综采工作面沿空留巷Y型通风设计说明书

　　一、工作面概况

　　(一)工作面范围及邻近采掘情况

　　北一11-2煤层为顾桥矿首采煤层，北一11-2采区分为上、下山且单翼开采，北一11-2上山采区首采面为1117(1)工作面正在回采，本设计1115(1)工作面是首采面的接替面。工作面位于北一11-2上山采区中部偏上，为北一11-2上山采区五阶段，走向布置，周围及上、下煤层均未开采。工作面南起北一11-2上山采区四条上山，北至F87断层，东西分别到设计运输顺槽和轨道顺槽。工作面走向长度为2709.9m，倾斜长度220.54m，回采标高-765～-650m之间。工作面煤层赋存稳定，直接顶为0～3.6m泥岩、老顶为18.56m砂岩、直接底为12.11m泥及铝土岩，平均煤厚为2.94m，倾角为3°～5°开采面积为621651.06m2。

　　该工作面地面位于小杨庄、老童郢孜以北，小叶庄之间、地面还有张童庄和小童庄。工作面对应地面主要为农田，地势平坦，地面标高为+23.1～+24.03m。

　　本工作面为顾桥矿首次采用混凝土膏体材料充填沿空留巷技术，并形成Y型通风系统，以降低煤炭资源的损失，有效解决工作面接替及瓦斯治理难度，缓解高温地温问题。

　　(二)地质构造

　　本工作面总体为一单斜构造，工作面内共有FS21, FS22, FS47, FS52, F87-3五条断层，其中FS21断层位于工作面中部，把工作面分为两部分。工作面北部与F87断层相邻，其分支断层F87-3将影响工作面轨顺巷道掘进。由于受构造影响，岩层产状变化较大，91°～125°∠3°～10°。本工作面小断层发育，从而对正常掘进造成一定影响。

　　各断层产状表

　　(三)水文地质情况

　　本工作面水文地质条件相对简单，其主要充水水源为老顶砂岩水。该砂岩主要由中细砂岩组成，个别地段有粗砂岩和粉砂岩，岩层垂直裂隙发育，富水性较差，主要以静储量为主，刚揭露其涌水量较大，一般随时间的推移而减小直至消失。预计工作面掘进过程中在裂隙发育地带和构造发育地带会发生顶板出水。

　　预计本工作面最大涌水量为70m3/h，正常涌水量为15-20m3/h。

　　(四)影响掘进的其他地质情况

　　1、瓦斯情况：预计该面瓦斯自然含量为：5m3/ t，在构造地段及其附近瓦斯含量会增大。

　　2、煤(矿)尘：11-2煤层有爆炸危险性。

　　3、煤的自燃：有自燃发火危险，一般发火期为3～6个月。

　　4、地温情况：该区段原始地温40BC。

　　5、地压情况：周期来压现象明显，巷道局部出现片帮、底鼓等。

　　二、工作面参数

　　工作面走向长度为2709.9m，倾斜长为220.54m，工业储量为2558715.8t。可采储量2430780t。根据顾桥矿煤柱预留实际情况，本工作面南与F87断层间留煤柱50m，运输顺槽与1116(1)工作面轨道顺槽净煤柱留7米，轨道顺槽为一次沿空留巷，留巷后作为下一工作面1114(1)工作面轨道顺槽。

　　三、巷道布置

　　本工作面为顾桥矿首次采用沿空留巷、Y型通风方式。工作面采用两巷加一借用巷道(三巷)布置方式，巷道分别为1115(1)运输顺槽、轨道顺槽和借用巷1114(1)运输顺槽前期作为该面回采时总回风巷，三巷为平行布置方式，其中运输顺槽为机轨合一。

　　(一)巷道布置

　　1、1115(1)运输顺槽为实体巷道方位0°，该巷为机轨合一布置，胶带运输机布置在巷道下帮，轨道布置在上帮，为了前期掘进出煤将运输顺槽向南顺延与11-2煤层回风上山相连通，生产出煤通过阶段小煤眼溜到胶带机上山胶带运输机运入采区煤仓。设备与材料的打运则通过采区轨道上山与第六中部车场进入运输顺槽及工作面。为了保证胶带机运输效率及无极绳绞车运输，巷道起伏坡度应不大于10°。

　　2、1115(1)轨道顺槽为一次沿空留巷巷道，平行于运输顺槽布置为实体巷道方位0°。为了前期掘进时出煤将轨道顺槽向南顺延与11-2煤层回风上山相连，设备材料的打运则通过采区轨道上山与第六中部车场进入轨道顺槽及工作面。为了保证无极绳绞车运输巷道起伏坡度应不大于10°。

　　3、借用巷道1114(1)运输顺槽，前期是1115(1)工作面Y型通风回风巷，从轨道上山开门，平行与1115(1)轨道顺槽布置为实体巷道方位为0°。通过1114(1)运顺回风联巷分别与北一11-2上山采区煤层回风上山和顶板岩石回风上山相连，构成1115(1)工作面回采时回风系统。为了保证无极绳绞车运输巷道起伏坡度不大于10°。

　　4、开切眼布置在距F87断面50m处，与运输顺槽夹角90°布置。

　　5、第六中部车场从轨道上山拨门，施工采区第六中部车场(为煤巷)与工作面运顺槽相连，形成本工作面掘进和生产时进风、运料系统 。

　　6、第五中部车场从轨道上山拨门、施工采区第五中部车场(煤巷)与本工作面轨道顺槽相连，构成本工作面设备打运、材料运输及辅助进风系统。

　　7、1115(1)运输顺槽回风联巷，从运输顺槽拨门施工运顺回风联巷与北一11-2上山采区岩石回风上山连接，构成运输顺槽掘进时回风通道。

　　8、1115(1)轨道顺槽回风联巷，从轨道顺槽拔门施工轨顺回风联巷分别与北一11-2上山采区煤层回风上山和采区岩石回风上山相通，构成轨道顺槽掘进的回风通道，也是为两条回风上山之间相互调整风量服务。

　　9、1114(1)运输顺槽回风联巷，从1114(1)运输顺槽拔门施工回风联巷分别与11-2采区煤层回风上山和采区岩石回风上山连通，形成1114(1)运输顺槽掘进和1115(1)工作面回采时回风系统。

　　10、边界煤层回风上山，沿1115(1)工作面开切眼，垂直向上施工与1114(1) 运输顺槽连接，形成1115(1)和1114(1)之间一段边界煤层回风上山勾通两工作面，形成1115(1)回采时回风通道。

　　(二)、巷道断面及支护参数

　　本设计的1115(1)工作面运、轨顺槽及1114(1)运顺均为实体巷道，运、轨顺槽及切眼均沿11-2煤顶板施工，根据该工作面地质条件，初步确定该面锚网梁支护如下：

　　1、1115(1)运输顺槽锚梁网支护设计

　　运输顺槽为一矩形断面，宽×中高=5.0×3.2m=16.00m2，具体支护参数如下：

　　(1)巷道顶板采用6根螺纹钢预拉力等强锚杆配合T×4800mmM5型钢带，再加上12#槽钢和锚索、12#金属网联合支护。锚杆长度为2500mm，直径φ20mm，间排距860×800mm，每根锚杆采用2支Z2380型树脂药卷。锚索配合12#槽钢采用“2--2”布置方式，锚索规格为φ18×6300m，每根锚索采用3支Z2380型树脂药卷。

　　(2)巷帮采用4根螺纹钢预拉力等强锚杆配合钢带(29000×178×3mm)钢带、12#金属网联合支护。锚杆长度为2200mm，直径φ20mm，间排距850×800mm，每根锚杆采用1支Z2380型树脂药卷。

　　(3)在断层破碎带附近及顶板淋水段，采用U型钢棚支护。

　　2、1115(1)轨道顺槽(一次沿空留巷巷道)锚梁网支护设计

　　轨道顺槽为一次沿空留巷巷道，需加强支护，轨道顺槽为一矩形断面，宽×中高=5×3.4m=17m2，具体支护参数如下：

　　(1)巷道顶板采用7根螺纹钢预拉力等强锚杆配合T×4800mmM5钢带，再加上12#槽钢和锚索、边角珩架锚索(4500mm)12#金属网联合支护。锚杆长度为2500mm，直径φ20mm，间排距750×800mm，其中边角两根锚杆与铅垂面夹角30o每根锚杆采用2支Z2380型树脂药卷。锚索配合12#槽钢采用“3-4-1”布置方式，锚索规格为φ17.8×7300m，边角珩架锚索与铅垂面夹角45o，每根锚索采用3支Z2380型树脂药卷。

　　(2)巷帮采用5根螺纹钢预拉力等强锚杆配合T×3200mmM5钢带、12#金属网联合支护，其中底部锚杆与水平面夹角20o。锚杆长度为2500mm，直径φ20mm，间排距750×800mm，每根锚杆采用1支Z2380型树脂药卷。

　　(3)在断层破碎带附近及顶板淋水段，采用U型钢棚支护。

　　3、1114(1)运输顺槽及边界煤层回风上山锚梁网支护设计与1115(1)轨道顺槽锚梁网支护设计相同。

　　4、开切眼锚梁网支护设计

　　切眼导硐为一矩形断面，宽×中高=4.6×3.2m=14.72m2，具体支护参数如下：

　　(1)巷道顶板采用6根螺纹钢预拉力等强锚杆配合M5钢带，再加上12#槽钢和锚索、12#金属网联合支护。锚杆长度为2500mm，直径φ20mm，间排距840×800mm，每根锚杆采用2支Z2380型树脂药卷。锚索配合12#槽钢采用“2-2”布置方式，锚索规格为φ18×6300m，每根锚索采用3支Z2380型树脂药卷。

　　(2)老塘帮采用四根螺纹钢预拉力等强锚杆配合钢带(2150×150×3mm)钢板条、12#金属网联合支护。锚杆长度为1800mm，直径φ20mm，间排距850×800mm，每根锚杆采用1支Z2380型树脂药卷。

