綜采工作面沿空留巷Y型通風設計說明書
一、工作面概況
(一)工作面范圍及鄰近采掘情況
北一11-2煤層為顧橋礦首采煤層，北一11-2采區分為上、下山且單翼開采，北一11-2上山采區首采面為1117(1)工作面正在回采，本設計1115(1)工作面是首采面的接替面。工作面位于北一11-2上山采區中部偏上，為北一11-2上山采區五階段，走向布置，周圍及上、下煤層均未開采。工作面南起北一11-2上山采區四條上山，北至F87斷層，東西分別到設計運輸順槽和軌道順槽。工作面走向長度為2709.9m，傾斜長度220.54m，回采標高-765～-650m之間。工作面煤層賦存穩定，直接頂為0～3.6m泥巖、老頂為18.56m砂巖、直接底為12.11m泥及鋁土巖，平均煤厚為2.94m，傾角為3°～5°開采面積為621651.06m2。
該工作面地面位于小楊莊、老童郢孜以北，小葉莊之間、地面還有張童莊和小童莊。工作面對應地面主要為農田，地勢平坦，地面標高為+23.1～+24.03m。
本工作面為顧橋礦首次采用混凝土膏體材料充填沿空留巷技術，并形成Y型通風系統，以降低煤炭資源的損失，有效解決工作面接替及瓦斯治理難度，緩解高溫地溫問題。
(二)地質構造
本工作面總體為一單斜構造，工作面內共有FS21, FS22, FS47, FS52, F87-3五條斷層，其中FS21斷層位于工作面中部，把工作面分為兩部分。工作面北部與F87斷層相鄰，其分支斷層F87-3將影響工作面軌順巷道掘進。由于受構造影響，巖層產狀變化較大，91°～125°∠3°～10°。本工作面小斷層發育，從而對正常掘進造成一定影響。
各斷層產狀表
(三)水文地質情況
本工作面水文地質條件相對簡單，其主要充水水源為老頂砂巖水。該砂巖主要由中細砂巖組成，個別地段有粗砂巖和粉砂巖，巖層垂直裂隙發育，富水性較差，主要以靜儲量為主，剛揭露其涌水量較大，一般隨時間的推移而減小直至消失。預計工作面掘進過程中在裂隙發育地帶和構造發育地帶會發生頂板出水。
預計本工作面最大涌水量為70m3/h，正常涌水量為15-20m3/h。
(四)影響掘進的其他地質情況
1、瓦斯情況：預計該面瓦斯自然含量為：5m3/ t，在構造地段及其附近瓦斯含量會增大。
2、煤(礦)塵：11-2煤層有爆炸危險性。
3、煤的自燃：有自燃發火危險，一般發火期為3～6個月。
4、地溫情況：該區段原始地溫40BC。
5、地壓情況：周期來壓現象明顯，巷道局部出現片幫、底鼓等。
二、工作面參數
工作面走向長度為2709.9m，傾斜長為220.54m，工業儲量為2558715.8t。可采儲量2430780t。根據顧橋礦煤柱預留實際情況，本工作面南與F87斷層間留煤柱50m，運輸順槽與1116(1)工作面軌道順槽凈煤柱留7米，軌道順槽為一次沿空留巷，留巷后作為下一工作面1114(1)工作面軌道順槽。
三、巷道布置
本工作面為顧橋礦首次采用沿空留巷、Y型通風方式。工作面采用兩巷加一借用巷道(三巷)布置方式，巷道分別為1115(1)運輸順槽、軌道順槽和借用巷1114(1)運輸順槽前期作為該面回采時總回風巷，三巷為平行布置方式，其中運輸順槽為機軌合一。
(一)巷道布置
1、1115(1)運輸順槽為實體巷道方位0°，該巷為機軌合一布置，膠帶運輸機布置在巷道下幫，軌道布置在上幫，為了前期掘進出煤將運輸順槽向南順延與11-2煤層回風上山相連通，生產出煤通過階段小煤眼溜到膠帶機上山膠帶運輸機運入采區煤倉。設備與材料的打運則通過采區軌道上山與第六中部車場進入運輸順槽及工作面。為了保證膠帶機運輸效率及無極繩絞車運輸，巷道起伏坡度應不大于10°。
2、1115(1)軌道順槽為一次沿空留巷巷道，平行于運輸順槽布置為實體巷道方位0°。為了前期掘進時出煤將軌道順槽向南順延與11-2煤層回風上山相連，設備材料的打運則通過采區軌道上山與第六中部車場進入軌道順槽及工作面。為了保證無極繩絞車運輸巷道起伏坡度應不大于10°。
3、借用巷道1114(1)運輸順槽，前期是1115(1)工作面Y型通風回風巷，從軌道上山開門，平行與1115(1)軌道順槽布置為實體巷道方位為0°。通過1114(1)運順回風聯巷分別與北一11-2上山采區煤層回風上山和頂板巖石回風上山相連，構成1115(1)工作面回采時回風系統。為了保證無極繩絞車運輸巷道起伏坡度不大于10°。
4、開切眼布置在距F87斷面50m處，與運輸順槽夾角90°布置。
5、第六中部車場從軌道上山撥門，施工采區第六中部車場(為煤巷)與工作面運順槽相連，形成本工作面掘進和生產時進風、運料系統 。
6、第五中部車場從軌道上山撥門、施工采區第五中部車場(煤巷)與本工作面軌道順槽相連，構成本工作面設備打運、材料運輸及輔助進風系統。
7、1115(1)運輸順槽回風聯巷，從運輸順槽撥門施工運順回風聯巷與北一11-2上山采區巖石回風上山連接，構成運輸順槽掘進時回風通道。
8、1115(1)軌道順槽回風聯巷，從軌道順槽拔門施工軌順回風聯巷分別與北一11-2上山采區煤層回風上山和采區巖石回風上山相通，構成軌道順槽掘進的回風通道，也是為兩條回風上山之間相互調整風量服務。
9、1114(1)運輸順槽回風聯巷，從1114(1)運輸順槽拔門施工回風聯巷分別與11-2采區煤層回風上山和采區巖石回風上山連通，形成1114(1)運輸順槽掘進和1115(1)工作面回采時回風系統。
10、邊界煤層回風上山，沿1115(1)工作面開切眼，垂直向上施工與1114(1) 運輸順槽連接，形成1115(1)和1114(1)之間一段邊界煤層回風上山勾通兩工作面，形成1115(1)回采時回風通道。
(二)、巷道斷面及支護參數
本設計的1115(1)工作面運、軌順槽及1114(1)運順均為實體巷道，運、軌順槽及切眼均沿11-2煤頂板施工，根據該工作面地質條件，初步確定該面錨網梁支護如下：
1、1115(1)運輸順槽錨梁網支護設計
運輸順槽為一矩形斷面，寬×中高=5.0×3.2m=16.00m2，具體支護參數如下：
(1)巷道頂板采用6根螺紋鋼預拉力等強錨桿配合T×4800mmM5型鋼帶，再加上12#槽鋼和錨索、12#金屬網聯合支護。錨桿長度為2500mm，直徑φ20mm，間排距860×800mm，每根錨桿采用2支Z2380型樹脂藥卷。錨索配合12#槽鋼采用“2--2”布置方式，錨索規格為φ18×6300m，每根錨索采用3支Z2380型樹脂藥卷。
(2)巷幫采用4根螺紋鋼預拉力等強錨桿配合鋼帶(29000×178×3mm)鋼帶、12#金屬網聯合支護。錨桿長度為2200mm，直徑φ20mm，間排距850×800mm，每根錨桿采用1支Z2380型樹脂藥卷。
(3)在斷層破碎帶附近及頂板淋水段，采用U型鋼棚支護。
2、1115(1)軌道順槽(一次沿空留巷巷道)錨梁網支護設計
軌道順槽為一次沿空留巷巷道，需加強支護，軌道順槽為一矩形斷面，寬×中高=5×3.4m=17m2，具體支護參數如下：
(1)巷道頂板采用7根螺紋鋼預拉力等強錨桿配合T×4800mmM5鋼帶，再加上12#槽鋼和錨索、邊角珩架錨索(4500mm)12#金屬網聯合支護。錨桿長度為2500mm，直徑φ20mm，間排距750×800mm，其中邊角兩根錨桿與鉛垂面夾角30o每根錨桿采用2支Z2380型樹脂藥卷。錨索配合12#槽鋼采用“3-4-1”布置方式，錨索規格為φ17.8×7300m，邊角珩架錨索與鉛垂面夾角45o，每根錨索采用3支Z2380型樹脂藥卷。
(2)巷幫采用5根螺紋鋼預拉力等強錨桿配合T×3200mmM5鋼帶、12#金屬網聯合支護，其中底部錨桿與水平面夾角20o。錨桿長度為2500mm，直徑φ20mm，間排距750×800mm，每根錨桿采用1支Z2380型樹脂藥卷。
(3)在斷層破碎帶附近及頂板淋水段，采用U型鋼棚支護。
3、1114(1)運輸順槽及邊界煤層回風上山錨梁網支護設計與1115(1)軌道順槽錨梁網支護設計相同。
4、開切眼錨梁網支護設計
切眼導硐為一矩形斷面，寬×中高=4.6×3.2m=14.72m2，具體支護參數如下：
(1)巷道頂板采用6根螺紋鋼預拉力等強錨桿配合M5鋼帶，再加上12#槽鋼和錨索、12#金屬網聯合支護。錨桿長度為2500mm，直徑φ20mm，間排距840×800mm，每根錨桿采用2支Z2380型樹脂藥卷。錨索配合12#槽鋼采用“2-2”布置方式，錨索規格為φ18×6300m，每根錨索采用3支Z2380型樹脂藥卷。
