22150综放工作面设计毕业设计（论文） .doc

毕业设计（论文） 摘要摘 要本设计工作面面积为67500，可采储量502.88万吨，井田内煤层赋存比较稳定，煤层倾角4º-7°，煤层厚度平均6.8m。井田范围内整体地质条件比较简单，断层不发育，均是小断层。矿井瓦斯含量较低，为低瓦斯矿井，矿井涌水量不大。根据实际的地质资料情况进行采煤工作面的初步设计，该工作面设计采用综合机械化放顶煤回采工艺，走向长壁采煤法，用全部跨落法处理采空区，并对运输、提升、排水和通风等各个生产系统的设备选型计算，工作面设全部实现机械化，采用先进技术和借鉴已实现高产高效现代化矿井的经验，实现一矿一面高产高效矿井，从而达到良好的经济效益和社会效益。关键词：走向长壁，放顶煤，综合机械化，高产高效AbstractThis design face area of 67500，Recoverable reserves of 5.03 million tons，Service life of 16 months，Relatively stable within a Seam of Coal Mine，4º-7°seam angle，The average seam thickness of 6.8m，Ida as a whole within the framework of a relatively simple geological conditions，Fault does not develop, are small faults，A low level of coal mine gas for the low-gas coal mine，Is not mine discharge. The geological data based on the actual situation of the preliminary design of coal face, the face design of integrated mechanized top coal caving mining technology, long wall mining method, using all the inter-drop treatment mined-out area, and transportation, to enhance , drainage and ventilation in various production systems, equipment selection basis, face set to achieve full mechanization, use of advanced technology and have achieved high-yield and efficient learning experience of a modern mine to achieve a high yield mine mine side, so as to achieve good economic and social benefits。Key words：long wall，Caving，Mechanized，High-yield毕业设计 目录目 录 1.引言12矿井概况13采区概况331采区地质概况332采区生产布局34工作面概况541工作面位置、周边关系及开采情况54.1.1工作面位置54.1.2开采情况542地形地貌543工作面参数54.3.1工作面参数及煤层赋存特征:544储量情况65地质构造76水文地质及水害评价87防水煤（岩）柱的计算与留设98工作面巷道布置1081顺槽、切眼、停采线等位置的确定及依据108.1.1顺槽的位置108.1.2切眼情况118.1.3停采线的位置确定1282采煤方法、生产工艺、采放比、放煤步距等内容128.2.1采煤方法128.2.2采煤机进刀方式128.2.3生产工艺138.2.4采放比158.2.5放煤步距158.2.6工作面生产能力计算1583 