回采工作面供电设计

第一章二采区概况现矿井开采区域为矿井二采区〔南翼〕，开采水平为+578水平，即二采区运输巷、二采区轨道巷，二采区各个生产环节已形成。生产系统主要环节如下：一、通风系统1、进风：副斜井、主斜井、行人斜井→井底车场→西南轨道巷→西南轨道斜巷→3#联络巷→二采区运输巷副斜井、主斜井、行人斜井→井底车场→北翼运输大巷→北翼轨道大巷→西南运输巷→西南运输斜巷→二采区运输巷2、回风：二采区轨道巷→总回风巷→回风立井→地面二、运输系统1、运煤路线由工作面运输顺槽皮带转载至二采区运输巷内带式输送机，二采区运输巷内铺设有DTL120/100型带式输送机。运煤路线：二采区运输巷→西南运输斜巷→西南运输巷→二采区溜煤眼→上仓皮带斜巷→主斜井→皮带栈桥→地面煤场2、运料路线经二采区轨道巷SQ-80/110B单轨无极绳连续牵引车将物料运至2204回风顺槽绕道口再经调度绞车进入设计工作面回风顺槽。二采区轨道巷内铺设有30Kg/m轨道。运料路线：地面料场→副斜井→井底车场→西南轨道巷→西南轨道斜巷→二采区轨道巷上车场→二采区轨道巷→2204回风顺槽绕道口。三、供电系统在二采区运输巷、轨道巷之间布置有1号变电所、2号变电所、3号变电所及采区水泵房变电所。设计工作面距离2号变电所最近，采取就近供电原那么供电，电源取自2#变电所，供电电压等级为1140v。四、排水系统在二采区运输巷右侧有排水沟，二采区各个采掘工作面排水均通过顺槽排水管路或排水沟流进二采区水仓或运输巷内的排水点，排水点安装了相匹配的排水设备。设计工作面排水也经此路线排水。五、压风、供水施救系统根据《2号煤层二采区设计说明书》及二采区运输、轨道两条开拓大巷中布置的压风、供水管路及自救装置，设计工作面压风、供水管路及自救装置自开拓大巷中引入如下：距工作面25—40m范围内的运输顺槽和回风顺槽各设置1处自救站，自救站安装18个压风、供水自救装置。回风、运输顺槽每隔400m设置1处自救站，每个安装6个压风、供水自救装置，以上自救装置要随着工作面的回采不断向后移设。供水管路：皮带顺槽每隔50m设一个三通及闸阀，轨道顺槽每隔100m设一个三通及闸阀。六、平安监控及井下作业人员管理系统矿井现使用的平安监控系统型号为KJ70N，该系统实现了双机热备、联网上传功能。设计工作面按照AQ1029—2007标准配备甲烷传感器、风速传感器、温度传感器、一氧化碳传感器、粉尘传感器、二氧化碳传感器等各类传感器。监控员每班不少于2人实行24小时轮岗值班，井下维检员每班保证1—2人实行“三八〞工作制，保证平安监控系统24小时正常运行。七、紧急避险系统二采区设计的工作面紧急避险系统均由西南运输大巷与二采区运输巷转弯处构筑的井下永久避难硐室承当，永久避难硐室额定避险人数为100人，额定避险时间为96h，硐室内有满足避难人员生存的必要生活物品。该永久避难硐室主要为二采区作业人员〔包括2204采煤工作面作业人员〕在发生事故时提供避难场所。避难硐室内配置有防护密闭系统、气幕喷淋系统、氧气供应系统、空气净化及除湿系统、降温系统、生活保障系统、供水系统、通讯系统、监测监控系统、人员定位系统、电力照明系统、排水系统等。当井下发生灾害事故，人员未能及时撤离，可进入紧急避难硐室避险。第二章工作面概况及地质条件第一节工作面概况一、工作面井上下位置、四邻关系：1、工作面井上、下位置：2204工作面上覆地表为丘陵荒坡、梯田，地面标高805-888m,埋藏深度为234-343m。工作面地表东邻近乔联坡大部黄土覆盖，植被发育稀少，多为丘陵、梯田和沟壑。2、工作面四邻关系：2204工作面西部为2203采空区，北部邻近DF3断层保安煤柱，东为2205回风巷，南部紧邻二采区运输巷保安煤柱。第二节地质条件一、煤层及顶底板情况1、煤层情况〔1〕煤层的物理性质：黑色、金刚光泽，节理、层理发育，断面平整，线粒状结构或层状构造。〔2〕煤层结构及平均厚度：—2.0m左右，夹矸下煤厚0.7m左右。煤层结构简单，赋存稳定，厚度、结构变化很小。〔3〕煤层倾角：倾角2-10°左右。2、顶底板情况〔1〕伪顶：工作面伪顶，厚度0.1-0.32m，岩性为黑色、黑灰色碳质泥岩或灰色泥岩，松软易冒落。〔2〕直接顶：为中砂岩，深灰色含云母，斜波状层理，含泥岩包裹体，裂隙发育。厚3.60m〔依据L28号钻孔〕。莫氏硬度为2-3度之间，属软弱-半坚硬岩石〔依据2号煤层二采区设计〕。〔3〕老顶：粉砂岩，黑灰色、含云母、质均匀、交错层理，局部裂隙发育。厚度7.00m。莫氏硬度为3-4度之间，属坚硬岩石。