煤礦工作面設計說明書匯總

1、XX工作面設計1第一章工作面概況 .1第一節(jié)開采范圍.1第二節(jié)煤層賦存狀況.2第三節(jié)煤層頂?shù)装鍘r性 .2第四節(jié)地質構造 .3第五節(jié)水文地質.3第六節(jié)瓦斯、煤塵、自燃特征 .3第七節(jié)儲量.4第八節(jié)生產能力及服務年限 .4第二章 回采工藝、支護設計、設備選型 .6第一節(jié)回采工藝.6第二節(jié)支護設計.6第三節(jié)設備選型.8第三章工作面巷道布置、斷面和支護設計 .16第一節(jié)巷道布置.16第二節(jié)工作面巷道布置基本參數(shù)設計 .16第三節(jié)巷道布置參數(shù)說明 .18第四節(jié)巷道軌道線路設計 .18第五節(jié)巷道斷面設計.20第六節(jié)巷道支護設計.24第四章通風系統(tǒng)設計 .33第五章瓦斯治理設計 .36第六章安全監(jiān)控系統(tǒng)設計

2、 .38第七章防塵、防滅火系統(tǒng)設計 .41第一節(jié)防塵系統(tǒng)設計.41第二節(jié)防滅火系統(tǒng)設計.42第八章生產系統(tǒng) .47第九章供電系統(tǒng)設計 .49第一節(jié)工作面設備負荷統(tǒng)計 .49第二節(jié)供電概況.50第三節(jié)變壓器容量選擇.50第四節(jié)高壓電纜選擇 .52第五節(jié)低壓電纜選擇 .57第六節(jié)移變容量校驗 .58第七節(jié)低壓電纜校驗.59第八節(jié)開關選型及整定 .60第九節(jié)保護接地要求.68第十節(jié)工作面電纜配備表 .68XX工作面設計2第十章防治水設計 .70第一節(jié)工作面概況.70第二節(jié)地質構造 .71第三節(jié)水文地質特征 .71第四節(jié)工作面涌水量預算 .71第五節(jié)排水系統(tǒng)設計及防治水措施 .72第一章避災路線 .7

3、7第十二章安全技術措施 .78第一節(jié)工作面防滅火措施 .78第二節(jié)防頂板事故措施 .79第三節(jié)防塵措施.80第四節(jié)機電運輸安全措施 .82第五節(jié)機電管理措施 .83XX工作面設計1第一章工作面概況第一節(jié)開采范圍XX工作面位于井田22盤區(qū)，切眼靠近22盤區(qū)地面三維地震勘探（依據 2015年1月由陜西省煤田地質局物探測量隊提交的 22盤區(qū)補充勘探三維地震 報告）圈定的22盤區(qū)煤層沉積缺失帶邊界；工作面機、風兩巷均為未開采區(qū) 域，高位巷布置在XX風巷內錯13m。工作面機風兩巷設計留設頂煤 8-10m， 高位巷原則上跟煤層頂板施工；工作面停采線設計留設至北翼輔運大巷100m保護煤柱線位置。工作面起止標

4、高 680800m，工作面平均傾向寬175，設計 走向長1435m （切眼至設計停采線；此處切眼位置暫定全煤厚4m位置處，后期可依據煤質、構造等情況再綜合評定切眼位置）；本工作面周邊均為未開采區(qū) 域。井上下對照：地面主要為山地、溝壑、陡坡等地貌，地面標高約 1254.4-1382.2m ;樹木茂密，草本、灌木植被較為發(fā)育；有一條水系從切眼附 近穿過，有一條生產路及大路在工作面中部。工作面機巷中部外側80m-250m范圍內有約16間民房、窯洞等建筑物，工作面回采前需完成地面搬遷工作。地面鉆孔：該區(qū)域有2個勘探鉆孔K1-4、X3-4位于工作面內，風巷外側 50m處有1個K2-7勘探鉆孔；工作面回采

5、前計劃施工工作面“兩帶”水文長觀孔 2-4個，目前前期勘探鉆孔對掘進工作無影響。第二節(jié)煤層賦存狀況XX工作面設計23煤：黑色，瀝青光澤，參差狀，貝殼狀斷口，條帶狀結構，煤芯多為煤塊，以半暗型煤為主；依據周邊巷道實際揭露煤層厚度及K1-4（ 10.53m ）、X3-4（13m ）、K2-7 （煤厚為20.55m，位于面外，本次不參與計算）鉆孔分析，最 大煤厚為16.6m （利用北翼輔運大巷BF22點前40處探煤厚18.7m與X3-4鉆 孔內插收作線附近煤厚），最小煤厚4m （預計切眼停掘位置處煤厚），平均煤厚 M=11m。受背、向斜構造影響，煤層產狀變化較大，傾向在69 -250 30 之間,工

6、作面風巷傾角111 ，機巷傾角114 ;平均為7左右。煤厚變異系數(shù)丫 =7.6%,可采性指數(shù)km =1，煤層綜合評定為穩(wěn)定煤層。第三節(jié)煤層頂?shù)装鍘r性老頂：粗粒砂巖為主，灰白色，粗粒砂狀結構，成分為石英、長石及暗色 礦物，次棱角狀，局部夾紫色泥巖薄層，富含黃鐵礦結核；巖性較為穩(wěn)定，平 均厚度6.7m。底板：直接底板為炭質泥巖：黑色，染手，易碎，含炭屑及鏡煤條帶；老 底為泥巖及鋁質泥巖：灰褐色，團塊狀，含鋁土質及植物根系化石，其下為灰 褐色鋁質泥巖，層面光滑，有滑感，局部夾淺灰色細砂巖條帶。第四節(jié)地質構造工作面總體受花園陽坡向斜控制，處于向斜西翼，依據22盤區(qū)補充勘探三維地震勘探報告資料分析，受背

7、、向斜構造影響，煤層產狀變化較大，傾 向在69 -250 XX工作面設計330。之間，工作面風巷傾角111 ，機巷傾角114 ;平均 為7左右。工作面內有一個B1背斜和一個X1向斜貫穿，褶曲附近次生構造較 為發(fā)育，局部煤層可能會出現(xiàn)不連續(xù)性，掘進期間需加強巷道內頂?shù)酌汉穸忍?查。第五節(jié)水文地質本工作面掘進期間水文地質條件較為簡單，工作面直接充水水源為上覆延 安組煤層頂板砂巖裂隙水。1、類比周邊已掘巷道涌水量情況，預計頂板砂巖裂隙水正常涌水量約 3-5m 3/ h?？拷ぷ髅胬锒我蛘w煤層變薄，錨索錨固段將進入頂板巖石中，錨索 孔可能會出現(xiàn)大面積淋水。2、 位于工作面內的K1-4、X3-4勘探鉆