支护设计与顶板管理168.3.1顶板管理方法：168.3.2工作面顶板支护:168.3.3上、下巷超前支护1784工作面设备总体配套179生产系统2091提升系统（煤炭运输系统、辅助运输系统）209.1.1运输设备和运输方式：209.1.2运煤路线：209.1.3运料路线：2192通风系统及风量计算219.2.1通风系统219.2.2综放工作面风量计算2193排水系统229.3.1防排水方案：229.3.2避灾路线：2394 供电系统239.4.1工作面供电线路：239.4.2通信控制系统249.43 照明系统2495压风系统249.5.1工作面压风设备249.5.2工作面压风路线2496 瓦斯防治2597防灭火系统2798防治冲击地压299.8.1预测预报299.8.2防范措施：309.8.3、解危措施3199安全监控系统319.9.1瓦斯传感器设置：319.9.2一氧化碳传感器设置：329.9.3风速传感器设置：329.9.4温度传感器设置：329.9.5人工瓦斯检查：32910供水、防尘系统32 911避灾路线33参考文献47致谢48毕业设计（论文） 第1章 引言1引言本次毕业设计是在XX煤矿进行的毕业实习中所收集的矿井生产图纸和资料，并作了一些改动以后，对矿井进行的初步设计。采矿工程毕业设计是采矿工程专业全部教学进程中的最后一个环节。作为对学生所学知识的最后一次综合性知识技能考查，它主要是考查学生对基础知识及其专业知识的掌握情况，使学生学会自我思考、自行设计。在设计过程中，把所学的理论知识与实践经验综合起来应用。这样达到了对理论知识“温故而知新“的作用，同时也学到了一些实际生产过程中的经验。设计的过程就是一个不断认识和学习的过程。在本次设计过程中，认真贯彻矿产资源法、煤炭法煤炭工业技术政策、煤炭安全规程、煤炭工业矿井设计规范以及国家其它发展煤炭工业的方针政策，积极采用切实可行高产高效的先进技术与工艺，力争自己的设计成果达到较高水平。本设计以实践教学大纲及指导书为依据，严格按照安全规程的要求，采用工程技术语言，对矿井工作面的准备、运输、提升、排水、通风等各个生产系统进行了初步设计。由于时间关系和设计者水平有限，设计中失误之处在所难免，敬请审阅老师给予批评指正！1毕业设计（论文） 第2章 矿井概况2矿井概况XX煤矿位于河南省西部的平顶山市境内，是X煤公司主力矿井之一。井田浅部有涧河自西向东流过，井田面积约22平方公里，地表为丘陵山地。开采煤层为己16-17煤层，煤种属焦煤，主要用于炼焦和炼钢用煤。矿井地质条件简单，水文地质类型为中等，采面最大涌水量50m3/h,最小涌水量25m3/h。瓦斯绝对涌出量20 m3/h，煤层有自然发火，煤尘有爆炸性。自1958年建矿以来，矿井先后经过1975年和1989年两次改扩建，设计生产能力为120万吨/年，2007年核定生产能力为300万吨/年。 2毕业设计（论文） 第3章 采区概况3采区概况31采区地质概况已二采区位于-200m水平东翼，西以30勘探线西100m为界，北侧和东侧为井田边界，南以F16断层为界。采区东西走向长1500m，南北倾斜长450m。采区地表为丘陵山地，地面标高为501588m , 煤层埋深6101030m，地表有钱大池村。已二采区煤层走向为 东西向 ，倾向355°25°，倾角为4°7°，变化不大，采区整体构造形态为单斜构造。采区内仅揭露一些小断层，采区南部为F16断层（井田边界）。已二采区含煤层三层，即15煤层、16煤和17煤。其中15煤层在采区深部被揭露，平均厚度1.6m，但采区的西部仅有煤线沉积(2103孔揭露)，该煤层在已二区沉积不稳定，不具开采性。16煤层和17煤层在已二采区大部分合并为一层，统称已16-17煤。合并后已16-17煤，纯煤厚6.8m，属厚煤层，故对已二采区的开掘和回采只考虑16-17煤层。