煤矿工作面设计说明书汇总

1、XX工作面设计1第一章工作面概况 .1第一节开采范围.1第二节煤层赋存状况.2第三节煤层顶底板岩性 .2第四节地质构造 .3第五节水文地质.3第六节瓦斯、煤尘、自燃特征 .3第七节储量.4第八节生产能力及服务年限 .4第二章 回采工艺、支护设计、设备选型 .6第一节回采工艺.6第二节支护设计.6第三节设备选型.8第三章工作面巷道布置、断面和支护设计 .16第一节巷道布置.16第二节工作面巷道布置基本参数设计 .16第三节巷道布置参数说明 .18第四节巷道轨道线路设计 .18第五节巷道断面设计.20第六节巷道支护设计.24第四章通风系统设计 .33第五章瓦斯治理设计 .36第六章安全监控系统设计

2、 .38第七章防尘、防灭火系统设计 .41第一节防尘系统设计.41第二节防灭火系统设计.42第八章生产系统 .47第九章供电系统设计 .49第一节工作面设备负荷统计 .49第二节供电概况.50第三节变压器容量选择.50第四节高压电缆选择 .52第五节低压电缆选择 .57第六节移变容量校验 .58第七节低压电缆校验.59第八节开关选型及整定 .60第九节保护接地要求.68第十节工作面电缆配备表 .68XX工作面设计2第十章防治水设计 .70第一节工作面概况.70第二节地质构造 .71第三节水文地质特征 .71第四节工作面涌水量预算 .71第五节排水系统设计及防治水措施 .72第一章避灾路线 .7

3、7第十二章安全技术措施 .78第一节工作面防灭火措施 .78第二节防顶板事故措施 .79第三节防尘措施.80第四节机电运输安全措施 .82第五节机电管理措施 .83XX工作面设计1第一章工作面概况第一节开采范围XX工作面位于井田22盘区，切眼靠近22盘区地面三维地震勘探（依据 2015年1月由陕西省煤田地质局物探测量队提交的 22盘区补充勘探三维地震 报告）圈定的22盘区煤层沉积缺失带边界；工作面机、风两巷均为未开采区 域，高位巷布置在XX风巷内错13m。工作面机风两巷设计留设顶煤 8-10m， 高位巷原则上跟煤层顶板施工；工作面停采线设计留设至北翼辅运大巷100m保护煤柱线位置。工作面起止标

4、高 680800m，工作面平均倾向宽175，设计 走向长1435m （切眼至设计停采线；此处切眼位置暂定全煤厚4m位置处，后期可依据煤质、构造等情况再综合评定切眼位置）；本工作面周边均为未开采区 域。井上下对照：地面主要为山地、沟壑、陡坡等地貌，地面标高约 1254.4-1382.2m ;树木茂密，草本、灌木植被较为发育；有一条水系从切眼附 近穿过，有一条生产路及大路在工作面中部。工作面机巷中部外侧80m-250m范围内有约16间民房、窑洞等建筑物，工作面回采前需完成地面搬迁工作。地面钻孔：该区域有2个勘探钻孔K1-4、X3-4位于工作面内，风巷外侧 50m处有1个K2-7勘探钻孔；工作面回采

5、前计划施工工作面“两带”水文长观孔 2-4个，目前前期勘探钻孔对掘进工作无影响。第二节煤层赋存状况XX工作面设计23煤：黑色，沥青光泽，参差状，贝壳状断口，条带状结构，煤芯多为煤块，以半暗型煤为主；依据周边巷道实际揭露煤层厚度及K1-4（ 10.53m ）、X3-4（13m ）、K2-7 （煤厚为20.55m，位于面外，本次不参与计算）钻孔分析，最 大煤厚为16.6m （利用北翼辅运大巷BF22点前40处探煤厚18.7m与X3-4钻 孔内插收作线附近煤厚），最小煤厚4m （预计切眼停掘位置处煤厚），平均煤厚 M=11m。受背、向斜构造影响，煤层产状变化较大，倾向在69 -250 30 之间,工

6、作面风巷倾角111 ，机巷倾角114 ;平均为7左右。煤厚变异系数丫 =7.6%,可采性指数km =1，煤层综合评定为稳定煤层。第三节煤层顶底板岩性老顶：粗粒砂岩为主，灰白色，粗粒砂状结构，成分为石英、长石及暗色 矿物，次棱角状，局部夹紫色泥岩薄层，富含黄铁矿结核；岩性较为稳定，平 均厚度6.7m。底板：直接底板为炭质泥岩：黑色，染手，易碎，含炭屑及镜煤条带；老 底为泥岩及铝质泥岩：灰褐色，团块状，含铝土质及植物根系化石，其下为灰 褐色铝质泥岩，层面光滑，有滑感，局部夹浅灰色细砂岩条带。第四节地质构造工作面总体受花园阳坡向斜控制，处于向斜西翼，依据22盘区补充勘探三维地震勘探报告资料分析，受背

7、、向斜构造影响，煤层产状变化较大，倾 向在69 -250 XX工作面设计330。之间，工作面风巷倾角111 ，机巷倾角114 ;平均 为7左右。工作面内有一个B1背斜和一个X1向斜贯穿，褶曲附近次生构造较 为发育，局部煤层可能会出现不连续性，掘进期间需加强巷道内顶底煤厚度探 查。第五节水文地质本工作面掘进期间水文地质条件较为简单，工作面直接充水水源为上覆延 安组煤层顶板砂岩裂隙水。1、类比周边已掘巷道涌水量情况，预计顶板砂岩裂隙水正常涌水量约 3-5m 3/ h。靠近工作面里段因整体煤层变薄，锚索锚固段将进入顶板岩石中，锚索 孔可能会出现大面积淋水。2、 位于工作面内的K1-4、X3-4勘探钻