8、孔，分別距離機巷最小距離 55m、 距離機巷最小距離63m ;根據北灣-太陽寺井田勘探地質報告資料分析，該 孔封孔質量合格；掘進期間仍需關注其是否有水文異常。第六節(jié)瓦斯、煤塵、自燃特征根據K2-7鉆孔瓦斯煤樣試驗成果資料，3煤層自燃瓦斯成分指標為：CH4 為 15.43%、CO2 為 3.52%、N2 為 81.05% ，3 煤瓦斯含量為 0.9(ml/g).daf依據X3-4鉆孔3煤層測試數(shù)據分析H類易自燃煤層，有爆炸性。第七節(jié)儲量XX工作面設計41、儲量邊界的確定：西以工作面切眼，南以工作面機巷為邊界，北以工作 面風巷為邊界，東以工作面預計停采線為邊界。2、儲量塊段平面積：S總=25106

9、9m 23、煤層平均厚度：M=11m4、煤層平均傾角：a =7 5、煤層容重：d=1.41t/m 3 (據K5-3鉆孔資料)6、地質儲量：Q地質=S總/cosa X1HM =392.33萬噸7、可采儲量：Q可采二Q地質$5 %弋333.48萬噸塊段平面積傾角容重斜面積煤厚地質儲量回采率可采儲量級別(m2)()(t/m3)(m2)m(t )(%)(t )XXA25106971.41252955113923324853334825第八節(jié)生產能力及服務年限XX工作面地質構造簡單，煤層賦存穩(wěn)定，生產條件較好，為充分發(fā)揮機械化效能，設計采用綜采放頂煤回采工藝，工作面設計生產能力為404萬t/a每循環(huán)產量

10、：Q=lsmrc t /循環(huán)其中：i-工作面長度（175m ）s-截深（0.8m）m-平均可采煤厚（11m）r-煤容重（1.38t/m 3）c-工作面回采率（0.8）XX工作面設計5Q=175 0.8 X11 X1.38 0.8=1700.16 t年生產能力：A=QNDR其中:N-日循環(huán)次數(shù)（8次）D-年工作日（330天）R-正規(guī)循環(huán)率（0.9）A=1700.16 X8 330 0.9=404 萬 t服務年限：T=（Z/A） 2 其 中：Z-可采儲量（333萬t）T= ( 333/404 ) X12=10(月)XX工作面設計6第二章 回采工藝、支護設計、設備選型第一節(jié)回采工藝XX工作面所在的3

11、煤層為22盤區(qū)可采煤層，煤厚4m16.6m，平均11m , 屬厚特厚煤層，以特厚煤層為主。煤層結構簡單。XX工作面所在的3煤層頂板分為偽頂、直接頂、老頂三種。老頂為粗粒砂 巖為主，灰白色，粗粒砂狀結構，成分為石英、長石及暗色礦物，次棱角狀， 局部夾紫色泥巖薄層，富含黃鐵礦結核；巖性較為穩(wěn)定，平均厚度6.7m。針對XX工作面所在的煤層及頂板狀況，本著高產高效的原則，依據目前的 開采技術條件以及現(xiàn)有綜采放頂煤技術和管理水平，選擇綜采放頂煤工藝。第二節(jié)支護設計一、 依據參考工作面初選支架XX綜采工作面主要設備選型：液壓支架：ZF16000/21/38二、 支架支護強度計算(一) 載荷估算方法估算支架

12、工作阻力1、按冒落帶高度計算EHi=M/(Kp-1)XX工作面設計71.5，取 1.25取 25 X103=36mXHi冒落帶咼度（m）M 最大米高（m）,取9Kp :巖層冒落碎脹系數(shù)，一般取1.25亠2、根據冒落帶高度進行支護強度估算P= K x3Hi XYCOS a XO-3=1.5 X36 X25 X103 XDOS15 10-3= 1303 KN/ m2P :支護強度，KN/ m丫 ：冒落帶巖層加權平均容重（N/ m3）,a：煤層傾角（ ）取15K:老頂來壓增載系數(shù)，取1.5（二）根據實測統(tǒng)計法1、I皿級老頂?shù)念~定支護強度下限按公式計算Ph=72.3 hm+4.5 Lp+78.9Bc

13、-10.24N-62.1=896 KN/ m；式中：Ph支護強度，KN/ mhm 工作面煤層采高（m）,取8Lp 老頂周壓步距（m），取25;按礦大分析結論數(shù)據選取XX工作面設計8Be 最大控頂距（m），取最大6.38N 直接頂厚度與采高之比；直接頂厚度取6.23，采高取最大8根據以上支護參數(shù)計算，工作面支護強度取1238 KN/川。2、液壓支架額定阻力已知支護強度，則必需的液壓支架額定阻力按下式計算：Qs = PhBcSc/Ks=1238 0.38 X1.75=14559kN/架式中：Qs 液壓支架額定阻力（kN/架）SC 液壓支架中心距（m）,取1.5（三）支架選擇液壓支架ZF16000/

14、21/38支護強度為約1.59MPa，支撐高度為2.13.8m ,初撐力為12824 kN，工作阻力為16000 kN，滿足回采要求。第三節(jié)設備選型根據3煤地質情況，設備選型如下：1、支架XX工作面所在的3煤層為22盤區(qū)可采煤層，煤厚4m16.6m，平均11m ,XX工作面設計9屬厚特厚煤層，以特厚煤層為主。結合煤層及頂、底板條件，設計支架高度為 2.1 3.8m。液壓支架選用ZF16000/21/38 ,支護強度為約1.59Mpa ,支撐高度為2.13.8m，初撐力為12824 kN，工作阻力為16000 kN，滿足回采要求。該支架基本技術參數(shù)為：型號：ZF16000/21/38初撐力：12