〔4〕底板：细砂岩，灰白色，含云母、缓波层理状，层面富碳化物，含泥岩包裹体及方解石脉，厚度2.91m。3、工作面矿压情况根据2202、2203综采工作面以往矿压观测数据，预计2204综采工作面初次来压步距为15米，直接顶随采随落。二、地质构造2204工作面位于连马河背斜轴部东侧，工作面内大部煤岩层倾向偏东，倾角2-10°左右。三、水文地质1、地表水及顶底板含水层工作面地表无水体分布。顶板K8、K9砂岩含水层由碎屑岩类的中、细砂岩组成，岩石裂隙不发育。底板直接含水层〔K7砂岩含水层〕裂隙不发育，为弱富水性含水层，底板间接含水层K2、K3承压含水层为极强富水性含水层，最初承压水位标高为603ｍ左右，高于煤层底板标高〔最低462m〕，工作面巷道回采属于带压开采区域。2、隔水层煤层顶板以上各含水层之间隔水层主要由具有可塑性的泥岩、砂质泥岩组成，一般厚度2米至数米不等，可起到良好的层间隔水作用。2＃煤底板下至K2、K3承压含水层之间的隔水层主要由泥岩、泥灰岩、砂质泥岩等组成，总厚度约47米左右，是预防承压水突水的良好有效隔水层。阻隔奥陶系承压含水层的隔水层主要由中石炭统本溪组的细腻，不透水铝质泥岩等组成，厚度17.30-28.85m,平均23.52m，系一较好的隔水层。3、采空积水、褶曲、断层等充水因素影响采空积水：2204工作面临近区域为2203采空区，回采过程中受采空区水害影响。由于回采是上山推进，工作面涌水会流向采空区。4、回采前探放水措施2204工作面在回采前应对该工作面进行物探透视，并进行整体工作面钻探验证。确认无水害危险方可回采通过。5、预计工作面回采过程中最大涌水量煤层顶板上K8、K9砂岩含水层和底板下K3含水层承压水作用下，造成工作面在回采过程中的顶板滴〔淋〕水或底板渗水。2204工作面回采时正常涌水量约为40-70m3/h，初采期间最大涌水量150m3/h。四、工作面储量及效劳年限1、工作面储量ZG＝LSMρ+Z三角煤＝1352×116××1.4+90×59××1.4＝657460T式中：ZG——工业储量，TL——工作面走向长度，mS——工作面倾向长度，mM——工作面采高，mρ——32、效劳年限T＝Zk/A/H＝657460÷2864÷23≈式中：T——工作面可采期，月A——工作面日生产能力，吨/日H——每月按平均生产23天计算可采期取其最大值为10月。五、瓦斯、煤尘、煤层自然情况3/min，为瓦斯矿井。煤尘无爆炸性；自燃发火倾向为Ⅲ级；地温保持在正常值内，一般为14—17℃；无冲击地压。第三章工作面设计根据第一章矿井各生产环节概况，第二章煤层地质条件、厚度、倾角、瓦斯涌出量、自然发火倾向和矿山压力等因素，经综合分析，进行工作面设计。第一节采煤方法、巷道布置及设备选型一、采煤方法根据2204工作面煤层赋存情况，开采方式为后退仰斜式开采，采用倾斜长壁综合机械化采煤方法，一次采全高，全部垮落法管理采空区顶板。二、巷道布置1、回风巷〔1〕布置：全煤巷沿煤层顶板定向掘进，掘进方位角37°，巷道长度受北部DF3断层影响，预计长1416m〔2204切眼至2203运输顺槽联络巷口〕。〔2〕支护及断面：巷道支护方式为锚网索联合支护，巷道净断面根据实际情况另行研究确定，确定后编制专项作业规程。〔3〕用途：担负本工作面的回风、材料及设备运输、铺设监测线缆及排水管路等任务。2、运输巷〔1〕布置：全煤巷沿煤层顶板定向掘进，掘进方位角37°，巷道长度受北部DF3断层影响，预计长1462m〔2204切眼至2203运输顺槽联络巷口〕。〔2〕支护及断面：巷道支护方式为锚网索联合支护。2204回风巷道断面为矩形，宽4.5m，高3m；2204运输。巷道断面支护参数根据实际情况另行研究确定，确定后编制专项作业规程。〔3〕用途：担负工作面煤炭运输、进风、防尘管路及生产电缆敷设等任务。3、2204工作面泄水贯眼〔1〕布置：全煤巷、沿煤层顶板布置，位于2204运输巷与2205回风巷之间，全长30米。〔2〕支护及断面：支护方式为锚网索联合支护，巷道断面根生产实际需要研究确定，单独编制。〔3〕用途：担负工作面回采期间的排水任务。4、风桥〔两个〕〔1〕布置：风桥跨巷施工〔跨二采区运输大巷〕，施工方法另行研究确定，单独编制。〔2〕支护及断面：巷道支护方式为锚网索+喷浆联合支护，巷道断面根据安装风门及其他需要确定。〔3〕用途：担负巷道掘进及回采期间的运料、回风等任务。5、切眼〔1〕布置：全煤巷沿顶定向掘进，方位角127°19′，全长116米，上下分别于回风巷、材料巷相联接。〔2〕支护及断面：巷道支护方式为锚网索联合支护，巷道断面根据安装要求，另行研究确定后，单独编制。