8、孔，分别距离机巷最小距离 55m、 距离机巷最小距离63m ;根据北湾-太阳寺井田勘探地质报告资料分析，该 孔封孔质量合格；掘进期间仍需关注其是否有水文异常。第六节瓦斯、煤尘、自燃特征根据K2-7钻孔瓦斯煤样试验成果资料，3煤层自燃瓦斯成分指标为：CH4 为 15.43%、CO2 为 3.52%、N2 为 81.05% ，3 煤瓦斯含量为 0.9(ml/g).daf依据X3-4钻孔3煤层测试数据分析H类易自燃煤层，有爆炸性。第七节储量XX工作面设计41、储量边界的确定：西以工作面切眼，南以工作面机巷为边界，北以工作 面风巷为边界，东以工作面预计停采线为边界。2、储量块段平面积：S总=25106

9、9m 23、煤层平均厚度：M=11m4、煤层平均倾角：a =7 5、煤层容重：d=1.41t/m 3 (据K5-3钻孔资料)6、地质储量：Q地质=S总/cosa X1HM =392.33万吨7、可采储量：Q可采二Q地质$5 %弋333.48万吨块段平面积倾角容重斜面积煤厚地质储量回采率可采储量级别(m2)()(t/m3)(m2)m(t )(%)(t )XXA25106971.41252955113923324853334825第八节生产能力及服务年限XX工作面地质构造简单，煤层赋存稳定，生产条件较好，为充分发挥机械化效能，设计采用综采放顶煤回采工艺，工作面设计生产能力为404万t/a每循环产量

10、：Q=lsmrc t /循环其中：i-工作面长度（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工作面设计5Q=175 0.8 X11 X1.38 0.8=1700.16 t年生产能力：A=QNDR其中:N-日循环次数（8次）D-年工作日（330天）R-正规循环率（0.9）A=1700.16 X8 330 0.9=404 万 t服务年限：T=（Z/A） 2 其 中：Z-可采储量（333万t）T= ( 333/404 ) X12=10(月)XX工作面设计6第二章 回采工艺、支护设计、设备选型第一节回采工艺XX工作面所在的3

11、煤层为22盘区可采煤层，煤厚4m16.6m，平均11m , 属厚特厚煤层，以特厚煤层为主。煤层结构简单。XX工作面所在的3煤层顶板分为伪顶、直接顶、老顶三种。老顶为粗粒砂 岩为主，灰白色，粗粒砂状结构，成分为石英、长石及暗色矿物，次棱角状， 局部夹紫色泥岩薄层，富含黄铁矿结核；岩性较为稳定，平均厚度6.7m。针对XX工作面所在的煤层及顶板状况，本着高产高效的原则，依据目前的 开采技术条件以及现有综采放顶煤技术和管理水平，选择综采放顶煤工艺。第二节支护设计一、 依据参考工作面初选支架XX综采工作面主要设备选型：液压支架：ZF16000/21/38二、 支架支护强度计算(一) 载荷估算方法估算支架

12、工作阻力1、按冒落带高度计算EHi=M/(Kp-1)XX工作面设计71.5，取 1.25取 25 X103=36mXHi冒落带咼度（m）M 最大米高（m）,取9Kp :岩层冒落碎胀系数，一般取1.25亠2、根据冒落带高度进行支护强度估算P= K x3Hi XYCOS a XO-3=1.5 X36 X25 X103 XDOS15 10-3= 1303 KN/ m2P :支护强度，KN/ m丫 ：冒落带岩层加权平均容重（N/ m3）,a：煤层倾角（ ）取15K:老顶来压增载系数，取1.5（二）根据实测统计法1、I皿级老顶的额定支护强度下限按公式计算Ph=72.3 hm+4.5 Lp+78.9Bc

13、-10.24N-62.1=896 KN/ m；式中：Ph支护强度，KN/ mhm 工作面煤层采高（m）,取8Lp 老顶周压步距（m），取25;按矿大分析结论数据选取XX工作面设计8Be 最大控顶距（m），取最大6.38N 直接顶厚度与采高之比；直接顶厚度取6.23，采高取最大8根据以上支护参数计算，工作面支护强度取1238 KN/川。2、液压支架额定阻力已知支护强度，则必需的液压支架额定阻力按下式计算：Qs = PhBcSc/Ks=1238 0.38 X1.75=14559kN/架式中：Qs 液压支架额定阻力（kN/架）SC 液压支架中心距（m）,取1.5（三）支架选择液压支架ZF16000/

14、21/38支护强度为约1.59MPa，支撑高度为2.13.8m ,初撑力为12824 kN，工作阻力为16000 kN，满足回采要求。第三节设备选型根据3煤地质情况，设备选型如下：1、支架XX工作面所在的3煤层为22盘区可采煤层，煤厚4m16.6m，平均11m ,XX工作面设计9属厚特厚煤层，以特厚煤层为主。结合煤层及顶、底板条件，设计支架高度为 2.1 3.8m。液压支架选用ZF16000/21/38 ,支护强度为约1.59Mpa ,支撑高度为2.13.8m，初撑力为12824 kN，工作阻力为16000 kN，满足回采要求。该支架基本技术参数为：型号：ZF16000/21/38初撑力：12

15、824kN (P=31.5MPa )工作阻力：16000kN (P=39.3MPa )支护强度：1.59MPa宽度：1.66 1.86m中心距：1750mm底板比压：3.45MPa(平均)支撑高度：2100 3800mm适应煤层倾角：15 （包括走向、倾向）工作面额定供液压力：37.5MPa操纵方式：手动本架控制拉移步距：900mm立柱：双伸缩支架重量：42.6 吨XX工作面设计102、米煤机3煤层为稳定煤层，煤厚 1.1525.91m，平均14.09m。一般1018m , 以单一煤层为主，结构简单，顶底板以泥岩、砂质泥岩为主，少数顶板为砂岩。 煤岩坚硬程度多为松软级。工作面采煤机选用MG65

