陕西省XX煤矿有限公司2煤大巷煤柱回收设计

参数参数名称单位使用参数2煤层K渗透系数m/d0.00182H水柱高度m58.71M含水层厚度m35.68S水位降深m58.71F计算区面积m21760000R影响半径m25.05r0引用半径m748.7Ro引用影响半径m773.75Q未来三年预计矿井涌水量m3/d507.3m3/h21.2未来三年预计矿井最大涌水量m3/h31.8依据矿井2020年度至今的涌水量台账，全矿井最小涌水量8.9m3/h，最大涌水量15.1m3/h，平均涌水量10m3/h。陕西华纳机电产品质量检测有限公司出具的《在用主排水系统安全检验报告》，矿井正常涌水量30m3/h，最大涌水量40m3/h。本次设计根据已有资料及预测结果，涌水量采用“就高不就低”原则，设计采用正常涌水量30m3/h，最大涌水量40m3/h。7.矿井水文地质类型根据西安东升地质工程有限责任公司2020年6月编制的《陕西省XX煤矿有限公司XX煤矿矿井水文地质类型划分报告》，XX煤矿矿井水文地质类型为中等。六、其它开采技术条件1.瓦斯根据西安科技大学2021年2月24日出具的《陕西省XX煤矿有限公司矿井瓦斯等级鉴定报告（2020-2021年度）》，XX煤矿瓦斯绝对涌出量为0.99m3/min，采面最大瓦斯绝对涌出量为0.22m3/min，掘进面最大瓦斯绝对涌出量为0.10m3/min，矿井鉴定为低瓦斯矿井。2.煤尘爆炸性根据2009年11月2日，陕西煤矿安全装备检测中心依据《煤尘爆炸性鉴定规范》（AQ1045-2007）、《煤的工业分析方法》（GB/T212008）等标准出具的《煤尘爆炸性检验报告》（报告编号：SMAJ/MZ-09078）：2号煤层水分（Mad）含量6.31%、灰分（Ad）含量3.97%、挥发份（Vdaf）含量34.49%、火焰长度>400mm、抑制煤尘爆炸最低岩粉量为75%，2号煤层煤尘有爆炸危险性。3.煤的自燃根据2009年11月2日，陕西煤矿安全装备检测中心依据《煤自燃倾向性色谱吸氧鉴定法》（GB/T20104-2006）及《煤的工业分析方法》（GB/T212008）等标准出具了《煤自燃倾向性检验报告》（报告编号：SMAJ/MZ-09078）：2号煤层水分（Mad）含量6.31%、灰分（Ad）含量3.97%、挥发份（Vdaf）含量34.49%、真相对密度（TRD）1.52，吸氧量（Vd）0.94cm3/g，属Ⅰ类容易自燃煤层。4.顶底板2煤层为大部可采的稳定煤层。煤矿内该煤层顶板类型以基本顶为主，岩性主要为灰色厚层状细砂岩，夹薄层状粉砂岩及泥岩，属中等-易冒落顶板，基本顶占煤矿可采面积的85％左右，直接顶主要分布在煤矿西部边界Z14-Ⅱ-1号钻孔周围，面积占可采区面积的15%，厚度3m左右，为中厚层粉砂岩夹薄层砂岩。底板长粉砂岩和泥岩组成为半坚硬岩石，强度较好，一般不会造成底鼓现象。据矿方提供资料，目前煤矿生产中未发生底鼓情况。5.冲击地压根据矿井及周边矿井以往开采经验，矿井无冲击地压。6.地温由于XX煤矿未进行过简易测温工作，对邻区钻孔测温资料进行分析：平均地温梯度均2.60℃/100m，因所施测钻孔的平均地温梯度均小于3℃/100m，故本区属地温正常区，无地热危害。七、2煤大巷煤柱资源/储量本第四节勘查程度及开采条件评价一、勘查程度评价矿井位于神府新民矿区的北部，近二十年多来，陕西省煤田地质局131队等单位在区内进行过不同程度的地质勘探工作，矿井经过近年来生产，对煤柱工作面已查明了详细的煤层赋存情况及地质条件。2008年陕西省煤田地质局一八五队对华清煤矿整合区进行了勘探，在煤柱工作面内及周边施工了Z14-Ⅰ-1、Z14-Ⅰ-2两个钻孔以及见煤点19，根据以上钻孔及见煤点计算煤柱工作面平均厚度2.48m，煤层平均厚度与揭露的基本一致。根据以往地质工作及矿井采掘工程实际揭露情况，地质资料可作为本次设计依据。二、2煤大巷煤柱开采条件评价1.地质构造对开采的影响煤柱地质构造简单，无断裂构造，整体呈一宽缓的单斜构造，开采简单。2.煤层可靠性和稳定性分析2煤层平均厚度2.48m，钻孔及见煤点沿大巷煤柱平均分布，巷道揭露煤层厚度与钻孔基本一致，煤层稳定可靠。3.水文地质及对开采影响的评价矿井属多煤层开采，2煤层开采已接近尾声，已形成大量的采空区，根据采空区分布情况，大气降水将成为采空区的充水水源，雨季来临前应做好雨季三防工作，加强井下采空区涌水观测，做好井下排水准备。3.其它开采技术条件分析本井田地质构造复杂程度属简单，各煤层结构简单，煤质变化小，煤类单一，瓦斯含量低，煤层为Ⅰ类容易自燃，煤尘均有爆炸性。顶底板岩性稳定性较好，开采技术条件良好。该井田不存在地温异常区，因此，矿井开采不受地温影响。综上所述，煤柱开采技术条件良好。三、主要问题及建议1.大巷煤柱开采前开展冲击危险性评价，并组织专家论证。2.大巷煤柱工作面内联巷较多，建议加强工作面过空巷管理工作。3.大巷煤柱工作面内外侧均存在大量密闭，生产中应加强通风管理工作，减少漏风造成的隐患。第二章2煤大巷煤柱资源/储量、生产能力及服务年限第一节2煤大巷煤柱资源/储量一、2煤大巷煤柱范围2煤大巷煤柱位于井田中北部，北侧为采空区及秦沟治理区，煤柱开采时，南侧为2202~2206工作面采空区。详见图2.1-1。图2.1-12煤大巷煤柱开采范围二、可采储量本第二节煤柱工作面设计生产能力及服务年限一、矿井工作制度矿井设计年工作日为330d。井下采用“四·六”作业制，三班生产，一班检修，每班工作6h；地面采用“三·八”作业制，两班生产，一班检修，每班工作8h；每天提煤时间为18h。二、2煤大巷煤柱设计生产能力XX煤矿设计生产能力为0.90Mt/a，本次设计维持原设计生产能力不变。三、2煤大巷煤柱设计服务年限设计煤柱回收工作面年推进度1995.9m/a，煤柱回收工作面推进长度1238m。服务年限=煤柱回收工作面推进长度/煤柱回收工作面年推进度=0.62a≈7月PAGE42第三章井田开拓第一节开拓方式及井口位置一、井田开发情况及开采现状XX煤矿属生产矿井，井田面积7.4648km2。矿井采用斜井单水平开拓方式，在2煤层布置辅助水平，在4煤层布置主水平。矿井资源整合建成后，相继开采了2202、2203、2204、2205工作面，目前开采2煤层2206工作面，采用综合机械化采煤法，全部垮落法管理顶板。二、工业场地的选择本次设计为煤柱回收设计，现有工业场地可满足矿井生产要求，工业场地维持不变。三、开拓方式及井口位置矿井采用斜井开拓，布置三条井筒，即主斜井、副斜井、回风斜井。本次设计为煤柱回收设计，利用现有的井筒不变。详见本章第二节、第三节。第二节开拓部署一、矿井开拓现状矿井目前采用斜井单水平盘区式布置，布置三条斜井，分别为主斜井、副斜井及回风斜井，中央变电所及主排水泵房布置在4煤主水平，2煤辅助水平布置有4条大巷即运输大巷、辅运大巷及两条回风大巷，同时设消防材料库、临时避难硐室、盘区变电所等硐室。二、水平划分与标高确定本井田煤层赋存条件简单，井田内可采煤层为2、3、4号煤层，根据煤层赋存特征及井田开拓部署，全井田共划分为一个主水平和两个辅助水平，主水平设在4煤层中，主水平标高+1174m。在2、3煤层分别设辅助水平，2煤辅助水平标高+1220m。主、辅水平之间通过煤仓和井筒连接。三、大巷布置2煤大巷沿2煤层底板布置，自南向北分别布置有2煤辅运大巷、2煤运输大巷、两条2煤回风大巷。四、开采顺序本次设计为2煤大巷煤柱回收设计，设计对2煤大巷煤柱中部23号、24号高压铁塔进行搬迁。2煤大巷煤柱采用后退式开采，即由大巷东部向西部井底回采，为减少3煤、4煤大巷及井底硐室采动影响，设计停采线位于距井底联巷96m处，距离煤仓125m。第三节井筒本次设计为2煤大巷煤柱回收设计，利用矿井现有井筒。井筒特征表见表3.3。