15、824kN (P=31.5MPa )工作阻力：16000kN (P=39.3MPa )支護強度：1.59MPa寬度：1.66 1.86m中心距：1750mm底板比壓：3.45MPa(平均)支撐高度：2100 3800mm適應煤層傾角：15 （包括走向、傾向）工作面額定供液壓力：37.5MPa操縱方式：手動本架控制拉移步距：900mm立柱：雙伸縮支架重量：42.6 噸XX工作面設計102、米煤機3煤層為穩(wěn)定煤層，煤厚 1.1525.91m，平均14.09m。一般1018m , 以單一煤層為主，結構簡單，頂?shù)装逡阅鄮r、砂質泥巖為主，少數(shù)頂板為砂巖。 煤巖堅硬程度多為松軟級。工作面采煤機選用MG65

16、0/1480-WD型米煤機，其主要技術參數(shù)為：米咼范圍：2400 4600mm機面咼度：1654mm適應煤層傾角：60）S=13.33 m2Q:工作面需風量（m3/min），取2000V: 機巷風速（m/s），取2.53.0（二）按機巷設備布置計算1、計算機巷寬度Bjs按下式計算Bjs二Bs+Bp+Bj+Bx =5500mmBs:機巷膠帶輸送機與上幫間隙（mm），取600Bp:機巷膠帶輸送機外形寬度（mm），取1900Bj:軌道中心線與皮帶機的間距（mm），取1350Bx :軌道中心線與下幫（含水溝）的間隙（mm），取1650XX工作面設計212、計算機巷高度Hjs按下式計算Hjs二Hs+Hq

17、+Hc+Hg+Hj=3550 mmHs:機巷最高設備的高度（mm），取2600Hq:機巷起伏對巷高選取的影響值（mm），取200Hc:平板車距底板的高度（mm），取400Hg:枕木和軌道的高度（mm），取150Hj:設備最高點與頂板的間距（mm），取200（三）機巷斷面的優(yōu)化確定1、根據以上計算確定機巷寬度（B）5500mm，高度（H）3700mm2、根據上述計算的B、H值，計算機巷斷面積S =20.4 m2,以上機巷的寬度、高度是可以滿足生產的需要。二、風巷斷面設計（一）按工作面回風量計算計算巷道斷面S按下式計算：S=Q/ （vX60） =2000/（2.5 60）S=13.33 mQ:工作

18、面需風量（m3/min）,取2000XX工作面設計22v:風巷風速（m/s）,取2.53.0（二）根據設備運輸需要計算Bjs=5000mmHjs=3550mm1、根據以上計算確定風巷寬度（B）5000mm，高度（H）3700mm2、 根據上述計算的B、H值，計算風巷斷面積S =18.5 m2,。所以以上風巷的寬度、高度是可以滿足生產的需要。三、切眼斷面設計（一）按設備安裝要求計算1、切眼寬度Bq二Bd+Bqj=8500+500=9000mmBd:為支架最小運輸高度時的平面對角線長度，8500mm ;Bqj:為支架最小運輸高度時的平面對角線外緣與煤壁及采空區(qū)的兩 側間隙之和，取500mm。2、切

19、眼高度Hq=Hg+Hp+Hz+Hj=300+400+2500+300XX工作面設計23=3450mmHg:切眼安裝用枕木和軌道的高度（mm）,取150Hp:切眼安裝用平板車高度（mm），取400Hz:綜采液壓支架的最小運輸高度（mm），取2600Hj :綜采液壓支架裝平板車后，支架頂梁上平面距頂板支護體下 緣突出面（點）的間隙（mm），取300（二）按切眼變形計算B二Bjs+Bb=8500+200=8700mmH=Hjs+Hb=2600+100=2700mm（三）切眼斷面確定21306工作面切眼設計：矩形斷面考慮安裝間隙及支架就位，根據以上數(shù)據，最后確定:切眼Bq:凈高3.50m，Hq:凈寬9

20、.0m凈斷面積S =31.5 m2；凈斷面積S0，可以滿足支架的安裝要求。五、設計巷道斷面參數(shù)一覽表XX工作面設計24序號巷道名稱斷面形狀斷面規(guī)格（凈高X凈寬）掘進斷面積（m）凈斷面積（m）備注1機巷矩形3.7 X5.521.020.42風巷矩形3.7 X5.019.218.54切眼矩形3.5 X9.032.331.5第六節(jié)巷道支護設計一、巷道支護形式設計（一）設計巷道支護條件說明1、巷道的圍巖條件頂板類型劃分方案可劃分為偽頂、直接頂、老頂三種。老頂：粗粒砂巖為主，灰白色，粗粒砂狀結構，成分為石英、長石及暗色 礦物，次棱角狀，局部夾紫色泥巖薄層，富含黃鐵礦結核；巖性較為穩(wěn)定，平 均厚度6.7m

21、。直接頂：砂泥巖呈互層狀產出，屬穩(wěn)定性較差的巖體，厚度5m左右。偽頂：XX工作面3#煤偽頂厚度薄，穩(wěn)定性差，厚度01m，平均厚0.5m 隨著煤層開采冒落，屬不穩(wěn)定巖體。煤層底板：底板：直接底板為炭質泥巖：黑色，染手，易碎，含炭屑及鏡 煤條帶；老底為泥巖及鋁質泥巖：灰褐色，團塊狀，含鋁土質及植物根系化石， 其下為灰褐色鋁質泥巖，層面光滑，有滑感，局部夾淺灰色細砂巖條帶。工作面主要充水因素是頂板含水砂巖，頂板可能有淋水。2、巷道的空間與時間條件XX工作面設計25XX工作面為21306的接替工作面，預計XX工作面于2016年7月份回采。3、巷道功能與斷面條件XX機巷作為進架主路線，其寬度和高度比較大

22、；機巷為機軌合一巷，不僅需布置皮帶機，機巷還需要布置軌道、設備列車；綜采面切眼導峒和刷大部分寬度為 9.0m左右；以上說明，如滿足綜采工作面生產需要，各個巷道的設計不能小，而斷面大，將增加支護的難度。（二）巷道支護方式設計1、根據巷道支護條件設計為滿足綜采工作面生產需要，需加大巷道的支護強度，避免二次修復，造成人力和物力的浪費。2、采用工程類比法設計根據地質資料分析，22302工作面煤層頂板屬于H類，22302工作面兩巷皆 采用錨梁網索支護，經過驗證，該支護能滿足生產需要，根據工程設計類比法， 設計XX工作面機、風巷均采用錨梁網索支護。切眼寬度9.0m左右，跨度大，根據已回采的工作面切眼支護經

