325工作面放顶煤开采设计方案.doc

325工作面放顶煤开采设计方案1 方案设计编制依据、原则及要求1.1 编制依据依据煤业有限公司复采二区采区设计说明书和相邻工作面开采技术资料。1.2 编制原则及要求以保证安全生产为前提，符合煤矿安全规程的有关技术管理规定，最大限度回收煤炭资源，实现矿井安全高效开采。2 方案设计2.1 工作面概况2.1.1 工作面位置、周边关系及开采情况325工作面位于二采区西北部，面积约11800m2，可采储量7.13万吨。工作面边界：北至采面设计停采线，与皮带机巷留设20米保护煤柱，南以F13-3断层保护煤柱为界，东以隔离煤柱为界与324工作面采空区相邻，西邻原3212采空区。工作面上部及四周大部为采空区，工作面标高为：-112-155m。 水平名称-100水平采区名称二采区地面标高（m）+65.35+66.31井下标高（m）-112-143.7m地面的相对位置南距沙河（季节性河流）80m，地表无任何建筑物回采对地面设施的影响目前地表主要为农田，预计本工作面回采对地面影响不大井下位置和相邻关系北至采面设计停采线，与采区皮带机巷留设保护煤柱20米，南以F13-3断层保护煤柱为界，东以隔离煤柱为界与324采空区相邻325面走向长度197m倾斜宽(m)60面积（m2）118002.1.2 地形地物此工作面地面标高+65.35+66.31m，地形平坦，高程差异很小。地表为农田，无任何建筑物。2.1.3 工作面参数、开采技术条件及煤层赋存特征2.1.3.1 工作面参数325工作面平均长度60m，倾斜长度197m，煤层平均厚度5.0m。2.1.3.2 开采技术条件1、瓦斯：2011年瓦斯等级鉴定结果：绝对瓦斯涌出量为0.89 m3/min，相对瓦斯涌出量为3.06m3/t，矿井绝对二氧化碳涌出量为2.29 m3/min，相对二氧化碳涌出量为7.87 m3/t。2、煤尘：2012年6月27日经煤炭科学研究总院沈阳研究院煤尘爆炸性鉴定报告知,我矿现开采的3煤层具有爆炸性，爆炸指数34.42%；3、煤的自燃倾向性：根据自燃倾向性鉴定结果，属于类自燃，自然发火期范围为102243天。 4、地温：我矿井下平均温度1922，属于正常温度。5、煤与瓦斯突出：矿井开采至今，没发现煤与瓦斯突出现象。6、冲击地压：根据井下采场和巷道实际情况无冲击地压，从煤层顶底板岩性和矿井开采深度分析，不存在冲击地压灾害。2.1.3.3、煤层赋存特征1、产状：走向N60W，倾向S30E，倾角平均9。2、厚度：根据地面钻孔勘探数据资料，该采区煤层实际厚度在4.84m8.26m之间。采区原采面沿3上底板只采过I分层，局部采过II分层，3下煤未开采，现普遍煤厚达到5.0m以上。3、结构：简单结构煤层。4、煤质：气煤号，中灰特低硫，原煤发热量28.87mj/kg。5 、煤层顶底板赋存特征：（1）3上煤顶板：直接顶为灰色泥质细砂岩，含带羊齿等植物化石，裂隙发育，易冒落，厚0.8117.5m ，平均4米左右， f=4,老顶为全区稳定发育的灰白色中粗砂岩，巨厚层状，见水易粉化，厚几米至几十米，f=6。（2）3上煤底板：即3下煤顶板，为灰色粘土质粉细砂岩，相变为粘土岩，根据掘进巷道揭露本工作面3上、3下之间夹矸厚度在0.10.8m之间，抗压强度降低，在推采过程中易随顶煤下落。本工作面为3下煤开采，原上分层已回采，顶板为冒落的3上顶板岩石胶结而成，原分层开采铺设的假顶已被破坏，所以本工作面顶板的特点是岩石易松动、破碎，容易下沉。（3）3下煤均厚约1.9m，煤层倾角在710之间，f=1.5。煤层为气煤，多为条带状的半亮煤、半暗煤及暗淡煤。颜色多为黑色及褐黑色，条痕为褐色，光泽暗淡，断口呈贝壳状及不平整状。条带状及线理状结构，波层状构造。煤质坚硬、性脆，节理较发育，裂隙内有次生方解石脉充填。（4）3下煤底板：一般为粘土质中细粒砂岩，厚1.1811.04m，灰-灰白色，泥质、钙质胶结，斜层理发育，含植物根部化石，f=6。煤层顶、底板岩性特征表见表二。 表二顶底板名称岩石名称平均厚度m岩性特征老顶中粗砂岩8灰白色、中粗砂岩，致密坚硬，裂隙发育，易冒落，厚层状，成份以石英为主，长石次之，局部含少量水。直接顶细（粉）砂岩4深灰色、灰黑色，泥质胶结，水平层理发育，含带羊齿等植物化石。伪顶直接底中细砂岩13灰-灰白色，粘土质胶结，致密坚硬，含植物根部化石。老底2.1.4 储量情况及采煤工作面年生产能力2.1.4.1 面积计算因煤层倾角小于15，故以煤层水平投影面积计算，其计算范围为：西南至切眼，西北至材料道，东南至溜子道，东北至停采线。2.1.4.2 容重根据生产矿井地质报告，3下煤容重1.30 t/m3。2.1.4.3 储量Q=mds式中：Q-工作面储量(万t)m-工作面煤层平均厚度，5.0md-煤的容重，1.30t/m3s-块段的水平投影面积，11800m2经计算，Q=7.67万吨，工作面回采率按93%计算，可采储量7.13万吨。