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xxxxx综采工作面作业规程 第一章 概 况 第一节 工作面概况 一、地面位置x。 二、井下位置及四邻采掘情况北部为中央盘区大巷，东部为xxxxx工作面（未掘）,西部为xxxxx工作面未掘，南距采区边界295米。 三、工作面参数走向长度1817米，可采走向长度1504米，倾斜长度为240米,可采面积360960m2，煤厚4.3～7.1m,平均厚度为5.5米,工业储量为2819097t,回采率为93,可采储量为2621760t。 四、回采对地面的影响地面无建筑物和任何设施，工作面回采可导致地面山体产生裂缝。 具体见表1-1工作面位置及井上下关系对照表 附图一xxxxx工作面平、剖面图。 表1-1工作面位置及井上下关系对照表 煤层名称 15 水平名称 采区名称 工作面名称 xxxxx 工作面标高（m） 地面标高m 地面位置 X 井下位置四邻采掘情况 X 走向长m 1504 倾斜长m 240 面积m2 360960 第二节 煤层 本工作面15煤层厚度在4.3～7.1m之间，平均厚度为5.5m，煤层倾角在3～15，平均倾角为7。煤层属于稳定煤层。本煤层为复杂结构煤层，一般含矸2～3层，根据钻孔及顶板探测资料，夹矸厚度为0.02～0.05m之间，岩性为泥岩。15煤岩类型为半亮型～光亮型。xxxxx工作面煤质见表1-2煤层煤质主要指标一览表 表1-2 煤层煤质主要指标一览表 煤质 情况 Mad水分 Ad（灰分） Vdaf（挥发分0 Qb，daf（发热量kJ/g） St,d含硫量 工业牌号 1.9 16.85 8.96 21.5 1.25 WY-3 第三节 煤层顶底板 煤层顶底板情况老顶为灰色细砂岩，厚度6米，灰白色，成份以石英为主，致密、坚硬、层理明显；直接顶为黑色砂质泥岩，厚度6米，灰黑色，较稳定，性脆，易碎；直接底为灰黑色砂质泥岩，厚度7.5米，灰黑色，致密，含植物根茎化石；老底为灰色细砂岩，厚度为2.5米，成份以石英为主。顶底板具体情况见表1-3煤层顶底板情况表。见附图二xxxxx工作面柱状图。 表1-3煤层顶底板情况表 顶底板名称 岩石名称 厚度m 岩 性 特 征 老 顶 灰色细砂岩 6.0 灰白色，成份以石英为主，致密、坚硬，层理明显。 直接顶 黑色砂质泥岩 6.0 灰黑色，较稳定，性脆，易碎。 直接底 灰黑色砂质泥岩 7.5 灰黑色，致密，含植物根茎化石。 老 底 灰色细砂岩 2.5 成份以石英为主。 第四节 地质构造 一、断层 工作面回采范围内，共揭露断层三个，在回风巷沿回采推进方向1200米处，揭露一落差为3.2米的正断层DF10，瓦斯尾巷沿回采推进方向660处，揭露一落差为1.5米的正断层KF5，在进风巷沿回采推进方向65米处，揭露一落差为1米的正断层JF2，根据三维地震资料，工作面推进130米将遇一落差为4米的正断层DF18。 二、褶曲 xxxxx工作面15煤层整体形态为西北低东南高的单斜构造，局部地段发育有小的向斜、背斜构造，构造附近煤层倾角为10-15。沿工作面切巷推进方向回风侧，300米处揭露一轴向为北偏东60的背斜构造，800米处揭露一宽缓向斜构造，1300米处揭露一轴向为北偏东65的紧密向斜构造，进风侧1180米处为一背斜构造； 三、陷落柱 xxxxx工作面掘进过程中回风巷至切巷660米处揭露一陷落柱，范围15m35m。 四、其它因素 另外，根据坑透的资料分析判断，异常区分别为KF1、KF2、KF3、KF4、KF5、KF6、KF7七个断层和三个陷落柱，异常区断层的落差、性质及陷落柱的大小待采取钻探等手段后进一步确定。 构造特征特征见表1-4构造特征表 表1-4构造特征表 构造名称 走向 倾向 倾角 性质 落差m 对回采影响程度 断层JF4 192 282 45-75 正断层 3.2 影响较大 断层JF11 180 270 60 正断层 1 影响较小 断层JF6 101 11 70 正断层 1.5 影响较小 DF10、DF15为三维地震勘探结果；KF1、KF2、KF3、KF4、KF5、KF6、KF7、KF8为坑透异常区，断层落差、性质待采取钻探等手段后进一步确定。 