　　(3)扩面帮采用3根玻璃钢锚杆和木托板(300×300×50mm) 12#金属网联合支护，上、下相邻排锚杆沿巷道纵向显交错布置，错距0.4m，锚杆长度为1800mm，直径φ18mm，间排距1000×800mm，每根锚杆采用1支Z2380型树脂药卷。

　　5、扩面支护参数

　　切眼采用导硐法施工，首次掘进宽度4.6m，高3.2m，扩面后切眼最终宽度为7.2m，高3.2m。

　　(1)切眼掘进时在拨门交岔点处打两排加固挑棚，在切眼中部距迎头不超过50m处，打一排挑棚，切眼贯通后距老塘侧帮0.6m处再打一处挑棚，挑棚由DZ32-35单体支柱与4.0m长的工字钢组成，一梁四柱。

　　(2)切眼扩宽2.6m，扩面巷顶板，采用3根螺纹钢预拉力等强锚杆配合M5钢带，再加上12#槽钢和锚索、12#金属网联合支护。锚杆长度为2500mm，直径φ20mm，间排距900×800mm，每根锚杆采用2支Z2380型树脂药卷。锚索配合12#槽钢采用“1-1-0”布置方式，锚索规格为φ18×6300m，每根锚索采用3支Z2380型树脂药卷。

　　(3)帮部采用3根玻璃钢锚杆和木托板(300×300×50mm) 12#金属网联合支护，上、下相邻排锚杆沿巷道纵向显交错布置，错距0.4m，锚杆长度为1800mm，直径φ18mm，间排距1000×800mm，每根锚杆采用1支Z2380型树脂药卷。

　　6、锚固力要求

　　顶、帮锚杆设计锚固力分别为≮120KN、≮60KN,锚索设计锚固力为≮250KN;锚杆扭矩要求分别不底于100Nm和60Nm。

　　7、岩巷支护参数

　　(1)采用锚喷支护，锚杆为螺纹钢预拉力等强锚杆，锚杆长度为2000mm，直径φ20mm，间排距800×800mm，喷后为100mm，强度等级为C20。

　　(2)顶板破碎段，采用架棚支护，直墙半圆拱U29型钢支架，支架间距500～600mm，外背钢筋网背板。

　　附：1115(1)工作面运输，轨道顺槽及切眼断面图。

　　四、采煤工艺、顶板管理

　　(一)煤层情况

　　11-2煤层为黑色煤层赋层稳定，煤层结构复杂(局部有两层夹矸)，本工作面煤厚为2.5～3.61m，平均厚为2.94m，倾角3～10º，平均5º。煤层以块状及粉末状为主，内生裂隙发育，煤岩成分以亮煤为主，次为暗煤，属半亮型。受断层和滑动构造影响煤层厚度变化较大，一般含有2～3层碳质泥岩夹矸。

　　(二)煤层顶底板情况

　　11-2煤直接顶为复合顶板，由砂质泥岩，泥岩和11-3煤层组成，其中薄煤层不稳定，个别地段老顶砂岩直接覆盖在煤层之上。

　　老顶：砂岩，灰白色～乳白色，厚层状，细中粒结构，钙质胶结，层面含暗色矿物，具平行层理和交错层理。厚度18.56m。

　　直接顶：泥岩，灰色～深灰色，滑面发育，具滑感，夹薄煤层，厚度为0～3.6m。

　　伪顶;炭质泥岩，黑色，染手，较破碎。厚度为0～0.6m。

　　直接底：泥岩、铝土质泥岩，灰色～深灰色，泥质胶结，含植物化石，夹1～2层薄煤层，厚度为12.11m。

　　(三)采煤方法

　　根据顾桥矿北一11-2上山采区巷道布置方式，结合11-2煤层赋存情况和地质构造分布特点，确定采用单一走向长壁、顶板自然垮落、后退式综合机械化采煤方法，正常回采期间工作面沿11-2煤层顶板回采，一次采全高。

　　(四)顶板管理

　　根据煤层顶板岩性，直接顶板能随着液压支架的前移及时冒落，冒落矸石能及时充填采空区，本工作面采用顶板自然垮落管理顶板。

　　五、综采工作面主要设备选型法

　　1115(1)为综采工作面根据参考1117(1)首采面设备选型，1115(1)工作面主要设备型号如下：工作面液压支架型号ZY8800/18/38;采煤机型号SL750;刮板运输机型号SGZ1000/1400;转载机型号SZZ1000/400;皮带机型号DSJ1200/200/3*355X、L=3000m。

　　六、工作面生产能力

　　(一)工作面参数

　　工作面长220.5m，工作面回采长度2709.9m，平均煤厚2.94m，容重1.4t/m3。

　　(二)工作制度

　　年工作日350天，回采工作面采用“四六”制，三班采煤，一班检修。

　　(三)生产能力

　　工作面回采率为95%，每天9个循环沿空留巷三刀一充填，一班一充填，循环进尺为0.86米，正规循环率为90%，则工作面日生产能力及日推进度为：

　　A=220.5×9×0.86×90%×2.94×95%×1.4=6000t

　　B=9×0.86×90%=3.966m

　　(四)服务年限

　　Ty=2709.9/(9×0.86×30×90%)=12(月)

　　1115(1)面计划于2006年9月份开始施工工作面巷道，2007年8月份开始回采，2008年7月底回采完毕。

　　(五)1115(1)工作面工程量及掘进工作面个数

　　根据工作面巷道布置及系统能力确定掘进工作面为4个，其中煤巷三个，岩巷一个

　　煤巷主要是三个顺槽同时掘进，岩巷用于小结构的掘进。

　　七、沿空留巷专项设计

　　(一)沿空留巷Y型通风的巷道布置

　　为了实现1115(1)工作面沿空留巷Y型通风，工作面采用一面两巷加借用巷道及边界煤层回风上山的布置方式。两巷为1115(1)运输顺槽、1115(1)轨道顺槽、借用巷道为1114(1)运输顺槽，其中1115(1)运输顺槽、轨道顺槽两巷进风通过采煤工作面及边界煤层回风上山回风到1114(1)运输顺槽，再经1114(1)运输顺槽回风联巷进入北一11-2煤层底板回风上山，北一11-2底板岩石回风大巷到中央回风井地面。

　　(二)沿空留巷位置及巷道断面

　　顾桥矿1115(1)工作面沿空留巷，地点选择在工作面轨道顺槽，从工作面开切眼一直到停采线为充填留巷范围。工作面轨道顺槽沿煤层顶板掘进，采用锚梁网支护形式，断面为矩形，断面规格：宽×高=5.0m×3.4m，净断面面积为17m2。留用巷道采用补打φ18×8300m锚索加固。断面见附图。

　　(三)1115(1)工作面留巷充填支架设计

　　充填支架设计由沈阳煤碳设计研究院设计提供。

　　(四)1115(1)工作面巷旁支护

　　1、充填体材料强度的选择与计算

　　(1)充填材料

　　沿空留巷充填材料选用膏体混凝土材料，主要成份是：硅酸盐、砂子、粉煤灰及水拌和的膏体混凝土材料外加添加剂， 下表为填材料选强度指标：
 

　　k：冒落岩石的碎胀系数1.25-1.5，取1.3

　　B1：巷道煤帮到切顶线的悬顶宽度，为B2与留巷充填体(暂取2.1m)宽度的1.2倍

　　B2：留巷宽度5.0m

　　经计算P值为42.6T/m2，而根据充填体材料强度试验，其最大承载可达10.0 MPa以上，可满足承载要求。

　　(3)充填体材料的运输、储存及上料方式

　　沿空留巷是随着采煤工作面的推进而延伸，因此采煤工作面和留巷的连续性，要求充填材料的输送必须不间断。

　　现生产的膏体混凝土充填材料，一般采用40公斤或50公斤袋装。按三刀一充填每次充填约18 m3需要约650袋，由于充填系统的工作是连续的，如在井下人工上料，工人的劳动强度高，上料粉尘大，工作环境差，因而采用矿用特制集装箱(约10 m3)在地面人工折装机械上料，打运到工作面轨道顺槽储料场(距采煤工作面不大与600m)，增强上料可靠性和效率。

　　副井——井底车场——北翼11-2岩石轨道大巷——北一11-2采区轨道石门——北一11-2上山采区轨道上山——轨道上山第五中部车场——1115(1)工作面轨道顺槽无级绳较车到工作面轨道顺槽储料场。

　　膏体混凝土充填材料用矿用特制集装箱输送至1115(1)工作面轨道顺槽充填材料储料场，再通过螺旋输送泵直接输送到德国普茨迈特公司BSM1002-E混凝土泵，BSM1002-E混凝土泵放在可移动平板车上布置在距采煤工作面附近不大与600m巷道中，随时充填。充填过程中加水拌和时手动控制进水、要求进水管安装压力表，保证水压均衡充填泵供水水压不小于5公斤，水量不小于10～12m3/h。

　　(4)充填设备的选型

　　鉴于国内尚无用于矿井输送混凝土充填泵,选用德国普茨迈斯特BSM1002-E混凝土泵，该泵主要由防爆电机、液压泵站系统，螺旋送料配水搅拌系统、液压缸体输送系统等组成。

　　主要技术性能指标表

　　膏体混凝土充填材料的运输应保持密封，有防水防潮措施;材料的加水拌和时要控制好水灰比，确保材料加水拌和后的各种工作特性，搅拌时要防止材料泌水离析，造成堵管。

　　充填管路三趟，两路充填一路备用，充填管路必须与BSM1002-E混凝土泵的泵送性能相匹配。性能要求为耐压不小于10MPa，管径Φ108mm，壁厚≥6mm，低阻尼耐磨无缝钢管，管道连接采用耐压10 MPa管道快速接头及“O”橡胶圈密封。

　　5、1115(1)工作面充填泵供电设计

　　(1)移动变压器容量选择：

　　1115(1)工作面是我矿北翼11槽的第一个采用沿空流巷Y型通风的工作面，根据设计需用充填泵4台，其中2台在用，2台备用，其功率为55KW，电压等级为660V;2台螺旋输送泵，其功率为75KW，电压等级为660V。供电采用2路单线，中间无联络;为保证充填泵安全可靠运行，对6台泵分别用2台移动变压器(630KVA/10/0.69KV 2台)供电。