2.1.4.4 采煤工作面年生产能力Ac=10-4l*h*r*b*n*N*c（万t/a）式中：Ac-采煤工作面年生产能力，万t/al-采煤工作面平均长度，60m；h-采煤工作面煤层平均采高5.0m；r-原煤视密度，1.30t/m3；b-采煤工作面平均日推进度，0.8m；n-年工作日数，d，取330d；N-正规循环作业系数，%，一般取0.8；c-工作面回采率，按矿井设计规范取93%。经计算，Ac=7.66（万t/a），工作面服务年限：7.67/7.66=1.0（a）。2.2 地质构造2.2.1 断层情况以及对回采的影响根据相邻工作面实际揭露和原回采资料分析，工作面南部为落差较大的F13-3断层，按照规范要求严禁在断层保护煤柱内掘进。从上分层回采工作面实际揭露的地质构造分析，预计此工作面地质构造较为简单，对工作面回采影响较小。断层情况表断层名称走向（）倾向（）倾角（）断层性质断层落差(m)对回采的影响F13-3NWNE50正250小2.2.2 褶曲情况以及对回采的影响本工作面内无褶曲。2.2.3 其他因素对回采的影响（陷落柱、火成岩等）本矿井田范围内无陷落柱、火成岩。2.3 水文地质及水害评价2.3.1 含水层2.3.1.1 顶板含水层3上煤顶板砂岩厚度4.4233.28m，为灰白色中粒砂岩，有时为细及粗粒砂岩，致密坚硬，裂隙不发育，成分以石英为主，斜长石次之，斜长石多因次生蚀变而高岭石化，构成灰白色。其单位涌水量q为0.074L/s.m。该含水层的含水性、富水性极不均匀，补给量少，初见水量大，易于疏干。2.3.1.2 底板含水层三灰位于太原组上部，厚约34米，层位稳定，全区发育，致密坚硬。三灰为裂隙承压水，以静储量为主，易于疏干。工作面下距三灰4550m左右，三灰为弱含水层，在本矿东区揭露均无水，无三灰突水危险。奥陶系石灰岩简称奥灰，其岩性为褐灰色、灰白色，厚层状，夹有薄层灰绿粘土岩，多见缝合线，裂隙发育，一般被方解石充填，少量未被充填裂隙发育成小溶洞，属溶穴裂隙承压水。工作面下距奥灰约160m左右，由于工作面距离奥灰较远，远大于安全隔水层厚度，因而无奥灰突水危险。 2.3.2 地表水的补给关系工作面地表向东南80m有沙河通过，该河为季节性河流，只有大气降水对该河流补给，对开采无影响。2.3.3老空水本采区为上行开采方式，通过对已推采的321、322、323、324工作面资料分析，在掘进过程中按规定采用钻探方法进行了超前探放水，均未发现老空积水现象。但为确保推采安全，必须在工作面低洼处设置临时水仓，并配备一台排水泵备用。2.3.4隔水层隔水层主要是：第三系粘土质砂岩、石盒子组粉砂岩、煤系中砂质泥岩、泥岩等，均能起到隔水作用。2.3.5水害评价该工作面水文地质简单，直接充水水源为顶板砂岩水，易于疏干，与其它含水层无直接补给关系，对回采影响较小。底部含水层对本工作面的回采无影响。预计该工作面正常涌水量为0.1m3/h，最大涌水量0.2m3/h，本工作面在掘进过程中按规定采用钻探方法进行了探放水，未发现老空积水现象，在相邻的321、322、323、324工作面的采掘过程中也未发现老空积水现象。但为确保采掘安全，工作面仍需要配备一台排水泵备用。2.4 防水煤（岩）柱的计算与留设325回采工作面3下煤底板下距奥灰约152米，大于安全隔水层厚度，均为安全开采煤层，无奥灰突水危险。底板安全隔水层厚度计算：1、突水系数法根据公式TsP/(M0Cp)式中：Ts突水系数P水压值，MPa ；M隔水层厚度，m；Cp底板破坏深度，m。根据开采深度，水压最大值为2.0Mpa，底板破坏深度Cp为10.0m，则要满足突水系数Ts0.06，则MP/TsCp43.3（m）2、安全隔水厚度法t安=L（r2L2+8KpH）-2-rL/4Kp+ht安隔水层的安全厚度，mL工作面最大控顶距，mr煤层底板岩层容重，t/m3Kp隔水层岩石的抗张强度，t/m2H隔水层底板承受的水压，t/m2h底板破坏深度,m取：L=3.06m,r=2.5 t/m2,H=400 t/m2，Kp=108 t/m2,h=14.5m计算后得出t安=14.4m所以，根据安全隔水厚度法和突水系数法计算结果可知，要保证安全开采，其安全隔水层厚度必须大于43.3m。325工作面3下煤与奥灰间距约为152m，大于等效隔水层厚度43.3m，符合安全可采距离要求。2.5 工作面巷道布置2.5.1材料道、溜子道、切眼、停采线等位置的确定及依据2.5.1.1 工作面材料道、溜子道、切眼材料道根据留设保护大巷煤柱范围确定；溜子道位置根据FD13-3断层切割范围及与325工作面留设区段煤柱确定；切眼位置根据断层保护煤柱范围确定。2.5.1.2 停采线为最大限度地回收煤炭资源，减少煤炭资源损失，同时又要留足护巷煤柱，减少巷道维修，按照建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程的相应条款的规定要求，参考以往工作面停采线位置，确定留设20m煤柱作为工作面停采位置。