综放设计说明书

1、前 言山东华宁矿业集团有限公司鑫安煤矿于2006年11月投产。-380m水平1300采区设计由泰安市煤炭局于2008年6月以泰煤字【2008】67号文号批准,从三维勘探资料结合本区域钻孔以及掘进实际揭露情况分析,本区域地质条件中等偏复杂,为保证采面安全生产,生产系统合理可靠，最大限度地提高采面经济效益、煤炭资源回收率，山东华宁矿业集团有限公司鑫安煤矿编制了-380m水平1312综放工作面设计。一、编写依据1、山东华宁矿业集团有限公司鑫安煤矿初步设计说明书山东华宁矿业集团有限公司鑫安煤矿安全设计专篇2、山东华宁矿业集团有限公司鑫安煤矿建井地质报告3、山东华宁矿业集团有限公司鑫安煤矿-380m水平

2、1300采区设计说明书4、山东华宁矿业集团有限公司-380m水平1312采煤工作面地质说明书5、煤炭工业矿井设计规范6、煤矿安全规程二、设计指导思想指导思想：认真贯彻国家有关煤矿的方针、政策和法律、法规，严格执行煤矿的有关规程、规范和规定，从现有实际情况出发，充分利用现有生产系统和技术装备，合理布置生产系统，确保安全生产，稳步提升采面生产能力，实现最大限度回收煤炭资源，达到安全可靠、技术可行、效益良好的目的。第一章 工作面概况一、工作面位置、周边关系及开采情况-380m水平1312采煤工作面是矿井-380m水平1300采区的第12个采煤工作面，为-380m水平1310采煤工作面接续采面，131

3、2采面以东为F67断层，南为F37-3断层，北为1300采区南翼轨道下山，西为1310采面采空区。-380m水平1300采区位于F35、F36、F37、F45、F33断层之间，区内F34断层落差30m-50m走向近东西，横贯采区中部，把本采区从中部分割成南北两个块段。北部为F35、F33、F45、F34包围块段，南部为F34、F24、F36、F37、F45包围块段，区内F43边界附近煤岩受岩浆岩侵蚀，其余部分条件相对简单，煤层赋存稳定，走向变化不大，煤岩层倾角在100-240之间，具体为浅部小、深部大，采深在350m-660m。井下标高为-300-610m，地面标高为+56+57.1m。二、地

4、形地物1312采煤工作面位于工业广场以东，地面标高为+56+57.1m，区内地形平坦为大面积农田，无积水区、无水渠，无建筑物，为大面积农田，1312工作面的回采对地面无影响。三、工作面参数、开采技术条件及煤层赋存特征1、1312工作面走向平均长度280m、倾向平均长度140m、面积为39200，工作面倾角在822°之间。1312采煤工作面位于-380m水平，开采煤层为山西组第3煤层，煤层厚度在3.86.2m之间，平均为5m。由亮煤及暗煤组成，块状，含黄铁矿薄膜，硬度系数f=1.81.9，含夹矸12层（岩性主要为灰色泥质粉细砂岩，厚度约0.20.5米，局部缺失）。工作面沿伪倾斜方向开采

5、。煤层产状：倾向85140°，倾角1228°。 2、煤层直接顶为粉细砂岩，厚度为23.6m；老顶为中细砂岩，厚度为58m；煤层直接底为粉细砂岩，厚度为3.65.8m；老底为中细砂岩，厚度为5.512m。3、本工作面内还可能存在落差较小的断层，但对回采影响较小。4、鑫安煤矿属低瓦斯、低CO2矿井，瓦斯绝对涌出量为0.04m3/min，瓦斯相对涌出量为0.13m3/min，CO2绝对涌出量为0.08m3/min，CO2相对涌出量为0.25m3/min。煤尘爆炸指数为40%-42%，属爆炸性煤层。煤的自燃发火期为61天。自燃倾向性为二类自燃。四、储量情况（一） 储量1312采面工

6、作面煤层赋存较稳定，可采储量为270480t，设计回采率为86%，回采煤量232612t，损失煤量37868t（其中设计地质损失量7438t）。（二）工作面服务年限生产能力计算：工作面使用综采放顶煤时，采用一采一放的方式每天2个循环，每循环进尺0.6m，机采高度2.2m，放煤高度为2.8m，煤层综合回收率按86%计：日产量：140×0.6×2×5×1.38×0.86997（吨）月产量：140×0.6×2×5×1.38×0.86×30×90%26920（吨）结合工作面实际情况和

7、矿年度计划,每月产量按26920吨计算，服务时间为8.3个月。 工作面服务年限= 工作面回采储量（采用综采放顶煤段）/月产量 =232612/269208.64（月）1312采煤工作面采用综采放顶煤工艺的服务年限为8.64个月。第二章 地质构造1312采煤工作面附近存在以下断层，由于本区地质构造较复杂，在本工作面内还可能存在落差较小的断层，对回采影响较小。附：断层情况表断层名称倾向倾角断层性质断层落差（m）对回采的影响F37-3180190°65°正1020采面南部边界断层，对回采无影响F67 90100°70°正5采面东部边界断层，对回采无影响F08-

