嵩山煤矿2204综采工作面设计说明书

嵩山煤矿2204综采工作面设计说明书编 制 人： 编制单位：生产科 编制日期：2012年1月26日51 目 录第一章 矿井概况1第一节 地理位置及交通情况1第二节 工作面概况2第二章 工作面设计6第一节 工作面巷道布置6第二节 巷道断面形状、参数及支护设计8第三章 采煤方法及工作面装备13第一节 采煤方法13第二节 工作面装备16第四章 采煤机械选型及支架验算17第一节 采煤机械选型17第二节 支架验算20第五章 生产系统24第一节 运输系统24第二节 “一通三防”与安全监控26第四节 供电系统33第五节 通讯、照明46第六章 劳动组织及主要技术经济指标47第一节 劳动组织47第二节 作业循环49第三节 主要技术经济指标50第七章 煤质管理52第一节 煤质指标和要求52第二节 灰分控制52第三节 水分控制52第四节 杂物管理53第一章 矿井概况第一节 地理位置及交通情况河南永华能源有限公司嵩山煤矿位于偃龙煤田嵩山井田（副6174勘查线之间），即偃师市南东17km处，行政区划隶属偃师市府店镇管辖。东西长2.357.08km，南北宽1.703.90km，面积16.6624km2，地理坐标：东经1125008至1125446，北纬343215至343421。矿井北西距洛阳市37km，北距陇海铁路、连霍高速公路22km，西距焦枝铁路、二广高速公路33km，310国道由矿区北侧11km处穿过，207国道由矿区中部呈北西南东向穿过。区内简易公路纵横分布，交通便利。见图1-1嵩山煤矿图1-1 交通位置图第二节 工作面概况一、采面概况2204工作面设计长度为744m，倾斜长度为180m，煤厚平均度为3.4m，地质储量66.50万吨，可采储量64.4万吨，服务年限为12个月。工作面服务年限： N L/（ltK） 其中，N工作面服务年限（月）； L可采长度，744； l日进度（2.4m）； K月正规循环率，90%； t每月天数，取30； 即： N744/（2.43090%） 12（月）二、地质概况2204综采工作面地面标高为+309.1+340.1m，2204工作面对应地面位置为东薛村以北、赵城水库南部区域。地表水体为赵城水库，水库补给方式主要为大气降水。地面除沟渠、田间小路外，其余为农田。区内地形平缓，有副6902、副6903、7003、7008钻孔，其中7003钻孔为封闭不良钻孔，封闭不良原因为二1煤层顶板厚度不够。2204工作面位于22采区西翼、-365水平以南。西部为21采区边界，东部为22轨道上山，南部与2202采煤工作面（已采）相邻、北部为2206采煤工作面（未开采）。本工作面煤层位于嵩山背斜北翼，为单一缓倾斜构造，煤（岩）层走向近东西，倾向北。本工作面开采二叠系山西组二1煤层，二1煤呈半亮型，黑色、灰黑色粉状，似金属光泽。煤层赋存情况较稳定，受地质因素等影响，局部煤厚变化较大，煤厚在0.85.37m之间，平均3.4m。地质储量66.50万t，可采储量64.4万t。煤层为缓倾斜煤层，倾角为920,平均倾角15；煤层结构简单，局部含夹矸,厚度在0.1m0.4m之间。煤层受滑动构造影响，组织疏松，强度低，普氏硬度系数小于0.3，回采时煤层易冒落、片帮。煤层沿走向和倾向方向，具有短距离增厚变薄，具有典型的“鸡窝”状特征。工作面煤层直接顶为砂质泥岩，岩层呈灰色，厚层状，成分以石英为主，含暗色岩屑，层面富含白云母碎片及炭质，泥质胶结，水平层理，回采时顶板随采随落；煤层伪顶为炭质泥岩，呈黑灰色，中厚层状，产植物化石碎片，回采时易混入煤层分采困难。煤层直接底为砂质泥岩，岩层呈灰黑色，薄-厚层状，夹粉砂岩及细粒砂岩条带，产植物化石，下部偶含黄铁矿结核，波状层理及透镜状层理，底板松软易钻底。煤层顶底板情况见表1-1：煤层顶底板情况 表1-1顶底板名称岩石名称厚度（m）特征老 顶中细粒砂岩15灰色，厚层状，成分以石英为主，含暗色岩屑，夹粉砂岩薄层，产植物化石，泥质胶结，波状层理。直接顶砂质泥岩7.50灰深灰色，厚层状，成分以石英为主，含暗色岩屑，层面富集白云母碎片及炭质、泥质胶结水平层理。伪 顶炭质泥岩2.84黑灰色，中厚层状，产植物化石碎片。煤层二1煤3.77黑色，粉状，半亮型，局部偶见黄铁矿结核，夹矸为炭质泥岩。直接底砂质泥岩2.9灰黑色，薄厚层状，夹粉砂岩及细粒砂岩条带，产植物化石，下部偶含黄铁矿结核，波状层理及透镜状层理。老 底细粒砂岩2.7深灰色，中厚层状，平灰黑色泥质条带，含白云母碎片及黄铁矿结核，泥质胶结，波状层理发育。三、煤质1、煤质的物理性质二1煤层为黑色、条痕灰黑色，粉状及鳞片状产出，属半亮型煤。