综采工作面设计说明书.doc

第77页/共66页 第一部分 矿井概况第一章 编制依据1、二一一年版煤矿安全规程2、二0一零年版采矿工程设计手册3、同生树儿里矿井兼并重组整合项目初步设计4、同生树儿里矿井兼并重组整合项目地质报告5、3#煤层西盘区8101综采工作面地质说明书6、同煤集团矿井采掘生产技术管理办法7、3#煤层西盘区8101综采工作面巷道布置图第二章 矿井概况一、矿井简介树儿里井田位于大同市左云县境内小京庄乡树儿里村南部，距大同市城区西南87公里。其地理坐标为：东经：11237541123918，北纬：394828394847。西部8Km处有右玉至山阴的柏油路，距山阴县岱岳镇45km，在岱岳镇交于大（同） 运（城）公路及北同蒲铁路，北距109国道约23km。井田内地形平坦，村与村之间有公路相通。井田位于洪涛山脉的西侧，非梁峁状黄土丘陵区。为缓坡丘陵，是黄土覆盖在波状起伏的丘陵古地形上而成。地势总体为东北部较高，西南部较低。最高点位于井田东部边界处，海拔1480m，最低点位于井田西南部，海拔1419.60m，相对高差为60.40m。井田内主要河流有酸茨河，为季节性河流，平时干涸无水，只在雨季才有短暂洪流，向西注入原子河，原子河向东南归入桑干河。井田属海河流域，永定河水系、桑干河支流。井田形状为一不规则多边形，东西长2.020km，南北宽0.673km，井田面积1.2133km2。地质资源量为24.21Mt，工业资源储量为24.00Mt。设计资源储量为19.655Mt,设计可采储量为13.434Mt。矿井设计规模为0.90Mt/a。矿井服务年限为11.4a，本矿井为单水平开采，水平服务年限为11.4a。二、井田开拓方式 本井设计按照调整后井田开拓方式为：新掘主斜井、将原副斜井改为回风斜井、原主斜井调整为副斜井，三个井筒位于一个工业场地内。原有主斜井坡度25，斜长428米，砌碹，半圆拱断面，净断面9.36m2，兼并重组后，将其功能调整为副斜井，由于原有井筒采用砌碹支护，受井筒断面的制约也无法对提升设备进行改造，在确保井筒墙体稳定性和满足支架宽度与提升高度的前提下，拆除井筒内原有胶带，对原主井井筒进行扩刷，铺设30kg/m单轨，提升方式为单钩串车提升，主要担负全矿井提矸、下料等任务，兼做进风井及安全出口。扩刷后巷道净宽4.0m，净高3.7m净断面积为13.08m2。井筒落底水平标高+1265m，落底后，布置约60m长平车场，并在井筒北部与北部井田边界间布置水仓、水泵房、主变电所，过平车场后，布置轨道大巷，沿轨道大巷方位，向西基本平行于井田1、2拐点连线，布置约162m长的轨道大巷后，再折向南布置西盘区轨道巷至南部井田边界处，形成西盘区的辅助运输系统。原有副斜井坡度30，斜长331米，井筒断面仅6.54m2，兼并重组后，将其功能调整为回风斜井，由于断面无法满足重组后的回风要求，对原副井井筒进行扩刷，主要担负全矿井专用风井。扩刷后巷道净宽3.5m，净高3.25m净断面积为10.06m2。井筒落底水平标高+1277m，回风斜井落底后，在轨道大巷南侧，平行于轨道大巷，利用原有巷道布置回风大巷，对回风大巷扩刷，轨道大巷与回风大巷间距平均15m，在西盘区轨道巷西34m处利用原有巷道布置西盘区回风巷（方位角为179），在胶带大巷东31.5m处，利用原有巷道布置东盘区回风巷（方位角为175），形成东西盘区的回风系统。在调整开拓方式后的回风斜井南部新开凿主斜井，井口坐标为X=4410055.804，Y=19640950.970，Z=1437.281，井筒方位角261，井筒倾角25，主斜井井筒采用半圆拱断面，净宽5.0m，净高4.0m，净断面17.32m2，落底点顶板标高为1230.033m，全长501.2m。井筒内一侧铺设1200mm宽胶带输送机，另一侧铺设检修轨，主斜井开凿约483m长后，布置下卧式煤仓，煤仓上口南侧与胶带大巷连接，形成主运输系统。三、盘区划分根据井田内现有巷道情况，利用井田内中部现有巷道，以胶带大巷为界，将全井田划分两个盘区，即井田东部的东盘区和西部的西盘区，本矿井首先开采井田西部的西盘区。第二部分 西盘区概况第一章 盘区巷道布置西盘区南北长平均0.56km，东西宽平均0.79km，面积约0.4461km2，根据盘区形状，大致沿垂直于盘区大巷的方位布置回采巷道，回采巷道采用一进一回U型布置。 胶带大巷位于西盘区轨道巷东侧，接主井煤仓，利用原有旧巷，以方位角178扩刷至井田南部边界，形成东、西盘区主运煤系统。采用矩形断面，锚杆+锚索+金属网+喷射混凝土联合支护，巷道净宽4.2m，净高度2.8m，净断面11.76m2。西盘区轨道巷接轨道大巷，利用原有旧巷，以方位角178扩刷至井田南部边界，采用矩形断面，锚杆+锚索+金属网+喷射混凝土联合支护，净宽4.5m，净高3.5m，净断面15.75m2。