煤矿综采工作面设计说明书

第七节通讯照明功能有效、结构简单、运行可靠、保证安全、技一、206工作面回采地质说明书.六、相关法律、法规、技术规范一、206工作面采煤方法为走向长壁后退式综合机械化大采高采煤法，可采储量195.9万吨，回采率为98%,服务年限8个月。二、工作面计划接替时间及安装时间206工作面为308工作面的接替面，计划2024年3月开始回采。三、工作面内及附近地质构造情况根据三维地震物探和覆盖206综采工作面的抽放钻孔施工资料，确定206综采工作面回一、工作面煤层性质煤层根据最新的《煤矿生产地质报告》,本工作面所采3号煤煤厚变异系数值(γ)为23%,可采性指数(Km)为1,3号煤层稳定程度评定为稳定煤层。二、煤层顶底板性质煤种灰分硫分发热倾角厚度层距容重煤层结构稳定分类直接顶直接底无烟煤稳定粉砂岩+细砂岩+泥岩粉砂岩+泥岩动力用煤。3号煤工业牌号WY2,距下部15号煤平均距离为79m。根据最新的《煤矿生产地质报告》,经过对井下实际采样煤质化验，3号煤原煤灰分：平均33.22MJ/kg,纯煤容重1.4(1)构造水、采空区水、封闭不良钻孔等分析(2)含水层分析(3)地表水分析此外，206综采工作面对应地表无水库、河流等水体。综上所述，地表水(大气降水)(1)大气降水、地表水防治(2)含水层水的防治1)3号煤层顶板含水层水的防治2)底板奥灰水的防治(3)老空水的防治(4)封闭不良钻孔的防治3.根据井下实测和地勘瓦斯含量数据来综合分析3号煤层瓦斯含量具有随埋深的增加而根据最新的《煤矿生产地质报告》,煤矿3号煤层二采区回采工作面预计绝对瓦斯涌出量为192.31m³/min,相对瓦斯涌出量为25.60m³六、其它地质情况3号煤层属于不易自燃煤层，煤尘不具爆炸性。206综采工作面东部以2603巷为界，西部以2702巷为界，开切眼位于2603(23-24)巷和2603侧距离切眼1371米，平均距离1364米。二、工作面几何尺寸206工作面长度249.5米，走向长度平均为1364米(2702侧1356米，2603侧1371米),工作面倾角2～10°。三、工作面布置方向及回采方向206工作面沿东西方向布置，由南向北回采。206工作面地质储量为256.3Mt,工业储量为199.9Mt,可采储量为195.9Mt,回采率达到98%,符合国家相关规定一、工作面的巷道数量及名称206综采工作面两侧布置有四条顺槽，均沿煤层底板进行布置。2702巷为该工作面的胶工作面顺槽和开切眼设计为矩形断面，巷道采用锚杆+钢筋梁+金属网+锚索组合支2603(21-切眼)断面：宽×高6.5m×4m;2603(01-21)巷断面：宽×高5.5m×3.5m2702(07-切眼)断面：宽×高6.0m×3.5m;2704(07-24)巷断面：宽×高5.5m×3.5m;2704(24-32)巷断面：宽×高6.5m×4.0m。开切眼断面为：宽×高8.8m×3.8m。机头20m范围及机尾10m范围断面为：宽×高206工作面推进至270区(08-14)区段时，揭露已掘的2701、联络巷等巷道，需进行理，确保回采前充填材料充满巷道且充填体强度满足要求。充填方式按270区(08-14)段第四节智能化设计一、设计依据1.煤矿智能化建设指南(2021年版)。2.山西省煤矿智能化建设指导手册(2021年版)。3.煤矿智能化建设专项设计方案。4.相关法律、法规、技术规范。二、主要技术指标1.206综采工作面智能化开机率争取达到50%。2.改变恶劣作业环境，提高安全作业系数。3.井下和地面配置集控中心，具备对工作面设备“一键启停”的功能，工作面配置可视化监控系统，实现对采煤机、液压支架、刮板输送机、转载机、破碎机、带式输送机、供电、供液系统等远程集中控制，具有设备运行工况、故障报警等信息显示功能，实现综采工作面各设备的数据集成、处理、故障诊断、分析上传、管理、检索、存储等功能。4.要求采煤机具有记忆截割功能，具备实时工况监测、远程控制、端头进刀、记忆割煤、工作面"三角煤"三机协同控制割煤、直线度检测、防碰撞检测等功能，采煤机记忆截割(自适应截割)率大于50%。5.升级改造现有液压支架电液控系统，在原有基础上完善、升级，超前支架实现远程自动控制和监测，实现206综采工作面液压支架跟机自动化，且自动跟机率达到60%以上。6.要求工作面刮板输送机实现煤量、煤流负荷检测功能，实现基于煤量监测的智能调速控制功能。7.采煤机、液压支架、运输机、转载机、破碎机、顺槽皮带控制均满足生产能力要求。8.井下现场与地面集控中心采用专用光纤网路，点对点链接，且保证链路畅通。三、智能化设计206综采工作面定位为以高端耐用型设备为基础，以智能监控系统为手段，采用“以工作面智能控制为主、人工干预为辅、结合地面大数据分析系统、设备健康诊断系统、数字孪生生产再现系统和地面远程监控系统的方式实现智能诊断、智能预判和智能控制”的智能化生产模式；在开采环境下实现远程智能启停控制，提升整体掌控性和开机效率。开采过程中“煤机记忆截割、支架自动跟机支护，人员巡视调整、系统整体协同保护”,达到安全、高效、智能开采的目标。1.智能集控系统结构及组成采用地面设置监控中心进行监控，井下已数据处理中心为核心进行数据采集和边端逻辑控制，井上下系统结构如下图所示。地面譬作数如中心地面监控中心先纤控制幸线s--煤矿智能集控系统结构图集控系统组成：地面集中控制系统、井下集中控制系统(工作面数据处理中心)、支架电液控制子系统、采煤机控制子系统、运输机监控子系统、工作面语音通讯系统、皮带机监控子系统、高清视频监控系统、供电监控子系统、供液监控子系统、惯导系统、设备健康诊断系统、综采工作面数字孪生系统。2.通讯连接示意图线等通讯方式进行连接。通过通讯数据交互实现与各个子系统之间的远程监测和控制，具体连接方式如下图所示。同判起同伟学面R集空身作同判起同伟学面R集空身作台复0模作白皮带监控系缆皮蒂脸煌爱支拉器52慧到所人高福5耐家和的梁解机茸控东绝三机电率监到系统变质主茸整系继工作其黄星牌益加事妒明开关留型墨出制架电无监起系统直9紫监腔系统交蒙怕温数据处理中心与各个子系统通讯连接示意图3.地面集中控制系统在地面智能化集控中心设置206综采集控系统，通过地面交换机房与井下顺槽集控中心进行数据通信。在智能化集控中心对井下工作面综采设备进行指挥、集控和统一管理。由视频监控、远程控制，安全监控等系统构成。实现地面实时监控、数据分析、系统优化、智能化远程干预等功能。(1)地面远程监测功能1)地面远程监控系统通过煤矿井下环网与工作面集控系统进行实时数据交互，并将相关数据进行显示。显示的数据包括设备运行状态、正常运行的实时数据信息、设备预警信息和故障信息等。2)工作面视频数据通过工业以太网传输到地面视频系统进行存储设备，存储视频可通过网络访问和显示任意位置摄像仪的视频画面。地面视频系统能够通过多种平台的客户端软件、IE浏览器，实现工作面外网和外部移动设备(如手机终端，多种移动操作系统)的监控。同时，留有视频画面投大屏接口。(2)地面远程控制功能1)在井下集控中心及各设备开放控制权限的前提下，综采自动化监控平台实现对井下设备(采煤机、液压支架、刮板输送机、转载机、破碎机、泵站系统、皮带机系统)的“一键”启、停控制和对各系统单独远程操作控制功能，实现对工作面及顺槽相关设备的运行工况进行监测和控制，远程单独控制可以在地面主机进行功能允许和禁止设置，在允许状态下，可单独控制某一子系统动作，在禁止状态下，只允许各系统联动控制的全自动化一键启停控制。2)设备一键启动动作顺序：泵站启动->胶带输送机启动->破碎机启动->转载机启动->刮板输送机启动->采煤机启动(上电)->采煤机记忆割煤程序启动(需采煤机开放相应接口)->液压支架跟随采煤机自动化采煤放煤控制程序启动，全自动化启动。