煤矿2446综采面作业规程.doc

天府矿业公司三汇一矿采煤工作面作业规程

编号：采20120710号

工作面名称：+674m南四采区2446综采工作面
施 工 单位： 采煤五队
总 工 程师： 骆长君
安 全 矿长： 彭世刚
生 产 矿长： 王 荣
机 电 矿长： 黄 平
副 矿 长： 顾治云
施工负责人： 刘 勇
编 制 人： 翁武铃
编 制单位：天府矿业公司三汇一矿
编 制时间：2012年7月

会 审 栏
会审时间：2012年07月10日
会审地点：矿调会议室
会审内容：+674m南四采区2446综采工作面

意 见
签字栏
时 间
总工程师

年 月 日
安全矿长

年 月 日
生产矿长

年 月 日
机电矿长

年 月 日
副 矿 长

年 月 日
采掘副总

年 月 日
机电副总

年 月 日
地测副总

年 月 日
通风副总

年 月 日
安全副总

年 月 日
运输副总

年 月 日
生 产 科

年 月 日
安 全 科

年 月 日
通 风 科

年 月 日
调 度 室

年 月 日
机 电 科

年 月 日
地 测 科

年 月 日
质 销 科

年 月 日
机 电 区

年 月 日
通 风 区

年 月 日
运 输 区

年 月 日
施 工 队

年 月 日
供 应 科

年 月 日
打 钻 队

年 月 日
校 核

年 月 日
编 制

年 月 日

会 审 纪 要
+674m南四采区2446综采工作面
会审地点
矿调会议室
会审日期
2012年07月10日
主 持 人

年 月 日
参加人员签字：

会审意见：

总工程师：

日 期：
年 月 日

2446综采工作面作业规程编制依据
一、地质说明书
2446回采工作面地质说明书，批准时间2012年7月17日。
二、其它技术规定
（一）《矿山安全法》 （2002年8月通过）
（二）《煤矿安全规程》 （2012年版）
（三）《中华人民共和国安全生产法》（2002年6月29日通过）
（四）《重庆市能源投资集团公司煤矿安全质量标准化及考核评级办法》[2011]33号。
（五）《天府矿业有限公司顶板管理规定》 （2012年版）
（六）《采煤队岗位责任、操作规程》 （2012年版）
（七）三汇一矿劳动、材料消耗定额 （2012年版）
（八）《煤矿作业规程编制指南》 （2005年版）
（九）上级有关技术政策、法规及安全制度（2012年版）

目 录
第一章 概 况 9
第一节 工作面位置及井上、下关系 9
第二节 煤 层 9
第三节 煤层顶底板 10
第四节 地质构造 11
第五节 水文地质 11
第六节 影响回采的其它因素 11
第七节 问题及建议 11
第八节 储量及服务年限 11
第二章 采煤方法 13
第一节 巷道布置 13
第二节 采煤工艺 13
第三节 设备配置 15
第三章 顶板控制
第一节 支护设计 17
第二节 工作面顶板控制 20
第三节 机、风巷及端头顶板控制 21
第四节 矿压观测 22
第四章 主要生产系统 23
第一节 运输系统 23
第二节 “一通三防”与安全监控 24
第三节 排水系统
第四节 供电系统 28
第五节 通信照明 31
第五章 劳动组织及主要技术经济指标 33
第一节 劳动组织 33
第二节 主要技术经济指标 34
第三节 作业形式及循环方式 34
第六章 煤质管理 35
第七章 主要安全技术措施 36
第一节 一般要求 36
第二节 顶板管理措施 36
第三节 “一通三防”及尾排瓦斯管理 40
第四节 运 输 44
第五节 机 电 46
第六节 其它安全技术措施 49
第七节 质量标准化要求及文明生产 59
第八节 安全组织保障措施 61
第九节 职业病防治措施 63
第十节 上端头留煤墩安全技术措施 64
第八章 灾害应急及避灾路线 68
2446综采工作面作业规程测试题 69
附表15：2446综采工作面主要特征及质量标准化表 71
2446综采工作面作业规程贯彻要点 72
附图1：2446综采工作面K4煤层顶、底板岩性综合柱状图 76
附图2：2446综采工作面平面布置图 77
附图3：2446综采工作面机、风巷断面图 78
附图4：2446工作面支护平、剖面图 79
附图5：2446综采工作面设备布置图 80
附图6：2446综采工作面通风、监测系统示意图 81
附图7：2446综采工作面避灾撤人线路示意图 82
附图8：2446综采工作面正规循环图表 83
附图9：2446综采工作面供电系统图 84
附图10：2446综采工作面上端头留煤墩示意图 85

