采区综采面设计方案说明书

1、前言：我矿现生产格局为南北翼各一个综采工作面，北翼153 采区的5335 综采面正在开采，按照生产接续计划安排，下一步接续应为153采区东翼的工作面。由于在 151 区的 4301 综放面施工中遇到一条断层，受该断层影响， 153 采区东翼原来的工作面布置已不适合现在的采区条件，因此，我矿又重新规划了 153 采区东翼的工作面布置，首采面确定为 5332 综采面，因此，我矿编制了 153 区东翼修改设计及首采面 5332 综采面设计。第一章、 153 采区东翼开采巷道布置修改的内容及依据这次 153 采区东翼开采巷道布置修改主要内容为：工作面由原来的采区对拉的东西向仰采布置改为南北向的俯采布置

2、，采区东翼南侧靠7-3 带岩墙布置一套下山系统。具体布置方式为：自153 采区原生产系统底端向东另布置一套下山系统到平安二号断层，其中东翼集中皮带下山和东翼集中材料下山沿煤层顶板布置，专用回风下山布置在煤层顶板的岩石中，在新断层和平安二号断层之间，自东翼下山系统向北布置3 个面长为 190M的综采工作面 采太下煤层顶分层），穿过 6 带岩墙，一直到 5 带岩墙，东侧，工作面一直布置到接近平安二号断层，这样可以使将来布置的采区上山系统 利用井田东侧新设回风井回风方案）处于采空区下方的免压带中。北风井搬家前可以先采5336 和 5332 工作面， 5330 工作面局部处于北风井煤柱中，待北风井搬家

3、后再开采。新断层以西与153下山系统之间的煤量最后考虑。该布置的优点是：1、可直接开采 5 6 带岩墙之间的煤量，间接增加了可采煤量；2、减少工作面安装撤除次数。3、北翼回风系统后优化系统布置废弃北风井）。4、工作面俯采布置，有利于处理顶部老塘水和有利于管理。采区东翼开采巷道布置修改依据：1、 161、163 采区地质报告；2、 153 采区设计； 153 采区修改设计3、井下实见的地质构造变化情况。1/54首采面的选择：为了减少投产工程量和缩短准备工期，并利于工作面顶部老塘水的防治，经研究，决定先投产 5332 工作面。第二章 153采区地质简况第一节采区自然情况一、采区范围及采区东翼部分四

4、邻关系：采区全区）位于井田的北翼，在 5 带岩墙与 7-3 之间，西至弘霖矿开采境界，东至平安二号断层，南北 走向）长约 1100m，东西 倾斜）长约 1600m。其平面拐点坐标为：A：x=-3496.0y=-5774.0B：x=-3344.2 y=-5236.0C：x=-3242.5 y=-4690.0D：x=-2870.0 y=-4800.0E：x=-2811.0 y=-4549.0F：x=-3249.0y=-4439.0G：x=-3813.0y=-4153.0H：x=-4011.0y=-4996.0I ：x=-4208.0y=-5748.0153 采区东翼顶部有太上层的采空区，内有积水3

5、万60 万 m703m ，对开采构成威胁，采掘前需探放水；底部无巷道和煤层；西部为153 采区原系统巷道；东部为平安二号断层；南部为 7-3 带岩墙；北部为4 带岩墙。二、邻区地质情况：1、对应于 153 采区东翼顶部有121 采区部分采空区、 131 采区的采空区和 151 采区的采空区。东翼顶部的121孙家湾层采空区，原有积水，在 151 采区开采时已放出。2、对应于采区东翼的顶部为已采毕的151采区，因局部与本采区层间距较近，预计将来该区采终封闭后内存有积水360 万 m 70 万3，本区准备施工时要探放水，探放水设计另报。m2/54三、井上、下对照关系：对应于153 采区东翼部分的地表

6、有北风井工业广场、西瓦房村、工业园区和蔬菜暖棚、其它地表均为农田，采区首采面 5332 综采面对应地表为农田。地表标高在 +160m+180m之间。第二节地质简况一、构造：1、断层：我矿北翼已经生产采区实见的和没有实见的包括平安二号断层在内的共有五条，其中影响本区的有三条：1）平西一号断层：该断层在我矿 121 东采区的总回风道和 151 采区上部车场两处实见，走向 N45W,倾向 NE，倾角 64，落差 010m,断层面清晰引涙明显，断层面内含有断层泥，厚 0.1m0.2m，擦痕明显 , 无水，在 4301 综放面回风顺槽准备过程中，发现一断层，经推断，和平西一号断层是同一断层，为平西一号断

7、层的延伸。153采区东翼岩墙情况表产岩状要走向倾向倾角厚度墙名素m）称）4N82WNW817m23m5N70 75 ES E73850.7m3.5m6-1N75 83 ES E890.2m0.4m6-2N75 82 ES E81850.2m1.2m6-3N75 86 ES E7585 5.7m11.4m7-2N66 82 ES E65820.5m2.5m3/547-3N67 85 ES E76830.2m1.9m3、岩浆岩床 : 由于我矿的北翼是岩浆岩的高发区域 , 岩床对该区域的煤层破坏相当严重 , 给工作面回采带来很大的困难 , 因此在施工中应予以注意。二、煤层赋存：（一）煤层情况 ：本采