该工作面掘进过程中回风巷揭露一陷落柱，直径JX115m35m，另外根据坑透资料工作面内还有三个陷落柱，直径分别为DX127m40m、DX215m30m、DX316m27m。 第五节 水文地质 地表有讲堂沟和里头沟两条季节性河流，里头沟距切巷200米横穿工作面，讲堂沟在采区大巷附近穿越工作面，由于盖山厚度较大，地表河流对工作面回采影响不大。15煤层顶板主要充水来源为K2、K3灰岩含水层，根据xxxxx髙抽巷锚索钻孔涌水情况，正常涌水量为2.5～3m/h，最大为6 m/h。工作面在回采过程中，预计回采期间正常涌水量100m/h，最大涌水量160m/h，另外高抽巷测点C12向北3680m范围内有21 m积水、C20向北40m测点处有9m积水，尾巷N6向南5066.5m处有14 m积水、N18向北3680m有21 m积水。 第六节 其它地质情况 15煤层煤尘具有爆炸性，煤层自然性属于（Ⅲ类）不易自燃煤层。 第七节 储量及服务年限 一、储量 xxxxx工作面切眼到停采线，平均走向长1504米，平均倾斜长240米，平均煤层厚度5.5米，煤层倾角3～15。 工作面面积为1504240360960（m2） 工作面储量为3609605.51.42281.9（万t） 工作面回采储量为281.90.93262.17（万t） 二、服务年限 服务年限可采推进长度/设计月推进长度1540/129.611.6（月） 第二章 采煤方法及巷道布置 第一节 巷道布置 一、盘区巷道布置 中央盘区辅助运输巷、中央盘区胶带机巷、回风巷均沿15号煤层顶板布置，中央盘区辅助运输巷、中央盘区胶带机巷作进风巷，总回风巷作回风巷。 二、工作面巷道布置 xxxxx工作面布置五条巷道，巷道断面均为矩形。工作面进、回风顺槽沿煤层顶板布置，进风顺槽断面为46003500mm（荒），回风顺槽断面为44003500mm（荒），进回风顺槽均采用“锚杆波纹钢带锚索金属网”联合支护；进风行人顺槽与瓦斯内错尾巷在煤层顶板上方2.5m布置，进风行人顺槽与瓦斯尾巷断面35002500（荒），采用“锚杆锚索”联合支护方式；高抽巷沿11煤顶板布置，断面为35002500mm（荒），采用“锚杆锚索”联合支护方式。工作面切巷断面为82003500mm（荒），采用“锚杆锚索波纹钢带金属网”联合支护方式。工作面西侧为进风顺槽与进风行人顺槽，进风行人顺槽与进风顺槽水平距离为26m；沿煤层顶板布置的进风顺槽作为工作面的运输顺槽；工作面东侧为瓦斯内错尾巷和回风顺槽，回风顺槽沿煤层顶板布置，回风顺槽与瓦斯内错尾巷水平距离为15m，高抽巷距离回风顺槽水平距离为66m。 见附图三xxxxx工作面设计图。 第二节 采煤工艺 一、采煤方法 本工作面采用走向长壁大采高一次采全高后退式综合机械化采煤方法。 二、回采工艺 1、落煤方式 采煤机（机组）割煤机组在端头斜切进刀、双向割煤。沿采煤机前进方向，前滚筒割上刀，后滚筒割下刀；割煤高度控制在3.0～5.4米内（前后过渡架为4.5米），机组沿顶板割煤，严禁留顶煤，运行速度不超过3m/min，割至端头或煤质松软破碎处其速度要适当放慢。 机组端头斜切进刀机组割至工作面端头后，停机调换滚筒上下位置，停止随机拉架和推溜，机组反向斜切进刀；进刀完成后停止切割，调换滚筒上下位置；按顺序向端头逐一拉架推溜，溜头、溜尾三架为滞后支护方式，即先移溜，后移架，而后机组第二次向工作面端头切割；割至端头后，停机调换滚筒上下位置，反向割煤至进刀处暂停；前移溜头尾，并拉架推溜至机组后3～5m处，机组调整前滚筒正常割煤。见附图四斜切进刀示意图。 2、装运方式 采煤机割下的煤由滚筒和铲煤板相配合自动装入刮板输送机内，支架底座及架间浮煤、缺口落下的煤由人工用铁锹攉入刮板输送机内，经刮板输送机、转载机、顺槽皮带、盘区皮带至胶带大巷皮带运至主煤仓。 3、移架方式 （1）从进风顺槽向回风顺槽割煤时，支架随采煤机割煤逐架前移，采煤机前滚筒割过后及时将伸缩梁和一级护帮板伸出，做到及时支护。在移架过程中，则根据顶梁距煤帮距离的大小，随时调整伸缩梁。