(2)老塘幫采用四根螺紋鋼預拉力等強錨桿配合鋼帶(2150×150×3mm)鋼板條、12#金屬網聯合支護。錨桿長度為1800mm，直徑φ20mm，間排距850×800mm，每根錨桿采用1支Z2380型樹脂藥卷。
(3)擴面幫采用3根玻璃鋼錨桿和木托板(300×300×50mm) 12#金屬網聯合支護，上、下相鄰排錨桿沿巷道縱向顯交錯布置，錯距0.4m，錨桿長度為1800mm，直徑φ18mm，間排距1000×800mm，每根錨桿采用1支Z2380型樹脂藥卷。
5、擴面支護參數
切眼采用導硐法施工，首次掘進寬度4.6m，高3.2m，擴面后切眼最終寬度為7.2m，高3.2m。
(1)切眼掘進時在撥門交岔點處打兩排加固挑棚，在切眼中部距迎頭不超過50m處，打一排挑棚，切眼貫通后距老塘側幫0.6m處再打一處挑棚，挑棚由DZ32-35單體支柱與4.0m長的工字鋼組成，一梁四柱。
(2)切眼擴寬2.6m，擴面巷頂板，采用3根螺紋鋼預拉力等強錨桿配合M5鋼帶，再加上12#槽鋼和錨索、12#金屬網聯合支護。錨桿長度為2500mm，直徑φ20mm，間排距900×800mm，每根錨桿采用2支Z2380型樹脂藥卷。錨索配合12#槽鋼采用“1-1-0”布置方式，錨索規格為φ18×6300m，每根錨索采用3支Z2380型樹脂藥卷。
(3)幫部采用3根玻璃鋼錨桿和木托板(300×300×50mm) 12#金屬網聯合支護，上、下相鄰排錨桿沿巷道縱向顯交錯布置，錯距0.4m，錨桿長度為1800mm，直徑φ18mm，間排距1000×800mm，每根錨桿采用1支Z2380型樹脂藥卷。
6、錨固力要求
頂、幫錨桿設計錨固力分別為≮120KN、≮60KN,錨索設計錨固力為≮250KN;錨桿扭矩要求分別不底于100Nm和60Nm。
7、巖巷支護參數
(1)采用錨噴支護，錨桿為螺紋鋼預拉力等強錨桿，錨桿長度為2000mm，直徑φ20mm，間排距800×800mm，噴后為100mm，強度等級為C20。
(2)頂板破碎段，采用架棚支護，直墻半圓拱U29型鋼支架，支架間距500～600mm，外背鋼筋網背板。
附：1115(1)工作面運輸，軌道順槽及切眼斷面圖。
四、采煤工藝、頂板管理
(一)煤層情況
11-2煤層為黑色煤層賦層穩定，煤層結構復雜(局部有兩層夾矸)，本工作面煤厚為2.5～3.61m，平均厚為2.94m，傾角3～10º，平均5º。煤層以塊狀及粉末狀為主，內生裂隙發育，煤巖成分以亮煤為主，次為暗煤，屬半亮型。受斷層和滑動構造影響煤層厚度變化較大，一般含有2～3層碳質泥巖夾矸。
(二)煤層頂底板情況
11-2煤直接頂為復合頂板，由砂質泥巖，泥巖和11-3煤層組成，其中薄煤層不穩定，個別地段老頂砂巖直接覆蓋在煤層之上。
老頂：砂巖，灰白色～乳白色，厚層狀，細中粒結構，鈣質膠結，層面含暗色礦物，具平行層理和交錯層理。厚度18.56m。
直接頂：泥巖，灰色～深灰色，滑面發育，具滑感，夾薄煤層，厚度為0～3.6m。
偽頂;炭質泥巖，黑色，染手，較破碎。厚度為0～0.6m。
直接底：泥巖、鋁土質泥巖，灰色～深灰色，泥質膠結，含植物化石，夾1～2層薄煤層，厚度為12.11m。
(三)采煤方法
根據顧橋礦北一11-2上山采區巷道布置方式，結合11-2煤層賦存情況和地質構造分布特點，確定采用單一走向長壁、頂板自然垮落、后退式綜合機械化采煤方法，正常回采期間工作面沿11-2煤層頂板回采，一次采全高。
(四)頂板管理
根據煤層頂板巖性，直接頂板能隨著液壓支架的前移及時冒落，冒落矸石能及時充填采空區，本工作面采用頂板自然垮落管理頂板。
五、綜采工作面主要設備選型法
1115(1)為綜采工作面根據參考1117(1)首采面設備選型，1115(1)工作面主要設備型號如下：工作面液壓支架型號ZY8800/18/38;采煤機型號SL750;刮板運輸機型號SGZ1000/1400;轉載機型號SZZ1000/400;皮帶機型號DSJ1200/200/3*355X、L=3000m。
六、工作面生產能力
(一)工作面參數
工作面長220.5m，工作面回采長度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，一班檢修。
(三)生產能力
工作面回采率為95%，每天9個循環沿空留巷三刀一充填，一班一充填，循環進尺為0.86米，正規循環率為90%，則工作面日生產能力及日推進度為：
A=220.5×9×0.86×90%×2.94×95%×1.4=6000t
B=9×0.86×90%=3.966m
(四)服務年限
Ty=2709.9/(9×0.86×30×90%)=12(月)
1115(1)面計劃于2006年9月份開始施工工作面巷道，2007年8月份開始回采，2008年7月底回采完畢。
(五)1115(1)工作面工程量及掘進工作面個數
根據工作面巷道布置及系統能力確定掘進工作面為4個，其中煤巷三個，巖巷一個
煤巷主要是三個順槽同時掘進，巖巷用于小結構的掘進。
七、沿空留巷專項設計
(一)沿空留巷Y型通風的巷道布置
為了實現1115(1)工作面沿空留巷Y型通風，工作面采用一面兩巷加借用巷道及邊界煤層回風上山的布置方式。兩巷為1115(1)運輸順槽、1115(1)軌道順槽、借用巷道為1114(1)運輸順槽，其中1115(1)運輸順槽、軌道順槽兩巷進風通過采煤工作面及邊界煤層回風上山回風到1114(1)運輸順槽，再經1114(1)運輸順槽回風聯巷進入北一11-2煤層底板回風上山，北一11-2底板巖石回風大巷到中央回風井地面。
(二)沿空留巷位置及巷道斷面
顧橋礦1115(1)工作面沿空留巷，地點選擇在工作面軌道順槽，從工作面開切眼一直到停采線為充填留巷范圍。工作面軌道順槽沿煤層頂板掘進，采用錨梁網支護形式，斷面為矩形，斷面規格：寬×高=5.0m×3.4m，凈斷面面積為17m2。留用巷道采用補打φ18×8300m錨索加固。斷面見附圖。
(三)1115(1)工作面留巷充填支架設計
充填支架設計由沈陽煤碳設計研究院設計提供。
(四)1115(1)工作面巷旁支護
1、充填體材料強度的選擇與計算
(1)充填材料
沿空留巷充填材料選用膏體混凝土材料，主要成份是：硅酸鹽、砂子、粉煤灰及水拌和的膏體混凝土材料外加添加劑， 下表為填材料選強度指標：
k：冒落巖石的碎脹系數1.25-1.5，取1.3
B1：巷道煤幫到切頂線的懸頂寬度，為B2與留巷充填體(暫取2.1m)寬度的1.2倍
B2：留巷寬度5.0m
經計算P值為42.6T/m2，而根據充填體材料強度試驗，其最大承載可達10.0 MPa以上，可滿足承載要求。
(3)充填體材料的運輸、儲存及上料方式
沿空留巷是隨著采煤工作面的推進而延伸，因此采煤工作面和留巷的連續性，要求充填材料的輸送必須不間斷。
現生產的膏體混凝土充填材料，一般采用40公斤或50公斤袋裝。按三刀一充填每次充填約18 m3需要約650袋，由于充填系統的工作是連續的，如在井下人工上料，工人的勞動強度高，上料粉塵大，工作環境差，因而采用礦用特制集裝箱(約10 m3)在地面人工折裝機械上料，打運到工作面軌道順槽儲料場(距采煤工作面不大與600m)，增強上料可靠性和效率。
副井——井底車場——北翼11-2巖石軌道大巷——北一11-2采區軌道石門——北一11-2上山采區軌道上山——軌道上山第五中部車場——1115(1)工作面軌道順槽無級繩較車到工作面軌道順槽儲料場。
膏體混凝土充填材料用礦用特制集裝箱輸送至1115(1)工作面軌道順槽充填材料儲料場，再通過螺旋輸送泵直接輸送到德國普茨邁特公司BSM1002-E混凝土泵，BSM1002-E混凝土泵放在可移動平板車上布置在距采煤工作面附近不大與600m巷道中，隨時充填。充填過程中加水拌和時手動控制進水、要求進水管安裝壓力表，保證水壓均衡充填泵供水水壓不小于5公斤，水量不小于10～12m3/h。
(4)充填設備的選型
鑒于國內尚無用于礦井輸送混凝土充填泵,選用德國普茨邁斯特BSM1002-E混凝土泵，該泵主要由防爆電機、液壓泵站系統，螺旋送料配水攪拌系統、液壓缸體輸送系統等組成。
主要技術性能指標表
膏體混凝土充填材料的運輸應保持密封，有防水防潮措施;材料的加水拌和時要控制好水灰比，確保材料加水拌和后的各種工作特性，攪拌時要防止材料泌水離析，造成堵管。
充填管路三趟，兩路充填一路備用，充填管路必須與BSM1002-E混凝土泵的泵送性能相匹配。性能要求為耐壓不小于10MPa，管徑Φ108mm，壁厚≥6mm，低阻尼耐磨無縫鋼管，管道連接采用耐壓10 MPa管道快速接頭及“O”橡膠圈密封。