8、区开采煤层把包括太下三层、太下四-2 层，大部区域合层，因此合并计算采区储量。太下层合层厚度平均为11.0M，由 515 个分煤层组成 . 煤层中的夹石层相对较多、较厚, 岩性变化较大 , 一般为粉砂岩、细砂岩、局部有中砂岩或者砂砾岩, 厚度一般在0.06m3.5m 之间,由 413 个夹石分层组成，对开采有一定的影响。在开采中加强管理,确保资源回收利用。二）、煤层顶、底板状况1、顶板：由于太下三层顶板以上的煤层多数被冲刷掉，砂砾岩、粗砾岩多数直接覆盖于开采煤层之上，造成开采煤层大多数无直接顶，易造成老塘悬顶，工作面俯斜开采时，应加强工作面的顶板管理。2、底板：太下四层底板基本以粉砂岩、细砂岩

9、为主，从个别钻孔的情况看，局部煤层底板或煤层被岩床取代，对太下四层的开采有一定的影响。三）、煤质情况：153 采区附近本层没有相邻采区 , 153 采区的煤质数据均采用 156 采区的化验结果，并参考钻孔中 的煤质化验资料，其综合煤质化验结果如下：g灰分。 A ）= 19.5%r挥发分。 V ）= 40.59%f水分。 W ）= 7.71%发热量。 QDT）= 24.64 千焦三、水文地质情况：4/541、根据 153 采区现有地质及水文地质条件，在采区施工时应对岩墙的含水性情况进行探查，以防止突水事故的发生。2、采区涌水量：根据采区地质报告： Q予=16.0 m 3/h在生产实际中有很多不确

10、定的地质及水文地质因素，采区开采后涌出量可能相应增加。四、瓦斯、煤尘、发火期:1、瓦斯：考虑153 采区范围内的岩墙较多的情况，岩墙两侧裂隙发育，极易积存瓦斯，建议在采区施工时，对各岩墙采取超前探放、探查措施，并加强地质灾害的预测预报工作，以防止瓦斯事故的发生。2 、煤尘 爆炸指数：根据通风部门提供的情况，其数据为：41.23%。3、煤层发火期：一般为36 个月。五、采区储量：采区地质报告提供的153 采区 原 163 采区）地质储量为：153 采区地质储量汇总表万吨）分类采区 储 量储量2S112S22备注111b2S11永TR）合计分区柱）153 采区1380.6816.1390.851.

11、22638.7总 计1486.71157.6420.097.23161.5第三章采区巷道布置及采煤方法第一节采区巷道布置一、采区初期准备巷道布置本区东翼巷道布置采用下山开采，基本是利用 153 采区系统底端向东发展，三条下山布置在采区南部边缘，沿近似倾向布置。1）、皮带下山：5/54自 153 皮带道左侧拉门，找到太下 4 煤层后，向南沿煤层底板布置运输下山，过断层后沿煤层顶板施工，坡度约为 8。2）、轨道下山：自 153 轨道下部左侧见煤后轨道下山沿煤层底板布置，见断层后沿煤层顶板施工，原设计坡度约为 8，与皮带下山平行布置，间距 35M。3）专用回风下山：在轨道下山和皮带下山之间的煤层顶板

12、中布置采区专用回风下山，专用回风下山巷道底板距煤层底板 14M，上端与 153 采区回风道连接。4）、采区水仓：在采区下山下部设采区水仓，水仓有效长度30M，净断面积2，有效断面积：7.5427.54M 80%=6.0M，水仓有效容积为： 356.0=210M3，施工图另行编制。5）、采区变电所：在东翼下山系统中部布置采区变电所，分别与轨道下山、运输下山、回风下山相连。二、采区回采巷道布置采区东翼布置为单翼开采，采煤方法由单一煤层开采改为分层开采 分两层开采），顶幅采用综采开采，底幅采用综放开采。根据平安二号断层方向，自采区下山向上布置 3 个回采工作面，采用平行断层布置，工作面长 斜长） 1

13、90M，上分层的工作面 综采）上、下顺槽改为沿煤层顶板布置，上顺槽外部与东翼轨道下山相连，下顺槽外端与东翼运输下山相连，瓦斯抽放道布置在距煤层顶板以上18M 的顶板岩层中，瓦斯抽放道与上顺槽平行，内错 18M，用联络道连接；下分层的工作面 综放）上、下顺槽沿煤层底板布置，上顺槽外部与 153 东翼轨道下山 按腰线）相连，下顺槽外部与东翼运输下山 按腰线）相连，下分层的工作面 综放）所有巷道均与上分层的工作面 综采）巷道内错一巷道布置；东翼布置采煤工作面6 个。圈定可采储6/54量 701 万吨。各工作面的切眼位置考虑了平安四井老塘的因素，具体位置要在进行工作面设计时详细确定。采区首采面为533

14、2 顶幅综采工作面。三、 采区首采面 5332 综采工作面布置一）、 153 采区东翼首采面的选择采区首采面的选择，主要是考虑了煤层赋存及构造较可靠；开采不影响北风井工业广场内的主要建筑物；有利于防治水等因素。综合上述考虑，决定将 5332 综采面确定为首采工作面。二）、5332 综采工作面简况5332 综采面位于 153 采区东翼、 5330 面与规划面 5336 面之间，开采煤层为太下 3、 4合层）；首先开采顶层部分。该面圈定的可采面积为： 1065M190M，煤层平均厚度为 11.0M，采用分层开采， 5332 综采面先采顶幅，采高 3.4M，圈定地质储量为 94.1 万吨，可采储量为

15、： 88.9 万吨 回采率按 95），工作面呈俯斜开采，倾角 7，采用综采工艺开采。三）、工作面四邻关系该面上部为规划面 5330 综采面，下部为规划的 5336 综采面，左部为 153 采区东翼下山系统，右部为 4 岩墙，顶部 110M 左右局部有孙家湾煤层采空区 2102 面和 2103 面，顶部 3045M 左右有太上煤层的 4203 面、 4203 面、 4306 面、 4307 面采空区，该面底部约 30M为高德层群，不可采。四）、地质构造预测及影响情况该面内原有 6-1 带岩墙， 6-2 岩墙， 6-3岩墙、 6-4 岩墙、 5 岩001.5m，岩墙在面内尖墙； 6-6 带岩墙其产