8、42030°35°正02采面上顺槽揭露断层，对回采影响不大。F52220°3050°正03采面内部断层，造成煤层局部变薄，断层带附近应加强支护，对回采有一定影响。第三章 水文地质及水害评价1、3煤层顶、底板砂岩以灰黑色粉细砂岩、灰白色中砂岩为主，为开采3煤层的直接充水含水层。本工作面3煤层顶底板都为弱含水层，在回采过程中个别地点可能会有淋水现象，预计采面正常涌水量0.1m3/h,，最大涌水量0.5m3/h，对回采无影响。2、3煤层下距三灰48.165.5m，且三灰属弱含水层，对回采无影响。3、根据井下巷道揭露及钻探资料分析，工作面内断层及边界断层均不含水

9、、不导水，对回采无影响。 4、本回采工作面无钻孔，不会出现钻孔导水情况，无钻孔突水危险。总之，该工作面水文地质条件清楚、简单、无突水危险。建议：1、回采过程中要坚持“预测预报、有疑必探、先探后掘、先治后采”的原则，当工作面及附近工作地点发现有煤层变湿、挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气、水叫、顶板来压、片帮、淋水加大、底板鼓起或产生裂隙、出现渗水、钻孔喷水、底板涌水、煤壁溃水、水色发浑、有臭味等透水征兆时，应当立即停止作业，报告矿调度室，并发出警报，撤出所有受水威胁地点的人员。在原因未查清、隐患未排除之前，不得进行任何采掘活动。2、 当汛期本区域连续降雨达到50mm以上或天气预报为“暴雨”的天气时

10、，必须停产撤人。3、 该工作面为伪倾斜上山开采，在下顺槽敷设好双泵双回路排水系统，保证排水能力不低于20m3/h。4、在设计1312上顺槽掘进过程中及工作面回采前应及时对1310工作面采空区进行探放水工作。 第四章 防水煤（岩）柱计算与留设底板安全隔水层厚度计算：根据煤矿防治水规定安全隔水层厚度计算公式按突水系数计算：由T=P/MT突水系数，MPa/m；P底板隔水层承受的水头压力，Mpa；M底板隔水层厚度，m可得公式：M=P/T1312采面采深为630m，P值取6.3Mpa； T突水系数不大于0.06 MPa/m，计算中T选取0.06 MPa/m，可得M=6.3/0.06=105（m）所以，根

11、据突水系数评价安全开采，有效隔水层厚度必须大于105m。奥灰与3煤间距为180190m,远大于有效隔水层厚度M:105m，符合安全可采距离要求。第五章 工作面巷道布置一、顺槽、切眼、停采线等位置的确定及依据1312综放工作面位于-380m水平1300采区南翼块段，本采区由泰安市煤炭工业管理局批复，1312综放工作面通过-380m水平1300南翼采区轨道下山进风，通过-600m水平南翼回风联络巷回风形成采面通风系统，采面煤炭通过1312采煤下顺槽运至1312采面运输联络巷，经1312采面煤仓贮存中转后，由-600m胶带暗斜井运至-380m水平煤仓。1312采面上顺槽布置根据1310采面采空区保护

12、煤柱范围而确定； 1312采面下顺槽布置根据采面正常合理推采长度及F67断层位置而确定；1312采面切眼布置根据F37-3断层位置而确定，并与采面上下顺槽的巷道方位呈90°夹角；停采线是根据-600m胶带暗斜井及1300南翼采区轨道、集运下山保护煤柱尺寸而确定。二、巷道断面形状、几何参数及支护形式采煤工作面上、下顺槽，均沿煤层底板布置，下顺槽主要用于回风、运煤，上顺槽主要用于进风、辅助运输。采用锚网、29#U型棚及背板支护，直墙半圆拱断面,净宽3.2m，净高3.2m，净断面积9.1m2。锚杆采用22×2300mm树脂螺纹钢锚杆，锚杆间排距0.8×0.8m，棚后全断

13、面铺设网格为50×50冷拔丝经纬网，采用长×宽×厚=1000×100×50mm木背板背帮，棚距0.8m。采面切眼沿煤层底板布置，矩形断面，净宽6.0m，净高2.8m，净断面积16.8m2。采用锚网索、W型钢带支护，采用液压点柱配铰接顶梁托2.6和4.2m型钢支护顶板。锚杆采用22×2300mm树脂螺纹钢锚杆，顶部锚杆间排距1×1m，帮部使用钢筋梯锚杆间距为2m，锚索采用17.8×8000mm预应力钢绞线，间排距2×2 m,每排3根,全断面铺设W型钢带，排距0.8m。附：上、下顺槽及切眼断面图第六章 采煤方