由于后期构造作用影响，煤层原生结构均受到破坏，呈现为层间挤压、揉搓地构造煤，具擦痕及摩擦镜面。二1煤层的平均视密度为1.53t/m3，孔隙度为712%。静止角27，摩擦角35.7，散煤容重0.954t/m3。2、煤层的化学性质属于低中灰分、低硫、中磷、高热值无烟煤。根据有关化验结果平均分析，二1煤平均灰分16.79%，含硫0.53%，含砷0.014%，挥发份3.86,发热量28.3MJ/kg 。四、瓦斯及煤尘矿区范围内煤层由于受嵩山断层的影响，赋存条件较差，浅部煤层露头也是瓦斯逸散的主要通道，浅部瓦斯含量较小，深部相对较高，根据2010年度矿井瓦斯等级鉴定，相对瓦斯涌出量0.5m3/，绝对瓦斯涌出量0.43m3/min，为低瓦斯矿井。根据煤炭科学研究总院重庆分院提供的煤炭自燃倾向鉴定报告和煤尘爆炸性鉴定报告，二1煤层自燃倾向等级为三类，属不易自燃煤层，煤尘爆炸指数为7.13%，无爆炸危险性。五、地质构造本工作面有F22S01 和F22S02两个断层，断层情况见表1-2：断层情况见 表1-2构造名称走向（）倾向（）倾角（）性质落差（m）对掘进影响程度F22S012992948正断层3.5很小F22S028035050正断层1.1很小六、水文地质2204工作面水文地质条件简单，主要充水水源为顶板砂岩裂隙水与太原群灰岩水。根据2204上、下岩石集中巷掘进情况，裂隙较为发育，对煤层情况影响不大，局部可能有顶板淋水现象；顶板砂岩含水层，水压3.884.35MPa（-77.1-123.3m）。1、主要含水层：本工作面内主要含水层有奥陶系灰岩含水层，主要为中奥陶统马家沟组石灰岩，该含水层的富水性极不均一，最小涌水量0.0061L/s.m，属岩溶裂隙承压水。太原群上段灰岩含水层：由L6L8灰岩组成，距二1煤层底板20m左右，为煤层底板直接充水含水层。二叠系山西组砂岩含水层，以大占砂岩和香炭砂岩为主，裂隙不发育，平均厚度30m左右，为二1煤顶板直接充水含水层。2、主要隔水层本区主要隔水层有石炭系本溪组铝质岩、铝质泥岩隔水层，层位稳定，岩性致密，隔水条件良好。二1煤层底板隔水层，该层主要由砂质泥岩、泥岩组成，厚度较稳定。正常情况下可以阻止奥陶系灰岩水和寒武系灰岩水进入二1煤层。第二章 工作面设计第一节 工作面巷道布置在2204轨道岩石集中巷720m处巷道北帮，开口中心坐标为X：3825399.993, Y：38397423.116，以方位角34800、以坡度+3掘进掘进5#石门,揭煤后继续沿煤层底板以方位角3501026掘进综采工作面切眼，切眼长180m；在2204胶带集中巷608m处巷道北帮, 以方位角3502145、以坡度+3掘进4#石门，揭煤后以方位角2601026施工下顺槽4#段164m，与综采切眼贯通，形成通风系统。在2204胶带岩石集中巷475m位置（4#石门以东191m处），以方位角346319、以坡度+3掘进3#石门，揭煤后向西掘进综采面下顺槽；在2204轨道岩石集中巷5#石门以东210m掘进4#石门，揭煤后向西掘进工作面上顺槽4#段210m。附2204综采工作面布置平面图2-1：图2-1 2204综采工作面布置平面图第二节 巷道断面形状、参数及支护设计一、2204胶带岩石集中巷断面设计2204胶带集中巷断面为梯形半圆拱,采用锚网喷+U36钢棚复合支护，巷道净宽为4200mm（拱基线处），净高为3000mm，内扎角85，净断面为11.1m2。断面设计见图2-2：图2-2 2204胶带岩石集中巷断面图二、2204轨道岩石集中巷断面设计2204轨道岩石集中巷断面为矩形，净宽为3000mm，净高为2800mm（中线处高度），净断面面积为8.4m2；巷道采用锚网喷支护，锚杆间排距为800800mm（局部灰岩破碎段采用锚网喷+架棚支护），喷厚为100mm。断面设计见图2-3：图2-3 2204轨道岩石集中巷断面图支护参数设计按悬吊理论计算锚杆参数，计算参数取巷道最大宽度的断面和强度最低的岩层的数值。（1）、锚杆长度计算：L=KH+L1+L2式中： L锚杆长度，m;H冒落拱高度，m;K安全系数，取K=2;L1锚杆锚入稳定岩层的深度，取0.5m;L2锚杆在巷道中的外露长度，取0.1m;其中: H=B/2f=4.4(24)=0.55m式中： B巷道开挖宽度，取最大值4.4m；f岩石普氏硬度系数，取4;那么: L=20.55+0.5+0.1=1.7m（2）、锚杆间排距计算，设计令间排距均为 a,则：a=Q（KHr）1/2式中： a锚杆间排距，m；Q锚杆设计锚固力，70kN/根；H冒落拱高度，取0.55m;r被悬吊岩石的重力密度,取25kN/m3;K安全系数，取K=2。