西盘区回风巷位于西盘区轨道巷西侧，以方位角179掘至井田南部边界，采用矩形断面，锚杆+锚索+金属网+喷射混凝土联合支护，净宽4.5m，净高3.0m，净断面13.5m2。第二章 盘区地质概况第一节 区域地层井田内地层由老至新为：太古界集宁群；古生界寒武系、奥陶系、石炭系、二叠系；中生界侏罗系；新生界第四系。其中主要含煤地层为石炭系和二叠系，分述如下：1、石炭系石炭系分中统本溪组和上统太原组。中统本溪组：岩性为深灰色泥岩、砂质泥岩夹数层浅灰色中砂岩及12层褐红色石灰岩。本组厚40.0050.00m，平均厚45.00m。与下伏地层呈平行不整合接触。上统太原组：由砂岩、砂砾岩、砂质泥岩、泥岩、高岭质泥岩及煤层组成。本组为大同煤田下部石炭系主要含煤地层，共含煤11层，其中3-1、3、8-1、8号煤层在井田内赋存较为稳定，是主要可采煤层。井田东、西部受煌斑岩侵入的影响，部分煤层发生变质、硅化。最底部一层中、粗粒砂岩常含砾径不等的砾石，厚约4m，井田内普遍发育。本组厚101.50125.00m，平均厚114.47m，与下伏地层整合接触。2、二叠系以深灰色泥岩、砂质泥岩、薄层铝质泥岩、灰白色中细粒砂岩及煤层组成。本组共含煤5层，为山1、山2、山3、山4-2、山4号煤层，煤层大多为不稳定、较稳定及局部可采煤层，主要为山3和山4-2号煤层。底部为36m灰白色粗粒砂岩（K3）。本组厚36.8070.00m，平均厚62.33m。与下伏地层呈整合接触。第二节 区内地质构造井田位于大同向斜南部西翼，处在F1和F2两条大型正断层形成的地垒构造之上，井田为一背向斜组成的褶曲构造，褶曲轴向为南北向、北北西向，地层总体向南倾斜，倾角为49，井田界外发育2条断层，未见陷落柱。1、褶曲（1）、S1背斜：位于井田内西部，轴向近南北，向南倾伏，两翼倾角45，井田内延伸长度约600m。（2）、S2向斜：位于井田中西部，轴向近南北，向南倾伏，两翼倾角56，井田内延伸长度约600m。（3）、S3背斜：位于井田内中部，轴向N40W，向南倾伏，两翼倾角69，井田内延伸长度约600m。2、断层 据左云南勘探区资料钻探控制揭露的断层有两条，控制了井田的南北边界，现分述如下：F1：位于井田北部界外（711钻孔和810钻孔间），倾向北，倾角80，落差110-240m，延伸长度约15000m。F2：位于井田南部界外（717钻孔南），走向近东西，倾向南，倾角80，落差50-85m，延伸长度约9000m。3、岩浆岩 本井田有岩浆岩活动，据左云南区资料分析，主要为印支期煌斑岩，侵入方式为岩床形式，井田西部609号孔和井田北部711号孔均有揭露，711号孔煌斑岩厚0.65m，侵入3号煤层，使煤层有0.63m变为天然焦。 据井下资料岩床对两侧煤层的烘烤焦化现象，对煤层开采有一定的影响，但影响不大。 从上所述，井田内褶曲宽缓，断层位于界外，岩浆岩对煤层开采影响不大，未发现陷落柱，纵观整个井田构造，属简单类型。第三节 煤层状况一、地层含煤性 井田含煤地层为石炭系上统太原组和二叠系下统山西组。 山西组含5层煤层，自上而下为山1、山2、山3、山4-2、山4号煤层，其中山4-2号煤层为较稳定的大部可采煤层（井田内已采空），其余为不稳定 的不可采煤层。山西组煤层平均总厚3.28m，地层厚度62.33m，含煤系数为5.26%。可采煤层平均总厚1.84m，含煤系数为2.95%。太原组共含11层煤层，自上而下为2、3-1、3、4、5、6、7、8-1、8、9、10号煤层，其中山3-1、3、8-1、8号煤层稳定的全区可采煤层，其余为不稳定的不可采煤层。太原组煤层平均总厚23.31m，地层厚度114.47m，含煤系数为20.36%。可采煤层平均总厚21.60m，含煤系数为18.87%。二、可采煤层1、现将3号可采煤层叙述如下：3号煤层：位于太原组中部，上距3-1号煤层2.06-5.09m，平均3.37m，煤层厚度14.43-16.60m，平均15.18m，结构复杂，普遍含57层夹矸，夹矸厚度0.10-2.90m，岩性为泥岩、细砂岩，局部为煌斑岩，属较稳定的全区可采煤层，井田北部少量开采。煤层顶板岩性为砂质泥岩、砂岩，底板岩性为粘土-细砂岩、含少量植物化石碎片。2、煤层结构及夹石的岩性和厚度西盘区煤层大部分可采，煤层倾角一般为23，煤层厚度14.4316.60m，一般15.18m，属特厚煤层；煤层结构复杂，由57层夹矸，煤层夹矸岩性一般为泥岩和炭质泥岩。第四节 水文地质条件及矿井涌水量一、含水层本井田共有4个含水层，除第四系冲、洪积层和基岩风化壳裂隙含水量相对较大外，寒武-奥陶系石灰岩岩溶-裂隙含水层组、石炭-二叠系砂岩裂隙含水层组及侏罗系砂岩、砂质泥岩裂隙含水层组，富水性一般较弱。