同时视频系统自动进入跟机模式，实现对采煤机和支架的实时视频监测。3)设备一键停机动作顺序：液压支架动作停止->采煤机停机->刮板输送机停机->转载机停机->破碎机停机>胶带输送机停机，全自动化停止。(3)地面安全控制保护功能1)地面调度指挥中心普通操作人员仅具有对综采工作面数据信息的查看权限。2)通过设置相应的安全机制，在取得相应授权的条件下，可在地面调度指挥中心对综采工作面设备实现一键起停功能。3)当地面远程监测系统与井下集控系统通讯中断后，井下集控系统将按离线机制启动保护控制功能。4.井下集中控制系统井下集中控制系统设置在井下集控舱，206综采工作面智能集中控制系统主要负责与各个子系统之间的通讯、数据采集、数据分析以及智能化控制，是整套工作面自动化控制系统的核心，是实现在工作面顺槽监控中心对综采设备进行智能化控制，确保各设备间协调、连续、高效、安全运行，实现工作面少人化。主要功能为：(1)井下集中控制系统监测功能(2)井下集控系统控制功能(3)井下集控数据采集、存储及上传功能(4)井下集控故障报警功能(5)井下集控安全保护功能5.支架电液控制系统(升级改造)支架电液控制系统采用新增国产电液控制系统，其中包括基本电控、无线遥控、声光报警系统、人员定位、红外定位系统、支架高度及姿态监测系统、压力和位移监测。135台支架电控系统采用如下配置方案：名称备注1台/架左右立柱各1台行程传感器1台/架安装在推移千斤顶内1台/架电磁阀驱动器1台/架红外接收器1台/架隔离耦合器1台/6架电源1台/6架1套/架声光报警器1台/架安装在支架顶梁处2台/架掩护梁和底座上共2个用于测高1台/架10个(1)电控设备安装方案主要零部件安装位置(可根据现场需要调整)1)支架控制器安装在液压支架底座上，每架一台，显示每台液压支架的状态，控制液2)液压主阀吊挂在支架立柱之间，每架一台，执行液压支架动作。3)电源箱安装在液压支架四连杆上，每六架一个，为系统供电。4)系统包含5种传感器：立柱压力传感器，推移行程传感器，红外接收传感器，声光(2)电控系统功能1)支架电液控制系统具备远程控制功能。2)具有邻隔架单动作控制功能，可以对左右邻架或隔架进行单动作控制；系统具有成3)支架电液控系统可基于红外发射接收器进行采煤机定位，实现跟机自动移架。中部4)通过电液控制系统能配合采煤机实现自动喷雾，跟机喷雾时采煤机前后设定范围喷雾自动打开(参数可调)。5)电液控制系统具备支架初撑力自动连续补偿功能，当立柱下腔压力降至某一设定值时，支架控制器会自动执行升柱，补压到初撑压力，并可执行多次(最多6次),保证支护6)系统设有声音报警、急停、本架闭锁及故障自诊断显示功能，并能方便地就地进行7)系统支持纯中文操作面板及显示菜单。8)具有现场在线程序装载功能，可以在现场方便地更新程序和修改参数，使用维护简9)系统支持无线遥控功能。10)系统支持支架报警功能，增加支架报警灯，支架动作时通过颜色变化报警。11)系统支持立柱压力的实时显示及数据上传。13)启动自动跟机时，声光报警灯全工作面预警，预警时间可设。14)通讯接口要求：支架电液控制系统可对外开放通讯接口，能实现对电液控制系统运指令，并依据电液控制系统自身安全逻辑对控制指令进行判断是否执行相应的远程控制指15)在三角煤区域实现自动跟机拉架，具备自动化工作面开采功能。17)工作面直线度数据接入功能：电液控制系统能够接受智能集控系统发出的工作面直18)平滑推溜控制功能：电液控制系统能够根据开采工艺要求和刮板输送机的结构尺寸19)支架姿态数据存储及显示功能：支架电液控制系统能够对所有支架姿态数据进行存储，并可生成相应的姿态曲线。井下支架姿态数据存储时间应不小于1个月。20)自动补压功能：电液控制系统需具有自动补压功能，自动补压功能的动作时间、开(1)采煤机监控系统组成序号系统名称组成1隔离开关向采煤机供电变频器上电2主控箱采集传感器数据，接收控制信息，逻辑判断，控制系统运行与内置在电控箱中的接收装置组成无线遥数等操作显示器34电流互感器电机电流测量电机及变频器温度电压传感器系统电压测量甲烷传感器瓦斯浓度检测油缸行程传采煤机采高检测采煤机位置检测采煤机姿态检测软件系统序号系统名称作用1时工况数护采煤机冷却回路、机械部分、液压回路、油箱油位等全状态监测与保护姿态检测机身两维倾斜角度检测左采高高度检测右采高高度检测采煤机位置检测隔离模块本安与非本安隔离2数据上传讯采煤机与顺槽通信(发射)互联网故障诊断功能互联网程序更新功能3智能截割自动运行4顺槽与采煤机FSK载波通信(接收)提供第三方读取采煤机实时工作数据接口提供第三方远程控制采煤机接口(2)采煤机监控系统功能1)监测功能当前位置、支架号、记忆截割工艺段标识(各工艺段的状态反馈)、左右滚筒高度、横向倾角、纵向倾角、左右截割电机电流、左右截割电机温度、左右截割电机状态(停止、运行、故障)、左右牵引电机电流、左右牵引电机温度、左右牵引电机状态(停止、运行、故障)、左右泵电机电流、左右泵电机温度、左右泵电机状态(停止、运行、故障)、破碎电机电流、破碎电机温度、破碎电机状态(停止、运行、故障)、主从变频器转速、主从变频器电压、右摇臂行星减速器油位、左右摇臂正齿轮腔油温、左右摇臂正齿轮腔油位、左右牵引油温、滚滚间高度2)控制功能3)记忆截割功能首先由采煤机司机沿工作面煤层高低起伏条件先割一刀即为示范刀(或叫基准刀),控XXQ右滚酶高度曲线M左滚筒高度曲线4)智能保护功能(1)运输机监控系统组成序号系统名称作用1下刮板输送机、转载机和破碎机驱动部的监测、保护和控制实时监测电机、减速器、链轮、冷却水等工根据预置的正常值进行超限报警、闭锁输出实现停机；2数字马达紧链系统实现机尾油缸的自动伸缩启动前自动张紧链条3自动润滑实现破碎机的自实现破碎机的自动润滑。4电液遥控自移尾动作和自移机向阀动作实时显示油缸工作状态及控制方式皮带防跑偏功能带式输送机自移机尾的姿态调整提供第三方读取采煤机实时工作数据接口5智能刮板输送机控制系统监测三机变频一现对三机的联控智能调速集中显示变频器运行数据6红外热成像闭锁系统自动判断执行保护通过计算机视觉系统自动判断执行保护(2)运输机监控系统功能1)智能刮板输送机控制功能o8刮板机总线变频驱动系统结构图2)三机监测系统功能三机监测系统通过安装在综采设备驱动部的温度传感器、压力传感器、流量传感器实时监测井下刮板输送机、转载机和破碎机驱动部减速器的油温、油位、输入输出轴温度，电动机绕组温度、轴承温度，刮板输送机链轮左右轴的轴承温度以及冷却系统的水压和水流量；将监测的数据通过液晶显示器实时显示、还能够根据预置的正常值进行超限报警、闭锁输出实现停机；该系统还具有远程数据通讯功能，将实时监测的数据通过MODBUS通讯接口传输到上位机，实现工作面监控数据的远程监控。转载机转载机破碎机传传动部机头传动部回采区刮板输送机3)自移机尾遥控功能皮带自移机尾电液控制系统可控制多组自移机尾油缸电液换向阀动作，具有控制手动及遥控操作功能；能采集皮带自移机尾装置前后、左右倾角传感器、跑偏传感器、行程传感器等信号并实时显示油缸工作状态及控制方式等数据；具有皮带自移机尾油缸上下、左右、水平、推移等调整功能。8.工作面语音通讯系统(1)布置方式经过一条5米七芯电缆连接到智能接口箱的输入端，此接口箱通过硬接线控制开关或变频器对破碎机、转载机、刮板运输机的启停控制，接口箱的输出端出来后经过一条25米七芯电缆连接到扩音电话上，之后沿工作面沿线，每8架连接一台扩音电话，直到工作面机尾，以一台线路终端作为沿线的结束。