移架后，支架要成直线状，且顶梁距煤帮不大于0.34m。升架将顶梁升平，做到接顶严密，并达到初撑力。 （2）从回风顺槽向进风顺槽割煤时，机组后方不允许有人。视顶板情况割2030架后，停止采煤机，然后人员进入采煤机后方进行移架和推移刮板输送机。割煤时，采煤机前滚筒割过后由机组正司机及时将伸缩梁和一级护帮板伸出。割煤期间，机组正司机和看后滚筒司机应在支架的人行道内监控。 （3）支架移架前，必须将二级护帮板伸出，边移架边调整护帮板，支架升起后调整护帮板紧贴煤帮，达到护顶和护帮作用。 4、移刮板输送机方式 （1）移刮板输送机移刮板输送机要滞后移架2～3架 运行时进行，移刮板输送机时将刮板输送机移至煤壁，不能将刮板输送机顶成急弯，保证8～12架的弯曲段。移刮板输送机时必须是从一个方向推移，移刮板输送机后要成直线状弯曲段除外。推移刮板输送机的机头尾时，用首尾过渡架的千斤及工作面中的支架千斤同时推动进行推移。 （2）前移转载机随着工作面的推进，进风每次放顶前，利用转载机千斤将转载机前移，保证刮板输送机的工作面正常推进，转载机每前移4.8m（一个圆班的进度），顺槽皮带机尾用皮带机尾千斤前移一次，按xxxxx第526～534条执行。 5、工作面两头留三角煤方式 （1）进风顺槽在转载机桥架下部采用人工用手镐进行起底，保证起底后巷道高度在3.5～4.5m范围内，随着转载机前移起底工作一直向外延伸，每日起底距离保证每日移转载机需要。 （2）进、回风顺槽两端头的机头（尾）前方，检修班每日进行起底和补打超前支护，保证每日三个生产班的前移需要，前进距离为4.8米，宽度为工作面帮至转载机边（机尾尾轮壳），深度保证起底后巷道高度在3.5～4.5m。 （3）工作面前后三架过渡架保证和两巷端头高度一致，采高为3.5～4.5m，头尾过渡架前后各6架（4～9及131～136）按照5～10进行下挖，中间10～130采高达到5.4m。 （4）工作面中部采高达到5.4m后，放平溜槽前进，采煤机滚筒随顶板上仰、下俯及刮板输送机的坡度逐渐调整采高，保证有效煤量的最大化采出。 6、工作面两端头支护 （1）机头（尾）前进方向起底必须保证先支后回，单体柱选用φ110mm以上的高强度单体柱，超高地方必须穿木鞋（500500200mm），起底沿前进方向进行，每2m必须替换一次支护，机头（尾）出现不完整（正调或倒调），必须补支一趟完整的同规格跨溜抬棚。 （2）推移头尾替换柱前，必须保证支护质量及强度，确保单体柱根根达到初撑力（计算所得127KN）。 （3）端头单体柱若不能上防倒杆时，必须采用防倒绳或8铁丝将柱顶与顶网捆绑牢固。 7、护帮板的使用要求 （1）护帮板装置固定于整体顶梁前端下部。护帮板在前端，与护帮千斤顶连接。需要护帮时可操作护帮液压阀，使护帮板下部贴紧煤壁，防止片帮煤炭砸伤人员或设备。ZY800026/56型支架，采用了二级护帮板，使煤壁支护面积加大。 （2）机组前滚筒割过后及时伸出伸缩梁和一级护帮板；再后滚筒过后23架将二级护帮板伸出。 三、工艺流程 1、生产班工艺流程 交接班（进行安全检查、设备检查）→排除上班遗留隐患→开溜、开机割煤→收伸缩梁、移架、伸伸缩梁、推溜→清理浮煤→机组端头斜切进刀，推移溜头尾、移端头架→回风落山放顶。 2、检修班工艺流程 交接班（进行安全检查、设备检查，排除隐患）→外移顺槽设备、牵移转载溜→进风落山放顶→机电设备检修与维护→带负荷试机。 四、工作面正规循环生产能力 WLShγc 式中 W正规循环生产能力，t； L工作面平均长度，m； S工作面循环进尺，m； h工作面设计采高，m； γ煤层密度，t/m3； c工作面采出率，； W2400.85.41.420.931369t 五、注水工艺 随着回采工作面的回采推进，回采工作面进回风顺槽已超前工作面20～30m拆除进、回风顺槽抽放钻孔设备，钻孔抽放管路的拆除必须由通风部技术主管、部长同时批准后，方可进行并及时进行动压注水。在进风、回风顺槽采帮侧利用拆除的本煤层抽放钻孔进行注水，注水量达25～35L/min，注水压力为812Mpa，做到邻孔出水，煤壁挂汗，使煤体普遍达到湿润，水分达4为宜。注水作业严格执行xxxxx第781---795条。