第一章 概 况
第一节 工作面位置及井上、下关系
一、工作面位置
2446工作面位于+590m水平南四采区，介于4号勘探线以北474米，6号勘探线以南703米之间。该工作面走向长约300m，倾斜长度约114m。风巷位于+674m高程，机巷位于+630m高程。
二、工作面井上、下关系
该面上部为已采的2444工作面，南部为正在布置的2445工作面，北部及下部均为未开采区域。（附表1：2446工作面井上、下关系表）
表1：2446工作面井上、下关系表
水平名称
+590m水平
采区名称
Ｓ4采区
地面标高
+842~+971m
井下标高
+634~+677m
地面的相对位置
对应地表在七星洞一带山地。
回采对地面设施的影响
覆盖层厚度为208～294m，覆盖层厚，回采对地表设施影响小。
井下位置及相邻关系
位于+590m水平南四采区，介于4号勘探线以北474米，6号勘探线以南703米之间，上部为已采的2444工作面，南部为正在布置的2445工作面，北部及下部均为未开采区域
面积
34200m2

第二节 煤 层
一、煤层情况：（附表2：2446工作面煤层情况）
表2：2446工作面煤层情况

煤

层

情

况
走向长
（m）
273~326
300
倾斜长
（m）
102～126
114
斜面积
（m2）
34200
煤（矿）层总厚
（m）
0.58~1.17
0.90
煤层结构
煤层
倾角
（º）
15～21
18
复杂

可采
指数
0.96
变异系数
(%)
15.4
煤层稳
定程度
稳定
该工作面煤层为褐黑色，半暗至半亮型煤，赋存稳定，条痕褐黑色至黑色，质地疏脆，硬度较低。局部含夹矸一层，厚0.24m～0.55m/0.43m。煤层走向NE80°～99°/90°。
二、煤层对回采的影响
由于该采区内的煤层厚度为0.58～1.17m，故在煤层厚度小于1.1m的地方，回采期间，必须保证采高在1.1m以上（液压支架及割煤机最低过机高度为1.1m），故在煤层薄化的地方必须进行摸顶破底的方法回采，对工作面的煤质有一定影响。
第三节 煤层顶底板
2446工作面K4煤层顶、底板情况
表3：2446面煤层顶底板情况
煤
层
顶
底
板
情
况
顶底板
名称
岩石
名称
厚度（m）
岩 性 描 述
老 顶
石灰岩
11.21~15.49/13.35
深灰色厚层状燧石灰岩（俗称大铁板），坚硬稳定，缓慢下沉，属三级。
直接顶
泥 岩
0.50~1.20/0.85
黑灰色泥岩，性脆，含FeS2结核与细晶，节理发育，与上覆石灰岩易离层，属一级。
伪 顶
炭 质
页 岩
0.06~0.12/0.09
黑色炭质页岩，常随煤层同时采落，属一级。
直接底
粘土岩
0.74~1.42/1.08
灰白色粘土岩，含植物化石，受压吸潮后，易产生底鼓现象。
老 底
砂　岩
2.62~4.76/3.69
深灰色细粒砂岩，较坚硬，含铁质结核。
第四节 地质构造
根据该工作面机、风巷掘进情况表明，该面煤层层位正常，不会遇到大、中型地质构造，在回采过程中可能会遇到落差小于0.5m的小断层，对回采影响小。
第五节 水文地质
水文地质情况：该工作面水文地质条件较为简单，仅有上部少量采空区积水沿顶、底板裂隙渗入该面，在雨季涌水量将略有增大。
防治水措施：必须保证机、风巷及石门水沟畅通和排水设施完好，以便及时将涌水排出本工作面。
第六节 影响回采的其它因素
影响2446工作面回采的其他因素详见表4
表4：影响回采的其他因素
瓦斯
K4煤层属煤与瓦斯突出煤层，具有突出性危险
煤尘爆炸指数
煤尘爆炸指数为17～27%，具有爆炸性危险。
煤的自燃性
K4煤层属自燃煤层。
地温危害
20°C
第七节 问题及建议
1、该面K4煤层为首采煤层，未受保护，必须加强瓦斯管理。
2、局部顶板破碎，伪顶随采随落，直接顶易离层，底板遇水易膨胀底鼓，必须加强顶、底板管理。
3、必须保持机、风巷及石门水沟畅通和排水设施完好，增大排水能力。
4、建立完善的洒水防尘系统。
第八节 储量及服务年限
一、储量
地质储量：46217t。（附表5：2446工作面储量计算表）
附表5：2446工作面储量计算表
储