已二采区煤种为焦煤，高发热量。16-17煤顶板为I级顶板，直接顶厚10m，岩性为粉沙泥岩，基本顶为厚20m的砂岩，底板为泥质砂岩，回采时采用全陷落法管理顶板。已二区水文地质条件简单，区内含水层为顶板砾岩层、砂岩层，均为弱含水层，隔水层顶板为泥岩，无突水危险，预计采面最大涌水量50m3/h,最小涌水量25m3/h。已二采区瓦斯绝对涌出量20 m3/h，16煤层煤尘爆炸指数为49.54，17煤层煤尘爆炸指数为47.14，均有爆炸危险性，区内煤种为1/3焦煤。32采区生产布局已二采区为单翼采区。该采区下部区段共布置有三条下山巷，其中轨道下山和皮带下山布置在距煤层顶板以上36m的砂砾岩中，回风下山布置在煤层顶板40m的砾岩中。采区内共布置的9个工作面。已二采区下山区段采用走向长壁下行采煤法开采，全部垮落法管理顶板。采区通风方式为边界抽出式，其中已二区轨道下山和已二区皮带下山为进风巷，已二区回风下山为专用回风巷。已二轨道下山选用JKY2.5/2.3B型防爆液压提升绞车，电动机功率250KW。已二皮带下山选用DSP-1080/1000胶带运输机。51毕业设计（论文） 第4章 工作面概况4工作面概况41工作面位置、周边关系及开采情况4.1.1工作面位置：22150工作面位于XX井田东南角，系已二区下山区段的第五个工作面。井下四邻关系：东为XX井田边界保护煤柱，西为23采区下山保护煤柱，北为22110综采工作面，南为22130综放工作面。4.1.2开采情况：22150工作面北部的22090综采工作面和北邻的22110综采工作面都已回采结束，东部边界的XX矿在该区段未进行掘进和回采，南邻的22130综放面尚未掘进。42地形地貌22150工作面地表地处钱大池村西南的低山丘陵地带，地形复杂，冲沟发育，地表高程+510+552 m；煤层埋深802860m，该面北侧地表有钱大池村。43工作面参数4.3.1工作面参数及煤层赋存特征:22150工作面开采煤层为己16-17煤层，煤层顶板高程-292- 335m，走向长度1500m，工作面倾斜宽度为450m，面积675000，煤层倾角4°7°，煤厚6.8m。煤层结构复杂，煤层中下部含夹矸06层，单层厚0.10.3m，不稳定。44储量情况走向长(m)倾斜长(m)斜面积(m2)煤厚(m)容 重(t/m3)工业储量(万吨)回采率()采出储量(万吨)15004506750006.81.32605.8883502.88工作面工业储量：1500×450×6.8×1.32=605.88万吨工作面可采储量：1500×450×6.8×1.32×0.83=502.88万吨工作面服务年限：(工作面可采长度÷设计月推进长度) 1500÷9415.96(个月)毕业设计（论文） 第5章 地质构造5地质构造22150综放工作面在距上巷口85m和下巷口50m处揭露了F2306正断层，其走向为42°51°，倾向为132°141°，倾角为40°45°，落差为1.01.3米。该断层贯穿工作面上、下巷，断距和牵引现象明显，顶板岩石破碎，节理发育。但由于断层在工作面设计停采线以外，对回采影响不大。从整体来看，该面煤层平缓，地质构造简单，在接近切眼处煤层有起伏，对回采稍有影响。另外由于煤层埋深大，地压也相应较大，巷道和工作面易底鼓、片帮和冒顶，冲击地压现象也会更加明显。毕业设计（论文） 第6章 水文地质及水害评价6水文地质及水害评价22150综放工作面水文地质条件简单。现将工作面顶底板、老空水、断层水害评价如下：1、顶板水：该工作面直接顶为灰色、深灰色、灰黑色泥岩，致密块状，赋存稳定，厚度25m左右，隔水性较好。老顶为中上侏罗系杂色粉砂岩、细砂岩、砾岩组成，以砂砾岩为主，交替出现且有混合性岩层，该层厚度大，达105m，砂砾岩层含水性不稳定，本面整体为弱含水层，但存在局部强含水段（地面瞬变电磁勘探富水异常区在停采线西侧），由于工作面放煤后形成裂隙范围大，很有可能与上部的砂砾岩弱含水层导通从而出现大量涌水。