注完水后及时用黄土或聚胺脂将钻孔封实，封孔深度不得低于1.0米。此项工作在每天检修时间内完成。注水泵的维护由综采一队负责，通风部门负责注水。拆卸管路时，先把放水装置的阀门关闭，拔掉管路，然后把注水枪插入抽放孔内，用涨圈式封孔器封孔后，确认无误后，缓慢打开注水管路的阀门，开始注水。 附图五xxxxx工作面煤层注水示意图。 第三节 设备配备 工作面中间支架为ZY800026/56型大采高液压支架，工作阻力为8000KN，适应采高为3.05.4m，支护宽度为1.631.83m，共133架；端头过渡支架为ZY800024/50型大采高液压支架，工作阻力8000KN，适应采高3.04.8m，共6架；采煤机为MGTY750/18003.3D型电牵引采煤机，截割电机功率为750KW2，牵引电机功率90Kw2，调高油泵功率为35Kw，采高3.05.4m，牵引速度024.58m/min；刮板输送机为SGZ700/1400型双速刮板机，且溜槽为封底式，电动机与减速器之间通过对轮直接传动；转载机为SZZ1000/400型桥式转载机，封底式溜槽，上跨PLM3000型破碎机；胶带输送机选用2部SSJ1200/2315型胶带输送机，带宽1200mm；采用3台BPW400/31.5型乳化液泵配以2台RX400/25乳化液箱，公称压力为31.5Mpa，公称流量为400L/min；喷雾泵为BPW320/10型，公称压力为10Mpa，公称流量为320L/min。设备安装位置及数量见附图六xxxxx工作面设备配备图 第三章 顶板管理 第一节 顶板管理方法 本工作面采用全部垮落法管理顶板。 第二节 支架说明 一、支护方式 工作面采用及时支护方式，即先移支架、后移生产溜。 二、基本支架形式 本面采用133架普通型大采高液压支架与头尾各3架过渡液压支架维护工作面空间并隔离落山，最大控顶距5.489m，最小控顶距4.689m，移架步距0.8m。拉架、推溜均为本架操作。支架操作严格执行xxxxx第157～179条和184～192条规定。 三、端头支护及放顶 （一）进、回风切顶柱支设与控顶距 工作面进、回风顺槽均采用单排切顶密柱（初采期间采用双排，排拒为0.8m），要求每米四根，均匀支设，支设成一条直线；如巷道坡度较大、顶板破碎严重时，切顶密柱必须支设戗柱，密柱必须戴φ16cm/20.5m的木帽和穿鞋（500500200mm），木帽应与顺槽平行，进风最大控顶距11.1m，最小控顶距6.3m，放顶步距4.8m；回风最大控顶距7.1m，最小控顶距6.3m，放顶步距0.8m，以上控顶距均以切顶线算起。 （二）退锚放顶 1、进、回风放顶时与端头过渡架切顶线放齐，进风每4.8m，由检修班放一次顶，回风每前移一次溜尾放一次顶。 2、操作方法 （1）要三人配套，两人操作一人观察顶板，并清理好退路。 （2）在放顶范围内的每根钢带下（巷道中间）支设1根戴帽戗柱柱帽规格φ18cm/21.5m，柱为4.5m的单体柱。在新切顶线上预支切顶密柱，必须留有至少两个宽度在0.5m以上的安全出口。 （3）回移跨溜棚，支设单体柱，并在新位置支设牢固。回撤单体柱时必须保证先支后回，另外底板较软时必须穿鞋。 （4）由里向外逐排逐一将锚杆、锚索卸压，然后由里向外逐一回撤切顶密柱、帽柱至新切顶线，同时将切顶线里面的金属网剪开，然后将切顶密柱补齐封口。若帽柱钻底，可用导链拉出（导链必须固定在可靠的锚索上，拉柱时三人配合，一人操作导链，一人观察回帽柱处的顶板，另一人观察吊挂导链处的顶板，包括导链的吊挂情况。），严禁人员进入落山拔柱。 （5）锚索退锚时，用退锚机卡住锚索，顶住锁帽，启动液压泵，将锁帽顶起后，松开锁母，解开锁圈，取下退锚机，将锚具与托梁回收。退锚杆螺母时，要用长套管由里向外逐一回收螺母与托板。 四、进、回风顺槽端头支护及进回风顺槽管理 （一）进、回风顺槽端头支护及进回风顺槽管理 1、进、回风顺槽原有支护采用锚杆、钢带、锚索、金属网联合支护方式。 2、进风顺槽端头支护及超前支护 正常情况下，进风顺槽在距1支架外沿0.5m处、切顶线往外，支设两趟跨溜棚。