16、0/1480-WD型米煤机，其主要技术参数为：米咼范围：2400 4600mm机面咼度：1654mm适应煤层倾角：60）S=13.33 m2Q:工作面需风量（m3/min），取2000V: 机巷风速（m/s），取2.53.0（二）按机巷设备布置计算1、计算机巷宽度Bjs按下式计算Bjs二Bs+Bp+Bj+Bx =5500mmBs:机巷胶带输送机与上帮间隙（mm），取600Bp:机巷胶带输送机外形宽度（mm），取1900Bj:轨道中心线与皮带机的间距（mm），取1350Bx :轨道中心线与下帮（含水沟）的间隙（mm），取1650XX工作面设计212、计算机巷高度Hjs按下式计算Hjs二Hs+Hq

17、+Hc+Hg+Hj=3550 mmHs:机巷最高设备的高度（mm），取2600Hq:机巷起伏对巷高选取的影响值（mm），取200Hc:平板车距底板的高度（mm），取400Hg:枕木和轨道的高度（mm），取150Hj:设备最高点与顶板的间距（mm），取200（三）机巷断面的优化确定1、根据以上计算确定机巷宽度（B）5500mm，高度（H）3700mm2、根据上述计算的B、H值，计算机巷断面积S =20.4 m2,以上机巷的宽度、高度是可以满足生产的需要。二、风巷断面设计（一）按工作面回风量计算计算巷道断面S按下式计算：S=Q/ （vX60） =2000/（2.5 60）S=13.33 mQ:工作

18、面需风量（m3/min）,取2000XX工作面设计22v:风巷风速（m/s）,取2.53.0（二）根据设备运输需要计算Bjs=5000mmHjs=3550mm1、根据以上计算确定风巷宽度（B）5000mm，高度（H）3700mm2、 根据上述计算的B、H值，计算风巷断面积S =18.5 m2,。所以以上风巷的宽度、高度是可以满足生产的需要。三、切眼断面设计（一）按设备安装要求计算1、切眼宽度Bq二Bd+Bqj=8500+500=9000mmBd:为支架最小运输高度时的平面对角线长度，8500mm ;Bqj:为支架最小运输高度时的平面对角线外缘与煤壁及采空区的两 侧间隙之和，取500mm。2、切

19、眼高度Hq=Hg+Hp+Hz+Hj=300+400+2500+300XX工作面设计23=3450mmHg:切眼安装用枕木和轨道的高度（mm）,取150Hp:切眼安装用平板车高度（mm），取400Hz:综采液压支架的最小运输高度（mm），取2600Hj :综采液压支架装平板车后，支架顶梁上平面距顶板支护体下 缘突出面（点）的间隙（mm），取300（二）按切眼变形计算B二Bjs+Bb=8500+200=8700mmH=Hjs+Hb=2600+100=2700mm（三）切眼断面确定21306工作面切眼设计：矩形断面考虑安装间隙及支架就位，根据以上数据，最后确定:切眼Bq:净高3.50m，Hq:净宽9

20、.0m净断面积S =31.5 m2；净断面积S0，可以满足支架的安装要求。五、设计巷道断面参数一览表XX工作面设计24序号巷道名称断面形状断面规格（净高X净宽）掘进断面积（m）净断面积（m）备注1机巷矩形3.7 X5.521.020.42风巷矩形3.7 X5.019.218.54切眼矩形3.5 X9.032.331.5第六节巷道支护设计一、巷道支护形式设计（一）设计巷道支护条件说明1、巷道的围岩条件顶板类型划分方案可划分为伪顶、直接顶、老顶三种。老顶：粗粒砂岩为主，灰白色，粗粒砂状结构，成分为石英、长石及暗色 矿物，次棱角状，局部夹紫色泥岩薄层，富含黄铁矿结核；岩性较为稳定，平 均厚度6.7m

21、。直接顶：砂泥岩呈互层状产出，属稳定性较差的岩体，厚度5m左右。伪顶：XX工作面3#煤伪顶厚度薄，稳定性差，厚度01m，平均厚0.5m 随着煤层开采冒落，属不稳定岩体。煤层底板：底板：直接底板为炭质泥岩：黑色，染手，易碎，含炭屑及镜 煤条带；老底为泥岩及铝质泥岩：灰褐色，团块状，含铝土质及植物根系化石， 其下为灰褐色铝质泥岩，层面光滑，有滑感，局部夹浅灰色细砂岩条带。工作面主要充水因素是顶板含水砂岩，顶板可能有淋水。2、巷道的空间与时间条件XX工作面设计25XX工作面为21306的接替工作面，预计XX工作面于2016年7月份回采。3、巷道功能与断面条件XX机巷作为进架主路线，其宽度和高度比较大

22、；机巷为机轨合一巷，不仅需布置皮带机，机巷还需要布置轨道、设备列车；综采面切眼导峒和刷大部分宽度为 9.0m左右；以上说明，如满足综采工作面生产需要，各个巷道的设计不能小，而断面大，将增加支护的难度。（二）巷道支护方式设计1、根据巷道支护条件设计为满足综采工作面生产需要，需加大巷道的支护强度，避免二次修复，造成人力和物力的浪费。2、采用工程类比法设计根据地质资料分析，22302工作面煤层顶板属于H类，22302工作面两巷皆 采用锚梁网索支护，经过验证，该支护能满足生产需要，根据工程设计类比法， 设计XX工作面机、风巷均采用锚梁网索支护。切眼宽度9.0m左右，跨度大，根据已回采的工作面切眼支护经