14、法及工作面装备一、采煤方法、生产工艺该矿井所采煤层均为倾斜煤层。本区所采3煤厚约5.0m，结合该矿井多年的煤炭开采成功经验及矿井现有生产设备条件，决定在-380m水平1312采面采用综采放顶煤采煤方法，按走向长壁布置，采用全部垮落法管理顶板。采煤工艺双滚筒采煤机割煤，采高2.2米±O.l，循环进度为0.6米。液压支架尾梁插板伸缩、升降尾梁放顶煤，放煤高度2.8米、采放比为1:1.3。采取一采一放，双轮循环顺序折返放煤工艺，放顶煤步距为0.6米。落煤方法1、采煤机的进刀采煤机的进刀采用端部自开缺口、斜切进刀的方式，斜切进刀段长度以采煤机前滚筒为准不少于23m，进刀深度0.6m。具体操作

15、如下：1）采煤机向下（上）割透端头煤壁后，向上（下）推移刮板运输机，使得刮板运输机弯曲段为15m后，翻转煤机挡煤板，将两个滚筒的上下位置调换，向上（下）进刀，通过15m的弯曲段至35m处，使得采煤机达到正常截割深度（即0.6m）。按要求推移刮板运输机至平直状态。2）翻转采煤机挡煤板，将两个滚筒的上下位置调换，向下（上）割三角煤至割透端头煤壁。3）割完三角煤以后，翻转采煤机挡煤板，将两个滚筒的上下位置调换，采煤机进入正常割煤状态。采煤机进刀示意图： 2、采煤机正常割煤正常割煤长度为105米，采煤机以2.5m/min的速度向上（下）割煤，直至割透上（下）端头煤壁。采煤机正常割煤采用前滚筒在上部、后

16、滚筒在下部的方式。3、放煤放煤工艺采用一采一放顶煤,放煤步距0.6米，双轮循环顺序折返放煤工艺。工作面后部输送机在每个循环放煤后按照自下而上的顺序及时拉移，拉移步距为0.6m。二、工作面装备1、液压支架支护强度验算 理论支护强度的计算Q=N×H×F×Z×9.8 =8×2.2×4.27×2.6×9.8 =1913KN式中： Q:要求的支架工作阻力，KN; N:采高的倍数，一般取68，这里取8； H:工作面采高，2.2m。 F:支架的支护面积，4.27m2；Z:煤层顶板岩石容重，2.6t/m3。由于工作面液压支架工作阻

17、力为3000KN,故所选液压支架工作阻力满足要求。2、支护设备选择1312综放工作面选用ZF3000/16/25型液压基本支架，ZFG4200/18/28过渡液压支架支护。根据工作面条件与支架适应条件对照表可以看出，选用以上型号液压支架，在满足顶板管理支护强度需要的同时，也能满足底板比压值要求。3、乳化液泵站乳化液泵选用BRW200/31.5型2台，喷雾泵选用PB200/63清水泵，准备两泵一箱;输液管路选用高压胶管，耐压45MPa以上。主要技术参数如下:(1)乳化液泵:型 号: DRB200/31.5公称流量 : 200L/min公称压力 : 31.5MPa电机功率 : 125kW（2）高压

18、喷雾泵:型 号: WPZ320/10公称流量: 320L/min公称压力: 10MPa电机功率: 37kW泵站使用规定要保证泵站压力大于30MPa，使用ME20-5型号乳化液，乳化液浓度1.8%-2.0%。要加强支架与泵站的维修,杜绝系统的窜漏液。工作面条件与支架适应对照表 工作面条件支架适应条件采高2.2m倾角8-2200-350煤厚5m<8m煤硬度1.81.93底板比压46Mpa1.26 Mpa支护强度0.29 Mpa0.69-0.71 Mpa顶板种类级类级类基本液压支架的主要技术特征支架选用：ZF3000/16/25型支架支撑高度：1.62.5m整体运输外形尺寸（长×宽&

19、#215;高）=5450×1210×1600mm初撑力：2532KN工作阻力：3000KN支撑强度：底板比压：1.26MPa过渡支架主要技术特征支架选用：ZFG4200/18/28型支架支撑高度：1.82.8m整体运输外形尺寸：（长×宽×高）=4300×1420×1800mm初撑力 ： 3956KN工作阻力： 4200KN支撑强度：底板比压： 1.6Mpa采煤机主要技术参数型号：MG150/380-QWD生产能力：1160t/h采高范围：适应工作面倾角：350适应煤质硬度：4截深：630mm牵引速度：0-6.5m/min外形尺寸（长&

20、#215;宽×高）：12580×1840×1127mm运输设备刮板运输机型号：SGZ630/264型电机功率：2×132KW 额定功率：132KW运输能力：450t/h中间槽尺寸：（长×宽×高）： 1250×590×(252前、262后)mm 刮板链：中双链节距：125 mm型号：SGB630/150C型电机功率：2×75KW 额定功率：2×75KW运输能力：250t/h中间槽尺寸：（长×宽×高）： 1500×630×190mm SSJ1000/2

