某某煤矿采煤工作面设计说明书

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1、wordXX煤矿采煤工作面设计说明书1 12022工作面概况1.1 12采区所处井田位置、采区边界与邻区情况，倾斜面积630796m2。该采区各系统于2010年6月份全部形成，具备安全生产条件，采区工作面接替顺序为：12062120321204212012120221.2 12022工作面位置与参数12022工作面为复采工作面，位于12采区上部东翼，上(南)至矿井边界保护煤柱，下(北)为已经回采完毕的12042工作面，西为12采区皮带巷保护煤柱(30m)，东至矿区边界。12022工作面设计走向长500m，倾斜80m，面积为40000m2，煤层平均厚度1.5m。工作面上履地貌、地物标高+423+

2、512m，井下标高+277+339m。12022工作面上部为复耕农田，没有建筑、公路与其它重要的设施，但工作面距离地表较近，在回采后地表可能会出现裂缝或局部塌陷，在工作面回采过程中要经常检查，发现裂缝或塌陷区与时使用黄土进展夯实充填，防止地面雨水倒灌进矿井。1.3 煤层赋存特征二1煤层位于下二叠统某某组下部，全区发育，结构简单，层位稳定。煤层距其上的大占砂岩平均6.00m。二1煤层顶板为砂质泥岩和泥岩，底板为砂岩。煤层厚度02.0m，平均1.5m，煤层走向270273，倾向03，平均倾角25，表现为单斜构造。1.3.1煤质特征：1)、物理性质二1煤为灰黑至黑色，条痕色为灰至棕黑色，呈粉沫状，半

3、亮至全亮型，金刚、似金属光泽，具贝壳状、参差状断口，性脆易碎。视密度1.38t/m3。二1煤层以粉煤为主，宏观煤岩组份不清。显微煤岩类型以亮煤、丝炭为主。有机显微煤岩组份含量92.5%，以镜质组为主，有少量半镜质组和惰质组。镜质组多为基质镜质体、均质镜质体，多呈条带状结构，为煤中其它组份的胶结体，木煤、木质镜质体少见;半镜质组中可见到糜棱状构造，惰质组含量不多，主要为半丝基质体和丝质体，常破碎为弧状和星状，偶见丝质浑圆体和微粒体。无机组份含量7.5%，以粘土矿物为主，呈团块状单独产出或粒状镶嵌在基质镜质体中，次为碳酸盐矿物，呈脉状或团粒状分布，硫化物主要为黄铁矿，多呈脉状充填于裂隙中。1.3.

4、2 瓦斯与煤尘等1)、瓦斯：根据矿井瓦斯地质图，该工作面位于无突出危险区。经过开采后大量的瓦斯已经释放，本工作面按一般工作面进展管理。根据12042工作面瓦斯涌出量推算，12022工作面瓦斯涌出量最大为0.25 m3/min，最小为0.1m3/min，平均为0.15m3/min。2)、煤层的自燃发火：根据煤炭科学研究总院某某分院2007年6月29日对本矿所做的煤炭自燃倾向等级鉴定，鉴定结论：本矿井二1煤层属于三类，不易自燃煤层。矿井在正常的生产过程中未发生过煤层自然发火现象，在生产历史上无高温自燃现象，据白坪井田区域资料，二1煤层自燃发火期为812个月，在以后的矿井生产中要对煤层的自燃加以预防

5、。3)、煤尘：煤炭科学研究总院某某分院2007年6月29日对本矿所做的煤尘爆炸性鉴定报告，爆炸性试验火焰长度10mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉量10.94%，煤尘爆炸指数为17.03%。鉴定结论：有煤尘爆炸性。1.4 煤层的顶底板情况1)、二1煤层伪顶：炭质泥岩，仅局部可见，不发育，一般厚0.1-0.8m，随采随落，不易维护。2)、二1煤层直接顶：砂质泥岩和泥岩，有局部为细粒砂岩，平均厚6.00m，岩石级别为45级，普氏硬度系数23， 岩石内磨擦角3238，垂直抗压强度为40.9MPa，随工作面推进而自动垮落。3)、二1煤层老顶：是灰白色、含云母特多的细至中粒长石石英砂岩，层面含大量白云母片与炭质

6、面，俗称大占砂岩。平均厚度13.24m左右，普氏硬度系数811，内磨擦角82538448，容重2.73吨/m3，垂直抗压强度为82.5MPa，由于其厚度大，回采后一般不直接垮落，往往滞后一段时间垮落4)、二1煤层伪底：炭质泥岩和砂质泥岩，厚度0.5-2.0m，质软。5)、二1煤层直接底板：砂岩，平均厚3.0m，层理比拟明显，开采时经常遇到基底不平现象。6)、二1煤层老底：为石炭系某某组的L7-8灰岩，平均总厚为9.40m，质坚性脆。1.5 工作面储量12022工作面设计走向长度500m，倾斜长度80m，面积为40000m2，煤层平均厚度1.5m。工业储量：400001.38=8.28万t;可采

7、储量：376001.38=7.78万t。工作面可采期：工作面生产能力为0.8万t/月，服务时间为9个月该工作面为单斜构造，没有大的断层与褶曲等其它构造，对工作面回采没有影响。1.7 水文地质特征1)、主要含水层(1)上寒武统和中奥陶统灰岩岩溶裂隙承压含水组主要岩性为白云质灰岩，溶洞发育，揭露最大厚度111.14m;该含水组单位涌水量0.009621.863L/s.m，渗透系数0.15675.85m/d，水位标高+229.25+428.62m。(2)某某组下段灰岩岩溶裂隙承压含水层该含水层为二1煤层间接充水含水层。为L1L4石灰岩，石灰岩平均厚13.63m，该组单位涌水量0.00210.0049