　　A、运顺外口移变：

　　它所带负荷有：P轨顺= P充填泵+ P输送泵=2X55+75=185KW

　　P运顺= P无极绳+ P皮带低压+P绞车+P其他=110+70+45X2+7.5+100=377.5KW

　　Pe= P轨顺+ P运顺=185+377.5=562.5KW

　　Sb=ΣPe·Kx/Cosφpj= 562.5x0.51/0.7=415.7kvA

　　其中: Cosφpj——功率因数，由于存在2台以上设备同时启动，取0.7;

　　Kx——需用系数，Kx=0.4+0.6X110/562.5=0.51

　　根据计算选择螺旋输送泵、充填泵移变容量为Sbe=630kvA〉415.7 kvA　　10/0.69KV。

　　B、1115(1)轨顺中部移变：

　　它所带负荷有：P轨顺外口= P无机绳+ P水泵=132+7.5X6=177KW

　　P轨顺里口= P慢绞+ P水泵+ P输送泵+ P充填泵=45+18.5+7.5X6+40+75+55X2=333.5KW

　　Pe= P轨顺外口+ P轨顺里口=177+333.5=510.5KW

　　Sb=ΣPe·Kx/Cosφpj= 510.5x0.56/0.7=408.4kvA

　　其中: Cosφpj——功率因数，由于存在2台以上设备同时启动，取0.7;

　　Kx——需用系数，Kx=0.4+0.6X132/510.5=0.56

　　根据计算选择螺旋输送泵、充填泵移变容量为Sbe=630kvA〉408.4 kvA　　10/0.69KV。

　　(2)电缆截面的选择：

　　A、10KV高压电缆的选择;

　　计算如下(高压电缆均按电缆长时运行电流来选择)：

　　第一趟高压10KV线路选择(带运顺外口移变)：

　　负荷统计：P总= P轨顺+ P运顺=185+377.5=562.5KW

　　这趟高压线路的总负荷就是：

　　S总=P总×Kx/ Cosφpj=562.5×0.51/0.7=415.7KVA

　　则通过10KV高压电缆的长时运行电流为：

　　I=S总/√3Ue=415.7/1.732×10=24A

　　故选择MYPTJ10KV/3X70+3X25/3+3X2.5型10KV高压电缆(共500

　　米)，其额定载流量205A〉24A合格。

　　其中：Kx=0.4+0.6*PMax/ΣP

　　=0.4+0.6*110/562.5=0.51

　　由于存在两台以上电机同时起动的可能，所以这里Kx按0.7来取。

　　第二趟高压10KV线路的选择(带1115(1)中部移变)：

　　负荷统计：Pe= P轨顺外口+ P轨顺里口=177+333.5=510.5KW

　　Sb=ΣPe·Kx/Cosφpj= 510.5x0.56/0.7=408.4kvA

　　其中: Cosφpj——功率因数，由于存在2台以上设备同时启动，取0.7;

　　Kx——需用系数，Kx=0.4+0.6X132/510.5=0.56

　　则通过10KV高压电缆的长时运行电流为

　　I=S/√3*10=408.4/1.732X10=23.6A

　　因此，选择MYPTJ10KV/3X70+3X25/3+3X2.5型10KV高压电缆(共1500米)其额定载流量205A〉23.6A合格。

　　B、低压电缆的选择：

　　从运顺外口移变至输送泵及充填泵控制开关的电缆选择：

　　I=ΣPe·Kx /√3Ue•Cosφ

　　=185X 0.64/√3 ×0.69×0.7=141.5A

　　其中： Kx=0.4+0.6X75/185=0.64

　　Cosφ为功率因数，取0.7

　　考虑到供电距离及校验系数，选择电缆为MYP0.69/1.14KV-3X120+1X50型(共1500米)和MYP0.69/1.14KV-3X95+1X25型(共1000米)2种低压电缆，其中MYP0.69/1.14KV-3X95+1X25型电缆额定载流量250A〉141.5A，符合要求。

　　从轨顺中部移变至输送泵及充填泵控制开关的电缆选择：

　　I=ΣPe·Kx /√3Ue•Cosφ

　　=185X 0.64/√3 ×0.69×0.7=141.5A

　　其中： Kx=0.4+0.6X75/185=0.64

　　Cosφ为功率因数，取0.7

　　故选择电缆为MYP0.69/1.14KV-3X95+1X25型(共1000米)，其额定载流量为250A〉141.5A，符合要求。

　　(3)按允许电压损失校验电缆截面

　　由于采区用电属于间歇性负荷，采区电动机正常运行时的允许电压损失不超过额定电压的10%，而起动时的电压降即起动时电机入口处的电压不能低于额定电压的25%，即690V系统最大压降为690×25%=172.5V，满足这个条件，电动机就能正常起动。

　　A、移变1(运顺外口)：

　　有关电气参数：

　　已知Sbe=630kvA U2e=0.69kv Ud%=5.5%

　　ΔP=4500W I2e=525A I1e=36.49A

　　移变电阻压降百分数 Ur=ΔP/(10 Sbe)=4500/(10×630)=0.071

　　移变电抗压降百分数 Ux=√(Ud2-Ur2) =√(5.52-0.0712)=5.5

　　则：Rb=ΔP·U2e2/ Sbe2=4500×0.692/6302=0.0054Ω

　　Xb=10Ux·U2e2/ Sbe=10×5.5×0.692/630=0.042Ω

　　按允许起动条件校验电缆截面

　　输送泵和充填泵正常运行时变压器内部电压损失：

　　由前可得：S总=P总×Kx/ Cosφpj=562.5×0.51/0.7=415.7KVA

　　则：I2b=S总/ √3U2e Cosφpj=415.7/1.732X0.69X0.7=497A

　　ΔUB %=I2b/ I2e(Urcosφ+Uxsinφ)

　　=497/525(0.071×0.7+5.5×0.71)

　　=3.744

　　输送泵和充填泵起动时供电电缆电压损失：

　　ΔU=ΔUB %X U2e/100=3.744X690/100=25.8V<69V(10% U2e)

　　满足设备正常运行要求。

　　输送泵和充填泵正常运行时变压器内部电压损失：

　　ΔUb=√3(IQ+ΣIq)( Rbcosφ+ Xbsinφ)

　　=√3X(75X1.15X8+487.5X1.15)X(0.0054X0.7+0.42X0.71)

　　=72.78V<172.5V(25%U1e)

　　满足设备起动电压要求。

　　移变2(1115(1)轨顺中部移变)：

　　有关电气参数：

　　已知Sbe=630kvA U2e=0.69kv Ud%=5.5%

　　ΔP=4500W I2e=525A I1e=36.49A

　　移变电阻压降百分数 Ur=ΔP/(10 Sbe)=4500/(10×630)=0.071

　　移变电抗压降百分数 Ux=√(Ud2-Ur2) =√(5.52-0.0712)=5.5

　　则：Rb=ΔP·U2e2/ Sbe2=4500×0.692/6302=0.0054Ω

　　Xb=10Ux·U2e2/ Sbe=10×5.5×0.692/630=0.042Ω

　　B、按允许起动条件校验电缆截面

　　输送泵和充填泵正常运行时变压器内部电压损失：

　　由前可得：Sb=ΣPe·Kx/Cosφpj= 510.5x0.56/0.7=408.4kvA

　　则：I2b=S总/ √3U2e Cosφpj=408.4/1.732X0.69X0.7=488A

　　ΔUB %=I2b/ I2e(Urcosφ+Uxsinφ)

　　=488/525(0.071×0.7+5.5×0.71)=3.677

　　输送泵和充填泵起动时供电电缆电压损失：

　　ΔU=ΔUB %X U2e/100=3.677X690/100=25.4V<69V(10% U2e)

　　满足设备正常运行要求。

　　输送泵和充填泵正常运行时变压器内部电压损失：

　　ΔUb=√3(IQ+ΣIq)( Rbcosφ+ Xbsinφ)

　　=√3X(75X1.15X8+434.5X1.15)X(0.0054X0.7+0.42X0.71)

　　=69.23V<172.5V(25%U1e)

　　满足设备起动电压要求。

　　(4)按经济电流密度选择高压电缆：

　　A、第一趟10KV高压电缆： A=Ig/nJj=24/2.25=10.7 故取A=95mm2 式中，A-标准电缆截面mm2

　　Ig-最大持续负荷电流(A)

　　n-不考虑下井电缆损坏时，同时工作电缆根数

　　Jj-经济电流密度 A/mm2

　　由前可得：Ig =24A 查表得，Jj=2.25 n=1

　　B、第二趟10KV高压电缆：A=Ig/nJj=23.6/2=11.8

　　由前可得：Ig =23.6A 查表得，Jj=2 n=1

　　故取A=70mm2 〉11.8 mm2。

　　(供电图附后)

　　6、充填工艺

　　顾桥1115(1)工作面沿空留巷，试验点选择在工作面轨道顺槽一次留巷。

　　(1)充填操作流程

　　移架清理--→机械立模--→搅拌输送--→充填清洗

　　清理、立模：在工作面轨道顺槽沿空留巷处，管理好巷道顶板，清理巷道底板虚矸。采用ZZHCY15000/20/35型巷旁充填侧模板支架、ZZHCY13400/22/35型巷旁充填后模板支架、ZT8800/19/35超前支护支架挂外侧模板，支架自行前移机械立模，每次立模长为一次充填长度2.6m。

　　搅拌输送：检查确定混凝土充填泵工作状况正常，管路畅通后，可进行材料的搅拌输送。进料要均匀连续，配水要严格控制水灰比。掌握设备的工作压力，防止管路阻塞。

　　充填清洗：高添量粉煤灰膏体混凝土材料进入留巷充填模，要观察材料的平流堆积状况，材料要充满充填模并接顶充分。充填工作完成及时放清洗球用清水清洗管道及泵，原则上清洗管道污水排入采空区，不能对工作面、轨道顺槽及留设的巷道产生影响。充填后拆模前动态观测充填体的强度和矿压显现，发现问题及时处理。

