综采工作面设计

1、xxxx3412综采工作面修改设计说明书XXXX煤矿2002年投产，设计能力30万t/a，一对立井开拓，2006年 矿井核定生产能力为18万t/a。石桥煤矿三、四采区设计由宁阳县煤 炭局于2004年11月【2004 31号批准，综合机械化放顶煤可行性研究及 方案设计、由宁阳县煤炭局于2014年5月【2014 42号批准，由泰安市 煤炭局于2014年6月【2014 155号批准。石桥煤四采区修改设计说明 书由宁阳县煤炭局于2004年11月【2004 31号准,3412综采工作面是 四采区第一个综采面，为保证采面安全生产，生产系统合理可靠，最大限度 地提高采面经济效益、煤炭资源回收率，石桥煤矿编制

2、了四采区3412综采工作面设计。第一章编制采煤工作面设计的依据与设计指导思想一、编制依据1、XX煤矿三、四采区设计2、综合机械化放顶煤可行性研究及方案设计3、XX煤四采区修改设计说明书4、煤炭工业矿井设计规范5、煤矿安全规程 二、设计指导思想指导思想：认真贯彻国家有关煤矿的方针、政策和法律、法规，严格 执行煤矿的有关规程、规范和规定，从现有实际情况出发，充分利用现有 生产系统和技术装备，合理布置生产系统，确保安全生产，稳步提升采面 生产能力，实现最大限度回收煤炭资源，达到安全可靠、技术可行、效益 良好的目的。1xxxx3412综采工作面修改设计说明书第二章工作面概况一、工作面位置、周边关系及开

3、采情况3412工作面井上位置位于东外环西 173米东外环东80米，石桥 煤矿运煤公路南500米628米，地面为农田、无建筑物，地面标高+63 64米。井下位置：井下位于-580轨道下山东180米500米，3406工 作面东69米389米，具体如表一所示工作面位置及井上、下关系表表水平名称-335 米采区名称四采区地面标咼+62米64米井下标高-585米-623米地面的相 对位置东外环西173米东外环东80米，石桥煤矿运煤公路 南500米628米回采对地面 设施的影响地面为农田、无建筑物。井下位置 及相邻关系井下位于-580轨道下山东180米500米，3406工作面东69米389米走向长度320

4、倾斜长度120米面积：38400m2二、地形地物3412工作面井上为农田、水泥路，无房屋等建筑物，无河流、水塘、 水渠等水源。三、工作面参数、开采技术条件及煤层赋存特征一、3412工作面开采的煤层为山西组 3层煤的上分层，即3上煤, 煤层厚度2.46.09之间，平均4.2米，结构一般，隅含夹矸，夹矸为灰 白色泥质粉砂岩，厚度为00.5米。该煤层为半暗型煤，以亮煤、暗煤为主，含少量镜煤及丝炭条带，为条带状结构，层状结构，阶梯状、贝壳状断口，裂隙较发育。煤层走向为120 ° -270 °，倾向为210 °780 °，倾角为最小为5 °，最 大为21

5、 °，平均为13 °。四、储量及服务年限工业储量 38400 X4.2 X1.35t/m3=21.8 万吨。可采储量：21.8万吨X93%=20.3 万吨。二、工作面服务年限服务年限二可采储量/设计月产量=20.3万吨/2.25万吨=9 （月 ）五、煤层本工作面开采的煤层为3上煤层，该工作面煤层赋存较稳定，且大 部分可采，煤层厚度在2.46.09米之间，平均4.2米,局部煤层倾角略大, 隅含夹矸，具体情况如表二所示：煤层特征表：表二煤层厚度4.2m煤层结构般煤层倾角（度）13开采煤层3上煤种气煤稳定程度较稳定煤 层 情 况 描 述3412工作面开米的煤层为山西组3层煤的上分

