放顶煤设计方案概述

1、7305放顶煤开采工作面方案设计第一章工作面概况第一节工作面位置、周边关系及开采情况工作面东临七采区皮带巷，西部至第四系保护煤柱，南临F31正断层,北临DF21逆断层。第二节地形地物该工作面位于工业广场西北部的农田内，并且有一条季节性河流引河。第三节工作面参数、开采技术条件及煤层赋存特征一、7305工作面面长为122.62m,轨道顺梢长796.2m,皮带顺梢长901.7m,工作面平均推进长度794m。工作面标高为-240-400m,平均为-320m。二、轨道顺梢：7305工作面轨顺位于南张向斜东翼，整体西高东低。顺梢内煤层倾角为018,平均12。皮带顺梢：7305工作面皮带顺梢处于南张向斜东翼

2、，煤层总体为西部高，东部低，顺梢内煤层倾角为022,平均15。7305切眼：7305工作面切眼处于南张向斜西翼，煤层倾角较小。三、煤层情况7305工作面煤厚平均6.0m,工作面两顺梢煤层总体呈西高东低，顺梢内煤层倾角为022,平均15。7305工作面的煤层煤质较好，属低灰、低硫、特低磷、高发热量煤层，煤层硬度系数f=12,属中硬煤四、顶底板情况3煤层直接顶板为泥岩，老顶为细砂岩，其抗压强度在76.482.3MPa,平均79.35MPa,属于稳定煤层顶板。3煤层直接底为泥岩，底板泥岩其抗压强度较小平均约47MPa,且底板泥岩遇水易膨胀。顶底板名称岩石名称厚度（m）岩性及物理力学性质老顶细砂-uU

3、2.8513.49细砂岩：灰白色，块状，厚层状，成分以石英、长石为主，少量暗色矿物，泥质胶结，岩芯完整,下部局部为中粒砂岩。f=46o直接顶泥岩05.79灰黑色，呈水平层理，硬度小，下部含丰富的植物茎叶化石及炭质，平坦状断口，上部局部相变为粉砂岩。f=14。直接底泥岩2.343.05灰色，块状，少含粉砂质，富含植物叶部化石，夹较多炭屑及白色方解后条带，质脆易碎，断口平坦。f=13。老底粉砂-uU3.559.18灰灰白色，水平波状层理，上部含较多植物根部化石，下部并见有较多黄铁他薄膜，夹浅灰色细砂岩条带薄层。f=35。顶底板具体情况表1.1五、煤层自然发火及瓦斯煤尘情况本矿为瓦斯矿井；煤层爆炸指

4、数为41%,有强爆炸危险，该面煤层属于II类自燃，发火期一般为36个月，最短自然发火期为61天；煤层底板温度28.0C左右；类比预计工作面回采过程中绝对瓦斯涌出量为0.66m3/min。第四节储量情况根据生产矿井煤炭资源管理规程中储量计算公式(求积仪圈算面积，等厚线法计算平均煤厚)，7305工作面储量计算范围北至7305皮顺北帮，南至7305轨顺南帮，西至切眼东帮，东至设计停采线，并根据综采综放范围计算，具体见下表。7305工作面储量计算表1.2储量计算块段号走向长(m)倾向长(m)(m2)煤厚(m)比重(kg/m3)工业储量(万t)回采率(%)可米储量(万t)备注1皮顺901.7m轨顺796

5、.2m122.6297656.26.01.3679.78567.7第二章地质构造一、断层1、7305轨道顺梢掘进过程中，由于平行于DF21逆断层(断层产状：97450,H:518m)掘进，掘进过程中可能揭露该断层及其伴生断层，特别是在顺梢开门处会受到DF21逆断层的影响，煤层倾角变大，最大处可达35。另外根据七采区三维物探资料分析，巷道掘进过程中在巷道中部会揭露DF25正断层，断层产状为：19670,H:010m。在巷道掘进过程中也有可能揭露DF18正断层，断层产状为：93700,H:012m,由于该断层距离轨道顺梢较近，有可能向工作面内摆动。同时，由于三维物探对于落差较小的断层探测精确度较低

6、，七采区处于构造应力集中区域，地质构造发育密集，因此巷道掘进过程中不排除揭露落差小于5m的小断层等地质构造。2、皮带顺梢由于距离F31正断层（断层产状：274700,H:045m）较近，掘进过程中可能揭露其伴生断层，另外，巷道在该断层附近掘进时由于受断层的影响，煤层倾角变大，对巷道掘进存在较大影响。3、根据三维物探的资料分析，巷道掘进过程中在切眼中部会揭露DF17正断层，断层产状为：11270。，H:05m,巷道掘进过程中不排除揭露其伴生断层。4、7305轨顺及皮顺联络巷处于南张向斜东翼，煤层近水平，根据三维物探的资料分析，由于距离DF21逆断层较近，预计巷道掘进过程中可能揭露DF21逆断层（