量

计

算
块
段
号
走
向
长
（m）
倾
斜
长
（m）
斜
面
积
（m2）
煤
厚
（m）
容
重
（t/m3）
地
质
储
量
（t）
回
采
率
（%）
可
采
储
量
（t）
5-111b
300
114
34200
0.90
1.65
50787
97
49263

可采储量：本工作面回采率为97%，可采储量49263t。
二、采煤工作面服务年限
1.工作面服务年限=地质储量×工作面回采率÷设计月产量
=50787×0.97÷（3.6m/天×24天/月×114m×0.90m×1.65t/m3）
=3.4个月
式中：工作面平均长度取114m；
每月回采时间约24天；
每天回采3.6m；
煤层容重为1.65t/m3；
煤层平均厚度取0.90m。
2.工作面服务年限=可采长度÷设计月推进长度
=300m÷（0.6m/刀×6刀/天×24天）
=3.5个月
（由于K4煤层属于突出煤层，回采期间，施工队必须进行施工措施孔——排放孔和效检孔，根据2446综采面的回采情况确定，每月回采天数约为24天）
第二章 采煤方法
采煤方法：采用走向长壁采煤法回采。
选择依据：由于该面沿倾斜方向布置，沿走向推进，机风巷均沿煤层走向方向掘进布置，故该工作面采用走向长壁采煤法回采。
第一节 巷道布置
一、采煤工作面巷道布置
工作面运输巷位于+630S4石门以北，长度约319m，梯形架棚巷道，棚距为800mm，作为该工作面的进风及运输煤炭作用。巷道断面设计为异形棚，设计掘进断面为9.10m2，净断面积8.21m2。
该面风巷位于+674mS4石门以北，长度约286m，架棚巷道，棚距为800mm，作为该工作面的回风及材料运输作用。巷道断面设计为梯形棚，上净宽1.9m，下净宽3.2m，净高2.1m，设计掘进断面为7.78m2，净断面积6.8m2，该回风巷全部为沿空掘巷。
。
二、两巷及开切眼用途
1.机巷运输煤炭及进风、供液、供风、排水等。
2.开切眼安设支架及工作面溜子、运输工作面煤炭以及工作面进风、供液、排水等。
3．风巷回风、供风（压风），排水等。
第二节 采煤工艺
该工作面采用综合机械化开采。
一、回采工艺
安全检查→斜切式进刀→返刀割三角煤→割全场煤→移架推溜→人工清理浮煤和回撤两巷工字钢以及铺设尾排水泥圆筒。
二、采高和循环进度
（一）采高：控制在1.1m~1.3m之间，必须保证最低1.1m的过机高度，如局部煤层变薄低于1.1m时，必须采取摸直接顶破底的方式回采。
（二）循环进度：一天六循环，每循环进度为0.6m，共计3.6m。
三、落煤
（一）落煤方式：采用MG100/240-WD型割煤机组落煤。
（二）回采方向：由北向南。
四、装运煤
利用采煤机滚筒螺旋叶片和工作面刮板运输机铲煤板装煤→人工清理浮煤→工作面刮板运输机→机巷刮板运输机、皮带→+630m南四石门皮带→+630m南四运煤斜巷皮带→+630mS大巷皮带。
五、工作面支护及采空区处理
（一）回采支护
1.工作面支护
支护方式采用ZQY（G）2800/073/150型掩护式液压支架支护顶板。
2.上下端头支护
工作面溜子机头、机尾顶部均用4.4mπ梁配合单体液压支柱“四对八梁”“一梁四柱”支护。上、下端头采用4.4mπ梁成组交替迈步前进支护控顶，棚距800mm（中对中），允许偏差±80mm，成组π梁之间间距不得超过200mm。上、下端头回采采用手镐作业，必须超前工作面回采1.2m。工作面1#、71#与π粱间距不得大于500mm。
（二）采空区处理
采用全部垮落法处理采空区。
六、该面的正规循环生产能力计算
W=LSHRC=114×0.6m×1.10m×1.65t/m3×97%=120t
式中：W——工作面正规循环生产能力，t；
L——工作面平均长度，114m；
S——工作面循环进尺，0.6m；
H——工作面设计采高，1.10m；
R——煤的视密度，1.65t/ m3；
C——工作面采出率，97 %；
第三节 设备配置
工作面MG100/240-WD型割煤机一台，ZQY（G）2800/073/150型掩护式液压支架71架，SGZ-630/150型刮板运输机一台，机巷布置一台SPJ-800型刮板运输机和三台SGB-630/75型皮带。
附表6：2446工作面及机巷机电设备一览表
设备名称
设备型号
设备台数
刮板输送机
SGZ-630/150型
1台
双滚筒电牵引采煤机
MG100/240-WD型
1台
液压支架
ZQY（G）2800/073/150
71架
石门皮带
DTL-800型
1台长118m
运煤斜巷皮带
DTL-800型
1台长46m
机巷皮带
SPJ-800型
1台长165m
大巷第4台皮带
DTL-800型
1台长68m
机巷刮板输送机
SGB-630/75
3台长62m、62m、42m
乳化泵
WRB200/31.5型
两泵一箱
喷雾泵
KXPB250/5.5型
两泵一箱
回柱绞车
JH-14型
机、风巷各一台