〔3〕用途：装备采煤机、液压支架及工作面输送机等设备。6、绞车及材料硐室〔1〕布置：全煤巷布置在巷道非工作帮，具体位置根据生产实际需要确定。〔2〕支护及断面：硐室断面根据安装绞车及放置材料的不同，根据实际情况另行研究确定支护方式及断面大小，单独编制。〔3〕用途：绞车硐室用于安装绞车，保证掘进和回采期间的正常运输；材料硐室用于放置工作面备用材料。7、水仓〔1〕布置：具体位置根据生产实际需要确定。〔2〕支护及规格：水仓支护及规格根据生产实际需要确定，施工方法另行研究确定，单独编制。〔3〕用途：水仓用于担负掘进期间的排水任务。三、设备选型1、采煤机选型依据矿井生产能力120万t/年，2204综采工作面长度为116米，采高初步确定为2.9米，煤层硬度f=2，采用型号为MG300/700—WD双滚筒采煤机。2、工作面刮板输送机选型工作面刮板运输机选型需满足三个方面要求：刮板输送机运输能力应不低于采煤机最大割煤能力，保证将采煤机采落的煤全部运出；外形尺寸和牵引方式与采煤机相匹配；长度与工作面长度相一致。Qc=Kc×Qm式中：Qc----刮板输送机运输能力Kc----采煤机与刮板机同向运行时修正系数，1.20；Qm----采煤机最大割煤能力，757t/h那么Qc=908t/h综合以上原那么，矿井现有SGZ-764/630型可弯曲刮板输送机，可满足生产需要。3、工作面转载机选型工作面转载机的转载能力要与工作面的生产能力相适应，并与工作面刮板输送机和可伸缩带式输送机相配套，根据公式计算:Qz=Kz×Qc式中：Qz----转载机输送能力，t/h；Kz----转载机富裕系数，1.10；Qc----刮板输送机能力，908t/h。那么Qc×908=999t/h综合以上原那么,矿井现有SZZ-764/200型刮板转载机，可以满足生产需要。4、可伸缩带式输送机带式输送机要与工作面推进长度相适应，每小时运煤量与工作面生产能力相匹配。B=式中：B----带式输送机宽度K----货载截面系数，β=25°，K=400；3；C----运输机倾角系数，α=0-10°时，取C=1.综合以上原那么，矿井现有DSJ-100型可伸缩带式输送机，可满足生产需要。5、液压支架的选型〔1〕、根据煤层赋存条件、地质构造特征，为保证选用适宜的支架，使得综采各项工艺参数充分发挥，确保工作面高产高效，进行工作面支架选型。A、根据工作面顶板强度、煤层厚度和煤层倾角等赋存条件，初步选用支架为支撑掩护式支架。按最大采高计算，冒落带岩层重量估算法P=〔6—8〕×γ/1000式中：γ——3；P——支架单位面积上的载荷，MPa；M——煤层开采厚度，3m；〔6—8〕——工作面支架应该支护的上覆岩层厚度为采高的6—8倍，应根据具体情况合理选取。开采煤层较薄、顶板条件好、周期来压不明显时，应选用低倍数；反之那么采用高倍数。那么：P=〔6—8〕×γ/1000=〔6～8〕××××/1000ZZ4800/18/38型支撑掩护式液压支架支护强度为0.75MPa，大于按6—8倍采高计算的0.515～0.686MPa，所以现有支架能满足生产要求。B、支架工作阻力确实定：支架工作阻力：Q=Zb〔l+c〕〔Kn〕式中：Z——选定支护强度，取515kpa；b——支架中心距，取1.5m；c——顶梁前端至煤壁距离，取0.2m；l——顶梁长度，取4.5m。Q=Zb〔l+c〕=515××(4.5+0.2)=3800KNC、支架初撑力确实定由于2204工作面顶板以软岩顶板为主，顶板较不稳定，故确定支架的初撑力不小于工作阻力的80%，即为3014.4KN。D、液压支架的高度计算依据2204回采工作面附近钻孔和2203回采工作面回采地质条件揭示，2204回采工作面煤层厚度为2.5m-3m。〔2〕支架的最大支撑高度考虑到顶板有伪顶冒落或局部冒落，支架的最大支撑高度应是煤层最大开采厚度再加200-300mm，即：hmax=Hmax+〔200-300〕mmHmax——煤层开采的最大高度，mm。=2900+300=3200mm〔3〕支架的最小支撑高度支架的最小支撑高度为最小开采高度减去〔250-350〕hmin=Hmin-〔250-350〕mmHmin——煤层开采的最小高度，mm。=2500-350=2150mm根据以上参数，矿井现有ZZ4800/18/38支撑掩护式支架，可以满足生产需要。第二节工作面生产能力本工作面采用“三八〞制循环作业：两班生产，一班检修。每个生产班以完成一次采装运支为一循环，一日8个循环。