谢桥煤矿1242工作面设计说明书(日产1.5万吨).doc

谢桥煤矿1242（3）工作面设计说明书淮南矿业集团谢桥煤矿二o一二年十一月目 录第一章 工作面概况1一、工作面范围及邻近开采情况1二、对应地表情况1三、煤层赋存及顶底板情况1四、地质构造2五、水文地质2六、影响工作面采掘的其他因素3第二章 巷道布置4一、巷道布置4二、巷道支护设计5第三章 采煤方法11一、工作面参数及储量11二、采煤方法11三、工程排队及工期安排11四、生产能力11第四章 设备选型与配套13一、液压支架选型13二、采煤机选型14三、刮板机选型14四、转载机14五、顺槽皮带机15六、破碎机15七、乳化泵选型15八、绳牵引卡轨车16九、其它设备选型16第五章 生产系统17一、运煤系统17二、进料系统17三、供水系统17四、供风系统18第六章 瓦斯治理设计19一、瓦斯涌出量预计19二、1242（3）工作面瓦斯治理设计21第七章 通风设计22一、掘进通风设计22二、回采通风设计24第八章 瓦斯抽采设计27一、抽采方法27二、 抽采工艺27三、抽采系统27四、瓦斯泵选型29第九章 防突设计32一、区域综合防突措施32二、掘进工作面防突措施33三、回采工作面防突措施33第十章 防火设计34一、灌浆防灭火34二、注氮防灭火35第十一章 监控设计38一、掘进期间38二、回采期间38第十二章 防治水设计40一、涌水量预计40二、排水管路设计40三、排水设备41四、排水路线41第十三章 供电设计42一、采煤工作面供电设计42二、掘进供电设计53第十四章 降温设计58一、工作面气温预计58二、工作面需冷量58三、工作面制冷降温方案58第十五章 主要技术经济指标61一、采煤工效率61二、工作面采煤成本费用61第十六章 主要安全技术措施62一、防治瓦斯62二、防治粉尘63三、顶板管理64四、预防机电运输事故措施67五、防治水69第十七章 避灾路线71一、避瓦斯、煤尘、火灾及煤与瓦斯突出灾害路线71二、避水灾路线71第一章 工作面概况一、工作面范围及邻近开采情况1242（3）工作面位于西翼c组采区西翼13-1煤层四阶段，东起西翼c组采区下山，西至f5-1边界断层，北邻1232(3)运输顺槽，南至13-1煤-650m底板等高线，工作面标高-651-551m。上阶段1232（3）工作面于2011年1月收作，下覆11-2煤层1242（1）工作面于2007年4月收作，1252（1）工作面于2011年8月收作。二、对应地表情况对应地面标高+19.1+26.4m，为塌陷区、谢展河、光辉河、济河、颍利路、济河闸、王夏窑厂、化中窑厂以及诚信铸造有限责任公司。三、煤层赋存及顶底板情况（一）煤层赋存情况本面13-1煤为黑色,块状片状,半亮型煤，煤层稳定，局部有起伏，煤厚2.7m6.0m，均厚4.8m。其中：小于4.0m煤厚占工作面总面积2.8%，大于等于4.0m小于4.5m煤厚占6.7%，大于等于4.5m小于5.0m煤厚占63.9%，大于等于5.0m小于5.5m煤厚占25.4%，大于等于5.5m小于6.0m煤厚占1.2%。煤层结构为3.7（0.3）0.8m，倾角1116，平均倾角14。煤层下部普遍发育一层0.25m0.45m厚的泥岩夹矸，夹矸均厚0.3m。（二）顶底板岩性煤层直接顶板为泥岩和13-2煤层组成的复合顶板，厚1.26.0m，均厚3.6m。其中泥岩为深灰色,块状,参差状断口,含植物化石碎片，厚0.7m5.7m；13-2煤为黑色，半暗型，夹泥岩夹矸，局部分叉为两层煤线，厚0.17m0.65m。老顶为细砂岩，厚1.811.5m，均厚3.8m，灰色，层状，局部夹中砂岩条带。直接底为泥岩和12煤, 厚0.85.5m,均厚4.5m，其中泥岩为灰褐色,质纯,性脆,含植物化石碎片，厚0.85.1m,均厚4.1m；12煤为黑色，块状，局部为炭质泥岩，煤厚0m0.8m，均厚0.4m。老底为细砂岩，厚1.54.9m,均厚3.2m，灰白色，层状，以石英为主，长石及云母次之，泥硅质胶结，局部裂隙充填方解石。四、地质构造根据三维地震、1232（3）工作面实际揭露地质资料分析，影响工作面布置和采掘的断层有10条，均为正断层。其中落差小于3m断层1条，落差3m5m的断层5条，落差大于5m的断层4条。断层情况参数见表1.1。