7、断层产状：9745,H:518m）及其伴生断层。5、7305联络巷处于南张向斜东翼，煤层倾角较大约为21,此附近没有大的地质构造，但巷道掘进过程中不排除揭露落差小于5m的小断层等地质构造。根据七采区三条开拓大巷掘进过程中揭露实际地质情况分析，区内实际揭露部分大中型断层与前期三维物探查明结论存在一定差异，因此在7305工作面掘进过程中不能排除各大中型断层发生摆动、分叉延伸等情况的存在，因此工区在巷道掘进过程中应加强观测，如揭露不明地质构造时应及时向地测科汇报，待相关人员查明后方可继续施工。二、褶皱7305工作面位于南张向斜东、西翼，受褶皱发育形态影响，工作面两顺梢为两边高中间低形态，由于两顺梢中

8、部较低，两翼相对较高，给工作面排水带来一定困难。三、岩溶陷落柱根据矿井地质勘探地质资料分析，7305工作面及其周边地层不发育岩溶陷落柱。四、火成岩根据矿井地质勘探地质资料分析，7305工作面范围无火成岩发育。表2.1断层具体情况断层名称走向()倾向()倾角()性质落差(m)对回采的影响程度巷道DF21971870450逆518较大DF21DF251962860700正010较大DF25F3127401840700正045较大F31DF171122020700正05DF17DF189301830700正012较大DF18第三章水文地质及水害评价一、充水含水层分析77305工作面掘进过程中主要有三

9、个含水层对其产生影响，分别为3煤顶、底板砂岩含水层及上石盒子组分界砂岩含水层。根据七采区开拓巷道掘进时的水文地质资料分析，3煤顶板砂岩水具有一定的富水性，七采区回风巷及七采区皮带巷掘进揭露该含水层时，巷道内涌水点初始涌水量约为810m3/h,经过一段时间疏放后涌水量迅速减小，直至消失，证明3煤层顶底板砂岩含水层具有一定富水性，但无水源补给，基本为静储量，在做好前期疏放工作后，对巷道正常掘进无较大影响。上石盒子组分界砂岩含水层与3煤层之间层间距约为50m,之间多发育相对隔水性能较好的隔水层，因此上石盒子组分界砂岩含水层对工作面巷道掘进基本无较大影响，但在构造发育区域，大中型断裂构造可能与上石盒子

10、组分界砂岩含水层存在水力联系，造成上石盒子组分界砂岩含水层与3煤层顶底板砂岩含水层形成相互补给的情况，因此在巷道掘进前应严格执行好“预测预报，有疑必探，先探后掘，先治后采”的防治水原则，在查明各含水层富水性与各含水层之间水力联系情况后方可施工。二、断层水文地质情况分析7305工作面轨道顺梢平行于DF21逆断层掘进，工作面轨道顺梢将直接揭露DF25正断层，根据七采区巷道掘进过程中揭露情况分析，七采区回风巷开拓巷道揭露DF21断层时，巷道内曾揭露顶板淋水，底板出水等现象，经过一定时间疏放后出水现象消失，分析其原因为：所揭露断层及伴生裂隙带具有一定富水性，但无水源补给，前期揭露时基本为静储量，对巷道

11、掘进不会产生水害威胁。根据区内揭露水文地质资料分析，DF25正断层、DF21逆断层均为不导水断层，断层裂隙带具有一定富水性，但无水源补给，经疏放后均不会对工作面掘进带来威胁，因此在揭露该断层前需对其富水性及导水性进行超前探测，在查明其水文地质情况后方可揭露。三、老空水调查7305工作面周边不存在老空积水区域，无老空水水害威胁。四、地表水调查工作面地表有一条季节性河流引河，但由于水体较浅，工作面煤层上部多发育相对隔水性能较好的隔水层，因此不会对工作面造成水害威胁。五、工作面涌水量预测根据7302工作面掘进时涌水量揭露情况分析，7305工作面掘进时预计正常涌水量为10m3/h。第四章防水煤（岩）柱

12、的计算与留设根据区内揭露水文地质资料分析，F31正断层、DF21逆断层均为不导水断层，断层裂隙带具有一定富水性，但无水源补给，经疏放后均不会对工作面掘进带来威胁，无需留设防水煤柱。第五章工作面巷道布置第一节顺梢、切眼、停采线等位置的确定及依据一、采区巷道布置七采区位于工业广场保护煤柱北部，该采区北部为边界保护煤柱。七采区轨道巷、猴车巷与-490西大巷联通进风，皮带巷与总回风巷联通回风，形成通风系统。二、工作面巷道布置方式7305工作面北顺梢为轨道顺梢兼做进风顺梢，南顺梢为皮带顺梢兼做回风顺梢，两顺梢见全煤后沿煤层底板布置。两顺梢均由东翼轨道平巷开门。两顺梢方位均为270;工作面切眼方位角为24

13、，设计停采线：距东翼轨道平巷50m。第二节巷道断面情况、几何参数及支护形式一、顺梢轨道顺梢用于材料运输和进风，皮带顺梢用于煤炭运输和回风。(1)顺梢断面轨道、皮带顺梢断面均为矩形，布置在煤层中，沿煤层底板布置，规格：轨道顺梢，净宽X净高=3.6X2.8m,皮带顺梢，净宽X净高=4.0X2.8m。(2)顺梢支护方式顶板支护顶板锚杆采用5根等强杆体的高强度左旋螺纹钢锚杆，具规格为？20X2400mm;锚杆锚固为树脂药卷加长锚固，每根锚杆用？25mm的中速MSK2550树脂药卷2卷，药卷长度总共为1.0m,同时铺设菱形金属网和钢筋梯。两顶角锚杆分别距两帮300mm。巷道中部布置2排锚索。锚索张拉力为