21、5;75型带式输送机技术参数为：电机功率： 2×75KW运输能力：630t/h带宽：1000mm带速：1m/sPCM110型破碎机技术参数为：生产能力：1000t/h电机型号：KBY550-110A功率：110KW(1140V)SZZ764/132型转载机生产能力：900t/h电机型号：KBYD550-132/65-4/8辅助运输设备辅助运输设备选用1.0吨矿车、盒子车。无极绳绞车主要技术参数如下：型号：JWB-75BJ牵引力：6t绳径：21.5mm绳速：1.2m/s绳容量：580m第七章 生产系统一、煤炭运输系统采煤机破、落、装煤和前部刮板运输机前移配合装煤；破碎并垮落到支架掩护梁

22、和插板上方的顶煤，在插板缩回后，在利用自重自动溜入后部刮板输送机的溜槽中运出,插板完成大块煤的破碎并通过上下升降破坏掩护梁上方由大块煤形成的临时拱式结构。前后两部刮板运输机平行运煤,集中到运输巷转载机内和通过胶带输送机运出。移溜方式采用推移千斤顶推移前部刮板运输机和拉移后部刮板运输机的方式，推拉步距 0.6m，弯曲段长度不小于15m，推拉方向为自下（上）而上（下）。1、采煤机向下（上）端正常割煤时, 按照自上（下）而下（上）的顺序，依次推拉刮板运输机，至距离采煤机后滚筒20m处。2、在采煤机向上（下）斜切进刀切入煤壁规定截深后，将前部运输机按自下（上）而上（下）的顺序推向煤壁,成一条直线。运煤

23、系统路线：由工作面1312工作面下顺槽1312工作面运输联络巷1312采面煤仓1312采面皮带运输巷-600m水平南翼回风联络巷-600m胶带暗斜井-380m水平煤仓-380m胶带暗斜井-147m井底煤仓主井升井。运输设备选型设计：1312采面采用综放采煤工艺施工时下顺槽及运输联络巷共安设3部皮带。3部皮带运输机中选取运输距离最长、倾角最大的条件进行计算，已知，皮带机长120m，倾角为16°，采取上运输方式，给煤量按250(t/h)选型计算。设备选型计算如下：（1）胶带的输送能力： (t/h)（2）胶带速度：（初定胶带宽度B=1m）选标准速度V=2m/sK 货载断面系数，取458。C

24、 - 倾角系数，取0.9。货载的散集密度， 取0.85.（3）验算胶带宽度满足要求。(5)单位长度胶带上货载质量（6）单位长度胶带质量：取qd=12.23kg/m （7）单位长度托辊质量：上托辊： 下托辊:Gg 重段托辊转动部分质量，取11 kg。 空段托辊转动部分质量，取11 kg。- 重段托辊间距。取1.5 m -空段托辊间距。取3.0 m （8）张力计算取重段阻力系数w=0.04，取空段阻力系数w´=0.035。重段阻力： 空段阻力：各张力点列图如下： 各张力点计算表各点标号计算公式用S1表示各点张力结果 N1S1S119362S2=S1+WkS2=S1-34015963S3=

25、1.06S2S3=1.06S1-36016924S4=S3+WzhS4=1.06S15=1.06S4 S5=1.124S16=1.06S424000式1 式2 值 取 13.45。二式联立，由表可知最大张力点在S6点(9) 按m=11的安全系数求所需胶带的纵向拉伸强度选用纵向拉伸强度为800N/mm的PVC整编芯阻燃胶带(10)验算摩擦力备用系数合适。(11)主动滚筒圆周牵引力(12)电动机功率 配备75KW电动机2台。二、辅助运输系统工作面需用材料、设备等物资，采用1.0t矿车或盒子车，通过-380m轨道暗斜井、-600m轨道暗斜井松至13

26、00南翼采区轨道下平车场，通过1300南翼采区轨道下山提至1312采面上顺槽车场至工作面。辅助运输系统路线：由副井-147m井底车场-380m轨道暗斜井-600m轨道暗斜井1300南翼采区轨道下平车场1300南翼采区轨道下山1312采面上顺槽车场工作面。辅助运输设备选型设计：1312综放工作面正常生产时，使用绞车为1300南翼采区轨道下山绞车一部，1312采面上顺槽绞车一部。1、已知： 1300南翼采区轨道下山绞车类型为55KW绞车，牵引力为4.5T，使用绳为6×19-21.5型绳，下山长度为260米，斜巷倾角为230，现在提升最大不可拆物料7T看能够满足提升要求。根据公式：可先算出

27、提升时最大拉力FmaxFmax=n·g(m1+m2)(sin+f1cos)+mp·g(L-x)(sin+f2cos)其中（1）n为提升车数，n=1（现提升一辆车试验）（2）g为重力加速度，g=10m/s2（3）m1、m2为物料车及物料重量，m1+m2=7000KG（4）为斜井倾角，现=230（5）f1为矿车运行摩擦阻力系数矿车为滚动轴承时，f1=0.015 滑动轴承时f1=0.02因矿车为滚动轴承故f1=0.015（6）mp为每米钢丝质量，查表6×19-21.5绳质量为1.63kg/m（7）L为斜井长度L=260m（8）x为由提升开始起点车组的行程，x=0在最低时