从控制器上引出的第二条沿线，经过一条25米七芯电缆连接到转载机扩音电话上，之后沿转载机沿线，每25米连接一台扩音电话，直到转载机头，(2)语音通讯系统功能1)工作面设备和胶带运输机设备进行控制2)可控制的设备包括工作面设备，如破碎机、转载机、刮板运输机等。可监控面负荷3)对于工作面运煤设备起停控制，具有电机高低速切换功能，逆煤流启动，顺煤流停4)对于各种泵站的起停控制，并可以对泵的液位和压力进行检测并显示，并根据液位5)可以实现对三机、皮带和泵站等设备的启、停和运行状态检测。6)具备完善的语言报警提示功能，对于设备的起停、沿线闭锁及沿线故障、各种传感7)具备设备启/停时间统计、故障自诊断显示功能。8)具备多机控制功能。9)多机级联功能。10)闭锁功能。11)可扩展井上下通话功能。(1)布置方式在皮带机头放置一台控制器，此控制器可引出一条沿线，其从控制器出来经过一条5接口箱的输出端出来后经过一条100米七芯电缆连接到急停开关上，再经过100米七芯电缆连接到扩音电话上，之后每隔100米配置一台拉线急停开关，每200米配置一台智能扩音电话，最后到顺槽皮带机尾的智能扩音电话上，此电话外接皮带机尾2个跑偏和1个纵斯保护(2)皮带监控系统功能：皮带运输机状态检测，皮带运输机控制功能，拉线急停，语(1)布置方式1)视频系统采用每6台支架安装一台球型摄像仪，每8台支架安装一台以太网接入装置和1台供电电源。2)机巷和回风巷每组支架各安装1台球型摄像仪，机巷和回风巷支架各安装1台以太网接入装置和1台电源。3)转载机与皮带搭接处、供电洞室、皮带机头各安装1台球型摄像仪、1台以太网接入装置和1台电源；4)破碎机处安装一台球型摄像仪，并与转载机处共用以太网接入装置和电源。5)地面布有视频存储及远程访问系统一套。族监备族监备视频系统组成结构(2)视频系统功能视频系统共分为四部分组成，即井下综采面视频监控、井下顺槽集控中心系统、地面视频处理系统、远程视频访问系统，该系统软件及接口模式均采用国际通用接口和总线协议，可跟任意国标第三方视频系统兼容。井下综采面视频监控系统是用来采集井下视频信号，同时将所采集到的信息利用多种转换模式通过上位机控制显示到多台监视器上，输出模式有：单画面、四画面。视频控制分为自动跟机模式和手动显示输出模式两种，用户可通过上位机操作面板、键盘、鼠标等在上位机软件进行切换输出。系统每台摄像机均具备56组防区设置及防区内自动跟踪功能。同时井下视频监控系统将所采集到的原始数据通过一芯光缆发送至地面视频处理系统。多模式远程访问多模式远程访问力综采工作面监控调度中心设备列车…11.供电监控子系统供电系统负责工作面设备的供电及电源保护功能，具体功能如下：(2)具备多回路输出状态显示功能。(3)具备通信功能，可以与第三方设备进行集成，实现远程监控。(4)具备设备状态监控功能，实现对电流、电压、温度等数据的监控。(5)具备参数设置功能，可详细设置保护参数、运行参数等。(6)具备记录功能，可记录运行数据、运行状态、故障信息等。12.供液监控子系统(1)供液系统组成序号名称备注1乳化液泵站控制箱1套2制箱7台3水处理设备4台47台(2)供液系统功能1)实现乳化液泵站和喷雾泵站集中智能化控制，实现无人值守。2)多泵组合按程序设定自动开停，满足大流量的要求。当运行方式置于自动时，电控箱根据工作面液压支架的用液量，可自动增加或减少泵的运行数量：当一台泵的流量不能满足时，另一台泵会自动开启。当工作面液压支架的用液量减小时，可自动将运行的泵逐台停止运行，最后只保留一台泵在继续运行。同时还可将运行的泵自动进行轮换，以使每台泵的运行时间，接近一致。当运行方式置于手动时，可由人工任意开启一台或数台乳化液泵。3)系统能检测总管压力，并根据设置的压力值自动控制乳化液泵电子卸载阀的动作，保证系统压力在一定范围内恒定；4)系统具有自动欠压启动功能，当泵站系统压力过低时，泵站控制系统将根据欠压值逐台启动就绪态泵站，补偿总管压力；5)系统具有空载停泵功能，当工作面需液量较小时，泵站空载时间到达设定值，控制系统自动的切除低优先级泵站，从而实现节能和减少泵站的磨损。6)泵站控制分站应设置有闭锁按钮，当设备出现故障时或认为禁止某台泵站运行时，可以直接按下该泵站上的闭锁按钮，禁止泵站运行；7)系统具有故障泵站的自动投切功能，泵站系统运行过程中某台泵发生停车类故障(包括泵站本机闭锁),控制系统能够自动停止故障泵并启动就绪状态的液压泵站。8)系统具有爆管检测功能，当总管压力低于设定值并且延迟时间超过设定值时，泵站控制系统应紧急停车并报警。9)泵站控制系统有防吸空保护功能，实现乳化液箱液位达到设定最低液位时自动停机闭锁并显示。10)系统具有自动补液功能，可以根据液位状态，动态补偿液箱中的液位；11)系统具有对泵站油和液箱完整的传感器保护，泵站具有润滑油压力低保护，润滑油过温保护、吸液口压力过低保护、液箱超温保护、乳化油液位低保护、乳化液低保护；12)实现乳化液泵站电磁卸载控制，卸载恢复压力达到调定压力的85%以上。13)实现泵站的智能联动，泵站的“主、次、备”轮回控制，可以根据工作面用液实现泵站的智能启、停控制。14)具有泵站油温、油位、油压和乳化液箱液位、乳化油油位、乳化液温度在线检测功能等，实现主要设备的状态检测、预警与保护。15)监控主机，具有数据和故障记录、单台泵累计运行时间记录、自诊断功能、保存功能，可以查询历史信息和运行信息。16)泵站控制系统的通讯协议，主站提供RS485接口进行数据上传和远程监控，并满足与配套的第三方通讯，能实现数据集成、上传等功能。17)系统具有标准的通讯接口与通讯协议，实现数据上传，具有在远程进行数据显示，(1)惯导系统组成序号名称11套21套3块1套4安装附件1套(2)惯导系统功能1)惯性导航装置在300m工作里程范围内(300m范围内采煤机连续行走时间≤1小时),检测误差不大于50mm。2)惯性导航装置检测误差在指定任意平直段一点航向角(方位角)误差≤0.01°。3)惯性导航装置与定位精度为1cm的采煤机定位系统融合后，在刮板运输机轨迹不动条件下连续运行时间≤1小时，惯导在指定平直段上任意一点，在该点的Y轴(与航向垂直方向)的检测误差不大于50mm。4)惯性导航装置能够与采煤机机身内部的PLC融合，采煤机通过CAN2.0通讯的方式，以设定的频率获得采煤机提供的里程信息(轴编码器信息)、启动信息(牵引方向指令、速度)、停止信息(牵停命令指令、速度)和左右牵引方向信息。5)惯性导航装置能够实现对采煤机在三维空间的X、Y、Z三个坐标轴6)惯性导航装置能满足工作面坡度9度以内的姿态检测。7)惯性导航装置在工作1小时后，具有自动和手动修正误差功能。误差修正软件包括设备长时间(≥1小时)运行误差修正。8)惯性导航装置能够将相关原始数据和计算后的数据传输给惯导系统主机。当采煤机惯导当前功能状态(对准、监控、导航、修正)、当前航向角值、横滚角值、俯仰角值、里程信息、当前基准值(里程计基准值和航向角基准值)等相关信息。数字孪生依据采煤机、支架、输送设备的设计图纸信息进行1:1准确建模，利用大数数字驱动效果展示(左为井下开采实况，右图为数字驱动界面)序号名称备注1图形工作站1套安装于地面调度室21套安装于图形工作站3显示器1台安装于地面调度室206综采工作面采用倾斜长壁后退式一次采全高全部垮落综合机械化采煤法。二、采煤工艺(一)采煤工艺线段长12m,弯曲段长23m。206综采工作面采用MG750/1900-GWD型双滚筒采煤机自端部斜切进刀双向割煤，双向顶溜的方式割煤(调整工作面时可采用单向割煤，单向顶溜)。采煤机依靠滑靴、滚轮与工向割“三角煤”,然后再向机头方向割煤，同时滞后采煤机23m(即13个中部溜槽)处开始采煤机23m(即13个中部溜槽)处开始由机头向机尾方向顶溜。