因此必须保证排水设备完好，防止顶板水涌入工作面影响生产。 2、底板水：煤层底板自上而下为煤矸互层（厚度01.8m）、泥岩（厚04.5m）、细砂岩（16.3m）及粉砂岩条带，波状层理和砾岩。砾岩具有弱含水性，且该处砾岩层较薄，有泥岩隔水层，预计在工作面回采过程中不会有底板水出现。3、老空水：22150工作面上巷布置在 22110工作面下巷北侧12m处的二分层中，顶部为老空区。22150工作面整体呈宽缓背斜构造。工作面上巷在沿假顶掘进期间，曾对22110工作面下巷的采空区低洼段，按每隔10m距离进行了打眼探放水施工，先后放出水量约5000m3（该积水是外段由于22110工作面回采结束时，采面通过F2306断层构造，因裂隙导通形成的，里段由工作面防尘水聚集而成）。目前，22110工作面老空积水已经疏干，探放水孔现均无水流出。由于采用综放顶煤技术，回采后顶板大面积垮落，会波及老空未放低洼处积水，所以回采时应加强探放及排水工作。4、断层水：经工作面上下巷揭露有F2306断层构造，该断层贯穿上下巷，牵引明显，落差1.0m左右。在22110工作面回采靠近F2306断层构造时，工作面下部出现滴淋水现象，涌水量不大于2m3/h。本工作面断层在停采线外段3050m，不会有断层水出现。本工作面回采期间预计最大涌水量50m3/h,最小涌水量25m3/h。河南理工大学成人高等教育毕业设计（论文） 第7章 防水煤（岩）柱的计算与留设毕业设计（论文） 第7章 防水煤（岩）柱的计算与留设7防水煤（岩）柱的计算与留设根据资料分析，22150工作面可能有顶板水、老空水、断层水和井田边界防水煤柱，现对各防水煤（岩）柱留设叙述如下：1、顶板水防水煤柱的留设由于煤层直接顶厚度约10m，老顶内局部有富水异常区，工作面采动后导水裂隙带必然波及到老顶。已二区已采各面在探测有富水异常区地段回采时均未出现顶板水，根据探测富水异常区地段在停采线外段，同时在回采时将配备完善的排水系统，所以根据以上情况本面不需留设顶板水防水煤柱。2、老空水防水煤柱的留设 22150上巷在二分层中掘进，仅留有少量煤皮，并且掘进过程中进行了探放，基本放完了一分层老空积水，在回采过程中对老空区低洼地段再次进行探放，可以排除老空区内的水害，不需留设老空防水煤柱。3、井田边界防水煤柱的留设 按照矿井水文地质规程，本矿及相邻XX矿均为水文地质条件简单,属中等型矿井，总煤柱宽度40m即可。22150工作面切眼布置在22110工作面切眼西侧，单侧煤柱已达50m，且XX矿在对应位置尚未开采，煤柱留设能够满足安全需要。毕业设计（论文） 第8章 工作面巷道布置8工作面巷道布置81顺槽、切眼、停采线等位置的确定及依据8.1.1顺槽的位置22150上巷设计巷道方位角为N123°，布置在22110工作面二分层中，距22110工作面下巷13m，并通过联络巷与已二区专用回风巷构成回风路线；上巷经22150工作面上石门、平台车场与已二区轨道下山构成运料路线。22150工作面上巷支护断面图22150下巷设计巷道方位角为N123°，布置在21煤层中，沿煤层顶板掘进，巷口通过石门改制1m皮带与已二区下山皮带巷相连构成出煤路线。通过已二区轨道和皮带下山巷并联进风，向22150下巷和工作面供给新鲜风流。22150工作面下巷支护断面图8.1.2切眼情况22150工作面切眼净长420m（两巷上下各留10m保护煤柱），巷道方位角为N33°切眼采用沿顶板掘进，切眼断面形状设计为梯形，采用12#矿工钢单棚支护，棚距0.5m。具体尺寸如图所示。22150工作面切眼架棚支护断面图8.1.3停采线的位置确定为保证已二区下山中部泵房和已二区第二变电所不受工作面的采动影响，并结合22150工作面外口 F2306正断层的赋存情况，停采线位置定在距上、下巷口123m处。82采煤方法、生产工艺、采放比、放煤步距等内容8.2.1采煤方法本工作面采用走向长壁后退式综采放顶煤采煤法，一次采全高，自然垮落法管理顶板。