表3.3井筒特征表序号井筒特征井筒名称备注主斜井副斜井回风斜井1井口坐标纬距（X）经距（Y）2提升方位角（°）345.1345.13倾角（°）146144井口标高（m）+1192.00+1212.80+1214.005斜长（m）164.0181.073.06宽度（m）净4.25.04.57断面（m2）净13.618.815.28井筒装备带式输送机无轨胶轮车第四节井底车场及硐室XX煤矿采用斜井开拓，井下主运输采用带式输送机连续运输，辅助运输采用防爆无轨胶轮车运输，根据矿井已有的井巷工程，井底车场布置在主斜井井底，由3煤运输大巷、中央变电所、主排水泵房、水仓、管子道、主斜井井底联络巷等巷道和硐室组成，均为现有巷道和硐室。2煤临时避难硐室继续服务2煤大巷煤柱回收工作面，拆除2煤盘区变电所，煤柱回收时由中央变电所为煤柱回收工作面提供供电电源。中央变电所采用独立通风。第四章井下开采第一节2煤大巷煤柱回收巷道布置一、2煤大巷煤柱回收工作面特征2二、2煤大巷煤柱回收工作面巷道布置为提高煤柱资源回收率，本次煤柱回收设计新掘一条煤柱回收工作面运输巷，煤柱回收工作面运输巷通过现有联巷与井底煤仓联系，设计煤柱回收工作面运输巷方位角为104°，长度分别为1457m，到达2206工作面后垂直向原辅助运输大巷掘进，在原辅助运输大巷内侧10m继续平行掘进工作面运输巷335m布置开切眼。改造现有辅运大巷（1156m）、运输大巷（1156m）为工作面进风巷，用于煤柱回收时期的巷道进风。改造回风大巷，作为煤柱回收工作面的回风巷。废弃北侧回风大巷。通2煤大巷煤柱回收工作面回收可行性及必要性1.大巷煤柱回收可行性根据现场调查，2煤2202、2203、2204、2205、2206工作面均已开采完毕，各工作面采空区顶板已全部垮落，无悬空不垮落现象，采空区遗煤少，无自燃发火迹象，采空区少量积水通过密闭上留设的泄水孔排出，原回采巷道口均设置了永久密闭，现有大巷支护可靠，无片帮、冒顶现象。新掘煤柱回收工作面运输巷，平行于原辅助运输大巷布置，间距35m；采空区侧留设煤柱主要呈三角形，最大煤柱尺寸98m（2202工作面采空区距离煤柱回收工作面运输巷），最小煤柱尺寸4m（2204工作面采空区距离煤柱回收工作面运输巷），见图4.1-1。根据矿压分布规律，工作面运输巷在最小煤柱尺寸时，实际承受矿压较小，有利于巷道维护。而工作面运输巷巷道通过“三角煤柱+巷道支护”来维持围岩稳定性，可以满足煤柱回收期间的运输巷掘进及工作面生产。无煤柱护巷技术及窄小煤柱护巷在当前技术条件下均取得了较为成功的典型案例。因此XX煤矿2煤大巷煤柱回收是可行的。图4.1-1运输巷与采空区距离示意图2.大巷煤柱回收必要性XX煤矿2煤开采接近尾声，2煤大巷煤柱的收回，减少了煤炭资源损失，提高了矿井资源采出率，促进资源节约利用。同时2煤大巷煤柱的收回，可减少支承压力对3煤、4煤开采的影响，同时3煤、4煤开采期间，降低2煤大巷煤柱遗煤自燃发火，提升矿井安全保障。沿2202、2203、2204、2205、2206工作面采空区新掘煤柱回收工作面运输巷，可增加约12.2万t煤柱工作面回采储量，促进了矿井可持续发展。XX煤矿大巷煤柱具备回收条件，煤柱回收符合矿产资源开发利用要求。四、2煤大巷煤柱回收工作面主要生产系统1.主运输系统煤柱回收工作面其主运输系统为煤柱回收工作面（刮板输送机）→煤柱回收工作面运输巷一部皮带→煤柱回收工作面运输巷转载机→煤柱回收工作面运输巷二部皮带→转载机→井底煤仓→主斜井。2.辅助运输系统煤柱回收工作面辅助运输系统为副斜井→辅运巷→工作面用料地点。辅助运输采用无轨胶轮车运输。3.通风系统煤柱回收工作面新鲜风流：副斜井、主斜井→煤柱回收工作面运输巷、辅运巷、进风巷→进入工作面；污浊风流：工作面→回风巷→回风斜井。4.排水系统煤柱回收工作面基本沿倾斜方向布置，根据煤层底板倾伏情况，设计工作面排水采用自流方式进入井底水仓，再由主排水泵排至地面水处理车间。5.压风系统地面设有压风机房，内有型螺杆式空气压缩机3台，空气压缩机压型号为LG-23/8G排气量23.0m3/min，额定排气压力0.8Mpa，冷却方式为风冷式。矿井压风主管路由主斜井井筒入井，压风系统主管路采用Φ133×4mm型无缝钢管，井下管路均利用现有管路。第二节采煤方法及工艺一、采煤方法及采煤工艺1.煤层开采条件2煤层大巷煤柱与下部3煤层间距23.06～23.82m。可采煤层平均煤厚2.48m，该煤层结构简单，基本不含夹矸。煤层的底板标高变化在+1230～+1215m之间，埋深50～123.11m；煤层顶板类型以基本顶为主，占煤矿可采面积的85％左右，直接顶主要分布在煤矿西部边界Z14-Ⅱ-1号钻孔周围，面积占可采区面积的15%，厚度3m左右，为中厚层粉砂岩夹薄层砂岩。2.采煤方法选择本次设计根据矿井现状及周边矿井开采情况，设计采用综合机械化采煤法，全部垮落法管理顶板。二、工作面参数确定1.工作面长度及推进长度本次设计煤柱工作面设计工作面前期长度38m，推进约177m，工作面中期长度53m，推进长度约158m，后期工作面长度105m，推进长度约1026m。2.工作面采高设计工作面平均采高2.48m，根据煤层揭露情况，最大采高为2.58m，最小采高2.36m。3.循环进尺循环进尺应根据煤层的物理性质、煤层赋存情况和工作面生产能力以及综采工作面设备性能参数综合确定，取0.63m。4.工作面回采巷道参数根据工作面回采巷道运输设备尺寸，确定工作面运输巷为矩形断面。其他巷道为利用现有巷道改造维护。设计工作面运输巷宽度4.5m，高度2.6m；工作面辅运巷为利用现辅运大巷改造，宽度5.0m，净高2.8m；工作面回风巷为回风大巷改造，新掘工作面回风巷宽度为4.4m，净高2.6m；设计工作面开切眼宽度6.5m，高度2.4m。三、主要采煤设备选型（一）煤柱工作面主要设备选型1.采煤机（1）采煤机应具有的最小生产能力：Qh=Qy×f/(D×T×K)式中：Qh—采煤机应具有的最小生产能力，t/h；Qy—设计的工作面年产量，t/a；f—能力富裕系数，取1.4；D—年生产天数，取330天；T—每日采煤机生产时间，取18h；K—采煤机开机率，取0.5。代入数据可得：Qh=900000×1.4/(330×18×0.5)=424.3t/h（2）采煤机的平均牵引速度Vc=Qh/(60×B×H×γ×C)式中：Vc—采煤机的平均牵引速度，m/min；Qh—采煤机应具有的最小生产能力，424.3t/h；B—采煤机截深，取0.63m；H—采高，取2.48m；γ—煤的密度，取1.31t/m3；C—工作面采出率，取0.95。代入数据可得：Vc=424.3/(60×0.63×2.48×1.31×0.95)=3.64m/min（3）采煤机所需装机功率采煤机装机功率包括截割电动机、牵引电动机、破碎电动机、液压泵电动机、机载增压喷雾泵电动机等电动机功率总和。采煤机装机功率由下式估算：P＝Q×Hw式中：P—采煤机装机功率，kW；Q—采煤机生产率，424.3t/h；Hw—比能耗，一般0.6~0.7，取0.65。则采煤机装机功率：P＝424.3×0.65=276kW（4）采煤机所需牵引力据经验统计，采煤机牵引力一般为其装机功率数值的0.5~1倍。（5）滚筒直径滚筒直径一般按最大采高的0.6倍来选择，并且滚筒直径应符合标准系列。根据最大采高为2.58m，滚筒直径为应为1.55m，设计选标准滚筒直径1.6m。根据煤层的开采技术条件、煤的硬度、采高及以上计算的指标值，矿井现有的MG300/701-WD型采煤机可以满足煤柱工作面生产要求。2.刮板输送机选型工作面刮板输送机选型需满足三个方面的要求，即运输能力与采煤机生产能力相适应，并留有一定的备用能力；外形尺寸和牵引方式与采煤机相匹配；运输机长度与工作面长度相一致。（1）刮板输送机的生产能力：Qc=Qh×Kc×Ky×Kv式中：Qc—刮板输送机的生产能力，t/h；Qh—采煤机应具有的最小生产能力，424.3t/h；Kc—采煤机割煤速度不均衡系数，取1.2；Ky—考虑运输方向及倾角对刮板输送机能力的影响系数，取1.05；Kv—采煤机与刮板输送机相同方向运动时的修正系数，取1.05。