23、驗，采用復 合支護能夠滿足裝面要求。（三）設計巷道形狀的確定XX機巷、風巷均為煤巷，斷面為矩形。XX工作面設計26二、巷道支護參數(shù)設計（一）煤巷支護參數(shù)設計1、錨桿支護設計（1 ）錨桿長度頂錨桿通過懸吊作用，幫錨桿通過加固幫體作用，達到支護效果的條件， 應滿足：L紅1+L2+L3式中：L1 -錨桿外露長度，其值主要取決于錨桿類型及錨固方式，取0.10m ;L3錨入巖（煤）層內深度，取 0.5m。L2 錨桿的有效長度，（頂錨桿取圍巖松動圈冒落高度 b，幫錨桿取幫破 碎深度c） m;頂錨桿取圍巖松動圈冒落高度 b,B。小+ H tan 45i2I2丿L2=b=f頂式中B巷道掘進寬度，5.1m ;H

24、 巷道掘進高度，4.05m ;f頂一一頂板巖石普氏系數(shù)，2;XX工作面設計27兩幫圍巖的似內摩擦角,-.=arctan f頂XX工作面設計28114 340=20.5 mm帶入數(shù)值，得到L2=b=1.75m ;幫錨桿取幫破碎深度C,（ 0、c = H tan 45 一 L2=2 丿帶入數(shù)值，得到L2=c=0.96m。頂錨桿長度：L 況1+L2+L3=0.10+1.75+0.50=2.35幫錨桿長度：L 況1+L2+L3=0.10+0.96+0.50=1.56結合我礦實際情況，為安全施工，取錨桿長度L=2.40m（2 ）錨桿直徑錨桿采用20MnSi H級建筑用螺紋鋼系列，錨桿的直徑根據桿體承載力

25、與錨固力等強度原則確定，即式中，d 錨桿桿體直徑，mmQ 錨固力，由拉拔實驗及查表一確定為 114KN（表一）20MnSi 螺紋鋼錨桿錨尾強化效果及承載能力螺紋鋼筋名義直徑錨尾螺紋屈服載荷/KN極限載荷/KN延伸率/%斷裂部位不處理M1653.78713.8C 18強化熱處理M1692.013720.0錨尾桿體不強化M1865.910216.4C 20強化熱處理M18114.017121.3錨尾桿體e 22不強化強化熱處理M20M2083.0141.513621616.623.3錨尾桿體-35.52XX工作面設計29a :二t 桿體材料的抗拉強度，查表二知為 340Mpa ,（表二）20MnS

26、i H級建筑用螺紋鋼系列公稱直徑外徑內徑截面屈服強度極限強度線質里/mm/mm/mm9/m m/Mpa/Mpa/kg m-11617.515201.11.58182017254.52.00202219314.23405202.47222421380.12.98252724490.9常用的錨桿直徑規(guī)格為14、16、18、20、22mm ；結合我礦實際情況：取錨桿直徑為 d=22mm。頂錨桿間、排距式中a錨桿間、排距，m;G 錨桿設計錨固力，50kN/根；k安全系數(shù)，取2 ；L2 有效長度，頂錨桿取b=1.75 m ；巖體容重，順槽內為全煤巷道，取煤的容重13.7 kN/m3帶入數(shù)值，得a = 1

27、.02m結合我礦實際情況，安全起見，順槽煤巷，a取0.8 m80=320 m 3/minN :工作面最多人數(shù)根據以上計算取最大值，工作面風量暫定為1800m 3/min4、風速校驗最高風速：V仁Q定1書0最低風速：V2=Q定2書0風速驗算：0.25 m/s v V2 v V1 v 4m/s由此可見，風速符合規(guī)程規(guī)定。本工作面設計風量不得低于定為3/min。XX工作面設計37第五章瓦斯治理設計根據煤層賦存條件、瓦斯涌出情況和工作面巷道布置形式。根據測算XX工作面瓦斯絕對涌出量約為21.27m 3/min，采用頂板高抽巷抽放方法。(1 )頂板高抽巷抽放工作面回采期間，在 XX高抽巷布置一趟500m

28、m抽放管路，抽放采空區(qū) 冒落帶、裂隙帶瓦斯。(1 )頂板高抽巷層位的選擇XX高抽巷布置在XX風巷內錯12.9m頂板處，利用回采期間的冒落直接抽 放采空區(qū)；抽放管道管徑、材質規(guī)格抽放瓦斯管道管徑采用如下公式計算：D=0.1457 (Q/V) 1/2式中：D瓦斯管內徑，m;Q -混合瓦斯流量，m3/min ;V瓦斯在管內的經濟流速， m/s; 般10 v Vv 15m/s。根據XX高抽巷抽放濃度10%，抽放率不小于50%，計算預抽流量不小于106m3/min，則:XX工作面設計38XX高D1=0.1457 (106/13 ) 1/2=0.416 m根據計算xx工作面抽放管路選擇0500mm規(guī)格的瓦

29、斯抽放管路。管路敷設及路線抽放采空區(qū)頂板高抽巷瓦斯選用0500 mm的抽放。敷設路管路線:抽巷TXX風巷T北翼回風大巷T回風大巷。XX工作面設計39第六章安全監(jiān)控系統(tǒng)設計一、 瓦斯監(jiān)控分站及傳感器型號、數(shù)量分站：型號 KJ90-F16 （D），數(shù)量1臺。瓦斯傳感器：型號KG9001C，數(shù)量：3臺。二、 瓦斯傳感器安裝。TO :安設在上隅角距老塘和風巷巷幫均不小于800mm，距巷幫不小于200mm，距頂板不大于300mm，并掛牌管理。T1 :安設在工作面回風側距離工作面10m范圍內，安設在距巷幫不小于200mm，距頂板不大于300mm，并掛牌管理。T2 :安設在距離XX風巷與措施巷三岔門向里10

30、15m范圍內，安設位置 距巷幫不小于200mm，距頂板不大于300mm，并掛牌管理。三、采煤工作面瓦斯傳感器設置：報警濃度斷電濃度復電濃度T0:羽.0%,羽.0% ,v 1.0% ；T1:羽.0%,羽.0% ,v 1.0% ；T2:亙）.8%,為.8% ,v 0.8% ;斷電范圍：T0 采煤工作面及其回風巷內全部非本質安全型電氣設備XX工作面設計40T1 采煤工作面及其回風巷內全部非本質安全型電氣設備T2 采煤工作面及其回風巷內全部非本質安全型電氣設備四、其它傳感器安設抽采管路上設置一組用于監(jiān)控流量、濃度、負壓、溫度、一氧化碳的傳感在工作上隅角及回風流10m-15m位置安設CO傳感器，報警值設