5、1115(1)工作面充填泵供電設計
(1)移動變壓器容量選擇：
1115(1)工作面是我礦北翼11槽的第一個采用沿空流巷Y型通風的工作面，根據設計需用充填泵4臺，其中2臺在用，2臺備用，其功率為55KW，電壓等級為660V;2臺螺旋輸送泵，其功率為75KW，電壓等級為660V。供電采用2路單線，中間無聯絡;為保證充填泵安全可靠運行，對6臺泵分別用2臺移動變壓器(630KVA/10/0.69KV 2臺)供電。
A、運順外口移變：
它所帶負荷有：P軌順= P充填泵+ P輸送泵=2X55+75=185KW
P運順= P無極繩+ P皮帶低壓+P絞車+P其他=110+70+45X2+7.5+100=377.5KW
Pe= P軌順+ P運順=185+377.5=562.5KW
Sb=ΣPe·Kx/Cosφpj= 562.5x0.51/0.7=415.7kvA
其中: Cosφpj——功率因數，由于存在2臺以上設備同時啟動，取0.7;
Kx——需用系數，Kx=0.4+0.6X110/562.5=0.51
根據計算選擇螺旋輸送泵、充填泵移變容量為Sbe=630kvA〉415.7 kvA 10/0.69KV。
B、1115(1)軌順中部移變：
它所帶負荷有：P軌順外口= P無機繩+ P水泵=132+7.5X6=177KW
P軌順里口= P慢絞+ P水泵+ P輸送泵+ P充填泵=45+18.5+7.5X6+40+75+55X2=333.5KW
Pe= P軌順外口+ P軌順里口=177+333.5=510.5KW
Sb=ΣPe·Kx/Cosφpj= 510.5x0.56/0.7=408.4kvA
其中: Cosφpj——功率因數，由于存在2臺以上設備同時啟動，取0.7;
Kx——需用系數，Kx=0.4+0.6X132/510.5=0.56
根據計算選擇螺旋輸送泵、充填泵移變容量為Sbe=630kvA〉408.4 kvA 10/0.69KV。
(2)電纜截面的選擇：
A、10KV高壓電纜的選擇;
計算如下(高壓電纜均按電纜長時運行電流來選擇)：
第一趟高壓10KV線路選擇(帶運順外口移變)：
負荷統計：P總= P軌順+ P運順=185+377.5=562.5KW
這趟高壓線路的總負荷就是：
S總=P總×Kx/ Cosφpj=562.5×0.51/0.7=415.7KVA
則通過10KV高壓電纜的長時運行電流為：
I=S總/√3Ue=415.7/1.732×10=24A
故選擇MYPTJ10KV/3X70+3X25/3+3X2.5型10KV高壓電纜(共500
米)，其額定載流量205A〉24A合格。
其中：Kx=0.4+0.6*PMax/ΣP
=0.4+0.6*110/562.5=0.51
由于存在兩臺以上電機同時起動的可能，所以這里Kx按0.7來取。
第二趟高壓10KV線路的選擇(帶1115(1)中部移變)：
負荷統計：Pe= P軌順外口+ P軌順里口=177+333.5=510.5KW
Sb=ΣPe·Kx/Cosφpj= 510.5x0.56/0.7=408.4kvA
其中: Cosφpj——功率因數，由于存在2臺以上設備同時啟動，取0.7;
Kx——需用系數，Kx=0.4+0.6X132/510.5=0.56
則通過10KV高壓電纜的長時運行電流為
I=S/√3*10=408.4/1.732X10=23.6A
因此，選擇MYPTJ10KV/3X70+3X25/3+3X2.5型10KV高壓電纜(共1500米)其額定載流量205A〉23.6A合格。
B、低壓電纜的選擇：
從運順外口移變至輸送泵及充填泵控制開關的電纜選擇：
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為功率因數，取0.7
考慮到供電距離及校驗系數，選擇電纜為MYP0.69/1.14KV-3X120+1X50型(共1500米)和MYP0.69/1.14KV-3X95+1X25型(共1000米)2種低壓電纜，其中MYP0.69/1.14KV-3X95+1X25型電纜額定載流量250A〉141.5A，符合要求。
從軌順中部移變至輸送泵及充填泵控制開關的電纜選擇：
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為功率因數，取0.7
故選擇電纜為MYP0.69/1.14KV-3X95+1X25型(共1000米)，其額定載流量為250A〉141.5A，符合要求。
(3)按允許電壓損失校驗電纜截面
由于采區用電屬于間歇性負荷，采區電動機正常運行時的允許電壓損失不超過額定電壓的10%，而起動時的電壓降即起動時電機入口處的電壓不能低于額定電壓的25%，即690V系統最大壓降為690×25%=172.5V，滿足這個條件，電動機就能正常起動。
A、移變1(運順外口)：
有關電氣參數：
已知Sbe=630kvA U2e=0.69kv Ud%=5.5%
ΔP=4500W I2e=525A I1e=36.49A
移變電阻壓降百分數 Ur=ΔP/(10 Sbe)=4500/(10×630)=0.071
移變電抗壓降百分數 Ux=√(Ud2-Ur2) =√(5.52-0.0712)=5.5
則：Rb=ΔP·U2e2/ Sbe2=4500×0.692/6302=0.0054Ω
Xb=10Ux·U2e2/ Sbe=10×5.5×0.692/630=0.042Ω
按允許起動條件校驗電纜截面
輸送泵和充填泵正常運行時變壓器內部電壓損失：
由前可得：S總=P總×Kx/ Cosφpj=562.5×0.51/0.7=415.7KVA
則：I2b=S總/ √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
輸送泵和充填泵起動時供電電纜電壓損失：
ΔU=ΔUB %X U2e/100=3.744X690/100=25.8V<69V(10% U2e)
滿足設備正常運行要求。
輸送泵和充填泵正常運行時變壓器內部電壓損失：
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)
滿足設備起動電壓要求。
移變2(1115(1)軌順中部移變)：
有關電氣參數：
已知Sbe=630kvA U2e=0.69kv Ud%=5.5%
ΔP=4500W I2e=525A I1e=36.49A
移變電阻壓降百分數 Ur=ΔP/(10 Sbe)=4500/(10×630)=0.071
移變電抗壓降百分數 Ux=√(Ud2-Ur2) =√(5.52-0.0712)=5.5
則：Rb=ΔP·U2e2/ Sbe2=4500×0.692/6302=0.0054Ω
Xb=10Ux·U2e2/ Sbe=10×5.5×0.692/630=0.042Ω
B、按允許起動條件校驗電纜截面
輸送泵和充填泵正常運行時變壓器內部電壓損失：
由前可得：Sb=ΣPe·Kx/Cosφpj= 510.5x0.56/0.7=408.4kvA
則：I2b=S總/ √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
輸送泵和充填泵起動時供電電纜電壓損失：
ΔU=ΔUB %X U2e/100=3.677X690/100=25.4V<69V(10% U2e)
滿足設備正常運行要求。
輸送泵和充填泵正常運行時變壓器內部電壓損失：
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)
滿足設備起動電壓要求。
(4)按經濟電流密度選擇高壓電纜：
A、第一趟10KV高壓電纜： A=Ig/nJj=24/2.25=10.7 故取A=95mm2 式中，A-標準電纜截面mm2
Ig-最大持續負荷電流(A)
n-不考慮下井電纜損壞時，同時工作電纜根數
Jj-經濟電流密度 A/mm2
由前可得：Ig =24A 查表得，Jj=2.25 n=1
B、第二趟10KV高壓電纜：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。
(供電圖附后)
6、充填工藝
顧橋1115(1)工作面沿空留巷，試驗點選擇在工作面軌道順槽一次留巷。
(1)充填操作流程