则刮板输送机的生产能力：Qc=424.3×1.2×1.05×1.05=561.4t/h（2）刮板输送机设计长度设计工作面长度为140m，故刮板输送机的设计长度应大于140m。综上所述，工作面可弯曲刮板输送机可选择SGZ-764/400型刮板输送机，其设计长度为200m，满足铺设长度要求，功率为2×200kW，输送量为700t/h，可以满足生产的需要。3.采煤工作面支护设备（1）支架高度的确定支架最大、最小支护高度：H1=h1+S1H2≤h2-S2-a-b式中：H1、H2—支架最大、最小支护高度，m；h1、h2—煤层最大、最小采高，根据煤厚取2.36～2.58m；S1—伪顶冒落厚度，2号煤层无伪顶，取0m；S2—顶板最大下沉量，取100mm；a—支架移架所需最小下降量，取50mm；b—浮煤厚度，取50mm。则支架最大支护高度为：H1=2.58+0.00=2.58m支架最小支护高度为：H2=2.36-0.05-0.1-0.05=2.16m(2)支架支护强度的确定①支护强度采用倍重系数估算：p＝(4～8)×M×γ式中：p—支架支护强度，KPa；M—采高，取最大煤厚2.58m；γ—顶板岩石密度，取27KN/m3；p＝8×2.58×27=557.28KPa②按额定支护强度公式估算：P=72.3hm+4.5Lp+78.9Bc-10.24N-62.1P—额定支护强度下限，kN/m2；hm—煤层采高，m；Lp—基本顶周期来压步距，根据以往类似矿井经验，本矿井2号煤取25m；Bc—控顶宽度(其值为梁端距加上顶梁长度)，本矿井为0.2＋3.61=3.81m；N—直接顶充填系数，本矿井取6；P=72.3hm+4.5Lp+78.9Bc-10.24N-62.1=72.3×2.48+4.5×25+78.9×3.81-10.24×6-62.1=468.9kN/m2（3）支架工作阻力支架所需的工作阻力计算公式为：QS=p×M×S式中：QS—支架工作阻力，KN；M—液压支架顶梁长度，取3.61m；S—液压支架中心距，取1.5m。代入数据得：QS=557.28×2.45×1.5=3018KN综合上述计算，设计既要考虑工作面正常推进，又要预计到各种不利因素，根据规程要求P不大于支架额定支护强度的65%～75%，所以支护阻力应不小于4644KN。综上计算，考虑一定的安全系数，XX煤矿现有的ZY8600/12/26型支撑掩护式液压支架可以满足煤柱工作面支护要求，同时选用ZY9600/17/35型支撑掩护式液压支架作为端头支架，每个支架均采用手动控制阀进行控制。4.其他设备根据2煤工作面设备选型结果，考虑设备被套及运输能力，选用SZZ-764/132型转载机一部，功率132kW；选用BRW400/31.5型乳化液泵站两台（两泵一箱，一用一备），功率250kW，BPW315/10型喷雾泵两台（两泵一箱，一用一备），功率37kW，同时配备探水钻机、阻化剂喷射泵、迈步自移装置、单体液压支柱等设备。四、空巷超前支护1.空巷超前支护XX煤矿2煤大巷煤柱回收工作面生产过程中需超前支护的巷道有运输巷、进风巷、辅运巷、回风巷及原大巷之间的联络巷。设计运输巷、进风巷、辅运巷、1#回风巷、2#回风巷超前工作面30m范围内采用DW型单体液压支柱配合HDJB1000铰接顶梁双排支护，强化相邻巷道支护强度。大巷间联络巷采取提前支护措施，支护形式采用单排DW型单体支柱配合金属顶梁进行支护，柱距2m，排距1m。2.过空巷支护空巷采用20a型工字钢架棚支护，液压支架宽度内每架设两组工字钢棚，棚腿设拉杆连接。对空巷内高冒处至工作面段进行了造假顶支护，空巷采用20a型工字钢架棚支护，液压支架宽度内每架设两根工字钢棚，棚腿设拉杆连接。3.过风桥支护原有风桥立交超前支护采用DW型单体支柱配合20a型工字钢梁，架设成矩形棚，钢梁与巷道顶部使用方木充填、木楔楔紧，当工作面与风桥贯通后，在液压支架顶部增设木垛接顶，以保证工作面在原风桥立交下部推进时不空顶，支架对风桥立交有较强的支护能力。见图4.2-1。当风桥顶板高度超过支架最大高度1.5m时，为便于作业，设计不再增设接顶坑木，在接近风桥作业前，适当调斜工作面，同时工作面接近在风桥50m之前，增设7300mm×17.8mm锚索+钢带补强支护。图4.2-1a过空巷前图4.2-1b过空巷时图4.2-1c过空巷后五、大巷煤柱回收工作面生产能力煤柱工作面生产能力计算1.前期循环产量（工作面长度38m）Q＝L·h·B·γ·k式中：Q——一个循环产量，t；L——工作面长度，38m；h——工作面采高，2.48m；B——循环进度，0.63m；γ——煤层视密度，1.31t/m3；k——工作面煤炭回收率，0.95。Q＝38×2.48×0.63×1.31×0.95＝74t前期工作面日进度及产量，设计日进刀12刀。工作面日进度：12×0.63=7.56m/d工作面日产量：74×12＝888t/d2.中期循环产量（工作面长度69m）Q＝L·h·B·γ·k式中：Q——一个循环产量，t；L——工作面长度，53m；h——工作面采高，2.48m；B——循环进度，0.63m；γ——煤层视密度，1.31t/m3；k——工作面煤炭回收率，0.95。Q＝53×2.48×0.63×1.31×0.95＝103t中期工作面日进度及产量，设计日进刀12刀。工作面日进度：12×0.63=7.56m/d工作面日产量：103×12＝1236t/d3.后期循环产量（工作面长度105m）Q＝L·h·B·γ·k式中：Q——一个循环产量，t；L——工作面长度，105m；h——工作面采高，2.48m；B——循环进度，0.63m；γ——煤层视密度，1.31t/m3；k——工作面煤炭回收率，0.95。Q＝105×2.48×0.63×1.31×0.95＝204t工作面日进度及产量设计日进刀12刀。工作面日进度：12×0.63=7.56m/d工作面日产量：204×12＝2448t/d2.工作面年推进度及产量工作面年工作日330天，正规循环率取0.80，则：工作面年推进度：Lc＝7.56×330×0.80＝1995.9m/a煤柱工作面年产量：Ac＝2448×330×0.80×10-6＝0.65Mt/a第三节“三下”采煤及村庄搬迁规划一、地面建（构）筑物和设施2煤大巷煤柱回收工作面中部设有大昌汗至黑木崖供电23号、24号高压铁塔，以及本矿井供电线路。二、“三下”采煤项目及安排本次设计根据矿井与供电部门达成的协议，对23号、24号高压铁塔进行搬迁，不留设保护煤柱。对本矿井10kV电杆采取加固措施，不留设保护煤柱。矿井在煤柱回收期间，应加强地表建构筑物观测，及时采取措施维护地表建构物的稳定。第四节巷道掘进及机械化一、巷道断面和支护方式设计考虑设备运输、通风、掘进、矿压、巷道服务年限等因素，结合本矿煤层埋藏深度、矿压显现特点，设计利用矿井已有井筒、大巷的形状和尺寸，新掘2煤大巷煤柱回收工作面运输巷，采用锚网支护，交叉点及距离采空区较近的巷道范围锚索+钢带补强支护。新掘1457m工作面运输巷，锚网支护，矩形断面，净宽4.6m，净高2.6m，净面积12.0m2。煤柱工作面运输巷沿煤层底板掘进，采用锚网支护，交叉点及靠近采空区侧锚索补强支护。新掘巷道均沿煤层底板掘进，采用锚网支护，交叉点及靠近采空区侧锚索补强支护。新掘回采巷道靠近煤壁侧帮采用φ20×2400mm玻璃钢锚杆，起锚高度为距底板800mm，接近顶板的帮部锚杆距顶板为500mm，帮部中间锚杆排距为900mm。网片选用100mm×100mm高强度矿用支护塑料网。顶部及靠近采空区侧帮采用φ18×1800mm金属锚杆，锚杆间排距1000mm×1000mm，选用2支锚固剂，规格为双速2360树脂药卷，金属网采用φ6mm钢筋网，网格100mm×100mm，托盘采用金属拱形高强度托板120mm×120mm×10mm，顶板锚杆杆体预紧力矩300N·m；锚杆锚固力不小于50kN。