表1.1 1242（3）工作面断层一览表构造名称走向（）倾向（）倾（伏）角（）性质落差（m）对采掘的影响程度fs213901000106070正6大fs21527029018020065正3较大fs219175855560正3较大fs20527018070正3较大fs20632023070正4较大fs2473063502162606070正2.67.4大f1.21.6较小fg119010050正3较大f6403105065正1422采区断层f5-1202905570正大于30西边界断层五、水文地质工作面采掘期间主要充水因素为：顶板砂岩裂隙水、上阶段1232（3）工作面采空区积水、钻孔水。（一）顶板砂岩裂隙水13-1煤层老顶为细砂岩，局部含砂岩裂隙水，与其它含水层无直接水力联系，属静储量消耗型。水源均为13-1煤层顶板砂岩裂隙水。上阶段1232（3）工作面回采时发生过2次出水，最大涌水量20m3/h。（二）老空水上阶段1232（3）工作面已回采完毕，受顶板砂岩裂隙水和灌浆水等充水因素的影响，采空区内有大量积水，预计积水量12889.8m3，最大水压0.073mpa。（三）钻孔水工作面采掘影响到的钻孔有1711，d13-1，1242（1）瓦抽孔1、瓦抽孔2、瓦抽孔3、瓦抽孔4、瓦抽孔5，1252（1）瓦抽孔1#、瓦抽孔2#、瓦抽孔3#，补2，九-十2，g4，补5，九1，检2，d12-1和d2孔等18个地面钻孔。其中，上顺槽掘进过d13-1，1711孔；中部顺槽掘进过补5，九-十2，补2孔；下顺槽过g4，d12-1孔；切眼过1242（1）瓦抽1#孔，1252（1）瓦抽1#孔。各钻孔均已注浆封孔，且在1232（3）、1242（1）和1252（1）工作面回采时验证不导水。六、影响工作面采掘的其他因素（一）瓦斯：原始瓦斯含量5.76m3/t，残余瓦瓦斯含量2.95m3/t。（二）煤的自燃：13-1煤层自燃倾向性为自燃很易自燃，自燃倾向性等级为级。（三）煤尘：具爆炸危险性。（四）地温： 25.333.6。（五）地压：工作面切眼处于1242（1）、1252（1）切眼应力集中区,走向影响长39m，倾向长392m；收作线附近处于1242（1）、1252（1）收作应力集中区，走向影响长163m，倾向长392m；中部有1242（1）跳采段，受采动影响形成应力集中区，走向影响长220m，倾向长201m。（六）矿井已施工的石门揭煤及煤巷掘进过程中均未发生煤与瓦斯突出现象。（七）煤的破坏类型为级。第二章 巷道布置一、巷道布置谢桥煤矿西一c组采区西翼采用开采11-2煤层保护13-1煤层的区域防突措施,目前11-2煤层下限已开采至-738m标高（一水平回采下限标高-720m），对应13-1煤层被保护至-660m标高。现西一c组采区西翼13-1煤层-550m标高以浅部分均已回采完毕，被保护区域剩余部分倾斜长为417m。原设计将此区域分成两个块段进行开采，即1242（3）、1252（3）工作面，其中1242（3）工作面原设计面长207m，其上顺槽、顶板抽采巷、下顺槽车场（调整后为拆架联巷车场）均已开工，截止9月底，顶板抽采巷已施工1205m，下顺槽车场正在揭煤，上顺槽已施工392m。为落实技术经济一体化理念，计划对西一c组采区西翼13-1煤层被保护区域进行整装实验开采，考虑到现有的开采技术水平，调整后的1242（3）工作面面长360m，其工作面巷道布置如下：（一）上顺槽平行于1232（3）工作面下顺槽布置，阶段煤柱为平距8.1m,该巷道作为工作面进料、安装拆除通道及回采工作面东段期间的回风巷道。上顺槽跟煤层顶板施工，为保证齿轨卡轨车运输安全，巷道起伏坡度应不大于10。（二）工作面下顺槽平行上顺槽布置，作为工作面的出煤及回采期间的进风巷道，为机轨合一布置，皮带在上帮，轨道在下帮。下顺槽跟煤层顶板施工，为保证皮带及辅助运输，巷道的起伏坡度应不大于10。（三）开切眼布置在f5-1断层东侧70m处，与下顺槽夹角93，切眼跟煤层顶板施工。（四）在下顺槽与-720m胶带机转载巷之间布置采区煤仓，形成下顺槽掘进及工作面回采的出煤通道。（五）在西翼c组13-1煤层轨道下山布置下顺槽车场，用于辅助运输、进风。车场与西翼c组13-1煤层回风上山之间布置回风联巷，形成下顺槽掘进回风通道。（六）因本面面长较长，为解决工作面拆除时间长造成的防火问题，计划继续施工原下顺槽车场作为工作面的中部拆架联巷。（七）因工作面下顺槽车场工程量大，为保证工作面的投产工期，设计从中部拆架联巷施工下顺槽施工联巷，提前施工下顺槽，同时利用该巷对工作面收作线附近未保护区域煤层进行消突。在中部拆架联巷与西翼c组13-1煤层回风上山之间布置回风联巷，形成下顺槽掘进期间回风通道。（八）中部拆架联巷通过溜煤立眼与-610m-720m西翼皮带下山联系，形成下顺槽前期掘进运煤系统。