附图一：325采煤工作面巷道布置图2.5.2 巷道断面形状、几何参数及支护形式材料道、溜子道均采用11#矿用工字钢支护，材料规格：2.2m腿，2.0m梁；支护规格：上宽1.7m，下宽2.4m，净高1.9m，允许误差0.1m；棚距1.00.1m。巷道采用梯形断面，荒断面积5.8m2，净断面积3.90m2。采用塑料网铺顶，塑料网规格2.5m1.1m，扣扣相连，20公分系一死扣，网铺平拉紧，杜绝网兜，板梁、木楔腰邦背顶，顶五帮三。切眼采用11#矿用工字钢支护，材料规格：2.2m腿，2.2m梁；支护规格：上宽2.0m，下宽2.8m，净高2.0m，允许误差0.1m；棚距1.20.1m。巷道亦采用梯形断面，荒断面积7.0m2，净断面积4.8m2。采用塑料网铺顶，塑料网规格2.5m1.3m，扣扣相连，20公分系一死扣，网铺平拉紧，杜绝网兜，板梁、木楔腰邦背顶，顶五帮三。2.6 采煤方法及工作面装备2.6.1 采煤方法、生产工艺等内容1、采煤方法工作面采用走向长壁后退式采煤法，全部垮落法管理顶板，悬移支架配合单体液压支柱与背铺塑料网支护顶板。落煤方式为钻眼爆破落煤，人工攉煤，可弯曲刮板输送机接力运煤。2、采煤工艺过程打眼 清理工作面 移溜子 放炮 联网探梁 攉煤 移架剪网放顶煤补网 清理工作面。工作面平均煤厚5.0m，采高2.0m，放顶煤3.0m，采放比1:1.5。工作面最大控顶距3.06m，最小控顶距2.26m，放顶步距0.8m。3、采煤工艺悬移支架炮采放顶煤。4、落煤方式及要求本工作面采用走向长壁后退式采煤方法，落煤方式为放炮落煤。采用ZQHS-30/2.5型风煤钻打眼，木炮棍装药，黄泥、水炮泥封孔，FD-100D煤矿用电容式发爆器引爆，使用二级煤矿许用乳化炸药，煤矿许用瞬发电雷管进行正向装药爆破落煤。（打眼时沿工作面自下而上依次打眼，炮眼布置均为五花眼，眼距1.0m，顶眼、腰眼、底眼的深度分别为0.75m、0.85m、0.95m，采用一次打眼，分次装药，分次爆破的操作程序，串联自下而上依次爆破，不准欲留隔离炮，一次分段开帮的长度不能超过5m，放炮间隔距离不少于5m。采煤工作面放炮母线必须使用专用小电缆，放炮拉线长度不小于50m，其距离从最近的炮眼算起。开帮高度为2.0m，放顶煤高度3.0m左右，采放比1：1.5，循环步距0.8m。悬移支架支护顶板，顶网以上的顶煤靠顶板压力和支架撑力破碎下落剪网放出。放顶煤采用连剪连放顺序折返补放方式，采用倒T型剪网口形式，长400mm，高400mm，剪网口距底板300mm。采用爆破与人工装煤相结合，工作面运煤采用SGB-30B型刮板输送机，溜子道采用SGB-30B型刮板输送机及SPJ-650型皮带运输机联合运输。2.6.2 工作面设备总体配套1、液压支架的主要技术特征支架选用：XDY-ZH1200/15/27型悬移支架支架长度：2260mm支撑高度：1.62.4m支撑宽度：630mm移架步距:800mm初撑力：392.4KN工作阻力：1200KN支撑强度：600KN/m2底板比压：46.17MPa2、端头支护主要技术特征矿用11#花边型钢，长度3.0m，4对8根铰接顶梁型号HDJA-1000型，一梁一柱单体支柱型号DZ22-30/100。 3、液压支架支护强度验算（1）经验计算支护强度据公式：式中： h - 采高 2.0 m； r - 顶板岩石容重2.5 t/m3；Pt =392.4kNm2 （2）参考同煤层矿压观测资料最大平均支护强度= 209（kN/m2）（3）选择工作面支护强度392.4（kN/m2）209（kN/m2）,因此工作面支护强度应大于392.4（kN/m2）。（4）支护设备选择工作面选用XDY-ZH1200/15/27型悬移支架，共5070架，上下两端头采用单体支柱配铰接顶梁及矿用11#花边型钢及端头悬移支架进行支护。根据工作面条件与支架适应条件对照表可以看出，选用XDY-ZH1200/15/27型悬移支架，在满足顶板管理支护强度需要的同时，也能满足底板比压值要求。通过对比、验算，证明选用XDY-ZH1200/15/27型悬移支架能满足要求。工作面条件与支架适应对照表 项目工作面条件支架适应条件采高2.0m1.62.4m倾角3-13不大于35煤厚5m1.5-7m煤硬度1.5最大4.0底板比压46.17Mpa大于1.5Mpa支护强度392.4（kN/m2）600（kN/m2）顶板种类二级二类4、运输设备刮板运输机5部 ：型号SGB-30B电机功率：15KW2 五部运输能力：70t/h刮板链速0.86米/秒溜槽尺寸：宽400mm 长度1200mm 高度180mm(2)其它辅助运输设备选用：JD-11.4型调度绞车两部型号：JD-11.4静拉力：9.8KN绳径：12.5mm 绳速： 1.0m/s绳容量：400m滚筒直径：550mm外型尺寸：1100765730mm5、气动钻机：材料道和溜子道各配一台ZQHS-30/2.5型风煤钻，用于打眼爆破落煤。