那么：a=70（20.5525）1/21.595m由以上计算，选用直径18mm，长度2000mm的左旋无纵筋高强锚杆（锚固力70kN），顶板及两帮锚杆间排距应不大于1595mm1595mm，巷道锚杆间排距设计为800mm800mm，能够满足安全要求。三、2204综采面上下顺槽设计2204上下顺槽沿二1煤层底板走向掘进，下帮破底不少于1m，下帮沿底。根据回采要求分段掘进，每段长度为120m200m。上下顺槽均采用净宽4.4m（底板部位）的半圆拱U36型钢可缩性支架支护，棚距为中间中0.5m；巷道上部为半圆拱，下部为梯形，半圆拱半径为2.1m。巷道设计净宽（拱基线处）4.2m，下宽4.4m，净高3m，柱窝深0.2m，内扎角85，巷道净断面11.1m2；掘进宽度（拱基线处）4.6m，掘进高度3.4m，掘进断面积12.3 m2。在巷道中心打U型钢加强柱支护。详见2204综采工作面上下顺槽巷道断面图2-4：图2-4 2204上下顺槽巷道断面图四、2204综采面切眼断面及扩帮后断面设计切眼掘进时支护采用3.6m长型钢梁和DW28-280/100型单体液压支柱二梁八柱对棚支护，棚距为中间中0.6m。切眼断面为矩形，净高2.5m，净宽3.2m，巷道净面积8m2，掘进宽度3.8m，掘进高度2.8m，掘进断面积10.64m2。见2204综采切眼掘进时支护断面图2-5：图2-5 2204综采切眼掘进时支护断面图支架安装前需扩帮刷大断面，刷帮后巷道净宽6m，净高2.5m，净断面为15 m2，见2204综采切眼刷帮后支护断面图2-6：图2-6 2204综采切眼刷帮后支护断面图扩帮支护采用2003200圆木配合DW28-280/100X单体液压支护一梁三柱支护，扩帮后柱距从煤墙到老空依次为1600、1200、1200、800、1200mm。第三章 采煤方法及工作面装备第一节 采煤方法一、采煤顺序本工作面沿走向布置，采用走向长壁后退式采煤法回采，回采工艺采用综合机械化放顶煤工艺，全部垮落法管理顶板。由于采区内煤层赋存稳定，倾角较缓，所以采用采煤机单向割煤，追机作业，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，在工作面上端头斜切进刀，下行割煤，上行清煤，往返一次进一刀；采煤机过后移架，然后推移前刮板输送机，两工序分别滞后采煤机后滚筒510m和1015m。二、工艺流程回采工艺流程：割煤移架反空刀清煤推前溜放顶煤拉后溜。放煤方法：采用一刀一放，由下至上隔一架一放、顺序多轮的放煤工艺。1、割煤（1）、采煤机滚筒采用“前顶后底”式布置。（2）、MG132/320-WD采煤机工作方式：采用割三角煤工作面端部斜切进刀方式（见图3-1），即在机尾端部斜切进刀，留三角煤，下行重刀割煤，上行跑空刀清煤，到机尾割三角煤。进刀过程如下：当采煤机割至工作面上端头时，其后的输送机槽已移近煤壁，采煤机机身处留有一段下部煤（见图a）；调换滚筒位置，前滚筒降下，后滚筒升起，并沿输送机弯曲段返向割入煤壁，直至输送机直线段为止，然后将输送机移直（图b）；再调换两个滚筒上、下位置，重新返回割煤至输送机机头处（见图c）；将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换上、下滚筒，返程正常割煤（见图d）。图3-1 工作面端部割三角煤斜切进刀（3）、割煤方式：采用单项割煤方式，下行重刀割煤，上行跑空刀，机组往返一来回割一刀煤。2、移架方式：（1）、采煤机割煤后，将前探梁、护帮板及时伸出，支护新暴露的顶板和煤壁；采煤机上行清煤时收回护帮板、前探梁，移架滞后采煤机后滚筒510m，由下向上依次顺序半卸载带压擦顶移架（视现场情况可分段移架），移架步距为0.6m ，禁止将支架推移千斤顶0.7 m行程一次拉完。（2）、移架做到快（移架速度快）、够（推移步距够）、正（操作正确无误）、匀（平衡操作）、平（推溜移架确保三直两平）、紧（及时支护，紧跟采煤机）、净（及时清除架前架内浮煤矸）。（3）、移架时一定要控制降架高度不超过相邻支架侧护板高度的1/3，降架时后立柱下降量要比前柱稍多，使支架顶梁微仰，以免前架顶煤垮落。（4）、若顶板破碎，支架梁端漏顶，高度小于1.0 m时，须及时用坑木、背板等绞顶处理，使支架能有效地支撑顶板，若高度在1.0m以上时，要在支架前梁上提前用圆木绞顶处理，然后方可移架。（5）、出现歪架、咬架时应及时调整，严禁强拉硬拖。3、推溜推溜遵循顺序推溜的原则，不得任意分段或由两端向中间挤移。当工作面运输机出现上蹿或下滑时，可适当改变推移顺序，即从上端向下端推移或从下端向上端推移。输送机的推移是在采煤机过后，滞后机组1015m操作推溜千斤顶完成的。