回采工艺顺序根据工作面顶板情况采用及时支护和滞后支护两种方式，采用端部斜切进刀方式，工作面两端头采用中部支架及单体柱配合π型梁进行支护，工作面两端头超前支护采用液压单体支柱配合π型梁支护，超前支护距离不小于20m。一、产量1.循环产量：Q循环=工作面净长×煤厚×截深×煤容重×循环进刀数×工作面回采率×循环率=116××××1××0.9=358吨2.日产量：Q日=Q循环×日循环数=358×8=2864〔吨〕3.月产量：Q月=日产量×月平均生产天数=2864×23=6.59〔万吨〕4.日进尺：L日=截深×每循环进刀数×日循环数×循环率×1×8×0.9=5.76〔m〕第三节生产系统一、运输系统〔一〕运煤路线：2204工作面→2204运输顺槽→二采区运输巷→西南运输斜巷→西南运输巷→二采区溜煤眼→上仓皮带斜巷→主斜井→皮带栈桥→地面煤场〔二〕轨道运输系统根据2204回风巷地形地质条件及巷道长度，在风桥车场处安装一台SQ-100/132P型无极绳绞车，保证运料平安，提高运料效率。进料路线：地面料场→副斜井→井底车场→西南轨道巷→西南轨道斜巷→二采区轨道巷上车场→二采区轨道巷→2204回风顺槽→2204工作面回料路线：与进料线路相反。二、通风系统1、通风方法巷道掘进期间采用局部通风机压入式通风，工作面形成后采用U型通风方式。2、通风线路新鲜风流路线：副斜井、主斜井、行人斜井→井底车场→西南轨道巷→西南轨道斜巷→3#联络巷→二采区运输巷→2204运输顺槽→2204工作面泛风风流路线：2204工作面→2204回风顺槽→2204回风风桥→二采区轨道巷→总回风巷→回风立井→地面3、通风设置2204回风巷风桥、2204运输顺槽风桥及绕道施工完成后，在风桥〔绕道〕内施工两道调节风门，确保2204回风〔运输〕巷配风量符合规程规定。4、通风能力计算：a、回采工作面实际需要风量计算〔1〕按气象条件计算Qcf=60×70％×Vcf×Scf×Kch×Kcl=60×70％×1×××3/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，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。表1采煤工作面进风流气温与对应风速采煤工作面进风流气温〔℃〕采煤工作面风速〔m/s〕<2020—23—23—26—表2Kch—采煤工作面采高系数调整采高m—系数Kch表3Kcl—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Kcl<1515—80—80—120120—150150—180>180—〔2〕按瓦斯涌出量计算Qcf=125×qcg×Kcg=125××3/min。式中：qcg—3/min。3/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；125—按采煤工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过0.8%的换算系数。〔3〕按二氧化碳涌出量计算Qcf=83×qcc×Kcc=83××3/minqcc—3/minKcc—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；83—按采煤工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.2%的换算系数。〔4〕按炸药量计算本工作面采用综合机械化采煤，不用炸药，故此项不用计算。〔5〕按工作面同时工作最多人数计算：Qcf=4N=4×35=140m3/min式中N—采煤工作面同时工作最多人数，人；4—每人需风量，m3/min。〔6〕按风速进行验算：a、按最低风速验算：Qcf≥60×0.25Scb=60××××3/minb、按最大风速验算：Qcf≤60×4.0Scs=60××××3/min由上计算可知，按气象条件计算的工作面需风量690.5m3/min为最大，且在依规程规定的最低和最高允许风速计算的最小和最大风量范围内，故取690.5m3/min作为本工作面的配风量。三、防尘系统〔1〕防尘水线路：地面防尘水池→主斜井→皮带上仓→井底车场→西南轨道大巷→2#联络巷→西南运输斜巷→二采区运输巷→2204运输巷地面防尘水池→主斜井→皮带上仓→井底车场→西南轨道大巷→西南轨道斜巷→二采区轨道巷→2204回风巷〔2〕防尘供水能力核算供水量计算序号设备名称或地点单位数量耗水量〔m3/h〕备注1采煤机清水泵台122乳化液泵台113净化水幕组24转载点个45支架移架喷雾组806煤机联动喷雾组207防尘网道2合计11415根据以计算，工作面回采时供水量为15m3/h，〔3〕防尘管路选择根据综采工作面有关规定，工作面两道均采用DN50管路供水。