28、，F最大（9）f2为钢丝绳沿托辊和底板移动阻力系数钢丝绳全部支承在托辊上时取f2局部支承在托辊上时取f2，现取最大f2=0.4代入得Fmax=1×7000（sin230+0.015·cos230）10+1.63×260×(sin230+0.4·cos230)10则Fmax=31213.3N换算g=10N/kgFmax/g=3121.33kg=3.12133(T)Fmax<55绞车提升能力（4.5T）验算钢丝绳的安全系数Ma=Qp/Fmax规程安全系数 6.5Qp为所选绳的钢丝破断拉力总和，查表得Qp=318.76KN代入Ma=318.76

29、KN/31.2133KN=10.2>6.5大于绳的安全系数，故选择成功可以满足提升要求2、已知 1312采面上顺槽绞车类型为75KW无级绳绞车，牵引力为6T，使用绳为6×19-21.5型绳，下山长度为280米，斜巷倾角为100，-100现在提升最大不可拆物料7T看能够满足提升要求。根据公式：可先算出提升时最大拉力FmaxFmax=n·g(m1+m2)(sin+f1cos)+mp·g(L-x)(sin+f2cos)其中（1）n为提升车数，n=1（现提升一辆车试验）（2）g为重力加速度，g=10m/s2（3）m1、m2为物料车及物料重量，m1+m2=7000KG

30、（4）为斜井倾角，现=-100（5）f1为矿车运行摩擦阻力系数矿车为滚动轴承时，f1=0.015 滑动轴承时f1=0.02因矿车为滚动轴承故f1=0.015（6）mp为每米钢丝质量，查表6×19-21.5绳质量为1.63kg/m（7）L为斜井长度L=200m（8）x为由提升开始起点车组的行程，x=0在最低时，F最大（9）f2为钢丝绳沿托辊和底板移动阻力系数钢丝绳全部支承在托辊上时取f2局部支承在托辊上时取f2，现取最大f2=0.4代入得Fmax=1×7000【sin（-100）+0.015·cos（-100）】10+1.63×260×【sin（

31、-100）+0.4·cos（-100）】10则Fmax=26300N换算g=10N/kgFmax/g=26.3KN Fmax<55绞车提升能力（60KN）验算钢丝绳的安全系数Ma=Qp/Fmax规程安全系数 6.5Qp为所选绳的钢丝破断拉力总和，查表得Qp=318.76KN代入Ma=318.76KN/26.3KN =12.1>6.5大于绳的安全系数，故选择成功可以满足提升要求三、供水系统1312综放工作面的防尘用水,取至地面280m3静压水池,沿108mm防尘水管进入井下,能提供不少于200 m3水量,且设有沉淀池。供水路线: 静压水池沿108mm防尘水管副井-380m轨

32、道暗斜井-600m轨道暗斜井1300南翼采区轨道下山2寸防尘水管1312综放工作面下顺槽工作面2寸防尘水管1312综放工作面上顺槽工作面下顺槽供水管每隔100m设一个截止阀门，每隔50m设一个三通阀门。通过三通阀门给水幕及转载点喷雾头供水。上顺槽供水管每隔100m设一个截止阀门，每隔50m设一个三通阀门。通过三通阀门，给工作面喷雾头和除尘水幕供水。四、排水系统本矿井现有三个井下排水泵房：-147m水平中央泵房、-380m水平中央泵房和-600m水平中央泵房。排水方式由-380m水平泵房水仓水泵直接排到地面。-380m水平泵房装备MD300-65×8型水泵3台，电动机功率为220kW，

33、电压为6kV。正常涌水时，一台工作，一台检修，一台备用。-380m水平排水系统现有245×12排水管2趟，经轨道斜井、副井敷设至地面，正常涌水时管路一趟工作一趟备用。水仓容量为2380m3。-600m水平泵房，选用三台MD150-30×10高压水泵；电机型号为YKK355-4，6kV/200kW；电动机启动器为三台BGP50-6型。设置两趟180×8永久排水管路排到-380m水平水仓。1312综放工作面的水源主要为3煤顶板砂岩水和防尘水，顶板砂岩水表现为顶板淋水，但与其它含水层水源无水力联系。根据技术部门提供的资料，最大涌水量0.5m3/h， 正常涌水量0.1m3

34、/h。工作面下顺槽设临时水仓1个，采用矿用 “工”字钢架棚支护；梯形断面，棚距800mm，水仓有效容积为17 m3。安设潜水泵两台，型号QBK45/22-7.5，流量不低于20m3/h，将采面涌水排至1312采面皮带运输巷临时水仓，半圆拱断面，净宽2.8m，净高2.8m，有效容积为20 m3，安设潜水泵两台，型号QBK45/22-7.5，流量不低于20m3/h，将涌水排至-600m南翼回风联络巷，通过水沟经流入-600m水平大巷进入-600m水平泵房水仓。五、通风系统、风量计算该矿井属低瓦斯矿井，通风方式为中央并列抽出式通风，副井进风，主井回风。目前总进风量4200m3/min，总回风量429

