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郑煤集团马池煤矿11061采面设计说明书第一章 矿井概况第一节 矿井概况一、矿井基本情况郑煤集团马池煤矿，位于登封市白坪乡马池村境内，是由郑煤集团与原登封市马池煤矿、曹村煤矿、申发煤矿、马池六井依据河南省煤炭铝土矿资源整合领导小组办公室“豫资源整合办200511号”文批准成立的整合矿井。本次技改由义马广宇工程设计咨询有限责任公司设计，设计生产能力30万吨/年，可采储量438万吨，服务年限10.1年。矿井开采二1煤层，设计正常涌水量75m3/h，最大涌水量111m3/h，目前实际涌水量20 -50m3/h，煤尘具有爆炸危险性，煤层不易自燃，属煤与瓦斯突出矿井。矿井开拓方式采用一立两斜混合开拓，通风方式为中央边界式，主立井、副斜井进风，回风斜井回风。第二节 采面概况一、采面位置及四邻关系11061工作面位于专用回风下山以东，西临皮带下山，东至井田边界，北部为未开采实体煤层，南部为已回采的11041工作面。11061上付巷设计625m，掘进断面14.14 m2，净断面12.68m2。沿11041采空区边缘不大于2m掘进； 11061下付巷设计630m，掘进断面14.14 m2，净断面12.68m2。沿煤层底板掘进；11061下付巷抽放巷设计635m，掘进断面12 m2，净断面10.05m2 ，切巷设计100m，掘进断面4.8m2，净断面4.2m2。11061上付巷标高-25m-20m，地面标高+452m。下付巷标高-76m-80m，地面标高+580m。二、采面储量及可采期11061工作面平均走向长625m，倾斜100m，面积为62500m2。11041工作面的煤层厚度在0.5-7.0米之间，平均厚度3.5 m，推算11061工作面的平均厚度3.7m，埋深440580m，煤层走向90，倾向0，平均倾角25，表现为单斜构造。圈定地质储量：625003.71.3831.9万t；可采储量：31.99028.7万t。工作面可采期：工作面生产能力为2.5万t/月，可采期为11.4个月。第三节 采面地质特征一、矿区地层本矿区为沉积岩地层，其中含煤地层为石炭系、二叠系，大部为第四系冲积层所覆盖。本区地层由老到新分别为：寒武系（）、奥陶系（O）、石炭系（C）、二叠系（P）、三叠系（T）、第三系（E）第四系（Q）。二、地质构造本采面地质条件简单，没有大的地质构造，地质构造复杂程度属简单类型。三、水文地质1）、主要含水层（1）上寒武统和中奥陶统灰岩岩溶裂隙承压含水组主要岩性为白云质灰岩，溶洞发育，揭露最大厚度111.14m；该含水组单位涌水量0.009621.863L/s.m，渗透系数0.15675.85m/d，水位标高+229.25+428.62m。（2）太原组下段灰岩岩溶裂隙承压含水层该含水层为二1煤层间接充水含水层。为L1L4石灰岩，石灰岩平均厚13.63m，该组单位涌水量0.00210.00491L/s.m，渗透系数0.03620.222m/d，水位标高+407.31m。（3）太原组上段灰岩岩溶裂隙承压含水层该层为二1煤底板直接充水含水层。由L7灰岩及以上太原组组成，以L7灰岩为主，一般9.40m；该组单位涌水量0.3530.664L/s.m，渗透系数2.939.44m/d，水位标高+268.989+299.86m。（4）二1煤顶板砂岩孔隙裂隙承压含水层系指二1煤以上60m范围内的中、粗粒砂岩含水层，厚度2.4558.23m，一般20m，其中以大占砂岩和香炭砂岩为主，岩芯破碎，含弱孔隙裂隙承压水，钻孔抽水单位涌水量0.00620.018L/s.m，渗透系数0.0140.2974m/d，水位标高+320.86+371.81m。反映其迳流条件不好，富水性弱的特点。该层为二1煤直接顶板含水层，正常情况，不会对开采二1煤造成威胁。根据11041工作面及以往开采资料可知，以上含水层对11061工作面没有大的影响。 2）、老窑、老空水本工作面上部及附近无老窑，主要涌水为11041工作面采空区水。11041工作面涌水量为5.8m3/h，是11061工作面的主要涌水来源。3）断裂构造影响本工作面区域内无断裂构造。4）、水文地质条件及涌水量由白坪井田水文地质资料得知，马池矿位于白坪井田西部，二1煤顶砂岩含水层富水性弱，水文地质条件简单；二1煤底板太原组上段灰岩含水层为灰岩裂隙水，水文地质条件简单，本井田处在水文地质条件简单地段。