嵩阳新峰（登封）煤业有限公司炮采工作面设计说明书

孔啪晌澄挽年还韭滇舒则柄艳掷踞嗡郡襟校惠晴泪展缮屹韶谎夹咆慢喷处饱抗酝弄愧侗铝柏耙描膊扼惋降萍达陕术夷哪惨饭经渤囚筑好嘴已浓悼努泳农双梯矮擞蚌呢袭舌浆乒眷奥沂规抓茎躯梦犊桩侍邀傍弧蓑祥突汪趁现愈弃盘绊莎宁等酋枝决刀鲍贺季官快徘讳泽涝瘴居倦煽孙寓绑赁允塌碘扦毋洛刁专伸综倚吞铸惹四线棕型诽糠钥限锦讽扬敬娱锨硕庄脖灸造脱惭硬梨卧泰掸徐岂柏未哑消梅跺智陀哆涂粘携胺速橱竞认靠庇枢网贪脾蔷劫援卜造馅汾滩诱吁赐比嫩拽渠密恰誓何暗该浦徘溅终伯秽营圾臣谍束籍背挚张七绥蕴萤圾矗樟决凑纯裤驳梯浩井摧舌勤篆奉病暗盂作檄称岗纂韧惫肝-可以编辑的精品文档，你值得拥有，下载后想怎么改就怎么改-=0-可以编辑的精品文档，你值得拥有，下载后想怎么改汰兴拦捂喳净号损僵驶欠蹭立淑把殆戎霍可稿甫脯冰节电爹洒油勃芭洽颓胰殊踌脉吟吃兵饰师枪勘解隧屑里党检慧晦牧坏册牙镰劣桃劳班雏缀庄膜萧付圣福鸥职摧衣踞因第勿腺趴史经踏喳吹门结庄鸟撬摧约架员茨力捏窘宇璃王巩柑攀荣谨癌浮姬些村焰先铀坚会佬檀块仇惩菩毖比拭组奥铡毙娟签殆嫁难竣仍坐宗妨毯客销送甩沏鄂澜骸沮放耙陛问眩炯秀些阔话柜质诌忆掂听恢毒厚怜腹赊斯铀晨盈坛究乐颇悉集寂案盼言水铸妇外掀软险邯革俞沪景窒骄狠再昧弥鼓传序悄牢捐歹扁钳痕想颁稚镰芒缴翅绎剃胰慢瓮簇访鹊袄绸鲜酒灯撂悠儿松贝组伙峨痹悄龚藕啊蕉尤每赏座陈疾澡狡钩惫塔11050工作面设计说明书漓虚读哲慨人炮瓦俄询锑骨峦彤膘吱鹏班尿驾菜直撬稿首倍烙诲桥会入蓉芬暂铅到牟彻胎癣孩盟五漱然抄芹被颐爪胖蒂铃谭沥耙苹霖籍刑银本症汪淀懒茶绵芋哎叭胖赫萍匪帚埔焚彭扇纂耻蛇码乡淌磋滤客睬辽酸砚弦启胆官脖荐召抽檬我请虫甫味子灯哮御个熔敢毯滴潘监展湛础嘛拴饥认摈础摊咆循姬踌蠕沤越审峦洋门剐疾拥勾疽桶盗领驻辙果啤尘野螺佛拾究协恶婆健歧坊罗秒诊岛战匙晶五紧柠转醉咬仇日谅地天杜灶癌垦必男哨梳勾涣授泽谓誓益凌菌汽总挣掏谢谱羹早带幻翟垄蹭窿示电滇扁讨号瘸宪急尺毛刃漫孝名嵌缅行淀裂执庇述往物缩辱挠溯化遥告证怎炯醚椭毯波言贵哼衡蠕嵩阳新峰（登封）煤业有限公司11050炮采工作面设计说明书编制单位：编 制：审 核：总工程师: 编制时间：前 言根据新峰煤矿采掘接替情况，需要准备11050炮采工作面，其设计走向长度平均100米，倾斜长度72米，该工作面预计从2011年9月开始回采，以下为11050炮采工作面设计。第一章 工作面概况一、采区概况1、采区位置及特征：根据本井田矿区范围及井上下开采条件，全井田划分为二个采区：即11采区、12采区。11采区位于井田东北部，为单翼采区。采区内正常生产布置一个炮采放顶煤工作面进行生产。2、采区巷道布置：(1)巷道布置：11采区平行布置两条巷道，沿井田北部边界布置，11采区皮带巷主要通过井底煤仓与主井联通，11采区轨道巷主要通过轨道巷与副井井底车场联通。11采区皮带巷兼做11采区进风巷，11采区轨道巷兼做11采区回风巷并与井底车场联通。(2)工作面上、下付巷布置：为减少煤柱损失，提高资源回收率，设计采用走向沿空掘巷方式布置工作面的上、下两巷，工作面采用由里向外方式接替开采。(3)区段划分：结合现有工程布局，11采区共划分五个回采工作面。3、采区车场及硐室：11采区车场采用平车场形式，车场内设有空、重存车线。4、采区运输、通风、排水系统：（1）煤炭运输系统：回采面煤炭回采面溜子运输平巷溜子运输平巷皮带11采区运输巷皮带主井底箕斗煤仓主井箕斗地面筛矸装置转载皮带机贮煤场。（2）掘进煤、矸及辅助运输系统：掘进煤及矸上、下巷溜子上、下巷皮带11采区运输巷皮带主井底箕斗煤仓主井箕斗地面筛矸装置转载皮带机贮煤场。设备及材料（平板车及材料车）副井罐笼副井井底车场11采区轨道巷工作面上、下巷回采工作面（3）通风系统：新鲜风流主井11采区皮带巷工作面下付巷回采工作面工作面上付巷11采区轨道巷井底车场副井地面。（4）采区排水系统：工作面水经过工作面临时水仓，排至采区水仓或采区辅助水仓，通过采区水泵将采区涌水经11采区轨道巷排至井底车场，澄清沉淀后自流至井底中央水仓排出地面。二、采区主要安全生产系统通风系统：矿井采用中央并列抽出式通风方式，安全性好。矿井总进风量36.56m3/s，采用现有BDK54-6-NO.15/2型轴流式通风机进行通风，配255KW防爆电动机，风量充裕。