31、置24ppm。在工作面回風流10m-15m位置安設溫度傳感器，報警值設置30 C。五、安裝要求：1、 安全監(jiān)控設備的供電電源必須取自被控開關的電源側，嚴禁接在被控開 關的負荷側。2、 傳感器分站應設在便于人員觀察、調試、檢驗及支護良好、無滴水、無雜物的進風巷中，安設時應加墊支架或吊掛在巷道中使其距巷道底板不小于300mm。3、 安裝、拆除監(jiān)控設備或檢修與監(jiān)控設備相關連的電氣設備影響監(jiān)控設備 運行時，必須制定安全措施。六、傳感器的管理若工作面需要放炮，則在放炮時監(jiān)控設備均要移至距迎頭警戒線以外，炮 后及時復位。XX工作面設計41監(jiān)測隊每周對瓦斯監(jiān)控分站調校一次，每隔7日必須使用標準氣樣和空氣XX

32、工作面設計428h樣進行一次調校，且必須對甲烷斷電閉鎖和甲烷風電閉鎖功能進行測試，保證 功能可靠。瓦斯檢查員每班用光學機對瓦斯傳感器經常核對，當二者顯示值誤差超過 0.1%時，要以大值為準并匯報至通風調度，并采取安全措施，監(jiān)測隊必須在 內將兩種儀器調準，并填寫故障記錄。當安全監(jiān)控設備出現(xiàn)損壞或其它故障導致不能正常運行時，監(jiān)測隊必須及 時進行處理，在4h內恢復設備正常運行。回采工作面必須裝備斷電器，在瓦斯超限等異常情況下能夠及時切斷工作 面所有電氣設備的電源?；夭晒ぷ髅姹仨毎苍O好瓦斯電閉鎖系統(tǒng)，在回采工作面中安裝好瓦斯傳感 器，監(jiān)控中心設置好各傳感器的控制關系。當瓦斯傳感器探測到瓦斯超過規(guī)定 限

33、度時，能夠自動停掉動力電源，并只有在瓦斯降低到規(guī)定限度（參照回采工 作面?zhèn)鞲衅鞯墓芾恚┮韵聲r方可恢復送電，且只準人工復電?；夭晒ぷ髅姹O(jiān)控設備之間必須使用專用阻燃電纜或光電纜連接，嚴禁與調 度電話電纜或動力電纜等共用。防爆型煤礦安全監(jiān)控設備之間的輸入、輸出信 號必須為本質安全型信號。另外電纜的敷設、連接方式，必須符合規(guī)程有 關規(guī)定。第七章防塵、防滅火系統(tǒng)設計第一節(jié)防塵系統(tǒng)設計1、供水系統(tǒng)XX工作面設計43（1）工作面配備靜壓灑水管路，水源從地面污水處理站經回風立井井筒進入回風大巷，用管路接入每條巷道。井筒和回風大巷主供水管路DN159，干管路DN108，噴霧用水DN50。灑水管路按規(guī)定每隔100

34、m設置一個三通閥門（皮 帶順槽灑水管每隔50m設一個三通）。（2）供水施救系統(tǒng)用水從工業(yè)地面生活水管網接出，由高位水池供水，經 回風立井井筒進入回風大巷，用 DN159管路接入每條順槽巷。應急供水管路按 規(guī)定每隔200m設置一個三通閥門，在緊急情況下為避險人員供水、輸送營養(yǎng) 液提供條件井下各應急供水地點。2、綜合防塵措施1堅持綜合防塵制度，工作面上風巷必須每天由兼職防塵員灑水滅塵一 次，上風巷每周灑水滅塵一次，工作面須每班灑水滅塵，局部煤塵要有人清掃， 保證整個工作面系統(tǒng)無煤塵堆積。2防塵設施要按設計要求安裝齊全、可靠，并堅持正常使用，損壞失效設 施要及時維修更換。3工作面進風巷入口和回風巷距

35、工作面 30m范圍必須各安設二道凈化噴霧，各凈化噴霧必須能噴成霧狀且能夠覆蓋全斷面。4工作面風速要控制在規(guī)定值以內，且作業(yè)人員必須戴好防塵口罩，搞好 自我保護。5根據要求在工作面上下順槽各安設不低于 200L/m2水量的隔爆水棚， XX工作面設計44并經常灌水保持水量符合要求。6上、下風巷隔爆水袋的吊掛數(shù)量及吊掛范圍必須嚴格煤礦安全規(guī)程 規(guī)定執(zhí)行。7工作面采煤機必須要有內外噴霧裝置，如果內噴霧裝置不能正常噴霧， 外噴霧壓力不得小于4Mpa，無水或噴霧裝置損壞時必須停機。第二節(jié)防滅火系統(tǒng)設計1、XX工作面灌漿系統(tǒng)設計1）制漿系統(tǒng)采用地面固定式灌漿站集中灌漿，向井下進行預防性灌漿。2）灌漿參數(shù)的選

36、擇漿液的水固比應根據泥漿的輸送距離、煤層傾角，灌漿方式及灌漿材料和 季節(jié)等因素通過經驗確定，一般情況下為 4:1，冬季為5:1。3）管路系統(tǒng)布置：地面灌漿臺T回風立井井筒T回風大巷T北翼皮帶大巷T XX機巷TXX米空4)利用預埋灌漿管路進行預防性灌漿，回采前形成灌漿系統(tǒng)，當工作面初 采推進60m時，對采空區(qū)開始進行預防性灌漿，防止采空區(qū)自燃發(fā)火。5) 工作面回米時在回風巷每隔 50m安設一處“三通”并每間隔30m向米 空區(qū)在預埋一趟108mm灌漿支管路，形成工作面灌漿系統(tǒng)，XX工作面設計456)工作面末采時在距停采線60m、30m處各增設一趟108灌漿管路，在 末采時對采空區(qū)進行預防性灌漿，在