以邻近11041采煤工作面开采时涌水量为依据，用比拟法推算11061工作面涌水量：=Q1=Q2=5.8=5.5m3/h式中Q1推算11061工作面设计正常涌水量m3/h与之相邻的11041工作面正常涌水量，m3/h11061工作面面积，11041工作面面积，工作面开采涌水量开采5.57.7m3/h工作面最大涌水量最大5.511m3/h四、煤层赋存状况及煤层特征二1煤层位于下二叠统山西组下部，全区发育，结构简单，层位稳定。煤层距其上的大占砂岩平均6.00m，11041工作面的煤层厚度在0.5-7.0米之间，平均厚度3.5 m，推算11061工作面的平均厚度3.7m，埋深440580m，煤层走向90，倾向0，平均倾角25，表现为单斜构造。煤质特征：1）、物理性质：二1煤为灰黑至黑色，条痕色为灰至棕黑色，呈粉末状，半亮至全亮型，金刚、似金属光泽，具贝壳状、参差状断口，性脆易碎。视密度1.38t/m3。二1煤层以粉煤为主，宏观煤岩组份不清。显微煤岩类型以亮煤、丝炭为主。有机显微煤岩组份含量92.5%，以镜质组为主，有少量半镜质组和惰质组。镜质组多为基质镜质体、均质镜质体，多呈条带状结构，为煤中其它组份的胶结体，木煤、木质镜质体少见；半镜质组中可见到糜棱状构造，惰质组含量不多，主要为半丝基质体和丝质体，常破碎为弧状和星状，偶见丝质浑圆体和微粒体。无机组份含量7.5%，以粘土矿物为主，呈团块状单独产出或粒状镶嵌在基质镜质体中，次为碳酸盐矿物，呈脉状或团粒状分布，硫化物主要为黄铁矿，多呈脉状充填于裂隙中。2）、化学性质灰份：二1煤层原煤灰份(Ad)10.1715.08%，平均为13.89%，浮煤灰份(Ad)5.866.24%，平均为5.93%，为低灰煤。硫份：二1煤层原煤硫份(St,d) 0.380.86%，平均为0.68%，浮煤硫份(St,d) 0.38%，为低硫煤，洗选后脱硫率高。磷：二1煤层原煤含量为0.021%,属低磷分煤。砷：二1煤层原煤含量为2.6 mgKg,属一级含砷煤。氯：二1煤层原煤含量为0.033%。为特低氯煤。发热量:7290卡/克。五、影响生产的其它开采技术条件（一）、煤层顶底板本矿区有关工程地质的数据沿用河南省登封煤田白坪井田（勘探）精查地质报告的数据。1、二1煤层顶板1）、二1煤层伪顶：炭质泥岩，仅局部可见，不发育，厚0.1-0.8m，随采随落，不易维护。2）、二1煤层直接顶：砂质泥岩和泥岩，有局部为细粒砂岩，平均厚.0m，岩石级别为45级，普氏硬度系数23， 岩石内磨擦角3238，垂直抗压强度为40.9MPa，随工作面推进而自动垮落。3）、二1煤层老顶：是灰白色、含云母特多的细至中粒长石石英砂岩，层面含大量白云母片及炭质面，俗称大占砂岩。平均厚度810m左右，普氏硬度系数811，内磨擦角82538448，容重2.73吨/m3，垂直抗压强度为82.5MPa，由于其厚度大，回采后一般不直接垮落，往往滞后一段时间垮落2、二1煤层底板1）、二1煤层伪底：炭质泥岩和砂质泥岩，区内不发育，一般厚约0.5-2.0m，质软。2）、二1煤层直接底板：为黑色泥岩、砂质泥岩夹细砂岩，平均厚3.0m，层理比较明显，开采时经常遇到基底不平现象。3）、二1煤层老底：为石炭系太原组的L7-8灰岩，平均总厚为9.40m，质坚性脆。 （二）、瓦斯、煤层自燃发火性及煤尘1、瓦斯：根据200年月河南理工大学瓦斯研究所编制的郑煤集团马池煤矿有限公司二煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告，马池煤矿二煤层瓦斯最大压力1.15a，煤层瓦斯含量为8.42m3/t,可以判定马池煤矿为煤与瓦斯突出矿井，11061工作面开采的二煤层处于煤与瓦斯突出危险区域。2、煤尘爆炸性：煤炭科学研究总院重庆分院2007年6月29日对本矿所做的煤尘爆炸性鉴定报告，爆炸性试验火焰长度10mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉量10.94%，鉴定结论：有煤尘爆炸性。3、煤层自燃发火性：根据煤炭科学研究总院重庆分院2007年6月29日对本矿所做的煤炭自燃倾向等级鉴定，鉴定结论：本矿井二1煤层属于三类，不易自燃煤层。矿井在正常的生产过程中未发生过煤层自然发火现象，在生产历史上无高温自燃现象，据白坪井田区域资料，二1煤层自燃发火期为12个月，在以后的矿井生产中要对煤层的自燃加以预防。（三）、地温、地压：区域地温梯度约为0.22-2.62 /100m，平均1.23/100m，地温、地压均无异常现象。