　　(2)膏体充填材料配比

　　A、原材料要求

　　水泥：325普通硅酸盐水泥或矿渣硅酸盐水泥;

　　粉煤灰：干灰，含水率小于5%;

　　砂：中砂，含水率小于3%;

　　B、配合比

　　水泥

　　粉煤灰

　　砂

　　水

　　多功能复合外加剂

　　根据混凝土膏体材料抗压强度指标，充填体的宽度选择2.1m，充填高度以采高3m～3.2m为参考;每次充填长度同工作面三刀推进度2.6m;要求充填垛与煤壁保持一个综采支架的长度。

　　(五)1115(1)工作面留巷巷内支护

　　1、充填体的临时支护

　　轨道顺槽超前充填体约60m采用超前支护支架替换单体和铰接顶梁，超前支架沿轨道顺槽走向紧靠巷帮双排布置，在支架上安设工字钢梁，工字钢梁中-中500mm布置，超前支架型号ZT8800/19/35、超前支护支架12组、每组长5m替换长度约长度60m。超前支护支架高度1.9-3.5m，宽度0.47m，工作阻力8800kN，初撑力6180kN，支护强度每组0.76Mpa。

　　2、 巷内加强支护形式及参数

　　沿空留巷要求支护体作为支护物与围岩间具有同步协调性，支护体的有效性要以维护好直接顶的完整性为目的。沿空留巷的顶板下沉同巷道及巷道直接顶在采空区悬露跨度有关。一般随跨度的增大而加大，同时跨度小满足不了Y型通风的要求，因此1115(1)轨道顺槽留巷后巷内120m采用双排挑棚加强支护，减小悬顶跨度，尽量控制顶板下沉;随后在距工作面120m外开始巷修工作。考虑到1115(1)轨道顺槽跨度大还要受采动的影响，采用顶板补打ф18㎜、长8.3m锚索，间排距为1000㎜×1000㎜加固。留巷后如若满足不了通风断面的要求，必须进行巷修工作，巷修主要采用卧底、刷帮，补打锚网及ф18㎜、长8.3m锚索加固。巷内加强支护参数见留巷断面图。

　　八、通风、瓦斯抽采、防灭火、瓦斯监控系统

　　(一)通风系统

　　1、瓦斯涌出量预计

　　1115(1)工作面瓦斯涌出的来源有：本煤层煤体含有的瓦斯、1115(1)工作面老塘遗煤及13-1邻近层煤体涌出的瓦斯。

　　根据统计，正在回采的1117(1)工作面已回采1030m，相对瓦斯涌出量为2.97 m3/t。工作面走向长度2613m,倾斜长度240m，回采标高在-801.9～-686.0m之间。11-2煤层厚0.3～3.4m，平均厚2.47m,月平均日产在8590～12210t之间，绝对瓦斯涌出量在6.9～24.1 m3/min,相对瓦斯涌出量在1.06～6.39m3/t，平均2.97m3/t。

　　预计1115(1)工作面回采期间日产10000T时相对瓦斯涌出量为6.5 m3/t，绝对瓦斯涌出量为45m3/min。

　　2、通风系统:

　　新鲜风流:

　　3、通风方式：

　　工作面采用上行通风，以利于瓦斯治理。

　　4、风量计算

　　(1)按人员计算：

　　Q=4N=4×80=320m3/min

　　Q--工作面采煤期间所需风量

　　N--工作面同时工作最多人数，取80人

　　(2)按工作面温度计算：

　　Q=60VS=60×2.5×14.7=2205m3/min

　　V--根据温度应具备的风速，取2.5m/s

　　S--工作面有效通风断面m2,取14.7m2

　　(3)按瓦斯涌出量计算：

　　预测该面回采时最大相对瓦斯涌出量为6.5m3/t,设计日产10000 t,则绝对瓦斯涌出量为45 m3/min。

　　Q=100qk/c=100×11.25*1.5/0.8=2109m3/min

　　q--工作面平均瓦斯绝对涌出量,45m3/min,其中抽采为32.1m3/min,风排为13.5m3/min。

　　k--瓦斯涌出不均衡系数，综采面取1.5

　　c—工作面正常生产时工作面及回风流中允许的最大瓦斯浓度，c取0.8%

　　(4)工作面进风量：

　　轨顺进风量：

　　Q轨顺=60VS=60×0.5×17.6=525m3/min

　　V—要求风速不小于0.25m/s,取0.5m/s

　　S--工作面有效通风断面m2,取17.6m2

　　回风巷风量：

　　Q回风=Q运顺+Q轨顺

　　=2205+525

　　=2730

　　Q回风：工作面总回风量m3/min

　　Q运顺：运顺进风量，m3/min

　　Q轨顺：轨顺进风量：m3/min

　　(5)按风速进行验算：

　　Q取上述三者的最大值，回采时工作面配风量取2105m3/min,回风巷风量525 m3/min，则：

　　Q采≥15×S=15×26.1=392 m3/min

　　Q采≤240×S=240×14.7=3528 m3/min

　　Q回风≥15×S=15×17.6=264 m3/min

　　Q回风≤240×S=240×17.6=4224 m3/min

　　根据以上计算，工作面运顺配风量配风量不小于2205m3/min，工作面总风量不小于2730m3/min。

　　(二)1115(1)工作面瓦斯抽采系统

　　1、抽采系统

　　(1)永久抽采系统：

　　1115(1)回风联巷Φ426mm瓦斯抽采管→轨道顺槽Φ426mm瓦斯抽采管→11-2煤层回风上山Φ560mm瓦斯抽采管→11-2回风巷Φ560mm瓦斯抽采管→11-2采区回风巷Φ560mm瓦斯抽采管→瓦斯钻孔联巷Φ560mm瓦斯抽采管→抽采钻孔Φ560mm瓦斯抽采管→地面Φ630mm瓦斯抽采管→泵站2BE3 720(2BEF 72)瓦斯泵

　　移动抽采系统：

　　1115(1)轨道顺槽Φ325mm瓦斯抽采管→11-2煤层回风上山Φ325mm瓦斯抽采管→11-2配风巷Φ325mm瓦斯抽采管→11-2采区回风巷Φ325mm瓦斯抽采管→井下临时泵站2BE1 353瓦斯泵→11-2采区回风巷Φ273mm瓦斯抽采管→中央风井下口Φ273mm瓦斯抽采管

　　(2) 地面钻孔抽采系统：

　　地面钻孔(施工至1115(1)煤层顶板5m)→地面Φ219mm瓦斯抽采管→地面Φ325mm瓦斯抽采管→2BE1 505瓦斯泵

　　2、风排瓦斯量和抽采瓦斯量

　　1117(1)在回采期间瓦斯抽放纯量平均在22.4 m3/min，风排瓦斯量在6.6～10.2 m3/min，

　　其中地面钻孔抽放4.1 m3/min，占总抽放量的18%，瓦斯涌出量的13%;尾抽巷抽放13.5m3/min，占总抽放量的60%，瓦斯涌出量的42%;边孔抽放4.8m3/min，占总抽放量的21%，瓦斯涌出量的15%;

　　根据瓦斯涌出来源分析，1115(1)工作面正常回采时工作面的绝对瓦斯涌出量为45m3/min ，工作面瓦斯治理设计分为风排和抽排两种方式，地面钻孔、1115(1)轨道顺槽穿层钻孔抽放上临近层13-1煤层卸压瓦斯，采空区顶板钻孔进行抽放。预计地面钻孔可抽出绝对瓦斯量的20%，轨道顺槽穿层钻孔可抽出45%，采空区顶板钻孔可抽出10%，风排25%。

　　则1115(1)工作面瓦斯涌出量计算如下：

　　风排瓦斯量为：

　　Q风排 =45×30%=11.25 m3/min

　　地面钻孔抽放瓦斯量为：

　　Q地面钻孔 =45×20%= 9m3/min、

　　回风巷穿层孔抽放瓦斯量为：

　　Q穿层孔=45×45%=20.3 m3/min、

　　采空区钻孔抽放瓦斯量为：

　　Q采空区钻孔=45×10%=4.5m3/min、

　　3、抽采钻孔设计

　　采用地面钻孔、轨道顺槽穿层钻孔、采空区顶板钻孔等抽采措施。根据工作面回采期间的瓦斯涌出量和实际抽采效果选用经济合理的抽采方法和参数。

　　(1)地面钻孔抽采设计

　　地面钻孔共设计8个钻孔，第一个钻孔距切眼内150m,以后7个钻孔孔间距320m，终孔位置位于11-2煤层顶板5m岩石内。下入Φ177.8mm套管，该套管自距15煤层顶1～2m向下至11-2煤层顶板5m为筛管，下套管净孔径Φ177.8mm。

　　(2)轨道顺槽穿层钻孔：

　　在1115(1)工作面轨道顺槽向回采方向采空区顶板施工穿层钻孔，钻孔间距20m，孔径113mm，钻孔深入到邻近层13-1煤的卸压带内20m.钻孔下入108mm套管15m进行固孔。在工作面回采时施工钻孔。

　　钻孔施工结束后连通回风巷内Φ426mm瓦斯管进行抽采。

　　(3)采空区顶板钻孔抽采设计

　　在1115(1)工作面采过筑墙后在轨道顺槽向回采方向采空区顶板施工钻孔，钻孔间距10m，孔径110mm，钻孔深入到裂隙带内25～35m.钻孔下入8m套管进行固孔。

　　钻孔施工结束后连通回风联巷内Φ325mm瓦斯管进行抽采。

　　(4)抽放管径的选择

　　A、地面钻孔瓦斯管管径计算

　　地面钻孔抽采瓦斯时预计1个钻孔混合量15 m3/min，2钻孔同时抽采时混合量为30m3/min，瓦斯浓度70%以上，则干管、支管管径为：

　　D=0.1457×(Q/V)1/2

　　D—抽采瓦斯管管径(m),

　　Q--抽采管中混合流量，m3/min，

　　V—抽采瓦斯管内流速一般为5—15m/s，取12 m/s。

　　代入上式得：

　　干管：D=0.1457×(Q/V)1/2=0.1457*(30/12)1/2=0.23 (m)