二、矿井涌水量据地质报告提供之资料，矿井正常涌水量为480m3/d，最大涌水量为720m3/d。第五节 其它开采条件一、瓦斯按晋煤资评瓦字【2013】10号2012年度瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的评审意见书，我矿2012年度瓦斯绝对涌出量为1.35m3 /min，二氧化碳绝对涌出量为 1.83m3 /min。鉴定为瓦斯矿井。 二、煤尘各煤层均存在着煤尘爆炸的危险性。三、煤的自燃按煤的自燃倾向性等级评定3#层为容易自燃煤层。四、地温根据测温结果，井下温度一般在14左右，冬季略低，未发现地温异常现象，本井田为地温正常区。第三部分 8101首采工作面设计第一章 地质概况第一节 工作面概况首采8101工作面地面相对位置为左云县树儿里村西南部，井下位于3号煤层西盘区西北部，为该盘区首采工作面，煤层埋藏深度175208 m。西、北部为矿界保护煤柱，南为5103巷（未掘），东部为西盘区回风巷、轨道巷，工作面煤层向上2.065.09m为3-1号煤层，再向上66.6279.95 m为山4-2号煤层，在停采线外东南部有采空区。附图1：工作面地质平面图附图2：工作面井上下对照图附图3：工作面层间对照图第二节 煤层特征 8101工作面煤层结构较复杂，为一特厚煤层，煤层总厚9.6213.1m，平均为11.19米，煤层倾角214。煤层以半亮型煤为主，暗煤、条带状结构，沥青光泽。从工作面煤层总体来看，盘区巷及切眼附近底板相对高，中间底板相对低。煤层普遍有3层夹矸，夹矸厚度0.102.90m，岩性为泥岩-细砂岩，局部为煌斑岩。 第三节 顶底板岩性顶板岩性为砂岩、砂质泥岩、细砂岩-砾岩，3-1号煤，底板岩性为粘土细砂岩和砾岩。附图4：工作面综合柱状图第四节 地质构造根据已掘巷道资料，共揭露出七条落差1.29.5m的正断层，揭露冲刷两条，宽1.62.1m，深3.13.3m，包裹体9个。 实测断层情况表 表3-1序号构造名称位 置走 向倾 向倾 角性 质落 差对回采的影响程度F1断层5101巷6-1#测点11mN30WN60E60正1.2m较小F2断层5101巷11#测点2mN36WN54E65正1.2m较小F3断层5101巷14#测点18mS5ES85W60正5.3m有影响F4断层2101巷5#测点6mS13ES77W65正9.5m有影响F5断层2101巷9-1#测点13mN53WN37E60正1.7m较小F6断层2101巷9-1#测点50mN70EN20W55正4.8m较小F7断层2101巷11#测点5mS7ES83W60正5.5m有影响第五节 水文地质一、含水层工作面煤岩层微含水，对应上部3.37 m左右为3-1号煤层、73m左右为山4-2号煤层，两煤层均在停采线附近有采空区，采空区边界均不明。在工作面顺槽掘进时，向3-1#煤层打20个探放水孔，均未见空。2012年5月，委托217地质队进行了地面瞬变电物探测试，测试结果在工作面回采区域内无积水异常区。工作面开采前，必须做钻探验证和井下物探测试，查明3-1、山4-2号采空区范围，并排放积水，稳装两台45KW水泵，铺设两趟4寸排水管路，同时在巷道低洼处建立临时水仓。二、工作面涌水量据地质报告提供之资料，工作面正常涌水量为0.2m3/min，最大涌水量为0.3 m3/min。第六节 瓦斯与煤尘一、瓦斯瓦斯绝对涌出量为2.65 m3/min。二、煤尘煤尘具有爆炸危险性。三、煤的自燃煤的自然倾向性为级，最短发火期为63天。第七节 储量该工作面长度为110.2m，2101顺槽长772.6 m，5101顺槽长672.9 m，可采走向长度为460m。工作面煤层总厚最小9.62m, 最大13.1m，煤层平均厚度为11.19m，可采煤层平均厚度为8.35m，煤容重1.4t/m3。（1）工作面可采储量：Qc=110.24608.351.4=59.25万吨。（2）工作面开采损失：末采20m不进行放煤的损失：20110.2(8.353.3)1.4=1.56万吨；上下端头损失：5.2（460-20）(8.353.3)1.4=1.61万吨；放煤工艺损失（损失率按25%计算）：（46020）（110.25.2）(8.353.3)25%1.4=8.16万吨；机采损失（损失率按5%计算）：460110.23.31.45%1.17万吨；工作面开采损失=1.56+1.61+8.16+1.17=12.5万吨。（3）工作面可采出煤量：59.2512.51=46.74万吨。（4）全工作面回收率：46.7459.25100%77 %第八节 冲击地压据原矿方知，本矿井未发生过生冲击地压现象，本工作面在掘进过程中巷道来压不明显，但在回采过程中要预防周期来压对工作面的影响。