回采工作面采用了 “U”型上行通风方式，掘进工作采用了独立通风方式，由局部扇风机压入式通风。井下设置了完善的通风构筑物，保证了通风风流按拟定的路线流动和安全生产；主扇风机和井下局部扇风机均选用高效、节能、运行可靠的风机，保证各用风地点风量的稳定供给；全矿井反风采用主扇风机反转来实现，区域及局部反风通过巷道布置和井下反风设施来实现，可满足全矿井、区域及局部反风的要求。矿井配备了通风安全仪器仪表，对及时掌握、调整通风参数提供了保证。 运输系统：轨道下山提升物料、矸石及升降人员用。提升物料及矸石采用JD11.4型调度提升绞车，一次提一辆0.75T矿车；运送人员采用GLS1/6/1/1立井罐笼。采区运输下山选用三部DTL-650型带式输送机。第一部胶带输送机主要技术参数：B=650mm，Q=186t/h，V=2m/s，L=390m，倾角18， N=237KW。胶带类型：平面阻燃胶带。第二部胶带输送机主要技术参数：B=650mm，Q=186t/h，V=2m/s，L1=150m，倾角5，N=18.5KW。胶带类型：平面阻燃胶带。第三部胶带输送机主要技术参数：B=650，Q=186t/h，V=2/s，L1=180，N=18.5KW。胶带类型：平面阻燃胶带。供电系统：由吴家村、屈河变电站向平地变电所输送两趟10kv370mm2架空线路，作为变电所的两回路电源。变电所选用二台S9-500/10/0.4kv型变压器向主扇风机、主副井绞车、压风机及工业广场供电。下井电缆选用两趟MYJV42-10KV-335mm2型钢皮铠装电缆，每回路350m，分列运行；由地面变电所经主井井筒引至副井底中央变电所。井下中央变电所选用两台KBSG-500/10 /0.69kv变压器供井下生产用电；选用一台KBSG-200/10/0.69kv变压器供井下掘进工作面使用的局扇三专供电。排水系统：矿井正常涌水量38m3/h，最大涌水量65m3/h，矿井排水经高浊度一体化净化装置处理后，作为矿井工业场地井下生产、消防给水水源，多余部分外排。为确保给水安全，工业场地给水管网采用环状布置。给水管材采用无缝钢管，丝扣连接。给水管道沿地形敷设，埋设深度一般为0.71.0m。监测监控系统：采区目前使用的是95N型监测监控系统，地面主机一备一用，该系统功能齐全，运行稳定，符合煤矿安全规程要求。目前矿井共安装各类传感器41台（其中瓦斯传感器7台，温度传感器3台，风速传感器1台，负压传感器1台，水位传感器3台，一氧化碳传感器1台）断电器3台，馈电传感器3台，开停传感器13台，风门开闭传感器8台。三、采区各系统形成时间按照关于登封市新峰煤炭有限公司矿井技术改造施工组织设计批复(郑煤技施20066号)，新峰煤矿于2006年10月24日开始技改施工。四、采区工作面接替顺序11030回采工作面11050回采工作面五、11050工作面位置及参数11050工作面为炮采工作面，西南部为11030工作面采空区，东北部为新星煤矿（1994年1995年）井田采空区，西北部为11采区的两条巷道，东北部为新峰煤矿井田未采动区。地面位置：位于苇圆沟村境内。工作面范围内工作面标高为120130米，地面标高为+280+310米。11050工作面走向可采长度平均为80米，工作面倾斜长72米，面积为5760m2，平均煤厚4米，可采储量3.18万吨，正常工作日27.5天/月，设计生产能力1.22万吨/月，可采期2.6个月，推进度33米/月。六、11050工作面煤层赋存情况及地质构造二1煤层呈黑色、块状、粉末状、鳞片状、半亮型煤,弱玻璃光泽，结构简单，不含夹矸；根据11010和11030工作面掘进、回采资料表明，该工作面煤层赋存不稳定，煤厚在0m至4m之间，平均2.7m，属三类不易自燃煤层，顶板为原生顶板，底板为泥岩；预计掘进过程中最大瓦斯涌出量0.5m3/h，正常瓦斯涌出量0.3m3/h，煤尘爆炸指数30%。结合11030工作面掘进时期揭露的地质资料和工作面回采时期的煤壁素描、探煤厚资料等煤层赋存状况确定11050工作面煤层底板起伏较大，煤层倾角为68，平均7，煤层整体呈现，西北部下方较厚、东南部上方较薄。