供水能力校验：DN=式中：QUOTEDN—管路内径，mm；q—设计流量，取15m3/h；v—流速，取2m/s。经计算，QUOTEDN=32.7mm＜60mm，符合要求。〔4〕隔爆设施掘进工作面掘进至250m时，距风桥口以里50－75m处安设第一组隔爆水袋，随掘进工作面推进每200m安设一组辅助隔爆水袋。隔爆水棚水袋数、水袋中心距、水棚总长度、水棚总蓄水量均须符合要求。a〕水棚的结构与选型隔爆水棚选用胶带水槽，其容积为60L。b〕水棚的计算与布置①总水量G=gs=200×12=2400m3式中：G——总水量，L；s——巷道断面积，m22；g——每m2所需水量，L/m2，主要巷道为一般400L/m2，其它巷道一般为200L/m2。②每架水棚量Gn=G0×n=60×4=240L/m2式中：QUOTEGn——每架水棚水量，L；QUOTEG0——每个水槽的水量，60L/个；QUOTEn——每架水棚的水槽个数，取4个；③水棚架数n=G/G0=2400/200=12架式中：n——水棚架数〔取整数〕，架；G——总水量，L；QUOTE——每个水槽的水量，60L/个；④水棚区长度n——水棚架数，架；C——水棚间距，m，取2m；c〕隔爆水棚加强架设要求〔5〕隔爆水袋安设标准1、隔爆水袋采用6分钢管、隔爆水袋、水袋挂钩、10#组合而成。3、掘进工作面掘进至250m时，距风桥口以里50－75m处安设第一组隔爆水袋，随掘进工作面推进每200m安设一组辅助隔爆水袋。4、隔爆水袋应安设在顶板支护完好的直线巷道中。5、综采工作面：随着工作面的推进，回撤至距固定水袋60m时，撤除该隔爆水袋。6、主要隔爆水袋容量为400/m3,长度不小于30m；辅助隔爆水袋容量为200/m3，长度不小于20m。隔爆水袋应安设在直线巷道顶板较好的地点，隔爆水袋排间距为2.0m,距顶、帮不大于100mm，高度不小于1.8m。四、防灭火设备配置在工作面两巷材料库等防火重点区域全部配置二个干粉灭火器，并同时设置砂箱。五、排水系统1、回采期间排水依据2204回采工作面地形地势特征，在2204工作面最低点即工作面下端头处布置泄水贯眼，2204回采工作面水经泄水贯眼排至泄水巷〔2205回风顺槽〕排水点水仓，再由水泵排至西南轨道斜巷水沟，然后由水沟自流入中央水仓，泄水贯眼施工位置另行研究确定后，单独编制。〔1〕回采期间排水路线2204运输巷→2205回风巷→2采区回风大巷→中央水仓→副井→地面。〔2〕排水设备根据生产地质报告，2204工作面回采时正常涌水量约为40-70m3/h，初采期间最大涌水量150m3/h，工作面掘进期间采用接力排水方式进行排水。选用MD85-45×6离心水泵进行排水。〔3〕排水管路选择根据常用情况，选用两趟5寸钢丝网骨架聚乙烯液体管无缝钢管进行排水，必要时将供水管路改为排水管路。2、掘进期间排水〔1〕掘进期间排水路线：2204回风〔运输〕巷→临时水仓→二采区运输巷水沟→采区水仓。〔2〕排水设备：巷道正常掘进时，根据排水路线，根据工作面预计涌水量及高差，通过计算选型，在掘进迎头安装三台泵，一台潜水泵使用、一台D46-50×4型离心泵备用、一台潜水泵检修；每掘进500m，施工设立临时水仓，并在水仓处安装三台D46-50×4型离心泵，一台使用一台备用一台检修。D46-50×4型离心泵扬程为200m，流量为46m3/h功率为45kw。〔3〕排水管：工作面两巷掘进期间敷设两趟管路，一趟3吋供掘进巷使用，一趟3吋供水仓使用。六、防治水设计1、工作面充水因素分析〔1〕2204工作面2号煤层顶板主要含水层为K8、K9砂岩含水层；底板有K7、K6砂岩含水层。工作面回采过程中老顶初次来压及周期来压，会破坏煤层上方的K8、K9砂岩含水层及底部的K7砂岩含水层，另外2203工作面老空水也会继续流入2204工作面，水量约为40m3/h，因此预计2204工作面最大涌水量可达150m3/h，以后随着工作面向前推进，涌水量会减小到40～70m3/h。因此工作面回采前需要在运输顺槽尾部及局部低洼处向泄水巷开掘巷道，以便来水能及时排放。〔2〕2204工作面2号煤层的间接充水含水层为K3、K2灰岩含水层和奥灰岩溶含水层。太灰水位标高600—603m，奥灰岩溶水位标高599—608m，2204工作面底板标高593—462m，所以2204工作面属于带压开采。