第二章 采煤方法第一节 巷道布置一、巷道布置1、工作面巷道布置8101工作面为一进一回双巷布置，与西盘区回风巷成90，与西盘区轨道巷成89，其中2101胶带巷、5101回风巷沿3号煤层底板布置。2101胶带巷与西盘区轨道巷(交角89)相连接，与主运输大巷 (交角86)相连接；5101回风巷与西盘区轨道巷（交角89）相连接；切眼巷与两顺槽垂直布置。切眼巷布置在工作面的起始线，即井田西盘区边界处，垂直于煤层走向及南北两顺槽，全长110.2m，距西盘区轨道巷672.9m,工作面由近西向近东方向推进。2、断面与支护2101巷为矩形断面，规格：5000mm（净宽）3000mm（净高）,净断面5.0m3.0m=15，从西盘区轨道巷到8101切眼采煤帮，巷道全长672.5m。巷道顶板采用8排左旋无纵筋螺纹钢锚杆+4300mm250mm3mm （长宽厚）W型钢带，锚杆间排距800mm800mm，直径20mm，杆长L=2000mm，采用150mm150mm10mm（长宽厚）预应力碟形钢托板，靠近巷帮的顶锚杆安设角度与水平线成75外斜布置，其它垂直顶板。顶锚索“2-1-2”排（五花布置），间排距800mm1600mm，直径17.8 mm，L=12000mm，均与顶板垂直，采用300mm300mm16mm（长宽厚）钢托板、6.5mm网格100mm100mm的金属网联合支护。巷道两帮各布置3排锚杆，在距巷道顶800mm处打第一排锚杆，间排距800mm800mm，上排锚杆与水平面夹角成15向上布置，其余锚杆垂直巷帮。煤柱帮采用L=2000mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆+150mm150mm10mm（长宽厚）预应力碟形钢托板+6.5mm网格100mm100mm冷拔钢筋经纬网联合护帮；工作面帮采用L=2000 mm玻璃钢锚杆+200mm50mm玻璃钢托板+网格50mm50mm六股尼龙钢丝网联合护帮。巷道顶板破碎段采用加支组合锚索的方法进行加强支护。 图3-2-1 2101巷断面图5101巷为矩形断面，规格：4000mm（净宽）3200 mm（净高）,净断面4.0m3.2m=12.8，从西盘区轨道巷到8101切眼采煤帮巷道全长672.9m。巷道顶板采用7排左旋无纵筋螺纹钢锚杆+3500mm250mm3mm （长宽厚）W型钢带，锚杆间排距800mm800mm，直径20mm，杆长L=2000mm，采用150mm150mm10mm（长宽厚）预应力碟形钢托板，靠近巷帮的顶锚杆安设角度与水平线成75外斜布置，其它垂直顶板。顶锚索两排布置，锚索间排距1600mm1600mm，直径17.8 mm，L=12000mm，均与顶板垂直，采用300mm300mm16mm（长宽厚）钢托板、6.5mm网格100mm100mm的金属网联合支护。巷道两帮各布置3排锚杆，距巷道顶800mm处打第一排锚杆，间排距800mm800mm，上排锚杆与水平面夹角成15向上布置，其余锚杆垂直巷帮，煤柱帮采用L=2000mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆+150mm150mm10mm（长宽厚）预应力碟形钢托板+6.5mm网格100mm100mm冷拔钢筋经纬网联合护帮；工作面帮采用L=2000 mm玻璃钢锚杆+200mm50mm玻璃钢托板+网格50mm50mm六股尼龙钢丝网联合护帮。巷道顶板破碎段采用加支组合锚索的方法进行加强支护。 图3-2-2 5101巷断面图3、峒室及其它巷道2101巷、5101巷回风绕道在距轨道大巷与西盘区轨道巷交叉口西56m处开口，规格：4200mm（净宽）3000mm（净高），支护与5101巷相同。2101巷反掘段从2101顺槽巷与西盘区轨道巷交叉点处开口，反掘段巷道共100.1m，其中机头硐室长10m。机头硐室规格：净宽5500mm净高3500mm，巷道顶板采用9排左旋无纵筋螺纹钢锚杆+5100mm250mm3mm （长宽厚）W型钢带，锚杆间排距800mm800mm，锚杆直径20mm、杆长L=2000mm，采用150mm150mm10mm（长宽厚）预应力碟形钢托板，靠近巷帮的顶锚杆安设角度与水平线成75外斜布置，其它垂直顶板。顶锚索两排，间排距1600mm1600mm，直径17.8 mm，L=12000mm，均与顶板垂直，采用300mm300mm16mm（长宽厚）钢托板、6.5mm网格100mm100mm的金属网联合支护。巷道两帮各布置3排锚杆，距巷道顶600mm处打第一排锚杆，间排距800mm800mm，上排锚杆与水平面夹角成15向上布置，其余锚杆垂直巷帮，两帮采用L=2000mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆+采用150mm150mm10mm（长宽厚）预应力碟形钢托板+6.5mm网格100mm100mm冷拔钢筋经纬网联合护帮。