14、10t,间排距2.0M.4m。锚索规格为?17.86000mm,锚索钻孔直径为?28mm。一套锚索包括钢绞线一根、钢板一块、索具一个、三支MSK2550的中速树脂药卷；梢钢规格为：长3m的12#梢钢。锚索长度应根据现场具体条件适当加长，保证锚入坚固岩石1.5m以上。煤帮支护煤帮锚杆采用3根等强杆体的高强度左旋螺纹钢锚杆，具规格为？18X1800mm;锚杆锚固为树脂药卷加长锚固，每根锚杆用？25mm的中速MSK2550树脂药卷2卷，药卷长度总共为1.0m,同时铺设矿用塑料网。两顶角锚杆分别距顶板350mm,两底角锚杆分别距底板650mm,当巷道超高时，两底角锚杆距底板不得超过900mm,否则应补

15、打锚杆。角锚杆的布置方式巷道两个顶板角度锚杆的安装角度为15;两帮中的上顶角锚杆的安装角度为20。，为控制巷道底鼓，设计两帮中的底角锚杆安装角度为30。锚杆间排距间排距均为1000mm。特殊地段支护：在巷道交岔点、煤岩交接范围内、断层等地质破坏带中，施工中必须采取特殊的处理方式，具体方法如下：1)锚杆排距均改为800mm;2)两帮的矿用塑料网更换为菱形金属网。3)缩小锚索间距，改为锚索梁首尾相接布置。4）当顶板冒落十分严重时，可考虑工字钢棚支护，但在工字钢棚内应施工锚杆。二、切眼断面为矩形，断面规格为净宽X净高=7.2X2.8m,巷道断面积：20.16m2,顶板支护形式为锚网梯加四排锚索加两排

16、单体液压支柱支护，支护参数为：锚杆采用。20X2400mm的钢筋左旋锚杆，间排距800M000mm;单体支柱距两帮分别为2.35m,排距为2.6m,间距为1.0m;外部两排锚索距切眼两帮为1.2m,锚索排距为1600mm,间距为2000mm;两帮采用锚网支护，支护参数为：锚杆采用18X1800mm的钢筋锚杆，间排距1000x1000mm。煤机机窝：净深X净长X净高=1.5X18X3.0m。支护形式为锚网梯加一排锚索，锚杆和锚索参数与切眼相同。巷道参数见表5巷道参数表表5.1巷道名称进回风断面形状净面积（m2）支护形式备注轨顺进风矩形11.2锚网梯皮顺回风矩形11.2锚网梯切眼矩形20.16锚网

17、梯+单体+锚索第六章采煤方法和工作面装备第一节采煤方法、生产工艺等一、采煤方法该工作面自西向东后退式回采，采用综采放顶煤一次采全高采煤方法。二.作业制度“四六制”作业，每日三个班生产一个班检修，每班工作六小时。三、综采生产工艺1、采高为2.6m。2、工艺过程：割煤-移架-推前溜一拉后溜-割煤一移架-推溜-放煤一拉后溜3、工艺说明：割煤方式：双向割煤，往返一次割两刀，端头采用斜切割三角煤进刀。4、工艺要求（见表5综采工序质量标准）四、综放生产工艺1、采放比：设计采高为2.6m,放煤平均高度为3.4m,采放比为1:1.3,在生产过程中，应根据煤厚变化及时调整采高和放煤方式。2、初始放煤步距：15m

18、。3、循环放煤步距：两采一放，放煤步距为1.2m。4、放煤方式：采用单轮间隔顺序放煤。5、放煤工艺要求：见表6.1综放工序质量标准。6、工作面回采结束时的注意事项：为便于撤面，距工作面停采线10m左右时停止放煤，在支架顶部铺设双网并加钢丝绳为撤面创造条件。五.生产能力及可采期工作面采用两采一放，每日按3个大循环组织生产及即六刀三放，每个循环进尺1.2m,设计割煤高度为2.6m,日进尺为3.0m,月工作日30天,正规循环率80%。日割煤量：日进尺x平均采高x工作面长度x煤的比重x回采率x正规循环率3.02.6M22.6X1.36X95%X80%=988.4T日放煤量：日进尺X平均放煤高度乂工作面

19、长度X煤的比重X放煤回采率X正规循环率3.03.6M22.6X1.36X75%X80%=1080.5T日产量：日割煤量+日放煤量988.4+1080.5=2068.9T月产量：日产量x月工作日2068.930=62067T月进尺：日进尺x月工作日x正规循环率3.0刈0义80%=72m可采期：推进长度/月进尺794/72=11月在实际生产过程中，根据工作面生产条件加强技术管理可适当增加正规循环个数，提高工作面单产。综放工序质量标准表6.1工艺名称质量特征技木要求割煤端头进刀斜切进刀长度不低于30m,每刀截深0.6m煤壁平直煤壁平直，与顶底板垂直无伞檐采高均匀采高控制在2.52.8m顶底板平无台阶