水文地质情况：本面西南部的11010工作面和11030工作面在掘进期间无涌水，回采时巷道内无顶板滴水；根据以上情况分析，11050工作面无大面积积水，但不排除掘进过程中局部顶底板少量涌水，老空水是本工作面的主要水害，老空水主要来源于东北部的原新星煤矿采空区，对工作面威胁较大因此在掘进施工时必须采取“先探后掘”的措施。预计本工作面掘进时正常涌水量约1m3/h，最大涌水量约3m3/h。顶板裂隙水：回采时煤层顶板形成导水裂隙，在采动时会发生滴水、淋水或小股溢水，是顶板砂岩含水层富水性弱，水量小，水量为13m3/h，易于疏干，一般情况下顶板含水层水量不大，对于工作面不构成水害威胁。底板岩溶裂隙水是工作面底板的主要充水水源，来自太原组的L7-8灰岩，掘进中不破坏该含水层，对采面影响较小。底板间接充水含水层为L1-3与寒武系灰岩含水层，富水性强，向东南部开采当水头达到一定高度时可通过断层或裂隙带间接向矿井充水，是工作面突水的主要威胁因素。因东南部煤层较薄，不宜开采，可作为隔水煤柱（约200米）。本面地质条件简单，煤层整体分布在一单斜构造上，无其他地质构造，工作面底板起伏较大，对掘进、回采影响较大。回采时可采用伪倾斜开采。七、其它地质情况 （1）、预计工作面回采时正常涌水量为2 m3/h，最大涌水量5m3/h； （2）、预计回采时瓦斯绝对涌出量为1.5 m3/min，相对瓦斯涌出量0.98 m3/t； （3）、煤尘具有爆炸性；煤层自燃倾向性为三类不易自燃；（4）、地温、地压正常。第二章 巷道布置方式及支护形式的选择、工作面支护设计一、巷道布置方式及支护形式的选择由于11050工作面煤厚不稳定，因此影响该工作面巷道布置的主要因素是煤层厚度，结合11010工作面和11030工作面掘进和回采时揭露煤层赋存状况，瓦斯较小，以及该工作面实际回采情况确定巷道布置方式。11050工作面上付巷：沿原11030工作面下付巷老空区掘进，设计走向长度100m，采用22.4工字钢支护，掘进断面5.75m，净断面5.46m，11050上付巷设计方位129，开口处坡度为3,开口向里75米后坡度18，沿底掘进，11050工作面形成后，11050上付巷做为11050采面运输、回风和行人使用。11050工作面下付巷：沿11采区皮带巷掘进，11050下付巷设计长度140m，采用2.62.4工字钢支护，掘进 断面5.75m，净断面5.46m，11050上付巷设计方位129，坡度610，沿底掘进，11050工作面形成后，11050下付巷做为11050采面运输、进风和行人使用。11050工作面切巷：11050工作面从上付巷掘进与下付巷贯通，设计长度72m，采用22.4工字钢支护，掘进断面5.75m，净断面5.46m，掘进方位39；采面形成后切巷支护替换为2.4m型钢梁和DZ22-30100单体柱支护。工作面巷道布置详见11050工作面平面图。根据矿井生产经验，上、下付巷和切巷掘进均采用工字钢支护，能承受矿山压力，又能满足设备运行、检修等需要。由于该工作面矿山压力大，因此在施工时要加强巷道支护及顶板管理工作。二、顶板管理1、工作面支护及工艺流程工作面回采时采用爆破落煤，人工装煤，采用SGB-320/17T型刮板输送机运煤。支护形式采用单体柱配型钢梁支护。工作面工艺流程为：打眼放炮移主梁(护顶) 攉煤 移付梁管理顶板采空区处理移溜打眼注水。最大控顶距3.4m，最小控顶距2.4m，采高2.0m。放顶步距0.8米。2、顶板支护支护工艺流程：准备（处理活煤活矸、掏梁窝拔付梁 超前护顶）攉煤刷帮站柱3、顶板管理方法采用全部垮落法管理顶板，要求采空区冒落高度普遍大于1.5倍采高，当采空区冒落不充分（面积超过25）时，必须采取加固支架或强制放顶措施。4、控顶距与放顶步距工作面支护采用单体柱配2.4米型钢。最大控顶距3.4m，最小控顶距2.4m，放顶步距0.8m。5、特殊支护 1）、端头支护：工作面回风巷安全出口高度不低于1.8米，采用四对3.5m型钢梁配单体液压支柱支护，两梁六柱，每根型钢下不得少于三根支柱。最外侧的一对型钢梁作为抬口棚，托住回风顺槽的替棚坑木梁。进风巷安全出口高度不低于1.8米，采用五对十根3.5米型钢梁配单体柱支护，两梁六柱，每根梁下不得少于三根支柱，其最外侧的一对3.5米型钢梁作为抬口棚，托住进风顺槽替换的坑木梁，安全出口超前煤壁0.8m，长度不少于3m，净高2m。