超前支护采用顺巷棚，支设距离超前煤壁一趟不少于20m，一趟不少于10 米；（要求∮30～35cm5.0m的一面见平优质木梁，配3.8m或4.5m单体柱，跨溜棚一梁下均不得少于三柱，顺巷棚一梁下均不得少于五柱） 3、回风顺槽端头支护及超前支护 正常情况下，回风顺槽在距139支架外沿0.5m处支设两排顺巷棚（要求∮30～35cm5.0m一面见平优质木梁，配3.8m或4.5m单体柱，一梁之下均不得少于五柱），超前支护采用ZT24000/23/50型巷道超前液压支架，支设距离不少于20m； 见附图七 xxxxx工作面顺槽端头支护及超前支护示意图 4、进回风顺槽在推进过程中出现煤层倾角增大带煤层倾角大于8度或顶板破碎带时，必须加强支护，并汇报相关部门。待顶板情况正常，并经相关部门鉴定后，方可恢复原来的支护形式。 （二）缺口支护 当需做缺口时，另报专项措施。 （三）进回风端头安全出口必须保证高度不小于1.8m，宽度不小于0.7m。 （四）支护材料规格、用量详见附表3-1支护材料规格、用量、备用数量及存放地点说名表 表3-1 支护材料规格、用量、备用数量及存放地点说名表 序号 名称及规格 使用数量 使用地点 备用数量 备用地点 1 DW45-300/110X、DW42-300/110X 190 进回风端头 及超前 30 进风顺槽 2 DW40-300/110X、DW38-300/110X 10 进回风端头 及超前 50 进风顺槽 3 木梁（一面见平）∮20～22cm4.2m 进回风端头 及超前 30 进风顺槽 4 木梁（一面见平）∮20～22cm2.5m 冒顶处 30 回风顺槽 5 板木∮20cm/22 m 冒顶处 100 回风顺槽 6 板木∮20cm/21.5m 缺口 30 回风顺槽 7 铁鞋400mm、300mm 200 回风超前 50 回风顺槽 8 圆木∮20cm3m 30 回风顺槽 五、初采与末采 初末采时另提专项措施。 六、支护强度校核 （一）液压支架支护强度校核 结合15煤的顶底板岩性，按倍数岩重法对液压支架强度进行计算。计算公式如下 P（68）Mr 式中P支护强度，N/m2； （68）68采高的倍数，这里按平均数7计算。 M采高，平均5.4米； R顶板岩石容重，为25KN/m3 P7Mr75.4250.945MPa 根据以上计算并结合实际生产条件，选用ZY8000-26/56型液压支架（支护强度0.981.01MPa）符合生产需要。 （二）超前支护强度校核 超前支护在静压状态下顶板载荷 R01/2（a2H2）0.50.5（4.64.63.53.5）0.52.89m RpR0（γ顶Z/γ顶Zsinφ Ccosφ）0.52.89[250048025004800.70740.707）]0.53.437m 进风超前段顶板载荷（动压影响一般取静压时的24倍，这里取3） Q进3Q顶3γ顶（Rp-H/2）34217.512.6525KN 顶板总压力 F顶LaQ进（kN）204.612.65251164.03KN 进风锚网支护 F锚网n补N破η（kN）1.53200.950.9506.7KN 单体柱承载顶板压力 F单F顶-F锚网 PtF单/S＝F单/（aL）kN/m21164.03-506.74.6207.145 式中 γ顶顶板岩石平均容重，取2500kg/m3； η补强锚索支护效率，； Rp塑性区半径，m； Q顶静压情况下顶板载荷，kN/m2； Z巷道埋藏深度，取480m； R0矩形巷道外接圆半径，m； φ摩擦角，取45； C粘结系数，取4； H巷道高度，m； a巷道宽度，m； L超前维护距离，m； Q进进风超前段顶板载荷，kN/m2； n补补强锚索数，根； N破补强锚索的破断力，kN；； F锚网进风补强锚索承载力，kN；； F单进风单体柱承载的顶板压力，kN；； Pt进风顶板载荷，kN； 支柱的实际支撑力可以用下面公式计算 RtkgkzkbkhkaR0.990.950.91.01.0150127KN kg工作系数，液压支柱取0.99； kz增阻系数，液压支柱取0.95； kb不均匀系数，液压支柱取0.9； kh采高系数，采高大于1.4米取1.0； ka倾角系数，液压支柱取1.0。 