8.2.2采煤机进刀方式22150综放工作面进刀方式示意图8.2.3生产工艺本工作面回采以放顶煤工序为主，割煤与放煤平行作业，正规循环工序为：割煤移架推前溜拉后溜割煤移架推前溜放顶煤拉后溜。1、采高的确定：本工作面可采煤厚6.8m，其中割煤高度2.5±0.1m，放煤高度4.3±0.1m，采放比为1：1.7。2、落煤方式：该工作面采用走向长壁综采放顶煤采煤方法回采，由MG300/700WD型双滚筒采煤机往返割煤、装煤，端头斜切进刀。截深0.6m，采用多轮、均匀、顺序、等量放煤，“两刀一放”，放顶煤步距为1.2m。3、装煤和运煤方式：采煤机滚筒旋转装底煤，人工收缩尾梁插板和摆动尾梁放顶煤，运煤采用前后两部溜子平行运煤，集中到下巷桥式转载机和皮带机运出。4、移架：采用即时支护方式，滞后采煤机移架，追机作业，及时伸出支架伸缩梁，必要时可先拉超前架，移架步距为0.6m。5、推前溜：前刮板输送机随移架逐段移向煤壁，滞后采煤机1525m，依次顺序自上而下，或自下而上进行，严禁从两端同时向中间推移，推溜步距为0.6m，溜子弯曲段长度不得小于15m。推溜后，溜子必须保证平直。6、拉后溜滞后前溜1015m拉后溜，使后部溜子与前部溜子保持平行。7、放顶煤：放煤方式：本面在割煤机割第二刀煤正常时进行放顶煤作业,即平行作业法，采用多轮、间隔、顺序、等量放煤方法，放煤顺序按：1、3、5号放煤口顺序放煤，一次放出煤量的1/31/2，然后按2、4、6号放煤口顺序放煤，如此反复进行23轮将顶煤放完，放煤过程中尽量使顶煤保持均匀下降，以减少混矸，提高回采率。放顶煤步距：初次放顶煤步距15m，即工作面切眼向外推进15m时，开始初次放顶煤。正常放顶煤步距为1.2m，即两刀放一次顶煤。8.2.4采放比ZF6400-17.5/28放顶煤支架支护高度1.75-2.8m,采煤机MG300/700-WD,采高2.23.7m，据此采煤机割煤高度2.42.6m，平均2.5m, 采放比1：1.7 ，符合采放比不大于1：3的要求。8.2.5放煤步距放顶煤步距初次放顶煤步距15m，即工作面切眼推进15m时，开始初次放顶煤。正常放顶煤步距为1.2m，采用“两刀一放”，多轮次、均匀、顺序方式进行架后放煤，采用自然垮落法对工作面采空区进行管理。8.2.6工作面生产能力计算22150工作面机头与机尾各三架不放顶煤,415架放顶煤高度为14m，16269放顶煤高度为4.3 m，机尾270277架放顶煤高度为2m工作面正规循环生产能力W(L0h0 +L1h1 + L2h2+ L3h3)Sc(9×2.5+18×5.0+380×6.8+12×4.5)×1.2×1.32×0.833616.1（t）式中 ：W 正规循环生产能力 , t ； L0工作面13架和278280的总长度，9m； L1 工作面415架长度，18m； L2 工作面16269架长度，380m； L3 工作面270277架长度，12m； H0工作面13架和278280架的采高，2.5m； H1工作面415架采高，5.0m(平均)； H2工作面16269架采高，6.8m； H3工作面270277架采高，4.5m； S正规循环推进宽度，1.2m； 煤的容重,1.32t/m3；、工作面日产量为:Td=×=3616.1×2=7232.3（t ）式中：Td工作面日产量 , t ；N 每日工作面正规循环个数, 取2 个(零、八点班各一个正规循环,四点班全班检修)；、工作面月产量为:Tm=Td×d×i%=7232.3×30×85%=184423（t）式中: Tm工作面月产量 , t ；Td工作面日产量 , t ；d月生产天数 , 取30天 ；i% 工作面正规循环率 , 取85%；83 支护设计与顶板管理8.3.1顶板管理方法：采用自然垮落法管理顶板，最大控顶距为5029mm，最小控顶距4429mm，采煤机滚筒截深0.6m，放煤步距为1.2m，移架步距为0.6m。