20、不留顶煤支架前梁端正至煤壁顶板冒落高度不大于300mm移架小直支架排成一条直线，偏差/、得超过士50mm支架正与顶底板垂直，歪斜度050前后立柱活柱差司00mm顶梁平支架顶梁与顶板平行支设，最大仰角7架间距支架中心距1.50.1m架间距200mm相邻支架不能有明显错茬(不超过顶梁侧护板高的2/3)支架不挤，不咬，正常使用好护帮板支架初承力初挣力/24MPa或活柱冉升出010mm移架步距步距600mm梁端距0340mm推溜运输机直溜子直偏差20mm弯曲段15m,弯曲角度0100运输机拉移单向顺序拉移后部放完煤后及时拉移运转距合理运转距保持在5001000mm卸载高度100400mm不喝回头煤放煤

21、放煤步距放煤步距1.2m放煤方式单轮间隔放煤放煤与拉架间距15m保证尾梁过煤局度人于500mm第二节工作面设备总体配套一、综放设备选型根据7305工作面顶底板岩性及煤层赋存情况，该工作面选用以下设备：1、支架其主要技术参数如下：支撑高度：1.83.0m 中心距：1500mm额定初撑力：3958KN操作方式：本架操作支架选用支撑掩护式液压支架,(1)过渡支架型号：ZFG4400/18/30宽度：14301600mm额定工作阻力：4400KN支护强度：0.690.70MPa(2)中间支架支架选用ZFS4000/16/30液压支架，其主要技术参数如下支撑高度：1.63.0m中心距：1500mm额定初

22、撑力：3195 KN操作方式：本架操作形式：关门支护架型号：ZFS4000/16/30宽度：14301600mm额定工作阻力：4000KN支护强度：0.640.71MPa(3)关门支护架型号：ZFT3100/19/30支架高度：19003000mm支架宽度：1500mm泵站压力：31.5MPa工作阻力：3100KN初撑力：2405KN支护强度：0.86MPa底板比压：0.82MPa操作方式：邻架操作(4)支护阻力验算根据工作面地层综合柱状图可知，直接顶为5.79m厚泥岩，在计算支护阻力时应考虑阻力最大时的情况，即煤层最厚的区域直接顶与顶煤同时在煤壁线处切断，此时支架承受最大压力。根据容重法计算

23、：F=HxSM(q+1)gS支护面积，支架宽度1.5m,最大控顶距4.2m,S为6.3m2H-采空区顶板垮落高度，H直接顶=5.79m,H顶煤=4.4mr顶板煤岩容重，kg/m3,r岩石=2.4X103,r煤=1.36X103q动载系数，取q=1.3g取10N/KgFmax=H直接顶Sr岩石(q+1)g+H最厚顶煤Sr煤(q+1)g=5.79X6.3X2.4X1032.3X10+4.46.3X1.36X1032.3X10=2880.6KN本面所使用中间液压支架额定初撑力3195KN和过渡液压支架额定初撑力最小3958KN均大于最大支护阻力，因此所选支架满足支护强度要求，同时，由于本采面顶煤裂隙

24、发育，移架后顶煤容易放出，顶板对支架作用力较小，顶板压力向煤壁内集中不大，因此所选用支架在理论上是合理的，在实践上是可行的。经计算得：Fmax=2880.6KN,即工作面支架合理工作阻力应不小于2880.6KN,该面选用的支架额定工作阻力为4000KN(过渡支架为4400KN,关门支护架为3100KN)均满足要求。(5)支护强度验算：按8倍采高，根据经验公式计算：P=8rh=8X0.024X2.6=0.4992MPah：为平均采高r:2.4X103kg/m3相当于0.024MPaZFG4400/18/30支架支护强度为0.69MPa0.4992MPaZFS4000/16/30支架支护强度为0.

25、64MPa0.4992MPaZFT3100/19/30支架支护强度为0.86MPa0.4992MPa因此支护强度满足要求。通过对比、验算，证明选用ZFS4000/16/30及ZFG4400/18/30型支架能满足要求。2、米煤机选用可调高双滚筒MG250/601型采煤机，其主要技术参数如下：(1)采高1.83.6m(2)滚筒截深0.6m(3)牵引速度07.1m/min(4)装机总功率601KW(5)电压1140V(6)滚筒直径1.8m3、工作面刮板运输机前后部运输机均选用SGZ-764/400型中双链刮板运输机，其主要技术参数如下：(1)输送量800t/h(2)电机功率2X200KW(3)电压

26、1140V4、转载机选用SZZ764/160型转载机，其主要技术参数如下：(1)输送能力1000t/h(2)电机功率160KW(3)电压1140V(4)与皮带有效搭接长度：13m5、破碎机选用PCM110型破碎机一台，其主要技术参数如下：(1)破碎能力1000t/h(2)电压1140V(3)电机功率110KW6、顺梢皮带机运输顺梢选用SSJ/1000/2X160型皮带一部，其主要技术参数如下：(1)带宽1000mm(2)运输能力1000t/h(3)电机功率160KW7、泵站乳化泵选用BRW315/31.5型两台，装备两泵一箱。输液管路选用高压胶管，耐压31.5MPa以上。乳化泵主要技术参数如下