不论是采煤机正常割煤、一个割煤循环，每刀截深为865mm。采煤机端部自机尾斜切进刀双向割煤(二)破、装、运煤方式1.破煤方式：利用MG750/1900-GWD采煤机上直径2.5m滚筒上的镐型截齿完成工作面3.运煤方式：利用SGZ1000/2400刮板输送机、SZZ1350/700转载机和2601巷的胶带输(三)移架、顶溜工序1.采用电液控制顺序移架，单架移架时间不超过12秒。工作面正常割煤时采用跟机顺序移架的方式，邻架操作，先降后移。在正常情况下，移架工序滞后采煤机前滚筒1-2个支架完成(在顶板非常稳定时，移架工序也可以滞后采煤机后滚筒1-2个支架完成)。当顶板破碎，可滞后前滚筒1个支架带压移架，以便及时支护顶板，移架步距865mm。每个支架2.采用电液控制成组顺序顶溜，每组选择13节溜槽。(1)采煤机自机尾斜切进刀至124#(后滚筒)架停止，从139#架位置开始向机尾方向推溜，将溜槽推直后采煤机反向割“三角煤”,从139#架开始按照140#→……14→147#架→148#架的顺序依次移工作面支架，采煤机将机尾割透后反向割煤至机头，按照131#架→130#架→……→8#架的顺序，依次移工作面支架。每个支架移架完成后，滞后后滚筒外侧2-3个支架时再由另一名移架工及时挑起护帮板，防止煤壁片帮。滞后采煤机后滚筒23m处从机尾向机头顶溜。在采煤机割透2702巷煤壁，反向运行斜切进刀后将机头弯曲段刮板输送机顶直后依次将机头处的4#过渡支架和2#、3#、1#排头支架按顺序拉过并头开始推移，机头与过渡槽的推移工序完成后，将支架按照4#过渡支架→2#排头支架→3#排头支架→1#排头支架的顺序分别前移一个865mm。206工作面采用日多循环工艺组织生产，采用正规循环作业，日进7刀，进度6.06m,工作面倾向长度249.5m,平均厚度4.05m。则工作面日生产能力走向长面积度密度1364(平2.服务年限月平均生产天数为28天，每天推进进尺6.06m,工作面服务年限=1364m/设计月推进长一、工作面主要设备设备名称数量液压支架ZY12000/26/55D(中部支架)ZYG12000/26/55D(过渡支架)ZYT12000/26/55D(端头支架)支架型号：ZY12000/26/55D(139架)宽度：最小/最大1680/1880mm支护面积：8.531m²支架型号：ZYG12000/26/55D(2架)支架型号：ZYT12000/26/55D(8架)机1高2212mm电压等级：3300V机1生产能力：3000t/h总装机功率：2×1200kW电压等级：3300V48mm中双链)中部槽尺寸(长×宽×高):1750x机142mm中双链)总装机功率：700kW电压等级：3300V机1总装机功率：525kW电压等级：3300V液泵3站电机功率：3×500kW喷雾泵站3电机功率：3×160kW21#移变：乳化液泵3台、喷雾泵3台、2#移变：刮板输送机、转载机、破碎机2高开1用途：注浆设备、配电点照明、控制台、工作面照明等1机1吊1(一)采煤机选型(1)采煤机小时生产能力核算双向割煤具有辅助工序少，采煤速度快，工序紧凑，工时利用率高及生产能力大的特点，因此工作面采用双向割煤方式。采煤机在工作面的进刀方式，将直接影响工作面的工时利用以及采煤机效能的发挥。为减少工作面人员操作工作量，设计采用端部斜切进刀方式，双向采煤机的平均落煤能力为：Qm=60.Qγ·[L·(1+i)-2i·Lm]/[(K·T1·L·C)-2Td·Qγ-工作面日产量，8879t/a;Im-采煤机两滚筒中心距，13.900m;H-平均采高，4.05m;B-采煤机截深，0.865m;C-工作面回采率，93%;Td-采煤机返向时间，10min;T1-综采工作面日生产时间，1080min;则工作面采煤机平均落煤能力：(2)采煤机平均割煤速度综采工作面，按采煤机平均落煤能力为1159.8/h计算割煤速度：(3)采煤机最大割煤速度和最大生产能力Vmax-采煤机最大割煤速度，m/min;Kc-采煤机割煤不均衡系数，取1.3;按采煤机单位能耗计算采煤机功率为：HW-能耗系数HW=0.8kWh/m³Vmax-采煤机最大割煤速度，5.317m/min。(5)采煤机型号及主要技术参数根据以上计算，并考虑煤层的硬度、夹矸情况及一次采全高开采，结合目前高产高效采煤工作面的设备配置，以上是工作面对采煤机各参数的要求，以下是MG750/1900-GWD型采煤机主要技术参数采煤机型号牵引速度生产能力率(kW)也满足206综采工作面的煤层开采使用(二)刮板输送机选型工作面刮板运输机的输送能力应大于采煤机最大生产能力，一般取1.2倍。工作面刮板输送机的结构形式及附件必须能与采煤机的结构相匹配。中煤张家口煤矿机械有限责任公司生产的SGZ1000/2400型刮板输送机。其技术特征如下：设计长度：300m输送能力：3000t/h链条形式：中双链根据刮板输送机技术特征，现配套采用的SGZ1000/2400型刮板输送机，输送量为3000t/h>1507.74t/h满足(三)转载机的选型在长壁综采工作面顺槽煤炭运输系统中，采用转载机，不仅输送量大，而且还会使运输系统简化，推移方便，提高工作效率。中煤张家口煤矿机械有限责任公司生产的型号为SZZ1350/700型转载机。其技术特征如设计长度：50m供货长度：35m电机功率：700KW链条形式：中双链(四)破碎机选型根据破碎机技术特征，现配套采用的PCM525型破碎机，输送量为5000t/h>1507.74(五)顺槽胶带运输机选型胶带运输机的输送距离2000m,选用现有的带宽为1400mm的DSJ1400/300/3×400型可(六)支架防倒装置两架顶梁连接在一起，利用千斤顶的拉力起支架防倒作用，206工作面需安装防倒装置147套。每套包含如下零件：序号名称单重(kg)备注1防倒千斤顶1件2链条带卸扣1件3连接头1件42件5连接销轴1批6操纵阀手动操纵阀1件71批5.5m。工作面共安装148个支架，其中ZY12000/26/55D中部支架140架，上下两端各设1架ZYG12000/26/55D过渡支架，机头侧设置3个ZYT12000/2655D端头支架，机尾设置3个(一)工作面来压情况参考邻近204、205工作面矿压数据，预计206工作面直接顶初次跨落步距为7-12米，基本顶初次来压步距23-33米，基本顶周期来压步距工作面编号(二)工作面控顶距采煤机割煤前支架的最小控顶距5.551m(三)工作面正常回采时顶板控制少于20m。支护时要保证支护质量：斜角<±5°。3.支架前梁两端至煤壁顶板垮落高度不大于300mm,控顶范围内顶底板移近量按采高不大于100mm/m。长度在1m以下，最突出部分不超过250mm)确保支架有良好的接顶性能和支护状态。支架应保证初撑力达到25.2MPa,支架前梁接顶严密，伸6.两顺槽巷道超前工作面不少于20m加强维护，对于失效锚索、锚杆、网破地点必须差不超过100mm。(四)特殊时期顶板控制(3)工作面在回采过程中，工作面的低洼段易积水，积水会长时间积聚浸泡底板，进而使支架拉架过程中发生钻底、歪斜等情况，影响支架推移和拉架，同时削弱支架对顶板的支护效果，严重情况下甚至造成倒架。因此处理以上问题过程中可视情况采取以下措施：①加强工作面低洼地段排水工作，严禁积水在工作面长时间积聚。②支架出现钻底、歪斜的情况下，要及时在支架底座下垫板梁或方木，避免底座越陷③使用支架侧护板、采煤机、单体柱配合进行歪架、倒架的调整，具体执行“调整支架、4.停产检修时的顶板控制(1)停产检修时，支架要升紧，保证初撑力达标，护帮板有效护帮，片帮大时及时超前拉架，使支架能有效护帮护顶，严禁在空帮空顶下作业。