23、验，采用复 合支护能够满足装面要求。（三）设计巷道形状的确定XX机巷、风巷均为煤巷，断面为矩形。XX工作面设计26二、巷道支护参数设计（一）煤巷支护参数设计1、锚杆支护设计（1 ）锚杆长度顶锚杆通过悬吊作用，帮锚杆通过加固帮体作用，达到支护效果的条件， 应满足：L红1+L2+L3式中：L1 -锚杆外露长度，其值主要取决于锚杆类型及锚固方式，取0.10m ;L3锚入岩（煤）层内深度，取 0.5m。L2 锚杆的有效长度，（顶锚杆取围岩松动圈冒落高度 b，帮锚杆取帮破 碎深度c） m;顶锚杆取围岩松动圈冒落高度 b,B。小+ H tan 45i2I2丿L2=b=f顶式中B巷道掘进宽度，5.1m ;H

24、 巷道掘进高度，4.05m ;f顶一一顶板岩石普氏系数，2;XX工作面设计27两帮围岩的似内摩擦角,-.=arctan f顶XX工作面设计28114 340=20.5 mm带入数值，得到L2=b=1.75m ;帮锚杆取帮破碎深度C,（ 0、c = H tan 45 一 L2=2 丿带入数值，得到L2=c=0.96m。顶锚杆长度：L 况1+L2+L3=0.10+1.75+0.50=2.35帮锚杆长度：L 况1+L2+L3=0.10+0.96+0.50=1.56结合我矿实际情况，为安全施工，取锚杆长度L=2.40m（2 ）锚杆直径锚杆采用20MnSi H级建筑用螺纹钢系列，锚杆的直径根据杆体承载力

25、与锚固力等强度原则确定，即式中，d 锚杆杆体直径，mmQ 锚固力，由拉拔实验及查表一确定为 114KN（表一）20MnSi 螺纹钢锚杆锚尾强化效果及承载能力螺纹钢筋名义直径锚尾螺纹屈服载荷/KN极限载荷/KN延伸率/%断裂部位不处理M1653.78713.8C 18强化热处理M1692.013720.0锚尾杆体不强化M1865.910216.4C 20强化热处理M18114.017121.3锚尾杆体e 22不强化强化热处理M20M2083.0141.513621616.623.3锚尾杆体-35.52XX工作面设计29a :二t 杆体材料的抗拉强度，查表二知为 340Mpa ,（表二）20MnS

26、i H级建筑用螺纹钢系列公称直径外径内径截面屈服强度极限强度线质里/mm/mm/mm9/m m/Mpa/Mpa/kg m-11617.515201.11.58182017254.52.00202219314.23405202.47222421380.12.98252724490.9常用的锚杆直径规格为14、16、18、20、22mm ；结合我矿实际情况：取锚杆直径为 d=22mm。顶锚杆间、排距式中a锚杆间、排距，m;G 锚杆设计锚固力，50kN/根；k安全系数，取2 ；L2 有效长度，顶锚杆取b=1.75 m ；岩体容重，顺槽内为全煤巷道，取煤的容重13.7 kN/m3带入数值，得a = 1

27、.02m结合我矿实际情况，安全起见，顺槽煤巷，a取0.8 m80=320 m 3/minN :工作面最多人数根据以上计算取最大值，工作面风量暂定为1800m 3/min4、风速校验最高风速：V仁Q定1书0最低风速：V2=Q定2书0风速验算：0.25 m/s v V2 v V1 v 4m/s由此可见，风速符合规程规定。本工作面设计风量不得低于定为3/min。XX工作面设计37第五章瓦斯治理设计根据煤层赋存条件、瓦斯涌出情况和工作面巷道布置形式。根据测算XX工作面瓦斯绝对涌出量约为21.27m 3/min，采用顶板高抽巷抽放方法。(1 )顶板高抽巷抽放工作面回采期间，在 XX高抽巷布置一趟500m

28、m抽放管路，抽放采空区 冒落带、裂隙带瓦斯。(1 )顶板高抽巷层位的选择XX高抽巷布置在XX风巷内错12.9m顶板处，利用回采期间的冒落直接抽 放采空区；抽放管道管径、材质规格抽放瓦斯管道管径采用如下公式计算：D=0.1457 (Q/V) 1/2式中：D瓦斯管内径，m;Q -混合瓦斯流量，m3/min ;V瓦斯在管内的经济流速， m/s; 般10 v Vv 15m/s。根据XX高抽巷抽放浓度10%，抽放率不小于50%，计算预抽流量不小于106m3/min，则:XX工作面设计38XX高D1=0.1457 (106/13 ) 1/2=0.416 m根据计算xx工作面抽放管路选择0500mm规格的瓦

29、斯抽放管路。管路敷设及路线抽放采空区顶板高抽巷瓦斯选用0500 mm的抽放。敷设路管路线:抽巷TXX风巷T北翼回风大巷T回风大巷。XX工作面设计39第六章安全监控系统设计一、 瓦斯监控分站及传感器型号、数量分站：型号 KJ90-F16 （D），数量1台。瓦斯传感器：型号KG9001C，数量：3台。二、 瓦斯传感器安装。TO :安设在上隅角距老塘和风巷巷帮均不小于800mm，距巷帮不小于200mm，距顶板不大于300mm，并挂牌管理。T1 :安设在工作面回风侧距离工作面10m范围内，安设在距巷帮不小于200mm，距顶板不大于300mm，并挂牌管理。T2 :安设在距离XX风巷与措施巷三岔门向里10