锚索采用φ17.8mm×7300mm钢绞线，间排距2000mm×2000mm，同时采用“W型”钢带固定，锚固剂为2360树脂药卷，每根锚索3卷，锚固长度1500mm，外露不大于200mm，锚索预应力不小于70kN。采空区煤柱侧帮采用高强左旋螺纹钢筋锚杆，杆体选择φ20×2400mm，起锚高度为距底板800mm，接近顶板的帮部锚杆距顶板为500mm，帮部中间锚杆排距为900mm。采用树脂锚固，选用两只，一只为规格为双速2360树脂药卷，另一支规格为Z2360树脂药卷。网片选用100mm×100mm高强度矿用支护塑料网。其余巷道利用现有巷道，同时开采期间超前10m对原巷道两帮支护进行处理，主要为破除喷浆以及处理帮部锚杆。煤柱回收工作面超前30m范围内的回采巷道，应补设锚索加强支护，防止支承压力影响造成冒顶事故。主要巷道断面特征见表4.4-1。表4.4-1巷道断面特征表序号巷道名称煤岩类别断面形状断面尺寸(mm)支护方式断面积（m2）备注净宽净高净掘进12煤大巷煤柱回收工作面运输巷煤巷矩形4.62.6锚网12.012.0新掘2开切眼煤巷矩形6.52.4锚网15.615.6新掘3工作面辅运巷（辅运大巷）煤巷矩形5.02.6锚网1313改造4工作面回风巷（回风大巷）煤巷矩形4.42.6锚网11.411.4部分新掘5工作面进风巷（运输大巷）煤巷矩形4.52.6锚网11.711.7改造二、矿井巷道掘进进度指标根据《煤炭工业矿井设计规范》（GB50215-2015）基建巷道指标的要求兼顾施工中所采用的机械设备，结合本地区施工的实际水平并参考近年来国内倾斜、缓倾斜煤层的实际井巷施工水平，设计对各类巷道平均成巷进度指标确定如下：煤层巷道：500m/月（综掘）；半煤岩巷道：300m/月（综掘）；硐室：400m3/月。三、掘进工作面和掘进设备配备设计掘进工作面利用矿井现有掘进设备，采用EBZ-160型综掘机，局部通风机采用FBD№6.3/2×30型，配备FBZL20型防爆装载机、WC5型自卸式防爆无轨胶轮车转载机运输，采用MQT系列风动锚杆机，配备QBS系列潜水泵。详见表4.4-2。表4.4-2掘进工作面主要装备表序号设备名称设备型号单位数量1综掘机EBZ-160台12锚索张拉仪MSY-180/15台23锚杆拉力计ML-20T台24局部通风机FBD№6.3/2×30部25探水钻机ZYJ-430/200架柱式台16风动锚杆机MQT130/2.7A台27激光定向仪YBJ-600G台28潜水泵7.5kw台29防爆电话kth18部110装载机FBZL20型台111胶轮车WC5型自卸式辆2四、井巷总工程量本次设计煤柱回收工作面新掘巷道1457m，利用及改造巷道3521m，以上巷道均为煤巷。第五节煤柱回收工作面劳动组织一、矿井工作制度矿井年工作日330d，井下采用“四·六”作业制，每天三班采煤，一班准备。地面采用“三·八”作业制，每天两班生产，一班检修。每天净提升18h。二、劳动定员结合矿井的实际情况，其劳动定员范围为：煤柱回收工作面达到设计生产能力并有较高的全员劳动生产率时所需的全部生产工人、管理人员和服务人员，并按实际生产工艺，本着高产高效优化的设计原则按岗位定员标准、各工种详细排定。经计算及岗位编排，劳动定员按岗位设置详见表4.5-1。表4.5-1劳动定员按岗位排列表序号工种出勤人员在籍系数在籍人数一班二班三班四班合计综采队1队长111.012副队长111.013副队长111.014技术员111.015采煤机司机111031.446采煤机副司机111031.447支架工3334131.4188刮板输送机司机111031.449转载机司机4440121.41710运输机司机222061.4811顶板管理44410221.43112机电维护工2226121.41713安检员111141.0414验收员000111.01计20202023112第五章煤柱回收生产系统第一节煤炭运输方式及设备一、煤炭运输系统及运输方式矿井开采2煤大巷煤柱，井下主运输系统选用带式输送机、转载机连续运输，系统简述：煤柱回收工作面生产的原煤，经工作面刮板运输机→运输巷刮板转载机（1）→一部带式输送机→刮板转载机（2）→二部带式输送机→刮板运输机（1）→刮板运输机（2）→溜煤眼完成主运输任务。二、煤柱回收工作面煤炭运输设备选型（一）煤柱回收工作面运输巷带式输送机按照回收煤柱开采方案，以工作面运输巷可伸缩胶带运输机的运输条件（最困难）确定主要设计参数：距离L=1130m，β=2°，运能Q=630t/h，带速V=2.0m/s，带宽B=1.0m。1.初选DSJ100/63/2×75型带式输送机运量：Q=630t/h；带宽：B=1000mm；带速：V=2.0m/s电动机功率：2×75kw2.选型校核1）运量确定运量应按回采工作面原煤峰值产量选取，根据开拓开采方案，设计按Qs=424.3t/h输送能力计算。2）带速带宽的确定DSJ100/63/2×75型带式输送机在带宽B=1000mm，带速v=2m/s，输送能力为630t/h，大于设计运输生产能力Qs=424.3t/h，带宽满足要求。以煤块度对带宽进行校核B=1000mm≥2amax+200=800mm煤块度amax取300mm带宽B=1000mm，满足工作面运输能力要求。3）输送机设计计算（1）运行阻力货载质量:上托辊转动部分质量下托辊转动部分质量重段运行阻力回空段运行阻力式中q—货载单位长质量，kg/m；qd—胶带单位长质量，kg/m，取18.8kg/m；—上托辊每米长度转动质量，kg/m；—下托辊每米长度转动质量，kg/m；—槽型托辊阻力系数，取0.030；—平形托辊阻力系数，取0.025；（2）张力计算按逐点法列出关系式即按摩擦传动力条件列关系式联立方程解得F1=28388NF9=77784NF6=37192N式中μ—摩擦系数，取0.2；α—围包角，弧度，取5.23；k0—功率备用系数，取1.15～1.20；（3）垂度验算重段允许最小张力垂度满足要求式中—重段两组托辊间距，m，取1.5；（4）强度验算式中—阻燃带整体纵向拉断强度，N/mm，取1000N/mm；B—阻燃带宽度，mm；m—阻燃带安全系数；胶带强度满足要求。（5）牵引力及电动机功率传动滚筒牵引力电动机功率小于初选带式输送机电动机功率2×75kw。由此，初选DSJ100/63/2×75型可伸缩带式输送机满足采煤工作面运煤要求。根据输送机设计规范，为防止输送机发生逆转，应设置液压闸瓦制动器和逆止器。制动器应满足系统所需力矩要求。逆转力矩按最不利工况（下运、满载，阻力系数ω=0.012）计算。图5.2-1胶带张力图（二）煤柱回收工作面运输巷一部带式输送机煤柱回收工作面运输巷一部带式输送机，运输长度343m，倾角-3~0°；运量与二部输送机相同，据此以二部输送机作参考，选用一部带式输送机，其主要参数如下：表5.2-1工作面运输巷一部带式输送机技术参数序号名称单位输入参数序号名称单位输出参数1带式输送机型号DSJ100/63/7514上托辊旋转部分质量kg172运量t/h63015下托辊旋转部分质量kg153带宽mm100016单位长物料质量kg/m594带速m/s2.017单位长胶带质量kg/m18.85机长m34318传动效率0.856最大倾角度-3~0°19传动滚筒直径mm6307提升高度m1820电动机功率kW758托辊阻力系数0.025~0.03521减速器型号/速比B3SH07/259传动滚筒围包角度30022胶带规格阻燃PVG1000×B100010滚筒摩擦系数0.2023拉紧装置JZ型绞车11电动机型号DSB-7524液力耦合器LOQ7512电机功率储备系数1.1~1.225上托辊间距m1.513制动器型号YWZ5-400/12126下托辊间距m3（三）工作面运输巷转载机煤柱回收工作面运输巷布置一部带式输送机及两部转载机搭接完成主运输任务。