　　支管：D=0.1457×(Q/V)1/2=0.1457*(15/12)1/2=0.163 (m)

　　故地面抽采钢管为：干管：D325mm， 支管：D219mm

　　B、轨道顺槽穿层钻孔瓦斯管管径计算：

　　预计，1115(1)回采时穿层钻孔瓦斯管中混合量为70 m3/min，抽采瓦斯浓度预计30%左右，可抽采的纯瓦斯量21m3/min。

　　D=0.1457×(Q/V)1/2

　　D—抽采瓦斯管管径(m),

　　Q--抽采管中混合流量，m3/min，

　　V—抽采瓦斯管内流速一般为5—15m/s，取12 m/s。

　　代入上式得：

　　D=0.1457×(Q/V)1/2=0.1457*(70/12)1/2=0.352 (m)

　　故、回风联巷穿层钻孔瓦斯管D426mm

　　C、采空区顶板钻孔抽采设计

　　预计，1115(1)回采时采空区顶板钻孔瓦斯管中混合量为50 m3/min，抽采瓦斯浓度预计10%左右，可抽采的纯瓦斯量5m3/min。

　　D=0.1457×(Q/V)1/2

　　D—抽采瓦斯管管径(m),

　　Q--抽采管中混合流量，m3/min，

　　V—抽采瓦斯管内流速一般为5—15m/s，取12 m/s。

　　代入上式得：

　　D=0.1457×(Q/V)1/2=0.1457*(50/12)1/2=0.297 (m)

　　轨道顺槽穿层钻孔瓦斯管D325mm

　　轨顺采空区钻孔(边孔)抽采管路直径计算

　　预计，1115(1)回采时轨道顺槽边孔瓦斯抽采管中混合量为30 m3/min，抽采瓦斯浓度预计30%左右，按30% 进行计算，可抽采的纯瓦斯量9m3/min。

　　D=0.1457×(Q/V)1/2

　　=0.1457*(30/15)1/2

　　=206mm

　　D—抽采瓦斯管管径(m),

　　Q--抽采管中混合流量m3/min，

　　V—抽采瓦斯管内流速一般为5—15m/s，取10 m/s。

　　轨道顺槽采用一趟Φ273mm管路抽采采空区瓦斯。

　　4、管路阻力计算及瓦斯泵流量确定

　　(1)地面钻孔抽采管路阻力计算及瓦斯泵确定

　　A、抽采管路阻力计算

　　瓦斯管路阻力包括沿程阻力和局部阻力，沿程阻力用以下公式计算(设计管路：Φ325mm干管管路3960m，Φ219mm支管管路240m，每钻孔内Φ177.8mm管路700m，Φ140mm管路90m)

　　H1=9.81×L.Δ.Qc2/(k.d5)

　　式中：H1—沿程阻力(pa)

　　L—管路长度，1400(m)

　　Δ—混合气体对空气密度比Δ=1-0.446c(c：瓦斯浓度)

　　Qc—混合抽采量 (m3/h)

　　K—系数(管内径≥150mm， 0.70, 管内径=125mm， 0.67)，

　　d—抽采管内径(cm)

　　代入计算得：H1=3286+916+9493+5046=18741(pa)

　　H2为局部阻力取沿程阻力15%即H2=0.15H1=0.15*18741=2811(pa)

　　H3为孔口负压，根据煤层透气性及抽采方式，取30kpa

　　H泵= H1+ H2+ H3=18.7+0.3+30=49(Kpa)

　　泵的抽采负压：Hp= H临时*k=41.7*1.2=58.8(Kpa)

　　因此要求永久抽采系统泵站处负压必须大于58.8 kpa。

　　B、瓦斯泵流量计算

　　Q泵=(Qmax ×K)/(C×η)

　　式中：Q泵----- 瓦斯泵的额定流量(m3/min )

　　Qmax-----最大抽采瓦斯纯量(m3/min )

　　K---瓦斯综合抽采系数

　　C---瓦斯泵入口处的瓦斯浓度(%)

　　η---瓦斯泵机械效率(%)

　　Q泵=(Qmax ×K)/(C×η)=(16.5*2×1.2)/(75%×0.8) =66m3/min

　　地面永久瓦斯泵2BE1 505瓦斯泵流量178m3/min，负压可达84Kpa。瓦斯泵能力满足抽采的需要。

　　C、井下永久抽采管路阻力计算及瓦斯泵确定

　　由预计可知，1115(1)永久抽采系统总抽采混合量为70m3/min，1117(1)抽采混合量为150 m3/min。则总混合量为220 m3/min。

　　D、抽采管路阻力计算

　　工作面回采期间永久抽采系统沿程阻力为

　　H1=9.81 (L.Δ.Qc2/(k.d5))

　　=9.81 (3000×(1-0.446×30%)×(70*60)2/(0.71×405)+9.81 (1720×(1-0.446×16%)×(220*60)2/(0.71×555)

　　=6.185+7.64

　　=13.8(Kpa)

　　式中：H1—沿程阻力(pa)

　　L—管路长度，Φ560mm， 1115(1)与1117(1)混合前3000m，混合后1720m;

　　Δ—混合气体对空气密度比Δ=1-0.446C(c：瓦斯浓度，12.5%)

　　Qc—混合抽采量 (m3/h)

　　K—系数(管内径>150mm， 0.71)，

　　d—抽采管内径(cm)

　　H2为局部阻力取沿程阻力15%即H2=0.15H1=0.15*13.8=2(Kpa)

　　H3为孔口负压，取30kpa

　　H泵=13.8+30+2=45.8(Kpa)

　　泵的抽采负压：Hp= H泵*k=45.8*1.2=55(Kpa)

　　E、瓦斯泵流量计算

　　Q泵=(Qmax ×K)/(C×η)

　　式中：Q泵----- 瓦斯泵的额定流量(m3/min )

　　Qmax-----最大抽采瓦斯纯量(m3/min )

　　K---瓦斯综合抽采系数

　　C---瓦斯泵入口处的瓦斯浓度(%)

　　η---瓦斯泵机械效率(%)

　　Q泵=(Qmax ×K)/(C×η)=(220×1.2)/0.8 =330m3/min

　　地面永久瓦斯泵站2BE 3 720(2BEF 72)水环真空泵抽采流量530m3/min，抽采负压50-70Kpa，符合抽采要求

　　(2)井下临时泵站抽采系统管路阻力计算及瓦斯泵确定

　　A、抽采管路阻力计算

　　预计采空区钻孔抽采混合量为50 m3/min ，纯量为5 m3/min。则井下临时泵站抽采系统沿程阻力为

　　H1=9.81 (L.Δ.Qc2/(k.d5))

　　=9.81 (3000×(1-0.446×10%)×(50*60)2/(0.71×305)+9.81 (1370×(1-0.446×10%)×(50*60)2/(0.71×255)

　　=14.67+16.67

　　=31.34(Kpa)

　　式中：H1—沿程阻力(pa)

　　L—管路长度，(m)

　　Δ—混合气体对空气密度比Δ=1-0.446C(c：瓦斯浓度，%)

　　Qc—混合抽采量 (m3/h)

　　K—系数(管内径>150mm， 0.71)，

　　d—抽采管内径(cm)

　　H2为局部阻力取沿程阻力15%即H2=0.15H1=0.15*31.34=4.7(Kpa)

　　H3为孔口负压，根据煤层透气性及抽采方式，取13kpa

　　H泵=31.34+4.7+13

　　=49(Kpa)

　　泵的抽采负压：Hp= H泵*k=49*1.2=58.8(Kpa)

　　B、瓦斯泵流量计算

　　Q泵=(Qmax ×K)/(C×η)

　　=(50×1.2)/0.8

　　=52m3/min

　　式中：Q泵----- 瓦斯泵的额定流量(m3/min )

　　Qmax-----最大抽采瓦斯纯量(m3/min )

　　K---瓦斯综合抽采系数

　　C---瓦斯泵入口处的瓦斯浓度(%)

　　η---瓦斯泵机械效率(%)

　　井下移动瓦斯泵站2BE1 303水环真空泵抽采流量60m3/min，抽采负压50-70Kpa，符合抽采要求。

　　(三)防灭火系统

　　1、内因火灾的防治

　　工作面回采过程中采取灌黄泥浆和注氮的防灭火措施。回采前完善灌浆注氮系统，管路铺设到位。回采期间采用非连续性灌浆和注氮预防煤层自燃发火，工作面出现发火预兆时进行灌浆和注氮，工作面回采结束后进行灌浆防灭火。

　　(1)采空区灌浆防灭火

　　A、灌浆系统

　　地面灌浆站Φ273mm管路→Φ273mm灌浆钻孔→北一11-2回风大巷Φ133mm灌浆管→北一11-2回风斜巷Φ133mm灌浆管→北一11-2回风上山Φ108mm灌浆管→1115(1)回采工作面轨道顺槽Φ89mm灌浆管→工作面采空区

　　B、灌浆材质：黄土，灌浆浆液浓度土水比1：5。，

　　C、灌浆方法：采取采空区上隅角埋管灌浆措施。

　　D、灌浆参数：

　　灌浆系数(黄土体积与灌浆区空间容积之比)：3%

　　浆液浓度：土水比(体积比)1：5

　　浆液压力：P=ρ×g×Δh=(1/6×1.2+5/6×1)×9.8×800=8.3(MPa)

　　灌浆强度：泥浆的输送采用泥浆的静压力作为输送动力，制成的泥浆由地面灌浆站经过灌浆主管到支管送到用浆地点。管内泥浆的实际流速应大于临界流速。当采用粘土作为泥浆中固体材料时，在土水比为1：5的情况下，泥浆在管道中的临界流速取2m/s。则

　　最低灌浆强度为：

　　Q=π×(d/2)2×V*60

　　=π×(125/(2×1000))2×2×60

　　=2200*(20%-19%)/19%

　　=115m3/min

　　Q：最大注氮强度，m3/min;

　　q：工作面风量，m3/min;