4、放顶煤采用由下向上顺序多轮放顶煤，见碴停止放煤的放煤方式。采取隔一架一放、多轮顺序式放煤方法。放煤工作在第二刀跑空刀时进行，安排两个专职放煤工，根据支架的编号顺序，由下向上分多个轮回放煤，一个放煤工放单数的架子，一个放煤工放双数的架子。放煤时，先打开放煤插板，开始放煤，待见矸石下落时，及时关闭放煤插板，严禁放碴。放煤时，煤量要适中，以防煤量过大压死后部溜子。放煤地点与采煤机后滚筒必须保持至少10m的距离。5、拉后溜拉后溜必须由下向上依次顺序进行，拉后溜前清净架间、架后大块煤，并严防夹破管路，拉移时，严禁相向操作或误操作，一次拉移长度不小于15m，确保拉移到位，拉移步距为0.6m，拉移后全长成一条直线。6、过渡支架移设移设过渡支架前打好超前支护抬棚，清净浮煤、杂物，保持转载机平直，推转载机时防止将机头推掉道。端头架分3次移到位，防止因伸完缸芯而损坏缸体等。移架时专人监护，严防夹破电缆、液压管路和冷却水管等；移架后及时升紧支架，要求顶梁平行顶板。7、清煤移支架前，架内、架间电缆槽内的浮煤等杂物必须清理干净，严禁不清煤移架。清煤要明确划分区段，责任到人，跟班队长和验收员要经常检查验收。第二节 工作面装备主要设备的型号和数量 1、采煤机 MG132/320-WD 1台2、刮板输送机 SGZ630/2160 2部3、转载机 SGB-40T/55 1部4、乳化液泵站 BRW-200/31.5 2台5、液压支架 ZF3200/16/24 114架6、液压支架 ZFG3200/17/26 6架7、胶带输送机 B800-218.5 1部8、移动变电站 KBSGZY630/10 3台9、风动钻岩机 ZQS-50/1.6 2台第四章 采煤机械选型及支架验算第一节 采煤机械选型一、采煤机1、采煤机选型原则要适合我矿“三软”及“鸡窝煤”的煤层地质条件，要有一定的卧底能力。满足我矿60万吨/年的生产能力要求，且实际生产能力要大于工作面设计生产能力；满足与刮板输送机和液压支架的匹配要求。我矿“三软”煤层顶板极易垮落，要求采煤机截深不能过大。根据以上三个原则，选择MG132/320-WD采煤机。具体技术参数见表4-1：MG132/320-WD采煤机技术参数表 表 4-1项目技术特征单位型号MG132/320-WD滚筒直径1400mm截深600mm滚筒转速46r/min采高范围14002500mm工作面倾角35煤质硬度3f总装机功率325Kw摇臂回转中心距5800mm过煤高度328mm卧底量（中部）212mm牵引形式一拖二机载交流变频调速牵引速度07m/min额定牵引力313kN整机重量22T二、刮板输送机1、刮板输送机选型原则：目前使用的刮板链有三种：边双链、中单链和中双链。本工作面刮板链选用中双链。刮板输送机的输送能力应大于采煤机的最大生产能力，一般取1.2倍。输送机中部槽的结构选用闭底式。2、刮板输送机选型：根据以上原则，以及与采煤机的配套原则，使用SGZ630/2160型刮板输送机，其技术特证见表4-2：SGZ630/320型刮板输送机特征表 表4-2项目技术特征单位型号SGZ630/2160运输能力450t/h设计长度200m出厂长度150m电动机型号YBS-160功率160Kw电压1140/660v中部槽规格1500630252mm刮板间距920mm刮板链型式中双链制造厂家永城煤电集团公司机电制修厂三、支架选型1工作面内的支护工作面的支护选用支撑掩护式支架，完成对工作面的支撑、护帮、支架前移，以及推移工作面刮板输送机等一套动作。支架选型应符合以下几个原则：（1）、支护强度与工作面矿压相适应（2）、支架结构与煤层赋存条件相适用（3）、支护断面与通风要求相适用（4）、液压支架与采煤机、输送机等设备相匹配2、液压支架的选择：本顶板基顶来压周期不明显，有移位现象，具有较大的剪切阻力，压力大且顶板破碎，介于以上因素应选用支撑掩护式支架。根据三机选型配套原则，选择ZF3200/16/24型液压支架，其工作阻力为3200KN，技术特征参数见表4-3：液压支架（中间架）技术参数表 表4-3技术特征单位型号ZF3200/16/24伸缩行程700mm额定工作阻力3200（P=39.7MPa）初撑力2532（P=31.5MPa）支护强度0.59（平均）MPa底板比压1.7（平均）MPa支架中心距1500mm高度16002400mm支架宽度14501600mm推移行程700（移架有效步距600）mm支架重量11.5（约）t泵站压力31.5MPa适用倾角253、工作面端头支护（1）、支护方式：由于工作面的上、下出口处悬顶面积大，机械设备多，又是材料和人员出入的交通口，所以必须加强支护。