(2)进入煤帮检修时，严格执行人员进入煤帮侧安全技术措施。5.进煤帮作业时的顶板控制进煤帮作业时，严格执行本规程“人员进入煤帮侧安全技术措施”的相关要求。二、工作面支架能力验算(一)合理支护强度选取根据3#煤层赋存条件，按倍数岩重法计算液压支架的支护强度，公式如下：式中：P一支架支护强度，kN/m2;M—煤层采高，设计按最大采高4.05m取值；N—岩重倍数，按中等稳定以下顶板考虑，可取6～8,本次取8。Ⅲ级基本顶液压的额定支护强度下限按下式计算：式中：P一额定支护强度下限，kN/m2;Lp—基本顶周期来压步距，15m;Bc—控顶宽度(其值为梁端距加上顶梁长度),5.55mN一直接顶充填系数；N=hi/hm,当直接顶厚度小于6倍采高时，hi取实测直接顶厚度，当直接顶厚度大于6倍采高时，取hi=6hm。矿井206工作面直接顶厚度为2.5m,小于6倍采高，经计算N=0.62。根据《煤炭工业矿井采掘设备配备标准》(GB/T51169-2016)要求，采用工程类比法计算得到的额定支护强度不应小于其中表2(工作面液压支架额定支护强度及延米支护强度下限值)给出的强度下限值，经计算，当采高为4.05m时，额定支护强度不应小于690kN/m2,综合倍重系数法与工程类比法，取206工作面的合理支护强度为0.794MPa。(二)支护强度确定综采工作面选取的液压支架额定工作阻力应符合以下条件：式中F—液压支架的额定工作阻力，KN,取1200OKN;S—液压支架的支护面积(最大控顶距×支架宽度),m2。根据支架说明书提供的支架额定工作阻力为12000KN大于所需的工作阻力，所以所用支架能够满足支护要求。(三)底板比压综采工作面底板比压应符合以下条件：式中P底一底板岩石抗压强度，MPa;G—液压支架重量，取平均值40.5t;据《公司DN26-36号勘探孔施工总结》,底板泥岩单轴饱和抗压强度为8.00～47.20MPa,大于底板比压(1.3MPa),满足支护要求。三、工作面端头顶板管理(一)机头(2702巷)超前支护(超前支架+单体液压支柱)在2702巷部分区域采用超前支架+单体液压支柱的形式进行超前支护，超前支护强度验①超前支护强度K动-工作面采动应力作用下超前支护段的动载系数，根据本工作面预计的矿压显现程度进行选取，取1.5;2a-工作面超前支护段巷道宽度，m,2702巷宽度6m;yd-顶板岩石容重，KN/m³,取25。②原有支护残余强度P原=0.8P设P设-超前支护段原巷道掘进(或维护)时的设计支护强度；根锚杆，每2m施工4根锚索。③补强支护强度本工作面超前支护段的补强支护强度应满足：因此，2702巷采用超前支架+单体液压支柱进行超前支护能够满足要求，安全系数5.7。(二)206工作面机头(2702巷)超前支护(单体液压支柱)在2702巷部分区域仅采用单体液压支柱的形式进行超前支护，超前支护强度验算如下：①超前支护强度K动-工作面采动应力作用下超前支护段的动载系数，根据本工作面预计的矿压显现程度进行选取，取1.5;2a-工作面超前支护段巷道宽度，m,2702巷宽度6m;yd-顶板岩石容重，KN/m³,取25。②原有支护残余强度P设-超前支护段原巷道掘进(或维护)时的设计支护强度；根锚杆，每2m施工4根锚索。P原=0.8×(128×6×2+294×本工作面超前支护段的补强支护强度应满足：在无超前架支护段仅采用单体液压支柱进行超前段加强支护，单体液压支柱每米安装3根单体柱，选用的单体柱工作阻力为250KN。P补=(3×250)/(6×1)=125kN/m2>44.2kN/m2因此，2702巷采用单体液压支柱进行超前支护能够满足要求，安全系数2.8。(三)206工作面机尾(2603巷)6.5m巷宽段超前支护①超前支护强度K动-工作面采动应力作用下超前支护段的动载系数，根据本工作面预计的矿压显现程度进行选取，取1.5;2a-工作面超前支护段巷道宽度，m,2603巷宽度6.5m;yd-顶板岩石容重，KN/m³,取25。P=1×1.5×6.5×25=243.7②原有支护残余强度P原=0.8P设式中P设-超前支护段原巷道掘进(或维护)时的设计支护强度；根锚杆，每2m施工11根锚索。2603巷(21-切眼)采用单体液压支柱进行超前段加强支护，单体液压支柱每米安装3根单体柱，选用的单体柱工作阻力为250KN。P补=(3×250)/(6.5×1)=115.4kN/m2现有支护总强度为：P补+P原=115.4kN/m2+293.5KN/m2=408.因此，2603巷(21-切眼)超前支护能够满足要求，安全系数1.7。(四)206工作面机尾(2603巷)5.5m宽段超前支护在2603巷01-21段巷道宽度为5.5m,该区域超前支护强度验算如下：①超前支护强度K动-工作面采动应力作用下超前支护段的动载系数，根据本工作面预计的矿压显现程度进行选取，取1.5;2a-工作面超前支护段巷道宽度，m,2603巷宽度5.5m;yd-顶板岩石容重，KN/m³,取25。②原有支护残余强度P原=0.8P设P设-超前支护段原巷道掘进(或维护)时的设计支护强度；2603巷采用锚网支护形式，巷道断面5.5m×4m,顶板锚杆支护间排距均为1m,每排5根锚杆，每2m施工8根锚索。③补强支护强度2603巷(01-21)采用单体液压支柱进行超前段加强支护，单体液压支柱每米安装3根单体柱，选用的单体柱工作阻力为250KN。P补=(3×250)/(5.5×1)=136.4kN/m2现有支护总强度为：P补+P原=136.4kN/m2+264.2KN/m2=400.6kN/m2因此，2603巷(01-21)超前支护能够满足要求，安全系数1.9。第五章两个“四位一体”综合防突措施第一节区域综合防突措施一、区域预测情况：根据《煤矿3号煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告》的鉴定结论可知：206综采工作面原始煤层处于突出危险区。二、区域防突措施：206综采工作面采用顺层钻孔预抽煤层瓦斯。该区域共设计15个抽采钻场进行抽采，钻孔呈扇型布置，钻孔间距6-13m,钻孔孔径96mm,使用100mm的封孔管封孔，封孔长度9m。抽放支管为377mm和219mm的管路。三、区域措施效果检验：1.检验方法为直接测定煤层残余瓦斯含量。2.检验指标临界值：W<8m³/t(构造带W<6m³/t)。(1)分析、检查预抽区域内钻孔分布等是否符合设计要求，不符合要求的，不予检验。(2)根据检验单元内瓦斯抽采及排放量等计算煤层的残余瓦斯含量，是否达到要求指标，不符合要求的，不予检验。(3)残余瓦斯含量小于临界值，该区域预抽有效，为无突出危险区。(4)若检验指标达到或者超过临界值，或者出现喷孔、顶钻及其他明显突出预兆时，则以此检验测试点或者发生明显突出预兆的位置为中心，半径100m(5)测点布置：面推进方向每间隔不大于50m至少布置3个检验测试点，且检验测试点距离回采巷道于20m,在软分层和地质构造影响范围内必须布置有检验测试点。检验钻孔采用钻机施工(1)验证方法：采用钻屑指标法进行验证。(2)验证指标临界值：K1=0.5mL/(g.min1/2),S(3)验证办法：1)工作面每推进10～50m(在地质构造复杂区域或者采取非定向钻机施工的预抽煤层瓦斯区域防突措施的每推进30m)至少进行2次区域验证，并保留完整的工程设计、施工2)在工作面首次进入每个区域时，立即连续进行至少两次区域验证。3)在构造破坏带连续进行区域验证。(4)验证孔布置：1)206综采工作面从机头2701巷东帮向东10m处开始每间隔10-15布置一个预测孔。2)工作面无软分层，预测孔布置在煤层底板上1m以下的硬煤中。