8.3.2工作面顶板支护:22150工作面共安装280架液压支架，上、下端头安装ZTG7200-21/30型过渡支架各3架,中间安装ZF640017.5/28型液压支架274架。8.3.3上、下巷超前支护1、上巷超前支护：上巷安全出口向外100m范围内进行超前加固支护，支护方法：型钢梁配合单体液压支柱走向抬棚，一梁三柱，支柱初撑力不低与50KN。机尾用 型钢梁（或工字钢梁），一梁四柱，分前后溜架设“四对八根”抬棚，前溜“两对四根”，后溜“两对四根”，两抬棚中间交叉，支柱初撑力不低与90KN）。2、下巷超前支护：下安全出口(前后溜子头处)安装一套自移抬棚，一梁四柱；在转载机过桥下将36U“O”型支架提前拆除，并由该点至下安全出口段用型钢梁配合液压单体柱抬棚支护，上下帮各一棚。下巷转载机过桥以外80m段采用36U“O”型棚加单体柱进行支护，支柱必须穿柱鞋，初撑力不低于50KN，并逐日进行检查和维护。3、在回采过程中，采用全部垮落法管理顶板，若采空区顶板出现局部不垮落的，要制定专项放顶措施，进行人工强制放顶。84工作面设备总体配套主要机电设备技术参数采煤机序号名称技术参数1型号MG300/700-WD2采高2.2-3.7m3截割能力1200t/h4过煤高度690mm5机面高度1435mm6卧底量380mm7滚筒直径Ø1.8m8摇臂摆角上摆37°下摆17°9啮合方式摆线轮销轨式,销排节距126mm10牵引速度07.9m/min11牵引力500KN12供电电压1140V13滚筒转速40r/min14水量320L/min15适应倾角小于等于20°转载机序号名称技术参数1型号SZZ800/4002电机功率400kw3输送能力2000t/h4圆环链2-34×126-C5双中链链距200mm6刮板间距756mm7中板厚度40mm液压支架序号名称技术参数1型号ZF6400-17.25/282结构高度2.13.0m3支护高度1.75m-2.58m3中心距1.6m4工作阻力7200KN5支架重量25±0.2吨6操作方式本架操作破碎机序号名称技术参数1型号PCM2002破碎能力2000t/h前、后部刮板输送机1型号SGZ800/800端卸式2输送能力1500t/h3链距200mm4销轨节距126mm5刮板间距1008mm6卸载高度机头、机尾卸载高度均为850mm胶带运输机1型号DSJ-100/80/250P2运输量800t/h3带宽1000mm4带速2.5m/s5电机功率250kw乳化液泵站1型号BRW400/31.52额定流量400L/min3柱塞直径56mm4柱塞数目5个5轴转速552r/min6额定压力31.5MPa7电压1140V/660V8电动机功率2×250kW9泵组重量4000kg河南理工大学成人高等教育毕业设计（论文） 第9章 生产系统毕业设计（论文） 第9章 生产系统9生产系统91提升系统（煤炭运输系统、辅助运输系统）9.1.1运输设备和运输方式：运煤设备运 煤 设 备型号运输方式前部输送机SGZ800/800机械连接后部输送机SGZ800/800机械连续转 载 机SZZ800/400机械连续胶带输送机DSJ-100/80/250P机械连续乳化液泵站BRW400/31.5机械连续辅助运输设备辅助运输设备型号台数运输方式调度绞车JD-25kw7钢丝绳牵引调度绞车JD-11.kw 2钢丝绳牵引回柱绞车JD-14kw4钢丝绳牵引9.1.2运煤路线：22150工作面SGZ800/800型刮板机下巷SZZ800/400转载机下巷DSJ-100/80/250P胶带运输机下巷石门SPJ-1000型皮带机已二区皮带下山已二区入仓皮带已二区煤仓 -200m水平东翼大巷强力皮带 -200m水平煤仓暗主斜井皮带中转煤仓主斜井皮带地面。9.1.3运料路线：地面副斜井+170m水平井底车场1#暗副斜井 -200m水平井底车场 -200m水平东翼运输大巷已二区车场已二区轨道下山22150上(下)巷石门22150上巷(4个车场)、22150下巷工作面92通风系统及风量计算9.2.1通风系统22150工作面回采期间采用U型通风系统即下巷进风上巷回风。