第三章 顶板控制
第一节 支护设计
一、上、下端头支护计算
（一）采用经验公式计算支护强度。
pt=9.81×h×r×k＝9.81×1.10×2.5×6＝162KN/ m2
式中：pt——工作面合理的支护强度，KN/m2；
h——采高，1.10m；
r——顶板岩石容重，KN/m3，一般可取2.5KN/m3；
k——工作面支柱应该支护的上覆岩层厚度与采高之比，一般为4～8，根据2446工作面实际情况取6。
（二）选择工作面支护强度。
根据以上计算因此工作面支护强度应大于162KN/m2。
（三）支柱实际支撑能力。
Rt＝kg×kz×kb×kh×ka×R
＝（0.99×0.95×0.9×1.10×0.95×250）KN
＝201.03KN
式中：Rt——支柱实际支撑能力，KN；
R——支柱额定工作阻力，KN；
k——支柱阻力影响系数，可以从支柱阻力影响系数表7中查得。
表7：支柱阻力影响系数
项目
液压支柱
微增阻支柱
急增阻支柱
木支柱
工作系数kg
0.99
0.91
0.50
0.50
增阻系数kz
0.95
0.85
0.70
0.70
不均匀系数kb
0.90
0.80
0.70
0.70
采高系数kh
＜1.4m
1.5-2.2m
1.5-2.2m
>2.2m
1.0
0.95
0.95
0.90
倾角系数ka
＜10
11～25º
26～45º
>45º
1.0
0.95
0.90
0.85
（四）工作面合理的支柱密度
n=pt/Rt＝162÷201.3＝0.80根/m2
式中：n——支柱密度，根/m2
Rt——支柱实际支撑能力，KN/根。
（五）根据2446综采工作面应用排距1.2m控制顶板情况看，上下端头的顶板支护安全牢固可靠，故该面可取2446综采工作面的实际数据，该面排距取1.2m，则基本支架的柱距：
L柱＝1/n*L排＝1/0.80*1.2＝1.0m
式中：n——支柱密度，根/m2
L排——工作面基本支架的排距，m；
根据本矿实际情况，取基本的柱距0.8m（中对中）。
二、液压支架支护说明书（详见附表8：液压支架支护说明书表）
附表8：液压支架支护说明书表
序号
项目
单位
规格
备注
1
工作面顶板支护
架
ZQY（G）2800/073/150

2
支架中心距
m
1.5
中对中
3
对底板比压
Mpa
0.18-1.3

4
支护强度
Mpa
0.38~0.49

三、支架及工作面参数（附表9：支架参数对照表）
附表9：支架及工作面参数对照表
项目
工作面实际条件
支架参数
采高/ m
1.1
0.8~1.4
倾角/（º）
15°～21°/18°