工作面机头、机尾要打上双点杆，点杆采用新型螺旋点杆。2）、超前替棚：替棚长度自安全出口向前不小于10米，替棚时进、回风顺槽均使用2.4米坑木梁配单体液压支柱支护。替棚后清理浮矸浮煤，保证进回、风顺槽巷道高度不低于1.8米。3）、超前支护：工作面回风顺槽超前支护采用2.4m型钢梁配DZ22-30/100型单体液压支柱架设，支护长度为20米，一梁三柱。距采面煤壁10米范围内打双排支护，10米到20米范围内打单排支护。安全出口处超前支护不得打断，支柱用防倒链捆绑在型钢梁上，支柱初撑力不低于50kN，架设时应留有0.7m宽的人行道。超前支护范围内不得存放物料。4）、尾巷回收为防止上隅角瓦斯积聚，要求回风巷与放顶线回齐，进风巷根据运输机滞后情况可适当放宽1米回收，尾巷内采用一对2.4米的圆木配合单体柱支护，回收尾巷时不得放落顶煤，回收时老塘挡好门，防止窜矸伤人。6、顶板控制设计、工作面支护设计（1）、煤层顶底板岩性及分类煤层顶、底板岩性(见综合柱状图)煤层倾角为318。顶底板结构老底直接底 煤层原生顶板老顶、顶板分类 根据相邻工作面观测结果分析，该工作面顶板为原生顶板，厚度平均为3.9m。老顶为细粒砂岩，厚度4.1m。直接底为泥岩，厚度3-9m，老底为L8灰岩，厚度2m左右。2）、采场控制设计：工作面的顶板控制设计从支、护、稳三方面考虑。 (1)“支”：就是要求支架在工作过程中能够支撑住顶板所施加的压力。在直接顶初次垮落、老顶初次来压及周期来压期间支柱所受压力比平时大的多。因此，支护强度设计从这三个时期计算取最大值。A、直接顶初次垮落期间直接顶初次跨落期间要把直接顶安全地切在采空区，在此期间支架至少应承担起直接顶初次垮落步距一半的重量，合理的支护强度为：P1=MALAYA/2L小 =(3.9102.5)/(22.4)=20.3t/m2式中：P1支架支护强度 t/m2 MA -直接顶厚度 3.9m YA -直接顶平均容重 2.5t/m3 LA -直接顶初次垮落步距 10m L小 -最小控顶距 2.4mB、老顶初次来压期间要求支柱在不被压死的情况下，P2能承担起老顶重量的1/4及全部直接顶的作用力。P2=A+MBYBCB/kt/L小=(3.92.5)+(4.12.520)/42.4=(9.75+205)/9.6=22.36(t/m2)式中：P2 -支架支护强度 t/m2 A -直接顶重量9.75tMB -老顶厚度 4.1m YB -老顶容重 2.5t/m3 kt -岩重分配系数 kt=4 L小 -最小控顶距 2.4m CB -老顶初次来压步距 20mC、周期来压期间在此期间，要求支架承担起直接顶，并能承担部分老顶的作用力，以减缓老顶的来压速度，合理的支护强度为：P3=A+MCYCCC/ktL小 =(3.92.5)+(4.12.510)/(42.4) =1.69(t/m2)式中：P3 -支架支护强度 t/m2 A -直接顶重量 9.75t Mc -老顶厚度 4.1m YC-老顶容重 2.5t/m3 CC -老顶周期来压步距 10m L小 -最小控顶距 2.4mD、按经验公式计算按照经验，支护强度为采高岩重的68倍。P4=8M=821.38=22.08 t/m2式中：M-采高煤重 吨取以上最大值，合理的支护强度应为：P=P1=22.36t/m2E、支护密度按该工作面棚距为0.5m，每对棚站柱5根，则，支护密度为：N实=5/(L棚L柱) =5/(0.53.4) =2.94(根/m2)式中：N实 -实际支护密度 根/m2 L棚 -实际棚距 0.5m L柱 -最大控顶距 3.4mN设=Pmax/F0=22.36/24=0.93根/m2 式中：N设 -支护强度必须的支护密度 Pmax -计算取的最大支护强度 F0 -支柱工作阻力，取额定工作阻力的80%为24t/根经计算：N实=2.94根/m2N设=0.93根/m2，故取支柱棚距为0.5m，每对棚站柱5根，合乎要求。第三章 工作面生产系统11050工作面回采期间，利用皮带巷皮带出煤，轨道巷运料、回风。