37、回采結束后封閉采空區(qū)，對巷道及停采線進行充填灌漿。2、XX工作面注氮系統(tǒng)設計(1)制氮設備及安裝地點選用2臺DM-700型及1臺DM-1200型及膜分離制氮機，實際總產氮量達2000m 3/h，純度97%，氮氣出口壓力0.8Mpa。制氮機設備安裝在 21305機 巷聯(lián)巷制氮機設備安裝在21305機巷聯(lián)巷。(2)注氮防滅火惰化指標 注氮防火惰化，即注氮后采空區(qū)內氧氣濃度不得大于7% ; 注氮滅火惰化，即火區(qū)內氧氣濃度不大于 3% ; 注氮抑制瓦斯爆炸，其采空區(qū)氧氣濃度指標小于12%。由于開采煤層為一類自燃煤層，采空區(qū)防火惰化指標取7% ,滅火惰化指標 取3%。(3)注氮量計算單位時間內注氮充滿采

38、煤所形成的空間，使氧氣濃度降到防滅火惰化指標 以下，計算公式為：QN 二A/(1440tn1n2) (G/C2 -1) K式中：QN-注氮流量，m3/min ;A年產量，360Mt ；XX工作面設計46t年工作日，取 360d ;P煤的密度，1.43t/m3;n1管路輸?shù)剩?，一般取0.9;n2采空區(qū)注氮效率，%，一般在0.30.7之間，取0.6;C1 空氣中的氧氣濃度，取 20.8% ;C2 采空區(qū)防火惰化指標，可取 7%;K安全備用系數(shù)，1.21.5，取1.2。經計算，22302工作面回采期間需氮量為1276m 3/h ,目前注氮泵實際注氮 量2000 m 3/h滿足要求。(4 )管路

39、布置(具體防滅火系統(tǒng)布置圖)二號大巷聯(lián)絡巷回風大巷北翼皮帶大巷XX機巷正?；夭善陂g在機巷布置一趟108mm注氮管路，在下隅角距工作面煤壁25m與45m各布置一個注氮管路出口，隨工作面推進向采空區(qū)連續(xù)注氮。3、防滅火監(jiān)測系統(tǒng)設計(1 )束管監(jiān)測束管監(jiān)測系統(tǒng)配置一套煤礦束管火災監(jiān)測系統(tǒng)，一次進樣可以完成對CO、C02、CH4、C2H2、C2H4、C2H6、02、N2等自然發(fā)火標志氣體的全分析。束管管路布置束管布置由地面監(jiān)控室開始從副井深入井下，經副井T等候硐室T回風大巷XX工作面設計47T北翼回風大巷-XX風巷-XX工作面上隅角測點布置在工作面采空區(qū)上隅角布置一趟束管采樣點，每天利用地面束管采樣系

40、統(tǒng) 抽氣對采空區(qū)氣體成份進行分析。(2 )在線監(jiān)測在XX風巷、上隅角布置的C0傳感器進行實時監(jiān)測，在XX高抽巷瓦斯抽 放管路上安裝CO傳感器、溫度傳感器進行實時監(jiān)測。(3 )人工檢測每班檢測XX工作面回風流、上隅角及工作面架間的 CO、CH4和溫度。每 周利用高抽巷瓦斯抽放管路取氣樣兩次，進行色譜分析。4、其它外因防滅火措施(1 )入井人員嚴禁攜帶明火、易燃、易爆物品及穿化纖衣服下井。(2)對電器設備運轉不良及機械摩擦產生的過熱現(xiàn)象，必須及時消除。(3 )電氣設備著火時，應首先切斷電源；在切斷電源前，只準使用不導電的滅火器材進行滅火（4 ）任何人發(fā)現(xiàn)井下火災時，應視火災性質、災區(qū)通風和瓦斯情況

41、，立即采取一切可能的方法直接滅火、控制火勢，并迅速報告礦調度指揮中心。（5）巷道內使用的機油必須裝入蓋嚴的鐵桶內， 由專人押運送至使用地點， XX工作面設計48剩余的機油必須運回地面，嚴禁在井下存放。迎頭使用的潤滑油、棉紗、布頭 等必須存放在蓋嚴的鐵桶內，不得亂扔亂放。嚴禁將剩油、廢油潑灑在巷道內。（6）嚴格按爆破管理規(guī)定放炮，嚴禁用動力線等不按規(guī)定的方式放炮；（7）設置消防供水系統(tǒng)，管路直徑不小于 108mm，每50M留一三通閘閥 并能隨時供水，供水水壓不小于1Mpa。（8）掘進工作面或其他地點發(fā)生火災或有自然發(fā)火現(xiàn)象時，應及時將人員 撤到安全地點，并積極組織現(xiàn)場人員進行滅火，若是電纜，電氣

42、設備著火，應 及時切斷電源，再進行滅火；（9 ）電氣設備、纜線著火時，首先切斷電源，用沙子、巖粉滅火。（10 ）因機械摩擦生熱、油脂、紗布或其他引發(fā)火災，可利用身邊物件水 管直接滅火。（11 ）火災不能撲滅時，應聽從調度所安排或按避災路線，及時將受火災 威脅人員撤到有新鮮風流的安全地點。第八章生產系統(tǒng)一、 運輸系統(tǒng)（一）運煤系統(tǒng)XX工作面-XX機巷-北翼皮帶大巷-北翼煤倉-中央皮帶大巷-主井-地面（二） 運料系統(tǒng)副井井底車場中央輔運大巷北翼輔運大巷XX機巷運輸聯(lián)巷XX機XX工作面設計49巷-XX工作面副井井底車場中央輔運大巷北翼輔運大巷XX風巷運輸聯(lián)巷XX風巷-XX工作面（三） 進架路線副井井

43、底車場中央輔運大巷北翼輔運大巷XX機巷運輸聯(lián)巷XX機巷-XX工作面（四） 出架路線XX工作面-XX機巷-XX機巷運輸聯(lián)巷-北翼輔運大巷-中央輔運大巷-副井-地面二、 壓風系統(tǒng)風井井底車場中央輔運大巷北翼輔運大巷XX機巷運輸聯(lián)巷XX機巷-XX工作面風井T井底車場T中央輔運大巷T北翼輔運大巷T XX風巷運輸聯(lián)巷T XX風巷TXX工作面三、供水系統(tǒng)風井T井底車場T中央輔運大巷T北翼輔運大巷T XX機巷運輸聯(lián)巷T XX機巷TXX工作面風井T井底車場T中央輔運大巷T北翼輔運大巷T XX風巷運輸聯(lián)巷T XX風巷TXX工作面XX工作面設計50第九章供電系統(tǒng)設計第一節(jié)工作面設備負荷統(tǒng)計序號設備名稱型號單位數(shù)量