　　C1——采面初始氧浓度，取20%;

　　C2——采掘作业场所允许氧含量,取19%。

　　制氮机单台产氮量：1000/60=16.7m3/min,小于注氮机产氮量，不控制注氮量直接注氮。

　　(3)束管监控系统

　　工作面回采过程中采取束管监测系统对工作面采空区的气体成分进行取样分析，对CH4、C2H6、C2H4、C2H2、CO、CO2、N2、O2等气体变化情况进行监测，发现发火预兆时采区防灭火措施。

　　束管监测系统：地面分析室→副井12芯束管→13-1轨道大巷12芯束管→11-2轨道大巷12芯束管→11-2轨道石门12芯束管→11-2轨道上山12芯束管→1115(1)轨道顺槽1芯束管

　　束管埋入采空区氧化带内(距工作面10～15m)，可根据情况在沿空留巷打钻孔增加监控地点。

　　每周不少于3次分析，需要时加大分析频率。

　　(4)防治煤层自然发火的安全措施：

　　A、合理调节风量，设置均压设施，降低工作面两端压差，减少向采空区漏风。

　　B、对综采面上、下隅角进行充填，采用塑料编织袋(双抗)装煤矸进行码放连续充填，要求墙垛与综采支架后梁一致，墙垛与上、下巷间成圆弧形，利于风流很好地扩散，同时在下隅角墙垛外挂设风幛，减少漏风。

　　C、对上隅角、高冒处以及后方老塘进行设点检查CH4及CO、温度等参数，每小班至少检查一次，发现异常，必须及时汇报矿调度和通风调度，采取措施进行处理。

　　D、通过束管监测加强防火检测，全面掌握各指标变化情况。并在回风巷距离第一汇风点10～15米位置安设一氧化碳传感器，进行24小时不间断对回风流中一氧化碳浓度进行监测。

　　E、每班必须检查抽采管路内的一氧化碳气体浓度，加强防火观测。

　　F、合理安排生产、加快工作面推进速度，提高回采率，减少丢煤，有效防止自燃发火。

　　G、对巷道高冒区或空硐采取充填堵漏措施;对巷道破碎区提前采取注凝胶或高分子防灭火材料的措施，进行预处理。

　　2、外因火灾的防治措施

　　(1)运顺、轨顺的水管必须接至工作面，并且每50 m 安设一个三通。

　　(2)皮带机必须使用阻燃输送带，皮带机下的浮煤必须及时清理，皮带机各托辊必须转动灵活，巷道环境必须干净。

　　(3)皮带机头、泵站、移动变电站等要害部位灭火设施要齐全，要配备不少于2只干粉灭火器和不少于0.5m3干砂。要害部位人员要熟悉灭火器材使用方法和存放地点。

　　(4)各液力偶合器必须符合规定，严禁用其它物品堵塞易熔孔。

　　(5)加强机电运输设备管理，杜绝电气设备失保、失爆现象。

　　(6)工作面严禁存放煤油、柴油等易燃物品，擦洗设备的棉纱、布头用后必须装入铁桶回收到地面，禁止随意丢放。工作面移变处、开关附近10米范围内必须各配备两个干粉灭火器和500公斤黄砂。

　　(7)电气设备必须有过载、短路保护装置。电气设备着火时必须先切断电源，再进行灭火。未切断电源前，只允许用不导电的材料进行灭火。油脂着火用干粉灭火器或黄砂灭火，不得直接用水灭火。

　　(8)工作面发现火灾时，作业人员应视火灾的性质、灾区通风和瓦斯情况，立即采取一切可能的方法直接灭火，控制火势，灭火过程中，必须指定专人检查瓦斯、CO气体情况，超限时及时撤离，防止发生事故。

　　(四)瓦斯监测及管理

　　1、监控系统

　　在采煤工作面沿空留巷、轨道顺槽、1114(1)运输顺槽分别安装T0、T1、 T2瓦斯传感器。

　　T0设在采煤工作面沿空留巷，距工作面充填架不大于5m处。

　　T1设在采煤工作面轨道顺槽，距工作面上出口10～15m处。

　　T2设在1114(1)运输顺槽，距运输与进交叉点以里10～15m处。

　　2、瓦斯传感器的报警、断电、复电浓度及断电范围：

　　1) 报警浓度：T0≥1.0 CH4，T1≥1.0 CH4，T2≥0.8 CH4 。

　　2) 断电浓度：T0≥1.3 CH4，T1≥1.3 CH4，T2≥0.8 CH4 。

　　3) 复电浓度：T0<1.0 CH4，T1<1.0 CH4，T2<0.8 CH4 。

　　4) 断电范围：

　　T0：工作面、轨道顺槽及回风巷内全部非本质安全型电气设备。

　　T1：工作面、轨道顺槽及回风巷内全部非本质安全型电气设备。

　　T2：工作面、轨道顺槽及回风巷内全部非本质安全型电气设备。

　　另在采煤工作面回风巷[1114(1)运输顺槽]分别安装一只CO、风速、温度传感器。

　　所设瓦斯传感器应垂直悬挂，距顶板不得大于300mm，距巷道侧壁不得小于200mm;风速、CO、温度传感器悬挂在能正确反映采煤工作面风速、CO和温度的地方。

　　3、通风系统及瓦斯管理措施

　　1)通风队必须保证工作面供风量达到《作业规程》的要求，相关责任单位必须保证工作面以及上、下风巷满足足够的通风断面，确保风速不超限。

　　2)通风放炮队要确保采区通风系统稳定，影响工作面通风系统稳定的所有通风设施必须完好，所有风门都必须实行机械闭锁。严禁破坏机械闭锁将一组风门同时打开，造成风流短路。损坏的设施通风队应及时修复，人员车辆通过风门后要及时关好，发现损坏风门、过风门后不关者要追查处理。

　　3)工作面的空气温度不得超过26℃，当空气温度超过时，相关单位必须缩短超温地点工作人员的工作时间，并给予高温保健待遇，当空气温度超过30℃时，应采取降温措施处理。

　　4)通风队须每班安设一名专职瓦斯检查员，经常检查工作面、进(回)风巷、电气设备设置点、硐室等地点的瓦斯及其它有害气体变化情况，发现问题要及时向矿调度所、通风队及矿总工程师汇报，并通知受威胁人员撤至安全地点。

　　5)瓦斯检查员必须严格执行瓦斯巡回检查制度和请示汇报制度，认真填写瓦斯检查班报手册和工作面瓦斯记录牌，并将瓦斯情况通知现场班队长及相关人员。当瓦斯浓度超过规定时，瓦检员立即责令现场人员停止工作，同时向调度所汇报，并按以下规定进行处理：

　　A、工作面回风流中瓦斯浓度达到0.8%时，必须切断工作面及回风巷内全部非本质安全型电器设备电源;瓦斯浓度达到1.0%或CO2浓度达到1.5%时必须立即撤出人员，采取措施，进行处理。

　　B、上隅角及工作面风流中瓦斯浓度达到1.3%，必须停止工作，切断工作面及回风巷电器设备电源;瓦斯浓度达到1.5%或CO2浓度达到1.5%时，撤出人员,查明原因，进行处理。

　　C、电机开关附近20m范围内风流中瓦斯浓度达到1.5%时必须立即停止工作，撤出人员，进行处理。

　　D、若工作面及其上下风巷、上隅角等局部体积大于0.5m3的空间内，瓦斯浓度达到2%时，附近20m范围内必须停止作业，撤出人员，切断电源，进行处理。

　　1)上、下隅角必须及时进行收作，运顺和轨顺锚索要及时退锚。若上、下隅角不能及时冒落，必须用抗静电阻燃编织袋装煤矸将其充填严实，严禁人员扒开充填垛回收物料;综采队必须每班在上隅角悬挂甲烷检测报警仪，附近20米范围内的施工人员经常观察上隅角瓦斯浓度变化情况，当瓦斯浓度达到1.5%时，工作面必须立即停止工作，撤出人员，查明原因，采取措施进行处理。

　　2)煤机司机必须携带甲烷检测报警仪，并正常使用。当瓦斯达到0.8%时报警，停止作业，瓦斯浓度达到1.3%必须切断煤机、链扳机等工作面电器设备电源，进行处理。

　　3)进入工作面的采煤班(队)长、通风班(队)长，工程技术人员及流动电钳工必须携带瓦斯检测报警仪，并经常检测工作区域内风流中的瓦斯情况。

　　4)工作面上下风巷内的硐室及工作面上隅角，要防止产生涡流区，必要时采用风幛导风，瓦斯检查员应根据现场情况随时调整风幛，防止瓦斯积聚。瓦斯检查员每班必须至少检查一次硐室或钻场内的瓦斯浓度。

　　5)抽采队在轨道顺槽和回风巷内施工抽采钻孔时，钻机班长必须携带瓦斯检测报警仪，经常检查施工地点附近20米范围内风流中的瓦斯浓度。当瓦斯浓度达到0.8%时，必须立即切断钻机电源，停止工作，汇报调度所。当瓦斯浓度达到1.0%时，必须立即撤出人员，汇报调度所，采取措施处理。

　　6)因瓦斯浓度超限而断电的电气设备，必须在瓦斯浓度降到0.8%以下时，方可人工通电开动。

　　(五)工作面降温

　　顾桥矿井开采水平深、地温高，采、掘之机电设备散热量大，采掘工作面气温仍然较高。根据测算，回采时工作面最高气温34.6C0～35.4C0掘进工作面迎头气温为34.6C0～35.4C0。采掘工作面气温均超过34.6C0，相对湿度均达到94%以上，热害程度较为严重。故必须采取专门的降温措施来治理热害。

　　1、综合降温措施

　　主要是选择好的通风系统，本工作面使用Y通风方式对工作面回采时高温有一定的缓解效果，其次是增大风量、改革采煤工艺等。

　　2、机械制冷降温

　　为改善工作面工作条件，保障工作人员身体健康，设计在工作面安装一套井下移动式降温设备。井下移动式降温设备由三台DV400型大气降温机、四台RK450型回冷机、冷却水供水装置、JK200-400型软化水装置、冷却水供、回水管路组成。该设备可以使工作面温度下降3C0～4C0。