16、状为：N66E,NW85,H=0.5灭，该岩墙走向与工作面开采方向近似垂直，对工作面开采有一定的影响，从钻孔资料看，该区域有天然焦，预计该面局部区域还有火成岩床存在。五）、邻近和上覆采空区及旧巷积水情况工作面顶部局部有本矿的孙家湾煤层 2102、2103 综放面采空区，综放面采用走向开采，预计采空区内没有积水，预计顶部其它旧巷内没有积水，对本工作面开采没有影响。太上煤层采空区内有大量积7/54水，需在准备施工中放水。六） 、工作面巷道布置、支护方式及掘进设备设置工作面布置在153 采区东翼下山系统的右侧与规划的5336 综采面上部，与5336 综采面平行布置，与5336 面留有 10M 煤柱，

17、回风顺槽自采区东翼集中材料下山拉门，运输顺槽自采区运输下山拉门，与采区东翼集中材料下山交叉回风顺槽平行布置，工作面长度确定为 190M，回风顺槽与运输顺槽拉门后沿煤层顶板施工。工作面开采方向略呈俯斜，工作面倾角约为 8。瓦斯抽放道布置在工作面顶板以上 15.0M 的岩石中，与回风顺槽平行，内错18M，外端与采区专用回风下山连接，里端用立井与开切眼相连，回风顺槽与瓦斯抽放道之间用联络道联系。为抵消开采时工作面支架和运输机下滑，开切眼设 2伪斜。四、采区后期后补准备巷道布置该采区东翼设计修改主要为配合北风井回风系统改造工程，北风井回风系统改造工程即北风井搬家解放北风井煤柱）工程，为实现这个目标，该

18、采区要将总回风改为利用井田边界外新回风井、即在后期将采区总回风道与井田边界外新回风井连接，同时将采区运输和轨道下山与北翼 -650 机轨合一大巷外端连接，彻底解放北风井煤柱。后补巷道具体布置如下：1、北翼系统改造皮带道：考虑北风井废弃后，在北翼机轨合一大巷中部布置皮带道与153东翼运输下山相连，长度515M，坡度 15。2、北翼系统改造轨道下山：考虑北风井废弃后，在北翼机轨合一大巷中部布置轨道下山与 153 东翼轨道下山相连，长度 380M，坡度 18。3 考虑北风井废弃后，在 153 采区东翼中部布置回风道与改造北翼总回风道相连，长度 450M，坡度 23。五、巷道断面、支护形式及掘进设备设

19、置1、巷道断面、支护形式准备巷道由运输下山、轨道下山、回风下山组成；支护采用锚网 +锚索 + 喷砼支护；工作面回采巷道主要由运输、回风顺槽、8/54瓦斯抽采道及开切眼组成，支护采用采用锚网锚索联合支护。为了有利于运输、通风和行人，运输、回风顺槽净断面积均为 15.8 平方 M；回风道、联络道、净断面积 10.13 平方 M；瓦斯抽采道采用锚网支护，净断面积6.29 平方 M；切眼采用矩形断面，使用锚网锚索联合支护，净跨度 4.5M，工作面安装时再开帮 1.5M。采区及工作面巷道围岩为中等稳定围岩，根据阜矿集团煤巷锚杆支护技术规范的有关规定，运输下山、轨道下山、运顺及回顺、切眼顶锚杆采用普通螺纹

20、钢锚杆，长度：2.4M，帮采用普通螺纹钢锚杆，长度：2.2M；瓦斯抽放道采用普通螺纹钢锚杆，顶锚杆长度： 2.0M，帮锚杆长度： 2.0M；锚杆直径： 20 毫M。运输下山、轨道下山、运顺、回顺锚索计算：1）、锚索长度的确定：X=X1+X2 +X3=0.3+5.0+2=7.3M取 8.0M式中 以下同）：X1锚索外露长度，取0.2 0.4M；X2锚索的有效锚固长度，M。全岩稳定顶板X2=B =5.0X3锚索的锚固长度，取1.5 2.0M；2）、锚索排距：锚索排距 s=5/4a 2k=53530/4 5225.24 2=3.5m 式中： - 每根锚索最低破断载荷；- 煤岩体积力， Kn/m3。a

21、-巷道宽度， m。k-安全系数。3）、锚索间距锚索间距 =0.85B/n=0.85 5/2=2.1M9/54为保证安全锚索排距取 2.0M，锚索间距取 1.2M。锚索采用 17.8 预应力钢绞线。2、掘进工艺及设备设置该工作面掘进采用炮掘和综掘相结合工艺，长距离煤巷采用综掘，短距离巷道或岩巷采用炮掘，岩巷出货使用耙斗机、煤巷使用装煤机及刮板运输机和皮带机等设备。该工作面掘进采用炮掘和综掘相结合工艺，长距离煤巷采用综掘，短距离巷道或岩巷采用炮掘，岩巷出货使用耙斗机、煤巷使用装煤机及刮板运输机和皮带机等设备。第二节、采煤方法及回采工艺1、开采工艺根据 153 采区设计和煤层赋存条件及瓦斯情况，为保