转载机运输长度45m，倾角0～4°。（1）转载机的运输能力：Qc=Qh×Kc×Ky×Kv式中：Qc—转载机的运输能力，t/h；Qh—带式输送机具有的最小运输能力，545t/h；Kc—采煤机割煤速度不均衡系数，取1.2；Ky—考虑运输方向及倾角对刮板输送机能力的影响系数，取1.05；Kv—带式输送机与刮板输送机相同方向运动时的修正系数，取1.05。则转载机的生产能力：Qc=545×1.2×1.05×1.05=721t/h（2）转载机设计长度根据煤柱回收工作面利用巷道情况，转载机接力运输的巷道长度分别为40m、45m。综上所述，转载机可选择SZZ764/132型刮板输送机，其设计长度为45m，满足铺设长度要求，功率为132kW，输送量为1000t/h，可以满足生产的需要。（四）主斜井带式输送机主斜井安装DTL1200型带式输送机，运输能力620t/h，皮带安设长度325m，运输倾角16°，配套电机功率2×185kW。主斜井带式输送机为利用设备，满足矿井0.90Mt/a生产能力运输要求。第二节辅助运输方式及设备一、辅助运输方式矿井开采2煤大巷煤柱。矿井辅助运输系统采用防爆无轨胶轮车运输方式，系统简单，环节少，快捷方便，效率高。下井人员乘坐防爆无轨胶轮车到达各工作面地点。煤柱回收工作面辅助运输系统为副斜井→辅运大巷→工作面用料地点。二、辅助运输设备根据煤柱回收开拓开采设计方案要求，采煤工作面所需材料、设备及人员的运输采用无轨胶轮车进行，完成辅助运输所需WC2J型材料车4辆，WC11R型指挥车3辆，WC20R型人车3辆。防爆柴油无轨胶轮材料车、指挥车、人车主要技术参数见下表：现有无轨胶轮车型号、用途及主要技术参数为：（一）无轨胶轮运料车型号WC2J额定载重2000kg柴油机功率45kW爬坡能力14°最小通过能力半径（外/内）5850/3300运行速度：前进倒挡32km/h/外形尺寸4950×1820×2020mm整备质量4000kg（二）无轨胶轮指挥车型号WC11R额定载重11人柴油机功率50kW爬坡能力14°最小通过能力半径（外/内）6600/3800运行速度：前进倒挡38km/h/外形尺寸5400×1950×2000mm整备质量2450kg（三）无轨胶轮人车型号WC20R额定载重20人柴油机功率60kW爬坡能力15°最小通过能力半径（外/内）7500/4500运行速度：前进倒挡23.2km/h/外形尺寸6150×2020×2200mm整备质量5300kg该矿现有型号无轨胶轮车及数量均满足煤柱回收采煤工作面所需材料、设备及人员的运输要求。第三节通风系统及设备矿井现采用中央并列式通风方式，抽出式通风方法，主斜井、副斜井进风，回风斜井回风。回风斜井安装2台FBCDZ№27型防爆对旋轴流式通风机，一台工作，一台备用。每台通风机配备2台YBF2400S-10型交流异步电动机，每台电动机配套功率200kW，额定电压380/660V，额定转速580r/min，通风机房电流表、电压表、负压计、轴承温度计等配套设备、设施齐全。本次2煤大巷煤柱回收方案设计，在2煤布置1个大巷煤柱回收综采工作面，即221盘区2MZ综采工作面，采用“三进一回”型全负压通风。一、通风路线本次设计主要通风路线为：主斜井、副斜井→2MZ煤柱回收运输巷、辅运巷、进风巷→2MZ煤柱回收作面→2MZ煤柱回收工作面1#、2#回风巷→2煤层回风大巷→回风斜井。详细通风路线见通风系统图。二、煤柱回收期间221盘区总风量计算依据《煤矿矿井风量计算方法》MT/T634-2019，计算煤柱回收工作面、221盘区各机电硐室所需要的风量、风速，最后计算221盘区需要的总风量。1.煤柱回收工作面需要风量计算煤柱回收工作面实际需要风量，应按瓦斯、二氧化碳涌出量和工作面气温、风速和人数等规定分别计算，然后取其中最大值。（1）按气象条件计算Q采=60×Vcf×ScF×Kch×Kcl×70%＝60×1.0×10.10×1.1×1.0×70%＝466.62m3/min式中Q采——采煤工作面实际需要风量，m3/min；Vcf——采煤工作面的风速，m3/min。依照MT/T634-2019表2取1.0m/s；ScF——采煤工作面平均断面积，（最小控顶距3.81m，最大控顶距4.33m，平均控顶距取4.07m）经计算，平均断面积10.10m2；Kch——采煤工作面采高调整系数，采高平均为2.48m，依照MT/T634-2019表3取1.1；Kcl——采煤工作面长度调整系数，工作面长度为68m～140m，依照MT/T634-2019表4取1.0；70%——有效通风断面系数；（2）按瓦斯涌出量计算Q采＝100×qcg×Kcg=100×0.22×1.2=26.4m3/min式中qcg——采煤工作面回风巷风流中绝对瓦斯涌出量，m3/min。根据2020年矿井瓦斯等级鉴定结果，矿井采煤工作面最大绝对瓦斯涌出量为0.22m3/min计算；KCg——瓦斯涌出不均衡系数，取1.2。（3）按回采工作面同时最多作业人数，每人供风≮4m3/min计算需要风量：Q＞4N=4×40=160m3/min式中N——采煤工作面最大班同时工作人数，考虑交接班取40人。（4）按断面验算风速取以上三方面计算的最大值466.62m3/min，按风速验算。①验算最小风量Ｑ采≥60×0.25×S最大=60×0.25×(4.33×2.48×0.7)=112.75m3/minＳ最大＝Ｈ×Ｂ最大×0.7（m2）②验算最大风量Ｑ采≤60×4.0×S最小=60×4.0×(3.81×2.48×0.7)=1587.4m3/minＳ最小＝Ｈ×Ｂ最小×0.7（m2）112.75m3/min≤466.62m3/min≤1587.4m3/min符合《煤矿安全规程》要求。经风速验算确定煤柱回收工作面风量为466.62m3/min。2煤大巷煤柱回收期间不布置备用采煤工作面，故不需计算备用工作面需风量。2.掘进工作面的需要风量设计2煤大巷煤柱回收期间221盘区不布置掘进工作面，目前井下掘进工作面布置于4煤层中，其风量由4煤层分配，故本次设计暂不考虑掘进工作面需风量。3.硐室需要风量计算设计2煤大巷煤柱回收期间独立配风硐室为中央变电所（兼221盘区变电所用），其风量由4煤层分配，故本次设计暂不考虑硐室需风量。4.按煤矿用防爆型柴油动力装置机车功率验算设计2煤层煤柱回收期间，辅助运输巷道均为2MZ采煤工作面巷道，该工作面安装及正常生产期间验算风量如下：Q柴=∑4P式中Q柴——柴油机车需要总风量，m3/min；P——柴油动力装置机车功率，80kw；则①2煤工作面交接班时2煤同时使用无轨胶轮车为1台50kW的WC24ER型防爆运人胶轮车和1台45kW的WQC2J生产指挥车同时工作配给风量：Q柴=4×（50×1＋45×1）=380m3/min②2煤正常生产时2煤使用无轨胶轮车为1台45kW的WQC2J生产指挥车和1台50kW的ZL16EFB型防爆装载机同时工作配给风量：Q柴=4×（45×1＋50×1）=380m3/min本次2煤煤柱回收设计无轨胶轮车运输均在工作面辅助运输巷或工作面运输巷内运行。根据《煤矿矿井风量计算方法》MT/T634-2019，采煤工作面需风量按瓦斯涌出量和爆破后的有害气体产生量以及工作面气象条件、风速和人数等规定进行计算，取其最大值，防爆型柴油动力装置机车属其它用风巷道的需风量，考虑XX煤矿目前采空区分布，在满足煤柱回收工作面需风量的前提下，充分考虑预防采空区遗煤自燃，减少漏风，本次设计防爆型柴油动力装置机车需风量与工作面正常需风量和合并计算，且煤柱回收工作面需风量为466.62m3/min，大于柴油车需风量380m3/min，工作面正常风量可稀释柴油车尾气。故本次设计柴油车需风量不计入2煤煤柱回收期间的需风量中。5.