35、0m3/min。地面通风机房装备BDK65-10-NO26型轴流式通风机两台，分别配用2×160kW电动机，担负全矿井通风任务。反风方式为风机反转。采煤工作面需风量的计算：1、采煤工作面需风量的计算：（1）、按气象条件计算Qcf=60×70%×Vcf×Scf×Kch×Kcl=60×70%×1×11.12×1.2×1=560.4 m3/min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；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，

36、m2；Kch采煤工作面采高调整系数，具体取值见表2；Kcl采煤工作面长度调整系数，具体取值见表3；70%有效通风断面系数；60为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1采煤工作面进风流气温0C采煤工作面风速m/s201.020-2323-26Kch采煤工作面采高调整系数 表2采高m2.02.5及放顶煤面系数Kch1.01.112Kcl采煤工作面长度调整系数 表3采煤工作面长度m风量调整系数kcl150.815-800.8-0.980-1201.0120-1501.1150-1801.2180 （2）、按照瓦斯涌出量计算Qcf=100·qcg·kcg=100&

37、#215;0.04×1.4=5.6 m3/min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；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；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。（3）、按照二氧化碳涌出量计算Qcf=67·qcc·kcc=67×0.08×1.4=7.5 m3/min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；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

38、，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。（4）、按工作人员数量验算Qcf4Ncf 4×26 104 m3/min式中：Ncf采煤工作面同时工作的最多人数，人；4 每人需风量，m3/min。2、按风速进行验算本工作面风速验算按最大值560.4 m3/min进行验算（1）验算最小风量Qcf60×0.25Scb60×0.25×11.72175.8 m3/min（2）验算最大风量Qcf60×4.0Scs 60×4×10.522524.8m3/mi

39、n式中：Scb采煤工作面最大控顶有效断面积，m2；Scs采煤工作面最小控顶有效断面积，m2；根据以上计算和验算，本工作面的选取配风量为560.4m3/min，能够满足生产需要。通风路线（新风）由副井-147m水平井底车场-380m轨道暗斜井-600m轨道暗斜井1300南翼采区轨道下山1312采面上顺槽1312综放工作面（乏风）1312采面下顺槽1312采面皮带运输联络巷1312采面皮带运输巷-600m水平南翼回风联络巷-600m胶带暗斜井-380m水平总回总回风巷-380m胶带暗斜井主井。六、瓦斯防治瓦斯检查工作面配备专职瓦斯检查员，瓦斯检查员巡回检查工作面瓦斯,每隔35小时检查一次,每班至少

40、检查两次，并填写检查牌板。瓦斯检查点分别设在:工作面回风出口以里10m处、运输顺槽皮带机头处、上下隅角和工作面中，瓦斯检查员把检查结果最大值填入瓦斯检查牌板，并告知跟班区长和班长，瓦斯检查牌板应设置在回风顺槽中距工作面50m附近。七、防灭火系统（一）防灭火设计1、喷洒阻化剂预防采空区发火设计喷洒气雾阻化剂:采用 KMB-36-3型阻化多用泵，将gCl2溶液喷洒飘逸在上、下顺槽及采煤工作面、放顶采空区松散煤体上，降低煤的氧化活性，达到抑制煤在空气中氧化的目的。2、灌黄泥浆预防采空区发火设计利用2ZB-200/4-22型注浆泵向采空区灌注黄泥浆，将黄泥浆充填至老空煤岩体裂隙内，隔绝遗留煤炭与氧气接

41、触，从而达到抑制煤的氧化，防止煤炭自燃。3、设置挡风帘预防采空区发火设计工作面上、下隅角沿切顶排吊挂挡风帘减少向采空区漏风。从顺槽切顶线处向外延伸10m；挡风帘底边距底板不大于200；关门柱处挡风帘吊挂贴近顶板，下边挡到底板。4、上、下顺槽切顶线处砌筑阻燃墙在采空区“U”形漏风通道的进、回侧，砌筑袋装的粘土为材料的可缩性耐压阻燃墙。其作用机理是阻燃墙增加了自燃区漏风的风阻，并降低了自燃区进、出风间的风压差。5、注凝胶对工作面上、下隅角进行注凝胶预防采空区发火，在上下隅角五花布置1寸钢管，注胶配液浓度为水：水玻璃=9:1，水：碳酸氢钠=9:1，通过高压管压入采空区。6、特殊时期的防灭火管理初采、