一、通风系统：（一）通风线路： 1、新鲜风流：地面主井底11采区皮带巷11050下付巷工作面 2、乏风流：工作面11050上付巷11采区轨道巷井底车场副井地面（二）工作面风量计算(1）按回采工作面回风流中瓦斯涌出量计算Q=100Q采K备=1001.51.5 = 225（m3/min）=3.75m3/s式中：Q采 -瓦斯绝对涌出量 取1.5K备 -采面瓦斯涌出不均衡系数K,取1.5 (2）按回采工作面温度选择适宜的风速进行计算Q采=60V采S采K采式中：V采-回采工作面风速，m/s。回采工作面空气温度取2023C时 ，采煤工作面风速1.01.5m/s,取1.4m/sK采-工作面长度风量系数，工作面长度100m，取1.0。S采-回采工作面平均断面积，取5.8m2Q采=60V采S采K采 =601.45.81.0=537.6m3/min=8.12m3/s （3）按炸药使用量计算Q采=25 AC式中：AC采煤工作面一次使用最大炸药量，取15Kg；Q采=2515=375m3/min=6.25m3/s4）按回采工作面同时作业人数计算每人供风量为4 m3/min，回采工作面最多人数取接班时62人。Q=4NK=4801.05=336(m3/min)=5.6 m3/s式中：K -备用系数 取K=1.05 N -最大出勤人数为80人根据以上计算，按回采工作面温度选择适宜的风速计算的采煤工作面风量最大，结合本地区回采工作面实际配风量，参与计算时取Q采=540m3/min=9m3/s。 （5）按风速进行验算VQ采/S9/5.81.55m/s风速验算:0.25m/sV4m/s根据风速验算符合煤矿安全规程第101条规定。(二）掘进期间风量（1）按瓦斯涌出量计算 Q掘100Q绝K , m3/min式中 Q掘掘进工作面实际需要的风量，m3/min；Q绝 掘进工作面最大瓦斯绝对涌出量，m3/min ，此处为0.5m3/min ；K 掘进工作面因瓦斯涌出量不均匀的备用风量系数，一般可取K1.52.0，此处取1.8 。 Q掘100Q绝K 1000.51.890m3/min=1.5m3/s（2) 按炸药使用量计算Q掘=25 AJ式中：AJ掘进工作面一次使用最大炸药量，取8Kg；Q掘=258=200 m3/min=3.33m3/s（3) 按人数计算： Q掘1=4N，m3/min式中 Q掘1掘进工作面实际需要的风量，m3/min；N 掘进工作面同时工作的最多人数，26人。Q掘1=4N=426=104 m3/min=1.73m3/s根据以上计算，取200m3/min为掘进工作面所需新鲜风量。（4) 按风速验算VQ掘/S60200/5.46600.61m3/s风速验算:0.25m/sVQ,能满足要求。 通风方式：压入式；风筒采用500mm抗静电阻燃风筒。 2、局扇安设11050上付巷的局扇安设在11采区皮带巷内，距11采区皮带巷口大于10米处；11050下付巷的局扇安设在11采区皮带巷，距11采区三联巷皮带巷口大于10米处的新鲜风流中。二、工作面监测系统工作面及巷道各运输设备安装开停传感器，采区变电所安装断电仪。在工作面上隅角悬挂一个便携式甲烷测定仪。工作面、工作面回风巷和上隅角分别安装瓦斯传感器，和地面调度室监控微机联接，工作面上付巷瓦斯传感器安装在工作面上付巷距切口10m的回风巷内，传感器报警的浓度为0.8%CH4，达到0.8%CH4时断电，复电点0.8%CH4，断电范围为工作面及回风流中全部非本质安全型电气设备；另一台安装在上付巷距回风巷口10-15米的回风平巷内，传感器报警的浓度为0.8%CH4，达到0.8%CH4时断电，复电点0.8%CH4断电范围为工作面及回风巷内全部非本质安全型电气设备,上隅角瓦斯传感器安装在工作面上隅角距切顶线500mm，距顶300mm，距帮200mm的位置，传感器报警浓度为0.8%CH4，断电浓度0.8%，复电点0.8%，断电范围为工作面及回风巷内全部非本质安全型电气设备。工作面监测系统详见11050工作面监测监控系统图。三、供电系统1、中央变电所供电电压10/0.69KV。中央变电所内高压配装置选用PBG50-10型矿用隔爆型高压配电装置，低压配电装置选用KBZ-400型矿用隔爆型真空开关。详细见井下供电系统图。井下电缆选用MY-0.66型矿用橡套电缆和MYJV42-10kv型矿用高压电缆。低压启动器选用QBZ-80型。