　　九、安全技术措施

　　(一) 瓦斯防治措施

　　1、加强瓦斯监测工作，采掘工作面必须严格按《煤矿安全规程》规定安设监测、监控探头，局扇严格实行“三专两闭锁”制度。

　　2、确保通风系统稳定、有效及时排除工作面不断涌出的瓦斯，确保工作面瓦斯浓度符合《煤矿安全规程》要求。

　　3、所有风门必须机械闭锁，且必须设反向风门，主要进回风巷道，工作面顺槽巷都应设置水棚或岩粉棚，其数量按《规程》及其执行说明有关规定执行。

　　4、加强瓦斯抽放工作，采煤工作面采取地面钻空抽放、轨道顺槽穿层钻空、采空区顶板钻空进行抽放，确保抽采率70%以上。

　　5、采、掘工作面必须采用独立通风，掘进工作面过断层和瓦斯异常带必须实行综合防治突出措施，实施远距离放炮、超前卸压钻孔等措施。

　　6、回采工作面放顶时，应放齐放透，防止瓦斯积聚。掘进工作面要加强工程质量管理，严防空顶空帮造成瓦斯积聚。当工作面局部体积大于0.5m3的空间内局部聚积瓦斯浓度达到2%时，附近20m内，必须停止作业，撤出人员，切断电源，进行处理。

　　7、采区回风巷、采掘工作面回风巷风流中瓦斯浓度超过1%(集团公司规定瓦斯浓度超过0.8%)或二氧化碳浓度超过1.5%时，必须停止工作，撤出人员，并由矿总工程师负责采取措施，进行处理。

　　8、采掘工作面及其他作业地点风流中瓦斯浓度达到1.0%时，必须停止用煤电钻打眼，放炮地点附近20米以内风流中的瓦斯浓度达到1.0%时，严禁放炮。

　　9、采掘工作面及其他作业地点风流中、电动机或其开关安设地点附近20米以内风流中瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理。

　　(二)防治煤尘

　　1、必须采取湿式钻眼、放炮前后放炮地点附近20m内必须洒水灭尘、冲刷巷帮，放炮必须使用水炮泥、必须使用放炮喷雾、装岩(煤)洒水和净化风流等综合防治措施。

　　2、坚持综合防尘管理制度，每天必须对各个顺槽巷道洒水灭尘一次，工作面每班洒水灭尘一次，局部积尘要有专人清扫，保证工作面及三巷无煤尘堆积。

　　3、必须在各顺槽巷道分别安设一路供水管路，并保证水压不小于4MPa，每隔50m设一个三通，所有的防尘设施要按设计要求安装齐全，并坚持正常使用。

　　4、进风巷至少设置一道净化喷雾，距出口不超过30m。回风巷在距离工作面200m范围内设置三道净化喷雾，其中第一道喷雾距工作面不超过30m。煤机喷雾、移架喷雾及各转载点喷雾齐全，并能喷成雾状;喷雾设施每天进行检查维护，保证其完好。

　　5、加强各顺槽及工作面通风断面管理，风速严禁超过4m/s;作业人员必须戴好防尘口罩，做好自我保护。

　　6、工作面进风巷安装40L×90只隔爆水袋，回风巷安装40L×80只隔爆水袋，水袋距离工作面应保持在60m～200m之间;水袋距轨道高度不低于1.8m，并经常维护、加水。

　　7、工作面必须安装移架喷雾，移架时正常使用;每天必须检查维护移架喷雾设施，保证其完好。

　　8、通风队必须每月至少2次，按要求测定各工序作业时空气中的总粉尘及呼吸性粉尘浓度。并将测定结果以日报的形式上报总工程师。

　　9、采煤机、综掘机、皮带机转载点及溜煤眼口必须安设喷雾装置。

　　(三)防治火灾

　　1、加强工作面自燃发火的检测和预测预报工作，工作面回采之前必须建立注浆系统，同时工作面回采之前必须建立注氮系统，注浆、氮管路均接至工作面。

　　2、工作面煤层具有自然发火危险性，工作面回采过程中采取灌黄泥和注氮的防灭火措施。回采期间采用非连续性灌浆和注氮预防煤层自然发火，工作面出现发火预兆时进行连续灌浆和连续注氮。

　　3、回采工作面收作后，必须及时撤出设备，在一个半月内封闭结束，进行灌浆防灭火。

　　4、工作面回采、收作期间对上隅角、高冒处以及后方老塘进行设点检查CH4及CO、温度等参数，每小时至少检查一次，发现异常，必须及时汇报矿调度和通风调度，采取措施进行处理。

　　5、通过束管监测加强防火检测，全面掌握各指标变化情况。并在回风巷距离第一汇风点10～15m位置安设一氧化碳传感器，进行24小时不间断对回风流中CO浓度进行监测。

　　6、合理安排生产、加快工作面推进速度，提高回采率，减少丢煤，有效防止自燃发火。

　　7、工作面所有人员必须佩戴隔离式自救器，并会正确使用。

　　8、加强工作面火灾预测、预报工作，使其经常化、制度化，防患于未然。

　　(四)防治水灾

　　1、采掘工作面必须加强对水灾的预防，做到“有疑必探，先探后采(掘)”的原则，探放水必须编制专门措施并严格执行《煤矿安全规定》规定。

　　2、注意观察顶板岩层水对工作面的影响，当工作面涌水量较大时，应采取措施进行排放。

　　3、当采掘工作面过断层或破碎带时，注意观察并弄清断层的导水性，富水性及其水力联系，一旦发现有透水预兆时，必须立即停止作业，撤出人员，采取措施，汇报矿调度。

　　(五)顶板管理

　　1、加强地质预报预测工作，工作面过地质异常区，地质部门及时提供详细的地质资料，以便提前编制专项安全技术措施。

　　2、定期进行顶板动态监测，调查顶板活动规律，进行顶板来压预防预测，防止片帮冒顶事故的发生。

　　3、严格执行敲帮问顶制度，每个工作人员必须经常认真地检查工作地点的顶底板、煤壁、支架等情况，发现异常立即采取措施。

　　4、掘进工作面到永久支护之间，必须使用临时支护，严禁空顶作业，掉顶时使用规定材料接实。

　　5、采煤工作面必须按照作业规程的规定及时支护，严禁空顶作业，上、下安全出口的支架和挑棚按规定标准架设，所有支架必须架设牢固，并有防倒措施。

　　6、采煤工作面如果遇顶、底板松软或破碎、过断层时，必须根据具体情况制定有效的安全技术措施，报矿总工程师批准。

　　7、采煤工作面控顶距离超过作业规程规定时，禁止采煤，悬顶距离超过作业规程规定时，必须停止采煤，采取人工强制放顶或其它措施进行处理。

　　8、处理冒顶，必须将高冒区填实封闭。施工前，要检查瓦斯情况，若瓦斯超限或积聚，须处理瓦斯后方可施工;严格执行“敲帮问顶”，消除不安全因素，然后才能进行接顶作业。

　　9、坚持正规循环作业，确保工作面推进度，使工作面处于顶板减压区。

　　(六)机电运输事故预防

　　1、切实搞好设备检修、修理、鉴定工作、严格执行煤矿安全规程中有关规定，建立健全机电设备维修、保养制度，切实搞好检查、修理、鉴定整定，保证机电设备完好，坚持煤矿机电设备完好标准。

　　2、对矿井主要通风机等主要设备确保双回路供电，对控制装置和配电系统，按规定检修做到各种保护装置灵敏、可靠。

　　3、井下禁止带电检修和迁移电器设备，不准使用“羊尾巴”、“鸡爪子”接头。

　　4、斜井提绞每班检查提升钢丝绳、绞车、连接装置、过卷装置、制动闸、制动保险装置等，发现问题及时处理。

　　5、斜井提绞司机、井上、下打点把钩工要安专人，建立岗位责任制。

　　6、斜井提绞严格执行“行车不行人”“行人不行车”制度，严格提升管理，杜绝放大滑，斜井巷道要经常清理，保持轨面清洁无煤、矸等杂物。

　　7、人力推车严禁放飞车，所有提绞斜井必须安装“一坡三档”。

　　(七)其它

　　1、各采掘工作面在掘进和回采前，应在作业规程内明确规定水、火、瓦斯、煤尘等预兆，防治方法及避灾路线。

　　2、各采掘工作面应保持其安全出口畅通无阻，防止巷道冒顶堵人。各采掘工作面作业规程内应明确规定防止巷道大面积冒落堵人的安全措施。

　　3、工作面顺槽及开切眼锚索网支护设计将与有关科研单位合作，做到一工程一设计，并根据地质条件的变化及时变更设计支护参数。

　　十、机电设备选取型计算

　　(一)液压支架选型计算

　　1、支护强度计算

　　Q=MKR=3.8×2.5×8×103×9.8=0.744(MPa)

　　式中: Q—预计支护强度,MPa;

　　M—采高为3.8m;

　　K—增载系数,取8.0;

　　R—顶板岩石容重,取2.5t/m3

　　2、支架型号及主要参数

　　根据计算及张集矿现有支架情况，1411(1)工作面选用型号为ZZ6400/18/38的一次采全高支架，支架主要技术参数如下：

　　支护强度：0.86MPa 初撑力:5236KN

　　支撑高度:1.8～3.8m 支护宽度:1.43～1.60m

　　重量:19t

　　端头支架主要技术参数:

　　型号:ZZG6400/18/38

　　工作阻力:6400KN 宽度:1500mm

　　(二)采煤机选型计算

　　1、采煤机型号及主要参数

　　采煤机型号为：MG610/1400-WD，双滚筒电牵引采煤机，主要技术参数：

　　采高： 2.1～4.1m

　　截深: 800mm

　　装机功率:1400KW

　　截割功率:2×610KW

　　牵引功率:2×75KW

　　电压等级:3300V

　　牵引速度:10/16;12/19;14.5/21.5

　　滚筒速度:30.36，35.2，40.6r/min

　　2、生产能力核算

　　Q=60BHURK=60×0.8×3.8×10×1.36×0.4=992t/h

　　式中，Q—采煤机实际生产能力,t/h

　　B—截深,0.8m

　　H—采高,3.8m

　　U—给定条件下采煤机最大牵引速度,10m/min

　　R—煤的实体密度1.36t/m3

　　K—工作面利用系数0.3～0.45,取0.4

　　(三)工作面刮板机选型计算

　　1、工作面参数

　　运输长度L=240m

　　运输角度α=-10°

　　运输量QC=900t/h

　　2、初选刮板机

　　型号SGZ1000/1400,其参数：

　　输送量Q=2500t/h

　　链速 V=1.3m/S

　　功率 N=2×700KW

　　刮板链：中双链规格 φ42×146

　　刮板机链单重qp=62.85kg/m

　　链条破断力Sp=4000KN

　　3、验算电机功率

　　(1)运行阻力

　　单位长度装煤量：q=QC÷3.6v=900÷3.6÷1.3=192kg/m

　　重段运行阻力:

　　Wzh=[(q×W1+qc×W2)L×cosα-(q+qc)×L×sinα]g

　　=[(192×0.6+62.85×0.4)×9.8×240×cos100-

　　(192+62.85)×240×sin100×9.8

　　=220979N

　　空链运行阻力:

　　WK=qc×g×L(W2cosα+sinα)

　　=62.85×240×9.8(0.4×cos100+sin100)

　　=83900N

　　式中阻力系数:

　　W1取0.6 W2取0.4

　　(2)驱动牵引力

　　采取双机驱动各点张力为:

　　S2=S1+Wzh S4=S3+Wk

　　上驱动牵引力为:

　　Psh=1.1(Wzh+Wk)/2=1.1×(220979+83900)÷2

　　=167683N

　　取最小张力点S1=0则:

　　S2=223615N

　　S3=83783N

　　S4=167683N

　　(3)电机功率计算

　　上端电机功率为:

　　N1=1.2P1V/1000η

　　=1.2[S4-S1+K(S4+S1)]V÷1000÷0.85

　　=1.2×[167683-0+0.045×(167683+0]×1.3÷1000÷0.85

　　=294KW

　　下端电机功率为:

　　N2=1.2P2V/1000η

　　=1.2[S2-S3+k(S2+S3)]V÷1000÷0.85

　　=1.2[223615-83783+0.045×(223615+83783)]×1.3÷1000÷0.85

　　=282KW

　　式中，η取0.85 K取0.045

　　配备的电机功率为2×700KW，因此满足要求。

　　(4)链子安全系数验算：

　　k=2λSp/Smax=2×0.9×4000000÷1.2÷223615

　　=26.8>3.5

　　式中，λ取0.9

　　链子强度满足要求

　　(四)顺槽皮带机选型计算

　　1、运顺参数:

　　顺槽倾角：α=3°

　　顺槽长度：L=2322m

　　输送量： Qc=900t/h

　　2、初定皮带机

　　因运顺较长，选用两台同型号皮带机，长度均为1161m，

　　型号：SSJ1200/2×250，其参数为：

　　输送量:Q=1500t/h

　　带宽:B=1.2m

　　带速:v=3.15m/s

　　带重:qd=21.12kg/m

　　上托辊单重:q1=13.3kg/m

　　下托辊单重: q2=6kg/m

　　3、电机功率验算

　　①运行阻力

　　单位长度装煤量：

　　q=Qc÷3.6v=900÷3.6÷3.15

　　=79.36kg/m

　　重段阻力：

　　Wzh=(q+qd+q1)Lgw1cosα+(q+qd)Lgsinα

　　=(79.365+21.12+13.3)×1161×9.8×0.03×cos30+

　　(79.365+21.12)×1161×9.8×sin30

　　=98621N

　　空段阻力：

　　Wk=(qd+q2)Lgw2cosα-qdLgsinα

　　=(21.12+6)×1161×9.8×0.025×cos30-21.12×9.8×1161×sin30

　　=-4872.7N

　　②输送带各点张力

　　S1=1.06S2

　　S2=S3+WZk

　　S3=1.063S4

　　S4=S5+WK

　　S1=5.36S5

　　解得：

　　S1=128096N

　　S2=120845N

　　S3=22224N

　　S4=18660N

　　S5=23532N

　　③电机功率验算：

　　牵引力：

　　p=S1-S5+0.04(S1+S5)

　　=128096-23532+0.04×(128096+23532)

　　=110629N

　　电机功率:

　　N=1.2PV/1000η

　　=1.2×110629×3.15÷1000÷0.85

　　=490KW

　　满足要求

　　4、胶带强度验算:

　　安全系数为：M=Biσ/Smax

　　=120×6×250×9.8÷128096

　　=14>11

　　合格

　　5、皮带摩擦力验算：

　　滚筒包角B=420°

　　摩擦系数u=0.4

　　则euB=19

　　1+1.8(S1-S5)/ S5

　　=1+1.8×(128096-23532)÷23532

　　=8.85

　　摩擦力满足要求

　　(二)、综合防尘

　　(1)采煤队必须每天对上风巷、机巷洒水灭尘一次，并每班对工作面洒水灭尘一次，局部积尘要有专人清扫，保证整个工作面出煤系统无煤尘堆积。

　　(2)运输顺槽至少设置3道净化喷雾，其中一道距下出口不超过30m ,其余喷雾靠进风侧。轨道顺槽、尾抽巷中距工作面200m范围内设置三道净化水幕，其中第一道喷雾距工作面不超过30米，轨道顺槽距回风口10～15m至少设置1道净化喷雾，各转载点喷雾齐全，并能喷成雾状。

　　(3)工作面运输顺槽必须安装不少于40L×80只隔爆水袋，轨道顺槽必须安装不少于40L×74只隔爆水袋，尾抽巷必须安设不少于40L×57只隔爆水袋，水袋距工作面的距离应保持在60米至200米之间。水袋距轨道高度不低于1.8米。安装后经常维护、加水。

　　(4)工作面必须安装移架喷雾，移架时正常使用。

　　(5)通风队必须每月至少两次，按要求测定工作面采煤作业工序作业时空气中的总粉尘及呼吸性粉尘浓度。并每半年测定工作面粉尘中的游离SiO2含量。当粉尘中游离SiO2含量小于10%时，总粉尘浓度最高允许浓度为10mg/m3，呼吸性粉尘最高允许浓度为3.5mg/m3。当粉尘中游离SiO2含量大于10%时，总粉尘浓度最高允许浓度为2mg/m3。呼吸性粉尘最高允许浓度为1mg/m3。

　　七、生产系统

　　(一)工作面生产系统

　　1、运煤系统

　　工作面刮板机——转载机——顺槽皮带机——北一11-2上山采区胶带机上山——北一11-2采区煤仓——-665～-802北翼11-2主胶带机斜巷——东煤仓——主井——地面。

　　2、运料系统

　　副井——井底车场——北翼11-2岩石轨道大巷——北一11-2采区轨道石门——北一11-2上山采区轨道上山———轨道上山第五中部车场———1115(1)工作面回风顺槽——工作面。

　　(二)辅助生产系统

　　1、排水系统

　　本面在掘进过程中的主要充水水源为11-2煤层老顶砂岩裂隙水，其顶板砂岩裂隙相对富水。由于煤层走向的变化，巷道坡度起伏易造成巷道积水，在运输顺槽和轨道顺槽各铺设一趟6寸排水管路。

　　排水线路为：工作面水——运输顺槽排水管路——北一11-2上山采区煤层轨道上山——北一11-2采区轨道石门——-780m北翼轨道大巷——井底车场——中央水仓——地面。

　　回风顺槽水——回风顺槽排水管路——北一11-2上山采区煤层轨道上山——北一11-2采区轨道石门——-780m北翼轨道大巷——井底车场——中央水仓——地面。

　　2、供水系统

　　(1)北翼轨道大巷主干管——北一11-2采区轨道石门——北一11-2上山采区煤层轨道上山——工作面运输顺槽。

　　(2)北翼轨道大巷主干管——北一11-2采区轨道石门——北一11-2上山采区煤层轨道上山——工作面回风顺槽。

　　3、压风系统北一11-2上山采区煤层轨道上山

　　(1)北翼轨道大巷主干管——北一11-2采区轨道石门————北一11-2上山采区煤层轨道上山——工作面运输顺槽。

　　(2)北翼轨道大巷主干管——北一11-2采区轨道石门————北一11-2上山采区煤层轨道上山——工作面回风顺槽。

　　4、轨道运输系统

　　轨道铺设线路：

　　北一11-2上山采区煤层轨道上山——北一11-2上山采区煤层轨道上山第六中部车场——工作面轨道顺槽

　　北一11-2上山采区煤层轨道上山——北一11-2上山采区煤层轨道上山第五中部车场——工作面回风顺槽

　　采用30Kg/m 和22Kg/m型钢轨，木轨枕，无道碴，严格按井下铺轨工程质量检验评定标准铺设，确保轨道运输安全、畅通。

　　回风顺槽、运输顺槽下部各分别安设一部卡轨车和无极绳绞车，用于运人和提升物料。

　　(2)留巷管理

　　工作面沿空留巷顶板管理，工作面后120m内留设的巷道，采用一梁三柱双走向棚加强支护。加强巷道底板管理，防止底板泥化膨胀引起巷道变形破坏。

　　顾桥1115(1)工作面沿空留巷充填时，BSM1002-E混凝土输送泵摆放在1115(1)轨道顺槽内，从轨顺外口用皮带机将混凝土料输送到混凝土输送泵处，输送系统输送条件较简单，可达到可靠泵送操作的要求。

　　9.3上料系统

　　由于充填系统的工作是连续的，工人的劳动强度高，其次，人工上料粉尘大，工作环境差，因而采用自动上料系统，增强可靠性和效率，使泵送混凝土的工作特性达到泵送的要求。