其它巷道实际需要风量计算设计2煤大巷煤柱回收期间2煤层仅布置1个煤柱回收工作面，但该工作面采用“三进一回”通风系统，工作面三条进风巷中一条辅运巷和一条运输巷，按照采煤工作面需风量配风；另外还有一条进风巷不做其他用途，故按照不低于巷道最低风速配风。该进风巷风量按巷道最大断面宽5.0m，高2.8m计算如下：Q进风巷＝5.0×2.8×0.25×60=210m/min故Q其他＝210m3/min6.2煤大巷煤柱回收期间需要风量按下式计算：Q2煤＝（∑Q采+∑Q其它）×K通式中Q2煤——2煤大巷煤柱回收期间实际需要总风量，m3/min；∑Q采——2煤大巷煤柱回收期间采煤工作面需要风量，m3/min；∑Q其它——2煤大巷煤柱回收期间其它地点需用风量m3/min；K区通——风量备用系数，取1.15。Q＝（∑Q采+∑Q其它）×K通＝（466.62+210）×1.15＝676.62×1.15＝778.11m3/min＝13m3/s三、矿井供风量验算当2煤大巷煤柱回收期间采煤工作面等用风地点均需配风时，2煤系统需风量达到最大，即以上计算的778.11m3/min。此时，矿井2煤层仅布置一个煤柱回收工作面，另外矿井还在4煤层布置有两个掘进工作面，根据矿井开采2煤层最后一个采煤工作面即2206采煤工作面时（此时，4煤层布置有两个掘进工作面）矿井通风系统图可知，2煤层总回风量为2344m3/min，大于2煤大巷煤柱回收期间上计算的需风量778.11m3/min。因此，2煤大巷煤柱回收期间只需要按计算的需风量配风即可满足2煤系统需风量要求。四、煤柱回收采煤工作面通风管理（1）煤柱工作面周边采空区较多，必须严格对开采范围内的密闭进行日常维护与检查，防止漏风；（2）开采过程中因大巷煤柱间联络巷较多，开采过这些联络巷时必须加强工作面通风系统的监测，并做好应对通风系统风量变化的方案和专项技术措施。保证开采期间工作面通风系统稳定可靠运行，避免工作面风量忽大忽小。第四节供电系统及设备XX煤矿为生产矿井，矿井10kV供电源源分别引自黑木崖35kV变电站121专线及111专线，供电距离5km。矿井工业广场建有一座10/0.4kV变电所，变电所两回10kV电源均以LGJ-185型架空线路引引自黑木崖35kV变电站10kV不同母线段。变电所内10kV高压母线为单母线分段接线方式。变电所内安装22台KYN28-12T型高压开关柜，配VEM-12型真空开关，其中进线柜2台、PT及避雷柜2台、电容柜2台、通风机电源柜2台，驱动机房及生产电源柜2台，下井电源柜2台，备用柜2台，办公生活区箱变柜2台，母联柜1台，隔离柜1台，备用间隔2个；安装两台S11-800/10/0.4kV800kVA电力变压器2台，安装MNS型低压配电屏9台，其中1台备用，两回10kV下井电缆由工业场地10kV变电所不同段母线段馈出，采用MYJV22—10kV3×120mm2的电缆沿主斜井引下至中央变电所，长度为880m。井下中央变电所位于主斜井4煤井底，变电所内安装PJG型高压隔爆开关13台，其中进线开关2台，所用开关2台，综采电源开关1台，掘进电源开关1台，风机专用电源开关1台，联络开关1台。变电所内安装KBSG-T-200/10/0.69kV200kVA变压器2台，KBZ16-200型馈电开关1台，KBZ16-400型馈电开关4台，QJZ1-80型电磁真空启动器开关4台，ZBZ-4.0照明综保2台，分别向中央水泵房提供双回路660V电源，向变电所内外提供照明。一、煤柱回收工作面开采设备选型配置设计该矿煤柱回收工作面开采布置1个煤柱回收工作面，2个掘进工作面。煤柱回收时，2煤掘进工作面搬至3煤层。根据现有巷道圈定煤柱范围，煤柱回收工作面前期设计工作面长度为38m，中期设计工作面长度69m，后期工作面长度125m，采用走向长壁综合机械化采煤法，全部垮落法管理顶板。煤柱回收工作面采用W型通风方式，选用MG300/701—WD型采煤机，额定功率701kW，额定电压1140V；刮板输送机选用SGZ764/400型，额定功率2×200kW，额定电压1140V；转载机选用SZZ764/132型，额定功率132kW，额定电压1140V；乳化液泵站选用BRW400/31.5型，额定功率250kW，额定电压1140V；喷雾泵选用BPW400/10型，额定功率37kW，额定电压1140V；顺槽运输选用带式输送机搭接转载机接力运输，其中DSJ100/63/2×75型带式输送机一部，额定功率2×75kW，额定电压1140V；DSJ100/63/75型带式输送机一部，额定功率75kW，额定电压1140V；SZZ764/132型转载机三部，额定功率132kW，额定电压1140V以及其它设备。综掘工作面选用EBZ-160型掘进机，额定功率220kW，额定电压660V；局部通风机为FBD№6.3型，额定功率2×30kW，额定电压660V；胶带机选用DSJ系列，额定功率2×55kW，额定电压660V；2台7.5kW潜水泵，15kW探水钻机，额定电压660V以及其它设备。二、大巷煤柱负荷统计依据大巷煤柱工作面设备布置，用电负荷统计如下表5.4-1。表5.4-1用电负荷统计表序号设备名称设备容量/KW电压VKxCOSΦ最大负荷有功无功/KVAR视在/KVA/KW1煤柱回收工作面设备采煤机70111400.670.7469478670刮板输送机2×20011400.670.7268274383工作面转载机13211400.670.78890126乳化液泵站25011400.70.72175169243喷雾泵站3711400.70.72262536破碎机11011400.670.77476106二部运输顺槽胶带机2×7511400.670.7101103144一部运输顺槽胶带机7511400.670.7505071顺槽转载机3×13211400.670.7265271379回柱绞车1111400.40.7436小计22621520153921642综掘工作面设备1综掘机2206600.720.76158135208局部通风机2×306600.720.76433757胶带机2×556600.720.7679.268104潜水泵2×7.56600.50.767.5610探水钻机156600.40.75658小计4202942523873综掘工作面设备2综掘机2206600.720.76158135208局部通风机2×306600.720.76433757胶带机2×556600.720.7679.268104潜水泵2×7.56600.50.767.5610探水钻机156600.40.75658小计420294252387总计3102210820432938乘有功0.9；无功0.95189719412714采掘工作面负荷总计3102189719412714三、煤柱回收工作面电源及电源电缆的选择煤柱回收工作面电源引自井下中央变电所10kV母线段上。煤柱回收工作面10kV电源电缆按经济电流密度初选，并以正常工作电流、电压损失及短路热稳定进行校验，选用MYPTJ-10kV3×95+3×35/3+3×2.5mm2型矿用移动金属屏蔽监视型橡套软电缆，电缆长度1200m。四、采掘工作面移变的选择及采掘工作面设备配电（一）采掘工作面移变的选择1、根据采掘工作面设备工作电压及设备布置，采用分组供电。(1)煤柱回收工作面根据工作面设备工作电压及设备布置，采用分组供电。1)煤柱回收工作面采煤机、刮板输送机、转载机、破碎机为一组，电压等级1140V，由一台KBSGZY型移动变电站供电。2)工作面顺槽的胶带输送机、乳化液泵站、喷雾泵站、顺槽转载机、回柱绞车等设备为一组，电压等级1140V，由一台KBSGZY型移动变电站供电。(2)掘进工作面1)掘进工作面掘进机、胶带机、潜水泵、调度绞车、探水钻机等其它设备，电压等级660V，由一台KBSGZY型移动变电站供电，2)掘进工作面局部通风机由一台KBSGZY型移动变电站供电，实现“三专”“两闭锁”功能。