30、15m范围内，安设位置 距巷帮不小于200mm，距顶板不大于300mm，并挂牌管理。三、采煤工作面瓦斯传感器设置：报警浓度断电浓度复电浓度T0:羽.0%,羽.0% ,v 1.0% ；T1:羽.0%,羽.0% ,v 1.0% ；T2:亘）.8%,为.8% ,v 0.8% ;断电范围：T0 采煤工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备XX工作面设计40T1 采煤工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备T2 采煤工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备四、其它传感器安设抽采管路上设置一组用于监控流量、浓度、负压、温度、一氧化碳的传感在工作上隅角及回风流10m-15m位置安设CO传感器，报警值设

31、置24ppm。在工作面回风流10m-15m位置安设温度传感器，报警值设置30 C。五、安装要求：1、 安全监控设备的供电电源必须取自被控开关的电源侧，严禁接在被控开 关的负荷侧。2、 传感器分站应设在便于人员观察、调试、检验及支护良好、无滴水、无杂物的进风巷中，安设时应加垫支架或吊挂在巷道中使其距巷道底板不小于300mm。3、 安装、拆除监控设备或检修与监控设备相关连的电气设备影响监控设备 运行时，必须制定安全措施。六、传感器的管理若工作面需要放炮，则在放炮时监控设备均要移至距迎头警戒线以外，炮 后及时复位。XX工作面设计41监测队每周对瓦斯监控分站调校一次，每隔7日必须使用标准气样和空气XX

32、工作面设计428h样进行一次调校，且必须对甲烷断电闭锁和甲烷风电闭锁功能进行测试，保证 功能可靠。瓦斯检查员每班用光学机对瓦斯传感器经常核对，当二者显示值误差超过 0.1%时，要以大值为准并汇报至通风调度，并采取安全措施，监测队必须在 内将两种仪器调准，并填写故障记录。当安全监控设备出现损坏或其它故障导致不能正常运行时，监测队必须及 时进行处理，在4h内恢复设备正常运行。回采工作面必须装备断电器，在瓦斯超限等异常情况下能够及时切断工作 面所有电气设备的电源。回采工作面必须安设好瓦斯电闭锁系统，在回采工作面中安装好瓦斯传感 器，监控中心设置好各传感器的控制关系。当瓦斯传感器探测到瓦斯超过规定 限

33、度时，能够自动停掉动力电源，并只有在瓦斯降低到规定限度（参照回采工 作面传感器的管理）以下时方可恢复送电，且只准人工复电。回采工作面监控设备之间必须使用专用阻燃电缆或光电缆连接，严禁与调 度电话电缆或动力电缆等共用。防爆型煤矿安全监控设备之间的输入、输出信 号必须为本质安全型信号。另外电缆的敷设、连接方式，必须符合规程有 关规定。第七章防尘、防灭火系统设计第一节防尘系统设计1、供水系统XX工作面设计43（1）工作面配备静压洒水管路，水源从地面污水处理站经回风立井井筒进入回风大巷，用管路接入每条巷道。井筒和回风大巷主供水管路DN159，干管路DN108，喷雾用水DN50。洒水管路按规定每隔100

34、m设置一个三通阀门（皮 带顺槽洒水管每隔50m设一个三通）。（2）供水施救系统用水从工业地面生活水管网接出，由高位水池供水，经 回风立井井筒进入回风大巷，用 DN159管路接入每条顺槽巷。应急供水管路按 规定每隔200m设置一个三通阀门，在紧急情况下为避险人员供水、输送营养 液提供条件井下各应急供水地点。2、综合防尘措施1坚持综合防尘制度，工作面上风巷必须每天由兼职防尘员洒水灭尘一 次，上风巷每周洒水灭尘一次，工作面须每班洒水灭尘，局部煤尘要有人清扫， 保证整个工作面系统无煤尘堆积。2防尘设施要按设计要求安装齐全、可靠，并坚持正常使用，损坏失效设 施要及时维修更换。3工作面进风巷入口和回风巷距

35、工作面 30m范围必须各安设二道净化喷雾，各净化喷雾必须能喷成雾状且能够覆盖全断面。4工作面风速要控制在规定值以内，且作业人员必须戴好防尘口罩，搞好 自我保护。5根据要求在工作面上下顺槽各安设不低于 200L/m2水量的隔爆水棚， XX工作面设计44并经常灌水保持水量符合要求。6上、下风巷隔爆水袋的吊挂数量及吊挂范围必须严格煤矿安全规程 规定执行。7工作面采煤机必须要有内外喷雾装置，如果内喷雾装置不能正常喷雾， 外喷雾压力不得小于4Mpa，无水或喷雾装置损坏时必须停机。第二节防灭火系统设计1、XX工作面灌浆系统设计1）制浆系统采用地面固定式灌浆站集中灌浆，向井下进行预防性灌浆。2）灌浆参数的选

36、择浆液的水固比应根据泥浆的输送距离、煤层倾角，灌浆方式及灌浆材料和 季节等因素通过经验确定，一般情况下为 4:1，冬季为5:1。3）管路系统布置：地面灌浆台T回风立井井筒T回风大巷T北翼皮带大巷T XX机巷TXX米空4)利用预埋灌浆管路进行预防性灌浆，回采前形成灌浆系统，当工作面初 采推进60m时，对采空区开始进行预防性灌浆，防止采空区自燃发火。5) 工作面回米时在回风巷每隔 50m安设一处“三通”并每间隔30m向米 空区在预埋一趟108mm灌浆支管路，形成工作面灌浆系统，XX工作面设计456)工作面末采时在距停采线60m、30m处各增设一趟108灌浆管路，在 末采时对采空区进行预防性灌浆，在