8、1L/s.m，渗透系数0.03620.222m/d，水位标高+407.31m。(3)某某组上段灰岩岩溶裂隙承压含水层该层为二1煤底板直接充水含水层。由L7灰岩与以上某某组组成，以L7灰岩为主，一般9.40m;该组单位涌水量0.3530.664L/s.m，渗透系数2.939.44m/d，水位标高+268.989+299.86m。(4)二1煤顶板砂岩孔隙裂隙承压含水层系指二1煤以上60mX围内的中、粗粒砂岩含水层，厚度2.4558.23m，一般20m，其中以大占砂岩和香炭砂岩为主，岩芯破碎，含弱孔隙裂隙承压水，钻孔抽水单位涌水量0.00620.018L/s.m，渗透系数0.0140.2974m/d

9、，水位标高+320.86+371.81m。反映其迳流条件不好，富水性弱的特点。该层为二1煤直接顶板含水层，正常情况，不会对开采二1煤造成威胁。该采面位于矿井上部，顶、底板无大的水害威胁。2)、老窑、老空水该采面巷道在老空区掘进，经11采区揭露，采空区顶板并未锈结，涌水流向深部，采空区内不会有大面积积水，但局部可能有少量积水，存在老空水的威胁。严格按照探放水设计进展探放水。3)、断裂构造影响本工作面区域内无断裂构造。4)、水文地质条件与涌水量由白坪井田水文地质资料得知，马池矿位于白坪井田西部，二1煤顶板砂岩含水层富水性弱，水文地质条件简单;二1煤底板某某组上段灰岩含水层为灰岩裂隙水，水文地质条件

10、简单，本井田处在水文地质条件简单地段。以邻近12042采煤工作面开采时涌水量为依据，推算12022工作面涌水量：12042工作面正常涌水量为5m3/h，最大涌水量为8m3/h;12042工作面位于12022工作面下部，根据正常情况推算，下部12042工作面的涌水量要大于上部12022工作面的涌水量，考虑综合因素，12022工作面正常涌水量为5m3/h，最大涌水量为8m3/h。1.8 其他因素C/100m，该工作面地温、地压均无异常。2 巷道布置方式与支护形式的选择、工作面顶板支护设计2.1 工作面巷道布置工作面上、下付巷通过车场与副斜井连接，车场长度均为30m。由于12022下付巷前300m巷

11、道为沿空掘进，等12042工作面回采完毕后进展掘进;先施工掘进12022上付巷与切眼。12022上、下付巷均采用工字钢对棚支护，切眼采用单体柱配型钢梁支护。切眼位于12022上付巷505m位置，向下掘进与12042下付巷贯穿形成工作面。工作面停采线位于12采区皮带巷东30m处。工作面上、下付巷回风巷与车场中间各设置两道正反向风门，12022上付巷回风绕巷与12012上付巷连接处设置两道正反向风门。运输巷、回风巷、联巷均采用工字钢对棚支护，净断面均为6.1。运输巷主要担负工作面煤、矸运输、进风和行人;回风巷担负工作面运料、回风和行人;联巷担负工作面行人、运料等任务。(具体见工作面设计图)。2.1

12、.1 12022上付巷12022上付巷开口坐标：x=3800111，y=38412417，顶板标高+338.8m。设计巷道沿煤层底板掘进，走向方位角930，平均坡度-20 42。采用112.4m，掘进断面7.2 m2，净断面6.1m2。该巷道担负12022工作面回采期间的运输材料、回风、行人等任务。2.1.2 12022下付巷12022下付巷开口坐标：x=3800185，y=38412430，顶板标高+304.6m。12022下付巷外段300 m顺着原来12042上付巷沿空掘巷，该巷道里段195m掘进方位角93，平均坡度-3。采用112.4m，扩修断面7.2 m2，净面6.1m2。该巷道担负1

13、2022工作面回采期间的运煤、进风、行人等任务。2.1.3 12022工作面切眼设计工作面切眼从12022上付巷505m处向下沿煤层顶板掘进，方位角00，坡度-260 ，切眼长度为80m。2.2 顶板管理根据煤层赋存条件与顶底板岩层情况，顶板管理方式采用全部跨落法。支架选用DZ2本文来自: 中国煤矿安全生产网 (.mkaq.org) 详细出处参考：.mkaq.org/html/2012/04/12/124958_2.shtml2-30/100单体液压支柱，本支柱可适用于炮采工作面。其主要技术参数为：支护高度17002200，额定工作阻力250kN，额定工作压力29.5Mpa，初撑力115157

14、kN。顶梁选用FBD2400/300C型钢梁。并配有XRB2B-150/200型乳化液泵站为采面的单体液压支柱供液。工作面采用二梁五柱支护形式，棚间距为0.6m，该支护形式能够满足安全生产需要(经下面验算得出结果)。2.2.1 顶板支护设计直接顶为泥岩和砂质泥岩，厚度为6.0m。老顶为细-中粒大占砂岩，厚度13.24m。根据12042复采工作面顶板观测，直接顶初次垮落步距为10m，老顶初次来压步距为15m，周期来压步距为6m，属二类中等较稳定顶板。局部顶板为原顶板垮落后胶结再生顶板。采场控制设计：该工作面顶板控制设计从“支、护、稳三方面考虑设计。(1)“支：就是要求支架在其工作过程中能够支撑住