进风路线(新鲜风流)：地面副斜井（主进风）1#暗副斜井 -200m水平井底车场 -200m水平东翼大巷已二区车场已二区皮带下山22150下巷运输斜巷22150工作面下巷22150工作面。回风线路(乏风流)：22150工作面上巷22150上巷轨道斜巷已二区回风下山已二区回风石门 -200m水平东翼回风巷2#暗副斜井 -200m水平东翼回风斜巷14区中轨道上山东风井地面。9.2.2综放工作面风量计算1、按瓦斯涌出量计算Q采=100qK =100×0.33×1.4=46.2m3/min式中：Q采采煤工作面所需风量，m3/min；q采煤工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min，预计回风风井投运后所开采工作面的绝对瓦斯涌出量为0.33m3/min；K采煤工作面瓦斯涌出不均衡系数，选取1.4。2、按工作面温度计算Q采=60·VC·SC·K=60×1.5×8×1.2=864m3/min式中：Q采采煤工作面需风量，m3/min；VC采煤工作面适宜风速，取1.5 m/s ； SC采煤工作面平均有效通风断面 m2 ；按照综放工作面的平均控顶距计算后，结合现场实测数据，取SC =8；K工作面长度系数，取1.2。3、按回采工作面同时作业人数（考虑交接班时人数）计算：Q采4Knc（m3/min）式中：4每人每分钟应供给的最低风量 m3/min； K风量备用系数 1.25nc 采煤工作面同时工作的最多人数。则：Q采4×1.25×（39+22）305（m3/min）4、按风速进行验算根据煤矿安全规程规定，回采工作面最低风速为0.25m/s，最高风速为4m/s的要求进行验算。即回采工作面风量应满足：15ScQ采240Sc（m3/min）式中：Sc工作面平均断面积，m2，取9则：135（ m3/min）15×9Q采240×92160（m3/min）综上所述，22150综放工作面需要风量为864m3/min。工作面回采时，以满足生产需要根据情况进行调节。93排水系统9.3.1防排水方案：根据瞬变电磁勘探结果及上部各面回采情况，预计本面受水害威胁情况较弱，为防止水害，该工作面防治水仍以被动的排水为主要手段，按最大涌水量300m3/h考虑防排水方案（参见22150防排水系统示意图）。制定防排水方案如下：1、工作面上巷二分层坡底的适当位置处（31307测点附近），建立泵站，该处在巷底（将皮带吊挂起来）开挖8m长、1.4m宽、1.5m深的长方体泵坑，配备两台水泵 (一台使用,一台备用)，排水能力为80m3/h（单台），水泵扬程要大于30m，敷设一趟100mm排水管，将涌水通过22150工作面上巷泵坑、上巷轨道石门、联络巷、已二区轨道下山直排至已二区中部水仓。2、因工作面整体呈宽缓背斜构造，故在下巷共建两个排水泵站（1#泵站为固定式，2#泵站为移动式）。1#固定式泵站：建在垛式支架以里，该处至中部水仓高差41.2m，配4台型号为QBK10060，流量100m3/h ，扬程50m，电机功率30kw立式潜水泵，总实际排水能力要大于300 m3/h。同时在巷底（将皮带吊挂起来）开挖25m长、1.5m宽、1.5m深的长方体泵坑，泵坑四周用小荆芭背严实，荆芭后及坑底铺彩条布（挖泵坑措施另下），铺一趟150mm和一趟100mm的排水管，将涌水通过22150下巷、皮带斜巷、联络巷、已二区轨道下山直排至已二区中部水仓。2#移动式泵站：建在距工作面下安全出口4080m段的合适地点,并随工作面回采向外平移, 泵坑规格：5m长、1.2m宽、1.0m深，配一台30kw立式潜水泵和2台5.5kw潜水泵，铺一趟100mm排水管，总排水量大于100 m3/h，工作面涌水通过该2#排水站、22150下巷、直排22150下巷1#排水站泵站。