移架清理--→機械立模--→攪拌輸送--→充填清洗
清理、立模：在工作面軌道順槽沿空留巷處，管理好巷道頂板，清理巷道底板虛矸。采用ZZHCY15000/20/35型巷旁充填側模板支架、ZZHCY13400/22/35型巷旁充填后模板支架、ZT8800/19/35超前支護支架掛外側模板，支架自行前移機械立模，每次立模長為一次充填長度2.6m。
攪拌輸送：檢查確定混凝土充填泵工作狀況正常，管路暢通后，可進行材料的攪拌輸送。進料要均勻連續，配水要嚴格控制水灰比。掌握設備的工作壓力，防止管路阻塞。
充填清洗：高添量粉煤灰膏體混凝土材料進入留巷充填模，要觀察材料的平流堆積狀況，材料要充滿充填模并接頂充分。充填工作完成及時放清洗球用清水清洗管道及泵，原則上清洗管道污水排入采空區，不能對工作面、軌道順槽及留設的巷道產生影響。充填后拆模前動態觀測充填體的強度和礦壓顯現，發現問題及時處理。
(2)膏體充填材料配比
A、原材料要求
水泥：325普通硅酸鹽水泥或礦渣硅酸鹽水泥;
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
多功能復合外加劑
根據混凝土膏體材料抗壓強度指標，充填體的寬度選擇2.1m，充填高度以采高3m～3.2m為參考;每次充填長度同工作面三刀推進度2.6m;要求充填垛與煤壁保持一個綜采支架的長度。
(五)1115(1)工作面留巷巷內支護
1、充填體的臨時支護
軌道順槽超前充填體約60m采用超前支護支架替換單體和鉸接頂梁，超前支架沿軌道順槽走向緊靠巷幫雙排布置，在支架上安設工字鋼梁，工字鋼梁中-中500mm布置，超前支架型號ZT8800/19/35、超前支護支架12組、每組長5m替換長度約長度60m。超前支護支架高度1.9-3.5m，寬度0.47m，工作阻力8800kN，初撐力6180kN，支護強度每組0.76Mpa。
2、 巷內加強支護形式及參數
沿空留巷要求支護體作為支護物與圍巖間具有同步協調性，支護體的有效性要以維護好直接頂的完整性為目的。沿空留巷的頂板下沉同巷道及巷道直接頂在采空區懸露跨度有關。一般隨跨度的增大而加大，同時跨度小滿足不了Y型通風的要求，因此1115(1)軌道順槽留巷后巷內120m采用雙排挑棚加強支護，減小懸頂跨度，盡量控制頂板下沉;隨后在距工作面120m外開始巷修工作。考慮到1115(1)軌道順槽跨度大還要受采動的影響，采用頂板補打ф18㎜、長8.3m錨索，間排距為1000㎜×1000㎜加固。留巷后如若滿足不了通風斷面的要求，必須進行巷修工作，巷修主要采用臥底、刷幫，補打錨網及ф18㎜、長8.3m錨索加固。巷內加強支護參數見留巷斷面圖。
八、通風、瓦斯抽采、防滅火、瓦斯監控系統
(一)通風系統
1、瓦斯涌出量預計
1115(1)工作面瓦斯涌出的來源有：本煤層煤體含有的瓦斯、1115(1)工作面老塘遺煤及13-1鄰近層煤體涌出的瓦斯。
根據統計，正在回采的1117(1)工作面已回采1030m，相對瓦斯涌出量為2.97 m3/t。工作面走向長度2613m,傾斜長度240m，回采標高在-801.9～-686.0m之間。11-2煤層厚0.3～3.4m，平均厚2.47m,月平均日產在8590～12210t之間，絕對瓦斯涌出量在6.9～24.1 m3/min,相對瓦斯涌出量在1.06～6.39m3/t，平均2.97m3/t。
預計1115(1)工作面回采期間日產10000T時相對瓦斯涌出量為6.5 m3/t，絕對瓦斯涌出量為45m3/min。
2、通風系統:
新鮮風流:
3、通風方式：
工作面采用上行通風，以利于瓦斯治理。
4、風量計算
(1)按人員計算：
Q=4N=4×80=320m3/min
Q--工作面采煤期間所需風量
N--工作面同時工作最多人數，取80人
(2)按工作面溫度計算：
Q=60VS=60×2.5×14.7=2205m3/min
V--根據溫度應具備的風速，取2.5m/s
S--工作面有效通風斷面m2,取14.7m2
(3)按瓦斯涌出量計算：
預測該面回采時最大相對瓦斯涌出量為6.5m3/t,設計日產10000 t,則絕對瓦斯涌出量為45 m3/min。
Q=100qk/c=100×11.25*1.5/0.8=2109m3/min
q--工作面平均瓦斯絕對涌出量,45m3/min,其中抽采為32.1m3/min,風排為13.5m3/min。
k--瓦斯涌出不均衡系數，綜采面取1.5
c—工作面正常生產時工作面及回風流中允許的最大瓦斯濃度，c取0.8%
(4)工作面進風量：
軌順進風量：
Q軌順=60VS=60×0.5×17.6=525m3/min
V—要求風速不小于0.25m/s,取0.5m/s
S--工作面有效通風斷面m2,取17.6m2
回風巷風量：
Q回風=Q運順+Q軌順
=2205+525
=2730
Q回風：工作面總回風量m3/min
Q運順：運順進風量，m3/min
Q軌順：軌順進風量：m3/min
(5)按風速進行驗算：
Q取上述三者的最大值，回采時工作面配風量取2105m3/min,回風巷風量525 m3/min，則：
Q采≥15×S=15×26.1=392 m3/min
Q采≤240×S=240×14.7=3528 m3/min
Q回風≥15×S=15×17.6=264 m3/min
Q回風≤240×S=240×17.6=4224 m3/min
根據以上計算，工作面運順配風量配風量不小于2205m3/min，工作面總風量不小于2730m3/min。
(二)1115(1)工作面瓦斯抽采系統
1、抽采系統
(1)永久抽采系統：
1115(1)回風聯巷Φ426mm瓦斯抽采管→軌道順槽Φ426mm瓦斯抽采管→11-2煤層回風上山Φ560mm瓦斯抽采管→11-2回風巷Φ560mm瓦斯抽采管→11-2采區回風巷Φ560mm瓦斯抽采管→瓦斯鉆孔聯巷Φ560mm瓦斯抽采管→抽采鉆孔Φ560mm瓦斯抽采管→地面Φ630mm瓦斯抽采管→泵站2BE3 720(2BEF 72)瓦斯泵
移動抽采系統：
1115(1)軌道順槽Φ325mm瓦斯抽采管→11-2煤層回風上山Φ325mm瓦斯抽采管→11-2配風巷Φ325mm瓦斯抽采管→11-2采區回風巷Φ325mm瓦斯抽采管→井下臨時泵站2BE1 353瓦斯泵→11-2采區回風巷Φ273mm瓦斯抽采管→中央風井下口Φ273mm瓦斯抽采管
(2) 地面鉆孔抽采系統：
地面鉆孔(施工至1115(1)煤層頂板5m)→地面Φ219mm瓦斯抽采管→地面Φ325mm瓦斯抽采管→2BE1 505瓦斯泵
2、風排瓦斯量和抽采瓦斯量
1117(1)在回采期間瓦斯抽放純量平均在22.4 m3/min，風排瓦斯量在6.6～10.2 m3/min，
其中地面鉆孔抽放4.1 m3/min，占總抽放量的18%，瓦斯涌出量的13%;尾抽巷抽放13.5m3/min，占總抽放量的60%，瓦斯涌出量的42%;邊孔抽放4.8m3/min，占總抽放量的21%，瓦斯涌出量的15%;
根據瓦斯涌出來源分析，1115(1)工作面正常回采時工作面的絕對瓦斯涌出量為45m3/min ，工作面瓦斯治理設計分為風排和抽排兩種方式，地面鉆孔、1115(1)軌道順槽穿層鉆孔抽放上臨近層13-1煤層卸壓瓦斯，采空區頂板鉆孔進行抽放。預計地面鉆孔可抽出絕對瓦斯量的20%，軌道順槽穿層鉆孔可抽出45%，采空區頂板鉆孔可抽出10%，風排25%。
則1115(1)工作面瓦斯涌出量計算如下：
風排瓦斯量為：
Q風排 =45×30%=11.25 m3/min
地面鉆孔抽放瓦斯量為：
Q地面鉆孔 =45×20%= 9m3/min、
回風巷穿層孔抽放瓦斯量為：
Q穿層孔=45×45%=20.3 m3/min、
采空區鉆孔抽放瓦斯量為：
Q采空區鉆孔=45×10%=4.5m3/min、
3、抽采鉆孔設計
采用地面鉆孔、軌道順槽穿層鉆孔、采空區頂板鉆孔等抽采措施。根據工作面回采期間的瓦斯涌出量和實際抽采效果選用經濟合理的抽采方法和參數。
(1)地面鉆孔抽采設計
地面鉆孔共設計8個鉆孔，第一個鉆孔距切眼內150m,以后7個鉆孔孔間距320m，終孔位置位于11-2煤層頂板5m巖石內。下入Φ177.8mm套管，該套管自距15煤層頂1～2m向下至11-2煤層頂板5m為篩管，下套管凈孔徑Φ177.8mm。
(2)軌道順槽穿層鉆孔：