15、顶板所施加的压力。在直接顶初次垮落、老顶初次来压与周期来压期间支柱所受压力比平时大的多。因此，支护强度设计从这三个时期计算取最大值。A、直接顶初次垮落期间直接顶初次跨落期间要把直接顶安全地切在采空区，在此期间支架至少应承当起直接顶初次垮落步距一半的重量，合理的支护强度为：P1=MALAYA/2L小 =(6102.5)/(2式中：P1支架支护强度 t/m2MA -直接顶厚度 6mLA -直接顶初次垮落步距 10mB、老顶初次来压期间要求支柱在不被压死的情况下，P2能承当起老顶重量的1/4与全部直接顶的作用力。A= MeYeL/L小=6式中：A -直接顶作用力 t/m2MA -直接顶厚度 6mP2

16、=A+MBYBCB/4ktL小15)/4=(21.25+496.5)/24=21.57(t/m)式中：P2 -支架支护强度 t/m2CB -老顶初次来压步距 15mC、周期来压期间在此期间，要求支架承当起直接顶，并能承当局部老顶的作用力，以减缓老顶的来压速度，合理的支护强度为：P3=A+MCYCCC/4ktL小6)/(42.4)=219.85/24=9.16(t/m2)式中：P3 -支架支护强度 t/m2CC -老顶周期来压步距 6mD、按经验公式计算按照经验，支护强度为采高岩重的68倍。P4=8M=62=30t/m2式中：M-采高2m 岩容重 2.5 吨E、支护密度按该工作面棚距为0.6m，

17、每棚站柱5根，如此，支护密度为：N实=5/(L棚3.4) =2.45(根/m2)式中：N实 -实际支护密度 根/m2式中：N设 -支护强度必须的支护密度Pmax -计算取的最大支护强度F0 -支柱工作阻力，取额定工作阻力的80%为24t/根经计算：N实=2.45根/m2N设=1.30根/m2，故取支柱棚距为0.6m，每棚站柱5根，符合要求。(2)“护：包括护帮顶和护底a、护帮顶：护顶：根据工本文来自: 中国煤矿安全生产网 (.mkaq.org) 详细出处参考：.mkaq.org/html/2012/04/12/124958_3.shtml艺要求，顶板舍邦实行全封闭管理，保证不漏顶，不漏帮，根据

18、理论计算和所提供的材料选择60050mm棚距(中-中)，对棚架设。使用荆芭质量必须可靠，做到强度高，密度大，椽子直径不少于50mm，打顶时做到荆芭搭接合理(150至200mm)，椽子摆放均匀，每棚6根，不得出现漏顶现象。b、护底为保证采面支柱支撑力，支柱要深入碴面以下150mm，且要蹬到硬底上，底板松软地段要站木鞋板、铁鞋板或符号要求的塑料鞋板。(木鞋规格为:400mm160mm60mm)(3)“稳的准如此要求支架具有抵抗来自层面方向推力的能力，为防止复合顶板推垮冒顶事故的发生，须提高支柱的初撑力，控制复合顶板的初期离层，增大软硬岩层间的摩擦力。P初 =hr(cos+sin/f)/G实式中：P

19、初 -支柱初撑力 KN/根;-煤层倾角 26(cos26+sin26故：对照X煤集团规定，中排单体柱初撑力保证在55KN以上，煤墙与老塘侧单体柱初撑力保证在30KN以上足以防止推垮型冒顶事故的发生。2.2.2 采场支护设计型钢梁支护，每对棚5根柱，对棚距(中中)0.6m，最大控顶距3.4m，最小控顶距2.4m，放顶步距1.0m，见图附后。型钢梁支护，一梁三柱成对使用，交替迈步前移，每对棚距不超过0.6m。工作面机头与下付巷搭接处架设一对抬口棚，抬口棚必须保证抬住下付巷棚梁，用木楔背好。型钢梁支护，一梁三柱成对使用，交替迈步前移，每对棚距不超过0.6m。工作面机尾与上付巷搭接处架设一对抬口棚，抬

20、口棚必须保证抬住上付巷棚梁，用木楔背好。d、上、下付巷超前支护：工作面上、下付巷的上、下帮自工作面煤墙不少于20m的超前支护。分别在上、下付巷的上、下帮自煤墙向外打设不少于10m的双抬棚;以外1020m打单抬棚支护，支在靠采面的一侧。抬棚用1.2m铰接顶梁配合单体液压柱支护，支柱要顶住梁的中间，梁离巷邦300mm为宜按线架设，与工字钢梁不铰接处用楔子背牢，不得连续。e、尾巷回收：上、下付巷尾巷与工作面放顶线放齐，下付巷尾巷最多可滞后放顶线1m，保证柱、梁、坑木、工字钢100%回收。2.2.3 初次来压、周期来压和顶板管理a、该工作面根据相邻工作面顶板情况，预测初次来压步距一般为15m，周期来压

21、步距为6m，在此期间顶板开始大面积垮落，压力急骤增大，所以必须加强顶板管理。b、做好初次来压期间顶板预测工作，每班技术员对当班顶板冒落情况如实向区队汇报，填好记录。c、严格初采期间工程管理，工作面在放炮或放顶之前要进展二次注液，保证柱子初撑力达到要求，支柱液压阀漏液或卸载时，要与时处理。d、顶板有来压预兆或冒落预兆时，不准移副梁待压力稳定后，方可进展移副梁放顶。并有班组长观山，发现顶板异常，压力增大有掉碴等预兆时，立即撤人。e、初次来压前，工作面放顶时，工作面溜子要停止运行或连续运行，溜子停开有准确信号。f、在工作面初次来压前，如果采空区的直接顶冒落高度小于1.5m或舍邦被埋少于支柱高度的三分