42、撤面、工作面长时间停产、过断层等地质条件复杂地段工作面推采速度相对较慢时，应进一步加强监测监控，制定特殊防火措施和应急预案，加大对采空区注凝胶、黄泥量。加强KJ76N安全监控系统和束管监测系统的数据及时进行分析，发现温度上升明显、有芳香族碳氢化合物、及防灭火标志性气体CO浓度超过0.0024%或增加较快时，要及时组织进行撤人、防灭火等。八、安全监控系统1、按煤矿安全规程第169条的规定,按煤矿安全规程第169条的规定,在1312综放工作面进风巷配电点设置KJ76N-F型分站一台,通过信号线沿上顺槽与传感器连接,实现甲烷断电功能,报警浓度0.8%；断电浓度1.0%；复电浓度0.8%。传感器每隔7

43、天调校一次。2、GJ4-2000型甲烷-温度传感器设在回风顺槽，垂直悬挂距顶板（棚梁）约300mm，距巷帮不小于200mm，一台距工作面煤壁不大于10m不小于5m范围内；另一台安设在距回风联络巷1015m范围内；第三台安设在工作面上隅角的位置（上隅角处并悬挂便携式瓦检仪）。甲烷断电仪的主机接在运输设备总馈上,电源取自馈电的电源侧。3、GF-2000型风速、GT1000-2000型一氧化碳传感器设在回风顺槽测风站内,垂直悬挂距顶板（棚梁）约300mm，距巷帮不小于200mm；4、在瓦斯超限时，工作面甲烷断电仪可切断回风顺槽及工作面的所有非本质安全性设备电源。5、必须保证甲烷断电仪正常有效，严禁人

44、为损坏。每天用便携式甲烷报警仪与断电仪对比，偏差较大时以读数大者为准，并要在24h内调校完毕，发现失效失灵及时更换。6、拆除或改变与甲烷断电仪关联的电气设备的电源线及控制线、检修与断电仪关联的电气设备，需要断电仪停止运行时，须报告调度室，并用便携式甲烷报警仪监测，方可进行生产，否则要停止生产。7、挪移探头可以由溜子司机或机电修工进行。甲烷断电仪必须固定人员进行维护,确保系统的灵敏可靠。当瓦斯超限或装置报警时，要按规定安排撤人，并及时查明原因，进行处理。九、供电系统矿井在工业场地建有356kV变电所一座，两回路35kV电源分别引自宁阳县城西110kV变电站和东疏镇35kV变电站,导线均选用LGJ

45、-95,线路长分别约为9km和4km。井下设有-147m水平变电所、-380m水平变电所和-600m水平变电所三个变电所。井下-147m水平变电所电源引自地面35KV配电所，下井电缆2条，分属地面35KV配电所6KV不同母线段，一、二回路电缆型号MYJV423×50mm2，长度分别为740m。主要向3台200KW水泵及-147m水平用电设备供电。井下-380m水平变电所，电源引自地面35KV变电所，下井两回路电缆，一回路电缆型号MYJV423×185mm2，长度1200m；二回路电缆型号MYJV423×185mm2，长度1250m。6KV单母线分段运行，主要向3台

46、800KW水泵及各采掘工作面供电。在-600m井底车场附近设水平变电所，变电所6kV母线为单母线分段接线系统，两段进线引自-380变电所两段负荷开关，电缆选用MYJV32-3×185高压电缆，、段电缆分别长度为832米和845米。-600m水平变电所设BPG9L-6G型矿用隔爆高压真空配电装置19台，KBSG-630/6 6/0.69 kV 630 kVA矿用隔爆型干式变压器2台，一台运行，一台备用。BKD20型矿用隔爆馈电开关18台，主要担负主排水泵、暗斜井胶带输送机、暗斜井绞车、-600m井底车场所有低压负荷供电、采掘工作面全部负荷及采区照明负荷用电。方案：选用两台移动变电站。从

47、-600变电所6KV高压防爆开关GF-40负荷侧用MYPTJ-3.6/6 3*35+3*16/3+3*2.5型高压电缆200米引至采面移动变电站,移动变电站容量选用1000KVA，低压侧输出电压为1140V,供采煤机、前后刮板输送机、乳化泵站、喷雾泵、轨道绞车、明综保等。从-600变电所6KV高压防爆开关GF-41负荷侧用MYPTJ-3.6/6 3*35+3*16/3+3*2.5型高压电缆200米引至采面移动变电站,移动变电站容量选用800KVA，低压侧输出电压为1140V,供1301下顺溜子、转载机、破碎机、下顺皮带、照明综保。该方案供电系统简单，采煤机、前后刮板输送机供电采用1140V电压

48、等级，启动电流小，电压降较小。负 荷 统 计 表1序号设备名称型号规格数量单台容量（kw）总容量（kw）电压（v）备 注1采煤机MG150/380-QWD137137111402前部刮板输送机SGZ630/2641132×2132×211403后部刮板输送机SGZ630/2641132×2132×211403乳化泵站BRW200/31.521252501140一台备用4喷雾泵WPZ320/101373711405照明综保ZBZ-4M341211406无极绳绞车JWB-75BJ175751140负 荷 统 计 表2序号设备名称型号规格数量单台容量（kw）总