第二章 开采设计第一节 采面生产能力及服务时间一、采面采出煤量11061采面煤层平均厚3.7m，回采工作面采用炮采放顶煤一次采全高采煤法。回采工作面采出煤量为： A=ILHRC式中：A回采工作面采出量，t L工作面可采走向长度 ，取575m I工作面倾斜宽，取100m H平均煤厚,取3.7mR二1煤体容重，取1.38 (t/m3) C-工作面回收率，取0.85则：A=5751003.71.380.85 =24.9万吨二、采面服务时间根据矿井生产现状和采面切巷长度，每天推进度为1.5m，采面可采长度为575m，则采面服务时间为：T=LS=5751.5=383天式中：T采面服务时间，（天） L工作面可采走向长度 ，取575m S每天推进度为1.5m第二节 矿井安全生产系统完成情况一、矿井生产系统马池煤矿采用一立两斜混合开拓方式。主立井担负提升、进风；副斜井担负行人、运料、进风；回风斜井回风；副斜井和回风斜井为矿井的两个安全出口。采煤工作面采用走向长壁布置后退式开采, 矿井设计生产能力为30万t/a。主要安全生产系统叙述如下：1、通风系统：通风方式采用中央边界、抽出式机械通风，主井、副斜井进风，专用回风井回风。主通风机选用两台BD-II-8-NO.19型轴流式通风机，电机功率275，一 用一备，矿井总进风量2170 m3/min，总回风量2300m3/min。风机风量、负压满足要求。2、提升运输系统：主井安装2JK-3/20提升机1部，承担矿井运煤任务。装配一对2t非标准箕斗。副井安装JK-3/20型单滚筒绞车一台,装配SRC-6/6-18型斜井人车。采煤工作面下顺槽使用STJ650/230的胶带输送机，回采工作面使用SGB-520/40刮板运输机。 主副井绞车电控设备、各种保护齐全，管理制度规范。3、供电系统：矿井双回路电源来自马池开关站，井下变电所双回路供电，10Kv高压入井。各种安全设施齐全，矿井供电可靠。井下中央变电所高低压配电设备均选用矿用防爆型设备，井下其它电气设备均选用矿用隔爆型。井下变压器选用KBSG-500/10/0.69、KBSG-100/10/0.69、KBSG-400/10/0.69型矿用变压器，660V低压配电开关选用BKD400Z/660Z型和BKD-400/600真空馈电开关。电缆选用MYP0.38/0.66型矿用阻燃橡套电力电缆。4、排水系统：我矿设计正常涌水量703/，最大涌水量1113/，实际涌水量203/。主井底设有中央水仓，中央泵房安装D85-309型水泵4台，副斜井底设有采区水仓，采区泵房安装D46-459型水泵3台，排水能力满足要求。回采工作面上、下顺槽均配备水泵，工作面涌水直接排入采区水仓，再排入中央水仓，由主排水泵经主井井筒排至地面。5、压风系统地面安装两台L-227型二级双缸水冷活塞式压风机，一用一备，沿副斜井铺设直径为159mm(厚度为5mm)的无缝钢管，支管为直径75mm（厚度为3.5mm）的无缝钢管。风压、风量满足矿井生产需要。6、井下煤流运输系统工作面落煤经工作面刮板运输机（SGB-620/40T）下顺槽刮板转载机（SZB-730/40）下顺槽皮带（SSJ-650/222）皮带下山胶带输送机转载胶带输送机井底煤仓主井主井口煤仓井口皮带煤场。7、井下辅助运输系统掘进工作面矸石（煤）轨道下山轨道下山中部车场副井串车提升地面矸石场外运填沟。地面物料副斜井轨道下山 采区车场采掘工作面。副斜井铺设24kg/m道轨，工作面上顺槽铺设15kg/m道轨。8、地面排矸系统矸石由矿车提升至井口后，人工将矿车推至矸石临时存放场，由侧倾式翻矸机卸车堆放，汽车外运填沟。材料车由人工推至井口。9、调度、通讯系统矿井安装DDK-6型综合调度通讯系统，内部电话容量80门，矿主要领导办公室、各科室、地面重要场所配备有电话分机，井下硐室、工作地点都安装有矿用本安型自动按键电话机，调度室安装两部、井下安装一部外线电话，满足对内对外通讯联络。通信电缆采用矿用通讯电缆，入井处设置安全耦合器及熔断器，防止雷电导入井下，井下通讯线不与大地连通。10、安全监测、监控系统矿井安装KJ95N型安全监测监控系统，主机一备一用。该系统装设有甲烷断电仪和瓦斯电、风电闭锁装置，具有故障闭锁功能，对CH4、CO、烟雾、风速、温度、风门开关、设备开停、风电、瓦斯电闭锁以及生产现场的电视影象等参数进行监测监控。系统具有防雷电保护、断电和馈电状态监测、报警显示、存储和打印功能。采掘工作面全部安装有甲烷传感器、瓦斯电和风电闭锁装置。