22、之二以下时，舍帮要打抬棚，一梁三柱，背牢升紧，必要时，加密集支柱切顶和在舍帮每隔5m打设木垛加强支护，工作面严禁出现空载支柱。g、如果放顶5排，老顶仍不落，必须制定专项技术措施。该采面推至离12采区皮带下山30m处为停采线，进展回收，回收时，制定专项安全技术措施，回采完毕后，45天内，必须对采空区进展封闭注浆。3 12022工作面生产系统3.1 运输系统3.1.1 运煤路线12022工作面(溜子)12022下付巷(溜子、皮带)12采区皮带下山(皮带)四巷溜煤囤主一部皮带主井平地(皮带)煤场3.1.2 运料路线设备、平地料场斜井井口装车斜井轨道轨道下山12022上付巷车场12022上付巷工作面。

23、3.1.3 工作面运输设备选型12022下付巷长度495m，倾角=-3，对该工作面设备进展选型设计。工作面下巷里段100m溜子运输。(一本文来自: 中国煤矿安全生产网 (.mkaq.org) 详细出处参考：.mkaq.org/html/2012/04/12/124958_4.shtml)、胶带机选型1、设计依据设计生产能力 30万t/a输送长度 L = 400m上山倾角 = 3工作制度 330d/a，16h/d运输任务 担负回采工作面运煤煤的散集容重 =0.98t m3煤在胶带上的堆积角 = 30煤的最大块度 max=150mm(大局部接近面煤)设计生产率 A=100t/h初选用DTL65/2

24、0/30型胶带输送机,其参数：带速1.63m/s，胶带宽度650mm，电机功率2*30KW，电压660V。式中：m电动机功率备用系数，取1.15;1机械传动效率，一般取0.9;a多机不平衡系数，双机时取0.9;b电压降系数，井下采区取0.9。5、胶带输送机选择根据以上计算，运输巷采用功率2*30KW防爆电机驱动的原有DTL65/20/30型胶带输送机,其参数：设计运输生产率200t/h，带速1.63m/s，胶带宽度650mm，电机功率2*30KW，电压660V。胶带机铺设完成后，应检测运输设备与其铺设质量，使之符合相关规程、规X与行业规定的要求。6、运输能力验算A=B(KVC)2/(10001

25、.25)(4580.9)2/(10001.25)=217t/h年运输能力计算为：33010110=33万t/a式中：330 年设计330天工作;10 每天10h净运输工作时间;110 每小时平均运输能力，取217t/h的一半。1.2，满足运输要求。(二)、顺槽刮板机输送选型1、设计依据设计年生产能力 30万t/a输送长度 L=120m倾角向上 =3运输任务 担负采区运煤设计运输生产率 A=50t/h2、选择刮板机输送类型根据A=50t/h，顺槽选用SGB420/40T型刮板输送机。其有关技术特征：出厂长度：L=120米运输能力：M=80t/h电机功率：N=40KW破断拉力：SP=320000N

26、3、运行阻力、牵引力和功率计算重段运行阻力Wxh=(q0wo+qw)Lcos-(q0+q)Lsing*0.7) 120cos4-(16.95+16.15)120sin4空段运行阻力Wk= q0gL(wocos+sin)g+sin4) 考虑曲线段阻力与弯曲段的附加阻力如此总牵引力( Wk +Wxh)(8442.14+19471.38)电动机轴上的总功率计算电机功率不够，因此采用SGB420/80T型刮板输送机，双电机驱动。4、链子强度验算Sp/Smax=2=16.114.2 链子强度足够。本文来自: 中国煤矿安全生产网 (.mkaq.org) 详细出处参考：.mkaq.org/html/2012

27、/04/12/124958_5.shtml顺槽选用一部SGB420/80T型刮板输送机。(三)、切巷刮板机输送选型1、设计依据设计年生产能力 30t/a输送长度 L =80m倾角向上 = 26运输任务 担负采区运煤设计运输生产率 A=50t/h考虑切巷刮板输送机运行条件均优于顺槽刮板输送机运行条件，故切巷刮板输送机选型计算从略，直接选用一部SGB420/40T型刮板输送机。3.2 通风系统矿井通风方式为中央并列式，通风方法为负压抽出式，即主立井、副斜井进风，回风立井回风，在地面风井安装两台FBCDZ-NO.19型对旋轴流式通风机。一台工作，一台备用，配套电机110KW2，电压380V。矿井总进

28、风量为4077m3/min，总回风量为4158m3/min，负压1320Pa，能够满足安全生产需要。设计工作面采用U型通风方式，风流路线为：副斜井12022进风绕巷12022下付巷工作面12022上付巷回风绕巷八井回风下山风井地面。3.2.1 掘进工作面需要风量掘进工作面需风量按瓦斯涌出量，爆破需风量和同时作业最多人数分别计算，然后取其中最大值。(1)按瓦斯涌出量计算Q煤掘=100q掘绝KCH4=1001.8=45m3/min式中：KCH4-瓦斯涌出不均衡通风系数，取1.8;q掘绝-绝对瓦斯涌出量，取0.25 m3/min;(2)按人数计算掘进工作面实际需风量Q掘=4N=420=80m3/mi