3)工作面有软分层，预测孔布置在软分层中；若工作面存在多层软分层，需在每层软4)在地质构造带影响区段增加预测孔，若工作面存在顶板破碎等情况时，可调整预测孔位置，但必须保持预测孔间距不大于15m的原则进行布孔。5)预测孔孔径φ42mm,孔深5-10m,每个钻孔每施工1m测定该1m段的全部钻屑量，每个钻孔每施工2m检测一次钻屑瓦斯解吸指标。6)当区域验证为无突出危险时，应当采取安全防护措施后进行采掘作业。但若为采掘(1)206综采工作面从机头2701巷东帮向东10m处开始每间隔10-15布置一个，。(2)工作面无软分层，预测孔布置在煤层底板上1m以下的硬煤中。(3)工作面有软分层，预测孔布置在软分层中；若工作面存在多层软分层，需在每层(4)在地质构造带影响区段增加预测孔，若工作面存在顶板破碎等情况时，可调整预测孔位置，但必须保持预测孔间距不大于15m的原则进行布孔。(5)预测孔孔径φ42mm,孔深5-10m,每个钻孔每施工1m测定该1m段的全部钻屑量，每个钻孔每施工2m检测一次钻屑瓦斯解吸指标。(6)当预测指标K1max<0.5mL/(g.min1/2)、Smax<6Kg/m,且工作面未出现喷孔，顶钻等明显突出预兆，工作面为无突出危险工作面，允许采取安全防护措施推进4m。(8)若预测过程中出现瓦斯浓度变化异常、喷孔、顶钻及其他明显突出预兆，必须采(9)若上一轮预测有突出危险，本轮预测为无突出危险时，本轮工作面仍需执行一次工作面排放孔措施后再进行推进(排放孔按工作面超前排放钻孔布孔原则进行施工)。(1)工作面防突措施为超前钻孔排放瓦斯(2)排放孔布置：1)工作面从2701巷东帮以东5m处开始，每间隔2m施工一个超前排放钻孔，排放孔孔径φ76mm,孔深9-13m。在工作面超标孔两侧5m范围内和地质构造带影响区段适当增2)工作面无软分层时，在煤层底板上1m以下的位置施工一排排放钻孔。3)软分层厚度在0.5m及以下时，在软分层中布孔1排；软分层厚度在0.5-0.8m时，排放孔布置2排，排放孔均匀布置在软分层中。当软分层厚度在0.8m以上时，由防突部另4)在工作面软硬分层界面位置以上0.5m高度处的硬煤中增加1排排放钻孔。5)所有排放钻孔施工完毕，并验收合格后排放2个小时进行工作面防突措施效果检验。(1)工作面防突措施效果检验方法和指标同工作面防突预测。(2)工作面防突措施效果检验前，首先检查所实施的工作面防突措施是否达到了设计(3)工作面防突措施效果检验孔应当布置于所在部位的防突措施钻孔密度相对较小，(4)若效果检验指标K1max和Smax值均小于临界值，且无喷孔、顶钻及其他明显突出预兆时，则措施有效；可采取安全防护措施保持2米的措施孔超前距推进。(5)若效果检验指标K1max或者Smax值超标，重新按要求施工排放孔，排放孔施工结束并排放2个小时后再进行效果检验，检验指标再超标，采取区域防突措施。(1)永久避难硐室1号永久避难硐室建立在井底轨三巷，容纳人数按照100人设计；二采区永久避难硐室位于西大1(西15与西16)巷道之间的联络巷，容纳人数按照50人设计；西区大巷3号、4号永久避难硐室，分别位于西大3、西大4的西37巷与西38巷，容纳人数按照50人设计。(2)工作面临时避难硐室2701和2603顺槽距工作面500m范围内设置工作面符合以下要求临时避难硐室：1)临时避难硐室设置向外开启的密闭门或者隔离门，隔离门设置标准按照反向风门标2)临时避难硐室内应根据设计的最多避难人数配备数量足够的隔离式自救器。(3)压风自救装置的设置于5个呼吸面罩，压风自救装置布置在距离工作面25-40m的机头、机尾两侧顺槽内，每个顺槽布置4组，共布置8组。其它执行《工作面压风自救装置管理办法》。(4)隔离式自救器1)所有入井人员必须随身携带完好的隔离式自救器。2)所有入井人员必须经过专门培训，能够准确迅速使用自救器自救。第六章生产系统第一节运输一、运煤系统工作面生产的原煤经刮板输送机→顺槽转载机→2702巷顺槽皮带→西大5皮带→西171.皮带机选型验算型号胶带强度器；三个驱动单元驱动(400KW*3)总功率1200KW,布置于2702(西大五);采用马蒂尔自移式皮带机尾，初采时皮带机尾位于2702(32);二0六顺槽皮带全长1900m,皮带下运高差约22m,使用PVG2500S胶带。2.各参数验算按照目前综采采煤机正常割煤速度按5m/min,采高按5m,一次割深0.865m,煤的容重按1.5t/m³计算，则割煤量=5*60*0.865*5*1.5=1946t/h。(按3000t/h计算)2)皮带机电机功率PM根据公式计算得661KW(1200KW可以满足要求)3)输送带强度计算=F*1.2*10/(B*1000),得PVG1370S.(安全系数为10,胶带取PVG2500S可以满足使用要(其中圆周驱动力)二、辅助运输系统1.工作面机头顺槽运料路线2.工作面机尾顺槽运料路线206综采工作面运输系统图(附图7)第二节一通三防一、通风系统(一)瓦斯来源分析1.本煤层瓦斯涌出：受断层构造、软分层影响，工作面瓦斯涌出量增大。2.采空区瓦斯涌出：采空区顶板不能及时垮落，造成采空区瓦斯涌向工作面；老顶周期来压，采空区瓦斯涌向工作面；受矿压影响，270(2704-2703)和270(2704-2702)采空区密闭泄漏瓦斯。3.邻近层瓦斯涌出。结合206综采工作面回采情况，邻近层瓦斯涌出也是影响工作面瓦斯涌出量增大的一方面原因。(二)通风方式207综采工作面采用“U”型通风方式。(三)通风线路(四)风量计算1.初采期间，206综采工作面需风量计算(1)按气象条件计算Qcf=60×70%xvcf×Scf×kch×kcl=60×70%×1.0×47.4×1.2×1.4=Qcf一综采工作面需风量，m³/min;vcf一综采工作面风速，综采工作面进风流的最高温度，按表1取值1.0m/s;Scf—初采期间，综采工作面的平均有效断面积，12×(5.551+15.516)×4.5=47.4m²;kch一综采工作面采高调整系数，按表2取值1.2;kcl一综采工作面长度调整系数，按表3取值1.4;70%—有效通风断面系数；60一时间单位换算产生的系数。综采工作面进风流气温/℃综采工作面风速/(m.s-1)>2.5及放顶煤工作面系数(kch)系数(kcl)(2)按瓦斯涌出量计算qcg一参照初采期间206综采工作面回风流平均绝对瓦斯涌出量，19.73m³/min;Kcg一瓦斯涌出不均匀系数，1.5;100、0.8一综采工作面回风流瓦斯浓度不应超过0.8%的换算系数。(3)根据二氧化碳涌出量进行计算qcc—参照初采期间206综采工作面回风流平均绝对二氧化碳涌出量，1.65m³/min;Kcc—二氧化碳涌出不均匀系数，1.2;67一综采工作面回风流二氧化碳浓度不应超过1.5%的换算系数。(4)按综采工作面同时作业人数计算4一每人每分钟应供给的最低风量，m³/min;Ncf一综采工作面同时作业最多人数，40人。(5)按同时运行最多防爆胶轮车数量增加配风量计算Qct—巷道同时运行的最多车辆数增加配风量，m³/min;4一每千瓦应供给的最低风量，m³/min;选取(1)、(2)、(3)、(4)、(5)计算中的最大值，初采期间，207综采工作面需风量取整为4148m³/min。(6)按风速验算①综采工作面风速验算0.25×60×70%×Scb≤Qcf≤4Qcf=4×60×70%×Scs=4×60×70%×6.416×4.5=0.25—综采工作面允许的最低风速，m/s;4—综采工作面允许的最高风速，m/s;Scb一初采期间，综采工作面最大断面积，m²;Scs—初采期间，综采工作面最小断面积，m²。