22、证安全生产和有利于生产管理，遵照上级有关文件规定，经研究，决定本采区工作面采用采用走向 伪斜）长壁分层采煤法，开采工艺：顶幅采用综采开采，底幅采用综放开采。5332 工作面采煤工艺：采用综采开采。1）、工作面设备选型1、综采工作面工艺设备选型采煤方法走向长壁工作面长180M落煤方式综采倾角4o循环进度0.6M采高3.4M作业方式双十一四放煤高度0顶板管理自然跨落设采煤机MG300/700-WD支护形式液压支架备液压支架ZZ4000/18/38支护高度3.4M型端头支架号工作面运输机1 台及下川转载机1 台数破碎机1 台量皮带机1 台2、液压支架支护强度验算综采）：10/54本工作面选用液压支架

23、型号为：ZZ4000/18/38。单位面积的顶板压力：P=nMR/Kp-1 ）=2.0 =32.3t/m2式中： M工作面最大采高取3.4m。3R上覆岩层平均容重取2.5t/m不均衡系数，取 2.0单位面积的顶板压力 t/m 2 b. 工作面整体顶板压力：最大控顶距状态下P=SLmaxp=1904.11 32.3=25223t最小控顶距状态下P=SLminp=1903.51 32.3=21541t式中： S工作面长，取190m。Lmin最小控顶距 3.51m。Lmax最大控顶距 4.11m3.510.6 ）。P整体顶板压力。支架选择：选择 ZZ4000/18/382支撑高度： 3.4m支护面积

24、： 1.5 3.51 4.11 ）m支架最大工作阻力： 4000KN=400t,初撑力： 3077KN。d .支架校核顶板压力校核：最小控顶距下一台支架所受顶板压力：PBLmin）=32.3 1.5 3.51 ）=170.0t 400t最大控顶距下一台支架所受顶板压力：PB Lmin）=32.3 1.5 4.11 ）=199t 400tB单台支架宽度11/54从以上计算得出，工作面的支护选型合理。3、顶板管理方法顶板管理采用全部陷落法。作业方式为：双十一四。第四章采区生产能力及采区服务年限第一节、 153 采区东翼生产能力及服务年限一、 153 采区东翼生产能力受通风和矿压因素制约， 153

25、采区内只能安排一个采煤工作面生产。故采区生产能力即为单个工作面的生产能力。因该区采用分层开采，上下分层采高、回采工艺不同 底幅采用综放开采），其生产能力也不同。现只能换算一个平均生产能力。底幅综放工作面平均采高取 7.6M，则生产能力为： 1780.6 7.6 3 1.36 85%3090% 12=91.2 万吨 / 年。工作面长 178M；循环进度 0.6M；每日 3 个循环；采高 7.6M；回采率 85%；循环率 90%；采区加权平均生产能力为91.2 万吨 / 年因工作面接续方式为区外互接，采区生产时，掘进工程在其它区，所以掘进出煤不计入该区的生产能力。本区内煤层厚度变化不大，由于受北风

26、井保护煤柱的限制， 5330 面待北风井报废后方能开采，而且底幅工作面开采要与顶幅工作面开采有一定的时间间隔，为使矿井生产能力稳定，该区工作面宜与本采区西翼面交替生产。二、采区东翼部分服务年限为：70191.2 7.7 年因该153 区东西翼与北翼其他采面互相交替生产，该区的实际服12/54务年限要长，全区的服务年限另计。三、 153 采区东翼工作面接续顺序考虑到本区工作面为单翼布置，采掘相互影响，在工作面接续倒不开时，与其它采区工作面交替接续。规划接续顺序为：5332 顶它区5336顶5330 顶它区5332 底它区5336底 5330底第二节、首采面 5332 综采面生产能力及服务年限53

27、32 综采面生产能力Q=1900.6 63.4 1.35 3095 85=7.6 万吨 / 月。循环进度 0.6M；日循环数 6 个；平均采高 3.4M；煤容重 1.36 吨/ 立方 M；回采率按 95；正规循环率按85。作业方式为：双十一四。5332 工作面服务年限 88.9 7.6=11.7 月）第五章 采区初期生产 辅助）系统及设备选型第一节 运输系统现出煤系统：工作面下顺槽采区皮带下山集中皮带道 131 采区煤仓 650 皮带运输大巷主井地面运料系统： 650 皮带大巷采区材料石门采区材料下山轨道下山工作面回风顺槽工作面出矸系统：因采区内大部分为煤巷，出矸路线与运煤系统相同。第二节通风

28、系统一、通风系统1、通风网络：主、副井入风 -650 北翼大巷 151 材料大巷 153 集中皮带道轨道车场）采区皮带下山 5332 运输顺槽 5332 工作面 5332 回风顺槽联络道 5332 瓦斯抽放道外段 153 区东翼专用回风下山 153 区专用回风下山 153 总回风道北翼集中回风道 320M 上山 北翼改造回风道） -515 回风大巷北风井地面。通风网络总长度为 9395M。2、工作面风量确定：1）、 153采区 5332综采面瓦斯涌出量计算 :根据 5335面开采期间瓦斯平均涌出量，5332面绝对瓦斯涌出量为：953m/min 。2）、 5332综采面配风量计算：35332综采

29、面开采时绝对瓦斯涌出量95m/min ，通过瓦斯抽放、合理配风方法解决。1）、瓦斯抽放量：、采用 CBF-730-2B63600）、 2BEC-52抽放泵并联抽放，流量为：3220m/min ， 预 计 抽 放瓦 斯 浓 度 为 40%， 则 抽 放 瓦 斯 量 为 266 330%=79.8m/min 。、利用200移动抽放泵抽放工作面上隅角老塘瓦斯，流量为3120m/min 。3预计抽放瓦斯浓度为 5%，则抽放瓦斯量为 1204.2%=5m/min 。通过以上计算瓦斯抽放解决瓦斯量共计为： 84.8m3/min 。余下 10.2m3/min 瓦斯量通过配风解决。15s=15 12.5=18