27、：(1)乳化泵型号：BRW315/31.5(2)公称流量:315L/min(3)公称压力:31.5MPa(4)电机功率：200KW二、综放设备布置1、液压支架布置现在工作面切眼长134.6m,安装时架间按4mm的安装间隙，整个工作面支架91组，支护长度为136.8m。正常生产时，工作面长度124.6m,支架85组，直至停采。2、工作面运输机根据支架与运输机的配合尺寸确定：(1)工作面前部运输机机头链轮中心线距皮带顺梢巷道中心线为600mm,距转载机中心线为600mm。自机头依次为：机头6.225m,中部4梢84节，机尾6.225m,考虑到4mm安装间隙，故整个工作面前部运输机长度为138.8m

28、。1#架中心线至皮带中心线的距离为1655mm。(2)工作面后部运输机机头6.225m,正常梢89节，机尾6.225m,考虑到4mm安装间隙，故整个工作面后部运输机长度为138.8m。(3)顺梢转载机、破碎机、皮带运输机布置皮带顺梢布置SSJ/1000/2X160型皮带运输机一部，并配备转载机及破碎机，皮带中心线内错皮带顺梢中心500mm布置，转载机中心线与皮带中心线重合。3、移动变电站布置移动变电站布置在轨道顺梢，距离工作面不小于40m,随工作面开采移动。4、辅助运输设备轨道顺梢采用一部55KW绞车运输，运输顺梢采也采用一部40KW绞车回收皮带，大巷采用电瓶车运输。第七章生产系统第一节煤炭运

29、输系统采煤机组割装底煤和前部运输机前移配合装运底煤；破碎并垮落到支架掩护梁和插板上方的顶煤，在插板缩回后利用自重自动溜入后部运输机的溜梢中运出，插板完成大块煤的破碎并通过上下摆动尾梁破坏掩护梁上方由大块煤形成的临时拱式结构。前后两部运输机平行运煤，集中到桥式转载机、破碎机，通过胶带输送机运出。具体煤炭运输路线：7305工作面运输机一转载机-7305皮带顺梢皮带机一七采区二部皮带一七采区一部皮带一七采区转载皮带-490西翼采区煤仓-490西翼皮带主井煤仓一主井一地面。第二节辅助运输系统工作面需用的材料、设备等物资，采用1.0t矿车、矿用平板车、JD-1.6型调度绞车、JD-2.5型调度绞车和JD

30、-4型调度绞车，通过轨道顺梢或皮带顺梢运进工作面。具体路线为：一、副井-490西翼轨道大巷一七采区轨道巷一七采区轨道平巷-7305联络巷-7305轨顺联络巷-7305轨道顺梢-7305工作面副井-490西翼轨道大巷一七采区轨道巷一七采区轨道平巷-7305联络巷77305皮顺联络巷77305皮带顺梢-7305工作面二、支架运输(1)进架线路：地面-副井-490西翼轨道大巷一七采区轨道巷一七采区轨道平巷-7305联络巷7305轨顺联络巷7305轨道顺梢-7305工作面(2)撤架线路：7305工作面-7305轨道顺梢-7305轨顺联络巷-7305联络巷一七采区轨道平巷一七采区轨道巷-490西翼轨道大

31、巷一副井一地面第三节供水、供风系统轨道顺梢：七采区轨道平巷-7305联络巷-7305轨顺联络巷-7305轨道顺梢-7305工作面皮带顺梢：七采区轨道平巷-7305联络巷-7305皮顺联络巷-7305皮带顺梢-7305工作面7305工作面供水管路布置两路(轨顺、皮顺各一路)，利用布置七采区轨道平巷主管路设置支管经过工作面联络巷分别供至7305工作面轨道顺梢和皮带顺梢，每50m安设安设一个三通阀。支架喷雾从皮顺供水，煤机、泵站从轨顺供水。第四节排水系统一、排水设备：在巷道中部布置45KW排砂泵(排水能力50m3/h)两台，一台工作一台备用，敷设一路90mm排水管。工作面配备风泵等排水设备作为临时排

32、水点，以确保工作面低洼处的积水可以排到顺梢进入排水系统。二、排水路线：(1) 7305皮顺T305皮顺联络巷一七采区轨道平巷一七采区轨道巷-490西大巷-490水仓一副井一地面(2) 7305轨顺/305轨顺顺联络巷一七采区轨道平巷一七采区轨道巷490西大巷7490水仓一副井一地面第五节通风系统、风量计算(一)风量计算1、风量计算工作面风量按气象条件、瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、人员数量计算，取最大值并进行风速验算。该工作面温度23C,面长122m,平均控顶距3.9m,平均采高2.6m。(1)按气象条件进行计算：Qcf=60X70%xvcfxScfkchkcl式中：Vcf采煤工作面的风速，按采

33、煤工作面进风流的温度从表7.1中选取,m/s;Scf-采煤工作面的平均断面积，按最大和最小控顶有效断面的平均值计算，m2kch采煤工作面采高调整系数，具体取值见表7.2;kcl采煤工作面长度调整系数，具体取值见表7.3;70%有效通风断面系数；60为单位换算产生的系数。表7.1采煤工作面进风流气温与对应风速表采煤工作面进风流气温(C)米煤工作面风速(m/s)201.020231.01.523261.51.8表7.2采煤工作面采高调整系数采高(m)2.5及放顶煤面系数kch1.01.11.2表7.3采煤工作面长度调整系数采煤工作面长度(m)长度风量调整系数kcl15-800.80.980,120