反掘另一段巷道规格： 4000mm（净宽）2600mm（净高），巷道顶板采用7排左旋无纵筋螺纹钢锚杆+3500mm250mm3mm （长宽厚）W型钢带，锚杆间排距800mm800mm，锚杆直径20mm、杆长L=2000mm，采用150mm150mm10mm（长宽厚）预应力碟形钢托板，靠近巷帮的顶锚杆安设角度与水平线成75外斜布置，其它垂直顶板。顶锚索两排，间排距1600mm1600mm，直径17.8 mm，L=12000mm，均与顶板垂直，采用300mm300mm16mm（长宽厚）钢托板+6.5mm网格100mm100mm的金属网联合支护。巷道两帮各布置4排锚杆，锚杆直径20 mm，杆长L=2000 mm，距巷道顶600mm处打第一排锚杆，其它锚杆间排距800mm800mm，上排锚杆与水平面夹角成15向上布置，其余锚杆垂直巷帮，两帮采用L=2000mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆+150mm150mm10mm（长宽厚）预应力碟形钢托板+6.5mm网格100mm100mm冷拔钢筋经纬网联合护帮。5101巷开口处两处绞车窝，规格为4000mm（净宽）3000mm（净深）3200mm（净高），顶采用7排左旋无纵筋螺纹钢锚杆，直径20mm，杆长L=2000mm，间排距800mm800mm。顶锚索两排，间排距1600mm1600mm，直径17.8 mm，L=12000mm，均与顶板垂直。顶帮均采用采用150mm150mm10mm（长宽厚）预应力碟形钢托板+6.5mm网格100mm100mm冷拔钢筋经纬网支护。在切眼头部靠切眼隔离煤柱侧帮施工一个绞车窝，规格；5000mm（净宽）4000mm（净深）3000mm（净高），顶采用8排左旋无纵筋螺纹钢锚杆，直径20mm，杆长L=2000mm，间排距800mm800mm。顶锚索两排，间排距1600mm1600mm，直径17.8 mm，L=12000mm，均与顶板垂直。顶帮均采用采用150mm150mm10mm（长宽厚）预应力碟形钢托板+6.5mm网格100mm100mm冷拔钢筋经纬网支护。靠工作面煤柱帮侧施工一个绞车窝，规格；3000mm（净宽）2000mm（净深）3000mm（净高），顶采用5排左旋无纵筋螺纹钢锚杆，直径20mm，杆长L=2000mm，间排距800mm800mm。顶锚索两排，间排距1600mm1600mm，直径17.8 mm，L=12000mm，均与顶板垂直。顶帮均采用采用150mm150mm10mm（长宽厚）预应力碟形钢托板、6.5mm网格100mm100mm冷拔钢筋经纬网支护。在切眼尾部靠切眼隔离煤柱侧帮及工作面煤柱帮侧各施工一个绞车窝，规格4000mm（净宽）4000mm（净深）3000mm（净高），顶采用7排左旋无纵筋螺纹钢锚杆，直径20mm，杆长L=2000mm，间排距800mm800mm。顶锚索两排，间排距1600mm1600mm，直径17.8 mm，L=12000mm，均与顶板垂直。顶帮均采用150mm150mm10mm（长宽厚）预应力碟形钢托板、6.5mm网格100mm100mm冷拔钢筋经纬网支护。采煤机滚筒窝规格3000mm（净宽）1000mm（净深）3000mm（净高），顶采用5排左旋无纵筋螺纹钢锚杆，直径20mm，杆长L=2000mm，间排距800mm800mm，采用150mm150mm10mm（长宽厚）预应力碟形钢托板、6.5mm网格100mm100mm冷拔钢筋经纬网支护。顶锚索两排，排距1600mm，直径17.8 mm，L=12000mm，均与顶板垂直。两帮采用L=2000 mm玻璃钢锚杆、200mm50mm玻璃钢托板、网格50mm50mm六股尼龙钢丝网联合护帮。5101巷车场规格；5000（净宽）50000（净长）3200（净高），支护2101巷相同。 图3-2-3 工作面巷道布置示意图附图5 ：2101巷煤层及顶底板地质剖面图附图6 ：5101巷煤层及顶底板地质剖面图二、工作面留设煤柱8101切眼至西部与金庄煤业矿井矿界之间留设20m边界煤柱, 8101面与南部8103面间留设15m煤柱,工作面停采线至西盘区回风大巷之间留设172m煤柱。第二节 生产系统在工作面顺槽巷道及切眼内布置机电设备、敷设管线系统，砌筑通风设施，形成8101工作面的生产系统。 一、运煤系统8101综放工作面-2101皮带顺槽-胶带大巷-主井煤仓-主斜井皮带运输机-地面栈桥-筒仓采煤机截割下的煤由前刮板运输机运至转载机，前、后运输机的运输能力为1500th，转载机的运输能力为2500th，转载机将前、后运输机的原煤转运至顺槽皮带运输机，顺槽皮带运输机的运输能力为1500th，头部转载机再将顺槽皮带运输机的原煤转运到主井煤仓，转载机的运输能力为1500th，经主井煤仓到主斜井皮带运输机到地面栈桥、筒仓。 