开采层厚度，10.6m；W0煤层原始瓦斯含量，m3/t；W0=（100-4.07-7.47）/1001.12=0.991m3/t；WC运出矿井后煤的残存瓦斯含量，m3/t，由于没有实测数据，且3号煤变质程度低，设计暂按煤层原始瓦斯含量的三分之一计算3号煤的残存瓦斯含量。则煤层q1=1.301.250.77（0.991-0.991/3）=0.827m3/t；2. 综采工作面邻近层相对瓦斯涌出量q26号煤与本层回采工作面相邻，6号煤与3号煤间距34.65105.55m，平均间距105.16m。根据建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设于压煤开采规程中附录六的方法，经

36、计算邻近层向工作面释放卸压瓦斯的岩层破坏范围为15m，故6号煤层不在采动影响范围之内。邻近层相对瓦斯涌出量可以忽略不计。综采放顶煤工作面的瓦斯涌出总量为q综放=q1+q2=0.827+0=0.827m3/t。（二）风量计算（1）根据相对瓦斯涌出量计算综放工作面风量Q1=14812*0.827*100/(16*60)=1276 m3/min式中：14812日产量，14812t；0.744相对瓦斯含量，0.744 m3/t；16*60每天生产时间，min；100瓦斯报警上限浓度，1%。（2）按工作面每班工作最多人数计算实际需要风量Q4=4N= 480=320（m3/min）式中：N该工作面同时工作

37、最多人数取80人；4每人应供给的最小风量 m3/min。（3）按工作面温度计算Q3=60V采S采KL=601.527.891.2=3012.12（m3/min）式中：V采-与11305采煤工作面气温相对应的风速，取1.5m/s；S采-11305采煤工作面的平均有效通风断面（m2）；S采=H B均 Ks=4.01.2（5.416.21）/2 =27.89m2。式中：H-11305采煤工作面采高（m），取4.0米；B均-采煤工作面平均控顶距（m），取5.81米；Ks -采煤工作面有效通风断面系数，取1.0；KL -采煤工作面面长系数，取1.2。(4) 按风速进行验算按工作面风速不低于0.25m/s

38、，不大于4m/s进行验算。（1）最低风速验算，各个采煤工作面的最低风量Q 0.2560Scb = 0.256017.39=260.8m3/min式中Scb11305采煤工作面最大控顶有效断面积，17.39m2。按最高风速验算，采煤工作面的最高风量Q 460Scs= 46015.15= 3635.5m3/min式中Scb11305采煤工作面最小控顶有效断面积，15.15m2。260.8m3/min3012.12m3/min3635.5m3/min。（2）风量的确定根据上述计算和验算的结果，采煤工作面所需风量应取3012.12m3/min。 （二）通风路线（具体标示详见附图：11305工作面通风系统图）（1）进风路线：地面新鲜风副斜井/主斜井辅运大巷/胶运大巷西翼胶运巷/西翼辅运巷11305主运顺槽/11305辅运顺槽11305工作面。（2）回风路线：11305工作面乏风11305回风顺槽西翼回风巷回风大巷回风立井地面。二、防治瓦斯（一）瓦斯检查（设点、次数）正常情况下瓦斯巡检检查点分别设在:工作面回风顺槽、工作面风流、工作面回风隅角，如有串联风或特殊要求时在进风巷或其他地点增设瓦斯检查点根据通防科的具体规定执行。工作面设瓦斯检查员巡回检查，每隔35小时检查一次，每班至少检