风煤钻机技术参数：额定压力0.5Mpa 额定转矩30NM额定转速800r/min钻孔直径35-45mm进气管直径0.6-1.2mm重量10kg6、乳化液泵站 泵站及管路选型、数量乳化泵选用RBW80/20II型两台。主要技术参数如下:型号: RBW80/20II 公称流量 :80L/min 公称压力 :20MPa 电动机型号:DYB-37功率:37KW电机转速1470r/min曲轴转速517r/min输液管路选用直径10mm高压胶管和直径25mm的无缝钢管，耐压45MPa。 泵站设置位置泵站安设在-100轨道巷内，距离采面300m。 泵站使用规定要保证泵站压力大于19.6MPa，乳化液浓度2%-3%。要加强高压管路与泵站的维修,杜绝系统的漏液。 2.6.3 其它工作面设备总体配套胶带输送机：SPJ-650型1部，选用ZSZ-S（D）型带式输送机综合保护装置。单体液压支柱：DZ22-30/100型单体液压支柱（工作阻力2500KN）480棵，50棵备用。铰接顶梁：选用HDJA-1000型铰接顶梁140棵，20棵备用。辅助设备：选用1.0吨U型矿车和材料车运送材料、设备。通讯：在工作面材料道安装防爆电话一部，型号KTH108，带班队长配有KJ399-F型移动电话一部，保证井上下通讯。2.7 生产系统2.7.1 煤炭运输系统工作面人工攉煤配合SGB-30B型刮板输送机运煤，溜子道使用SGB-30B型刮板输送机、SPJ-650型皮带运输机接力运煤，把煤通过SPJ-800皮带运输机运至-100煤仓，通过暗斜井绞车配合一吨矿车运至-37车场，再通过ZK7-6/250型架线电机车配合一吨矿车到延伸底车场提升上井。运输系统路线：325工作面325工作面溜子道皮带上山-100皮带机巷-100漏斗II号主下山-37大巷延伸地面。2.7.2 辅助运输系统辅助运输系统:地面延伸-37大巷II号主下山-100进风巷-100轨道巷325工作面材料道工作面料场附图二：325采煤工作面运输系统图2.7.3 防尘供水系统矿井在地面建永久性的静压水池，水池容积为220m3，防尘管路由4寸管路自地面供至-37水平，经-37大巷、II号副下山至-100水平，然后由两路2寸防尘管路经-100轨道巷和-100皮带机巷供往325采煤工作面材料道、溜子道和工作面。 工作面运输、溜子道供水管路直径不得小于2寸，每隔50m设一个三通阀门，并分别安装水质过滤器。井下所有运煤转载点必须安装完善的喷雾装置，采煤工作面进回风巷、主要进风大巷及进风斜井必须安装自动净化风流水幕，距上下出口不超过30m, 采煤工作面回风巷至少安设两道，进风巷安设一道，水幕应封闭全断面，自动开停、灵活可靠，雾化好，使用正常。附图三：325采煤工作面防尘系统图2.7.4 压风系统1、压风自救装置应符合矿井压风自救装置技术条件（MT390-1995）的要求，采用的设备和材料，应取得产品合格证；相关入井设备取得矿用产品安全标志，电器设备必须符合防爆要求。2、压风自救系统主要组成：空气压缩机、送气管路、阀门、汽水分离器、压风自救装置（包括减压、节流、消噪声、过滤、开关等部件及防护袋或面罩）。3、空气压缩机设置在地面井口房附近。机内房安装两台KG-75A型螺杆式空气压缩机，额定风量为10m3/min，额定风压为0.8Mpa，电动机额定功率为55kW。4、压风自救系统的主管路不小于100mm；采掘工作面不小于50mm。5、压风自救系统零、部件的连接应牢固、可靠，不得存在无风、漏风或自救袋破损长度超过5mm的现象。6、井下压风管路要采取保护措施，防止灾变破坏。7、加强压风自救系统的维护和管理，定期检查系统运行状况，发现问题及时处理，确保系统运行可靠、安全稳定。8、加强现场安全管理监察，重点监察地面压风泵站、系统功能运行情况，以及井下管路、阀门安装地点、数量、运行情况等。9、矿井压风自救系统，设备有产品合格证，有系统保护断油、断水、超温等保护装置，安全阀、压力调节器安全可靠，定期检验机油标号闪点不低于215 。 10、325工作面压风管路的末端距工作面不得大于30米，并设置供气阀门，间隔不大于200 米。11、主送气管路应装集水放水器。在供气管路与自救装置连接处，要加装开关和气水分离器。压风自救系统阀门应安装齐全，阀门扳手要在同一方向，以保证系统正常使用。12、压风自救装置的操作应简单、快捷、可靠。避灾人员在使用压风自救装置时，应感到舒适、无刺痛和压迫感。压风自救系统适用的压风管道供气压力为0.30.7 兆帕；在0.3 兆帕压力时，压风自救装置的供气量应在100150 升分钟范围内。压风自救装置工作时的噪声应小于85 分贝。13、压风自救装置安装在采掘工作面巷道内的压缩空气管道上，设置在宽敞、支护良好、没有杂物堆的人行道侧，人行道宽度应保持在0.5 米以上，管路敷设高度应便于现场人员自救应用。