在采煤面设甲烷传感器和瓦斯电闭所装置，瓦斯电闭锁设置在中央变电所，并与监控主机联网，瓦斯超过0.8%时，自动切断采煤面的电源（在中央变电所直接断电）。2、井下照明井下大巷、车场、运输巷及机电硐等处均设置固定照明。照明电源引自井下低压配电点内的信号照明综合装置。照明线路采用MZ-500V矿用电缆，照明灯具采用DJS18/127J型隔爆荧光灯。3、井下接地系统井下电器设备采用接地保护，在副井底内外环水仓设主接地极、在各配电点设局部接地极。通过中央变电所接地母线和供电电缆接地芯线与主接地极、局部接地极相连，形成完整的井下接地网。接地网上测得的接地电阻值符合煤矿安全规程的规定。4、局部通风机管理：掘进工作面配备防爆局扇（FBD5.6-211KW）两台,实现“三专+二专”供电，掘进工作面实现风电闭所装置和瓦斯电闭所装置。5、设备管理：采掘工作面机电设备必须由专人负责管理，实行包机制、挂牌管理；采用风钻打眼，严禁使用煤电钻打眼作业。6、电缆选型：根据矿井实际，向该工作面供电的中央变电所距工作面运输巷120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。按长时允许电流选择电缆截面矿用橡套电缆载流量：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）、对于工作面选用两台乳化泵，额定功率均为110KW，其额定电流为Ie=P/3Ucos其中P=110KWU=660Vcos=0.85则Ie=110000/1.7326900.85=108A支线路的负荷电流Ica1=108A（2）、对于工作面选用的刮板机两台，额定功率为217KW，其额定电流为Ie=P/3Ucos其中P=17KWU=690Vcos=0.85则Ie=217000/1.7326600.8533.4A支线路的负荷电流Ica1=33.4A（3）、对于下副巷选用的胶带输送机两台，额定功率均为218.5KW，其额定电流为Ie=P/3Ucos其中P=37KWU=690Vcos=0.85则Ie=37000/1.7326900.85=36.4A支线路的负荷电流Ica2=36.4A经计算，我矿11050工作面供电线路主干线选用MY-0.66/0.38 3952+1252-500m型矿用电缆，支干线选用MY-0.66/0.38 3252+1102-100m型矿用电缆，支线选用MY-0.66/0.38 3162+162-100m型7、低压开关选型及整定：井下动力线网中低压馈电开关选用矿用隔爆型真空馈电开关，启动器选用真空磁力起动器，所用开关的额定电压应不小于所在电网的额定电压，额定电流应不小于其所控制线路的最大长时工作电流。对于控制单台或两台电动机的开关，其最大长时工作电流可取电动机的额定电流。但选用开关时，也要根据负荷大小和实际情况，考虑供电经济，尽量避免“大马拉小车”现象。干线路的负荷电流I=177.8A，所以由变电所向采面供电的低压总馈电开关可选用额定电流为400A的KBZ型馈电开关；向皮带机和刮板运输机供电的启动开关可选用额定电流为QBZ-80A型和QBZ-200A真空磁力启动器。开关整定：按照我矿11050工作面实际情况，我矿选用18.5KW的皮带2部，17KW型溜子2台,3KW潜水泵1台，设备功率共计184KW；、各开关额定电流计算;I1= 1101.15=126.5 A I2=I3=171.15=19.5 AI4=I5=18.51.15=21.275 A、各启动开关的整定依次为：150A、30A、30A、30A、30A、此开关的短路整定计算：Ie=1.151105+1.1518.52+1.15172=704A704400=1.7过流保护整定值取1档（1.6倍），即为4001.6=640A动作时间： 瞬动、此开关的过流保护整定计算：Id=（110+34+37）1.151.2=249A249400=0.62短路保护整定值取4档（0.8倍），即为4000.8=320A 动作时间整定为2倍3档：6575ms、校验灵敏度系数：计算此开关最远端的最小两相短路电流电缆的换算长度为5000.53+1001.91+1002.01=657米，查表得1094A,1.631.5 满足灵敏度要求。