根据《煤矿防治水规定》临界突水系数计算方法及《2号煤层承压开采水文地质报告》，2204工作面突水系数值〔依据井底大巷水文钻孔最初水位603m，隔水层厚度47m，巷道最低标高462m〕0.039Mpa/m，小于受构造破坏块段突水系数的临界值0.06Mpa/m，属于带压开采相对平安区。但在工作面回采过程中，如果遇到大的断层及陷落柱等导水地质构造，将会发生底板突水，因此回采前必须查清工作面内存在的隐伏地质构造。2、探测方法及钻探验证方法为了查清2204工作面内存在的隐伏地质构造，确保工作面平安回采，拟采用两种物探方法对其工作面构造及富水性进行探测，一种是委托山西山地物探公司采取无线电波坑道透视仪对工作面构造进行探测，另一种采用YCS20瞬变电磁物探仪对富水性进行探测。针对物探资料异常区域制定专门的探放水设计对物探结果进行验证。在物探资料正常区域按照相关文件规定要求，设计每50m施工1个验证孔对物探结论进行验证。下面仅针对物探资料正常区域施工的验证孔进行设计。3、技术要求〔1〕探水范围及钻探设备探水范围为2204工作面内物探成果验证。采用ZLJ—400煤矿用坑道钻机〔或TXU—150煤矿用坑道钻机、ZYJ—570/180液压架柱式钻机〕，TBW50/15泥浆泵，采用42mm钻杆、60mm或65mm无芯钻头钻进。〔2〕钻孔结构要求采用60mm或65mm无芯钻头,钻至终孔位置〔见图1单孔设计〕。〔3〕钻孔个数、方位、角度与深度钻探验证孔设计在2204工作面回风顺槽每50m施工一个钻探验证孔，2204回风顺槽长1462m，由切眼往外30m处施工第1个钻探验证孔，共计施工钻孔29个。因2204工作面煤壁长度为116m,因掘进过程中靠近2204运输顺槽30m范围内已进行过探测，1至29号孔设计孔深不少于86m，角度顺煤层倾角，方位与工作面垂直。六、压风、供水施救系统设计距工作面25—40m范围内的运输顺槽和回风顺槽各设置1处自救站，自救站安装18个压风、供水自救装置。回风、运输顺槽每隔400m设置1处自救站，每个安装6个压风、供水自救装置，以上自救装置要随着工作面的回采不断向后移设。供水管路：皮带顺槽每隔50m设一个三通及闸阀，轨道顺槽每隔100m设一个三通及闸阀。七、平安监控系统及井下作业人员管理系统矿井安装KJ70平安监控系统一套，对工作面进行实时监控，监控范围包括：采掘工作面瓦斯、CO浓度、温度、风速等。1、各种传感器布置〔1〕甲烷传感器安装位置及悬挂标准距该工作面迎头不大于5m处安装甲烷传感器T1，距回风巷口10-15m安装甲烷传感器T2；当掘进工作面超过1000m时，在巷道中部安装中部甲烷传感器；甲烷传感器必须垂直悬挂，距顶板(顶梁)不得大于300mm，距巷道侧壁不得小于200mm。〔2〕甲烷传感器的报警、断电、复电及断电范围工作面甲烷传感器T1，报警浓度为≥0.8%CH4，断电浓度为≥1.2%CH4，复电浓度为＜0.8%CH4；工作面甲烷传感器T2、中部甲烷传感器，报警浓度为≥0.8%CH4，断电浓度为≥0.8%CH4，复电浓度为＜0.8%CH4。断电范围：工作面及其回风巷内全部非本质平安型电气设备。机载式甲烷断电仪的报警浓度为≥1.0%CH4，断电浓度为≥1.5%CH4，断电范围为掘进机。〔3〕其他传感器安装位置及悬挂标准在工作面回风巷口10-15m处安装温度传感器，传感器应垂直悬挂，距顶板(顶梁)不得大于300mm，距巷道侧壁不得小于200mm；在工作面风筒末端安装风筒传感器；在工作面的回风巷测风站内安装风速传感器；在掘进工作面巷口皮带机头下风侧10-15m安装一氧化碳传感器；在风机专用开关负荷侧安装4个开停传感器，分别监测风机专用开关主机及备机的工作状态。〔4〕其他传感器的报警设置工作面回风巷内的温度传感器设置报警值为30℃；掘进工作面皮带机头下风侧的一氧化碳传感器报警值为24ppm；工作面回风巷内的风速传感器报警值为小于0.25m/s或大于4m/s；工作面回风巷内的风筒传感器报警值为无风报警；风机专用开关安装停电报警传感器，发生停电报警后切断工作面及其回风巷内全部非本质平安型电气设备。2、井下作业人员管理系统井下作业管理系统型号为KJ251A。在该掘进工作面入口30-50m处、150-200m处成对安装读卡器，用于监测进出工作面的人员。八、通讯联络及照明系统1、通讯联络系统2204采煤工作面的通讯联络系统由JSQ—31—512型有线通讯联络系统、KTL109型无线通讯联络系统和KT199型应急播送通讯联络系统组成，工作面内所有通讯联络系统设备应随着回采情况的变化及时跟进安装。