附图四：325采煤工作面压风系统图2.7.5 排水系统1、设备选型该工作面水文地质较简单，预计该工作面正常涌水量为0.1m3/h，最大涌水量为0.2m3/h。工作面须配备一台排水泵，型号IS80-50-200，流量50m3/h，扬程50m，满足排水需求。2、排水系统路线 工作面积水经二采区泄水巷，排至-200水仓，再经二级排水，即依次经过-200水仓、-37水仓，最后排至地面。附图五：325采煤工作面排水系统图2.7.6 通风系统、风量计算1、通风系统该采煤工作面进风由二采区皮带机巷经325溜子道供给，通风系统较为简单。为保障325采煤工作面的供风需要，在二采区联络巷安设了两道能够闭锁的调节风门。上述风门、调节风窗等通风设施均设有专人管理，定期检查、维修，确保完好和正常使用。工作面新鲜风流：地面 主斜井 -37大巷 II号主下山 -100轨道巷 -100皮带机巷 二采区皮带上山325溜子道 工作面工作面乏风流：工作面 325材料道 -100轨道巷 II号副下山总回风巷 风井 地面2、工作面需要风量计算每个采煤工作面的实际需要风量，应按工作面气象条件、瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、人员和爆破后的有害气体产生量等规定分别计算，然后取其中的最大值。工作面同时工作的最多人数为33人；瓦斯绝对涌出量为0.21m3/min；二氧化碳绝对涌出量为0.35m3/min；采面空气温度为19；采面平均面长为60m；采高平均为2.0m；平均控顶距为2.66m。按采煤工作面气象条件进行计算：Qcf6070% VcfScfKchKclQcf-采煤工作面需要风量，m/min；Vcf采煤工作面的风速，采煤工作面进风流的温度与对应风速调整系数取值（见附表1）；温度19，采煤工作面风速取1.0（m/s）；Scf 采煤工作面的有效断面积，按最大和最小控顶有效断面的平均值计算，取2.662；Kch采煤工作面采高调整系数，查表采高2.55.0及放顶煤调整系数取1.2；（325采煤工作面实际采高平均为2.0m）；（见附表2）；Kcl采煤工作面面长调整系数，325采煤工作面面长60m，调整系数取0.9（见附表3）；Qcf=6070%1.02.6621.20.9=241 m/min附表1： 采煤工作面进风流温度与对应风速调整系数采煤工作面进风流气温（）采煤工作面风速（m/s）201.020-231.01.523261.5-1.8附表2 采煤工作面采高调整系数采高 m系数 Kch2.01.02.02.51.12.55.0及放顶煤1.2附表3 采煤工作面面长调整系数采煤工作面长度（m）系数 Kcl150.815800.80.9801201.01201501.101501801.201801.301.40按采煤工作面绝对瓦斯涌出量计算：Qcf100qcgKcg式中：Qcf-采煤工作面需要风量，m3/min； qcg -采工作面回风巷风流中的平均绝对瓦斯涌出量，采煤工作面的实际风量300m3/min，瓦斯浓度0.08；Kcg-采煤工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，该值根据矿井采煤工作面的瓦斯涌出一般规律经计算取1.1。（正常生产条件下，连续观测一个月，日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日瓦斯绝对涌出量的比值） 。100-采煤工作面回风风流中的瓦斯浓度不得超过0.8%的换算系数。Qcf=1253000.081.1=33 m3/min按采煤工作面绝对二氧化碳涌出量计算：Qcf67qccKcc式中：Qcf-采煤工作面需要风量，m3/min； qcc -采煤工作面回风巷风流中的平均绝对二氧化碳涌出量，采煤工作面的实际风量300m3/min，二氧化碳浓度0.16；Kcc-采煤工作面的二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，该值根据矿井采煤工作面的二氧化碳涌出一般规律经计算取1.1。（正常生产条件下，连续观测一个月，日最大绝对二氧化碳涌出量与月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值）。67-采煤工作面回风风流中的二氧化碳浓度不得超过1.5%的换算系数。Qcf=673000.161.1=35.38 m3/min；按一次爆破的最大炸药用量计算二、三级煤矿许用炸药Qcf10Acf式中：Qcf采煤工作面需要风量，m3/min；Acf采煤工作面一次爆破最大炸药用量，4.125kg；10每千克煤矿许用二、三级炸药需要配风量，m3/min。