29、n式中：N-掘进工作面同时工作的最多人数，取20人(3)按掘进工作面炸药消耗量计算需风量Q掘=25A=256=150m3/min式中：A-一次爆破炸药取最大用量6kg经计算，煤巷掘进工作面需风量取最大值，即按爆破需风量计算值150m3/min。风速验算：V=Q掘S掘=1500.25 m/s第一百零一条之规定。/p (4)风机、风筒选型根据以上计算选用FBDYN0562-211KW型局扇，其工作风量为200400m3/min，全风压为3504000Pa,可以满足要求。选用直径为600mm的胶质双抗风筒，双反压边接头，每10m为一节。要求风筒吊挂平直，无接头漏风，无破口，风筒长为500m，百米漏风

30、率不大于3%。3.2.2 采煤工作面需要风量采煤工作面需要风量按瓦斯涌出量、爆破后的有害气体产生量以与工作面气温、风速和人数等规定分别进展计算，然后取其中最大值。(1)按回采工作面回风流中瓦斯涌出量计算Q采=100q采绝KCH4 =1002.0=99m3/min式中：Q采回采工作面需要风量，m3/min;q采绝回采工作面回风巷风流中瓦斯的平均绝对涌出量，取最大值0.495m3/min;KCH4采面瓦斯涌出不均衡通风系数，炮采1.42.0，取2.0;(2)按工作面温度计算Q采=60V采S采K采 =601.0=348m3/min式中：V采采煤工作面的风速，按采煤工作面温度选取，0.8-1.0m/s

31、;S采;K采采煤工作面长度风量系数，按采煤工作面长度选取，1.0;(3)按回采工作面炸药消耗量计算需风量Q采=25A = 251.8=45m3/min(4)按回采工作面同时作业人数计算需风量Q采=4N =470=280m3/min式中：N采煤工作面作业最多人数为49人，考虑交接班与管理人员等情况，取70人/班;经计算，采煤工作面需风量最大值为348m3/min(5.8m3/s)。按照有关规定要求，工作面风量取400m3/min(6.7m3/s)。风速验算：V=Q采0.25 m/s经验算，工作面配风量为400m3/min(6.7m3/s)符合规程要求。3.3 采面供电井下中央变电所上下压配电设备

32、均选用矿用防爆型设备，井下其它电气设备均选用矿用本文来自: 中国煤矿安全生产网 (.mkaq.org) 详细出处参考：.mkaq.org/html/2012/04/12/124958_6.shtml隔爆型。井下变压器选用KBSGZY-500/10/0.69、KBSGZY-100/10/0.69、KBSGZY-400/10/0.69型矿用变压器，660V低压配电开关选用BKD1-400Z/660Z型和BKD1-400Z/600F真空馈电开关。3.3.1 电缆截面的选择根据矿井实际，向该工作面供电的中央变电所距回采工作面运输巷皮带机头550m，变压器型号为KBSG-500KVA。对于低压线路，一般

33、按长时允许电流初选，按允许电压损失与机械强度校验。1、按长时允许电流选择电缆截面矿用橡套电缆载流量：其具体情况如表3-1所示。3-1 矿用橡套电缆载流量情况要求导线的长时允许电流小于线路的负荷电流。即：KIacIca式中：Iac-空气温度为25度时，电缆允许载流量;K-环境温度修正系数，取1;Ica-用电设备持续工作电流(1)对于顺槽选用的胶带机额定功率为2*30KW，其额定电流为Ie=P/3Ucos其中P=2*30KWU=660Vcos660(2)对于顺槽选用的杂质泵额定功率为15KW，其额定电流为Ie=P/3Ucos其中P=15KWU=660Vcos60(3)对于顺槽选用的单台刮板机额定功

34、率为240KW，其额定电流为Ie=P/3Ucos其中P=80KWU=660Vcos660(4)对于切巷选用的单台刮板机额定功率为40KW，其额定电流为Ie=P/3Ucos其中P=40KWU=660Vcos660干线路的额定负荷电流IcaZ1= Ica1 +Ica2+ Ica3+ Ica4根据线路的负荷电流并考虑负荷增加等情况，总电源线路选用截面70mm2电缆;皮带机、杂质泵、单台刮板机之间选用截面70mm2电缆;刮板机电源分支线路的电缆选用截面25mm2电缆;皮带机、杂质泵电源分支线路的电缆均选用截面16mm2电缆。3.3.2 按电缆网路的电压损失校验电缆截面为保证用电设备的正常运行，电缆网路

35、实际电压损失不应超过网路所允许的电压损失，即端电压不得小于额定电压的95%。为此应 选用足够大的电缆截面，以使电压不得超过允许值。终端电压损失算：3.3.3 低压开关的选择与整定1、低压开关选择井下动力线网中低压馈电开关选用矿用隔爆型真空馈电开关，启动器选用真空磁力起动器，所用开关的额定电压应不小于所在电网的额定电压，额定电流应不小于其所控制线路的最大长时工作电流。对于控制单台或两台电动机的开关，其最大长时工作电流可取电动机的额定电流。按照计算，支线路最大负荷电流Ica=82.33，干线路的负荷电流Ica=188.45A，所以由变电所向采面供电的低压总馈电开关可选用额定电流为200A KJZ型

36、真空开关;向皮带机、刮板运输机和液压钻机供电的启动开关选用额定电流为80A的QBZ型真空启动器。2、低压开关整定(1)由变电所向掘进工作面供电的低压总馈电开关的整定过负荷整定：IZ188.45=207A取0.9倍的额定电流，即0.9*200=180A短路整定：IZd5Icaz=5188.45=9取5倍，即5200=1000A整定校验：K=Imin(2)/IZd=3145/1000=3.141.5,整定合格。式中IZ-过负荷整定电流，A;Imin(2)-被保护线路末端最小两相短路电流，A;查表换算得出3145A;IZd-短路整定电流，A。(2)下付巷低压总馈电开关的整定过负荷整定：IZ188.4