2、信号系统工作面各转载点，均安装KTC2.3型闭锁式扩音器组成各转载点之间的联系信号；信号装置安装位置距转载点不得超过5m；运输材料的信号使用语音电铃或声光信号，确保各种信号装置齐全、灵敏、可靠。3、照明系统回采工作面照明线路自工作面综保引出线路安设照明灯管，回采工作面内每隔15m安装一台照明灯管，转载点和控制台分别安装照明灯管。照明干线电缆沿巷道顶板挂设并符合电缆吊挂质量标准化，井下照明配电装置必须使用具有短路、过载及漏电保护的综合保护装置。九、矿压观测系统矿井采用KJ533煤矿顶板压力监测系统针对井下工作面顶板压力、巷道顶板及围岩深部松动、离层、脱落以及锚索受力情况变化进行在线监测，为矿井平安生产提供技术数据。1、工作面顶板压力监测系统工作面液压支架载荷测点布置：2204工作面长116米，需安装液压支架78架，每5架安装一台顶板压力传感器〔GPD60〕，共布置15条测线。第一条侧线布置在从机头起中部支架的第5#架上，第二条测线布置在从机头起中部支架的第10#架上，第三条测线布置在从机头起中部支架的第15#架上……以此类推，第十五条测线布置在从机头起中部支架的第75#架上。每台顶板压力传感器〔GPD60〕的2个测压孔通过高压油管分别与支架的前柱与后柱相接〔接对角线前后柱〕，对回采工作面顶板实施在线监测。2、巷道顶板压力监测系统工作面两顺槽顶板监测：在工作面运输巷和回风巷掘进过程中在风桥口处安装一组机械式顶板离层观测仪，距风桥口80m安装一台电子位移传感器，一台锚索应力传感器、一个机械式顶板离层仪，巷道再掘进80米安装一组机械式顶板离层监测仪，以此类推，对工作面两巷道顶板离层及锚索受力情况进行监测。第四节机电设备及供电一、供电能力计算〔一〕供电系统1、综采工作面供电系统1〕2#采区变电所→2205运输顺槽→1600KVA移动变电站→工作面刮板输送机。说明：由2#变电所10号高压配电装置出线，至KBSGZY—1600/6/1.14型移变变压,移变至KBZ16—630/6/1.14型馈电开关，馈电开关再为刮板运输机机头、机尾控制开关供电。2〕2#采区变电所→2205运输顺槽→2000KVA移动变电站→采煤机、转载机、双速绞车。说明：由2#变电所10号高压配电装置出线，至KBSGZY—2000/6/1.14型移变变压,移变至KBZ16—630/6/1140型馈电开关，馈电开关再为采煤机、转载机、双速绞车控制开关供电。2、2205回风顺槽供电系统2#采区变电所→2205回风顺槽→2205回风顺槽无极绳连续牵引车、调度绞车、110KW水泵、潜水泵。说明：由2#变电所7号高压配电装置出线，KBSG—630/6/0.69型变压器变压，为无极绳连续牵引车供电，电压为660V。工作面调度绞车、潜水泵、110KW水泵2台由2#变电所8号高压配电装置出线，至2205回风巷750米处KBSGZY—1000供电,供电电压为1140V。另2台110KW水泵由2#变电所9号高压配电装置出线，至KBSGZY—500/6/1.14型变压器变压,供电电压为1140V。3、2205运输顺槽供电系统2#采区变电所→乳化液泵站1000KVA移动变电站→2205运输顺槽→2205运输顺槽伸缩皮带、调度绞车、潜水泵。说明：由2#变电所13号高压配电装置出线，至联络巷KBSGZY—1000/6/1.14型移动变压器变压，为2205运输顺槽伸缩皮带、调度绞车、潜水泵供电，电压为1140V。4、2205综采泵站供电系统2#采区变电所→联络巷液压泵站→液压泵站乳化液泵、喷雾泵说明：由2#变电所14号高压配电装置出线，经KBSG—630/6/型变压器变压，为液压泵站乳化液泵、喷雾泵供电，电压为1140V。〔二〕供电设备的能力及保护计算1、综采工作面1140V供电系统变压器的选择根据公式：S=Kx×Σpe/COSΦpjCOSΦ总容量计算Σpe＝1552(Kw)×630/1552=0.64S=0.64×1552/0.7=1426.9〔KVA)为保证供电质量和实际设备情况，选编号1#KBSGZY-1600/6移变一台，编号2#KBSGZY-2000/6移变一台。1#移变供刮板运输机；2#移变供采煤机、转载机。2、2205回风顺槽梭车660V供电系统变压器的选择总负荷：Σpe＝110〔Kw〕，其中最大负荷Pmax=110(Kw)需用系数:Kx=那么：S=Kx×Σpe/COSΦpjCOSΦ=0.7×110=110(KVA)选KBSG-630/6干式变变压器一台，由2#变电所供电。