（我公司井下爆破使用的炸药为煤矿许用二级炸药）；Qcf=104.125=41.25 m3/min；按采煤工作面同时工作的最多人数计算：Qcf4Ncf式中：Qcf采煤工作面需要风量，m3/min；Ncf-为采面同时工作的最多人数，33人；4每人需要风量，m/min；Qcf=433=132 m3/min；按风速验算：a)验算最小风量Qcf 600.25ScbScb=1cbhcf70%b)验算最大风量Qcf 604.0 ScbScs=1cshcf70%式中：Qcf采煤工作面需要风量，m3/min；Scb采煤工作面最大控顶有效断面积，3.062m270%；1cb-采煤工作面最大控顶距，3.06 m；hcf-采煤工作面实际采高，m；Scs采煤工作面最小控顶有效断面积，2.262m270%；1cs-采煤工作面最小控顶距, 2.26 m；0.25-采煤工作面允许的最小风速，m/s；70%-有效通风断面系数；4.0采煤工作面允许最大风速，m/s；604.02.26270%Qcf600.253.06270% m3/min759.3624164.26 m3/min325采煤工作面需要风量确定： Q采需=241m3/min根据以上计算，满足工作面通风要求。附图六：325采煤工作面通风系统图2.7.7 瓦斯防治本矿属低瓦斯矿井，根据2011年矿井瓦斯等级鉴定结果：瓦斯相对涌出量3.06m3/t，绝对涌出量0.89m3/min。1、瓦斯检查（设点、次数）（1）工作面设瓦斯检查员巡回检查，每隔3-5小时检查一次，每班至少检查两次。（2）瓦斯检查点分别设在：工作面内、回风隅角、工作面回风出口以外10m处，取检测结果的最大值记录在手册和牌板上。（3）瓦斯检查牌板应设在溜子道中距工作面30米附近，检查结果要及时填写，并及时向有关人员汇报。（4）当瓦斯超限时，必须按煤矿安全规程第136、138、139条有关规定处理，并向矿调度室和通防部汇报。（5）工作面爆破时必须严格执行“一炮三检”、“三人连锁”和放炮“三保险”制度。2、瓦斯监测（1）加强对工作面瓦斯的监测，在工作面（距工作面回风巷出口5-10m）及工作面回风巷（回风巷风流汇合处10-15m）处，距顶板30cm处安装安全监测系统的瓦斯传感器，瓦斯报警浓度0.8%，断电浓度0.8%，复电浓度0.8%，断电范围为工作面及其回风巷内的全部非本质安全型电气设备，传感器每隔10天调校一次，必要时随时调校。当瓦斯达到0.8%时，必须能够自动报警，工作面必须停止打眼；放炮地点附近20米范围内风流中瓦斯浓度达到1%时，严禁放炮。当瓦斯浓度达到0.8%时，必须能自动将工作面及回风流内的全部非本质安全型电气设备断电。工作面此时必须停止工作撤出人员，切断电源，进行处理；电动机及其开关附近20米以内风流中瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止运转，撤出人员，切断电源，进行处理。通防部负责安全监控系统正常运转。瓦斯断电仪、监控系统瓦斯探头，必须每10天对仪器的零点、灵敏度、报警点、断电点进行一次调校，施工单位负责所辖范围内的安全监控系统的使用保护工作。（2）便携式甲烷检测报警仪的使用和管理：根据煤矿安全规程第一百四十九条“矿长、矿技术负责人、爆破工、采掘区队长、通风区队长、工程技术人员、班长、流动电钳工下井时，必须携带便携式甲烷检测仪”的规定，工作面的爆破工、采煤区队长、班长、流动电钳工下井时，必须携带便携式甲烷检测仪。爆破工在打眼、装药、联线、爆破过程中，必须随身携带便携式甲烷检测报警仪并保持常开状态。流动电钳工在检修电气设备前，必须将随身携带便携式甲烷检测报警仪悬挂在检修电气设备的上方并保持常开状态。随身携带便携式甲烷检测报警仪并保持常开状态。工作面必须配备两台瓦斯报警仪，一台悬挂在工作面回风隅角，一台用于“一炮三检”。报警仪悬挂位置距离煤壁0.5m，距离顶板0.3m，距离切顶线1m处。如工作面瓦斯浓度超限，应立即停止工作，及时汇报调度室，严格按规定进行处理。工作面所有需要携带便携式甲烷检测报警仪的人员，进入采煤工作面必须按要求携带并正常使用便携式甲烷检测报警仪。否则，按违章作业论处。工作面所使用的便携式甲烷检测报警仪，由通防部负责每间隔10天对便携式甲烷检测报警仪的报警点、灵敏度进行一次标校，保障仪器灵敏可靠。2.7.8 防灭火系统根据煤矿安全规程和矿井防火规范的相关规定要求，325采煤工作面的防火工作应切实搞好以下方面的工作：1、井下注浆系统在采区设置注浆站，通过注浆管路对工作面采空区喷洒阻化剂，也可对有发火征兆的地点注入泥浆和水玻璃等防灭火材料，及时做好工作面防灭火工作。2、束管监测系统（1）完善工作面的束管监测系统、确保矿井JSG-7型煤矿自然发火束管监测系统正常运行。（2）工作面的束管探头必须悬挂在采煤工作面的回风隅角，并随采煤工作面的推进及时外移。（3）通防部束管监测系统管理人员应做到每周对工作面回风隅角的空气成分进行一次全面分析，并及时上报分析结果。发现异常或问题必须及时向总工程师报告。（4）工作面回风隅角发现一氧化碳或其它有害气体涌出异常时，通防部束管监测系统管理人员应做到每天24小时不间断地对工作面回风隅角的空气成分进行全面分析，并及时上报分析结果。