二、辅助运输系统地面-副斜井-井底车场-轨道大巷-西盘区轨道巷-5101辅助运输顺槽-8101工作面。地面-副斜井-井底车场-轨道大巷-西盘区轨道巷-2101运输巷-8101工作面。设备、材料、配件由运料平板车运输到两顺槽，进入工作面。附图7：工作面运输系统图三、通风系统1、通风系统新风：主斜井-进风行人巷-2101巷-8101工作面污风：8101工作面-5101巷-5101巷回风绕道-回风大巷-回风斜井-地面。工作面采用全负压通风系统，通过西盘区轨道巷与5101辅助运输顺槽连接，在西盘区轨道巷内设置风门，将5101回风顺槽与西盘区轨道巷隔开。附图8：工作面通风系统图2、工作面风量计算（1）按气象条件计算Qcf6070vcfScfkchkcl式中：vcf 采煤工作面的风速，按采煤工作面进风流的温度从表1中选取，m/s；取1.5；Scf采煤工作面的平均有效断面积，按最大和最小控顶有效断面的平均值计算，m2；本工作面为3.35.67=18.71m2；kch采煤工作面采高调整系数，具体取值见表2；取1.2；kcl采煤工作面长度调整系数，具体取值见表3；取1.0；70有效通风断面系数；60单位换算产生的系数。 采煤工作面进风流气温与对应风速 表3-2采煤工作面进风流气温/采煤工作面风速（m/s）201.020231.01.523261.51.8 kch采煤工作面采高调整系数 表3-3采高/m2.02.02.52.5及放顶煤面系数（kch）1.01.11.2kcl采煤工作面长度调整系数 表3-4采煤工作面长度/ m长度调整系数（kcl）150.815800.80.9801201.01201501.11501801.21801.31.4Qcf60701.518.711.21.0= 1414.6m3/min（2）按瓦斯涌出量计算Qcf100qcgkcg式中：qcg采煤工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量，m3/min。采用抽放的工作面，应扣除瓦斯抽放量进行计算；根据本矿瓦斯涌出量预测报告，取2.65。kcg采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，正常生产时连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量和月平均日绝对瓦斯涌出量的比值，但取值不能小于2.5；100按采煤工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1的换算系数。Qcf=100qcgkcg =1002.652.5=662.5m3/min（3）按照二氧化碳涌出量计算Qcf67qcckcc式中：qcc采煤工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量，m3/min；根据2012年瓦斯鉴定，取1.83。kcc采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，正常生产时连续观测1个月，日最大绝对二氧化碳涌出量和月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值，但取值不能小于2.5；67按采煤工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5的换算系数。Qcf67qcckcc=671.832.5=306.5m3/min（4）按炸药量计算Qcf10A采式中：A采采煤工作面一次爆破所用的最大炸药量，kg10每千克二级煤矿许用炸药需风量，m3/minQcf10160=1600 m3/min（5）按同时工作最多人数计算Qcf4Ncf式中：Ncf 采煤工作面同时工作的最多人数，人；取60；4每人需风量，m3/min。Qcf4Ncf=460=240 m3/min从以上分类计算中取最大者，则Qcf为1600m3/min。（6）按风速进行验算煤矿安全规程规定，回采工作面最低风速为0.25m/s，最高风速为4m/s，根据以上计算所需风量进行验算：验算最小风量Qcf600.25ScbScblcbhcf70验算最大风量Qcf604.0ScsScslcshcf70式中：Scb采煤工作面最大控顶有效断面积，m2；lcb采煤工作面最大控顶距，m；取6.05；hcf采煤工作面实际采高，m； 取3.3；Scs采煤工作面最小控顶有效断面积，m2；lcs采煤工作面最小控顶距，m；取5.25；0.25采煤工作面允许的最小风速，m/s；70有效通风断面系数；4.0采煤工作面允许的最大风速，m/s。