34、1.0120/-1501.1150，-1801.21801.301.40Qcf=60X70%xvcfxScfkchkcl=60X70%X1.0X2.6M.9X1.2X1.1=562.16m3/min(2)按瓦斯涌出量计算Q采=100qch4K采通，m3/minqch4一采煤面瓦斯绝对涌出量，根据实测，取0.66m3/min;K采通一采煤面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取1.6。Q采=1000.66X1.6=106m3/min(3)按二氧化碳涌出量计算Qcf=67CCCCqcc一采煤工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量，m3/min。kcc一采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，正常生

35、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。67一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。Qcf=67珏Xkcc=67M.24X1.5=325.62m3/min(4)按回采工作面同时作业人数计算需风量Q采NN,m3/min。式中：N一采煤工作面同时工作的最多人数，取26人。Q采NX26=104m3/min(5)按风速验算采面风速应满足下式：15SQ采攵40S(mJmin)S采煤面平均有效通风断面积，S=h(L大+L小)/2X70%=2.6X(4.2+3.6)/2X70%=7.098m2。15S=15X7.098=106.47(m3/mi

36、n)240S=240X7.098=1703.52(m3/min)106.47562.161703.52因此，风速符合规定。根据以上计算，7305综放工作面需风量定为563m3/min。夏季高温期间，7305综放工作面风速取1.5m/s,此时7305综放工作面需风量845m3/min。二、通风方式及路线采用下行通风方式，即轨道顺梢进风、皮带顺梢回风。通风路线：副井-490西翼轨道大巷一七采区轨道巷一七采区轨道巷平巷-7305联络巷7305轨顺联络巷7305轨道顺梢-7305工作面7305皮带顺梢一七采区皮带巷一总回风巷一主井一地面。第六节瓦斯防治为杜绝瓦斯事故，确保7305工作面的安全生产，特采

37、取如下措施：一、加强预测预报(1)观测手段，采用现场测定、束管色谱分析和自动监测相结合的方法，现场测定的仪器有光学瓦斯检定器，甲烷便携仪、甲烷传感器、一氧化碳便携仪、一氧化碳检定管、甲烷氧气两用仪等仪器仪表。(2)7305皮顺开门口距交岔点15m处上齐安全监测监控设施，安设甲烷、一氧化碳及温度传感器，实行24小时连续监测，甲烷超限报警并断电，断电范围为工作面及回风流全部非本质安全型电源。(3)转载机处距工作面10m安设甲烷传感器，超限时报警并断电，断电范围为工作面及回风流全部非本质安全型电源。(4)设专职瓦检员，每班检查两次瓦斯及二氧化碳浓度，下隅角悬挂甲烷便携仪，检查地点为轨顺风流、工作面风

38、流、皮顺风流、下隅角，并向调度室汇报，调度室作好记录。二、加强通风(1)排除、稀释瓦斯的有效手段就是加大通风，为此离下隅角关门柱0.5m处安设抽排风机，对下隅角瓦斯进行抽排稀释。(2)工作面上隅角使用好挡风帘，由综采二区负责管理，由安全员负责监督，严禁损坏，防止向采空区漏风。(3)稳定工作面供风，将工作面的风量稳定在563m3/min左右，坚持按时测风，通风系统变化时及时测风。第七节防灭火系统工作面综采放顶，一次采全高，采空区空间范围大，采空区有遗煤，采空区冒落不实，容易形成漏风通道，引起遗煤自燃，必须采取综合防灭火措施以防发生自然发火事故：一、现场预测预报观测手段采用现场人工测定、气象色谱分

39、析和监测监控系统相结合的方法。现场测定的仪器有光学瓦斯检定器、一氧化碳便携仪、一氧化碳检定管、甲烷氧气两用仪、红外温度测量仪等。设专职瓦检员每班对面内各处气体检查（检查地点为轨顺风流、工作面风流、皮顺风流、下隅角），每班检查不少于两次，并向调度室汇报。气体异常时增设溜头以上10m、30m、60m风流中、架间有害气体检查点。7305皮顺开门口上齐安全监测监控设施（一氧化碳、温度传感器、甲烷传感器、风速传感器），实行24小时连续监测。工作面皮顺下隅角安设束管滤尘器，每班进行自动取样分析一次，根据情况由专职瓦检员每班取气样进行分析。二、制定最低月推进度，提高回采率，减少采空区遗煤，是最有效的防灭火手

40、段。根据我矿工作面三带（冷却带、氧化带、窒息带）分布规律，月推进不得低于40m,基本保证将氧化带转入窒息带。三、上、下隅角退锚索及吊挂挡风帘，由工区负责管理，由当班安全员监督。四、堵漏上、下隅角每隔15-20m砌筑挡风墙，减少采空区的漏风量。图1构筑挡风墙减少采空区漏风示意图该方法将大大地减少采空区的漏风，缩小采空区可能自燃带的宽度，降低采空区自然发火的可能性。五、均压防火抓好均压防灭火，北翼皮带巷设置调节风门，实行开区均压，确保轨顺、皮顺两端压差基本平衡，由测风员测压，使之不超过20mmH2。减少向采空区漏风。六、注氮防火1、制氮设备注氮设备选取北京瑞赛长城航空测控技术有限公司生产的DM-4