（2）、过渡支架选型：过渡支架用于工作面两端刮板输送机机头及机尾维护。技术参数见表4-4：液压支架（过渡架）技术参数表 表4-4项目技术特征单位型号ZFG3200/17/26伸缩行程700mm额定工作阻力3200（P=39.7MPa）初撑力2532（P=31.5MPa）支护强度0.50(平均)MPa底板比压1.8(平均)MPa支架中心距1500mm高度17002600mm支架宽度14501600mm推移行程700（移架有效步距600）mm支架重量11.5（约）t泵站压力31.5MPa适用倾角25四、液压泵站选型根据支架初撑力要求及工作面乳化液需用量，选用BRW200/31.5型乳化液泵站，额定压力31.5MPa，额定流量：200L/min。五、转载机选型根据采面的生产能力及下顺槽超前支护参数，选择SZZ-630/90型转载机。具体参数见表4-5：转载机技术参数表 表4-5项目技术特征单位型号SZZ-630/90型机身总长度29m链速2m/s电机功率55kW运输能力100t/h机头长度6m第二节 支架验算一、液压支架验算、工作面支护：工作面共计安装120架液压支架,基本架114架ZF3200-16/24型放顶煤支架；机头、机尾采用共6架ZFG3200-17/26型过渡架支护,其中机头3架、机尾3架。支护方式：采用及时支护，顶板全封闭支护方式。移架前，将支架的各个部位进行认真仔细的检查，观察周围顶板情况，确认无误后方可操作。操作时先打移架手把，然后缓慢降架，待架子前移，立即停止降架，降架高度不得超出侧护板高度，保证擦顶移架和全封闭管理顶板。二、支架验算1、顶板岩性分析由于放顶煤工作面采高较大，待顶板完全压实后，弯曲下沉带将涉及底板，正常放煤时，工作面煤层厚度最大达5.37米，平均3.4米，则松动椭球体高度H：H=2.22h平均高度2.223.4=7.548m，松动椭球体最大高度2.225.37=11.92m，均未到达老顶。2、支架工作阻力校核工作面机采2.2m的煤厚，放3.17m的顶部煤厚后，形成高度为11.92m的松动椭球体，松动椭球体高度以上的岩层暂时不发生离层和断裂。支架顶梁承受工作空间控顶距面积以上高度为11.92m煤岩的重量，则每平方米控顶面积的平均载荷p为：P=（h-h1）T1+(H-h)T2式中：h煤层的平均厚度，3.4m h1机采煤层厚度，2.0m T1煤层容重，1.53t/m3 H松动椭球体高度，11.92m T2岩体容重Z =2.5t/m3则正常情况下，每平方米载荷为：P =（3.4-2.0）1.53+（11.92-3.4）2.5=23.44t/m2经计算，该支架支护面积为8.1m2，则承受的压力为：8.123.44=189.9t=1860.8KN2532kN该面所用ZF3200-16/24型支撑掩护式放顶煤支架初撑力为2532kN，工作阻力3200kN，支架初撑力、工作阻力符合要求。三、端头支护及超前支护1、工作面上顺槽超前段使用3.6m长的型梁替换U型钢棚，支护方式为一梁四柱，棚距为中见中500mm。沿顺槽方向使用2.4m长的型梁打2列抬棚，抬棚一梁四柱支护。支架支护阻力计算时取2.4m为一个计算单元。支护面积为3.62.4=8.64，单体柱共计28根。采用经验公式计算： pt =9.81Hk 式中pt工作面合理的工作强度，kN/；H液压单体柱支护高度，取2.2m；顶板岩石密度，t/m，取2.5 t/m；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48，应根据具体情况合理选取。开采煤层较薄、顶板条件较好、周期来压不明显时，选取低倍数；反之应选取高倍数。计算时取8。则 pt =9.812.22.58=431.64kN/则每根单体柱载荷为431.648.6428=133.19kN 。根据上述计算，选用型号为DW28-250/100X单体液压支柱可满足支护强度要求。2、工作面下顺槽超前段使用4m长的型梁替换U型钢棚，支护方式为一梁三柱对棚支护，棚距为中见中500mm。沿顺槽方向使用2.4m长的型梁打2列抬棚，抬棚一梁四柱支护。支架支护阻力计算时取2.4m为一个计算单元。支护面积为42.4=9.6，单体柱共计38根。采用经验公式计算：pt =9.81Hk 式中pt工作面合理的工作强度，kN/；H单体液支柱支护高度，取2.2m；顶板岩石视密度，t/m，取2.5 t/m；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48，应根据具体情况合理选取。开采煤层较薄、顶板条件较好、周期来压不明显时，选取低倍数；反之应选取高倍数。