44、功率電壓功率因數(shù)備注1皮帶機部12*500kW10kV0.8高壓直供2采煤機MG650/1480-WD臺11480kW3300v0.853前部溜子SGZ1000/1400部12*855KW3300v0.87電源取自1#移變4000kVA4后部溜子SGZ1000/1400部12*855kW3300v0.875轉載機SZZ1200/525臺1525/263kW3300v0.876破碎機PLM/60A臺1400kW3300v0.87電源取自2#移變4000kVA7乳化泵BRW400/37.5A臺33*315kW1140v0.858噴霧泵BPW315/16臺22*132kW1140v0.85電源取自3

45、#移變1000kVA9排水泵臺22*90kW1140v0.8510無極繩絞車部1200kW1140v0.85電源取自22盤區(qū)變電所5#干 變11冷卻風機臺22*2.2kW660v0.75660v電源取自22盤12液壓泵站臺115kW660v0.75區(qū)變電所1#干變XX工作面設計5113合計8794kW第二節(jié)供電概況XX綜放工作面走向長度1600米，工作面長度170米，供電方式擬定為： 采用兩趟高壓線路供電，其中1#電源取自22盤區(qū)變電所I段的5#高爆開關，供 1#KBSGZ Y-4000kVA移變（1#移變供采煤機和前部溜子），皮帶機頭配電點與 1#移變電源T”接，共用一趟高壓電纜；2#電源取

46、自22盤區(qū)變電所皿段的20# 高爆開關，由2#移變（4000kVA ）供后部溜子、轉載機和破碎機， 3#KBSGZ Y-1000kVA 移變供乳化泵、噴霧泵。皮帶機頭控制電源（660v ）電源取自皮帶機頭4#KBSGZY-160kVA移動變電站。機巷、風巷以及高抽巷低壓 供電系統(tǒng)（1140v ）電源取自22盤區(qū)變電所1#KBSG-630kVA 動力干變，風巷 排水二路電源擬取自22盤區(qū)變電所2#KBSG-630kVA動力干變，供電系統(tǒng)圖附 后。第三節(jié)變壓器容量選擇 供采煤機、前溜移變選擇:Kr=0.4+0.6* （Pmax/ 習N）=0.4+0.6* (2*855/3190 )=0.72Sb1

47、=Kr* IPN/Cos /=0.72*3190/0.7XX工作面設計52=3281kVA現(xiàn)有1#移變其額定容量4000kVA3281kVA，因此滿足要求。 供后溜、破碎機、轉載機移變選擇：Kr=0.4+0.6* ( Pmax/ IPN)=0.4+0.6* (2*855/2635 )=0.79Sb2=Kr* IPN/Cos /=0.79*2635/0.7=2973kVA現(xiàn)有2#移變其額定容量4000kVA2973kVA，因此滿足要求。 供乳化泵、噴霧泵移變選擇：Kr=0.4+0.6* (Pmax/ IPN)=0.4+0.6* (315/762 )=0.65Sb3=Kr* IPN/Cos /=0

48、.65*762/0.7=707kVA現(xiàn)有3#移變其額定容量1000kVA707kVA，因此滿足要求。 皮帶機頭變壓器選擇：因皮帶主驅動電機為高壓電機，供電電壓10kV，采用高開啟動不需要使用XX工作面設計53變壓器。皮帶及輔助系統(tǒng)供電電壓 660v,電源取自4#KBSG-160kVA干式變壓 器。4#移變電源取自皮帶機頭配電點。第四節(jié)高壓電纜選擇A、10KV高壓電纜截面選擇與校驗：Kx*二Pe*1。3 _0.8*7587*10 6069600I總 3UCos = .3*10000*0.85 14722 =412A因工作面電流較大，采用單線無法滿足工作面供電要求，現(xiàn)選擇兩趟高壓線路為工作面供電，

49、為考慮工作面設備功率平均分布，先選擇1#線路電纜的主截面和長度。1、因皮帶機頭電源與22302工作面1#電源T ”接，皮帶機頭總負荷為2*500kW,工作面1#電源按所供移變(4000KVA+1000kW )最大負載計算持續(xù) 電流：Kx*P*103 _ 0.8*(4000*0.7 1000)*10 _ 3040000I1#= 3*Un*cos 3U * 0.8514722206A查礦用橡套電纜載流量表，MYPTJ-3*95mm 2電纜載流量為255A206A，因此滿足要求。按經濟電流密度計算與校驗:lc _ 206 _A= J 25 82 mm 295 mm2根據高壓電纜經濟電流密度校驗 95

50、 mm2電纜能夠滿足需求。2、供22302皮帶機負荷為2*500kW，按持續(xù)電流計算與校驗：33XX工作面設計54Kx*P*1030.8*1000*10800000| 皮=3*Un*cos54A，因此滿足要求。按經濟電流密度計算與校驗：_ 54 _A= J 25 22 mm 2190A，因此滿足要求。按經濟電流密度計算與校驗：lc 190 _A= J 25 76 mm 295 mm 2根據高壓電纜經濟電流密度校驗 95 mm2電纜能夠滿足需求。B、 高壓電纜長度的確定10KV高壓電源取自于22盤區(qū)變電所，與XX工作面移變配電點距離1770 米，由電纜敷設系數(shù)（取1.15），可知單趟需電纜203

51、5米，共計高壓電纜4070 米。高壓電纜走徑：22盤區(qū)變電所北翼輔運大巷XX機聯(lián)巷機巷設備列車 XX工作面設計55配電點。高壓電纜中間接頭采用10kV高壓電纜聯(lián)接裝置連接。C、工作面電纜的主截面選擇和長度的確定：因工作面負荷較大，為減小工作電流，采用3300V供電。在選取電纜時要選用耐壓3300V的帶屏蔽的礦用系列電纜。1、采煤機（本機供電電壓3300V ）電纜截面選擇總功率P采= 1480KW加權功率因數(shù)取0.85采煤機電纜截面選擇：P1480*1031480*103I 采=Y3Uncos 二 J3u * 3300* 0.85 二 4858.26 =304.6A330A查礦用橡套電纜載流量表