41、00地面移动式膜分离制氮机。2、注氮方法及方式根据矿井具体条件，选用如下注氮方法：1）埋管注氮在工作面的进风侧采空区埋设一条注氮管路，为2寸压风管。氮气释放口间距为15-20m,用于注氮。2）墙内注氮利用防火墙上预留的注氮管向火区或火灾隐患的区域实施注氮。七、灌注凝胶防灭火1、注胶工艺系统1）材料配方防火时：基料8%10%;促凝剂3%5%。2）双箱单泵工芝A、B两液箱分别注入水玻璃溶液和促凝剂溶液，依靠泵的吸力吸入B液，通过调节A、B两液的流量，使之按一定比例在混合器中混合后注入充填地点。2、注液方法实施注胶设备为2M1.5/18N型煤用注浆机，将基料、促凝剂、水按一定比例混合后，经出液口输送

42、到胶地点。注胶设备为ZM1.5/18N型煤矿用注浆机，基料（水玻璃溶液10%）来源于地面灌浆系统。材料配比为（基料：促凝剂：水=10：3：87）水玻璃溶液浓度为8%-10%小苏打溶液浓度为5%-6%注液时间以溶液外溢为准。若采空区空间较大，注液时间超过3min仍不能注满外溢时，应暂停注液，让注入的溶液先形成凝胶后，再重复注液，每次间隔不少于30min。压注具体实施地点：1）工作面上、下三角煤区的注凝胶处理在对上三角煤区及工作面上部10架进行注凝胶后。为了更好地封堵漏风源头.同时对工作而下三角煤及下部10架也进行注凝胶处理。上、下三角煤的注凝胶采用在充填袋或密闭墙周围煤体打钻注凝胶，对工作面支架

43、采用在每台支架掩护梁以下暴露的虚煤煤体中施工钻孔实施注凝胶（孔深为1.52.0m）。使用煤电钻打眼.钻杆使用铁管前端加焊钻头.最前端800mm带花眼，花眼直径不小于20mm。使用注浆泵严格掌握促凝剂的配比。使其在孔口附近快速形成隔离层。工作面上部采空区的煤炭氧化得到了控制。2）工作面架档之间的注凝胶处理对工作面架档之间存在自燃隐患的地点从进行打钻注凝胶.这样就在整个工作面形成了一道降温、堵漏的凝胶隔离带。3）工作面高冒处的注凝胶处理在采空区内部，自工作面的下部至中、上部仍然存在着无数条无形的并联漏风通道。而这些漏风通道最明显的表现在工作面出现严重高冒的地点，加大了自然发火的危险性。为此.采用与

44、上、下三角相同的注凝胶方式对上述漏风通道逐步进行注凝胶封堵处理。第八节安全监控系统矿井制定了较完整的瓦斯检查制度，配齐了专职瓦斯检查员和检查仪器，该矿装备1套KJ100N安全监测监控系统，采掘工作面分别安装了甲烷断电仪和传感器，具有瓦斯浓度显示、自动报警、自动断电功能；矿井共有AQG-1型便携式光学瓦检仪40台，便携式瓦检仪350台，自救器2000个空空寻寻O观测手段采用现场人工测定、气象色谱分析和监测监控系统相结合的方法。现场测定的仪器有光学瓦斯检定器、一氧化碳便携仪、一氧化碳检定管、甲烷氧气两用仪、红外温度测量仪等。设专职瓦检员每班对面内各处气体检查（检查地点为轨顺风流、工作面风流、皮顺风

45、流、下隅角），每班检查不少于两次，并向调度室汇报。7305皮顺开门口上齐安全监测监控设施（一氧化碳、温度传感器、甲烷传感器、风速传感器、粉尘传感器），实行24小时连续监测。皮顺下隅角安设束管滤尘器，每班进行自动取样分析一次，根据情况由专职瓦检员每班取气样进行分析第九节综合防尘系统1、防尘供水管路系统工作面轨道顺梢铺设一路50无缝钢管作为供水管路，皮带顺梢铺设一路50mm无缝钢管，每不超50m设一个三通阀，水管进入顺梢处安装闸阀和过滤器。支架喷雾从皮带顺梢供水，煤机、泵站从轨道顺梢供水。轨道顺梢：-490西翼轨道大巷一七采区轨道巷一七采区轨道平巷-7305联络巷-7305轨顺联络巷-7305轨道

46、顺梢-工作面。皮带顺梢：-490西翼轨道大巷一七采区轨道巷一七采区轨道平巷-7305联络巷-7305皮顺联络巷-7305皮带顺梢一工作面。2、防尘措施(1)煤层注水：采用单向长臂注水，即从轨道顺梢靠采帮侧每隔30m施工注水孔。采用SGZ-150型钻机打孔，钻孔直径为50mm。采用静压注水，注水压力为35Mpa,注水时间为10天。根据工作面推进度，提前15天进行注水，随工作面推进随注随采。注水工作由通防科负责，严格按通防科注水方案执行。(3)采煤机内外喷雾要求喷雾嘴完好不堵塞，内喷雾压力不小于2MPa,外喷雾压力不小于1.5MPa雾化程度高能够封闭截割产尘部位。内喷雾不能正常使用时，外喷雾压力不