30、8 m /min 成立Q=1428 m3/min 、预抽钻孔抽放上下两顺每隔100M 向工作面内打一钻机窝子，在其中布置钻孔5个，实现掘进和采煤期间的瓦斯预抽。上述预抽钻孔施工完成后，采用4.0M 长108 钢管封孔，封孔长度不少于3.0M ，封孔材料矿用树脂胶或玛丽散，然后采用108 胶管汇接到井下 200 移动泵 273 主干管路上，上下两顺所有预抽钻孔全部用井下移动泵抽放。2、顶板瓦斯道抽放距回顺平距 18M ，距煤层顶板 15M 掘送贯穿于整个采面的抽放瓦斯道。瓦斯道岔口以里 5.0M 用 10M 长沙柱封闭，从闭内 20M 处引 630 钢管与 630 主干抽放管路汇接进行瓦斯抽放。

31、3、上三角埋管和插管抽放将377 管接设至上三角闭内引出汇接到 200 移动泵抽放管路上进行瓦斯抽放，排放至东翼回风下山。抽放工艺：采用地面泵和井下移动泵联合抽放；钻孔预抽和边采边抽的抽放工艺。2、抽放系统：1）、地面抽放泵站地面抽放泵站位于北风井工业广场内，共有抽放泵4 台。其中CBF730-2B63 型号两台。 2BFC-52 型号两台，额定流量分别为 600 m3/min ，200 m3/min；实际流量 252m3/min ，120 m3/min。北风井废弃后，抽放泵站设在改造回风井工业广场内。2）、管路铺设：从 153 专用回风道 630 主干钢管的三通上采用 630 钢管沿 153

32、 东翼专用回风下山接至 5332 瓦斯道联络川岔口处。井下移动泵抽放预抽钻孔内的瓦斯，沿上下两顺铺设的377 管路15/54和280 管路进行抽放。3）、瓦斯抽放量核定瓦斯抽放系统核定能力计算：1）、瓦斯抽放泵流量：Q泵Q/CnK， m3/min391.7 40%0.8 1.2=220m/min3Q泵瓦斯抽放泵额定流量，m/min ；3Q矿井纯瓦斯最大抽放量，m/min ；瓦斯抽放泵入口混合瓦斯浓度，；n瓦斯抽放泵机械效率，取0.8 ；K瓦斯抽放不均衡系数，取1.2 。2）、管网直线段阻力计算：H摩=9.81 Q2? L/KD5,pa=9.81 3.7 20.822 450/0.71 0.63

33、 5=6943.9H摩管内摩擦阻力损失，pa；3Q管内混合气体流量，m/min混合瓦斯比重， 0.882 ；C管内瓦斯浓度，取40；L直线段管路长度， m；D瓦斯抽放管路内径，mm；K系数，取 0.71 。3）、管网局部阻力计算：H局 =0.2H=0.2 6943.9=1388.84）、瓦斯抽放泵负压计算：H泵 H直+H局 ）+H钻孔 K，pa=6943.9+1388.8 ）+66.6 1.2=9959.16H泵瓦斯抽放泵负压，pa；16/54H直管网直线段阻力，pa；H局管网局部阻力， pa；H钻孔 瓦斯抽放钻孔负压，取5-20mmHg；4）、瓦斯抽放管路选型：、地面抽放管路地面抽放管路选择

34、的型号为 =630mm。地面抽放管路的选择核算：D=4Qc/60）=4220/60 3.14 15）=558mm630mm成立、移动抽放管路移动抽放管路选择的型号为 =273mm。移动抽放管路的选择核算：D=4Qc/60）=450/60 3.14 15）=266mm273mm成立4、瓦斯监测系统1、在 153 采区变电所、回风顺槽配电点设置KJ2007F型分站各 1 台.2、5332 工作面上三角、工作面上出口以外 10-15M）、回顺 瓦斯道联络川以里 10-15M、500M处）设置 JGC4/10瓦斯传感器，回顺 瓦斯道联络川以里 10-15M）设置 KG05温度传感器和 KG04一氧化碳

35、传感器，在瓦斯抽放道闭前设置 JGC4/10瓦斯传感器。3、安全监测设备装备表如下：安全监测设备装备表 一）设备名称设备型号数量备注井下分站KJ2007F2瓦斯传感器JGC4/105温度传感器KG051CO传感器KG041馈电传感器KGT1624、各种传感器报警、断电值及断电范围17/541）、在 153 变电所、 5332 回风顺槽外段设分站，在回风设沼气传感器，温度传感器，一氧化碳传感器。a、工作面沼气传感器，大于等于 0.8%报警，大于等于 1.5%断电，断电范围： 5332入回风道，工作面内全部非本安电气设备；复电值小于1.0%。b、采面回风沼气传感器大于等于0.8%报警，大于等于 1

36、.0%断电，断电范围： 5332入回风道，工作面巷道内全部非本安电气设备；复电值小于 1.0%。c 、采面上三角沼气传感器大于等于 0.8%报警，大于等于 1.5%断电，断电范围： 5332入回风道，工作面巷道内全部非本安电气设备；复电值小于 1.0%。d、瓦斯道闭前沼气传感器大于等于1.0%报警。e、采面回风一氧化碳传感器，大于等于24ppm报警。f 、采面回风传感器大于等于26度报警。瓦斯监测系统见 153 区东翼 5332 面瓦斯监测系统设计图三）、防消火、防尘系统1、消火灌浆系统地面设灌浆泵，沙场，水源由地面选煤厂提供，通过蓄水池、加压设备 加压水泵、地面管路、水枪）；灌浆路径：地面砂