6、层，即3上 煤，煤层厚度2.46.09之间，平均4.2米，结构一般，隅含夹 矸，夹矸为灰白色泥质粉砂岩，厚度为 00.5米。该煤层为半暗型煤，以亮宽、暗煤为主，含少量镜煤及丝炭 条带，为条带状结构，层状结构，阶梯状、贝壳状断口，裂隙较 发育。六、煤层顶底板本工作面开采的为3上煤层，顶底板都较稳定，直接顶为灰色、灰白色细砂岩互层，厚度为1.3米，老顶为灰白色中沙岩，硬度较大，顶板垮落较为容易。直接底板为深灰色细砂岩0.20.5米，老底为灰白色、厚层状中沙岩，硬度较大。具体情况见表三：煤层顶底板特征表：表三顶底板 名称岩石 名称厚度(m)特征老顶中砂岩15灰白色，中砂岩，钙质胶结，f=5-6直接顶

7、细砂岩1.3灰色、灰白色细砂岩互层，f=3直接底细砂岩0.3深灰色，泥质胶结，遇水软化,f=2-3老底互层砂岩10灰白色，厚层状肉红色中沙岩，f=5-6第三章地质构造及钻孔情况一、断层情况及对回采影响3412工作面构造整体近似为向南倾斜的单斜构造，工作面内有一断层F48，南部200米外有F2-1断层，东部80米外有F16断层，对工作 面无影响，具体如下表四：断层情况表：表四断层名称走向倾向倾角性质落差(m)对回采的影响F48180 °270 °75 °正025对回米无影响F2-190180正对回米无影响F16501306973正30 80对回米无影响二、褶曲情况以

8、及对回采的影响巷道掘进揭露无褶曲三、其他因素对回采的影响（陷落柱、火成岩等）无火成岩侵入、陷落柱等其他地质影响。四、钻孔情况：无钻孔。第四章水文地质一、涌水量正常涌水量：0.5m3/h最大涌水量：3m3/h工作面水量主要为井下液压水及工作面防尘水。预计积水量为 0.5m3/h以下，积水随煤运输一起排出。二、含水层（顶底部）分析1、煤层顶板煤层顶板的中砂岩偶含水，预计涌水量为 0.10.5m3/h,对开采无影 响。2、煤层底板3上煤底板不含水。3、三灰根据四采区-580轨道下山、-630偏口现场揭露来看、此区域的三灰 含少量三灰水，随掘进深度的增加水量逐渐减少，最后基本无水4、奥灰根据宁阳井田地

9、质资料提供该区域奥灰富水性较差， 3煤至奥灰间的 地层厚度正常情况下，平均190m左右，对3煤开采起了良好的隔水作用。 四采区404钻孔3上煤底板标高-603.64米。终孔-811.45米，Ts=0.03<0.06。四采区437钻孔3上煤底板标高-564.76米。终孔-660.64米Ts=0.027<0.06。根据以上情况分析待掘巷道不受顶板、三灰、奥灰水影响5、相邻采掘活动分析3406工作面位于 3412西69389米、3406工作面标高-596 -645米、采面生产时揭示无水，根据 3406泄水孔观察、3406工作面 无水，3408工作面位于3412工作面北10130米、340

10、8工作面标高 -572.1-589.1米、3408工作面在进、回风巷掘进时揭示顶底板有少量 砂岩水、水量在0.01m3/h0.05m3/h,水随货一起运出根据以上情况分析3412工作面不受3406采空区积水和3408工作 面影响三、其它水源分析防尘水：工作面基本为俯采，防尘水与煤一起运出，不受防尘水影 响。第五章工作面巷道布置一、顺槽、切眼、停采线等位置的确定上顺槽位置：以3410进风巷测量点Q5点为起点，至H8结束。下顺槽位置：以3412运输巷测量点DA6点为起点，至T5点结束。切眼位置：在下顺槽T5点为开门中以真方位0度掘进与上顺槽贯通 后形成采煤工作面。停采线位置确定在工作面推至下顺槽回