52、：3*150 mm2電纜的載流量為330A，應選用采煤 機專用電纜（3*150+1*70+7*10 ）。按經濟電流密度計算與校驗：lc _ 304 _A= J 25 121.6 mm 2171.9A，滿足要求。 按經濟電流密度計算與校驗：A= J 25 56.3 mm 270 mm2根據電纜經濟電流密度校驗70 mm2電纜能夠滿足需求。前部、后部溜子電纜長度的確定：前后溜子機尾電機電纜長度的確定:開關列車長度100M+機巷長度500M+工作面長度170米=770M前后溜子機尾電機電纜長度的確定：開關列車長度100M+機巷長度500M=600M3、轉載機（本機供電電壓 3300V）轉載機電纜截面

53、選擇：本機為525KW運轉、263KW起動，按運轉功率計算XX工作面設計57P 轉=525KW功率因數(shù)0.87P轉525 * 1035 25 * 103I 轉=n cos半=13* 3300* 0.87 二 4972.6 =105.6A165A查礦用橡套電纜載流量表50 mm2電纜的載流量為165A，滿足要求。按經濟電流密度計算與校驗：Ic 105.6 _A= J 2542.2 mm 250 mm 2根據電纜經濟電流密度校驗50 mm2電纜能夠滿足需求。轉載機電纜長度的確定：開關列車長度100米機巷長度500M-轉載機長度50M=550米。4、破碎機（本機供電電壓 3300V）破碎機電纜截面選

54、擇：P 破=400KW功率因數(shù)0.873P破400* 10400*103I 破二 A/3Un cos申=!3 * 3300* 0.87 = 4972.6 =80 4A查礦用橡套電纜載流量表，50 mm2電纜的載流量為165A，滿足要求。按經濟電流密度計算與校驗：lc _ 80.4 _A= J2532.2 mm 2Ps 滿足要求。B.根據統(tǒng)計2#4000KVA移變所供負荷為：2635kWSa=Sb n=4000*0.8=3200kWPs=p*cos =2635*0.85=2239kW貝SSaPs滿足要求。C.根據統(tǒng)計3#1000KVA移變所供負荷為：762kWSa=Sb n=1000*0.8=8

55、00kWXX工作面設計60Ps=p*cos =762*0.85=647.7kW貝SSaPs滿足要求。D.根據統(tǒng)計4#160kVA移變所供負荷為60kWSa=Sb n=160*0.8=128kWPs=p*cos =60*0.85=51kW貝SSaPs滿足要求。根據驗算工作面3臺移變滿足工作面負荷容量。第七節(jié)低壓電纜校驗A、電壓損失：按該工作面供電距離距離最長的采煤機和前、后部溜子機尾電纜進行電壓損失校驗。1、采煤機干線電纜電壓損失計算：33P* L*101480*770*10U 損二 r*U * A = 53* 3300*150 =93 U5%=165v。因此，采煤機電纜線路電壓損失符合要求。2

56、、前部、后部溜子機尾干線電纜電壓損失計算：33P* L*10855*770*10U 損二 r*U * A = 53*3300*70 =54 U5%=165v。因此，前部溜子機尾電纜線路電壓損失符合要求。后部溜子電纜長度與前 部溜子相同，故不再計算。式中：AU干線電纜電壓損失V；XX工作面設計61P該設備的功率kW;L該設備電纜線路的敷設長度m;r銅芯軟電纜在20 C時的電導率53;U 供電線路的額定電壓3300V ;A干線電纜截面mm2;第八節(jié)開關選型及整定1.開關選擇:A、根據采煤機、前部溜子最大電機啟動電流選擇開關:P采I 采=3Un cos ：=P溜32* 650*103*3300*0-

57、87 =261.4A （正常運行）32*428*10I 前溜=亠ncos二 3*3300*0,87 =172A （低速起動）IQ 采=I 采+51 前溜=261.4+5*172=1121A該組合開關控制的電機數(shù)量為 5臺按我礦實際情況，組合開關選用QJZ1600/3300-8型。B、根據后部溜子、轉載機、破碎機最大電機啟動電流選擇開關:P溜2*428*103I 后溜=3ncos= .3* 3300* 0.87 =i72A （低速起動）P 轉525*103I 轉=J3Uncos半=+*3300*0.87 =105.6AP破400*103I 破二 J3un cos 二巧*3300* 0.87 =8

58、0.4AXX工作面設計62IQ=5I 后溜+1 轉+I 破=5*172+105.6+80.4=1046A根據該開關控制的電機數(shù)量：7臺按我礦實際情況，組合開關選用QJZ1600/3300-8型。C、根據乳化泵，噴霧泵最大電機啟動電流選擇開關：P乳315* 103315000I 乳 = 3Uncos ：= .3*1140*0.87 = 1717.8 =183AP 噴132*103132000I 噴=、3un cos = 1.5，靈敏度符合要求。B、前部、后部溜子開關靈敏度校驗L 等=K L 溜=0.53*770=48m查表得此處兩相短路電流為3500AId 23500靈敏度二肓=1600=2.1

59、81.5靈敏度符合要求。C、轉載機開關靈敏度校驗L 等=K L 轉=0.73*550=401m查表得此處兩相短路電流為3090AId 3090靈敏度=In = 1600 =1.931.5靈敏度符合要求。D、破碎機開關靈敏度校驗L 等=K L 破= 1*550=550mXX工作面設計66查表得此處兩相短路電流為2670AId 2670靈敏度=In =1600 =1.661.5靈敏度符合要求。E、 乳化泵開關靈敏度校驗L 等=K L 乳=0.53*100=53m查表得此處兩相短路電流為 6146AId 6146靈敏度=In =1600 =3.841.5靈敏度符合要求。F、噴霧泵開關靈敏度校驗L 等

60、二K L 乳=1*100=100m查表得此處兩相短路電流為5539AId 5539靈敏度二訂二1600 =3.461.5靈敏度符合要求。G、1#移變（采煤機、前部溜子）整定 低壓側真空開關整定3 PeKr 1031900.721000Ica =、3UeCos Pj=、3 33000.8=502A，整定為500A 移變高壓側真空開關整定a.負荷電流為 PeKr 0.72 M 3190XX工作面設計67I= 3UeCos pj = , 3100.8 =165Ab.過負荷長延時整定取 1.15I=1.15 X165=190,整定 200A。c.短路速斷保護12=81=8 X165=1320A,整定