甲烷传感器的报警浓度、断电浓度、复电浓度和断电范围符合安全规程规定，测风站设有风速传感器，局扇设有开停传感器，主要风门设有风门开关传感器。11、防灭火系统我矿所采二1煤层为不易自燃煤层，火灾防治以防治外因火灾为主，主要巷道采用不燃材料支护。回采工作面采用后退式回采，全负压“U”型通风。地面设有消防水池，井下建有消防材料库、购置了各种消防器材，安装有消防洒水管网，消防管路敷设到所有采掘工作面和需要设置的地点，管路每隔50-100m安装一个三通阀门。主井井架、主副井井口房以及联合建筑均用不燃性材料建筑。木料场距进风井口距离符合规程要求，位置均不在进风井口的上风侧。胶带输送机巷装有烟雾报警装置，各机电硐室配有足够的消防器材。矿井具备性能可靠的反风装置，能及时进行全矿井和局部反风。12、瓦斯抽放系统地面安装2BEA -353瓦斯抽放泵两台，配备132KW电机，抽放管路直径300mm，管路长度2870米。抽放负压09pa，额定流量72m3/min，泵房内安装高、低浓度瓦斯传感器和温度传感器、风压计、流量计等，满足煤层瓦斯抽放需要。二、矿井采掘接替情况目前矿井有12032和11031两个采煤工作面，11061采面作为接替工作面。 11061工作面为突出区域，如果不尽快布置，会造成采掘失调。因此，开发11061采面势在必行。第三节 采面巷道布置本设计遵照技术经济合理、安全、高效的原则进行采面巷道布置。专回布置在岩层中，上、下副巷原则布置在煤层中，上副巷沿二1煤层顶板掘进，下副巷原则上沿二1煤层底板掘进，但如果遇底板变化，局部可适当挑顶或拉底。问题：由于11061工作面与11041工作面相邻，11061上副巷掘进时会受到11041采面采空区压力影响，因此，要加强11061上副巷的支护及维修。详见11061采面开拓方式布置图。第四节 采面投产工程量一、采面投产时设计总工程量为1537m。详见11061采面设计工程量表111061采面设计工程量表序号巷道名称煤岩性质支护形式掘进断面()净断面()工程量(米)111061上副巷煤U型钢14.4112.68625211061下副巷煤U型钢14.1412.68625311061切眼煤单体柱配型梁4.84.21004上副巷回风绕巷岩锚喷9.281355下副巷辅助绕巷煤U型钢141412.6842611061抽放巷及绕巷岩锚喷1210.056707合计2197二、巷道施工顺序及工期：先施工11061上回风绕巷形成专用回风系统后，掘进11061上副巷 ，然后施工11061底板抽放巷绕巷和回风绕巷，最后施工 11061下副巷及切巷。1、上回风绕巷计划每月进度90米，预计工期1.5个月；2、上副巷计划每月100米，预计工期6个月；3、抽放巷计划每月80米，预计工期8.5个月。3、下付巷计划每月60米，预计工期12个月；切巷可在上副巷掘进到位后提前到位。合计工期16个月。三、掘进工作面装备掘进工作面ZMS1.2A型风钻打眼，局部通风机、刮板输送机等一般掘进设备以及150型探放水钻机。第五节 采煤方法一、采煤方法本采面采用走向长壁后退式采煤法，炮采放顶煤回采工艺，一次采全高，全部垮落法管理顶板。回采工艺流程为：打眼放炮移主梁护顶装运煤移付梁(放顶)放顶煤移溜。二、回采工作面装备回采工作面装备：采煤工作面采用ZMS1.2A型风钻打眼，SGB520/240型可弯曲刮板运输机运煤，工作面支护选用DW2230/100型单体液压支柱，DFB2400型钢梁支护顶板，采用对子棚，二梁五柱支护，排距1m，棚距0.5m，最大控顶距3.4m，最小控顶距2.4m。采面设备配备表序号设备名称型号及规格功率（kW）单位数 量1单体液压支柱DW22-30/100根 9502型钢梁DFB-2400根3803可弯曲刮板机SGB-520/4040台1台顺槽SGB-620/240240台1台工作面4回柱绞车JH88台15乳液泵站XRB2B-80/200237台16注 液 枪台87可伸缩胶带机STJ650/150/3030台18注 水 泵5D2/15013台2第六节 采面生产系统一、运煤系统11061工作面（溜子）下付巷（溜子、皮带）皮带下山（皮带）主井煤仓主井平地（皮带）煤场二、运料系统设备、平地料场斜井井口装车斜井轨道轨道下山 11061上付巷车场11061上付巷工作面。三、通风系统新鲜风流由主井（付斜井）皮带下山（轨道下山）11061下付巷工作面。乏风流由工作面11061上付巷11061上付巷回风绕巷专用回风下山专回平巷风井地面。四、排水系统该工作面上下巷掘进期间均为下山掘进，因此巷道掘进期间每隔100米在巷道低洼处做一个临时水仓，在临时水仓内安装水泵，水泵型号为BQW35-7-2.2，排出的水经89mm排水管排到采区水仓内。