在1115(1)工作面軌道順槽向回采方向采空區頂板施工穿層鉆孔，鉆孔間距20m，孔徑113mm，鉆孔深入到鄰近層13-1煤的卸壓帶內20m.鉆孔下入108mm套管15m進行固孔。在工作面回采時施工鉆孔。
鉆孔施工結束后連通回風巷內Φ426mm瓦斯管進行抽采。
(3)采空區頂板鉆孔抽采設計
在1115(1)工作面采過筑墻后在軌道順槽向回采方向采空區頂板施工鉆孔，鉆孔間距10m，孔徑110mm，鉆孔深入到裂隙帶內25～35m.鉆孔下入8m套管進行固孔。
鉆孔施工結束后連通回風聯巷內Φ325mm瓦斯管進行抽采。
(4)抽放管徑的選擇
A、地面鉆孔瓦斯管管徑計算
地面鉆孔抽采瓦斯時預計1個鉆孔混合量15 m3/min，2鉆孔同時抽采時混合量為30m3/min，瓦斯濃度70%以上，則干管、支管管徑為：
D=0.1457×(Q/V)1/2
D—抽采瓦斯管管徑(m),
Q--抽采管中混合流量，m3/min，
V—抽采瓦斯管內流速一般為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)
故地面抽采鋼管為：干管：D325mm， 支管：D219mm
B、軌道順槽穿層鉆孔瓦斯管管徑計算：
預計，1115(1)回采時穿層鉆孔瓦斯管中混合量為70 m3/min，抽采瓦斯濃度預計30%左右，可抽采的純瓦斯量21m3/min。
D=0.1457×(Q/V)1/2
D—抽采瓦斯管管徑(m),
Q--抽采管中混合流量，m3/min，
V—抽采瓦斯管內流速一般為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、回風聯巷穿層鉆孔瓦斯管D426mm
C、采空區頂板鉆孔抽采設計
預計，1115(1)回采時采空區頂板鉆孔瓦斯管中混合量為50 m3/min，抽采瓦斯濃度預計10%左右，可抽采的純瓦斯量5m3/min。
D=0.1457×(Q/V)1/2
D—抽采瓦斯管管徑(m),
Q--抽采管中混合流量，m3/min，
V—抽采瓦斯管內流速一般為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)
軌道順槽穿層鉆孔瓦斯管D325mm
軌順采空區鉆孔(邊孔)抽采管路直徑計算
預計，1115(1)回采時軌道順槽邊孔瓦斯抽采管中混合量為30 m3/min，抽采瓦斯濃度預計30%左右，按30% 進行計算，可抽采的純瓦斯量9m3/min。
D=0.1457×(Q/V)1/2
=0.1457*(30/15)1/2
=206mm
D—抽采瓦斯管管徑(m),
Q--抽采管中混合流量m3/min，
V—抽采瓦斯管內流速一般為5—15m/s，取10 m/s。
軌道順槽采用一趟Φ273mm管路抽采采空區瓦斯。
4、管路阻力計算及瓦斯泵流量確定
(1)地面鉆孔抽采管路阻力計算及瓦斯泵確定
A、抽采管路阻力計算
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計算(設計管路：Φ325mm干管管路3960m，Φ219mm支管管路240m，每鉆孔內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—管路長度，1400(m)
Δ—混合氣體對空氣密度比Δ=1-0.446c(c：瓦斯濃度)
Qc—混合抽采量 (m3/h)
K—系數(管內徑≥150mm， 0.70, 管內徑=125mm， 0.67)，
d—抽采管內徑(cm)
代入計算得：H1=3286+916+9493+5046=18741(pa)
H2為局部阻力取沿程阻力15%即H2=0.15H1=0.15*18741=2811(pa)
H3為孔口負壓，根據煤層透氣性及抽采方式，取30kpa
H泵= H1+ H2+ H3=18.7+0.3+30=49(Kpa)
泵的抽采負壓：Hp= H臨時*k=41.7*1.2=58.8(Kpa)
因此要求永久抽采系統泵站處負壓必須大于58.8 kpa。
B、瓦斯泵流量計算
Q泵=(Qmax ×K)/(C×η)
式中：Q泵----- 瓦斯泵的額定流量(m3/min )
Qmax-----最大抽采瓦斯純量(m3/min )
K---瓦斯綜合抽采系數
C---瓦斯泵入口處的瓦斯濃度(%)
η---瓦斯泵機械效率(%)
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，負壓可達84Kpa。瓦斯泵能力滿足抽采的需要。
C、井下永久抽采管路阻力計算及瓦斯泵確定
由預計可知，1115(1)永久抽采系統總抽采混合量為70m3/min，1117(1)抽采混合量為150 m3/min。則總混合量為220 m3/min。
D、抽采管路阻力計算
工作面回采期間永久抽采系統沿程阻力為
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—管路長度，Φ560mm， 1115(1)與1117(1)混合前3000m，混合后1720m;
Δ—混合氣體對空氣密度比Δ=1-0.446C(c：瓦斯濃度，12.5%)
Qc—混合抽采量 (m3/h)
K—系數(管內徑>150mm， 0.71)，
d—抽采管內徑(cm)
H2為局部阻力取沿程阻力15%即H2=0.15H1=0.15*13.8=2(Kpa)
H3為孔口負壓，取30kpa
H泵=13.8+30+2=45.8(Kpa)
泵的抽采負壓：Hp= H泵*k=45.8*1.2=55(Kpa)
E、瓦斯泵流量計算
Q泵=(Qmax ×K)/(C×η)
式中：Q泵----- 瓦斯泵的額定流量(m3/min )
Qmax-----最大抽采瓦斯純量(m3/min )
K---瓦斯綜合抽采系數
C---瓦斯泵入口處的瓦斯濃度(%)
η---瓦斯泵機械效率(%)
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)水環真空泵抽采流量530m3/min，抽采負壓50-70Kpa，符合抽采要求
(2)井下臨時泵站抽采系統管路阻力計算及瓦斯泵確定
A、抽采管路阻力計算
預計采空區鉆孔抽采混合量為50 m3/min ，純量為5 m3/min。則井下臨時泵站抽采系統沿程阻力為
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—管路長度，(m)
Δ—混合氣體對空氣密度比Δ=1-0.446C(c：瓦斯濃度，%)
Qc—混合抽采量 (m3/h)
K—系數(管內徑>150mm， 0.71)，
d—抽采管內徑(cm)
H2為局部阻力取沿程阻力15%即H2=0.15H1=0.15*31.34=4.7(Kpa)
H3為孔口負壓，根據煤層透氣性及抽采方式，取13kpa
H泵=31.34+4.7+13
=49(Kpa)
泵的抽采負壓：Hp= H泵*k=49*1.2=58.8(Kpa)
B、瓦斯泵流量計算
Q泵=(Qmax ×K)/(C×η)
=(50×1.2)/0.8
=52m3/min
式中：Q泵----- 瓦斯泵的額定流量(m3/min )
Qmax-----最大抽采瓦斯純量(m3/min )
K---瓦斯綜合抽采系數
C---瓦斯泵入口處的瓦斯濃度(%)
η---瓦斯泵機械效率(%)
井下移動瓦斯泵站2BE1 303水環真空泵抽采流量60m3/min，抽采負壓50-70Kpa，符合抽采要求。
(三)防滅火系統
1、內因火災的防治
工作面回采過程中采取灌黃泥漿和注氮的防滅火措施。回采前完善灌漿注氮系統，管路鋪設到位。回采期間采用非連續性灌漿和注氮預防煤層自燃發火，工作面出現發火預兆時進行灌漿和注氮，工作面回采結束后進行灌漿防滅火。
(1)采空區灌漿防滅火
A、灌漿系統
地面灌漿站Φ273mm管路→Φ273mm灌漿鉆孔→北一11-2回風大巷Φ133mm灌漿管→北一11-2回風斜巷Φ133mm灌漿管→北一11-2回風上山Φ108mm灌漿管→1115(1)回采工作面軌道順槽Φ89mm灌漿管→工作面采空區
B、灌漿材質：黃土，灌漿漿液濃度土水比1：5。，
C、灌漿方法：采取采空區上隅角埋管灌漿措施。
D、灌漿參數：
灌漿系數(黃土體積與灌漿區空間容積之比)：3%
漿液濃度：土水比(體積比)1：5
漿液壓力：P=ρ×g×Δh=(1/6×1.2+5/6×1)×9.8×800=8.3(MPa)