R单体柱额定工作阻力，KN/根 支柱的密度可以利用下式计算 nPt/Rt7.145/1270.0563根 式中n支柱密度，根/m2 Pt进风顶板载荷，KN Rt单体柱实际支撑能力，KN/根 实际支护密度 n实n总/S30/（204.6）0.326根 式中n实实际支护密度，根/m2 n总超前实际支柱总数，根 S超前支护面积，m2； n实n,所以超前支护符合要求。 七、泵站及管路选型 （一）泵站选型 乳化液泵站为提高液压支架支护速度，与采煤机切割速度相适应，要求乳化液泵站具有大压力、大流量，本工作面选用GPB-400/31.5型乳化液泵站，该泵站由三台乳化液泵站，两台乳化液泵箱组成，公称压力31.5MPa，公称流量400L/min,单台泵的功率250KW。 （二）管路选型 支架用各种高压胶管（40MPa）选用埃迪亚（沈阳）有限公司（原沈阳橡胶四厂和美国派克汗尼公司合资）产品。 （三）使用规定 泵站的公称压力为31.5Mpa；乳化液由Ms3-10型浓缩液和水配比而成。配比浓度要求大于3；采用曲光折射仪检查配比浓度。要求每班检查以保证乳化液浓度符合要求。 第三节 矿压观测 一、矿压观测 1、矿压观测内容包括工作面及两巷日常支架支护质量的动态监测，巷道变形，顶底板移近量观测，顶板活动规律分析等。 2、工作面采用KJ 385型压力监测系统，通过在线进行监测。 3、工作面布置13个测点，及3、13、24、35、46、57、68、79、90、100、112、124、138。 4、压力传感器安设每个测点安装一组传感器，前后过渡架各安装一组，中间架安装11组，工作面共安装13组。传感器通过液管和快速接头与液压腔相连，以此检测液压支架的初撑力与工作阻力状况。传感器固定在液压支架顶梁合适位置，防止损坏传感器及液管。 5、矿压观测组人员每24小时对工作面压力进行统计一次，并做分析。 第四章 生产系统 第一节 运输系统 一、煤炭运输 工作面采出煤炭经采煤机滚筒与刮板输送机的铲煤板装入工作面刮板输送机，经由安设在进风顺槽内的一部转载机和两部皮带运至中央盘区胶带巷皮带，运至中央盘区煤仓，落入南翼胶带机大巷皮带，运至主斜井煤仓，经主斜井皮带运至地面。 具体路线为xxxxx工作面→xxxxx机巷胶带→中央盘区胶带机巷胶带→盘区煤仓→南北翼胶带大巷胶带→主斜井井底煤仓→主斜井胶带→地面。 二、材料及人员 1、材料运输 工作面材料由副立井、510辅助运输石门巷、中央盘区辅助运输斜巷、中央盘区辅助运输巷、回风顺槽联络巷、回风顺槽到回风端头；进风顺槽设备列车往里用料经工作面至进风顺槽各用料点，设备列车以外的用料由中央盘区辅助运输巷、xxxxx进风顺槽下料系统巷到达进风顺槽。 具体路线为副立井→510辅助运输石门→中央盘区辅助运输斜巷→中央盘区辅助运输巷→xxxxx回风顺槽联络巷→xxxxx回风顺槽→工作面→进风顺槽设备列车往里用料经工作面至进风顺槽各用料点 副立井→510辅助运输石门→中央盘区辅助运输斜巷→中央盘区辅助运输巷→xxxxx进风顺槽下料系统巷→xxxxx进风顺槽 见附图八xxxxx工作面运输系统图 第二节 通风系统 xxxxx工作面采用二进二回的通风系统，其中xxxxx进风顺槽和xxxxx进风副巷进风，xxxxx回风顺槽和xxxxx内错尾巷回风。见附图九xxxxx工作面通风系统图。 一、风量计算 按瓦斯涌出量进行计算，xxxxx工作面预计瓦斯涌出总量为q总（43.7562.64）1.5159.58 m3/min。 参照寺家庄矿初步设计说明书及老区回采工作面的回风巷和内错尾巷的风排平均绝对瓦斯涌出量比例，预计xxxxx工作面风排瓦斯量为41.52m3/min。 1、按瓦斯涌出量计算需要风量 Q采＝Q采回＋Q采尾 Q采回＝100q采回Kc Q采尾＝q采尾Kc/2.5％ 式中 Q采采煤工作面需风量，m3/s； q采尾综采工作面瓦斯尾巷中瓦斯的平均绝对涌出量，m3/min；采用内错瓦斯尾巷稀释回采工作面和工作面回风巷瓦斯，以及解决回采工作面上隅角瓦斯积聚问题，瓦斯尾巷断面为3.52.5m，风速一般为1～2 m/s，暂时取瓦斯尾巷漏风量为16m3/s，风速为1.83m/s，根据煤矿安全规程规定，内错瓦斯尾巷瓦斯浓度不能超过2.5，设计考虑一定的安全系数，取0.9。