692.73m³/min<4148m³/min<4850.5m³/min,满足风速要求。②270区风速验算1)按最低风速计算2)按最高风速计算Q2703、2704、2704(24-综采工作面)—2703巷、2704巷、2704(24-综采工作面)需风量，m³/min;0.25—巷道允许的最低风速，m/s;594m³/min<4148m³/min<6240m³/min,满足风速要求。③1)按最低风速计算2)按最高风速计算0.25—巷道允许的最低风速，m/s;315m³/min<4148m³/min<5040m³/min,满足风速要求。综上所述，初采期间，207综采工作面需风量为4148m³/min。2.正常生产期间，207综采工作面需风量计算(1)按气象条件计算vcf一综采工作面风速，综采工作面进风流的最高温度，按表1取值1.0m/s;Scf—初采期间，综采工作面的平均有效断面积，12×(6.416+5.551)×4.5=26.93m²;kch一综采工作面采高调整系数，按表2取值1.2;kcl一综采工作面长度调整系数，按表3取值1.4;70%—有效通风断面系数；60—时间单位换算产生的系数。(2)根据瓦斯涌出量进行计算qcg一参照正常生产期间206综采工作面回风流平均绝对瓦斯涌出量，11.69m³/min;Kcg一瓦斯涌出不均匀系数，1.5;100、0.8一综采工作面回风流瓦斯浓度不应超过0.8%的换算系数。(3)根据二氧化碳涌出量进行计算qcc—参照正常生产期间206综采工作面回风流平均绝对二氧化碳涌出量，1.60m³/min;Kcc一二氧化碳涌出不均匀系数，1.2;67一综采工作面回风流二氧化碳浓度不应超过1.5%的换算系数。(4)按综采工作面同时作业人数计算4一每人每分钟应供给的最低风量，m³/min;Ncf一综采工作面同时作业最多人数，40人。(5)按同时运行最多防爆胶轮车数量增加配风量计算Qct—巷道同时运行的最多车辆数增加配风量，m³/min;4一每千瓦应供给的最低风量，m³/min;pcf一运行胶轮车功率，112kw。选取(1)、(2)、(3)、(4)、(5)计算中的最大值，正常生产期间，207综采工作面需风量取整为2640m³/min。(6)按风速进行验算①综采工作面风速验算0.25×60×70%×Scb≤Qcf≤40.25—综采工作面允许的最低风速，m/s;4—综采工作面允许的最高风速，m/s;Scb一正常生产期间，综采工作面最大断面积，m²;303.16m³/min<2640m³/min<4196.56m³/min,满足风速要求。②270区风速验算1)按最低风速计算2)按最高风速计算Q2704(24-综采工作面)=4×60×S=4×60×26=6240m³/minQ2703、2704、2704(24-综采工作面)—2703巷、2704巷、2704(24-综采工作面)需0.25—巷道允许的最低风速，m/s;594m³/min<2640m³/min<6240m³/min,满足风速要求。③2801巷风速验算1)按最低风速计算2)按最高风速计算0.25—巷道允许的最低风速，m/s;315m³/min<2640m³/min<5040m³/min,满足风速要求。综上所述，正常生产期间，207综采工作面需风量为2640m³/min。3.2801(西大六-01)巷需风量计算(1)按进风巷瓦斯涌出量计算Q2801(西大六-01)—2801(西大六-01)需风量，m³/min;qrg-2801(西大六-01)巷道平均绝对瓦斯涌出量，0.4m³3/min;Krg一瓦斯涌出不均匀系数，1.5;100、0.5—按进风巷瓦斯浓度不应超过0.5%的换算系数。(2)按最低风速计算Q2801(西大六-01)—2801(西大六-01)需风量，m³/min;选取(1)、(2)计算中的最大值，3801(01-02)巷需风量为315m³/min。4.区域按风速进行验算(1)初采期间0.25—巷道允许的最低风速，m/s;4—巷道允许的最高风速，m/s;初采期间，207综采工作面需风量为4148m³/min;2801(西大六-01)需风量为315m³/min,区域总风量为4463m³/min。即315m³/min<4463m³/min<5040m³/min满足要求。(2)正常生产期间Q区域一综采区域需风量，m³/min;0.25—巷道允许的最低风速，m/s;4—巷道允许的最高风速，m/s;正常生产期间，207综采工作面需风量为2640m³/min;2801(西大六-01)需风量为315m³/min,区域总风量为2955m³/min。即315m³/min<2955m³/min<5040m³/min满足要求。综上所述，初采期间，207综采工作面需风量为4148m³/min;正常生产期间，207综采工作面需风量为2640m³/min;2801(西大六-01)需风量为315m3/min。附图：工作面通风系统图(标注风流路线和各巷道配风量)(五)主要通风设施设施密闭墙调节风窗风门构筑63一2拆除一一一31一备注：构筑通风设施82道；拆除通风设施4206综采工作面采用顺层钻孔预抽煤层瓦斯。该区域共计由15个抽采钻场进行抽采，钻孔呈扇型布置，钻孔间距6-13m,钻孔孔径96mm,使用100mm的封孔管封孔，封孔长度9m。抽放支管为377mm和219mm的管路。生粉尘和沉积粉尘的地点，并且在需要用水冲洗和喷雾的巷道内，每隔50-100m安设一个三通和阀门，每条巷道配备不少于50m长的洒水软管，便于巷道冲尘。主供水管路安装水(2)煤机内、外喷雾由三台BPW400-16/16V型喷雾泵通雾水泵的流量为400L/min,2台运转，1台备用。内外喷雾压力满足《煤矿安全规程》规定。(4)在机头、机尾顺槽距工作面50m内分别设置两道防尘水幕，工作面回风巷横贯内设置自动防尘水幕，防尘水幕由5个喷嘴构成，要求水幕能够封闭巷道全断管路用φ16胶管从工作面机头、机尾的喷雾系统引出。(5)转载点应实施喷雾降尘或采用密闭尘源除尘措施，刮板输送机及皮带输送机的转载(6)煤层注水：采煤工作面煤层注水由国家认定的机构晋城煤炭高新技术服务有限公司(7)定期冲洗煤壁巷帮，本区队负责管辖区域内的防尘工作，确保巷道内设备、煤帮及(1)工作面综合防尘工作严格执行公司的《矿井综合防尘管理制度》和《矿井综合防尘措施》。(3)采煤机应安装内、外喷雾装置，喷雾流量应与机型相匹配，雾化效果良好，正常生产期间，必须开启内、外喷雾，无水或喷雾损坏时必须停机，喷雾水(4)工作面运煤转载点，必须有完善的喷雾装置，雾化好，灵敏可靠，覆盖落煤点，保(5)自动控制风流净化水幕应覆盖巷道全断面，雾化效果好，喷嘴角度和水幕位置符合(6)严格执行公司巷道冲刷的有关规定，责任落实到人，并有记录可查，确保巷道内无连续长度超过5m、厚度超过2mm的煤尘堆积。1.206综采工作面煤尘无爆炸性，自燃等级为Ⅲ级，属不易自燃煤层，因此，防火重点2.建立完善的消防供水系统，带式输送机巷道中消防管路应每隔50m设置支管和阀3.206综采工作面5#、6#支架各设置1个3kg的二氧化碳灭火器，支架每8个架设置2个4kg的干粉灭火器，皮带机尾处设置1个消防沙箱和2个8kg的干粉灭火器，采煤机两侧配备8kg干粉灭火器2个，破碎机配备8kg干粉灭火器1个。4.泵站和移变分别设置1个消防沙箱消防沙≥0.2m³、消防锹2把、消防桶2只、8kg干粉灭火器2个、3kg二氧化碳灭火器2个、消防斧1把、消防勾1把。5.油脂库设置消防沙箱1个、消防沙≥0.2m³、消防锹2把、8kg干粉灭火器2个、10L泡沫灭火器2个、消防桶2只，消防沙袋10个。材料库房按要求配备8kg干粉灭火器2个。临时避难硐室按规定设置8kg干粉灭火器8个，3kg二氧化碳灭火器2个。