计算时取8。则：pt =9.812.22.58=431.6kN/则每根单体柱载荷为431.69.638=109.0kN 。根据上述计算，选用型号为DW28-250/100X单体液压支柱可满足支护强度要求。第五章 生产系统第一节 运输系统一、运输设备及运输方式1、运煤设备及装、转载方式工作面采用采煤机破煤、装煤，刮板输送机运煤，下顺槽采用转载机转运，胶带输送机运煤。2、辅助运输设备及运输方式上顺槽采用矿车、平板车、花车运料；上顺槽维修采用刮板输送机煤矸分开装入矿车。二、运输线路 1、运煤线路：2204综采面2204下顺槽2204胶带岩石集中巷22采区胶带上山东翼胶带运输大巷东翼上仓斜巷煤仓装载皮带巷主井地面。2、运料线路：地面场地副井井底车场东翼轨道运输大巷22轨道上山第一中部车场2204轨道岩石集中巷2204上顺槽2204综采面。 地面场地副斜井+125m水平运输大巷12轨道下山-119m接力车场22轨道上山第一中部车场2204轨道岩石集中巷2204上顺槽2204综采面。3、出矸线路：2204综采面2204上顺槽2204轨道岩石集中巷第二中部车场22轨道上山东翼轨道运输大巷井底车场副井地面。 2204综采面2204上顺槽2204轨道岩石集中巷第二中部车场22轨道上山-119m接力车场12轨道下山+125m水平运输大巷副斜井地面。附2103综采工作面运输系统图5-1：图5-1 2204综采工作面运输系统图第二节 “一通三防”与安全监控一、通风系统通风系统进风风流：地面副井井底车场东翼轨道运输大巷22轨道上山第一中部车场2204轨道岩石集中巷2204上顺槽2204综采面。回风风流：2204综采面2204下顺槽2204胶带岩石集中巷22采区胶带上山12采区胶带下山+125回风巷东风井地面。需要风量及风量验算1、工作面需风量计算（1）、根据工作面人数计算：Q1=4N式中：Q1工作面人员呼吸所需风量，m3/min；4按规程规定，每人每分钟需要新鲜风量不少于4m3/min；N工作面最多人数取83。代入数据得：Q1=483=332（m3/min）（2）、根据瓦斯涌出量计算：Q2=100q采kCH4式中：Q2工作面实际需要风量，m3/min; q采工作面回风巷回风流中瓦斯平均绝对涌出量，根据瓦斯鉴定结果取0.43m3/min; kCH4采煤工作面瓦斯涌出不均衡系数（正常生产连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日瓦斯绝对涌出量的比值），取1.6。代入数据得：Q2=1000.431.6=68.8 m3/min（3）、根据工作面进风流温度计算：Q3=60VwSw70%KW长KW高式中：Q3工作面降温所需风量，m3/min；60秒与分单位换算系数；Vw工作面适宜风速，进风温度在1820范围内取1.0m/s；Sw工作面平均有效断面，经测量计算得9.9m2 ；KW长工作面长度系数，取1.1；KW高工作面高度系数，采高在2.0m范围内取1.1。代入数据得：Q3=601.09.970%1.11.1503 m3/min 因为Q3最大，所以确定工作面实际需风量为503m3/min。2、工作面风速验算（1）、最大控顶距下的最小风速：Vmin=Q/Smax式中：Smax工作面最大有效通风断面，经测量计算得9.9m2。代入数据得：Vmin=（47060）9.90.79（m/s）0.25m/s（2）、最小控顶距下的最大风速：Vmax=Q/Smin式中：Smin工作面最小有效通风断面，经测量计算得8.58m2。代入数据得：Vmax=（47060）8.580.9（m/s）4m/s根据计算结果，工作面最大风速和最小风速都满足要求，最终确定工作面的配风量为503m3/min。附2204综采工作面通风系统图5-2：图5-2 2204综采工作面通风系统图二、瓦斯监测 1、工作面安装KGJ16B型甲烷自动监测报警断电装置。安装具体位置：T0安装在工作面下隅角位置，上隅角悬挂便携式甲烷检测报警仪；T1安装在下顺槽距离工作面安全口小于10m的风流中；T2安装在2204-2#联巷口以里1015m位置。传感器距煤帮不小于200mm，距顶梁不大于300mm。下隅角悬挂便携式甲烷监测报警仪，报警浓度0.5% CH4，断电浓度0.5% CH4，复电浓度0.5%CH4，断电范围为工作面及其下顺槽内全部非本质安全型电气设备。