则瓦斯尾巷风排瓦斯量为 q采尾＝162.50.960＝21.6m3/min，取22 m3/min； q采回综采工作面回风巷中瓦斯的平均绝对涌出量，m3/min； q采回＝q采－q采尾＝41.52－22＝19.52 m3/min 式中 q采综采工作面风排瓦斯的平均绝对涌出量，41.52m3/min； Kc工作面因瓦斯涌出不均匀通风系数，根据经验取1.2； Q采尾＝q采尾Kc/2.5＝221.2/2.5＝1056 m3/min，取1080 m3/min Q采回＝100q采回Kc＝10019.521.2＝2342.4 m3/min，取2400 m3/min Q采＝10802400＝3480 m3/min。 符合通风瓦斯管理实施细则要求，尾巷风速不得低于0.5m/s的要求，符合集团公司煤与瓦斯突出工作面风量不得低于2500m3/min的规定。 2、按工作面温度选择适宜的风速计算需要风量 Q采60V采S采 式中Q采-----回采作面实际需要风量m3/min； V采------回采工作面风速m/s，因工作面正常生产期间适宜温度为21℃，按照表4-1工作面温度与风速关系表选取适宜的风速为1.0 m/s； 表4-1 工作面温度与风速关系表 回采工作面空气温度（℃） 采煤工作面风速（m/s） 配风调整系数K温 ＜ 1.0 1.0 20～23 1.0～1.5 1.00～1.10 23～26 1.5～1.8 1.10～1.25 26～28 1.8～2.5 1.25～1.4 28～30 2.5～3.0 1.4～1.6 S采-----回采工作面平均断面（工作面最大控顶距为5.489m，最小控顶距为4.689m，工作面平均采高为5.48m，故工作面平均断面为27.88m2）。 代入得 Q采＝60V采S采601.027.881673.26m3/min 3、按回采工作面同时作业人数计算需要风量 Q采4N440160m3/min 式中N------回采工作面同时作业人数，单位人 4）按风速进行验算 （1）按工作面进风巷断面验算 15S1527.88418.2m3/min 240S24027.886691.2m3/min xxxxx工作面需要风量3480m3/min，大于418.2m3/min，小于6691.2m3/min，符合规程规定。 （2）按工作面断面验算 15S最大 1530.08451.2m3/min 240S最小24025.706168m3/min xxxxx综采工作面需要风量3480m3/min，大于451.2m3/min，小于6168m3/min，符合规程规定。 经验算xxxxx综采工作面需要风量3480m3/min均符合规程规定风速，根据集团公司风量批复工作面所需风量为3680m3/min，所以xxxxx综采面需要风量3480 m3/min合理。 二、通风路线 新鲜风流地面→副立井→510辅助运输石门巷→中央盘区辅助运输斜巷→中央盘区辅助运输巷→xxxxx进风顺槽下料系统巷→xxxxx进风顺槽→xxxxx工作面 地面→进风井→进风井车场→中央盘区辅助运输巷→xxxxx进风顺槽下料系统巷→xxxxx工作面进风顺槽→xxxxx工作面 地面→主斜井→中央盘区回风巷→中央盘区胶带巷与中央盘区回风巷联络巷→中央盘区胶带巷→xxxxx进风顺槽→xxxxx工作面 乏风流xxxxx工作面→xxxxx回风顺槽→xxxxx回风顺槽系统巷→回风一联巷→回风井→地面 xxxxx工作面→xxxxx瓦斯内错尾巷→回风一联巷→回风井→地面 三、瓦斯防治 （一）瓦斯检查 1、必须严格建立巡回检查图表检查瓦斯的制度，其检查次数规定为3次。 2、根据检查瓦斯与二氧化碳次数，每月月末由通风队负责编制工作面瓦斯、二氧化碳 巡回检查计划图表，巡回检查图表严格按照检查瓦斯与二氧化碳次数，巡回检查路线，检查时间，检查内容，汇报程序，检查的时间间隔设计，报通风部部长助理审核。