37、场北风井灌浆立眼北翼改造总回风道北翼集中回风道 153 采区专用回风下山 153 东翼回风下山 5332 上隅角老塘 153 东翼回风下山 5332 运输顺槽下隅角老塘）管路长度 3980M。管路规格 108mm钢管。由于自然发火期较短，采用随采随灌法。1）、灌浆倍线计算：采用公式为： K=L/hK灌浆倍线 无纲量）；L管路长度， M；h高差， M。K=3980/920=4.3 7成立18/542）、预防性采空区灌浆所需砂量的计算：Q砂 =KMLHC/100,m33Q砂 灌浆用砂量， mK灌浆系数， K0.1-0.15 ；M煤层开采厚度， m；L灌浆区的走向长度，L20m）m；H灌浆区的走向长

38、度，L190m）m；C煤炭回采率， 95。则，每次注砂量为：Q砂=KMLHC/1000.15 3.4 2019095/100 18.4m3 3）、灌浆用水量的计算：3Q水=K 水Q砂，m3Q水灌浆用水量， mK 水冲洗管路用水量的备用系数，一般取1.1-1.25 ；水砂比，一般取2-5 。则，每次注砂量用水量为：3Q水=K 水Q砂1.25 18.4 5115 m4）、上下两顺每推进20M尾巷注砂量的计算：1）、每个砂段注砂量计算：q=LSK,m33q每个砂段注砂量， m；L所注砂段长度， m；2S巷道平均断面积， m；K修正系数， 1.0-1.1 。则，每个砂段注砂量为：q=LSK512.5

39、1.1 68.75 m 32）、累计注砂量的计算：Q=nq, m 33Q累计注砂量， m；n砂段个数，个 /(Cn+C2-100% =60 1428/100 (14%-7%/(98%+7%-100%=1199.5m3/h3Q0氧化带漏风量，按工作面风量的1/100 取， m/min ；C 1氧化带氧气平均含量，一般10-18 ，取 14；C 2氧化带防火惰化指标，氧气含量低于10，取 7；Cn氮气纯度，取 98。2）、 Qn=A/24 r h1h2 (C1/C 2-1=2500/24 1.36 0.8 0.5 (20%/7%-1=105.2m3/hA日产量， t ；r 煤的容重，取1.34 ；

40、n 1管路输送效率，取0.8 ；n2 注氮效率，取0.5 ；C1 采空区起始处氧气含量，为20；C2采空区氧化带防火惰化指标，取7；3）、 根据国外经验 ： Q=5A/24= 5 2500/24=530.8m3/h4）、 按瓦斯量计算 ： Qn=Qc c/(10-c =14280.6/(10-0.6=91.2 m3/h3QC工作面配风量， m/min ；工作面回风流中的瓦斯浓度取最大值，工作面注氮量取 1199.5 m3/h 。153氮气站单台制氮机产氮量Q=450m3/h, 开三台，制氮总量为：Q=135033m/h1199.5 m /h ，制氮能力满足需要。20/543、防尘系统平安四井老

41、塘水 320M上山北翼集中回风道 131 皮带道 153 集中皮带道后 ：1） 153 轨道下山 153 东翼轨道下山 5332 回风顺槽；2） 153 集中皮带道 153 运输下山 153 东翼皮带下山 5332 运输顺槽。3） 151 总回风道 153 总回风道 153 专用回风下山 153 东翼回风下山。管路长度 4270 M 不含大巷）， 108 无缝钢管。管路每隔100M设分歧，各转载点设喷雾 见图）。4、综合防火措施：1）巷道特殊段防火喷浆，厚度不小于50mm。2）5332 工作面及上下两顺槽煤体松动圈打防火钻孔，注水和阻化剂。3）5332 工作面煤体松动圈防火工作：5332 煤体

42、松动圈平均深度约为1.41.7m ，煤体自然发火期36个月，属于类自燃的煤层。对 5332 上下两顺巷道的煤体松动圈进行开帮工作，将浮煤放下、出净，然后再打钻孔进行煤体注水和阻化剂。4）预测预报工作：1）、设置专职防火检查工，对5332 上下顺槽、工作面进行防火检查，找出巷道中容易发生高温氧化的地段。2）对巷道中容易发生高温氧化的地段有针对性打观测钻孔，下好分铁管或塑料管，利用聚胺脂封孔技术封堵钻孔，封孔长度不少于500mm，同时下好检测温度束管。所有检测钻孔挂牌，统一管理。3）钻孔布置：在巷道中容易发生高温氧化的地段，每隔2.5M 分别向两帮打钻孔，钻孔深度为 3 4M；5332 工作面副帮

43、钻孔呈“三花眼”布置，深度 34M，根据实际需要，工作面副帮钻孔深度要加深、密度加大，确保注水时不出现盲区。21/544）设置专职人员对工作面副帮、上下两顺巷道进行写实，其内容包括：巷道高顶、巷道失修情况，做好记录。5）防火检测：1）设置专职防火检查工和瓦斯检查工，利用红外线温度检测仪、检测束管等器具，对巷道高顶和每个钻孔内 CH4、 CO、CO2、T 进行检测。2）、对5332 上下两顺及工作面的防火钻孔进行取样，化验分析，掌握气体浓度变化规律。6）高温地点的处理：1）、针对巷道松动圈氧化位置、程度，厚度与风速的关系及瓦斯涌出量等情况，可以适当减少 5332 工作面风量，减少风速，降低氧化层