（九）本工作面中部发育有fs247断层，落差h=2.67.4m，为保证回采期间顺利通过该断层，在断层下盘沿断层面布置一条辅助煤上山，通过煤上山对加固断层上、下盘附近的煤层顶板进行加固，同时该巷道用于解决顺槽长距离掘进通风、供电及监控等问题。（十）延伸11-24煤底板回风石门与1242（3）上顺槽贯通，形成回采工作面西段期间的回风巷道。（十一）为解决工作面回采期间的瓦斯问题，在13-1煤层顶板布置一条顶板抽采巷，该巷内错上顺槽45m，与13-1煤层顶板垂距3040m，走向平行于上顺槽，净断面14.2m2。（十二） 工程量表2.1 工作面主要巷道参数表巷道名称长度（m）断面（m）岩类别支护形式上顺槽3085b=5.7煤锚网(索)下顺槽3040b=5.2煤锚网(索)开切眼360b=8.8煤锚网(索)辅助煤上山381b=5.0煤锚网(索)下顺槽施工联巷158b=5.2煤锚网(索)下顺槽车场350b=5.0岩锚网喷/架棚中部拆架联巷340b=5.0岩、煤锚网喷/架棚顶板抽采巷3205b=4.4岩锚网(索)1242(3) 上顺槽中部回风联巷252b=5.0岩锚网喷/架棚煤仓89d=3.0岩浇筑合计设计总工程量14130m，其中岩巷4142m，煤巷9988m。二、巷道支护设计1242(3)工作面需要锚杆支护设计的煤巷有上顺槽、中部拆架联巷（煤巷段）、下顺槽、辅助煤上山、下顺槽施工联巷和切眼（含扩面）。其中上顺槽为沿空掘进，其余各巷道均为实体巷道，根据该面生产地质条件和服务要求，参考以往13-1煤层锚杆支护设计经验，根据工程类比法，对本面锚杆支护参数设计如下：（一）支护参数设计1、1242（3）上顺槽锚杆支护参数巷道断面形状为直墙斜顶矩形，其断面尺寸净宽净高(中)为5.73.2m，巷道顶板采用7根222500mm锚杆、4800mm 长的5钢带与1.2m长的m5钢带搭接、62001100mm的8#菱形金属网联合支护，锚杆间排距900900mm；上帮采用3.6m长的5孔锚索梁，孔间距为820mm，配合38001100mm的8#菱形金属网，由上向下1、3、5孔采用3根202000mm等强锚杆支护，2、4孔采用2根224300mm的普通锚索或中空注浆锚索支护，锚索梁排距为900mm；下帮采用2.3m长的4孔锚索梁，孔间距为670mm，配合26001100mm的8#菱形金属网，1、4孔采用2根202000mm等强锚杆支护，2、3孔采用224300mm的普通锚索或中空注浆锚索支护，锚索梁排距900mm。巷道顶板锚索按“555”形式布置，锚索规格226200mm，每排锚索配一根161804800mm锚索梁，锚索间排距1100900mm。2、1242（3）下顺槽及施工联巷锚杆支护参数2.1 下顺槽锚杆支护参数下顺槽断面形状为直墙斜顶矩形，其断面尺寸净宽净高(中)为5.73.2m，顺槽顶板采用4.8m长的m5型钢带与1.2m的m5钢带搭接，62001200mm的8#菱形金属网和7根222500mm等强锚杆支护，锚杆间排距900900mm。高帮采用3.6m长的m3钢带，配合40001200mm的8#菱形金属网和5根202000mm的等强锚杆支护，锚杆间排距820900mm；低帮采用2.3m长的m3钢带，配合28001200mm的8#菱形金属网和根202000mm等强锚杆支护，锚杆间排距670900mm。巷道顶板锚索按333型式布置，锚索规格226200mm,每排锚索配一根161802800mm锚索梁，锚索间排距1200900mm。2.2 下顺槽施工联巷锚杆支护参数下顺槽施工联巷断面为直墙矩形，其断面尺寸净宽中高为5.03.2m。顶板采用4.8m长的m5型钢带，配合54001200mm的8#菱形金属网和6根222500mm等强锚杆支护，锚杆间排距900900mm，每根锚杆配2卷z2360型锚固剂；两帮均采用2.8m长的m3钢带，配合36001200mm的8#菱形金属网和4根202000mm的等强锚杆支护，锚杆间排距850900mm，每根锚杆配1卷z2360型锚固剂。顶板锚索按333型式布置，锚索规格226200mm,每排锚索配一根161802800mm锚索梁，锚索间排距1200900mm，每根锚索配3卷z2360型锚固剂。3、中部拆架联巷（煤巷段）锚杆支护参数中部拆架联巷形状为直墙斜顶矩形，其断面尺寸净宽中高为5.03.2m。