煤厚/ m
0.58~1.17/0.90

硬度f
0.3

顶板类（级）别
直接顶属一级

四、乳化泵站系统
（一）泵站安装地点
2446综采工作面乳化泵站安装在+630mS4大巷宽敞处，采用WRB200/31.5型乳化泵，两泵一箱。
（二）液压管路
供液系统：乳化泵站→+630mS4石门→2446机巷→2446工作面→2446风巷超前段；回液反向。
（三）管路型号
机巷内管路安设在底板帮，采用2寸的高压管供回液，工作面内采用胶管供回液。

第二节 工作面顶板控制
一、顶板管理方式
1、2446工作面顶板采用ZQY（G）2800/073/150型液压支架支护顶板，支架中心距控制在1.5m，偏差不超过+80mm；控顶距为3.3m，放顶步距为0.6m。
2、由于薄煤层支架无前探梁、护帮板，割煤机在向上割煤时，必须停机移溜，下割时，不停机直接移溜，割煤时采机下方不得有人。
3、割煤时，如遇直接顶破碎时，采取每割3m-5m时，带压拉超前架控顶，直接顶完好段，每割15m-25m及时推溜、拉架。
二、机头、机尾特殊支护
2446工作面机头机尾必须采用4.4mπ梁“四对八梁”“一梁四柱”布置，交替前移支护，棚距为800mm（中对中），允许偏差±80mm。最小控顶距4.4m时，第一排排距为1.8m，第二、三排排距为1.2m，允许偏差±80mm布置；最大控顶距5.6m时，每组π梁中的一根向煤壁滑动1.2m，此时第一排排距为3m，允许偏差±80mm；第二、三排排距1.2m，允许偏差±80mm布置，放顶步距为1.2m.
2446工作面上下端头切顶排每次滑动必须上齐双密集，密集必须打成直线，确保上下端头切顶正常；采空区内采用全部垮落法管理顶板。
三、机风巷尾巷管理
机、风巷工字钢随着工作面的推进，在检修班回撤，确保其机、风巷尾巷的回撤线滞后工作面切顶线不大于0.5m。回撤回风巷工字钢前，施工队必须先铺设两排ф500mm的水泥圆筒，并在水泥圆筒上采用排材和芭片配合矸渣封盖严实后，才能进行回撤工作。回撤时，施工队必须将工字钢和单体液压支柱进行洒水喷湿，确保回撤时，无碰撞火花产生。机风巷各安装一台回柱绞车，回柱绞车安装在顶板牢固且无淋水的地方，并打稳柱及安设防护网。
四、特殊时期的顶板支护
如工作面遇到顶板变化、地质构造带等，施工队必须停止工作面回采，及时汇报矿调度室，由调度室通知职能科室现场查看后编制针对性措施后方可恢复生产。
第三节 机、风巷及端头顶板控制
一、机、风巷顶板控制
机巷超前工作面煤壁20m加强支护，机巷顶板裸支段采用15Kg废旧钢轨配合1.8m—2.8m单体液压支柱“一梁两柱”架顺山棚，棚距0.8m/棚、机巷异形架棚支护段采用1.8m—2.8m单体液压支柱在工字钢梁头两端下 “一梁两柱”支护，且必须保留800mm的行人间距，且所有支柱必须拴齐拴牢防倒绳。
风巷超前工作面煤壁20m加强支护，支护要求：风巷架棚巷道采用铰接顶梁配合单体液压支柱“一梁一柱”，沿走向架设，前10m双排，后10m单排，且单排必须支设在靠工作面煤壁侧和必须保留700mm的行人间距，且所有支柱必须拴齐拴牢防倒绳。
二、上下端头顶板控制