排水路线为：回采工作面下副巷采区水仓中央水仓主立井（副斜井）地面五、通信调度系统1、生产调度通信利用矿井-型180门调度程控交换机，11061工作面上、下付巷等处均设专号电话。使用KTH型矿用本安型自动按键电话机，以保证电话的通信畅通，通信电缆在入井处装设熔断器和避雷装置，以防雷电波及井下。 2、对外通信井下采区变电所安装一部直拨电话（62733601）可以满足井下对外联络的需要；矿调度室与白坪矿山救护中队设直通电话，以备不时之需。六、消防及洒水降尘系统井下消防管道与井下洒水管道采用同一供水管网，其用水由生产水池供给，给水管从主、副井井筒进入11061工作面上、下付巷。采用ZJ-Y44H减压阀进行减压，消防洒水管道采用无缝钢管，支管D764.5mm和D504mm。设计中11061工作面的巷道中均敷设洒水管。在所有敷设管道的巷道内，每隔50m设DN25支管和DN25截止阀做冲洗巷道用，煤巷掘进工作面每隔50m设置一个洒水阀门。并配备一定数量的胶皮管。七、压风自救系统1、压风设备地面建立有空压机站，压风机型号 L-22/7，功率132kW，排气量均为22 m3/min，排气压力0.8MPa，2台空压机，一台工作、一台备用。2、压风自救系统压风管路干管采用1896焊接钢管，沿主立井及轨道下山敷设。采掘工作面支管路采用894mm焊接钢管。11061上、下付巷及抽放巷压风管路：地面空压机房副斜井11061上、下付巷及抽放巷。3、管路要求（1）、管路规格：压风自救管路为直径764mm焊接钢管。（2）、管路敷设牢固平直，接头严密不漏风，气源接口处要有总阀门，便于压风自救的维护。（3）、必须在管路上设置水分离器（小风包），保证供风清洁，防止自救袋喷头堵塞。4、自救袋安装（1）、11061上、下付巷每隔50m设置一个三通阀门，并安装一组压风自救袋，每组安装的数量不得少于58个，每个压风自救袋需风量0.1m3/min。（2）、压风自救袋要安装在地点宽敞、支护良好、没有杂物堆积的人行道侧，人行道宽要保持在0.7m以上。（3）、自救袋的安装高度按距底板1.21.3m，便于现场人员自救应用。5、系统调试压风自救管路接好后，在自救袋安装前要进行通气试验，在管路低洼处安装防水阀门，并将管路的杂质及锈蚀粉末吹出，并测量供风量。自救袋装好后，由安装人员逐个检查，保证使用性能。6、使用管理（1）、使用单位指定专人每天对管路、自救袋进行检查，及时处理管路和自救袋存在的漏气、堵塞等问题，保证压风自救系统处于完好状态。（2）、压风自救系统的气源总阀门必须处于常开状态，无特殊情况严禁关闭。（3）、使用单位要加强职工培训，现场每个施工人员必须熟练掌握压风自救装置的使用方法。（4）、通风安全科要认真监督检查压风自救系统的安装和日常管理工作。7、避难硐室掘进工作面每隔200米设置一个避难硐室，避难硐室按照标准建设，安检科监督施工，避难硐室内设置压风自救袋的数量不得少于20个，隔离式自救器不得少于20个。第三章 采面通风设计一、采面通风方式矿井通风方式为中央边界式，通风方法为抽出式，工作面采用u型通风。通风系统为主立井、副斜井进风，新鲜风流经皮带下山和轨道下山进入下副巷，工作面回风通过上副巷进入专回下山及专回平巷，到风井后排至地面。二、风量计算(一)、瓦斯涌出量预测1、采煤工作面瓦斯涌出量预测采煤工作面瓦斯涌出量计算公式为q1=KvK1K2K3m0m1（X0-X1） m3/t式中： q1开采煤层相对瓦斯涌出量 m3/t；Kv工作面推进速度影响系数 取1.0；K1围岩瓦斯涌出量系数 取1.2；K2工作面丢煤瓦斯涌出系数，其值为工作面回采率的倒数，回采率0.90 K2=1.11； K3准备巷道预排瓦斯对工作面煤体瓦斯涌出影响系数，经计算为0.75；m0煤层厚度 3.7m；X0煤层原始瓦斯含量 取最大值为8.77m3/t.r；X1煤的残存瓦斯含量，贫煤经计算取m3/t。计算 q1=1.01.21.110.753.72.2（8.77-）=6.334m3/t。计算绝对瓦斯涌出量： q采= q1Q1440=6.3349001440m3/min =3.96m3/minq采绝对瓦斯涌出量 m3/min；q1开采煤层相对瓦斯涌出量 m3/t；Q平均每天的产量 取900t/d2、掘进工作面瓦斯涌出量预测掘进工作面瓦斯涌出量包括掘进巷道煤壁涌出和落煤涌出两部分。