顶板采用4.8m长的m5型钢带，配合54001200mm的8#菱形金属网和6根222500mm等强锚杆支护，锚杆间排距900900mm，每根锚杆配2卷z2360型锚固剂；高帮采用3.6m长的m3钢带，配合40001200mm的8#菱形金属网和5根202000mm的等强锚杆支护，锚杆间排距820900mm；低帮采用2.3m长的m3钢带，配合28001200mm的8#菱形金属网和根202000mm等强锚杆支护，锚杆间排距670900mm，每根锚杆配1卷z2360型锚固剂。顶板锚索按333型式布置，锚索规格226200mm,每排锚索配一根161802800mm锚索梁，锚索间排距1200900mm，每根锚索配3卷z2360型锚固剂。4、1242（3）辅助煤上山巷锚杆支护参数巷道断面形状为直墙矩形，其断面尺寸净宽净高（中）为5.03.2m，顶板采用6根222500mm锚杆配合4800mm 5钢带、54001100mm金属网联合支护，锚杆间排距920900mm；两帮均采用4根202000mm锚杆配合3000mm 3钢带、30001100mm金属网联合支护，锚杆间排距为850900mm。在巷道顶板按“3333”型式，即锚索的间排距1200900mm，布置226200mm锚索。每排锚索都必须配锚索梁，锚索梁为280018012mm锚索梁，锚索梁上的锚索孔下面配80mm200mm16mm钢垫片。5、1242（3）切眼导硐锚杆支护设计参数断面形状为直墙矩形，其断面尺寸：净宽中高5.0m3.2m。切眼导硐顶板采用6根222500mm锚杆配合4800mm 5钢带、54001100mm金属网联合支护，锚杆间排距920900mm；老塘帮采用4根202000mm锚杆配合2900mm 3钢带、30001100mm金属网联合支护，锚杆间排距850900mm；扩面帮采用3根201200mm锚杆配合2500mm 皮带条、25001100mm金属网联合支护，锚杆间排距1100900mm。在巷道顶板按“3333”型式，即锚索的间排距1200900mm，布置226200mm锚索。每排锚索都必须配锚索梁，锚索梁为280018012mm锚索梁，锚索梁上的锚索孔下面配80mm200mm16mm钢垫片。切眼导硐施工时在切眼老塘帮偏向扩面侧2700mm处施工一排一梁四柱首尾相接工字钢单体挑棚，随扩随挑。6、1242（3）切眼扩面锚杆支护设计参数断面形状为直墙矩形，其断面尺寸：净宽中高3.8m3.2m。切眼扩面巷道顶板采用5根222500mm锚杆配合3900mm 5钢带、43001100mm金属网联合支护，锚杆间排距900900mm；扩面帮采用4根202000mm锚杆配合2900mm 3钢带、31001100mm金属网联合支护，锚杆间排距850900mm；在巷道顶板按“3333”型式，即锚索的间排距1200900mm，布置226200mm锚索。每排锚索都必须配锚索梁，锚索梁为280018012mm锚索梁，锚索梁上的锚索孔下面配80mm200mm16mm钢垫片。扩面前在切眼老塘帮偏向扩面侧3500mm、4200mm处，各施工一排一梁四柱首尾相接的单体工字钢挑棚。扩面时在距扩后煤壁帮2700mm、3600mm处，各施工一排一梁四柱首尾相接的单体工字钢挑棚，随扩随挑，即够一棚距离时及时施工挑棚。（二）支护材料强度及确定依据1、锚固参数及确定依据由于锚杆眼孔径选定28mm和锚杆直径22、20mm，根据 “三径”匹配的关系和锚固力要求，参考锚固剂性能、锚杆和岩体力学性能以及锚固段长度与锚固力关系，选用z2360型锚固剂，采用加长锚固方式，顶板每根锚杆使用2支z2360锚固剂，帮部每根锚杆使用1支z2360锚固剂，帮部每根锚索使用2支z2360锚固剂。根据1242（3）工作面地质条件，顶板采用226200mm锚索支护，上顺槽、中部拆架联巷帮部采用224300mm的普通锚索或中空锚索支护。根据锚索眼孔径28mm、锚索直径22mm及锚固剂的性能，结合“三径”匹配关系，参考锚固剂性能、锚索和岩体力学性能以及锚固段长度与锚固力关系，选用z2360锚固剂，采用加长锚固方式，顶板锚索眼使用3支z2360型锚固剂，帮部锚索眼使用2支z2360型锚固剂。2、支护材料强度上顺槽、中部拆架联巷、下顺槽及施工联巷、辅助煤上山、切眼导硐及切眼扩面，顶板锚杆规格222500mm，帮部锚杆规格为202500mm、202000mm和201200mm，锚杆材质为mg400，相当于4级建筑螺纹钢，其屈服强度不小400mpa，抗拉强度不小于570mpa，延伸率不小于18%。锚索材料为22mm，119股高强度低松弛预应力钢绞线，极限破断拉力为607kn，延伸率7%左右。顺槽、辅助煤上山采用8#铁丝编制的菱形金属网，切眼倒硐及扩面采用12#铁丝编制的菱形金属网。