注浆泵站按规定设置8kg干粉灭火器2个。高分子材料使用地点设置8kg干粉灭火器2个，3kg二氧化碳灭火器2个。6.皮带巷机头下风侧按规定设置烟雾传感器、一氧化碳传感器，回风巷按规定设置一氧化碳传感器。7.工作面应按规定悬挂避灾路线指向牌。8.消防设施、器材的配备管理，严格执行《消防设施、器材管理规定》。防灭火主要措施：2.严禁在井下存放汽油、煤油、变压器油等，井下因检修等原因使用过的棉纱、布头、纸和润滑油必须放在铁桶内盖严，严禁乱扔、乱放，并回收至地面。3.施工钻孔发现有异味时，要加强回风流硫化氢等其它有害气体的检测，发现异常，立即采取措施。4.井下钻孔施工必须采用湿式钻眼，严禁干打眼。5.严格控制回采工作面采空区局部悬顶面积，悬顶面积不得大于100平米。采煤工作面回采至停采线时，必须采取措施使顶板冒落严实。6.加强采空区、巷道高冒区、煤柱破坏区有害气体管理，定期检测有害气体，针对发火隐患及时采取有效措施。7.预防电气设备失控引火，井下所有电气设备的选择、安装与使用都必须遵守有关规定，正确运用过负荷继电器与熔断器。8.预防机械摩擦引火，机械设备要安装良好，经常检查维修，保证设备不“带病”运行。9.一氧化碳检测仪器及传感器要按规定进行调校与检验，保证检测准确。10.井下重点部位按规定配备灭火器材，并定期检查、检修、维护。11.采煤工作面回采结束后，通风队必须在45天内对采空区进行永久性封闭，每周1次抽取封闭采空区气样进行分析，并建立台账。12.电器设备着火时，应先切断电源，在切断电源之前，必须使用二氧化碳、干粉灭火器进行灭火；油脂着火时，必须使用黄沙或干粉灭火器灭火。13.高分子材料使用严格按《反应型高分子材料使用管理制度》执行。14.井下工作人员必须熟悉灭火器材的使用方法及存放地点，所有工作人员必须熟悉工作面避灾路线。15.任何人发现火灾时，应视火灾性质、灾区通风和瓦斯情况，立即采取一切可能的措施直接灭火，控制火势，并迅速汇报生产调度指挥中心。206综采工作面防尘系统图(附图11)、防灭火系统图(附图12)第三节安全监测矿井使用KJ101X型安全监控系统，二采区辅助运输巷(01-02)配电点安装3台监控分站，传感器和断电器箱通过通信电缆连接到监控分站。安全监控系统设备明细型号监控分站断电器箱声光报警器KXH0.1/18甲烷传感器一氧化碳传感器一、瓦斯监测甲烷传感器设置表甲烷传感器名称安装位置断电浓度复电浓度断电范围206综采工作面甲烷传感器T1206综采工作面回风甲烷传感器T2206综采工作面回中部甲烷传感器206综采工作面回风隅角甲烷传感器TO2603巷机尾进风甲烷传感器T3206综采工作面进风顺槽口甲烷传感器二、其它监测风速、一氧化碳、温度、粉尘、风向、馈电、风门传感器设置设置表三、安全监控系统电缆敷设1.电缆用量表型号数量(米)2.电缆敷设要求电缆与瓦斯管路、风水管路的交叉时，电缆严禁与瓦斯管路、风水管路搭接，在交叉点处必须保留300mm以上的安全距离，如果无法保留足够的距离，必须在与瓦斯管路、风水管路的交叉点用绝缘材料将两者隔离。通信电缆敷设时悬挂在动力电缆上方，并保持不小于100mm的间距。电缆吊挂使用电缆钩或扎带固定，严禁用铁丝捆绑。安全监控系统管理执行公司《监测监控管理制度汇编》第二篇《安全监控系统》规定。206综采工作面监测监控系统示意图(附图9)、安全监控系统断电控制图(附图10)。第四节供电一、供电简介综采工作面采煤机、刮板输送机、破碎机、转载机、乳化液泵、喷雾泵等设备供电电压等级为3.3KV。在二采区辅助运输巷(01-02)设动力变配电点。配电点内安装2台4000KVA移动变电站，主要为工作面动力设备供电，4000KV211高开，供电线路采用3趟MYPTJ-3.6/6KV3*95+3*253+JS型高压电缆，每趟电缆长度约1000米；安装1台500KVA干式变压器，主要为工作面照明、自动化控制设备和注浆、排水等其它辅助设备供电，500KVA干式变压器高压电源引自二三采区变电所110高开，供电线路采用MYPTJ-3.6/6KV3*95+3*253+JS型高压电缆，电缆长度约1000米；安装乳化液泵站和喷雾泵站，为工作面液压设备供液。在距工作面100米附近安装两台多组合关，控制工作面采煤机、刮板机等设备。高压电缆敷设路径：二三采区变电所——西大三——西36——二采区辅助进风巷——二采区辅助运输巷。二、供电计算1.工作面负荷统计及变压器选型设备名称台数型号额定功率(kw)额定电压额定功启动功启动电流乳化液泵3喷雾泵31×1(变频)1机头(变1机尾(变11#变压器选型计算平均功率因数cos中pj取0.7,当有功率因数补偿时，按计算的功率因数取值；选用型号2#变压器选型计算平均功率因数cos中p;取0.7,当有功率因数补偿时，按计算的功率因数取值；选用型号为2.高低压电缆选择和校验名称型号额定电压(V)长度根数空气允许载流量35℃(A)3(1)长时负荷电流选用型号为MYPTJ-3.6/63×95+3×353+3×2.5的3根高压电缆长时载流量为250A×3=750A≥574A,满足要求。(2)按经济电流密度选择高压电缆截面(3)按热稳定截面选择高压电缆截面C-电缆芯线热稳定系数，查表取93.4。(4)按允许电压损失校验高压电缆截面从地面35KV变电所主变出线算起，线路总电压降。《煤矿井下供配电设计规范》规定，电压损失百分数在正常情况下不得超过额定电压的7%,故障状态下不得超过额定电压的2.2低压电缆选择和校验名称型号根数空气允量35℃负荷电流1喷雾泵电缆11#组合开关电缆211缆21112.2.11#变压器所带低压电缆1#变压器电压损失计算1)1#组合开关电源电缆组合开关负荷侧安装无功补偿装置，线路功率因数按0.9计(1)按长时负荷电流初选电缆截面(2)按允许电压损失校验电缆截面(3)按经济电流密度选择高压电缆截面l一经济电流密度，查表j=2.5。(4)按热稳定截面选择电缆截面C-电缆芯线热稳定系数，查表取(1)按长时负荷电流初选电缆截面(2)按允许电压损失校验电缆截面(3)采煤机正常运行时的电压总损失为(4)采煤机起动压降计算：采煤机启动电流取2016A,启动功率因数取0.4,经计算，采煤机启动时电动机端电压U₀=2566V>3300′75%=2满足《煤矿井下供配电设计规范》要求3)破碎机电缆(1)按长时负荷电流初选电缆截面型号为MCPTJ-1.9/3.3-50的采煤机金属屏蔽监视型橡套软电缆长时载流量为160A,满足要求。(2)按允许电压损失校验电缆截面(3)破碎机正常运行时的电压总损失为满足《煤矿井下供配电设计规范》要求(4)破碎机起动压降计算：破碎机启动电流取960A,启动功率因数取0.4,经计算，采煤机启动时电动机端电压U₀=2785V>3300′75%=2满足《煤矿井下供配电设计规范》要求4)乳化液泵、喷雾泵电缆参照以上公式计算，电缆选型符合要求，计算过程略。2.2.22#变压器所带低压电缆2#变压器低压侧的组合开关负荷侧所接刮板输送机和转载机为变频设备，线路功率因数按0.9计(咨询变频器厂家技术人员，变频器输入功率因数0.91)。2#变压器电压损失计算1)2#组合开关电源电缆(1)按长时负荷电流初选电缆截面型号为MCPTJ-1.9/3.3-150的2根采煤机金属屏蔽监视型橡套软电缆长时载流量为320A×2=640A>422A,满足(2)按允许电压损失校验电缆截面(3)按经济电流密度选择高压电缆截面(4)按热稳定截面选择电缆截面C-电缆芯线热稳定系数，查表取(1)按长时负荷电流初选电缆截面(2)按允许电压损失校验电缆截面C-电缆芯线热稳定系数，查表取93.4。(3)刮板机正常运行时的电压