37、5=207A取0.9倍的额定电流，即0.9*200=180A短路整定：IZd5Icaz=5取5倍，即5200=1000A整定校验：K=Imin(2)/IZd=3145/800=3.141.5,整定合格。式中IZ-过负荷整定电流，A;Imin(2)-被保护线路末端最小两相短路电流，A;查表换算得出3145 A;IZd-短路整定电流，A。(3)皮带机启动器开关整定过负荷整定：IZ(4)顺槽刮板输送机启动器开关整定过负荷整定：IZ8档位，即44A(5)杂质泵启动器开关整定过负荷整定：IZ(6)切巷刮板输送机启动器开关整定过负荷整定：IZ8档位，即44A3.4 防、排水系统经计算预计工作面正常涌水量Q

38、正=5m3/h，最大涌水量Q大=8m3/h。根据12022工作面的正常涌水量和最大涌水量选用D25-A型水泵，水泵的排水能力为25m3/h，电机功率为15KW。在工作面下付巷安装两台D25-A型水泵，正常排水时一台水泵排水，一台水泵备用。工作面涌水直接流入采面临时水仓再排入中央泵房(4台D85-309水泵)，由主排水泵经主井井筒排至地面。3.5 供水与防尘洒水系统水池有三个，一是主井两座400m3水池，水源为矿井水;二是由白坪乡石门水厂供给生产用水，付井一座200m3水池。两水源供水均可靠，满足12022工作面生产与生活需要。井下消防管道与井下洒水管道采用同一供水管网，其用水由生产水池供给，给

39、水管从主、副井井筒进入12022工作面上、下付巷。采用ZJ-Y44H减压阀进展减压，消防洒水管道采用无缝钢管，支管D764mm。设计中12022工作面的巷道中均敷设洒水管。在所有敷设管道的巷道内，每隔50m设DN25支管和DN25截止阀做冲洗巷道用，煤巷掘进工作面每隔50m设置一个洒水阀门。并配备一定数量的胶皮管。3.6 工作面供水、照明系统12042上、下车场内安设防爆照明设备，工作面采用工人佩戴的矿灯照明。矿井安装DDK-6型综合调度通讯系统，内部容量128门。井下使用KTH型矿用本安型自动按键机，12042工作面上、下付巷超前支护内与皮带运输点等处安装专号，可直接与调度室和井上、下各科室

40、、区队直接联系。能够满足安全生产的需要。七水平车场安装一部直拨(62733601)可以满足对外联络的需要;通信电缆在入井处装设熔断器和避雷装置，以防雷电波与井下。3.7 压风系统1、压风设备地面安装两台FHOG-D250F型单螺杆空气压缩机，额定风量42m;/min，一用一备。2、压风自救系统沿副斜井铺设直径为159mm(厚度为5mm)的无缝钢管主管路，支管为直径75mm(厚度为3.5mm)的无缝钢管。风压、风量满足工作面与矿井安全生产需要。12022上、下付巷压风管路：地面空压机房副斜井12022上、下付巷。3、管路要求(1)、管路规格：压风自救支管路为直径753.5mm无缝钢管。(2)、管

41、路敷设结实平直，接头严密不漏风，气源接口处要有总阀门，便于压风自救的维护。(3)、必须在管路上设置水别离器(小风包)，保证供风清洁，防止自救袋喷头堵塞。4、自救袋安装(1)、12022上、下付巷每隔50m设置一个三通阀门，并安装一组压风自救袋，每组安装的数量不得少于58个，每个压风自救袋需风量0.1m3/min。(2)、压风自救袋要安本文来自: 中国煤矿安全生产网 (.mkaq.org) 详细出处参考：.mkaq.org/html/2012/04/12/124958_8.shtml装在地点宽敞、支护良好、没有杂物堆积的人行道侧，人行道宽要保持在0.8m以上。(3)、自救袋的安装高度按距底板1.

42、21.3m，便于现场人员自救应用。5、系统调试压风自救管路接好后，在自救袋安装前要进展通气试验，在管路低洼处安装防水阀门，并将管路的杂质与锈蚀粉末吹出，并测量供风量。自救袋装好后，由安装人员逐个检查，保证使用性能。6、使用管理(1)、使用单位指定专人每天对管路、自救袋进展检查，与时处理管路和自救袋存在的漏气、堵塞等问题，保证压风自救系统处于完好状态。(2)、压风自救系统的气源总阀门必须处于常开状态，无特殊情况严禁关闭。(3)、使用单位要加强职工培训，现场每个施工人员必须熟练掌握压风自救装置的使用方法。(4)、通风安全科要认真监视检查压风自救系统的安装和日常管理工作。3.8 工作面安全监测监控系

43、统本工作面为复采煤，为低瓦斯工作面，煤层属不易自燃煤层，煤尘有爆炸危险性。为了提高煤矿安全生产保障能力，准确了解工作面环境状况，防止安全事故的发生，利用矿井KJ95N型煤矿安全生产监测监控系统。该系统由地面中心站、井上、下分站、电源箱与矿用传感器和矿用安全生产监测软件组成。系统配备主机两台，一备一用。另外配备打印机和UPS备用电源2台。监控系统的电源采用双电源，引自地面变电所低压开关柜，以保证系统供电的可靠性。工作面传感器电缆选用MHYBVR型号矿用聚乙烯绝缘、镀锌钢丝编织铠装聚氯乙烯护套信号软电缆。所选用的监测设备为本质安全型产品。监测系统利用2号分站，对12022局部扇风机的开停、采、掘工