2、移动变电站容量选择计算公式：Sb=Sb--变压器容量，KVA--供电系统中所有用电设备额定功率之和，KWKx--需用系数，Kx=0.4+0.5，Pd为单台电机最大负荷Cosj--各用电设备加权平均因数，一般取0.8根据采掘工作面设备工作电压及设备布置，依据各组设备功率计算如下：1）煤柱回收工作面移动变电站容量选择：采用以上计算方法，煤柱回收工作面选用一台KBSGZY-1250/10、1250kVA、10/1.2kV型矿用隔爆移动变电站与一台KBSGZY-800/10、800kVA、10/1.2kV型矿用隔爆移动变电站可满足供电要求。矿方现有2台KBSGZY-1600/10、1600kVA、10/1.2kV型矿用隔爆移动变电站。故煤柱回收工作面选择2台KBSGZY-1600/10、1600kVA、10/1.2kV型矿用隔爆移动变电站。2）综掘工作面移动变电站容量选择：①掘进工作面掘进机、胶带机、潜水泵、探水钻机等其它设备移动变电站容量选择：采用以上计算方法，选用一台KBSGZY-400/10、400KVA、10/0.693KV型移动变电站。矿方现有一台KBSGZY-630/10、630KVA、10/0.693KV矿用隔爆型移动变电站，故采用矿方现有的移动变电站为掘进工作面除局部通风机外的设备供电。②综掘工作面局部通风机移动变电站容量选择：采用以上计算方法，综掘工作面局部通风机选择一台KBSGZY-100/10、100KVA、10/0.693KV型矿用隔爆移动变电站。矿方现有一台KBSGZY-200/10、200KVA、10/0.693KV矿用隔爆型移动变电站，故采用矿方现有的移动变电站为掘进工作面局部通风机进行供电。（二）采、掘工作面设备配电煤柱回收工作面移动变电站电源引自中央变电所10kV母线段上，设置在工作面顺槽设备列车上，设两台KBSGZY-1600/10、1600KVA、10/1.2kV型矿用隔爆移动变电站，为煤柱回收工作面设备提供1140V、127V电源，实现煤柱回收工作面所有用电设备的供电任务。选用1台QJZ-1600/1140-6型与1台QJZ-2000/1140-9型组合开关，以1140V向工作面采煤机、刮板输送机、转载机、破碎机、工作面顺槽胶带输送机、乳化液泵站、喷雾泵站、顺槽转载机、调度绞车等设备提供电源。照明综保选用ZBZ-4M型。综掘工作面电源引自中央变电所10kV母线段上，采用MYPTJ-10kV型电缆，设一台矿方现有的KBSGZY-630/10、630KVA、10/0.693KV型矿用隔移动变电站，分别为综掘机、探水钻机、潜水泵、胶带机、照明等设备提供660V、127V供电任务。另一台矿方现有的KBSGZY-200/10、200KVA、10/0.693KV型矿用隔移动变电站，为掘进工作面局部通风机专供变压器，保证掘进工作面局部通风机供电的“三专两闭锁”要求。另一路电源取自掘进机动力，实现局扇的“双风机、双电源、且自动切换和风电瓦斯电闭锁”功能。采掘设备的用电电压等级为1140V、660V、127V，要求采掘设备随机配套开关必须满足《煤矿安全规程》第455条的规定。五、采掘工作面低压电缆的选择工作面低压干线电缆截面选择：按允许电压损失初选，按长时允许工作电流效验；支线电缆截面选择：按机械强度最小截面初选，按长时允许工作电流及启动电流效验。其采掘工作面低压电缆型号、截面、长度选择结果见工作面供电系统图。六、煤柱回收工作面照明在煤柱回收工作面运输顺槽每隔15m～20m设一套LED隔爆灯，作为半固定照明。煤柱回收工作面每隔3m（隔架）安装一套LED隔爆灯。照明127V电源引自设于巷道内的照明综保装置。七、接地及漏电保护井下中央变电所10kV高压开关选用带漏电保护和绝缘监视的矿用高压真空配电装置。引至工作面矿用移动变电站的10kV高压电缆选用型号为MYPTJ-10KV矿用移动金属屏蔽监视型橡套软电缆。工作面1140V供电系统采用带漏电闭锁的QJZ系列组合开关和带漏电保护装置的ZBZ-4M型矿用照明变压器综保装置，以实现漏电保护。在中央水泵房主、副水仓内用钢板（其面积不小于0.70mm2厚度不小于5mm）各设一主接地极板，在各配电点用焊接钢管分别设局部接地极，并利用电缆接地芯线或专用接地线把所有接地极连接在一起形成一个统一主接地网，所有电器设备的金属外壳均应和主接地网可靠连接，接地网上任意一点的接地电阻值不大于2欧姆。第五节排水系统及设备一、矿井排水系统1.矿井涌水量矿井正常涌水量为30m3/h，最大涌水量为40m3/h。2.排水系统矿井主排水泵房位于主斜井井底附近，采、掘工作面涌水均采用自流方式汇入井底水仓，局部低洼处设水窝，采用QBS型潜水泵排至井下水仓。主排水管路由井下主排水泵房沿管子道、主斜井井筒直接敷设至地面井下水处理车间，井下涌水经处理后复用。3.主排水设备矿方现安装使用3台MD46-30×4型矿用耐磨离心水泵，单泵额定排水量为46m3／h，配备YB400L1-2型隔爆电机，功率30kW。其中一台工作，一台备用，一台检修。排水管路为两趟Ф108×4.5mm无缝钢管，沿主斜井井筒敷设。正常涌水量时，一趟工作，一趟备用；最大涌水量时，两趟同时工作。现有水泵运行正常。4.水仓及排水管路矿井在主斜井井底附近建有主排水泵房和中央水仓，主、副水仓容积合计4220m3。两趟排水管路采用DN100钢管，沿主斜井敷设至地面，单趟管路长度约230m。正常涌水时1趟管路工作，1趟备用；最大涌水时2趟管路同时工作。5.主排水泵房井底排水泵房设有三个安全出口，一个出口与3煤运输大巷相连，一个与变电所相连、一个同管子道相连。通道底板高出轨道大巷巷道底板0.5m，通道内设有防火、防水密闭门。二、煤柱回收工作面排水系统由于井下涌水量较小，本次设计利用井下水自流排水，局部低洼处采用QBS型潜水泵，安装Ф108×4.5mm排水管路排至井下主、副水仓。第六节压风系统及设备一、现有压缩空气设备矿井地面工业场地设有压风机站，空压机房安装LG-23/8G型螺杆式空气压缩机3台，每台压风机排气量23m³/min，出口压力0.8MPa。矿井沿主斜井、运输大巷敷设Φ133×4.5mm无缝钢管作为压风主干管，井下辅助大巷、回风大巷敷设Φ108×4.5mm无缝钢管，工作面顺槽、掘进工作面敷设Φ89×3.5mm无缝钢管供至用风地点。井下风动工具配备数量及技术参数如下：井下掘进采用锚杆支护。设两台MQT-130型锚杆钻机，每台耗气量4.5m3/min，工作压力0.4Mpa。煤柱回收工作面供气最远距离：1800m，空气压缩站所在场地标高：+1200m。最大班下井人数：55人。二、压缩空气设备校核采用地面压缩空气站向井下3煤风动设备供气，同时井下安装压风自救系统，设置在避难硐室和井下工作面等有人员工作的地方。1、压缩机站供气量的确定（1）根据全矿各班中使用风动机具的最大耗气量来确定压缩机站必须供气量Q＝α1α2βΣmiqik＝1.2×1.15×1.12×（0.95×4.5×2）＝13.22m3/min（2）矿井自救系统总用风量Q=αα1βΣmi＇qi＇=1.2×1.2×1.12×80×0.3＝38.71m3/min式中：α——富裕系数，取1.2α1——沿管道全长的漏风系数，取1.2α2——风动工具的磨损耗气量增加系数，取1.15β——海拔高度修正系数，取1.12mi——同型号风动工具同时使用台数mi＇——紧急避险最大人数，80人qi——每台风动工具的耗气量(m3/min)qi＇——每人自救用的耗气量(m3/min)k——同型号风动工具同时使用系数0.95矿井压风需风量取大值38.71m3/min。2、估算压缩机必须的出口压力P＝Pp＋ΣΔPi＋0.1＝0.4＋0.04×3＋0.1＝0.62MPa3、校核压缩机的型号及台数由以上计算数据得，现有螺杆压缩机能满足设计要求，LG-23/8G型螺杆式空气压缩机两台同时工作（总排气量46m³/min），另一台空气压缩机备用。