（1）、巷道煤壁瓦斯涌出量：q3=nm0Vq0（ 2-1)=23.70.0031250.00064(2-1)=0.013m3/min式中：q3掘进巷道煤壁瓦斯涌出量，m3/min；n煤壁暴露个数，单巷掘进时，n=2；m0煤层厚度(m)，取3.7m；v巷道平均掘进速度（m/min），1.5m(860 min)=0.003125m/min；q0瓦斯初始涌出强度，根据公式q0=0.0260.0004（Vr）2+0.16W0=0.0260.0004（11.81%）2+0.168.42=0.00064m3/m2.min；其中Vr煤的挥发份，W0-煤层原始瓦斯含量m3t,L巷道长度625m；（2）掘进巷道落煤的瓦斯涌出量计算 q4=Svr (X0-X1)=11.50.0031251.4（8.77-5）=0.190 m3/min式中:q4掘进巷道落煤瓦斯涌出量，m3/min；S掘进巷道断面（m2），取11.5m2； v平均掘进速度（m/min），取0.003125m/min； r煤的视密度，t/m3； X0煤层原始瓦斯含量 取最大值为8.77m3/t.r；X1煤的残存瓦斯含量，贫煤经计算取m3/t。（3）、掘进工作面瓦斯涌出量:q6= q3+q4=0.013+0.190=0.203m3/min。（二）、 风量计算根据煤矿安全规程第103条规定，矿井需要的风量按下列要求分别计算，并选取其中的最大值。1、掘进工作面需要风量掘进工作面需风量按瓦斯涌出量，局部通风机吸风量，一次爆破的炸药量和同时作业最多人数分别计算，然后取其中最大值。（1）按瓦斯涌出量计算Q100q掘绝KCH4 =36.54 m3/min式中：Q需风量，m3/min；q掘绝 绝对瓦斯涌出量，等同于q6=0.203m3/min；KCH4瓦斯涌出不均衡通风系数，取1.8；（2）按人数计算掘进工作面实际需风量Q掘4N=42080m3/min式中：N掘进工作面同时工作的最多人数，取20人。（3）按局部通风机实际吸风量计算Q掘nQ通+15S1160+159.4301m3/min式中：n通风机台数，取1； Q通通风机实际吸风量，取160m3/min； S巷道断面（m2），取9.4m；经计算，煤巷掘进工作面需风量取最大值，即按通风机实际吸风量计算值301m3/min。风机采用FBD211KW局部通风机供风。风速验算：VQ掘S掘3019.4600.534m/s，0.25 m/sV4 m/s,符合煤矿安全规程第一百零一条之规定2、采煤工作面需要风量采煤工作面需要风量按瓦斯涌出量、爆破后的有害气体产生量以及工作面气温、风速和人数等规定分别进行计算，然后取其中最大值。（1）按回采工作面回风流中瓦斯涌出量计算Q采100q采绝KCH4 (m3/min) =1003.961.8713m3/min式中：Q采回采工作面需要风量，m3/min；q采绝回采工作面回风巷风流中瓦斯的平均绝对涌出量，依前面计算取3.96m3/min；KCH4采面瓦斯涌出不均衡通风系数，炮采1.42.0，取1.8；（2）按回采工作面同时作业人数计算需风量Q采=4N=470280m3/min 式中：N采煤工作面作业最多人数，取70人/班；（3）按回采工作面炸药消耗量计算需风量Q采=25A=256150m3/min m3/min式中：A一次爆破炸药取最大用量6kg。经计算，采煤工作面需风量，取最大值，即按瓦斯涌出量计算值，回采工作面风量为为713m3/min。风速验算：VQ采60S采713604.22.829m/s4 m/s，符合规程要求。第四章 采面机电设备选型一、采面运输设备选型11061下付巷长度630米，向上倾角=+3，对该工作面设备进行选型设计。（一）、胶带机选型1、设计依据设计生产能力 30万t/a输送长度 L = 630m上山倾角 = 3工作制度 330d/a，16h/d运输任务 担负回采工作面运煤煤的散集容重 0.98t m3煤在胶带上的堆积角 = 30煤的最大块度 max=150mm(大部分接近面煤)设计生产率 A=100t/h初选用DTL65/20/30型胶带输送机,其参数：带速1.63m/s，胶带宽度650mm，电机功率30KW，电压660V。2、 胶带宽度 =100/(4581.630.980.99)=0.37m式中：设计运输生产率，100t/h；货载散集容重，0.98t/m3；输送机倾角系数， = 3时，c=0.99；货载断面系数，煤堆积角 = 30时，槽形断面k=458；带速，1.63m/s。带宽除满足运输生产能力要求外，还需按物料块度进行校核。对原煤胶带宽度校核 =2150+200=500mm选用胶带宽度B=650mm。