金属网的钢丝抗拉强度450mpa，伸长率12%，强度降低率10%。m5、m3钢带屈服强度为215mpa，抗拉强度为400mpa；m5钢带的屈服载荷为260kn，破断载荷为411kn；m3钢带的屈服载荷为156kn，破断载荷为246.6kn。3、锚杆预紧力矩、锚固力及锚索预紧力、锚固力顶、帮锚杆设计锚固力分别为80kn和60kn，实体巷道预紧力矩设计不低于180n.m，沿空巷道预紧力矩设计不低于200n.m，锚索预紧力设计为100kn，锚固力设计为200kn。第三章 采煤方法一、工作面参数及储量该面可采走向长2920m，倾斜长360m，煤厚2.7m6.0m，平均采高4.8m，煤层容重1.38吨/m3，可采储量696.3万吨，可采出量905.2万吨。二、采煤方法工作面范围内煤层赋存稳定，煤厚2.7m6.0m，均厚4.8m。设计采用大采高走向长壁、顶板自然垮落、后退式综合机械化采煤方法。正常情况下，工作面跟煤层直接顶及直接底回采；若煤层变厚时，工作面跟煤层直接顶回采；若地质条件、煤层发生异常变化，要根据现场实际情况合理调整回采层位。三、工程排队及工期安排本工作面计划安排4支掘进队伍同时施工，队伍及工期安排情况见表3.1。根据工程排队，工作面2014年10月投产。表3.1 1242（3）工作面剩余工程工期安排施工路线巷道名称煤岩别设计工程量（米）2012年9月底剩余工程量（米）月单进（米）竣工日期备注路线一第一顶板抽采巷岩220522001402014.1.15路线二上顺槽煤306226492002013.11.30沿空掘进切眼煤3603601202014.2.28下下山掘进路线三中部拆架联巷岩3402211002012.12.31揭煤、小结构掘进下顺槽煤30203020 2502014.6.30辅助助煤上山煤3813811502013.8.31路线四下顺槽车场岩360360602013.8.31揭煤煤仓岩8989262013.6.30揭煤上顺槽中部回风联巷岩252252752013.12.312014年6月煤巷掘进结束，拆除掘进设备、工作面安装共3个月，2014年10月工作面投产。四、生产能力（一）工作制度年工作日为330天，工作制度为“三八”制，采用两班采煤，一班检修准备的劳动组织形式。（二）生产能力工作面采高为4.8m，每天7个循环，循环进尺0.8m，回采率为93%，正规循环率为90%，涨产系数1.3。工作面日产量：70.83604.81.3893%90%1.3=14530(吨)工作面年产量49(万吨)工作面月退尺：70.83090%=151.2(m)（三）服务年限t=2920151.2=19.3（个月）第四章 设备选型与配套一、液压支架选型（一）支架高度谢桥矿13-1煤层为典型的“三软”煤层，1242(3)工作面煤层厚度2.76.0m，平均4.8m，根据矿井现有的支架以及职工操作技能水平，并兼顾到13-1煤层剩余块段支架的通用性,选择支架最大支撑高度为5m左右。（二）支架工作阻力根据矿压理论，工作面顶板的压力强度按68倍采高的上覆岩层的重量近似计算，取8倍采高的上覆岩层的重量计算得出1242(3)工作面顶板压力支护强度，结合支架的支护面积，可得出支架的工作阻力。1、支护强度q=nmv=852.610-3=1.04 mpa式中：q支架的支护强度；n支架载荷相当采高岩重的倍数，一般68，取值8；m采高，这里取最大采高5.0m；v上覆岩层密度，这里取2.6t/m3；2、工作阻力p=qs=1.041067.875=8190n式中：p支架工作阻力；s支护面积，支架的支护面积s=4.51.75=7.875m2；（三）支架选型根据以上计算，为确保支架具有较好的稳定性，并考虑矿井安全运输实际条件，选用中心距1.75m、zz13000/28/65d型电液控支架(四柱式)，支架采用两级护帮结构。该支架主要参数如下：型式： 支持掩护式电液控支架支撑高度： 2.86.5m中心距： 1.75m工作阻力： 13000kn二、采煤机选型类比1311（3）、1161（3）工作面煤机使用情况，考虑煤机通用化、系列化要求，选用7ls6型给出主要技术参数如下：采高： 5500mm煤层硬度： 硬或中硬适应倾角： 30截深： 800mm摆角： 上摆39,下摆14截割功率： 2750kw供电电压： 3.3kv牵引速度： 030.5m/min喷雾方式： 内喷雾三、刮板机选型类比1311（3）、1161（3）工作面刮板机使用情况，考虑井下供电具体情况，选用sgz1000/3*1000型刮板机，配置阀控式液力耦合器，以确保刮板机能正常启动。