灌漿強度：泥漿的輸送采用泥漿的靜壓力作為輸送動力，制成的泥漿由地面灌漿站經過灌漿主管到支管送到用漿地點。管內泥漿的實際流速應大于臨界流速。當采用粘土作為泥漿中固體材料時，在土水比為1：5的情況下，泥漿在管道中的臨界流速取2m/s。則
最低灌漿強度為：
Q=π×(d/2)2×V*60
=π×(125/(2×1000))2×2×60
=2200*(20%-19%)/19%
=115m3/min
Q：最大注氮強度，m3/min;
q：工作面風量，m3/min;
C1——采面初始氧濃度，取20%;
C2——采掘作業場所允許氧含量,取19%。
制氮機單臺產氮量：1000/60=16.7m3/min,小于注氮機產氮量，不控制注氮量直接注氮。
(3)束管監控系統
工作面回采過程中采取束管監測系統對工作面采空區的氣體成分進行取樣分析，對CH4、C2H6、C2H4、C2H2、CO、CO2、N2、O2等氣體變化情況進行監測，發現發火預兆時采區防滅火措施。
束管監測系統：地面分析室→副井12芯束管→13-1軌道大巷12芯束管→11-2軌道大巷12芯束管→11-2軌道石門12芯束管→11-2軌道上山12芯束管→1115(1)軌道順槽1芯束管
束管埋入采空區氧化帶內(距工作面10～15m)，可根據情況在沿空留巷打鉆孔增加監控地點。
每周不少于3次分析，需要時加大分析頻率。
(4)防治煤層自然發火的安全措施：
A、合理調節風量，設置均壓設施，降低工作面兩端壓差，減少向采空區漏風。
B、對綜采面上、下隅角進行充填，采用塑料編織袋(雙抗)裝煤矸進行碼放連續充填，要求墻垛與綜采支架后梁一致，墻垛與上、下巷間成圓弧形，利于風流很好地擴散，同時在下隅角墻垛外掛設風幛，減少漏風。
C、對上隅角、高冒處以及后方老塘進行設點檢查CH4及CO、溫度等參數，每小班至少檢查一次，發現異常，必須及時匯報礦調度和通風調度，采取措施進行處理。
D、通過束管監測加強防火檢測，全面掌握各指標變化情況。并在回風巷距離第一匯風點10～15米位置安設一氧化碳傳感器，進行24小時不間斷對回風流中一氧化碳濃度進行監測。
E、每班必須檢查抽采管路內的一氧化碳氣體濃度，加強防火觀測。
F、合理安排生產、加快工作面推進速度，提高回采率，減少丟煤，有效防止自燃發火。
G、對巷道高冒區或空硐采取充填堵漏措施;對巷道破碎區提前采取注凝膠或高分子防滅火材料的措施，進行預處理。
2、外因火災的防治措施
(1)運順、軌順的水管必須接至工作面，并且每50 m 安設一個三通。
(2)皮帶機必須使用阻燃輸送帶，皮帶機下的浮煤必須及時清理，皮帶機各托輥必須轉動靈活，巷道環境必須干凈。
(3)皮帶機頭、泵站、移動變電站等要害部位滅火設施要齊全，要配備不少于2只干粉滅火器和不少于0.5m3干砂。要害部位人員要熟悉滅火器材使用方法和存放地點。
(4)各液力偶合器必須符合規定，嚴禁用其它物品堵塞易熔孔。
(5)加強機電運輸設備管理，杜絕電氣設備失保、失爆現象。
(6)工作面嚴禁存放煤油、柴油等易燃物品，擦洗設備的棉紗、布頭用后必須裝入鐵桶回收到地面，禁止隨意丟放。工作面移變處、開關附近10米范圍內必須各配備兩個干粉滅火器和500公斤黃砂。
(7)電氣設備必須有過載、短路保護裝置。電氣設備著火時必須先切斷電源，再進行滅火。未切斷電源前，只允許用不導電的材料進行滅火。油脂著火用干粉滅火器或黃砂滅火，不得直接用水滅火。
(8)工作面發現火災時，作業人員應視火災的性質、災區通風和瓦斯情況，立即采取一切可能的方法直接滅火，控制火勢，滅火過程中，必須指定專人檢查瓦斯、CO氣體情況，超限時及時撤離，防止發生事故。
(四)瓦斯監測及管理
1、監控系統
在采煤工作面沿空留巷、軌道順槽、1114(1)運輸順槽分別安裝T0、T1、 T2瓦斯傳感器。
T0設在采煤工作面沿空留巷，距工作面充填架不大于5m處。
T1設在采煤工作面軌道順槽，距工作面上出口10～15m處。
T2設在1114(1)運輸順槽，距運輸與進交叉點以里10～15m處。
2、瓦斯傳感器的報警、斷電、復電濃度及斷電范圍：
1) 報警濃度：T0≥1.0 CH4，T1≥1.0 CH4，T2≥0.8 CH4 。
2) 斷電濃度：T0≥1.3 CH4，T1≥1.3 CH4，T2≥0.8 CH4 。
3) 復電濃度：T0<1.0 CH4，T1<1.0 CH4，T2<0.8 CH4 。
4) 斷電范圍：
T0：工作面、軌道順槽及回風巷內全部非本質安全型電氣設備。
T1：工作面、軌道順槽及回風巷內全部非本質安全型電氣設備。
T2：工作面、軌道順槽及回風巷內全部非本質安全型電氣設備。
另在采煤工作面回風巷[1114(1)運輸順槽]分別安裝一只CO、風速、溫度傳感器。
所設瓦斯傳感器應垂直懸掛，距頂板不得大于300mm，距巷道側壁不得小于200mm;風速、CO、溫度傳感器懸掛在能正確反映采煤工作面風速、CO和溫度的地方。
3、通風系統及瓦斯管理措施
1)通風隊必須保證工作面供風量達到《作業規程》的要求，相關責任單位必須保證工作面以及上、下風巷滿足足夠的通風斷面，確保風速不超限。
2)通風放炮隊要確保采區通風系統穩定，影響工作面通風系統穩定的所有通風設施必須完好，所有風門都必須實行機械閉鎖。嚴禁破壞機械閉鎖將一組風門同時打開，造成風流短路。損壞的設施通風隊應及時修復，人員車輛通過風門后要及時關好，發現損壞風門、過風門后不關者要追查處理。
3)工作面的空氣溫度不得超過26℃，當空氣溫度超過時，相關單位必須縮短超溫地點工作人員的工作時間，并給予高溫保健待遇，當空氣溫度超過30℃時，應采取降溫措施處理。
4)通風隊須每班安設一名專職瓦斯檢查員，經常檢查工作面、進(回)風巷、電氣設備設置點、硐室等地點的瓦斯及其它有害氣體變化情況，發現問題要及時向礦調度所、通風隊及礦總工程師匯報，并通知受威脅人員撤至安全地點。
5)瓦斯檢查員必須嚴格執行瓦斯巡回檢查制度和請示匯報制度，認真填寫瓦斯檢查班報手冊和工作面瓦斯記錄牌，并將瓦斯情況通知現場班隊長及相關人員。當瓦斯濃度超過規定時，瓦檢員立即責令現場人員停止工作，同時向調度所匯報，并按以下規定進行處理：
A、工作面回風流中瓦斯濃度達到0.8%時，必須切斷工作面及回風巷內全部非本質安全型電器設備電源;瓦斯濃度達到1.0%或CO2濃度達到1.5%時必須立即撤出人員，采取措施，進行處理。
B、上隅角及工作面風流中瓦斯濃度達到1.3%，必須停止工作，切斷工作面及回風巷電器設備電源;瓦斯濃度達到1.5%或CO2濃度達到1.5%時，撤出人員,查明原因，進行處理。
C、電機開關附近20m范圍內風流中瓦斯濃度達到1.5%時必須立即停止工作，撤出人員，進行處理。
D、若工作面及其上下風巷、上隅角等局部體積大于0.5m3的空間內，瓦斯濃度達到2%時，附近20m范圍內必須停止作業，撤出人員，切斷電源，進行處理。
1)上、下隅角必須及時進行收作，運順和軌順錨索要及時退錨。若上、下隅角不能及時冒落，必須用抗靜電阻燃編織袋裝煤矸將其充填嚴實，嚴禁人員扒開充填垛回收物料;綜采隊必須每班在上隅角懸掛甲烷檢測報警儀，附近20米范圍內的施工人員經常觀察上隅角瓦斯濃度變化情況，當瓦斯濃度達到1.5%時，工作面必須立即停止工作，撤出人員，查明原因，采取措施進行處理。
2)煤機司機必須攜帶甲烷檢測報警儀，并正常使用。當瓦斯達到0.8%時報警，停止作業，瓦斯濃度達到1.3%必須切斷煤機、鏈扳機等工作面電器設備電源，進行處理。
3)進入工作面的采煤班(隊)長、通風班(隊)長，工程技術人員及流動電鉗工必須攜帶瓦斯檢測報警儀，并經常檢測工作區域內風流中的瓦斯情況。
4)工作面上下風巷內的硐室及工作面上隅角，要防止產生渦流區，必要時采用風幛導風，瓦斯檢查員應根據現場情況隨時調整風幛，防止瓦斯積聚。瓦斯檢查員每班必須至少檢查一次硐室或鉆場內的瓦斯濃度。
5)抽采隊在軌道順槽和回風巷內施工抽采鉆孔時，鉆機班長必須攜帶瓦斯檢測報警儀，經常檢查施工地點附近20米范圍內風流中的瓦斯濃度。當瓦斯濃度達到0.8%時，必須立即切斷鉆機電源，停止工作，匯報調度所。當瓦斯濃度達到1.0%時，必須立即撤出人員，匯報調度所，采取措施處理。
6)因瓦斯濃度超限而斷電的電氣設備，必須在瓦斯濃度降到0.8%以下時，方可人工通電開動。
(五)工作面降溫
顧橋礦井開采水平深、地溫高，采、掘之機電設備散熱量大，采掘工作面氣溫仍然較高。根據測算，回采時工作面最高氣溫34.6C0～35.4C0掘進工作面迎頭氣溫為34.6C0～35.4C0。采掘工作面氣溫均超過34.6C0，相對濕度均達到94%以上，熱害程度較為嚴重。故必須采取專門的降溫措施來治理熱害。