4、压缩空气管道的计算启动压风自救系统时，停止掘进、支护用气，此时压风管路中最大输气量为46m3/min（此时需启动工业广场安装的两台LG-23/8G型螺杆式空气压缩机，每台排气量为23m³/min。管路中的最大压力损失为：ΔPi＝10-12×1.15×Q1.85L/d5＝10-12×1.15×461.85×1800/0.15＝0.247MPa压风自救系统的出口压力为：P＝PH-ΔPi＝0.8-0.247=0.553MPa＞0.3MPa，供气压力满足要求。三、校核结论经校核，现有的3台LG-23/8G型螺杆式空气压缩机能够满足开采煤柱回收工作面开采的供气需求。四、压风自救装置2煤大巷煤柱回收工作面设ZYJ型压风自救装置10组，每套可供6人使用，含盖2煤临时避难硐室及煤柱回收工作面运输巷、辅运巷及回风巷。2煤临时避难硐室安装4组压风供风装置。第七节供水及消防洒水系统一、消防洒水系统设计利用矿井现有的消防洒水系统。矿井井下给水系统设计采用防尘洒水、消防合一的给水系统。将井下涌水经净化处理达到井下消防洒水水质要求后，用水泵将水送到井下消防洒水池内，然后利用静压通过配水管网将水送到井下工作面各个用水点。井下消防洒水量不足部分由工业场地给水管网取水予以补充。井下消防洒水水池至主斜井口之间的管道采用无缝钢管，主管管径为D159×4.5mm。消防水量贮存于两座400m3井下消防洒水水池内，并设有消防水不被动用的措施，消防水池位于工业场地东北侧山坡上。设有供水管道的辅运巷及回风巷等巷道每隔100m，安装带式输送机的巷道每隔50m均要设置一个DN25的给水栓，作为冲洗巷道清除煤尘用。煤柱回收工作面回风巷设两道净化水幕。为消除煤尘，改善工作环境，设计在煤柱回收工作面、采煤机的内外喷雾和煤仓、带式输送机的机头、转载点，均设置喷雾降尘装置。在回风顺槽靠近出口及距工作面50m处，装煤点下风向20m处，带式输送机巷道，回风巷等均应设置风流净化水幕，以控制井下巷道中的含尘量。有喷雾洒水和风流净化水幕的地方均设截止阀。设专门人员来控制开关截止阀，以达到及时降尘的目的。二、供水施救系统供水施救系统与井下消防、洒水合用一趟管路，水源为生活高位水池（2×400m3，生活用水由陕西省惠泉水务有限责任公司提供），经由主井井口房内设置供水管道总控制阀门后，沿主井井筒进入井下，利用静压为井下各施救点供水。下井主管道选用DN150无缝钢管，主要大巷选用DN125无缝钢管，工作面顺槽主管选用DN100无缝钢管，满足井下消防、洒水及供水施救的需求。第八节安全监测监控系统矿井采用KJ350X型监测监控系统。该系统采用分层分布式处理模式，系统主干为树型结构，结构简洁，安装扩展简单，具有较强的联网功能，可配接多台图形工作站和网络终端，采用矿用阻燃电缆沿主斜井入井。系统现场设备均为防爆本安型。KJ350X型煤矿安全监控系统由地面中心站及网络终端、地面及井下分站、电源箱、各种矿用传感器、接线盒、矿用机电控制设备以及应用软件组成。在矿办公楼设监测监控中心站，地面中心站由工作监控主机、网络终端、打印机、通信接口、稳压电源、防雷装置、显示器等设备及系统软件组成。监测监控系统地面中心站装备2套主机、1套使用、1套备用，能确保系统24小时不间断运行；地面中心站执行24小时值班制度，值班人员在矿井调度室或地面中心站，能及时做好应急处置工作。矿井安全监控系统共设14台分站，其中地面通风机房1台，井上下共安装各类传感器142台。其中甲烷传感器26台、一氧化碳传感器26台、温度传感器19台、氧气传感器10台、二氧化碳传感器9台、粉尘传感器6台、风速传感器5台、湿度传感器4台、开停传感器13台、风门传感器6台、馈电传感器5台、负压传感器1台、烟雾传感器8台，水位传感器2台、风筒传感器2台。一、系统选择煤柱回收工作面监控系统仍采用现有的KJ350X系统。二、主要功能KJ350X监测监控系统具有模拟量、开关量、累计量采集、传输、存储、处理、显示、打印、声光报警、控制等功能，用于监测甲烷浓度、一氧化碳浓度、风速、风压、温度、烟雾、馈电状态、风门状态、风筒状态、局部通风机开停、主通风机开停，并实现甲烷超限声光报警、断电和甲烷风电闭锁控制，系统由主机、传输接口、交换机、分站、传感器、断电控制器、声光报警器、电源箱、避雷器等设备组成。三、系统配置根据《煤矿安全规程》、《煤矿安全监控系统通用技术要求（AQ6201-2019）》、《煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范（AQ1029-2019）》的规定。井下大巷煤柱回收工作面共设置1个分站，安置在中央变电所内。共设置甲烷传感器6个，一氧化碳传感器6个，烟雾传感器2个，温度传感器4个，风速传感器1个，粉尘传感器1个，风门开启传感器2个，二氧化碳传感器5个，氧气传感器5个。各类传感器装备数量见表5.8-1。表5.8-1各类传感器统计表传感器种类传感器数量符号传感器种类传感器数量符号甲烷传感器6W风速传感器1FS温度传感器4T一氧化碳传感器6CO烟雾传感器2Y风门开启传感器2FM粉尘传感器1FC瓦斯断电仪1WD二氧化碳传感器5CO2氧气传感器5O2监控系统传感器布置图见图F1201-174-1。第九节通讯系统矿井调度通信系统采用1台BLK-1002型数字程控电话交换机，容量为128门，共安装行政、调度电话54门，其中井下14门电话。煤柱回收工作面运输巷胶带机头、转载机头与煤柱回收工作面等重要场所各设调度电话1部，共设5部。煤柱回收工作面语音广播通信系统仍采用现使用的KT232型语音广播系统，煤柱回收工作面设YXJ-127型矿用隔爆兼本安音箱4台。设计井下无线通讯系统利用矿井目前使用的KT323型无线通讯系统，煤柱回收工作面无线基站设计安装5台，型号为KT323-F。矿用本案型手机30部、型号为KT323-S2、环网交换机2台，型号为KJJ160，无线通信系统与井下通讯系统采用环网交换机相连接。第十节人员位置监测系统1.井下人员位置监测系统现状矿井现使用KJ602型井下人员位置监测系统，该系统由位置监测分站、读卡器及标识卡组成。对井下人员、主要巷道、硐室进行信号覆盖，监测人员分布和人员车辆流动状况；实现对井下采掘等重点安全、生产管理区域做重点监测。2.读卡器位置设置要求井下人员位置监测系统应具有监控井下各个作业区域人员的动态分布及变化情况的功能，必须覆盖井下所有巷道及采掘作业点，确保能够实时掌握井下各个作业区域人员的动态分布及变化情况。读卡器设置要求位置有出人井口、采区出入口、主要巷道出入口、临时避灾硐室和永久避难硐室出入口、井下变电所出入口、井下排水泵房出入口、井下机电设备硐室出入口、采掘工作面、其他需要安装的地点3.监测点读卡器设置设计利用该矿井现有的人员位置监测设备，只需在煤柱回收工作面各巷道出入口增设监测点，即可满足要求。设计在井下煤柱回收工作面共设6个监测点，每个监测点配置1套读卡器。在煤柱回收工作面运输巷、辅助运输巷设置监测点，监测在运输巷与辅助运输巷工作人数及位置；在工作面以及工作面运输巷设置监测点，监测工作面及运输巷人员分布情况；掘进期间在掘进工作面设置监测点，监测掘进工作面人员分布情况；在临时避难硐室设置监测点，监测硐室人员分布情况。第十一节紧急避险系统设计煤柱回收工作面紧急避险系统由自救器、临时避难硐室、避灾路线及安全生产事故应急预案组成，避难硐室可同时满足80人紧急避险要求。一、自救器矿井为下井人员配备有ZYX45型隔绝式压缩氧自救器550台，避难硐室设另配备80台ZYX-45型隔绝式压缩氧自救器。二、避难硐室设计利用现有位于2煤井底东侧附近的临时避难硐室。该避难硐室为联巷式布置，可同时供80人进入硐室避险，结合煤柱回收工作面内其他临时避险设施如压风自救装置、供水施救装置及配套管路与阀门等，服务于煤柱回收工作面内的所有工作人员避灾。供氧方式：一