37、回采结束后封闭采空区，对巷道及停采线进行充填灌浆。2、XX工作面注氮系统设计(1)制氮设备及安装地点选用2台DM-700型及1台DM-1200型及膜分离制氮机，实际总产氮量达2000m 3/h，纯度97%，氮气出口压力0.8Mpa。制氮机设备安装在 21305机 巷联巷制氮机设备安装在21305机巷联巷。(2)注氮防灭火惰化指标 注氮防火惰化，即注氮后采空区内氧气浓度不得大于7% ; 注氮灭火惰化，即火区内氧气浓度不大于 3% ; 注氮抑制瓦斯爆炸，其采空区氧气浓度指标小于12%。由于开采煤层为一类自燃煤层，采空区防火惰化指标取7% ,灭火惰化指标 取3%。(3)注氮量计算单位时间内注氮充满采

38、煤所形成的空间，使氧气浓度降到防灭火惰化指标 以下，计算公式为：QN 二A/(1440tn1n2) (G/C2 -1) K式中：QN-注氮流量，m3/min ;A年产量，360Mt ；XX工作面设计46t年工作日，取 360d ;P煤的密度，1.43t/m3;n1管路输氮效率，%，一般取0.9;n2采空区注氮效率，%，一般在0.30.7之间，取0.6;C1 空气中的氧气浓度，取 20.8% ;C2 采空区防火惰化指标，可取 7%;K安全备用系数，1.21.5，取1.2。经计算，22302工作面回采期间需氮量为1276m 3/h ,目前注氮泵实际注氮 量2000 m 3/h满足要求。(4 )管路

39、布置(具体防灭火系统布置图)二号大巷联络巷回风大巷北翼皮带大巷XX机巷正常回采期间在机巷布置一趟108mm注氮管路，在下隅角距工作面煤壁25m与45m各布置一个注氮管路出口，随工作面推进向采空区连续注氮。3、防灭火监测系统设计(1 )束管监测束管监测系统配置一套煤矿束管火灾监测系统，一次进样可以完成对CO、C02、CH4、C2H2、C2H4、C2H6、02、N2等自然发火标志气体的全分析。束管管路布置束管布置由地面监控室开始从副井深入井下，经副井T等候硐室T回风大巷XX工作面设计47T北翼回风大巷-XX风巷-XX工作面上隅角测点布置在工作面采空区上隅角布置一趟束管采样点，每天利用地面束管采样系

40、统 抽气对采空区气体成份进行分析。(2 )在线监测在XX风巷、上隅角布置的C0传感器进行实时监测，在XX高抽巷瓦斯抽 放管路上安装CO传感器、温度传感器进行实时监测。(3 )人工检测每班检测XX工作面回风流、上隅角及工作面架间的 CO、CH4和温度。每 周利用高抽巷瓦斯抽放管路取气样两次，进行色谱分析。4、其它外因防灭火措施(1 )入井人员严禁携带明火、易燃、易爆物品及穿化纤衣服下井。(2)对电器设备运转不良及机械摩擦产生的过热现象，必须及时消除。(3 )电气设备着火时，应首先切断电源；在切断电源前，只准使用不导电的灭火器材进行灭火（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

41、，立即采取一切可能的方法直接灭火、控制火势，并迅速报告矿调度指挥中心。（5）巷道内使用的机油必须装入盖严的铁桶内， 由专人押运送至使用地点， XX工作面设计48剩余的机油必须运回地面，严禁在井下存放。迎头使用的润滑油、棉纱、布头 等必须存放在盖严的铁桶内，不得乱扔乱放。严禁将剩油、废油泼洒在巷道内。（6）严格按爆破管理规定放炮，严禁用动力线等不按规定的方式放炮；（7）设置消防供水系统，管路直径不小于 108mm，每50M留一三通闸阀 并能随时供水，供水水压不小于1Mpa。（8）掘进工作面或其他地点发生火灾或有自然发火现象时，应及时将人员 撤到安全地点，并积极组织现场人员进行灭火，若是电缆，电气

42、设备着火，应 及时切断电源，再进行灭火；（9 ）电气设备、缆线着火时，首先切断电源，用沙子、岩粉灭火。（10 ）因机械摩擦生热、油脂、纱布或其他引发火灾，可利用身边物件水 管直接灭火。（11 ）火灾不能扑灭时，应听从调度所安排或按避灾路线，及时将受火灾 威胁人员撤到有新鲜风流的安全地点。第八章生产系统一、 运输系统（一）运煤系统XX工作面-XX机巷-北翼皮带大巷-北翼煤仓-中央皮带大巷-主井-地面（二） 运料系统副井井底车场中央辅运大巷北翼辅运大巷XX机巷运输联巷XX机XX工作面设计49巷-XX工作面副井井底车场中央辅运大巷北翼辅运大巷XX风巷运输联巷XX风巷-XX工作面（三） 进架路线副井井

43、底车场中央辅运大巷北翼辅运大巷XX机巷运输联巷XX机巷-XX工作面（四） 出架路线XX工作面-XX机巷-XX机巷运输联巷-北翼辅运大巷-中央辅运大巷-副井-地面二、 压风系统风井井底车场中央辅运大巷北翼辅运大巷XX机巷运输联巷XX机巷-XX工作面风井T井底车场T中央辅运大巷T北翼辅运大巷T XX风巷运输联巷T XX风巷TXX工作面三、供水系统风井T井底车场T中央辅运大巷T北翼辅运大巷T XX机巷运输联巷T XX机巷TXX工作面风井T井底车场T中央辅运大巷T北翼辅运大巷T XX风巷运输联巷T XX风巷TXX工作面XX工作面设计50第九章供电系统设计第一节工作面设备负荷统计序号设备名称型号单位数量