47、小于4MPa。无水或喷雾装置损坏时必须停机处理。(4)架间喷雾和放煤口喷雾降尘供水采用25mm的高压胶管。喷嘴布置：自皮带顺梢起，每组液压支架设三通阀，每组支架前梁下方至少设三个喷嘴，放煤口处至少设三个喷嘴，每架安装不少于6个喷嘴。喷雾要求：架前喷雾喷嘴迎风喷雾，放煤口喷雾把放煤口呈半包围形式，罩住放煤口产尘部位。架前及放煤口喷雾实现自动化，保证移架、放煤自动喷雾，同时架前喷雾可进行手动控制。工作面煤机割煤时，下风侧20m范围内必须保证有35组架前喷雾正常开启喷雾降尘，并保证雾化效果良好。(5)转载点的喷雾：工作面前后部运输机机头、转载机头、皮带机头及破碎机出料口各设一组喷雾。每组喷雾不少于三

48、个喷嘴，喷嘴间距200300mm。破碎机处必须安设防尘罩。(6)顺梢防尘水幕在工作面两顺梢安设水幕进行喷雾降尘净化风流。皮带顺梢在距工作面1520m安设一道喷雾随工作面的推进而向外移动，转载机机头外1520m处安设一道防尘水幕，另外在皮带机头向外1020m回风流安设一道防尘水幕。轨道顺梢在距工作面煤壁1520m及开门口50m范围内各安设一道水幕。每道水幕的喷雾喷嘴不少于6个且雾化良好，覆盖全断面。(7)顺梢煤尘冲刷对工作面皮带顺梢每天冲刷一次，轨道顺梢每5天冲刷一次；轨道顺梢超前支护、工作面、皮带顺梢转载机机头向外50m至工作面煤壁要求每班至少冲刷一次。(8)个体防护：进入工作面和回风顺槽所有

49、人员必须佩戴防尘口罩。第十节供电系统一、用电负荷统计根据工作面现场生产需要进行设备配置，7305工作面主要设备的总装机容量约为万Pe=3231KW。用电负荷统计表序号设备名称设备型号规格及数量技术数据电机型号台数Pe(kW)Ue(v)Ie(A)1采煤机MG250/601-QWD160111404002前部运输机SGZ764/4001200*21140134/673后部运输机SGZ764/4001200*21140134/674转载机SZZ764/160116011401075破碎机PCM1101110114073.76乳化泵BRW315/31.5220011401347T皮带机SSJ10002

50、22011401078中部驱动SSJ1000122011401079顺槽辅助设备500660二、供电方式的确定(供电系统详见附图)1、工作面电站的供电：7305工作面的高压电源引自7采区机电碉室2#高压配电装置，由该高压配电装置馈出一路型号MYJV22-3*95,长度约500m左右的铠装电缆沿7采区轨道大巷敷设到7305联络巷移变碉室。在7305联络巷移变碉室安装一台型号JGP9L-400/6高压配电装置，由该配电装置负荷侧馈出一路长度约900m、型号MYPTJ-3*70的高压橡套电缆到工作面电站。工作面设备采用1140V电压供电，电站配置两台KBSGZY-1000/6移动变电站，一台供工作面

51、煤机、破碎机、转载机等用电。另一台供工作面前后部运输机、乳化泵等设备用电。2、皮带机供电：7302一部皮带机采用两台220KW电机，供电电压采用1140V,在7302联络巷移变碉室安装一台型号KBSGZY-630/6的移动变电站，给7302一部皮带机供电，该移变配置BGP46-6型高压头，低压头采用KBZ20-630/1140(660)型馈电作为总控开关，从该移变的低压侧馈出一路MYP-3*70+1*25,长度约150米的橡套电缆到皮带机头，皮带机头安装一台KBZ20-400型馈电，皮带电机控制开关采用QJZ9-1200型组合开关。中部驱动采用一台220KW电机，控制开关采用QJR-400启动

52、器。3、两顺梢低压供电：两顺梢低压供电电源来自7305联络巷移变碉室KBSGZY-630移变，从该移变低压侧馈出两路型号MY-3*50+1*25橡套电缆，一路至7305轨顺的KBZ20-400型馈电为轨顺绞车、水泵等设备供电；另一路至7305皮顺的KBZ20-400馈电为皮顺绞车、水泵等设备供电。三、变压器的选择根据负荷情况，将各类负荷分组供电，变电站的需用容量采用需用系数法计算，各类变电站的选择结果及负荷分配见表。序号变压器型号负荷名称负荷技术参数安装负荷（KW计算负荷（KW需用系数汇P(KW)1KBSGZY-1000/6采煤机601450.750.75833.25转载机1601200.75破碎机11082.50.75乳化泵12001800.92KBSGZY-1000/6前1郃溜子200*22600.65700后部溜子200*22600.65乳化泵22001800.93KBSGZY630/6皮带机220*34290.65429四、高、低压配电装置与磁力启动器的选择序号设备名称型号数量（台）1隔爆型高压真空配电装置JGP9L-400/612隔爆型高压真空配电装置BGP46-6(100A)33真空馈电开关KBZ20-63034真空组合开关QJZ-1600/114035真空组合开关QJ