44、作面瓦斯、上下付巷风门的开关工作状态进展采集处理，并对瓦斯超限进展报警、断电控制。设计工作面下付巷安装1台瓦斯传感器，上付巷安装3台瓦斯传感器。传感器悬挂地点分别是： T1瓦斯传感器悬挂在下付巷距工作面下安全出口515mX围内，T2传感器悬挂在工作面上隅角，T3传感器悬挂在距工作面510mX围内，T4传感器悬挂在工作面上付巷距回风联巷口向后515mX围内。均距巷道顶部不大于300mm、距帮不小于200mm处。断电X围：该工作面X围内和回风巷道中的一切非本质安全型电器设备电源。T1瓦斯报警浓度：CH40.5%T1瓦斯断电浓度：CH40.5%T1复电浓度：CH40.5%T1、T2、T3瓦斯报警浓度

45、：CH40.8%T1、T2、T3瓦斯断电浓度：CH40.8%T1、T2、T3复电浓度：CH40.8%监控分站的电源取自井下中央变电所。12022工作面上付巷测风站设置风速传感器(V)一台，甲烷传感器(T4 )处同时设置一氧化碳传感器(CO)，上、下付巷风门处设置风门开停传感器。3.9 防灭火系统3.9.1 防灭火管路系统：利用洒水降尘管路地面副斜井12042回采工作面上、下付巷。3.9.2 防灭火管理制度1、井下各种电器设备要消灭失爆现象，杜绝各种火源，防止火灾发生。2、设备加强检修，减少自身摩擦，当温度超限时停止运行。3、工作面下隅角老塘垮落不充分时，必须用编织煤袋围实或采用风布将漏风处挡严

46、。4、任何人发现井下火灾时，应视火灾性质、灾区通风和瓦斯情况，立即采取一切可能的方法直接灭火，控制火势，并迅速报告调度室。调度室在接到井下火灾报告后，应立即按灭火预防和处理计划通知有关人员组织抢救灾区人员和实施灭火工作。5、值班调度和在现场的区、队、班组长应依照灾害预防和处理计划的规定，将所有可能受火灾威胁地区中的人员撤离，并组织人员灭火。6、电气设备着火时，应首先切断其电源;在切断电源前，只准使用不导电的灭火器材进展灭火。7、抢救人员和灭火过程中，必须指定专人检查瓦斯、一氧化碳、煤尘、其它有害气体和风向、风量的变化，还必须制定防止瓦斯、煤尘爆炸和人员中毒的安全措施。4 工作面生产能力;，工作

47、面回采率为95%。工作面循环产量为：80195%=114吨工作面日产量为：1143=342吨(每天三个循环)工作面月产量为：34226=8890吨(每月生产天数按26天计算)5 采煤工艺与设备选型5.1 采煤方法根据本工作面煤层赋存条件与地质构造情况，结合我矿现有技术条件，采用走向长壁后退式采煤方法，全部垮落法管理顶板。如果工作面煤层稳定采用手镐落煤，需要破底或有夹矸时爆破落煤。本文来自: 中国煤矿安全生产网 (.mkaq.org) 详细出处参考：.mkaq.org/html/2012/04/12/124958_9.shtml5.2 工艺流程工艺过程：注水打眼装药放炮检查处理移主梁攉煤刷帮站柱

48、移副梁摘柱推移刮板输送机站中排柱(移一节站一节)试运行1、该工作面为复采工作面，根据上下付巷、切巷掘进情况与12042工作面回采情况分析，工作面煤体湿润，回采过程中很少产生煤尘。如果局部煤体枯燥，工作面采用煤壁浅孔动压注水方式来降低煤尘，具体要求如下：(1)、注水方法打注水孔：采用ZQSJ-65/2.3手持式风钻，421000mm的钻杆。注水孔设计：上、下巷20mX围内每隔3m布置1个注水孔，呈单排布置，深度15m;在工作面中部40mX围内，每隔5m布置1个注水孔;注水孔呈单排布置，深度10m，控制煤壁上半部煤层。开孔位置为巷顶以下0.5m,钻孔方位垂直煤墙，倾角为50。每打一循环注水钻孔，工

49、作面可推进5m，留5m以上注水钻孔超前距;如果煤层厚度低于1.3m，工作面不再注水。注水孔封堵：注水孔封堵采用FKSY20/381200mm水力膨胀式封孔器封孔，封孔深度不小于1.5m，封孔器与高压管连接销子口向下，防止封孔器因销子脱落遗留在注水孔内。煤层注水：用快速接头使封口器与高压胶管连接，注水压力控制在2.5Mpa5Mpa以内。注水时间以煤墙挂汗、梁头滴水、相邻注水孔出水为宜。(2)、须知事项：打眼工必须严格按照操作规程执行。打眼前必须先检查工作地点的帮顶是否完好。注水时严禁人员正对注水孔。、第一个注水眼与两巷保持5m间距，在对其注水时，必须严格观察上、下付巷替棚支架有无变化。否如此，必