44、功率电压功率因数备注1皮带机部12*500kW10kV0.8高压直供2采煤机MG650/1480-WD台11480kW3300v0.853前部溜子SGZ1000/1400部12*855KW3300v0.87电源取自1#移变4000kVA4后部溜子SGZ1000/1400部12*855kW3300v0.875转载机SZZ1200/525台1525/263kW3300v0.876破碎机PLM/60A台1400kW3300v0.87电源取自2#移变4000kVA7乳化泵BRW400/37.5A台33*315kW1140v0.858喷雾泵BPW315/16台22*132kW1140v0.85电源取自3

45、#移变1000kVA9排水泵台22*90kW1140v0.8510无极绳绞车部1200kW1140v0.85电源取自22盘区变电所5#干 变11冷却风机台22*2.2kW660v0.75660v电源取自22盘12液压泵站台115kW660v0.75区变电所1#干变XX工作面设计5113合计8794kW第二节供电概况XX综放工作面走向长度1600米，工作面长度170米，供电方式拟定为： 采用两趟高压线路供电，其中1#电源取自22盘区变电所I段的5#高爆开关，供 1#KBSGZ Y-4000kVA移变（1#移变供采煤机和前部溜子），皮带机头配电点与 1#移变电源T”接，共用一趟高压电缆；2#电源取

46、自22盘区变电所皿段的20# 高爆开关，由2#移变（4000kVA ）供后部溜子、转载机和破碎机， 3#KBSGZ Y-1000kVA 移变供乳化泵、喷雾泵。皮带机头控制电源（660v ）电源取自皮带机头4#KBSGZY-160kVA移动变电站。机巷、风巷以及高抽巷低压 供电系统（1140v ）电源取自22盘区变电所1#KBSG-630kVA 动力干变，风巷 排水二路电源拟取自22盘区变电所2#KBSG-630kVA动力干变，供电系统图附 后。第三节变压器容量选择 供采煤机、前溜移变选择:Kr=0.4+0.6* （Pmax/ 习N）=0.4+0.6* (2*855/3190 )=0.72Sb1

47、=Kr* IPN/Cos /=0.72*3190/0.7XX工作面设计52=3281kVA现有1#移变其额定容量4000kVA3281kVA，因此满足要求。 供后溜、破碎机、转载机移变选择：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现有2#移变其额定容量4000kVA2973kVA，因此满足要求。 供乳化泵、喷雾泵移变选择：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现有3#移变其额定容量1000kVA707kVA，因此满足要求。 皮带机头变压器选择：因皮带主驱动电机为高压电机，供电电压10kV，采用高开启动不需要使用XX工作面设计53变压器。皮带及辅助系统供电电压 660v,电源取自4#KBSG-160kVA干式变压 器。4#移变电源取自皮带机头配电点。第四节高压电缆选择A、10KV高压电缆截面选择与校验：Kx*二Pe*1。3 _0.8*7587*10 6069600I总 3UCos = .3*10000*0.85 14722 =412A因工作面电流较大，采用单线无法满足工作面供电要求，现选择两趟高压线路为工作面供电，

49、为考虑工作面设备功率平均分布，先选择1#线路电缆的主截面和长度。1、因皮带机头电源与22302工作面1#电源T ”接，皮带机头总负荷为2*500kW,工作面1#电源按所供移变(4000KVA+1000kW )最大负载计算持续 电流：Kx*P*103 _ 0.8*(4000*0.7 1000)*10 _ 3040000I1#= 3*Un*cos 3U * 0.8514722206A查矿用橡套电缆载流量表，MYPTJ-3*95mm 2电缆载流量为255A206A，因此满足要求。按经济电流密度计算与校验:lc _ 206 _A= J 25 82 mm 295 mm2根据高压电缆经济电流密度校验 95

50、 mm2电缆能够满足需求。2、供22302皮带机负荷为2*500kW，按持续电流计算与校验：33XX工作面设计54Kx*P*1030.8*1000*10800000| 皮=3*Un*cos54A，因此满足要求。按经济电流密度计算与校验：_ 54 _A= J 25 22 mm 2190A，因此满足要求。按经济电流密度计算与校验：lc 190 _A= J 25 76 mm 295 mm 2根据高压电缆经济电流密度校验 95 mm2电缆能够满足需求。B、 高压电缆长度的确定10KV高压电源取自于22盘区变电所，与XX工作面移变配电点距离1770 米，由电缆敷设系数（取1.15），可知单趟需电缆203

51、5米，共计高压电缆4070 米。高压电缆走径：22盘区变电所北翼辅运大巷XX机联巷机巷设备列车 XX工作面设计55配电点。高压电缆中间接头采用10kV高压电缆联接装置连接。C、工作面电缆的主截面选择和长度的确定：因工作面负荷较大，为减小工作电流，采用3300V供电。在选取电缆时要选用耐压3300V的带屏蔽的矿用系列电缆。1、采煤机（本机供电电压3300V ）电缆截面选择总功率P采= 1480KW加权功率因数取0.85采煤机电缆截面选择：P1480*1031480*103I 采=Y3Uncos 二 J3u * 3300* 0.85 二 4858.26 =304.6A330A查矿用橡套电缆载流量表

52、：3*150 mm2电缆的载流量为330A，应选用采煤 机专用电缆（3*150+1*70+7*10 ）。按经济电流密度计算与校验：lc _ 304 _A= J 25 121.6 mm 2171.9A，满足要求。 按经济电流密度计算与校验：A= J 25 56.3 mm 270 mm2根据电缆经济电流密度校验70 mm2电缆能够满足需求。前部、后部溜子电缆长度的确定：前后溜子机尾电机电缆长度的确定:开关列车长度100M+机巷长度500M+工作面长度170米=770M前后溜子机尾电机电缆长度的确定：开关列车长度100M+机巷长度500M=600M3、转载机（本机供电电压 3300V）转载机电缆截面