3、准备临时30kw立式潜水泵两台和5.5kw潜水泵数台及适量弹簧排水管当备用。9.3.2避灾路线：1、工作面上巷-上巷石门-已二区轨道或皮带下山-200m东大巷-暗主井-主井-地面。2、工作面下巷-下巷石门-已二区轨道或皮带下山-200m已大巷-暗主井-主井-地面94 供电系统9.4.1工作面供电线路：1、22150 综放工作面高压双电源(6000V)从已二区二所引出，经已二区下山皮带巷，接到22150下巷斜石门皮带头1#、2#、3#移动变电站高爆头上 (1#、2#移变型号为KBSGZY1600/6/1.2、3#移变型号为KBSGZY800/6/1.2) 。2、从1#移动变电站低爆头输出1140v电压，用电缆95mm2长度1200m，经22150下巷皮带石门、22150下巷输送到下巷尾外配电点（转载机处），然后分别通往工作面下列用电设备：200KW破碎机一台、400/200KW转载机一台、400/200KW双电机前刮板输送机一台，3、从2#移动变电站低爆头输出1140v电压，用电缆95mm2长度1200m，经22150下巷皮带石门、22150下巷输送到下巷尾外配电点（转载机处），然后分别通往工作面下列用电设备：700KW采煤机一台、400/200KW双电机后刮板输送机一台。4、从3#移动变电站低爆头输出1140v电压，用70mm2长度30m电缆，经22150下巷皮带石门接至回风巷内的BRW400/ 31.5型乳化液泵站配电开关上（安装两台乳化液泵，一台使用，一台备用）。9.4.2通信控制系统工作面安装KTC101-1-IC通讯、控制一体化系统,实现运输设备的保护、控制、沿线通话、故障监测、汉字显示及语言报警等。集控系统控制器安装在22150下巷石门口乳化液泵站处，用专用信号电缆经22150下巷接至工作面，工作面每隔15米安装一部扩音电话，形成通讯系统。在变电站、下巷转载机头、和上巷仓库各安装一部程控电话，保证井上、下通讯畅通。9.43 照明系统工作面按每隔15m安装一根20W防爆型日光灯,电源由下巷转载机处的综合保护器提供；上、下巷按每隔30m安装一根20W防爆型日光灯,电源分别由安装上、下巷口的信号照明综合保护器提供。95压风系统9.5.1工作面压风设备地面工业广场压风机站:1#3#4#压风机型号:OGD-42.8/8; 2#压风机型号:SA250-6K井下-200m水平大巷压风机房:5#压风机型号:SM5185W6#压风机型号:SM-153227#压风机型号:MLG-30.4/8-185G9.5.2工作面压风路线一趟由地面压风机房接出150压风管依次经主斜井、170m水平大巷车场、2#暗副斜井、200m水平东翼总回风巷、已二区轨道上山底车场；另一趟由200m水平压风机房接出的150压风管经200m水平东翼总回风巷、已二区轨道上山底车场； 两趟供风管在23区上山底车场合二为一，后选用100压风管依次经已二区大巷车场、已二区轨道下山、分别通往22150工作面上、下巷。96 瓦斯防治22150工作面生产期间瓦斯防治措施：1、在22150上巷各安装三台瓦斯传感器，一台安设在上隅角，距上隅角煤袋墙不大于0.8m，距上帮不大于0.8m，距顶不大于0.3m，报警浓度0.8%、断电浓度1%，复电浓度<0.8%；一台安设在上巷，距工作面煤壁10m内，报警、断电浓度0.8%，复电浓度<0.8%；一台安设在上巷斜石门以里距回风口1015m处，报警浓度、断电浓度0.8%，复电浓度<0.8%。断电范围：22150工作面及上巷全部非本质安全型电器设备。2、综采队负责在工作面上拐头、采煤机吊挂便携式瓦检仪，跟班队干、电钳工要携带便携式瓦检仪，并会正确使用。3、22150工作面开始回采前，其上巷及已二区专回下山的250mm瓦斯抽放管敷设到位，并对已二区安设的sk-60瓦斯抽放泵进行试运转，确保回采期间正常瓦斯抽放。4、综采队负责将替换后的瓦斯抽放管末端插入上隅角隔离煤袋墙上帮顶部采空区，设置滤网（10×10mm），并随