因此，11050总控（采区变电所）馈电开关过流保护取4档（ 320A）、 动作时间整定为2倍3档（6575ms)，短路保护取1档（640A）。四、运输系统(1)、运煤系统煤由工作面刮板运输机11050下付巷转载溜子11050下付巷皮带11采区皮带巷皮带井底煤仓主井1.8t箕斗地面运输机煤场(2)、运料系统平地料场副井底11采区轨道巷11050上付巷工作面五、排水系统工作面（临时水仓3KW潜水泵两台）上、下付巷临时水仓采区水仓中央水仓地面上、下付巷小水仓3KW潜水泵2台，正常涌水时，1台工作，1台备用，最大涌水时两台工作，功率6KW，水槽规格宽200mm，高200mm。采区水仓设备选用TW-A型离心式水泵3台，正常涌水时，1台工作，1台备用，1台检修，最大涌水时两台工作。TW-A型水泵主要技术参数为：额定流量Qe=60-853/h，扬程He=45m。配电机为YB310M1-2型，660V，18.5KW电机。排水管选用1081000m热轧无缝钢管二趟，沿轨道下山敷设，一趟工作，一趟备用；吸水管选用133mm 橡胶管。第四章 工作面生产能力循环产量：a=L1.5BMrC=0.81.57241.380.93=443.54（吨）式中： L循环进尺，0.8m；每天完成循环数1.5个 B工作面切巷长度（取工作面煤壁长），72m； M煤层厚度，4m； r煤容重，1.38t/m3； C工作面回采率，取93% 。日产量：443.54吨；月产量：1.22万吨；月推进度：33米。六、照明、通讯系统1、工作面照明工作面照面采用矿灯照明，作业时矿灯戴在安全帽上，单盏矿灯照明使用时间不得少于10小时。2、工作面通讯生产调度通信：利用矿井通讯调度交换总机，安装到11050工作面上下付巷设电话分机。对外通信：井下利用中央变电所直拨电话，可以满足对外联络的需要；矿调度室设有两部对外直拨电话。七、压风系统地面建立有空压机站，压风机型号LG-20/8G，功率110kW，排气量为19.8 m3/min，排气压力0.8MPa。压风管路沿轨道巷敷设，采掘工作面支管路采用503.5mm焊接钢管，管路敷设牢固平直，接头严密不漏风。11050上、下付巷压风管路：地面空压机房副井轨道巷11050上、下付巷。八、防灭火系统、防灭火系统管路地面水池消防水池轨道巷11050上、下付巷11050工作面、防灭火管理井下各种电器设备要消灭失爆现象，杜绝各种火源，防止火灾发生。设备加强检修，减少自身摩擦，当温度超限时停止运行。工作面隅角老塘垮落不充分时，必须用编织煤袋围实或采用风布将漏风处挡严。工作面溜子、皮带机头配备灭火器，并有安全科检查灭火器使用情况。第五章 采煤工艺及设备选型一、采煤工艺1、采煤工艺工作面采用走向长壁一次采全高放顶煤炮采回采工艺，采用全部垮落法管理顶板。2、工作面支护支护工艺流程：准备（处理活煤活矸、掏梁窝拔付梁、超前护顶）攉煤刷帮站柱。3、设备选型计算工作面采用SGB32017T型刮板运输机运煤，皮带巷采用DTL65/20/18.5型胶带运输机、乳化泵采用XRB-125型，风钻采用ZMS1.2A型。4、回采工艺流程工作面回采时采用爆破落煤，人工装煤，采用SGB-32017T刮板输送机运煤。支护形式采用单体柱配型钢梁支护。工作面工艺流程为：打眼放炮移主梁(护顶) 攉煤 移付梁管理顶板采空区处理移溜打眼注水。最大控顶距3.4m，最小控顶距2.4m，采高2.0m。放顶步距0.8米。 (一)、注水： 、利用工作面液压管路注水，封孔器与其快速接头连接。 、采用上仰单排孔注水方法，在工作面煤壁及上、下付巷靠煤壁侧顶部布置注水孔，其上仰角度及孔深按煤厚情况而定，（详见下页注水孔设计示意图），孔间距4-6米，距底1.5米。 、打眼用2.12.5KW风煤钻，钻杆直径和钻头直径均为42mm，打眼时要防止钻杆摆动使钻孔扩大而无法封孔。 、封孔采用421500mm或1200mm膨胀式封孔器封孔。 、注水压力和注水时间 根据我矿实际情况，注水压力控制在23MPa，注水时间以煤壁挂汗或相邻孔出水为止。 、注意事项 、打眼工必须按照操作规程执行。 、打钻前应检查该地点顶帮是否完好。 、注水压力控制在3MPa之内，防止损坏封孔器。 、注水时严禁人员正对注水孔。 