44、位置。2）、对高温钻孔注卤粉，卤粉与水的配比浓度为 33%，即卤粉与水比： 1：3。3）、对高温钻孔注白泥，白泥与水的配比浓度为 30%以上，即卤粉与水比： 1：3。7）形成 5332 上下顺槽防尘水管，每隔 50M设置分歧，备好 30M的塑料管，防尘工对管路进行维护，保证管路水量充足 , 通风人员在 5332 上下顺槽设置防火门，备好门扇、水泥、黄土材料等。8）发现高温的火点时，对高温火点位置进行开帮、挑顶，放下高温煤体后进行喷浆处理，利用水管对高温点及高温煤体洒水降温，降温后的煤炭通过皮带及时运走。9） 5332工作面上、下两顺槽每7 8m,预埋灌浆高顶管，及时对老塘进行防火灌浆。10 ）

45、5332工作面的合理推进度为129.6M/ 月，上下两顺尾巷每15M注砂段堵漏防火。11）注氮方式为埋管式注氮，使用 108mm无缝钢管，老塘内埋管长度 30m,外露长度 20m。12）注水钻孔每 20m一个，孔深 85m，空白带 30m。22/5413）、开采期间工作面设好束管监测系统，准确划分老塘“三带”划分步距。束管位置设在工作面上下三角、工作面上三角以下 18M 处、工作面 70M处、 130M处、 5332瓦斯道闭内，累计 6个监测点。5、束管监测监控：1）、地面设有泵房和化验室，利用泵房内的真空泵作为动力，通过束管管路将采煤工作面老塘内气体抽出送入到 GC-4085 气相色谱仪，再

46、经过 A5085 色谱工作站化验气体成分，分析各种气体浓度变化规律，找出老塘内“三带”内的“氧化带”分布步距和范围。2）、“三带”的划分：漏风带：氧气含量为1720%氧化带：氧气含量为717%冷却带：氧气含量为7%以下3）、根据老塘内“氧化带”分布步距和范围，及时埋设注氮高顶管，对氧化带注氮防火。四）注水设计1）、工作面上下两顺每 20M垂直煤帮打深注水钻孔，注水压力不得低于14Mpa。2）、注水量计算：1）、钻孔注水量：3Q=LBMrq190207.54 1.35 0.031160m2）、矿井日注水量：3Qn=Gq=29820.0389.5m/d3）、注水时间：T=Q/V=1160/89.5

47、=13d。33单孔注水量 1160m，日注水量 89.5m /d ，注水时间 13d。注水孔布置见 5332 面注水设计布置图3、防尘措施：1）、采煤机割煤时，内外喷雾必须保证水量充足、连续喷雾，并且设置专人利用水管向采煤机割煤部位浇水，以减少割煤期间的产尘量。23/542）、工作面移架期间，架子间喷雾必须常开，保证水压充足，杜绝煤尘堆积与飞扬。3）、出货时，各个转载点喷雾必须开启，保证正常喷雾。4）、工作面每班冲洗一次。5）、巷修部门在上下两顺开帮、挑顶作业时，要及时洒水消尘。6）、当班瓦斯检查工随时对工作面上三角至回顺超前支护段的洒水消尘，注水工加强上下两顺超前支护处煤体松动圈的注水工作，

48、将松动圈煤体注饱、注透。7）、及时对5332 回顺、瓦斯道外段、回风道洒水消尘，消除煤尘堆积。五）、隔爆设施5332 上下两顺距离工作面 60-200M 设置辅助隔爆水棚，水量依据“辅助隔爆水棚不少于 200L/m2”，水袋容积 60L/ 个，上下两顺设置隔爆水棚所需水袋的个数计算如下：计算公式： n200L/m2S60L/个式中： n设置隔爆水棚所需水袋数量个）S巷道断面积 2、运输顺槽巷道断面积11.88 m2，则 :3、水棚的排间距为2.0m，棚区长度为28m，每排 3 个，共需 14 排，因此，上下两顺隔爆水袋设置数量分别为42 个。九、供电系统 附供电设计）第一节：负荷统计负荷统计表

49、：设备电 机额定工作工作电机设备总功率使用功率电流名称型 号电压台数台数KW）地点KW）A）V）24/54采煤机MG300/700114026051700700SGZ764/630YSSD-315/1140204/21630刮板运输机315/160160152SZZ764/315YBSD-315/1140204/11315转载机315/160160152PLM-1800YBS-160 160 11409711160破碎机WRB-200JDSB-/31.5125114077122125125乳化泵YBK-45-喷雾泵245114030122454运顺YBS-160211402222320皮带机1

50、60124电潜泵15660171115100D水泵9066011012290JH-14JH-14176602012217绞车JD-55JD-55556606612255绞车JH-14JH-1417660201117绞车JH-20绞车JH-2022660261122JD-55JD-55556606612255绞车注水泵376604422 7泥浆冲钻机18.56602222 18.55332工作面5332工作面5332 运顺5332 运顺5332 运顺5332 运顺5332 运顺5332 运顺5332 运顺5332 运顺5332 运顺5332 回顺5332 回顺5332

51、回顺5332 运顺回顺5332 运顺回顺5332 运顺回顺25/54第二节：单台变压器负荷分布情况及变压器容量的选择一、向工作面供电 660V的变压器容量选择B1KBSGZY-630/6255kw22kw17kw37kw18.5kw15kw绞车绞车绞车注水泵防冲钻机泥浆泵255kw217kw37kw18.5kw15kw15kw290kw绞车绞车注水泵防冲钻机泥浆泵电潜泵100D水泵B1 需用系数 K X0.2860.714 PdP e0.4K X 0.4 Cos0.6Pe 559K w计算变压器容量：SB 1PeK X5590.40.6 373KVAcosI b1KxPN10000.45591