巡回检查图表对同一地点同一班内检查时间间隔规定高瓦斯矿井不应超过2小时30分钟，不同一地点不同班的检查时间间隔规定高瓦斯矿井不应超过3小时10分钟，实际检查时间与计划图表前后误差不得超过20分钟。 3、高突矿井回采工作面每班必须安排两名瓦检工，一名跟机员随时检 查机组前后20米范围内风流、煤壁和两滚筒间的瓦斯浓度；一名为专职瓦检工巡回检查工作面进风、工作面煤帮、上隅角、机尾、回风、瓦斯尾巷中的混合风流瓦斯与二氧化碳浓度以及横贯栅栏、牌 板、各转载点喷雾、进回风全断面喷雾、支架喷雾、机组内外喷雾、监测装置、隔爆设施、尾巷栅栏等设施，每班至少三次。 4、瓦检员必须严格按巡回检查计划图表规定的地点，时间、内容认真检查，同时检查所负责地区的瓦斯情况，达到无超限，无积存。将每次检查结果填写在巡回检查图表上。 5、瓦检员必须使用光学瓦斯检定器检查瓦斯，且带有不少于2米长的胶皮管和检查棍。 6、地区瓦检工每检查一个地点都要将检查的时间及结果分别填写在牌板和图表上，且要将各地点监测断电仪显示的数据记在巡回检查图表上，发现问题及时向通风调度请示汇报，做到图表、牌板、调度台帐“三对帐“。 7、瓦检工必须在井下指定地点交接班，跟机瓦检工在工作地点交接班。交接班时必须交清本班情况及下班注意的问题，并由接班者在图表上签字后交接。 8、通风系统干部下井遇到瓦检工必须审查图表，并签注意见，发现问题，要协助瓦检员处理，或提出处理意见，汇报通风调度后，才准离开现场。 9、建立瓦斯巡回检查图表逐级审查制度，通风队长每天审查本队全部图表，通风部领导每月检查各队图表不少于全部数量的20，总工程师和分管通风安全的副总工程师每月抽查不少于200张。 10、通风调度要每日填报“矿井通风调度日报”，经当日值班长审阅后，报公司总经理、公司总工程师审阅。 （二）瓦斯监测系统 1、进风顺槽口及回风下料巷风门上风侧各安设一台KJ90-F16型监测分站。 2、进风顺槽自监测分站向进风距切巷10米处敷设两趟四芯通讯电缆；回风顺槽自监测分站向回风、切巷、落山敷设三趟四芯通讯电缆。 3、W1为进风风流瓦斯传感器，W2为机尾瓦斯传感器，W3为回风上隅角瓦斯传感器，W4为回风风流中部瓦斯传感器，W5为回风风流瓦斯传感器，W6为回风混合处瓦斯传感器，W7为内错尾巷风流瓦斯传感器，W8为内尾混合回风流瓦斯传感器，W9为高抽巷口瓦斯传感器。 4、D1为采煤机馈电传感器，D2为生产溜馈电传感器，D3为回风下料巷连锁开关馈电传感器。 5、K为回风下料巷风门开停传感器，Y为机尾一氧化碳传感器，C为回风温度传感器，J为中央盘区配电室xxxxx工作面的二级断电能够切断xxxxx进风顺槽、工作面及其回风巷内全部非本安电源。 6、断电范围 （1）工作面进风顺槽瓦斯传感器进风巷内全部非本安型电气设备。 （2）工作面机尾瓦斯传感器工作面及回风巷中全部非本安型电气设备。 （3）工作面回风上隅角瓦斯传感器工作面及回风巷中全部非本安型电气设备。 （4）工作面回风顺槽中部瓦斯传感器工作面及回风巷中全部非本安型电气设备。 （5）工作面回风顺槽瓦斯传感器工作面及回风巷中全部非本安型电气设备。 （6）回风混合瓦斯传感器工作面全部非本安型电气设备。 （7）内错尾巷瓦斯传感器工作面全部非本安型电气设备。 （8）内尾混合混合传感器工作面全部非本安型电气设备。 7、报警浓度、断电浓度、复电浓度如表4-2 瓦斯传感器报警、断电及复电浓度表， 表4-2瓦斯传感器报警、断电及复电浓度表 瓦斯传感器 报警浓度 断电浓度 复电浓度 备注 进风 ≥0.3 CH4 ≥0.3 CH4 ＜0.2 CH4 机尾 ≥0.8 CH4 ≥1.3 CH4 ＜0.7 CH4 回风上隅角 ≥0.8 CH4 ≥1.3 CH4 ＜0.7 CH4 回风中部 ≥0.8 CH4 ≥0.8 CH4 ＜0.7 CH4 回风 ≥0.8 CH4 ≥0.8 CH4 ＜0.7 CH4 回风混合 ≥0.8 CH4 ≥0.8 CH4 ＜0.7 CH4 内错尾巷 ≥2.3 CH4 ≥2.3 CH4 ＜2.2 CH4 内错尾巷混合 ≥0.8 CH4 ≥0.8 CH4 ＜0.7 CH4 见附图十、十一xxxxx工作面监测系统图，xxxxx工作面瓦斯电闭锁图 （三）瓦斯电闭锁和风电闭锁必须班班