2、2204综采工作面瓦斯传感器报警值、断电值、复电值见下表：甲烷传感器报警值、断电值、复电值表 表5-1传感器编号甲烷传感器设置地点甲烷传感器编号报警浓度%CH4断电浓度%CH4复电浓度%CH4断电范围%CH41综采工作面下隅角T00.50.50.5工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备2综采工作面T10.70.80.5工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备3综采工作面回风T20.70.80.5工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备3、T0距采空区、切顶柱及巷道上（下）帮不大于800mm、不小于200mm、距顶板不大于300mm。其余甲烷传感器安装在距顶板（或顶梁）不得大于300mm，距巷道侧壁不得小于200mm，且垂直吊挂。甲烷传感器的显示屏应迎着巷道风流吊挂，严禁对着巷帮或采空区侧，便于现场人员观察。吊挂位置要求顶板完好、无淋水，设专人管理，每班清理卫生，每7天用标准气样调校一次，并做一次瓦斯超限断电实验。三、综合防尘系统 1、防尘管路系统工作面及两顺槽布置有专门的防尘水管、水幕、架间喷雾、转载点喷雾、采煤机内外喷雾。2、防尘措施（1）、采煤机的内外喷雾坚持正常使用，保持喷雾装置及喷嘴齐全牢固，雾化效果良好，能覆盖滚筒，供水压力符合采煤机出厂时的压力标准(供采煤机机体内压力不低于6MPa,机体内分散后压力不低2MPa于)。（2）、工作面上安全口向外3050m、80100m各安装一道、下顺槽安装两道净化水幕，第一道安装在下安全口以外3050m处，第二道安装在距工作面安全口5080m处。工作面下联巷距联巷口1015m安设一道净化水幕，净化水幕要喷洒全断面，水幕必须牢固、可靠、美观，必须封闭全断面，并且要达到拆、装灵活方便，以便随工作面的推进而移动。防尘圆盘水幕三角架必须可靠固定在巷道顶板上，距顶板不超过50mm，喷嘴方向迎风流方向并下俯 45，圆盘水幕安装在巷道中心。在工作面开机前正常开启，水幕要能够封闭全断面，雾化效果好。（3）、工作面刮板运输机机头和转载机机尾搭接处、转载机机头和胶带运输机机尾搭接处各安装一道喷雾，直形喷条安装两个喷嘴，喷嘴间距300mm；(4)、工作面每架安装一个架间喷雾，喷雾装置采用直喷条，每个喷条3个喷嘴，间距150mm，割煤时采煤机下风流方向逢“十”的支架开启手动喷雾；其余支架拉移支架时自动喷雾，升紧支架后自动关闭喷雾。(5)、每天都要对机电设备及电缆等进行除尘，每旬至少冲刷一次巷道，连续积尘达到5m长、2mm厚时必须立即冲刷巷道（用手捏成团，经振动不飞扬不在此限），巷道冲尘必须有完整记录。(6)、各种防尘设施的安装维护都要有明确的负责人，严格执行交接班制度。（7）、加强个体防护，工作面作业人员必须佩戴防尘口罩，并且要定期更换滤纸。四、通讯控制系统 1、2204综采工作面安装的KTC101型通讯控制系统，除对刮板输送机的停运状态控制外，还具备联络通讯功能。主控制器KTC101和KDW101型本安电源放置在设备列车上，由专人操作监控。2、KTC101型工作面通讯控制系统的电源是从照明信号综保引入的127V低压电源，经系统本身配置的KDW101本安电源提供+12V、+5V供电系统本身和AST线使用。工作面每间隔15m分别安装带急停闭锁的KTK101-1型扩音电话，刮板输送机机头处安装1部可远程启、停闭锁的智能电话KTK101-1-IC，另一侧用AST线与智能电话（KTK101型）连接到转载机头，并插好终端（KFD101型），实现工作面的设备闭锁和通讯联系。五、综合防灭火措施由于二1煤层属于三类不易自燃煤层，防火方面以防治外因火灾为主。1、杜绝火源。严禁将香烟、火柴等易燃物品带入井下，严禁在井下吸烟，严禁穿化纤衣服和戴电子表，严禁在井下拆卸矿灯。井下清洗设备使用过的棉纱、布头必须存放在带盖的铁桶内升井，严禁乱扔、乱放。2、井下易燃物（坑木、背板、油料等）要放在远离电气设备及电缆的地方。3、两顺槽内距离工作面50m范围内必须备有消防管路，并备有与水管连接器件和水枪。4、消防水管路末端与采煤工作面上、下拐头的距离不得大于30m。5、工作面供水管路末端水压必须达到要求。6、工作面需爆破时，严禁裸露爆破，严禁用煤粉、煤块等封炮眼，炮眼封泥要使用水炮泥，严禁使用受潮变质炸药作业。爆破时需另行编制安全技术措施。7、防止电气火花引起火灾，机电设备选用合格的熔断丝（片），正确使用漏电断电器，以保证在电流短路、过载或接地时能及时切断电源，杜绝电气失爆现象的发生，接线严禁出现“鸡爪子”、“羊尾巴”及明接头。8、电气设备着火时，先切断电源，在电源被切断前，只准用不导电的灭火器材灭火。