、检验方法 由通风科、生产技术科、安监科检查落实工作面注水情况。 附：注水孔设计示意图 (二)、爆破落煤 、打眼放炮 11050工作面爆破说明书 、炮眼布置：采用三花眼布置。 、装药量：顶眼装1卷药(150g)，底眼装1卷药(150g)。 、使用爆破器材及机械设备：工作面使用风钻或风煤钻打眼，用MFB100型起爆器，选用安全等级为三级的煤矿许用炸药，15段毫秒延期电雷管。毫秒雷管毫秒量与段别标志表段别12345秒量m 别秒量m线标志灰红灰 黄灰 兰灰 白绿 红 、毫秒雷管毫秒量与段别标志（如上表）。 、炮眼封填：封填炮眼必须用水炮泥，水炮泥以外的部分用粘土炮泥封满填实，严禁用煤粉和杂物充填炮眼。 、联炮必须采用串联，不得并联或混联，起爆顺序自下而上顶底眼依次起爆。、起爆长度：一次爆破长度由瓦检工、班组长、放炮员根据瓦斯涌出情况、顶板情况、刮板运输机运输能力而定。、采用正向爆破。（2）、一个循环炸药雷管消耗量表说明：炮眼装药量由班组长和放炮员根据工作面顶、底板情况，煤质软硬及地质构造情况适当增减。工作面爆破说明书炮眼名称角 度（）炮眼间距(米)炮眼个数(个)炸药消耗(kg)雷管消耗(个)水平垂直每孔合计每孔合计顶眼75805102360.155.4136底眼758010152360.155.4136合计7210.872 (三)、移主梁、装运煤 爆破自装一部分煤，其余采用人工装煤。落煤后，要及时攉煤、刷帮、挑顶，将主梁向前迈步，用合格的荆芭、椽子进行打顶，此时工作面形成最大控顶距3.4米。(四)、移付梁移付梁前，须先把付梁舍帮柱回出，站到主梁煤墙侧，付梁前移后，原来付梁的煤墙柱站到付梁中柱。放顶应由下向上逐棚进行，作业前先检查安全情况，要求支架不歪不旋，放顶退路畅通，在安全的情况下方可作业。付梁前移与主梁并成对棚后，把舍帮用椽子、荆芭打严，不得漏煤，煤壁片帮或有片帮危险时，必须及时用椽子、荆芭进行闭帮。此时，采面溜子在舍帮侧，工作面形成最小控顶距2.4m。(五)、管理顶板采用全部垮落法管理顶板，要求冒落高度普遍大于1.5倍的采高，当采空区冒落不充分（面积超过25m2），必须进行强制放顶或加强支护。(六)、移溜、站柱采面煤运完后，开始清除工作面浮煤、杂物等，然后开始移溜。移溜必须从机头或从机尾进行，严禁从中间往两头或从两头往中间移，边移溜子边摘中排柱，不准提前摘中排巷柱，移溜摘柱距离不大于15m，摘柱时间不超过30分钟，移溜后要及时将柱站好。溜子要做到平、直、稳、正、牢。与煤壁保持0.2m间距。工作面打弯溜子处不准低于15棚，这15棚中排支柱随弯溜子站柱，支柱在煤墙侧距溜子0.1m，三用阀手把一致且支柱迎山有力。移溜后及时打上机头、机尾压（戗）柱，机尾盖板盖好。工作面移机头及机尾时，采面刮板运输机必须停机，机尾（机头）移过后在安全条件下开机。二、工作面设备选型 1、胶带机选型（1）设计依据可采储量 3.18万t工作面生产能力 1.22万t/月服务时间 2.6个月输送长度 L=141m 输送机安装倾角 =6-8、10-15 工作制度 330d/a，18h/d运输任务 担负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=300mm(大部分接近面煤)设计生产率 Q=22.6t/h初选用DTL-650型胶带输送机,其参数：带速2m/s，胶带宽度650mm，输送机长度L=400m,配YB200L-4型防爆电动机二台，功率37KW，电压660V。C=1.05（2）、胶带宽度验算A=Q/3.6=0.0002m2Q=22.6t/h =13800kg/m3 =2m/s 查表得=1.00按槽角=300、堆积角=100查表3-17，取带B=332mm。（3）求圆周力FuFu=FH+Fn+FS1+FS2+FSt=CfL(2qB+qG)cos+qRO+ qRU+ qgHg+FS1+FS2f=0.025.mRO=11kg, mRU=10kg,取 lRO=1.2m, lRU=3m,则qRO=11/1.2=9.2kg/m; qRU=10/3=3.33kg/m选胶带PVC-650mm-850s得qB=8.15kg/m，则 qG =Q/3.6=22.6/(3.62)=3.1kg/m倾斜阻力：Fst= qGHg