2446工作面上下端头均用4.4mπ梁成对“一梁四柱”布置，交替前移支护，棚距为800mm，允许偏差±80mm。最小控顶距4.4m时，第一排排距为1.8m，第二、三排排距为1.2m，允许偏差±80mm布置；最大控顶距5.6m时，每组π梁中的一根向煤壁滑动1.2m，此时第一排排距为1.2m，允许偏差±80mm；第二排排距1.8m，允许偏差±80mm；第三、四排按1.2m，允许偏差±80mm布置，且所有支柱必须拴齐拴牢防倒绳。上下端头放顶步距为1.2m。上下端头的π梁与机、风巷工字钢梁头以及液压支架之间的间距不得超过500mm。上下端头顶板破碎时，必须使用好大底座，在溜子排和第三排采用每隔一棚打加强柱的方式，支柱必须支设在大底座中心眼内且必须支撑π梁。溜子排和第三排大底座必须错开使用，避免同一棚π梁支撑两个大底座。
三、上下安全出口的管理
2446工作面上下安全出口处，均采用4.4mπ梁“一梁四柱”成对支护控顶，高度必须达到800mm，宽度必须达到700mm，工作面回采前，施工队必须确保上下安全出口尺寸：800mm×700mm，在确保该尺寸后，施工队方可回采。
四、支护材料存放管理
2446工作面的备用材料不得少于工作面用量的10%，且必须整齐堆放在+674S4石门及机巷宽敞处，并挂牌管理，严格按照牌子要求进行填写，回采急用的材料，施工队可整齐堆放在2446两巷距工作面煤壁线20m以外的巷道宽敞处，材料堆放整齐，距轨道外侧不得小于300mm，不得影响通风和行人。
第四节 矿压观测
由于2446面采用液压支架控顶，使用单体支柱较少，且生产科已经下发施工队监测仪器，故2446面生产科不再派专人进行单体液压支柱压力监测监控。但施工队必须坚持派人每隔一天监测工作面上下端头和超前支护内的所有单体液压支柱，监测时，发现支柱漏液必须及时注液复升；若出现失效及坏支柱时，必须立即组织更换。
第四章 主要生产系统
第一节 运输系统
一、煤炭运输设备及方式
（一）运煤设备及装、转载方式
1.运煤设备
（1）工作面采用SGZ-630/150型刮板输送机。
（2）机巷采用三台SGB-630/75转载刮板输送机和一台SPJ-800型皮带输送机。
（3）+630mS4石门、+630mS4运煤斜巷及+630m大巷第四台皮带采用DTL-800型皮带输送机。
2.装、转载方式
（1）装煤：利用采煤机滚筒螺旋叶片和工作面刮板运输机铲煤板装煤以及人工清理浮煤装载至工作面刮板运输机。
（2）转载方式
①工作面刮板运输机的煤炭受重力作用滑至机巷输送机。
②输送机至皮带以及皮带至皮带的装载均采用煤炭自重转载。
（二）辅助运输设备及方式
在各个转载点处，采用矿专用的挡煤板进行挡煤，防止煤炭冲出皮带。
二、移溜方式
采用综采液压支架底座与溜子链接的液压缸进行推溜。
三、运煤路线
2446面的煤炭运输方式及路线为：工作面刮板运输机→机巷转运输机和皮带运输机→2446机巷→+630mS4石门→+630mS4运煤斜巷→+630m大巷→+630mS2边界煤仓→+590m2#煤仓→+290m~+590m皮带运输机→+290m1#煤仓→+280m地面底卸站。
四、材料运输路线
2446工作面需要的设备等物资：采用矿车、专用材料车等，通过工作面风巷运至工作面。
+280m地面→+290m下车场→+590m上车场（2.5m绞车场）→+590m下车场（2m绞车场）→+630m车场（2m绞车场）+674mS4石门→2446工作面回风巷（出料：反向）。
第二节 “一通三防”与安全监控
一、通风方式
工作面采用“U”型+尾排通风方式。回采过程中，为防止上隅角瓦斯积聚和回风巷瓦斯浓度超限，在采空区侧沿回采后的回风巷埋设双排ф500mm水泥圆筒，将高浓度的瓦斯引排至专用瓦斯巷。尾排水泥圆筒的铺设严格按照《2446综采工作面尾排瓦斯管理技术措施》及相关措施执行。
二、风量计算
（一）按绝对瓦斯涌出量计算：