52、000326 A折算 6KV为 35Acos1.732 U e0.61.732660根据以上计算结果，变压器选用容量为 630KVA，型号为：KBSGZY-630/6的移动变电站，工作电压 660V 满足要求。二、 向工作面 1140V负荷供电变压器容量选择B2KBSGZY-1250/6700kw160kw125kw45kw采煤机破碎机乳化泵喷雾泵B2 需用系数 K X 0.4 0.6 Pd Pe Pe 1030Kw Pd=700Kw Kx=0.4+0.6 700/1030=0.81计算变压器容量：PeKxSB 210300.81/ 0.71192KVAcos26/54I b 2K XPN 1

53、0000.8110301000704 Acos1.732 U e0.61.7321140根据以上计算结果， B2 变压器选用容量为1250KVA，型号为：KBSGZY-1250/6变压器，工作电压1140V满足要求。B3KBSGZY-1250/62 160kw2 160kw运顺一台皮带运顺二台皮带B3 需用系数 K X 0.4 0.6 Pd Pe Pe 640Kw Pd=320Kw Kx=0.4+0.6 320/640=0.7计算变压器容量：SB 3PeKx0.7 /0.7640KVAcos640I b3K XPN 10000.76401000cos1.732 U e0.6 1.732378A

54、1140根据以上计算结果， B3 变压器选用容量为1250KVA，型号为：KBSGZY-1250/6变压器，工作电压1140V满足要求。B4KBSGZY-1250/6315/160kw315/160kw315/160kw125kw45kw转载机前运机上电机前运机下电机乳化泵喷雾泵B4 需用系数 K X0.4 0.6 PdPe Pe 1115Kw Pd=315KwKx=0.4+0.6 315/1115=0.57计算变压器容量：PeKx0.57 / 0.7 1047KVASB 41115cosK XPN 10000.5711151000I b 41.732 U e0.61.732536Acos11

55、40根据以上计算结果， B4 变压器选用容量为1250KVA，型号为：KBSGZY-1250/6变压器，工作电压1140V满足要求。第三节：电缆截面选择计算27/541、按持续允许电流选择电缆截面高压电缆的选择1）由 153 变电所高开 G5供 B3、B4 KBSGZY-1250/6 移动变压器的高压电缆的选择：I gK XPe 1000cos1.732UeK i =1061A/1140V折算 6KV为 165A根据计算结果选用： MYPTJ-350+125/3+3 2.5 橡套电缆，长时工作电流为 215A，长度为 800M。2）由 153 变电所高开 G16供和 B1 KBSGZY-630

56、/6、B2KBSGZY-1250/6高压电缆的选择：I g K X Pe 1000 cos 1.732 Ue K i =621A/1140V 302A/660V， 折 算6KV为 71A.根据计算结果选用：MYPTJ-350+125/3+3 2.5橡套电缆，长时工作电流为 215A，长度为 800M。低压电缆的选择B1 供运顺 660V供电线路的电缆选择：所供电负荷为 339.5KwKxPN10000.4439.51000A长时工作电流 I=1.732 U e0.61.732196cos660选用 MY-3 70+1 25橡套电缆，长时工作电流为215A，长度为100M。回顺 660V供电线路

57、的电缆选择：所供电负荷为 219.5Kw，由 153 变电所 G16KxPN 10000.4219.51000A长时工作电流 I=1.732 U e0.61.732128cos660选用 MY-3 70+1 16 橡套电缆，长时工作电流为215A，长度为300M。B2 至运顺 Q13-QJZ-1600/1140-6路开关 供工作面采煤机、破碎机、乳化泵、喷雾泵）干线电缆选择： Ig=260+97+75+30=462A根据计算结果选用：MYP-3 95+1 25 橡套电缆，长时工作电流为260A，长度为 220M.采煤机负荷线选MCP-395+125+64-400m，电缆长时工作电流260A，采

58、煤机长时工作电流700Kw/260A.破碎机负荷线选MCP-370+125+44-155m，电缆长时工作电流215A，电机额定最大工作电流160Kw/97A.乳 化泵负荷线 选 MYP-3 35+1 16-30m，电缆长时工作电流28/54138A，最大额定工作电流125Kw/77A.喷 雾泵负荷线 选 MYP-3 35+1 16-35m，电缆长时工作电流138A，最大额定工作电流45Kw/30A.B3 至运顺 KBZ-630 馈电开关 供运顺 1080 皮带）分歧开关干线电缆选择： Ig1=2 135=270A ，Ig2=2 135=270A根据计算结果选用MYP-3 95+1 25 橡套电

59、缆，长时工作电流为260A，长度为 600M和 200M。运顺皮带机 2160Kw负荷线均选用 MYP-370+125-20m。B4 至运顺 Q12-QJZ-1600/1140-6 路开关 供转载机、乳化泵、喷雾泵）干线电缆选择： Ig=200+75+30=305A根据计算结果选用MYP-3 95+1 25 橡套电缆，长时工作电流为260A，长度为 220M。转载机负荷线选用： MCP-370+125+64-150m转载机低速）MYP-370+125-150m转载机高速）乳 化泵负荷线 选 MYP-3 35+1 16-25m，电缆长时工作电流138A，最大额定工作电流125Kw/77A.喷 雾

60、泵负荷线 选 MYP-3 35+1 16-35m，电缆长时工作电流138A，最大额定工作电流45Kw/30A.B4 至运顺 Q11-QJZ-1600/1140-6 路开关 供工作面前部运输机）干线电缆选择： Ig=2 2000.599=239A根据计算结果选用：MYP-3 95+1 25 橡套电缆，长时工作电流260A，长度为 220M。前部运输机负荷线选用：MYP-370+125-400m上电机低速）MYP-370+125-400m上电机高速）MCP-370+125+64-200m下电机低速）MYP-370+125-200m下电机高速）电缆选择计算结果表序号电缆规格型号额定电流实际电流结论A