49、容量（kw）电压（v）备注1转载机SZZ764/132113213211402刮板输送机SGB630/150C115015011403破碎机PCM110111011011403胶带输送机SSJ-1000/2×75115015011404胶带输送机SSJ-1000/372377411405照明综保ZBZ-4M14411406小水泵QBK20/50-7.517.57.511401、选择变压器1)1#移动变电站（供采煤机、前后刮板输送机、喷雾泵、照明综保、乳化泵）装机功率：Pe=371+132×4+125+37+12+75=1148KW需用系数：kx=0.4+=0.4+=0.55

50、计算容量:Sca=902kVA选择KBSGZY-1000/6/1.2型移动变电站2)2#移动变电站（供下顺刮板输送机、破碎机、转载机、下顺皮带）装机功率：Pe=150+150+132+110+37+37+4=620KW需用系数：kx=0.4+=0.4+=0.69计算容量:Sca=611KVA选择KBSGZY-800/6/1.2型移动变电站2、选择电缆1）1#移动变电站高压电缆的选择 移动变电站高压侧电流IB=110A 选择:MYPTJ-3.6/6-3×35+3×16/3+3×2.5型高压电缆200米,载流量110<138A符合要求2）2#移动变电站高压电缆的

51、选择 移动变电站高压侧电流IB=60A 选择:MYPTJ-3.6/6-3×35+3×16/3+3×2.5型高压电缆180米,载流量60<138A符合要求3、高压电缆的校验（按线路电压损失计算：10KV以下不大于7%）1）地面变电所至-380变电所高压电缆的效验基本参数：有功功率：Pjs= 3124.2KW无功功率：Qjs=1874.5KVR视在功率：Sjs=3643.4KVA 功率因数：0.8IB=350.6A MYJV42-3×185型高压电缆,载流量438A350.6符合要求-380变电所高压电缆的校验-380变电所高压电缆电压损失计算：10K

52、V以下不大于7在正常涌水量时，在从地面变电所至-380水平变电所下井电缆上的电压降：查煤矿电工手册表10-3-6，可求得cos取0.8时截面185mm²铜芯电缆的每兆瓦公里负荷矩的电压损失为0.439。按公式：U1=KPL1=0.439×3.124×0.8=1.097公式中：K- 每兆瓦公里负荷矩线缆中电压损失的百分数，查表得0.439 P-电缆输送的有功功率3.124MW L-电缆长度0.8KM下井电缆为两根185电缆，所以在正常情况下的压降，应是1/2U1=0.5485，当有一回路高压电缆发生故障，且最大涌水量时的电压降效验：按公式：U1max=KPL1=1.

53、097×3.844×0.8=3.3732）-380变电所至-600水平变电所高压电缆的效验基本参数：有功功率：Pjs= 1884.2KW无功功率：Qjs=1413.2KVR视在功率：Sjs=2355.28KVA 功率因数 0.8IB=227A 选择:MYJV32-3*185型高压电缆,载流量227<438A符合要求-600水平变电所高压电缆效验在正常涌水量时，在从-380变电所至-600水平变电所下井电缆上的电压降：查煤矿电工手册表10-3-6，可求得cos取0.8时截面185mm²铜芯电缆的每兆瓦公里负荷矩的电压损失为0.439。按公式：U2=KPL1=0

54、.439×1.884×0.84=0.69公式中：K- 每兆瓦公里负荷矩线缆中电压损失的百分数，查表得0.439 P-电缆输送的有功功率1.884MW L-电缆长度0.84KM下井电缆为两根185电缆，所以在正常情况下的压降，应是1/2U2=0.345，当有一回路高压电缆发生故障，且最大涌水量时的电压降效验：按公式：U2max=KPL1=0.69×2.004×0.84=1.163）-600变电所至1#移动变电站高压电缆效验基本参数：移动变电站负荷Pca=1148KW，电缆长度200米，截面35mm²（铜芯）查煤矿电工手册表10-3-6，可求得co

55、s取0.7时截面35mm²铜芯电缆的每兆瓦公里负荷矩的电压损失为1.882。按公式：U3=KPL1=1.882×1.148×0.20=0.43公式中：K- 每兆瓦公里负荷矩线缆中电压损失的百分数，查表得1.882 P-电缆输送的有功功率1.148MW L-电缆长度0.2KM4）1#移动变电站线路的总电压降：（1）正常涌水量时：U=U1+U2=0.5485+0.345+0.43=1.327 合格（2）最大涌水量时：U=U1max+U2max =3.373+1.16+0.43=4.967 合格5）-600变电所至2#移动变电站高压电缆效验基本参数：移动变电站负荷Pca=620KW，电缆长度200米，截面35mm²（铜芯）查煤矿电工手册表10-3-6，可求得cos取0.7时截面35mm²铜芯电缆的每兆瓦公里负荷矩的电压损失为1.882。按公式：U3=KPL1=1.882×0.62×0.2=0.23公式中：K- 每兆瓦公里负荷矩线缆中电压损失的百分数，查表得1.882 P-电缆输送的有功功率0.62MW