最小风量：Scblcbhcf70=6.053.370=13.98m600.25Scb=600.2513.98=209.7 m3/min最大风量：Scslcshcf70=5.253.370=12.13 m604.0Scs=604.012.13=2911.2 m3min因为Qcf=1600m3min，209.7 m3/minQcf2911.2 m3min，风量合理。确定Qcf取1600m3min。四、排水系统工作面-2101巷、5101巷-西盘区轨道巷-轨道大巷-水仓、水泵房-副斜井-地面根据地质部门资料，综采工作面采煤过程中涌水量18m3/h,在2101巷、5101巷低洼积水处设临时水仓、水泵，每巷设置一台隔爆排沙潜水泵（BQS80-100-45/N）流量80m3/h，可以满足工作面排水要求，敷设4寸水管，将工作面涌水排至井底水仓。五、洒水系统地面静压水池-副斜井（6寸）-管子道（6寸）-轨道大巷（6寸） -西盘区轨道巷（4寸）-2101巷、5101巷（4寸）-工作面。工作面配备静压洒水管路，水源从地面静压水池经副斜井进入管子道，经轨道大巷、西盘区轨道巷接入每条顺槽巷，2101顺槽巷每隔50m设置一个三通，5101顺槽巷每隔100m设置一个三通。六、供液系统地面静压水池-副斜井（6寸）-管子道（6寸）-轨道大巷（6寸） -西盘区轨道巷（4寸）-2101巷（4寸）-乳化液泵站，乳化液的配制在泵站乳化液箱中进行。七、供电系统 1、供电系统一路由中央变电所(10KV)-轨道大巷-西盘区轨道巷-皮带头移变(630KVA)另一路由中央变电所(10KV)- 轨道大巷-西盘区轨道巷-2101巷皮带顺槽开关列车移动变电站。工作面电源来自中央变电所，2101巷皮带头一台KBSGZY-630KVA移变，输出电压为1140V，主要为顺槽皮带机供电。另一台KBSGZY-630KVA移变输出电压为660V，主要为皮带头小溜、两巷调度绞车，皮带头照明、水泵及其它辅助电气设备供电。2101巷开关列车上稳设一台KBSGZY-2000KVA移变和三台KBSGZY-1250KVA移变，输入电压为10KV, 输出电压分别为3300V、1140 V,为采煤机、前部及后部刮板输送机、转载机、破碎机、乳化液泵站、喷雾泵、工作面照明供电。具体详见3号层8101工作面供电设计及3号层8101工作面供电系统图。2、电器整定计算：电缆的选型计算和电气整定计算详见3号层8101工作面供电设计。树儿里煤业有限公司3#层8101综采工作面供电设计一、说明：本设计为5#层8101工作面供电设计工作面长度为：110.2m走向长度为： 672.9m可采长度为： 460m采煤队组为综采队动力电源来自于中央变电所二、工作面负荷设备统计：设备名称型号设备台数电动机额 定电 压Ue(V)额 定电 流Ie（A）附注台数额定功率Pe（KW）采煤机MG400/940-WD152400+130+2553300380工作面前输送机SGZ-800/8001224003300工作面后输送机SGZ-800/8001224003300转载机SZZ1000/4001114003300破碎机PCM-2501112503300乳化液泵MRB400/31.53332501140喷雾泵BPW516/13.22221251140皮带输送机DSJ1200/22501222501140小镏子SGZ-764速回柱绞车JSDB-161137660调度绞车JD-2.544440660回柱绞车JH-1433318.5660污水泵BQS20-50-7.52227.5660隔爆潜水排水泵BQZ80-100-45N22245660小绞车JD-1.044411.4660煤层注水泵5BZ-33/1522215660总功率P=5305.1KW 平均加权功率因数 cosPJ=0.8三、变压器的选择及校验：一、3300V供电系统： 需用系数的确定1、供采煤机分路： Pmax=400kw P1=940kw Kr1=（0.4+0.6).(PmaxP1)=（0.4+0.6）(400940)=0.662、供工作面前部输送机、转载机、破碎机分路： Pmax=400kw P2=1450kwKr2=0.4+0.6.(PmaxP2)=0.4+0.6(4001450)=0.573、供工作面后部输送机分路： Pmax=400kw P3=800kwKr3=0.4+0.6.(PmaxP3)=0.4+0.6(400800)=0.74、采煤机分路选择移变： P1=940kw Kr1=0.66 cosPJ=0.8 Sb1=（Kr1 .P1）cosPJ=(0.66940)0.8=776KVA 选用KBSGZY-1000KVA移变一台。