主要技术参数如下：输送能力： 2500t/h链速： 1.4m/s设计长度： 400m装机功率： 31000kw刮板链型式： 中双链四、转载机采用槽宽1000mm、运量可达3000t/h的sgz1000/525型转载机，主要技术参数如下：输送量： 3000t/h设计长度： 60m装机功率： 525kw链速：1.95m/s 刮板链型式：中双链链条规格： 38137mm爬坡角度： 10与皮带机有效搭接长度：12m五、顺槽皮带机类比1161（3）、1232（1）工作面顺槽皮带机使用情况，选用dsj120/200/4*355型伸缩带式输送机，主要技术参数如下：输送量： 2000t/h带速： 4m/s带宽： 1200mm电机功率： 4*355kw最大输送长度： 3100m六、破碎机选用pcm250型锤式破碎机，主要技术参数如下：破碎能力： 3000t/h最大输入块度：800800mm出料粒度： 200mm电动机功率：250kw破碎锤头数：8七、乳化泵选型选用brw400/31.5型乳化泵,主要技术参数如下 :公称压力: 31.5mpa流量: 400l/min电机功率: 250kw八、绳牵引卡轨车上、下顺槽各选用1部绳牵引卡轨车，实现长距离、大坡度运输，其技术参数如下 :牵引力: 110kn 钢丝绳规格: 28（619） 适用倾角： 25 绳速： 0-3m/s九、其它设备选型 主要设备及电缆选型详见表4.1。表4.1 1242（3）工作面主要设备及电缆选型序号设备名称型号说明数量1液压支架zz13000/28/65d支架（电液控）235架2采煤机7ls6型13工作面运输机sgz1000/3*100014转载机szz1000/52515破碎机pcm25016乳化泵brw400/31.5x4a6台7乳化泵brw80/3.152台8喷雾泵bpw315/10k2台9顺槽皮带机dsj120/200/4*355110绳牵引卡轨车211移动变电站kbsgzy4000/6/3.3312移动变电站kbsgzy1600/6/1.14313移动变电站kbsgzy630/6/0.69214电缆（6kv）myptj3956100m15电缆（6kv）myptj31204000m16电缆（6kv）myptj315010000m17电缆（3.3kv）mypt-1.9/3.3-3*150+3*70/3100m18电缆（3.3kv）mypt-1.9/3.3-3*120+3*50/31200m19电缆（3.3kv）mcpt1.9/3.3kv-3*150+1*70+4*10550m20电缆（3.3kv）mypt-1.9/3.3-3*95+3*50/3100m21电缆（3.3kv）myp-1.9/3.3-3*35+3*16/3300m第五章 生产系统一、运煤系统工作面刮板运输机转载机下顺槽皮带机煤仓-720m西翼胶带机转载巷皮带机-720m-815m轨道下山皮带机-720m-815m轨道下山下平段皮带机煤仓上口皮带机南煤仓箕斗井地面二、进料系统（一）上顺槽进料系统设备、物料副井-610m井底车场-610m西翼轨道石门-610m西翼c组采区联巷1231（3）运输顺槽提料斜巷1232（3）运输顺槽提料斜巷运输联巷1242（3）上顺槽工作面（二）下顺槽进料系统-720m西翼轨道石门采区下部车场西翼c组13-1煤层轨道下山1242（3）下顺槽车场1242（3）下顺槽工作面三、供水系统（一）上顺槽供水路线东风井西翼64煤层底板回风石门-446m底板回风大巷-610m西翼c组轨道上山-610m西翼轨道石门-610m西一号岔1232（3）下顺槽提料斜巷1242（3）上顺槽工作面（二）下顺槽供水路线东风井西一c组回风大巷西一b组回风大巷-610m西一b组轨道石门-610m西翼轨道石门西翼11-2轨道下山-720m西翼轨道石门-720m西一号岔西翼c组13-1煤层轨道下山1242（3）下顺槽工作面上、下顺槽各安装一路清水管，规格为89mm4.5m。在顺槽外口车场处各安设一控制闸阀，规格为dn80、pn64。在顺槽内每隔500m设置一个控制闸阀，每50m设一水拨头，并安装16mm截止阀。四、供风系统（一）上顺槽地面-610m副井西门-610m井底车场-610m西翼轨道石门-610m西一号岔1232（3）下顺槽提料斜巷1242（3）上顺槽工作面（二）下顺槽地面-610m副井西门-610m井底车场清理斜巷-720m井底车场-720m西翼轨道石门-720m西一号岔西翼c组13-1煤层轨道下山1242（3）下顺槽工作面上、下顺槽各安装一路压风管规格为108mm4.5m，在顺槽外口车场处设一控制闸阀，规格为dn100pn10。