11、风出口位置前10米处停。二、巷道断面形状、几何参数及支护形式采煤工作面上、下顺槽，均沿煤层底板布置，下顺槽主要用于回风、 运煤，上顺槽主要用于进风。顺槽、切眼均采用工字钢、铁丝网、木背板 支护，断面形状为梯形。上顺槽净宽上2.0m，净宽下4.6m，净高2.3m S荒=6.6 m2 S净 =4.68 m2、下顺槽净宽上2.8m，净宽下3.65m，净高2.4m S荒=9.2 m2 S净 =7.74 m2、下顺槽净宽上2.8m，净宽下3.65m，净高2.4m S荒=9.2 m2 S净 =7.74 m2、7xxxx3412综采工作面修改设计说明书8xxxx3412综采工作面修改设计说明书附：上、下顺槽

12、及切眼断面图上顺槽断面图:下顺槽、切眼断面图:#xxxx3412综采工作面修改设计说明书第六章采煤方法及工作面装备一、采煤方法、生产工艺本矿井所采煤层均为缓倾斜煤层。本区所采 3上煤平均厚为4.2m， 符合综采放顶条件，决定四采区3412采面采用综采放顶煤采煤方法，按 走向长壁布置，采用全部垮落法管理顶板。采煤工艺双滚筒采煤机割煤，采高2.0米±0，循环进度为0.6米。液压支架尾梁插板伸缩、升降尾梁放顶煤，放煤高度 2.17米、采放比 为1:1.09。采取一采一放，双轮循环顺序折返放煤工艺，放顶煤步距为0.6 米。落煤方法1、采煤机的进刀采煤机的进刀采用端部自开缺口、斜切进刀的方式，

13、斜切进刀段长度 以采煤机前滚筒为准不少于23m，进刀深度0.6m。具体操作如下：1）采煤机向下（上）割透端头煤壁后，向上（下）推移刮板运输机， 使得刮板运输机弯曲段为15m后，翻转煤机挡煤板，将两个滚筒的上下位 置调换，向上（下）进刀，通过15m的弯曲段至35m处，使得采煤机达到 正常截割深度（即0.6m ）。按要求推移刮板运输机至平直状态。2）翻转采煤机挡煤板，将两个滚筒的上下位置调换，向下（上）割 三角煤至割透端头煤壁。9XXXX3412综采工作面修改设计说明书3）割完三角煤以后，翻转采煤机挡煤板，将两个滚筒的上下位置调 换，采煤机进入正常割煤状态。附图4:采煤机进刀示意图3 1 21-综

14、采面双滚筒采煤机2-刮板运输机3-支架10xxxx3412综采工作面修改设计说明书2、采煤机正常割煤正常割煤长度为120m，采煤机以2.5m/min的速度向上（下）割煤, 直至割透上（下）端头煤壁。采煤机正常割煤采用前滚筒在上部、后滚筒 在下部的方式。3、放煤放煤工艺采用一采一放顶煤，放煤步距0.6米，双轮循环顺序折返放煤 工艺。工作面后部输送机在每个循环放煤后按照自下而上的顺序及时拉 移，拉移步距为0.6m。二、工作面装备1、液压支架支护强度验算理论支护强度的计算Q=N XH XFXZ X9.8=8 X2.0 X4.94 X2.6 X9.8=2014KN式中：Q:要求的支架工作阻力，KN;N

15、:采高的倍数，一般取68，这里取8;H:工作面采高，2.0m。F:支架的支护面积，4.94m 2;Z:煤层顶板岩石容重，2.6t/m 3。由于工作面液压支架工作阻力为 3200KN,故所选液压支架工作阻力 满足要求。2、支护设备选择3412综放工作面选用 85架ZF3200/16/25 型液压基本支架， 5架ZFG3600/17/27过渡液压支架作为端头支架进行支护。根据工作面条件与支架适应条件对照表可以看出，选用以上型号液压 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。3、乳化液泵站乳化液泵选用BRW200/31.5型2台，喷雾泵选用BPW250/6.3清水 泵，准备两泵