式中：q采为工作面瓦斯平均绝对涌出量，取4.2m3/min（根据通风科提供数据）；
KCH4为瓦斯涌出不均衡系数，取1.4（根据通风科提供数据）。
（二）按工作面同时工作面的最多人数计算：

式中：4为每人每分钟所需风量，即4 m3/min；
N为工作面同时工作的最多人数，即30人。
（三）按瓦斯绝对涌出量计算尾排风量

q瓦排I—专用排瓦斯巷绝对瓦斯涌出量，取2m3/min（由实测得出）
（四）尾排巷按风速进行验算标准
按最低风速验算，各个专用排瓦斯巷的最低风量（Q排I）：
，符合规定。
式中：S——尾排水泥圆筒的平均断面积，m2
根据以上计算得出，2446工作面需风量Q为

（五）风速验算
根据以上计算结果，可知该2446面最大配风量为Q，故该工作面配风量为700m3/min，则：

式中：S大-工作面最大断面积，m2；
S小-工作面最小断面积，m2。
工作面风速在0.25～4m/s之间，符合规定。
经验算，风速符合要求，所以2446工作面配风量按700m3/min配风，通风区必须根据现场实际调配风量。
三、通风系统
回采2446工作面时的通风线路：
（一）新鲜风流：+920m地面→+920m管、矸井→+590m大巷→+590m南二边界轨道上山→+630m大巷→+630S4石门→2446机巷→2446工作面。
（二）污风风流：2446工作面→2446风巷→+674mS4石门→+674m南四回风上山→+950m总回风大巷→地面。
（三）尾排风流：2446工作面→2446尾排巷→+674mS3边界石门→+674m南三边界回风上山→+950m总回风大巷→地面。
四、瓦斯抽放
本区域评估残余最大瓦斯含量为6.8862m3/t，小于8m3/t。在回采过程中加强抽放管理，防突工作施工队必须严格按照通风科编制的针对性防突措施严格执行。
五、监测系统
监测线路：地面中心站→分站（+630mS4石门新鲜风流处）→探头。
传感器安设位置见下表：
1.CH4传感器安设位置：
编号
安装地点
报警浓度（％）
断电浓度（％）
复电浓度（％）
T0
工作面上隅角处
≥0.9％
≥0.9％
＜0.9％
T1
2446风巷距工作面上窗口≤10m处
≥0.9％
≥0.9％
＜0.9％
T2
+674S4石门回风联络巷口10～15m处
≥0.9％
≥0.9％
＜0.9％
T3
2446机巷距工作面下窗口≤10m处
≥0.4％
≥0.4％
＜0.4％
T7
+674S3边界石门尾排出口处
≥2.4％
≥2.4％
＜2.4％
2.CO传感器安设位置：
编号
安装地点
报警浓度PPM
断电浓度PPM
复电浓度PPM
Ｔco1
+674S4石门距回风联络巷10～15m处
≥24
≥24
＜24
Ｔco2
+674S3边界石门内尾排出口处
≥24
≥24
＜24
3.风速传感器安设位置：
编号
安装地点
最高风速m/s
最低风速m/s
Ｔ风
+674S4石门距回风联络巷10～15m处
4m/s
0.25m/s
Ｔ1风
+674S3边界石门内尾排出口处
4m/s
0.5m/s
六、综合防尘
（一）割煤时，使用好割煤机内外喷雾，做到开机先开雾，各转载点和下煤眼安设喷雾洒水装置，并保证其正常工作。
（二）隔爆水袋计算：
1.总水量
G=gs=200×6.82=1360L
式中:G——总水量，L；
g——每平方米巷道所需水量，L/m2；隔爆水袋按200L/m2；
s——巷道断面积，m2。
2.隔爆水袋架数
n=G/（Gn×1000）=1360/40=34
式中:Gn——隔爆水袋架数
所以2446作面进、回风石门隔爆水袋数选择34个，每个隔爆水袋装水量为40L，两排布置。
（三）皮带溜子司机每班必须清理机头架等设备上的粉尘，保证无粉尘堆积作业；同时，施工队每天对两巷进行清扫粉尘。
（四）施工队必须保证工作面2m2范围内的浮煤平均厚度不超过支架底座。
（五）机、风巷每隔50m安设一套防尘供水Dg50管路，保证充足的水源，定期冲刷巷道壁，防止煤尘堆积。机巷供水管路上每隔50m安设一个阀门。同时，施工队在机风巷每隔100m处安设一组防尘喷雾，在工作面回采及施工排放孔和效检孔时，防尘喷雾必须开启。
（六）各运煤转载点设齐洒水喷雾装置，洒水喷雾装置与机头落差不得超过0.5m，并做到开机喷雾效果完好。
（七）各防尘设施正常使用并设专人维护和管理，由通风区一次性安装，施工队维护和使用。
（八）割煤前，割煤司机必须先开割煤机的内、外喷雾，并做到机械保护齐全可靠，做好个人防护，工作人员必须配戴防尘口罩。