在顺槽内每隔500m设置一个控制闸阀，每50m及道岔口设一压风拨头，并安装2寸闸阀。第六章 瓦斯治理设计一、瓦斯涌出量预计（一）邻近工作面瓦斯情况1242（3）工作面临近1232（3）、1222（3）w工作面已经回采，其中1222（3）w工作面回采期间平均绝对瓦斯涌出量4.2m3/min, 平均日产8700t，相对瓦斯涌出量0.7m3/t，回采期间采用风排瓦斯；1232（3）工作面正常回采期间平均绝对瓦斯涌出量16m3/min, 平均日产11600t，相对瓦斯涌出量1.98m3/t，回采期间采用顶板抽采巷、老塘埋管等方法抽采瓦斯。（二）保护层预抽情况1、1242（1）工作面1242(1)工作面回采期间平均瓦斯涌出量1525m3/min，采用地面钻井、底板抽采巷及穿层钻孔抽采13-1煤卸压瓦斯，地面钻井和底板抽采巷累计抽采瓦斯纯量1618万m3，预抽率42%。2、1252（1）工作面1252(1)工作面回采期间平均瓦斯涌出量3655m3/min，采用地面钻井、底板抽采巷及穿层钻孔抽采13-1煤卸压瓦斯，地面钻井和底板抽采巷累计抽采瓦斯纯量2277万m3，预抽率43%。（三）1242（3）工作面瓦斯基础参数1、原始瓦斯含量根据瓦斯地质图，矿井13-1煤原始瓦斯含量为1.010.0m3/t，西翼实测不同标高瓦斯压力及含量见表6.1。表6.1 西翼13-1煤层瓦斯压力及含量统计表测定地点瓦斯压力（mpa）/标高(m)瓦斯含量（m3/t）/标高（m）1232（3）上顺槽0.55/-5204.20/-5201232（3）下顺槽0.65/-5504.90/-5501252（3）底板抽采巷1.64/-6206.48/-6201242（3）工作面标高-524m-661m，13-1煤瓦斯含量梯度为80m/m3/t,根据上表实测瓦斯数据计算得1242（3）工作面原始瓦斯含量5.76m3/t。2、残余瓦斯压力及瓦斯含量在1252（3）底板抽采巷向13-1煤被保护区域施工钻孔，测得最大残余瓦斯压力0.4mpa0.74mpa,根据a:吸附常数，试验温度下煤的极限吸附量，m3/t; 取21.0537m3/t；b：吸附常数,mpa-1; 取0.9158mpa-1；p:煤层绝对瓦斯压力，mpa; 取0.4mpa；m:煤的水分，%;取1.98%；a:煤的灰分，%;取16.01%；f:煤的孔隙率，%;取2.88%；k:煤的容重，t/m3; 取1.39t/m3；把数据代入上述公式，计算结果q=2.95m3/t。（四）1242（3）工作面瓦斯涌出量1、瓦斯涌出量预测（1）采用类比法计算根据公式：q=q参+haq已采工作面相对瓦斯涌出量（m3/t）；q参以1232（3）已采工作面为参考工作面，相对瓦斯涌出量为1.98m3/t； h预测工作面与参考工作面标高差（m），取100m；a瓦斯涌出量梯度（m3/t/m），取0.0125。则：q=1.98+1000.0125=3.23 m3/t（2）采用分源法计算根据公式：式中：回采工作面相对瓦斯涌出量（m3/t）；本煤层相对瓦斯涌出量（m3/t）；邻近煤层相对瓦斯涌出量（m3/t）；围岩瓦斯涌出系数，全部垮落法，取1.2；工作面残煤瓦斯涌出系数，=1/c，c为工作面回采率，取93%；掘进巷道预排瓦斯影响系数，为工作面长度；为巷道宽度；x为预排系数，取4；计算得=0.86;不同通风方式的瓦斯涌出系数，本面取1.2；本煤层抽采瓦斯影响系数，本面综合抽采取=1.7采高与本煤层厚度，m；本面一次采全高；残存瓦斯含量，m3/t，一般xc=0.15x0 ，根据1252（3）底板抽采巷实测瓦斯含量计算，xc取2.95m3/t。代入上述计算公式得：4.91m3/t。邻近层瓦斯涌出量按本煤层的10计算，代入计算得：0.49m3/t。则1242（3）工作面回采期间相对瓦斯涌出量为5.4m3/t。2、预测结果1242（3）工作面日产15000t时，预计回采期间绝对瓦斯涌出量为56m3/min,相对瓦斯涌出量为5.4m3/t。二、1242（3）工作面瓦斯治理设计工作面布置上顺槽、下顺槽，下顺槽进风，上顺槽回风。工作面回采期间采用风排、顶板抽采巷、1252（3）底板抽采巷、顶板走向钻孔及上隅角埋管抽采治理工作面瓦斯。第七章 通风设计一、掘进通风设计（一）通风系统1、1242(3)上顺槽新风-610m西翼进风石门1231（3）运输顺槽提料斜巷局扇、风筒1242(3)上顺槽掘进工作面；回风1232(3)下顺槽回风联巷西翼c组下山采区回风上山西翼c组回风石门西风井地面。