1、綜合降溫措施
主要是選擇好的通風系統，本工作面使用Y通風方式對工作面回采時高溫有一定的緩解效果，其次是增大風量、改革采煤工藝等。
2、機械制冷降溫
為改善工作面工作條件，保障工作人員身體健康，設計在工作面安裝一套井下移動式降溫設備。井下移動式降溫設備由三臺DV400型大氣降溫機、四臺RK450型回冷機、冷卻水供水裝置、JK200-400型軟化水裝置、冷卻水供、回水管路組成。該設備可以使工作面溫度下降3C0～4C0。
九、安全技術措施
(一) 瓦斯防治措施
1、加強瓦斯監測工作，采掘工作面必須嚴格按《煤礦安全規程》規定安設監測、監控探頭，局扇嚴格實行“三專兩閉鎖”制度。
2、確保通風系統穩定、有效及時排除工作面不斷涌出的瓦斯，確保工作面瓦斯濃度符合《煤礦安全規程》要求。
3、所有風門必須機械閉鎖，且必須設反向風門，主要進回風巷道，工作面順槽巷都應設置水棚或巖粉棚，其數量按《規程》及其執行說明有關規定執行。
4、加強瓦斯抽放工作，采煤工作面采取地面鉆空抽放、軌道順槽穿層鉆空、采空區頂板鉆空進行抽放，確保抽采率70%以上。
5、采、掘工作面必須采用獨立通風，掘進工作面過斷層和瓦斯異常帶必須實行綜合防治突出措施，實施遠距離放炮、超前卸壓鉆孔等措施。
6、回采工作面放頂時，應放齊放透，防止瓦斯積聚。掘進工作面要加強工程質量管理，嚴防空頂空幫造成瓦斯積聚。當工作面局部體積大于0.5m3的空間內局部聚積瓦斯濃度達到2%時，附近20m內，必須停止作業，撤出人員，切斷電源，進行處理。
7、采區回風巷、采掘工作面回風巷風流中瓦斯濃度超過1%(集團公司規定瓦斯濃度超過0.8%)或二氧化碳濃度超過1.5%時，必須停止工作，撤出人員，并由礦總工程師負責采取措施，進行處理。
8、采掘工作面及其他作業地點風流中瓦斯濃度達到1.0%時，必須停止用煤電鉆打眼，放炮地點附近20米以內風流中的瓦斯濃度達到1.0%時，嚴禁放炮。
9、采掘工作面及其他作業地點風流中、電動機或其開關安設地點附近20米以內風流中瓦斯濃度達到1.5%時，必須停止工作，切斷電源，撤出人員，進行處理。
(二)防治煤塵
1、必須采取濕式鉆眼、放炮前后放炮地點附近20m內必須灑水滅塵、沖刷巷幫，放炮必須使用水炮泥、必須使用放炮噴霧、裝巖(煤)灑水和凈化風流等綜合防治措施。
2、堅持綜合防塵管理制度，每天必須對各個順槽巷道灑水滅塵一次，工作面每班灑水滅塵一次，局部積塵要有專人清掃，保證工作面及三巷無煤塵堆積。
3、必須在各順槽巷道分別安設一路供水管路，并保證水壓不小于4MPa，每隔50m設一個三通，所有的防塵設施要按設計要求安裝齊全，并堅持正常使用。
4、進風巷至少設置一道凈化噴霧，距出口不超過30m。回風巷在距離工作面200m范圍內設置三道凈化噴霧，其中第一道噴霧距工作面不超過30m。煤機噴霧、移架噴霧及各轉載點噴霧齊全，并能噴成霧狀;噴霧設施每天進行檢查維護，保證其完好。
5、加強各順槽及工作面通風斷面管理，風速嚴禁超過4m/s;作業人員必須戴好防塵口罩，做好自我保護。
6、工作面進風巷安裝40L×90只隔爆水袋，回風巷安裝40L×80只隔爆水袋，水袋距離工作面應保持在60m～200m之間;水袋距軌道高度不低于1.8m，并經常維護、加水。
7、工作面必須安裝移架噴霧，移架時正常使用;每天必須檢查維護移架噴霧設施，保證其完好。
8、通風隊必須每月至少2次，按要求測定各工序作業時空氣中的總粉塵及呼吸性粉塵濃度。并將測定結果以日報的形式上報總工程師。
9、采煤機、綜掘機、皮帶機轉載點及溜煤眼口必須安設噴霧裝置。
(三)防治火災
1、加強工作面自燃發火的檢測和預測預報工作，工作面回采之前必須建立注漿系統，同時工作面回采之前必須建立注氮系統，注漿、氮管路均接至工作面。
2、工作面煤層具有自然發火危險性，工作面回采過程中采取灌黃泥和注氮的防滅火措施。回采期間采用非連續性灌漿和注氮預防煤層自然發火，工作面出現發火預兆時進行連續灌漿和連續注氮。
3、回采工作面收作后，必須及時撤出設備，在一個半月內封閉結束，進行灌漿防滅火。
4、工作面回采、收作期間對上隅角、高冒處以及后方老塘進行設點檢查CH4及CO、溫度等參數，每小時至少檢查一次，發現異常，必須及時匯報礦調度和通風調度，采取措施進行處理。
5、通過束管監測加強防火檢測，全面掌握各指標變化情況。并在回風巷距離第一匯風點10～15m位置安設一氧化碳傳感器，進行24小時不間斷對回風流中CO濃度進行監測。
6、合理安排生產、加快工作面推進速度，提高回采率，減少丟煤，有效防止自燃發火。
7、工作面所有人員必須佩戴隔離式自救器，并會正確使用。
8、加強工作面火災預測、預報工作，使其經常化、制度化，防患于未然。
(四)防治水災
1、采掘工作面必須加強對水災的預防，做到“有疑必探，先探后采(掘)”的原則，探放水必須編制專門措施并嚴格執行《煤礦安全規定》規定。
2、注意觀察頂板巖層水對工作面的影響，當工作面涌水量較大時，應采取措施進行排放。
3、當采掘工作面過斷層或破碎帶時，注意觀察并弄清斷層的導水性，富水性及其水力聯系，一旦發現有透水預兆時，必須立即停止作業，撤出人員，采取措施，匯報礦調度。
(五)頂板管理
1、加強地質預報預測工作，工作面過地質異常區，地質部門及時提供詳細的地質資料，以便提前編制專項安全技術措施。
2、定期進行頂板動態監測，調查頂板活動規律，進行頂板來壓預防預測，防止片幫冒頂事故的發生。
3、嚴格執行敲幫問頂制度，每個工作人員必須經常認真地檢查工作地點的頂底板、煤壁、支架等情況，發現異常立即采取措施。
4、掘進工作面到永久支護之間，必須使用臨時支護，嚴禁空頂作業，掉頂時使用規定材料接實。
5、采煤工作面必須按照作業規程的規定及時支護，嚴禁空頂作業，上、下安全出口的支架和挑棚按規定標準架設，所有支架必須架設牢固，并有防倒措施。
6、采煤工作面如果遇頂、底板松軟或破碎、過斷層時，必須根據具體情況制定有效的安全技術措施，報礦總工程師批準。
7、采煤工作面控頂距離超過作業規程規定時，禁止采煤，懸頂距離超過作業規程規定時，必須停止采煤，采取人工強制放頂或其它措施進行處理。
8、處理冒頂，必須將高冒區填實封閉。施工前，要檢查瓦斯情況，若瓦斯超限或積聚，須處理瓦斯后方可施工;嚴格執行“敲幫問頂”，消除不安全因素，然后才能進行接頂作業。
9、堅持正規循環作業，確保工作面推進度，使工作面處于頂板減壓區。
(六)機電運輸事故預防
1、切實搞好設備檢修、修理、鑒定工作、嚴格執行煤礦安全規程中有關規定，建立健全機電設備維修、保養制度，切實搞好檢查、修理、鑒定整定，保證機電設備完好，堅持煤礦機電設備完好標準。
2、對礦井主要通風機等主要設備確保雙回路供電，對控制裝置和配電系統，按規定檢修做到各種保護裝置靈敏、可靠。
3、井下禁止帶電檢修和遷移電器設備，不準使用“羊尾巴”、“雞爪子”接頭。
4、斜井提絞每班檢查提升鋼絲繩、絞車、連接裝置、過卷裝置、制動閘、制動保險裝置等，發現問題及時處理。
5、斜井提絞司機、井上、下打點把鉤工要安專人，建立崗位責任制。
6、斜井提絞嚴格執行“行車不行人”“行人不行車”制度，嚴格提升管理，杜絕放大滑，斜井巷道要經常清理，保持軌面清潔無煤、矸等雜物。
7、人力推車嚴禁放飛車，所有提絞斜井必須安裝“一坡三檔”。
(七)其它
1、各采掘工作面在掘進和回采前，應在作業規程內明確規定水、火、瓦斯、煤塵等預兆，防治方法及避災路線。
2、各采掘工作面應保持其安全出口暢通無阻，防止巷道冒頂堵人。各采掘工作面作業規程內應明確規定防止巷道大面積冒落堵人的安全措施。
3、工作面順槽及開切眼錨索網支護設計將與有關科研單位合作，做到一工程一設計，并根據地質條件的變化及時變更設計支護參數。
十、機電設備選取型計算
(一)液壓支架選型計算
1、支護強度計算
Q=MKR=3.8×2.5×8×103×9.8=0.744(MPa)
式中: Q—預計支護強度,MPa;
M—采高為3.8m;
K—增載系數,取8.0;
R—頂板巖石容重,取2.5t/m3
2、支架型號及主要參數
根據計算及張集礦現有支架情況，1411(1)工作面選用型號為ZZ6400/18/38的一次采全高支架，支架主要技術參數如下：
支護強度：0.86MPa 初撐力:5236KN
支撐高度:1.8～3.8m 支護寬度:1.43～1.60m
重量:19t
端頭支架主要技術參數:
型號:ZZG6400/18/38
工作阻力:6400KN 寬度:1500mm
(二)采煤機選型計算
1、采煤機型號及主要參數
采煤機型號為：MG610/1400-WD，雙滾筒電牽引采煤機，主要技術參數：
采高： 2.1～4.1m
截深: 800mm
裝機功率:1400KW
截割功率:2×610KW
牽引功率:2×75KW
電壓等級:3300V
牽引速度:10/16;12/19;14.5/21.5
滾筒速度:30.36，35.2，40.6r/min
2、生產能力核算
Q=60BHURK=60×0.8×3.8×10×1.36×0.4=992t/h
式中，Q—采煤機實際生產能力,t/h
B—截深,0.8m
H—采高,3.8m
U—給定條件下采煤機最大牽引速度,10m/min
R—煤的實體密度1.36t/m3
K—工作面利用系數0.3～0.45,取0.4
(三)工作面刮板機選型計算
1、工作面參數
運輸長度L=240m
運輸角度α=-10°
運輸量QC=900t/h
2、初選刮板機
型號SGZ1000/1400,其參數：
輸送量Q=2500t/h
鏈速 V=1.3m/S
功率 N=2×700KW
刮板鏈：中雙鏈規格 φ42×146
刮板機鏈單重qp=62.85kg/m
鏈條破斷力Sp=4000KN
3、驗算電機功率
(1)運行阻力
單位長度裝煤量：q=QC÷3.6v=900÷3.6÷1.3=192kg/m
重段運行阻力:
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
空鏈運行阻力:
WK=qc×g×L(W2cosα+sinα)
=62.85×240×9.8(0.4×cos100+sin100)
=83900N
式中阻力系數:
W1取0.6 W2取0.4
(2)驅動牽引力
采取雙機驅動各點張力為:
S2=S1+Wzh S4=S3+Wk
上驅動牽引力為:
Psh=1.1(Wzh+Wk)/2=1.1×(220979+83900)÷2
=167683N
取最小張力點S1=0則:
S2=223615N
S3=83783N
S4=167683N
(3)電機功率計算
上端電機功率為:
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
下端電機功率為:
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
配備的電機功率為2×700KW，因此滿足要求。
(4)鏈子安全系數驗算：
k=2λSp/Smax=2×0.9×4000000÷1.2÷223615
=26.8>3.5
式中，λ取0.9
鏈子強度滿足要求
(四)順槽皮帶機選型計算
1、運順參數:
順槽傾角：α=3°
順槽長度：L=2322m
輸送量： Qc=900t/h
2、初定皮帶機
因運順較長，選用兩臺同型號皮帶機，長度均為1161m，
型號：SSJ1200/2×250，其參數為：
輸送量:Q=1500t/h
帶寬:B=1.2m
帶速:v=3.15m/s
帶重:qd=21.12kg/m
上托輥單重:q1=13.3kg/m
下托輥單重: q2=6kg/m
3、電機功率驗算
①運行阻力
單位長度裝煤量：
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輸送帶各點張力
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電機功率驗算：
牽引力：
p=S1-S5+0.04(S1+S5)
=128096-23532+0.04×(128096+23532)
=110629N
電機功率:
N=1.2PV/1000η
=1.2×110629×3.15÷1000÷0.85
=490KW
滿足要求
4、膠帶強度驗算:
安全系數為：M=Biσ/Smax
=120×6×250×9.8÷128096
=14>11
合格
5、皮帶摩擦力驗算：
滾筒包角B=420°
摩擦系數u=0.4
則euB=19
1+1.8(S1-S5)/ S5
=1+1.8×(128096-23532)÷23532
=8.85 摩擦力滿足要求 (二)、綜合防塵 (1)采煤隊必須每天對上風巷、機巷灑水滅塵一次，并每班對工作面灑水滅塵一次，局部積塵要有專人清掃，保證整個工作面出煤系統無煤塵堆積。 (2)運輸順槽至少設置3道凈化噴霧，其中一道距下出口不超過30m ,其余噴霧靠進風側。軌道順槽、尾抽巷中距工作面200m范圍內設置三道凈化水幕，其中第一道噴霧距工作面不超過30米，軌道順槽距回風口10～15m至少設置1道凈化噴霧，各轉載點噴霧齊全，并能噴成霧狀。 (3)工作面運輸順槽必須安裝不少于40L×80只隔爆水袋，軌道順槽必須安裝不少于40L×74只隔爆水袋，尾抽巷必須安設不少于40L×57只隔爆水袋，水袋距工作面的距離應保持在60米至200米之間。水袋距軌道高度不低于1.8米。安裝后經常維護、加水。 (4)工作面必須安裝移架噴霧，移架時正常使用。 (5)通風隊必須每月至少兩次，按要求測定工作面采煤作業工序作業時空氣中的總粉塵及呼吸性粉塵濃度。并每半年測定工作面粉塵中的游離SiO2含量。當粉塵中游離SiO2含量小于10%時，總粉塵濃度最高允許濃度為10mg/m3，呼吸性粉塵最高允許濃度為3.5mg/m3。當粉塵中游離SiO2含量大于10%時，總粉塵濃度最高允許濃度為2mg/m3。呼吸性粉塵最高允許濃度為1mg/m3。 七、生產系統 (一)工作面生產系統 1、運煤系統 工作面刮板機——轉載機——順槽皮帶機——北一11-2上山采區膠帶機上山——北一11-2采區煤倉——-665～-802北翼11-2主膠帶機斜巷——東煤倉——主井——地面。 2、運料系統 副井——井底車場——北翼11-2巖石軌道大巷——北一11-2采區軌道石門——北一11-2上山采區軌道上山———軌道上山第五中部車場———1115(1)工作面回風順槽——工作面。 (二)輔助生產系統 1、排水系統 本面在掘進過程中的主要充水水源為11-2煤層老頂砂巖裂隙水，其頂板砂巖裂隙相對富水。由于煤層走向的變化，巷道坡度起伏易造成巷道積水，在運輸順槽和軌道順槽各鋪設一趟6寸排水管路。 排水線路為：工作面水——運輸順槽排水管路——北一11-2上山采區煤層軌道上山——北一11-2采區軌道石門——-780m北翼軌道大巷——井底車場——中央水倉——地面。 回風順槽水——回風順槽排水管路——北一11-2上山采區煤層軌道上山——北一11-2采區軌道石門——-780m北翼軌道大巷——井底車場——中央水倉——地面。 2、供水系統 (1)北翼軌道大巷主干管——北一11-2采區軌道石門——北一11-2上山采區煤層軌道上山——工作面運輸順槽。 (2)北翼軌道大巷主干管——北一11-2采區軌道石門——北一11-2上山采區煤層軌道上山——工作面回風順槽。 3、壓風系統北一11-2上山采區煤層軌道上山 (1)北翼軌道大巷主干管——北一11-2采區軌道石門————北一11-2上山采區煤層軌道上山——工作面運輸順槽。 (2)北翼軌道大巷主干管——北一11-2采區軌道石門————北一11-2上山采區煤層軌道上山——工作面回風順槽。 4、軌道運輸系統 軌道鋪設線路： 北一11-2上山采區煤層軌道上山——北一11-2上山采區煤層軌道上山第六中部車場——工作面軌道順槽 北一11-2上山采區煤層軌道上山——北一11-2上山采區煤層軌道上山第五中部車場——工作面回風順槽 采用30Kg/m 和22Kg/m型鋼軌，木軌枕，無道碴，嚴格按井下鋪軌工程質量檢驗評定標準鋪設，確保軌道運輸安全、暢通。 回風順槽、運輸順槽下部各分別安設一部卡軌車和無極繩絞車，用于運人和提升物料。 (2)留巷管理 工作面沿空留巷頂板管理，工作面后120m內留設的巷道，采用一梁三柱雙走向棚加強支護。加強巷道底板管理，防止底板泥化膨脹引起巷道變形破壞。 顧橋1115(1)工作面沿空留巷充填時，BSM1002-E混凝土輸送泵擺放在1115(1)軌道順槽內，從軌順外口用皮帶機將混凝土料輸送到混凝土輸送泵處，輸送系統輸送條件較簡單，可達到可靠泵送操作的要求。 9.3上料系統 由于充填系統的工作是連續的，工人的勞動強度高，其次，人工上料粉塵大，工作環境差，因而采用自動上料系統，增強可靠性和效率，使泵送混凝土的工作特性達到泵送的要求。