3、胶带输送机传动滚筒驱动轴功率计算 P=(L1+50)(WV/3400+A/12230)+ h A/367 =(630+50)(41.51.63/3400+100/12230)+31.5100/367 =28.5KW式中：L1输送机水平投影长度Lcos=630cos3=630m；W单位长度机器运动部分质量，胶带宽度650mm时41.5m；h运输机垂直高度，Lsin=630sin3=31.5m。4、胶带输送机电动机驱动功率计算N=Pm/(1ab) =28.51.15/(0.90.90.9)=45KW式中：m电动机功率备用系数，取1.15；1机械传动效率，一般取0.9；a多机不平衡系数，双机时取0.9；b电压降系数，井下采区取0.9。5、胶带输送机选择根据以上计算，运输巷采用功率30+17KW防爆电机驱动的原有DTL65/20/30+17型胶带输送机,其参数：设计运输生产率200t/h，带速1.63m/s，胶带宽度650mm，电机功率30+17KW，电压660V。胶带机铺设完成后，应检测运输设备及其铺设质量，使之符合相关规程、规范及行业规定的要求。6、运输能力验算A=B(KVC)2/(10001.25)=0.65(4581.60.980.9)2/(10001.25)=217t/h年运输能力计算为：33010110=33万t/a 式中：330一年设计330天工作；10每天10h净运输工作时间；110每小时平均运输能力，取217t/h的一半。富裕系数33/5=6.61.2，满足掘进运输要求。（二）、顺槽刮板机输送选型1、设计依据设计年生产能力 30万t/a输送长度 L =120m倾角向上 = 3运输任务 担负采区运煤设计运输生产率 A=50t/h2、选择刮板机输送类型根据A=50t/h，顺槽选用SGB420/40T型刮板输送机。其有关技术特征：出厂长度：L=120米运输能力：M=80t/h刮板链速：v=0.86米/秒刮板质量：q0=16.95公斤/米电机功率：N=40KW破断拉力：SP=320000N3、运行阻力、牵引力和功率计算重段运行阻力q=A/3.6v=16.15kg/mWxh=(q0wo+qw)Lcos-(q0+q)Lsing=(16.950.4+16.15*0.7) 120cos3-(16.95+16.15)120sin39.8=19471.38N空段运行阻力Wk= q0gL（wocos+sin）g=16.95120(0.4cos3+sin3) 9.8=8442.14N考虑曲线段阻力及弯曲段的附加阻力则总牵引力Wo=1.21( Wk +Wxh)=1.21(8442.14+19471.38)=33775.4N电动机轴上的总功率计算N=WOv/1000*0.8(传动装置效率) =33775.40.86/800=36.31KW考虑20%的备用功率取电动机功率备用系数1.2 N=1.236.31=43.57KW电机功率不够，因此采用SGB420/80T型刮板输送机，双电机驱动。4、链子强度验算K=2*0.85Sp/Smax=20.85320000/33775.4=16.114.2 链子强度足够。顺槽选用一部SGB420/80T型刮板输送机。（三）、切巷刮板机输送选型1、设计依据设计年生产能力 30t/a输送长度 L =110m倾角向上 = 26运输任务 担负采区运煤设计运输生产率 A=50t/h考虑切巷刮板输送机运行条件均优于顺槽刮板输送机运行条件，故切巷刮板输送机选型计算从略，直接选用一部SGB420/40T型刮板输送机。（四）、电缆截面的选择根据矿井实际，向该工作面供电的采区变电所距回采工作面运输巷皮带机头110米，变压器型号为KBSG-500KVA。对于低压线路，一般按长时允许电流初选，按允许电压损失及机械强度校验。1、按长时允许电流选择电缆截面矿用橡套电缆载流量：其具体情况如表3-3所示。3-3 矿用橡套电缆载流量情况主芯截面（mm2）长期连续负荷允许载流量（A）43664616852511335138501737021595260要求导线的长时允许电流小于线路的负荷电流。