53、选择：本机为525KW运转、263KW起动，按运转功率计算XX工作面设计57P 转=525KW功率因数0.87P转525 * 1035 25 * 103I 转=n cos半=13* 3300* 0.87 二 4972.6 =105.6A165A查矿用橡套电缆载流量表50 mm2电缆的载流量为165A，满足要求。按经济电流密度计算与校验：Ic 105.6 _A= J 2542.2 mm 250 mm 2根据电缆经济电流密度校验50 mm2电缆能够满足需求。转载机电缆长度的确定：开关列车长度100米机巷长度500M-转载机长度50M=550米。4、破碎机（本机供电电压 3300V）破碎机电缆截面选

54、择：P 破=400KW功率因数0.873P破400* 10400*103I 破二 A/3Un cos申=!3 * 3300* 0.87 = 4972.6 =80 4A查矿用橡套电缆载流量表，50 mm2电缆的载流量为165A，满足要求。按经济电流密度计算与校验：lc _ 80.4 _A= J2532.2 mm 2Ps 满足要求。B.根据统计2#4000KVA移变所供负荷为：2635kWSa=Sb n=4000*0.8=3200kWPs=p*cos =2635*0.85=2239kW贝SSaPs满足要求。C.根据统计3#1000KVA移变所供负荷为：762kWSa=Sb n=1000*0.8=8

55、00kWXX工作面设计60Ps=p*cos =762*0.85=647.7kW贝SSaPs满足要求。D.根据统计4#160kVA移变所供负荷为60kWSa=Sb n=160*0.8=128kWPs=p*cos =60*0.85=51kW贝SSaPs满足要求。根据验算工作面3台移变满足工作面负荷容量。第七节低压电缆校验A、电压损失：按该工作面供电距离距离最长的采煤机和前、后部溜子机尾电缆进行电压损失校验。1、采煤机干线电缆电压损失计算：33P* L*101480*770*10U 损二 r*U * A = 53* 3300*150 =93 U5%=165v。因此，采煤机电缆线路电压损失符合要求。2

56、、前部、后部溜子机尾干线电缆电压损失计算：33P* L*10855*770*10U 损二 r*U * A = 53*3300*70 =54 U5%=165v。因此，前部溜子机尾电缆线路电压损失符合要求。后部溜子电缆长度与前 部溜子相同，故不再计算。式中：AU干线电缆电压损失V；XX工作面设计61P该设备的功率kW;L该设备电缆线路的敷设长度m;r铜芯软电缆在20 C时的电导率53;U 供电线路的额定电压3300V ;A干线电缆截面mm2;第八节开关选型及整定1.开关选择:A、根据采煤机、前部溜子最大电机启动电流选择开关:P采I 采=3Un cos ：=P溜32* 650*103*3300*0-

57、87 =261.4A （正常运行）32*428*10I 前溜=亠ncos二 3*3300*0,87 =172A （低速起动）IQ 采=I 采+51 前溜=261.4+5*172=1121A该组合开关控制的电机数量为 5台按我矿实际情况，组合开关选用QJZ1600/3300-8型。B、根据后部溜子、转载机、破碎机最大电机启动电流选择开关:P溜2*428*103I 后溜=3ncos= .3* 3300* 0.87 =i72A （低速起动）P 转525*103I 转=J3Uncos半=+*3300*0.87 =105.6AP破400*103I 破二 J3un cos 二巧*3300* 0.87 =8

58、0.4AXX工作面设计62IQ=5I 后溜+1 转+I 破=5*172+105.6+80.4=1046A根据该开关控制的电机数量：7台按我矿实际情况，组合开关选用QJZ1600/3300-8型。C、根据乳化泵，喷雾泵最大电机启动电流选择开关：P乳315* 103315000I 乳 = 3Uncos ：= .3*1140*0.87 = 1717.8 =183AP 喷132*103132000I 喷=、3un cos = 1.5，灵敏度符合要求。B、前部、后部溜子开关灵敏度校验L 等=K L 溜=0.53*770=48m查表得此处两相短路电流为3500AId 23500灵敏度二肓=1600=2.1

59、81.5灵敏度符合要求。C、转载机开关灵敏度校验L 等=K L 转=0.73*550=401m查表得此处两相短路电流为3090AId 3090灵敏度=In = 1600 =1.931.5灵敏度符合要求。D、破碎机开关灵敏度校验L 等=K L 破= 1*550=550mXX工作面设计66查表得此处两相短路电流为2670AId 2670灵敏度=In =1600 =1.661.5灵敏度符合要求。E、 乳化泵开关灵敏度校验L 等=K L 乳=0.53*100=53m查表得此处两相短路电流为 6146AId 6146灵敏度=In =1600 =3.841.5灵敏度符合要求。F、喷雾泵开关灵敏度校验L 等

60、二K L 乳=1*100=100m查表得此处两相短路电流为5539AId 5539灵敏度二订二1600 =3.461.5灵敏度符合要求。G、1#移变（采煤机、前部溜子）整定 低压侧真空开关整定3 PeKr 1031900.721000Ica =、3UeCos Pj=、3 33000.8=502A，整定为500A 移变高压侧真空开关整定a.负荷电流为 PeKr 0.72 M 3190XX工作面设计67I= 3UeCos pj = , 3100.8 =165Ab.过负荷长延时整定取 1.15I=1.15 X165=190,整定 200A。c.短路速断保护12=81=8 X165=1320A,整定