（九）割煤、运煤、打排放孔和效检孔时，机、风巷和各转载点的防尘喷雾必须开启，并确保能够正常工作，严禁喷雾失效或不开喷雾作业。
第三节 排水系统
因工作面为上山开采，故工作面机、风巷的水通过水沟自排，局部水大地段采用泵排。
排水路线：
风巷积水→2446风巷水沟或排水管→+674S4石门→+674m大巷。
2446工作面→2446机巷→+630m S4石门→+630m大巷。
第四节 供电系统
一、供电路线系统
（一）电压等级
工作面的电源电压为6KV，来自+630mS2临时变电点。根据用电设备的容量与布置，采用660V和1140V两种电压等级供电，照明电压采用127V。
（二）工作面移动变电站与配电点位置的确定
配电点设在此石门以北100m的+630mS4车场，泵站安装在+630mS4车场。
二、整定值计算：
（一）1#移动变电站额定电流
I1==160+43=203（A）
其中额定电流Ia=
两相短路电流Id(2)=
供电最远点，采煤机电机两相短路电流
Id1(2)= =1370（A）
三相短路电流Id(3)= Id(2)=2*1370/=1576（A）
灵敏效验为Id1(2)/ Ia=1370÷203=6.75＞1.5
因此1#移动变电站整定电流为210A，整定短路电流为6倍
（二）2#移动变电站额定电流
I2==50+33+50+83+83+83+83+42+140=647（A）
两相短路电流Id(2)=
供电最远点，机巷3#刮板机电机两相短路电流
Id1(2)= =792（A）
三相短路电流Id(3)= Id(2)=2*792/=915（A）
灵敏效验为Id1(2)/ Ia=792÷166=4.77＞1.5
另一趟供电最远点，机巷皮带电机两相短路电流
Id1(2)= =686（A）
三相短路电流Id(3)= Id(2)=2*686/=789（A）
灵敏效验为Id1(2)/ Ia=686÷144=4.76＞1.5
因此2#移动变电站整定电流为310A，整定短路电流为4倍
（三）+630mS2边界临时变电点送配电点高压防爆开关额定电流
IA=K1·I1+K2·I2=0.19×203+0.11×647=109.74（A）
其中1#移动变电站变比K1=1140÷6000=0.19
2#移动变电站变比K2=660÷6000=0.11
灵敏效验为Id1(2)/ Ia=1370÷109.74=12.48＞1.5
因此高压防爆开关整定电流为110A，整定过流值为0.8倍，整定短路电流为6倍
喷雾泵、乳化泵电源馈电开关额定电流(两泵各有一台备用)
Ia==139+41=180（A）
因此此开关整定电流为180A
机巷2#、3#刮板运输机、机巷皮带电源馈电开关
Ia==83+83+50=216（A）
因此此开关整定电流为220A
机巷1#刮板运输机及石门、斜巷皮带电源馈电开关
Ia==83+33+50=166（A）
因此此开关整定电流为170A
各设备控制开关整定值（附表11：设备型号及额定值）
附表11：设备型号及额定值
设备名称
设备型号
开关
型号
额定功率(KW)
额定电压(V)
额定电流(A)
整定电流(A)
采煤机
MG100/240-WD
QJZ2-400
240
1140
160
160
工作面刮板机
SGZ-630/2*75
QJZ-300
2*75
1140
86
90
石门皮带
DTL-800
QBZ-120
45
660
50
50
运煤斜巷皮带
DTL-800
QBZ-120
30
660
33
35
机巷皮带
SPJ-800
QBZ-120
45
660
50
50
大巷第4台皮带
DTL-800
QBZ-120
75
660
83
85
机巷刮板输送机
SGB-630/75
QBZ-120
75
660
83
85
回柱绞车
JH-14型
QBZ-80N
18.5
660
20
25
乳化泵
WRB200/31.5
QBZ-120
125
660
139
140
喷雾泵
KXPB250/5.5
QBZ-80
37
660
41
45

第五节 通信照明
一、通信照明均采用127V电压供电。
（一）通讯系统路线
1.地面调度室→+290m主平硐→+290m ~+590m 吊挂上山→+590m ~ +770m吊挂上山→+630m运输大巷→+630mS4石门
2. 地面调度室→+290m主平硐→+290m ~+590m 吊挂上山→+590m ~ +770m吊挂上山→+674m运输大巷→+674mS