（5）工作面及井下所有作业人员有义务保障本辖区内的矿井束管及其附属设施处于完好状态，如发现束管断开或其它设施异常，必须及时报告公司调度室和通防部，以便及时得到妥善处理。3、安全监控系统由于工作面所开采的煤层属自燃煤层，为充分发挥安全监测监控系统在矿井防火方面应有的作用，根据煤矿安全规程第一百七十五条：“装备矿井安全监测监控系统的开采容易自燃、自燃煤层的矿井，应设置一氧化碳和温度传感器”的规定和煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范的有关要求，工作面一氧化碳和温度传感器的安装、使用管理应符合下列要求：（1）一氧化碳和温度传感器的设置：工作面一氧化碳和温度传感器应设置在采煤工作面回风巷道距采区回风巷10m15m的合适位置。一氧化碳和温度传感器应垂直悬挂在距顶板不大于300mm，距巷帮不得小于200 mm便于维修且不妨碍正常行人的顶帮完好位置。（2）一氧化碳和温度传感器的管理：一氧化碳传感器的报警点设定为0.0024%。温度传感器的报警点设定为30。安全监测监控系统管理人员应及时检查一氧化碳和温度传感器的显示值是否正常，发现问题及时采取措施进行妥善处理。4、安装防火门根据煤矿安全规程第二百四十条规定：开采易自燃和自燃的煤层时，在采区开采设计中，必须预先选定构筑防火门的位置。当采煤工作面投产和通风系统形成后，必须按设计选定的位置构筑好防火门墙，并储备足够数量的封闭防火门的材料。325采煤工作面防火门（墙）的安装、使用应符合下列规定：（1）采煤工作面形成生产和通风系统后，根据现场情况确定防火门位置和规格，构筑好防火门墙（套）。（2）防火门墙（套）必须采用砖、沙等不燃性材料构筑。墙体厚度不得小于600mm。（3）墙体四周应掏槽，以见实帮实底为准，砌碹锚喷巷道可不进行掏槽，但墙与砖接茬处必须用水泥灌实。（4）墙体无重缝、干缝，灰浆饱满不漏风。（5）防火门采用“内拆插口”结构，中间采用防火板封闭。（6）防火门断面符合行人、通风和运输要求。（7）防火板材加工要求防火门板材厚度不得低于30mm，宽度不小于300mm，错口宽度不小于20mm，外部包铁皮或喷涂防火涂料。防火板材要逐次编号，排列整齐，并定期检查发现变形腐朽或丢失要及时更换或补充。（8）墙体凹槽采用槽钢加工，位于墙体里侧三分之一处，嵌入墙体中，宽度不大于50mm，横梁采用“w”型钢或钢轨、“”型钢等不燃性材料加工，并留有方便防火板安装的插口。附图七：325采煤工作面防灭火系统图2.7.9 安全监控系统矿井装备一套经升级改造KJ76N煤矿综合安全监控系统，担负矿井的安全监测、生产监控任务。在-100水平安装固定式甲烷断电仪（分站）2台，满足325采煤工作面安全监控需要。为确保矿井安全生产，工作面的安全监控系统设置、管理应做好以下两个方面的工作。1、甲烷传感器的设置：根据煤矿安全规程第一百六十九条：“低瓦斯矿井的采煤工作面，必须在工作面设置甲烷传感器”的规定和煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范的有关要求，325采煤工作面甲烷传感器的安装应符合下列要求：325采煤工作面的甲烷传感器应不少于三个。三个甲烷传感器分别悬挂在：位于距采煤工作面煤壁小于或等于10m的采面回风风流内的合适位置；位于距采区回风巷10m15m的合适位置；采煤工作面回风隅角。甲烷传感器应垂直悬挂在距顶板不大于300mm，距巷帮不得小于200 mm便于维修且不妨碍正常行人的顶帮完好位置。2、甲烷传感器的管理：甲烷传感器的报警浓度0.8%，断电浓度0.8%，复电浓度0.8%，断电范围为工作面及其回风巷内的全部非本质安全型电气设备。通防部专职瓦斯检查员负责每班进行一次甲烷传感器比对检查并做好记录；安全监测监控管理人员负责每间隔10天对甲烷传感器的灵敏度、报警点、断电点标校一次，发现问题及时处理。工作面回风风流中的瓦斯达到0.8%时，甲烷传感器必须能够自动报警。工作面必须停止打眼，工作面严禁放炮。工作面回风风流中的瓦斯浓度达到0.8%时，甲烷传感器必须能自动将工作面及回风流内的全部非本质安全型电气设备断电。工作面作业人员此时必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。工作面的非本质安全型的电气设备因瓦斯浓度达到0.8%被固定式甲烷断电仪切断电源时，必须等瓦斯浓度降低到0.8%以下时，方可人工复电。工作面的作业人员必须确保甲烷传感器完好、使用正常，发现问题及时向调度室和通防部汇报，以便及时得到妥善处理。位于距采煤工作面煤壁小于或等于10m位置的甲烷传感器必须随采煤工作面的推进及时外移，保持合适的间距，防止采煤工作面放炮将甲烷传感器崩坏。悬挂在采煤工作面回风隅角的甲烷传感器在采煤工作面放炮时，应及时采取妥善的防炮崩措施或移出，放炮后再恢复原来的位置。