3、2205回风顺槽排水点I回路1140V供电系统变压器的选择总负荷：Σpe＝220〔Kw〕，其中最大负荷Pmax=110(Kw)需用系数:Kx=那么：S=Kx×Σpe/COSΦpjCOSΦ=0.8×220=(KVA)选KBSG-500/6干式变变压器一台，由2#变电所供电。4、2205回风顺槽排水点II回路1140V供电系统变压器的选择总负荷：Σpe＝〔Kw〕，其中最大负荷Pmax=110(Kw)需用系数:Kx=0.8那么：S=Kx×Σpe/COSΦpjCOSΦ=0.8×=(KVA)选编号3#KBSGZY-1000/6移动变电站一台，由2#变电所供电。5、2205运输顺槽1140V供电系统变压器的选择根据公式：S=Kx×Σpe/COSΦpjCOSΦ总容量计算Σpe＝723(Kw)，其中最大负荷Pmax=400(Kw)×400/723=0.73S=0.73×723/0.7=754〔KVA)为保证供电质量和实际设备情况，选编号4#KBSGZY-1000/6移变一台，供2205运输顺槽伸缩皮带、绞车。6、综采泵站1140V供电系统变压器的选择根据公式：S=Kx×Σpe/COSΦpjCOSΦ总容量计算Σpe＝500(Kw)×125/500×500/0.7=392.85〔KVA)选KBSG-630/6干式变变压器一台，由2#变电所供电。7、高压开关的选择高压开关的形式应符合《煤矿平安规程》中规定的设备选用的有关要求，以及在国标《矿山电力装置设计标准》中的有关规定。由于这6台高压配电装置均设于2#采区变电所内，按《煤矿平安规程》中规定要求，应选隔爆型。额定参数选择《煤矿井下设计技术规定》中规定：井下移动变电站，动力变压器高压侧应有短路，过负荷和无压释放保护；供应移动变电站的高压馈电线还应有电缆监视保护。国产千伏级配套产品KBG-250/6Y型高压防爆配电箱均符合要求；考虑运行维护方便，使用平安可靠；我们选用KBG-250/6Y型高压防爆配电箱。移动变电站KBG-250/6Y型高压隔爆配电箱的选择①配电装置额定电压：选定为6000伏②配电装置额定电流应大于移动变电站的最大长时工作电流。计算移动变电站额定电流I1=Se/〔×〕=1600/〔×6〕=154AI2=Se/〔×〕=2000/〔×6〕=192AI3=Se/〔×〕=1000/〔×6〕=96AI4=Se/〔×〕=1000/〔×6〕=96A计算工作面正常工作时的最大工作电流Igmax①1600KVA变压器负荷:Σpe1=630(Kw)，Ue=6(Kv)×630/630=1，CosΦ那么:Igmax1=Kx×Σpe/(QUOTE×Ue×COSΦpj)=1×630/(QUOTE×6×0.7)=A满足要求②2000KVA变压器负荷:Σpe2=922(Kw)，Ue=6(Kv)×200/922=0.53，CosΦ那么:Igmax2=Kx×Σpe/(QUOTE×Ue×COSΦpj)=0.53×922/(QUOTE×6×0.7)=67.2A满足要求③1000KVA变压器负荷:Σpe3=(Kw)，Ue=6(Kv)Kx3=0.8，CosΦ那么:Igmax3=Kx×Σpe/(QUOTE×Ue×COSΦpj)=0.8×/(QUOTE×6×0.7)=A满足要求④1000KVA变压器负荷::Σpe4=723(Kw)，Ue=6(Kv)Kx4×400/723=0.73，CosΦ那么:Igmax4=Kx×Σpe/(QUOTE×Ue×COSΦpj)=0.73×723/(QUOTE×6×0.7)=A满足要求〔三〕工作面电缆的选用根据以上计算，供移变电缆选用MYPTJ-6/103×70+1×25/3+3×型矿用屏蔽监视型电缆。移变供开关列车选用MYP-3×95+1×25型的矿用移动橡套软电缆。采煤机电缆选用MCPQ-3×95+1×25+4×6型的采煤机专用电缆，转载机及刮板运输机选用MYP-3×70+1×25型的矿用移动橡套软电缆。工作面照明选用MYQ-4×1.5型的矿用移动橡套软电缆。〔四〕保护整定及局部接地1、控制移动变电站的高压真空配电装置的整定以下式中:Xz---整定值,Ie---高开的额定电流,Ig---负荷电流〔1〕过负荷保护的整定综采工作面高压配电装置PJG-300，Ie=300A,那么Xz=Ig/Ie=/300=0.455〔2〕短路保护的整定:n≥〔Iqe+Kx∑Ie〕/KbIe=〔1300+0.64×〔200+188+66+188+15+116.8+200〕〕/5×300=1.28取短路保护整定值:Xz=1.62、控制综采泵站及2205回风巷设备的高开依据机电科设备整定表进行整定；馈电的过载整定详见机电设备整定表，启动器过载整定均按其额定电流值