5、工作面前部输送机、转载机、破碎机分路选择移变： P2=1450kw Kr2=0.57 cosPJ=0.8 Sb2=（Kr2 .P2）cosPJ=(0.571450)0.8=1033KVA 选用KBSGZY-1250KVA移变一台6、工作面后部输送机分路选择移变： P3=800kw Kr3=0.7 cosPJ=0.8 Sb3=（Kr3 .P3）cosPJ=(0.7800)0.8=700KVA 选用KBSGZY-800KVA移变一台二、1140V供电系统： 需用系数的确定1、供皮带输送机分路： Pmax=250kw P1=500kw Kr1=(0.4+0.6).(PmaxP1)=(0.4+0.6)(250500)=0.72、供乳化液泵、喷雾泵分路： Pmax=250kw P2=1150kw Kr2=(0.4+0.6).(PmaxP2)=(0.4+0.6)(2501150)=0.533、皮带输送机分路选移变： P1=500kw Kr1=0.7 cosPJ=0.8 Sb1=（Kr1 .P1）cosPJ=（0.7500）0.8=438KVA 选用KBSGZY-500KVA移变一台4、乳化液泵、喷雾泵分路选移变： P2=1150kw Kr2=0.53 cosPJ=0.8 Sb2=（Kr2 .P2）cosPJ=（0.531150）0.8=761KVA 选用KBSGZY-800KVA移变一台三、660V供电系统： 需用系数的确定1、供皮带巷、运料巷分路： Pmax=45kw P1=440+245+318.5+27.5+215+132+4 11.4+37=528.1kw Kr1=0.4+0.6.(PmaxP1)=0.4+0.6(45528.1)=0.452、皮带巷、运料巷选移变： P1=528.1kw Kr1=0.45 cosPJ=0.8 Sb1=（Kr1 .P1）cosPJ=（0.45528.1）0.8=297KVA 选用KBSGZY-315KVA移变一台四、电网计算：一、中央变电所10KV供电系统高压开关及高压电缆的选择及校验：1、综采工作面需用系数确定: Pmax=400kw P=5163kw Kr=(0.4+0.6).(PmaxP)=(0.4+0.6)(4005305)=0.452、综采工作面需用容量确定: Sb=（Kr .P）cosPJ=（0.455305）0.8=2984KVA3、综采工作面需用电流确定: Igmax=Sb(Ue.cos)=2984(101.7320.85)=203A 中央变电所选用PJG-400A高压真空开关，其允许长时工作电流400AIgmax=203A符合要求。中央变电所供综采工作面高压电缆选用MYPTJ-8.7/10 -395+350/36，单回路长度为200m，其允许长时工作电流260AIgmax=203A符合要求。二、综采工作面10KV供电系统高压开关及高压电缆的选择及校验： 综采工作面配电点选用PJG-400A高压真空开关，其允许长时工作电流400AIgmax=203A符合要求。 综采工作面配电点到开关列车高压电缆选用MYPTJ-8.7/10 -395+350/36，电缆长度为615m，其允许长时工作电流260AIgmax=203A符合要求。三、3300V供电系统电缆的选择及校验：1、机组电机至开关列车: Igmax=P(Ue.cosPJ.)=(800+140)(3.30.81.732)=205A 选择MCPT-1.9/3.3 -395+325/3+410，电缆一根长时允许工作电流270AIgmax=205A符合要求。2、工作面前部输送机头部至开关列车： Igmax=P(Ue.cosPJ.)=400(3.30.81.732)=87A 选择MCPT-1.9/3.3 -350+325/3+44，电缆一根长时允许工作电流178AIgmax=87A符合要求。3、工作面前部输送机尾部、后部输送机头部、后部输送机尾部、转载机、破碎机至开关列车： 控制电缆选择MCPT-1.9/3.3 -350+325/3+44，电缆长时允许工作电流178A符合要求。四、1140V供电系统电缆的选择及校验：1、供皮带头开关回路： P=500kw Kr=0.7 Igmax=(P.Kr)(Ue.cosPJ.)=（5000.7）(1.140.81.732)=221A 选择MCPQ-395+125，电缆一根长时允许工作电流260AIgmax=221A符合要求。2、供皮带电机回路： Igmax=P(Ue.cosPJ.)=250(1.140.8 1.732)=158A 选择MCPQ-370+116，电缆一根长时允许工作电流215AIgmax=158A符合要求。3、供乳化液泵回路: Igmax=P(Ue.cosPJ.)=250(1.140.8 1.732)=158A 选