3、便携式甲烷检测报警仪的使用和管理同前。附图八：325采煤工作面监控系统图2.7.10 供电系统一、供电方案确定1、根据矿井供电系统及采取设备布置，拟定以下供电方案：矿井-100变电所采用6kv双回路电源供电，电源引自井下-37中央变电所不同母线段。分别采用ZR-MYJV22-350型铠装电缆2条，沿-37水平大巷和暗斜井井筒敷设至井下-100变电所，实现对二采区双回路供电。-100变电所两回路电源采用分列运行单母线分段接线方式，两端母线间设有联络开关。325工作面溜子道的机电设备的供电电源（660v）引自-100变电所2#母线段编号为HKB6-03的KBSG-200/6型干式变压器，由编号为6-36的KBZ2-400型低压馈电开关馈出660v电源为溜子道机电设备供电。325工作面材料道的机电设备的供电电源（660v）引自-100变电所1#母线段编号为HKB6-02的KBSG-200/6型干式变压器，由编号为6-6的KBZ2-400型低压馈电开关馈出660v电源为材料道机电设备供电。KBZ2-400型馈电开关具有短路、过负荷和漏电保护装置，能自动切断漏电的馈电线路，确保供电安全。设计负荷：325工作面溜子道设计安装SPJ-650胶带运输机一部、SGB-30B型刮板运输机五部、IS80-50-200型水泵一台、照明信号综保一台，该组设备内设一台KBZ2-400型馈电开关控制，并实现瓦斯电闭锁。材料道设计安装液压泵一台、小绞车两部，该组设备内设一台KBZ2-400型馈电开关控制，并实现瓦斯电闭锁。运输方式：325工作面为阶梯分段运输，经五部刮板运输机运至SPJ-650采一第三部胶带输送机（115kw），再经采一第三部胶带运输及运至SPJ-650采一第二部胶带输送机（130kw），由采一第二部胶带输送机运至SPJ-650第一部胶带输送机（218.5kw），再经采一第一部胶带输送送机运至采一接漏斗刮板运输机（115kw）直至-100上漏斗。2、325工作面供电设备统计（见附图和表）设备统计表安装地点设备名称电动机备注额定功率（KW）额定电压（V）325溜子道第三部胶带运输机115660V第1部刮板运输机215660V第2部刮板运输机215660V第3部刮板运输机215660V第4部刮板运输机215660V第5部刮板运输机215660V水 泵15660V备用照明综保4KVA127v合计325材料道液压泵37660v第一部小绞车11.4660v第二部小绞车11.4660v合 计124325工作面为炮采工作面（缓斜煤层），根据炮采工作面（缓斜煤层）实际情况，设备综合需用系数为0.4-0.5，取0.5，平均功率因数为0.6。二、325工作面低压电缆截面的选择及压降的校验：先按负荷电流选择电缆截面，然后校验电压损失是否符合要求。查资料：铜芯10mm2 电缆r02.16欧/km x00.092欧/km Ie = 64A铜芯16mm2 电缆r01.37欧/km x00.090欧/km Ie = 85A铜芯25mm2电缆r00.864欧/km x00.088欧/km Ie = 113A铜芯35mm2 电缆 r00.616欧/km x00.084欧/km Ie = 138A铜芯50mm2 电缆 r00.448欧/km x00.081欧/km Ie = 173A铜芯70mm2 电缆 r00.315欧/km x00.078欧/km Ie = 215A（一）325溜子道1、第五部溜子为双15KW电机，供电长度为30m，其正常工作电流为：根据电缆的安全载流量，同时考虑线路损耗，其电源支线选用16mm2 铜芯阻燃电缆，其电源支线压降为：2、水泵电机为单15KW， 供电长度为30米，其电源支线负荷为45KW(15+30)，其额定电流:根据电缆的安全载流量，同时考虑线路损耗，其电源支线选用16mm2 铜芯阻燃电缆，其电源支线压降为：3、第四部溜子为双15KW电机，供电长度为60米，其电源支线负荷为75KW（30+45），其额定电流为:根据电缆的安全载流量，同时考虑线路损耗，选用铜芯35mm2铜芯阻燃电缆即可满足要求，其电源支线压降为：4、第三部溜子为双15KW电机，供电长度为60米，其电源支线负荷为105KW（30+75），其额定电流为:根据电缆的安全载流量，选用铜芯35mm2铜芯阻燃电缆即可满足要求，其电源支线压降为：5、第二部溜子为双15KW电机，供电长度为60米，其电源支线负荷为135KW（30+105），其额定电流为:根据电缆的安全载流量，选用铜芯35mm2铜芯阻燃电缆即可满足要求，其电源支线压降为：6、第一部溜子为双15KW电机，供电长度为80米，其电源支线负荷为165KW（30+135），其额定电流为:根据电缆的安全载流量，选用铜芯35mm2铜芯阻燃电缆即可满足要求，其电源支线压降为：7、第3部胶带运输机为单15KW电机，供电长度为15米，其电源支线负荷为180KW（15+165），其额定电流为