9、凡发现火灾的人员都应采取措施快速、直接灭火，并立即报告调度室，说明事故发生的地点、性质和范围等情况，灾区人员迎着新鲜风流撤退。10、发生火灾时空气中含有大量有毒有害气体，人员在通过火灾区域前，必须先正确佩戴和使用自救器。11、灭火器具种类：（1）用水灭火，利用井下供水管路。（2）化学灭火器，干粉灭火器。（3）用砂子灭火，在井下备有砂箱，砂袋。12、设备列车处配备合格的不少于2台8kg干粉灭火器、沙箱（沙箱的容积应不低于0.2m3）及消防锨两把，消防器材放置在迎风侧第一节车辆前；皮带输送机机头配备合格的2台8kg干粉灭火器、沙箱（沙箱的容积应不低于0.2m3）及消防锨两把；存放油脂处配备2台不少于4kg合格的干粉灭火器。第三节 排水系统一、排水路线2204综采工作面2204下顺槽临时水仓2204胶带岩石集中巷水沟22采区胶带上山水沟东翼轨道运输大巷水沟东翼水仓地面。二、排水方法在2204下顺槽距工作面安全口5m内底板上掘进临时水窝，水窝上面采用50mm厚木板盖严盖牢。水窝内安装一台7.5kW排水电泵，铺设一趟100mm排水管路，管路吊挂应吊挂在电缆的下方300mm以下。风、水管路必须整齐吊挂，下顺槽内的风、水管路采用双股8铁丝进行吊挂，并将铁丝固定牢固。在有顶板滴水的地点用挡水设施把滴水引流到水沟，或是挖临时水窝把水引流到水窝内再用排水泵抽出。工作面料场要备用一台7.5kW排水电泵和一台NW185型风泵，和200m排水管路。第四节 供电系统一、负荷统计:根据用电设备电压等级、设备的布置位置，拟选用2台移动变电站，按移动变电站分组进行负荷统计。综采工作面负荷统计 表5-21#移动变电站设备名称部位电动机型号电动机数额定功率/kW额定电压/V额定电流A额定功率因数cosNMG132/320-WD截割电机YBCS2-132,1140V2132211408420.85牵引电机YBOYS3-25,1140V225211401720.87调高电机11111407.80.861#乳化液泵BRW200/31.511251140800.86小 结功率PN 450kW加权平均功率因数coswm0.862#移动变电站设备名称型号电动机型号电动机数额定功率/kW额定电压/V额定电流A额定功率因数cosN前（后）部刮板输送机SGZ630/320YBS-1602160211409820.82小 结功率PN 320kW加权平均功率因数coswm0.85移动变电站容量选择：（一）、1号移动变电站选择1号移动变电站拟向采煤机和1#乳化液泵供电，其计算负荷为式中：需用系数，取 加权平均功率因数，取0.86。选取1台KBSGZY-630/10，10000V/1140V，额定容量为630kVA523kVA，满足供电的要求。（二）、2号移动变电站的选择2号移动变电站拟向前（后）部刮板输送机供电，变压器的容量计算值为式中：需用系数，取 加权平均功率因数，取0.85。选用1台KBSGZY-630/10型移动变电站，10000V/1140V，额定容量630kVA376kVA，满足要求。2、 供电系统的拟定及高压电缆选择1、高压电缆选择（1）型号的确定，向移动变电站供电的10kV高压电缆选用MYP-10kV电缆。向2台移动变电站供电的总负荷电流： 需用系数， ；加权平均功率因数，取0.7；=10000V额定电压。（2）、按经济电流密度初选主截面： 其经济截面为：mm2经济电流密度查表，取=2.25A/mm2。最后高压电缆型号可选现有MYP-10/350。所用电缆截面偏大，热稳定校验和电压损失校验均能通过时，满足使用要求。（3）按长时最大允许负荷电流校验查表得MYP-10/350型电缆的长时最大允许负荷电流Ip=173A。长时最大负荷电流=41.2A。=41.2A=173A，满足要求。2、低压电缆截面的选择(1)、低压电缆型号的确定供电系统见图，选择的低压电缆要符合煤矿安全规程的规定。根据电压等级、使用保户环境、机械的工作情况等确定电缆的型号。向采煤机供电电缆应选双屏蔽型CP型，向乳化液泵、刮板输送机等供电电缆选MYP型。(2)按允许电压损失和起动条件校验电缆主截面不同电网电压下的正常与最大允许电压损失表 表5-3额定电压 /V变压器副边额定电压U2N=1.05UN/V正常运行时电动机负偏移-5%UN个别情况下电动机最大负偏移-10%电动机最小端电压Umo=0.95UN/V允许电压损失Up=U2N-Umo/V电动机最小端电压Umo=0.9UN/V允许电压损失Up=U2N-Umo/V127380660114033001334006931200346512136162710833135123966117330114342594102629701958991744