即：KIacIca式中：Iac-空气温度为25度时，电缆允许载流量；K-环境温度修正系数，取1；Ica-用电设备持续工作电流（1）对于顺槽选用的胶带机额定功率为30+17KW，其额定电流为Ie=P/3Ucos其中P=30+17KWU=660Vcos=0.85则Ie=47500/1.7326600.85=48.92A支线路的负荷电流Ica1=48.92A（2）对于顺槽选用的杂质泵额定功率为15KW，其额定电流为Ie=P/3Ucos其中P=15KWU=660Vcos=0.85则Ie=15000/1.7326600.85=15.43A支线路的负荷电流Ica2=15.43A（3）对于顺槽选用的单台刮板机额定功率为240KW，其额定电流为Ie=P/3Ucos其中P=80KWU=660Vcos=0.85则Ie=80000/1.7326600.85=82.33A支线路的负荷电流Ica3=82.33A（4）对于切巷选用的单台刮板机额定功率为40KW，其额定电流为Ie=P/3Ucos其中P=40KWU=660Vcos=0.85则Ie=40000/1.7326600.85=41.17A支线路的负荷电流Ica4=41.17A干线路的额定负荷电流IcaZ1= Ica1 +Ica2+ Ica3+ Ica4 =48.92+15.43+82.33+41.77=188.45A根据线路的负荷电流并考虑负荷增加等情况，总电源线路选用截面70mm2电缆;皮带机、杂质泵、单台刮板机之间选用截面70mm2电缆；刮板机电源分支线路的电缆选用截面25mm2电缆；皮带机、杂质泵电源分支线路的电缆均选用截面16mm2电缆。2、按电缆网路的电压损失校验电缆截面为保证用电设备的正常运行，电缆网路实际电压损失不应超过网路所允许的电压损失，即端电压不得小于额定电压的95%。为此，应选用足够大的电缆截面，以使电压不得超过允许值。终端电压损失计算：U= PL*103UA式中：U-电缆线路的电压损失，V；P-电缆所带负荷的有功功率计算值，KW；L、A-电缆的长度、截面面积，m、mm2；-电缆导体的电导率，m/.mm2；铜芯橡套电缆20时电导率为53m/.mm2；根据工作面的实际走向长度，考虑1.1系数，确定供电电缆的敷设长度。假定供电电源至胶带机机头的电缆长度L70=100m，胶带机机头至杂质泵的电缆长度L70=450m，杂质泵至刮板机机头的电缆长度L70=60米，刮板机机头至切巷刮板机机头的电缆长度L70=135m，电机至启动开关负荷线长度取10m。则U70= P1L*103UA =116*100*103 =4.7V660*53*70U70= P2L*103UA =99*450*103 =18.2V660*53*70U70= P3L*103UA = 84*60*103 =2.1V660*53*70U70= P4L*103UA = 40*135*103 =2.2V660*53*70U25= P4L*103UA = 40*10*103 =0.45V660*53*25按允许电压损失5%计算，其允许电压降U=6605%=33V取最远端最大负荷校验电压损失，根据计算的各段电缆的电压降之和为：U总=U70+U70+U70+U70+U25=4.7+18.2+2.1+2.2+0.45=27.67V1.5,整定合格。式中IZ-过负荷整定电流，A； Imin（2）-被保护线路末端最小两相短路电流，A；查表换算得出3145A； IZd-短路整定电流，A。（2）下付巷低压总馈电开关的整定过负荷整定：IZ1.1Icaz=1.1188.45=207A取0.9倍的额定电流，即0.9*200=180A短路整定：IZd5Icaz=5188.45=944.25A 取5倍，即5200=1000A整定校验：K=Imin（2）/IZd=3145/800=3.141.5,整定合格。式中IZ-过负荷整定电流，A； Imin（2）-被保护线路末端最小两相短路电流，A；查表换算得出3145 A； IZd-短路整定电流，A。（3）皮带机启动器开关整定过负荷整定：IZIca1=48.92A整定JDB-80保护器5.59低档位，即49.5A（4）顺槽刮板输送机启动器开关整定过负荷整定：IZIca2=41.17A整定JDB-80保护器5.58档位，即44A（5）杂质泵启动器开关整定过负荷整定：IZIca2=15.43A整定JDB-80保护器5.53档位，即16.5A（6）切巷刮板输送机启动器开关整定过负荷整定：IZIca2=41.17A整定JDB-80保护器5.58档位，即44A 第五章 安全监控系统一、矿井监控系统概况本工作面按煤与瓦斯突出危险工作面设计，煤层属不易自燃煤层，煤尘有爆炸危险性。为了提高煤矿安全生产保障能力，准确了解工作面环境状况，防止安全事故的发生，利用矿井KJ95N型煤矿安全生产监测监控系统。该系统由地面中心站、井上、下分站、电源箱及矿用传感器和矿用安全生产监测软件组成。系统配备主机两台，一备一用。另外配