2、1242(3)下顺槽新风-720m西翼轨道石门西翼c组轨道上山局扇、风筒1242(3)下顺槽掘进工作面；回风1242(3)下顺槽回风联巷西翼c组回风上山西翼c组回风石门西风井地面。3、1242(3)上顺槽中部回风联巷新风-610m西翼进风石门1231（3）运输顺槽提料斜巷局扇、风筒1242(3)上顺槽中部回风联巷掘进工作面回风1242(3)下顺槽回风联巷西翼c组回风上山西翼c组回风石门西风井地面。工作面掘进至上、下顺槽西段时，为降低局部通风阻力，上、下顺槽局扇设置在上、下顺槽内，两个掘进面回风均由上顺槽中部回风联巷回至西风井。（二）风量计算及局扇选型1、工作面需风量计算（1）按人数计算q=4n=430=120（m3/min）式中 n：工作面同时工作最多人数，取30人（2）按瓦斯涌出量计算q=100qk式中 q：掘进工作面瓦斯涌出量。根据1232(3)工作面掘进时的瓦斯涌出量统计，预计1242(3)上顺槽综掘瓦斯涌出量1.6m3/min， 1242(3)下顺槽综掘瓦斯涌出量2.0m3/min。k:掘进工作面瓦斯涌出不均衡的风量系数取1.6；则 q上顺槽=1001.61.6 =256（m3/min）q下顺槽=1002.01.6 = 320（m3/min）2、风速验算 60vminsq60vmaxs 式中 s:掘进巷道净通风断面面积, 1242(3)上、下顺槽均取17m2。 vmin:巷道允许的最小风速，取0.25m/s vmax:巷道允许的最大风速，取4m/s则风速验算：1242(3)上顺槽：255q4080（m3/min）1242(3)下顺槽：255q4080（m3/min）根据以上计算，1242(3)上顺槽综掘进期间工作面配风量不小于256m3/min； 1242(3)下顺槽综掘进期间工作面配风量不小于320m3/min。 3、局扇选型（1）局扇风量计算q局上顺槽=p.q上顺槽=1.20256=307(m3/min)q局下顺槽=p.q下顺槽=1.20320=384(m3/min)式中p:风筒的风量比，取1.20（2）局扇风压计算h=rq局q掘+hv式中r:风筒风阻 hv：风筒出口动压r=alu/s03+nr+/2s02+r0其中a：风筒摩擦阻力系数,取0.00126n.s2/m l：风筒长度，u：风筒断面周长，u=3.14m s。：风筒断面积，s0=0.8m2，n: 风筒接头数r:风筒接头风阻,取0.8n.s2/m；:弯头局部阻力系数,取1.5；:空气密度,取1.2kg/m3；r。：其它局部阻力，取0hv=q掘2/2 s02计算如下：1242(3)上顺槽最远通风距离1850m，则h=3613pa；1242(3)下顺槽最远通风距离1850m，则h=5646pa。根据以上计算结果， 1242(3)上顺槽（包括切眼)综掘时，可以选三台：fbd-7.1245型局扇，一台使用，一台备用；1242(3)下顺槽（包括切眼)在综掘时，可以选两台fbd-7.1245型局扇和两台fbd-6.3230型局扇，两台使用，两台备用。fbd-7.1245局扇技术参数：电机功率：245kw 风量：800500 m3/min全 压：12006800pa fbd-6.3230型局扇技术参数：电机功率：230kw 风量：630420 m3/min全 压：10005800pa 二、回采通风设计（一）通风系统下顺槽进风，工作面上行通风，上顺槽回风。1、进风新风1242（3） 下顺槽工作面；2、回风上顺槽中部回风联巷以西段：回风1242(3)上顺槽1242(3)上顺槽中部回风联巷西翼11-2-4煤底板回风石门西风井地面。上顺槽中部回风联巷以东段：回风1242(3)上顺槽1232(3)下顺槽回风联巷西翼c组回风上山西翼c组回风石门西风井地面。（二）工作面需风量计算1、按人数计算q=4n=4100=400（m3/min）式中n：工作面同时工作最多人数，取100人2、按工作面温度计算q= k60vs ；m3/min式中，k：配风调整系数，采煤工作面空气温度26时对应系数取1.1；v：采煤工作面空气温度26，风速对应2.0m/s；s：采煤工作面平均净通风断面积，取15m2。q=1980m3/min3、按瓦斯涌出量计算q=100kq/c式中，q：工作面绝对瓦斯涌出量，预计1242(3)回采期间日产14530t时，绝对瓦斯涌出量为56m3/min，相对瓦斯涌出量5.4m3/t，其中风排瓦斯量为16m3/min。c：回风流中瓦斯管理浓度，取0.8%k：采