50、须加固支架后再进展注水。、工作面爆破前，将炮眼附近注水孔用煤粉等封孔。严禁将注水孔作为炮眼装药爆破。12022工作面注水孔剖面图12022工作面注水孔布置图2、打眼、装药工作面生产前，跟班队长与班长负责处理采面不安全隐患，然后工作人员进展首次回柱。即：将每眼场每棚主梁老塘柱回出，并支设在副梁的中间，与主梁的中间柱站齐，同时，检查工作地点附近20mX围内瓦斯浓度，在瓦斯浓度不超限的情况下，严格按要求开始工作面打眼、装药等各项工作。3、爆破1)、爆破器材的选用：选用MFB-100型起爆器，最大起爆能力100发，另选用导通欧姆表来检验爆破线路的导通情况。选用安全等级为矿用三级水胶乳化炸药。选用煤矿许

51、用毫秒电雷管，桥丝为镍铬丝,铁丝脚线,电阻一般为5-6。2)、炮眼布置和装药量、工作面采高1.8m，采用“双排三花眼布置炮眼，顶眼间距2.4m，距顶板0.4m，眼深1m;底眼间距2.4m，距底0.3m，眼深1.2m。详见炮眼布置图。(2)、联线方式：联炮必须采用串联，不得并联或混联，起爆顺序自下而上底顶眼依次起爆。(其联线方式见如下图)2 4 6 81 3 5 7(3)、起爆长度与装药量：起爆长度一般为6m(10棚8眼)。均采用正向装药(见正向装药结构示意图)，顶眼一般药量150g，底眼一般药量300g。说明：每眼装药量由班组长和放炮员根据工作面顶、底板情况，煤质软硬与地质构造情况适当增减。如

52、果煤质硬或打底，要根据具体情况制定专项安全技术措施。正向装药示意图1 2 3 4 51、雷管脚线 2、炮泥 3、雷管 4、药卷 5、聚能穴爆破参数与材料消耗表按每1爆破参数与材料消耗表4、检查处理放炮后，检查支护情况，发现支柱歪旋等问题，要与时处理，待问题处理完毕，方可进展其他工作。5、装运煤爆破自装一局部煤，其余采用人工装煤。煤的运输：工作面使用一部SGW-420/40x(150t/h)型可弯曲刮板运输机，下付巷采用一部SGW-420/40x刮板运输机和一部SD-650型胶带输送机，经过皮带下山胶带输送机至主井煤仓再经箕斗提升至地面。6、移主梁、护顶、攉煤放炮后，要与时攉煤、刷帮、挑顶，挑顶

53、掏梁窝长度达到1m时，两人配合开始移主梁护顶。移主梁前，要将主梁的防倒链换到副梁上，卡紧卡牢，提前准备好注液枪。移主梁时，采煤工落主梁煤墙支柱至适宜位置(200左右)，同时由攉煤工落主梁中排柱至适当位置(200左右)，落支柱时，两人要相互配合好，扶稳支柱和顶梁，然后采煤工两手托起顶梁，攉煤工肩抬顶梁，两人一起迅速将顶梁向煤壁移动，主梁移到位置后，与时荆笆、椽子进展护顶，顶护好后，迅速升紧煤墙、中排巷支柱，并重新拴好防倒链。然后攉煤。此时工作面形成最大控顶距3.4m。7、移副梁放顶当工作面全部采通或分段采通后，即可把错后的副梁前移，移副梁前，须先把副梁老塘柱回出，站到主梁煤墙侧，副梁前移后，原来

54、副梁的煤墙柱仍站到副梁煤墙侧。放顶应由下向上逐棚进展。作业前先检查安全情况，要求支架不歪不旋，放顶退路畅通，在安全的情况下方可作业。副梁前移与主梁并成对棚后，煤壁片帮或有片帮危险时，必须与时用椽子、荆笆进展蔽帮。此时，采面刮板运输机在老塘侧，工作面形成最小控顶距2.4m。8、移刮板运输机(1)采面副梁移到位后，工作面浮煤、杂物去除干净，然后开始移刮板运输机。(2)移刮板运输机必须从机头或从机尾进展，严禁从中间往两头移或从两头往中间移，边移刮板运输机边摘中排柱，不准提前摘中排柱，移溜摘柱距离不大于30棚，移刮板运输机后，要与时将柱站好，并穿齐穿正柱鞋。移刮板运输机要做到平、直、稳、正、牢，与煤壁

55、保持0.2m间距。工作面移刮板运输机打弯处不准低于15m，这15m中排支柱随弯移刮板运输机站柱，支柱在煤墙侧距溜子小于0.1m，三用阀手把一致且支柱迎山有力。移刮板运输机后与时打上机头、机尾压(戗)柱，盖好机尾盖板。(3)工作面移机头、机尾时，采面刮板运输机必须停机，机头(机尾)移过后在安全条件下开机。9、采空区处理采用全部垮落法处理采空区，要求冒落高度普遍大于1.5倍的采高，当采空区冒落不充分(面积超过25m2)时，采用在舍帮加木垛或打叉子棚加固支护，并在舍帮加密集柱进展切顶。如果采取措施后，顶板仍然不垮落，必须进展强制放顶，并制定专项安全技术措施。5.3 工作面设备布置工作面回采时采用爆破落煤，人工装煤，采用40T刮板输送机运煤。回采工作面顺槽运输设备，选用一台可弯曲刮板机和一台胶带输送机，配合使用运送煤炭。此设备使用方便，管理简单，安全可靠。5.4 循环作业方式工作面自下向上，按照回采工艺流程进展循环作业。6 劳动组织与人员配备、正规循环作业与工作面主要经济技术指标6.1 劳动组织根据工作面需要进展人员组织，劳动组织采用专业工种