16、一箱；输液管路选用高压胶管，耐压45MPa以上。主要技术参数如下：(1) 乳化液泵：型 号：RBW200/31.5公称流量：200L/min公称压力：31.5MPa电机功率：125kW(2) 高压喷雾泵：型 号：BPW250/6.3公称流量：250L/min公称压力：6.3MPa电机功率：37kW泵站使用规定要保证泵站压力大于30MPa，使用ME20-5型号乳化液，乳化液浓度 3%-5%。要加强支架与泵站的维修，杜绝系统的窜漏液。4、基本液压支架的主要技术特征支架选用：ZF3200/16/25支架支撑高度：1.62.5m整体运输外形尺寸（长X宽X高）=5450 X1210 xi600mm初撑力

17、：2532KN工作阻力：3200KN支撑强度：0.52MPa底板比压：1.24MPa5、过渡支架主要技术特征支架选用：ZFG3600/17/27型支架支撑高度：1.72.7m整体运输外形尺寸：（长X宽X高）=4300 X1420 X1800mm初撑力：3205KN工作阻力：3600KN支撑强度： 0.52-0.57MPa底板比压：1.65Mpa6、采煤机主要技术参数型号：MG160/380-WDK生产能力：135t/h采高范围：1.5-3.2m适应工作面倾角：w 35°适应煤质硬度：w 4截深：630mm牵引速度：0-7.5m/mi n外形尺寸（长X宽X高）：12580 X1840

18、xi127mm7、运输设备刮板运输机型号：SGB620/40T电机功率：55KW运输能力：200t/h刮板链：边双链 DTL80/40型带式输送机技术参数为：运输能力：200t/h带宽：800mm带速：2m/s转载机型号：SGB620/40T 型生产能力：200t/h电机功率：55kw第七章生产系统一、煤炭运输系统采煤机破、落、装煤和前部刮板运输机前移配合装煤；破碎并垮落 到支架掩护梁和插板上方的顶煤，在插板缩回后，再利用自重自动溜入后 部刮板输送机的溜槽中运出，插板完成大块煤的破碎并通过上下升降破坏 掩护梁上方由大块煤形成的临时拱式结构。前后两部刮板运输机平行运煤， 集中到运输巷转载机内和通

19、过胶带输送机运出。移溜方式采用推移千斤顶推移前部刮板运输机和拉移后部刮板运输机的方式，推拉步距0.6m，弯曲段长度不小于15m，推拉方向为自下（上）而上（下）。1、采煤机向下（上）端正常割煤时，按照自上（下）而下（上）的顺序，依次推拉刮板运输机，至距离采煤机后滚筒20m处。2、在采煤机向上（下）斜切进刀切入煤壁规定截深后，将前部运输 机按自下（上）而上（下）的顺序推向煤壁，成一条直线。运煤系统路线：由工作面-3412工作面下顺槽-630煤仓-580 皮带下山t四米区运输下山t四米区上部煤仓t二米区皮带运输下山t -335米水平西运输大巷-井底煤仓-主井-地面.运输设备选型设计：3412采面采用

20、综放采煤工艺施工时运输安设五部 DTL80/40皮带，一 部SGB620/40T溜子到-630煤仓。设备选型计算如下： 刮板运输机设计运输能力为200t/h。3142运输巷运输距离最长一部为190米，巷道平均角度为8 15，计算 取9。斜巷上运，胶带带宽B为0.8m，带速为20m/s，运输生产率A 200t/h。1、单位长度上胶带货载质量A3.6v2003 .62.027 . 7 kg / m16xxxx3412综采工作面修改设计说明书#xxxx3412综采工作面修改设计说明书(1-1)17xxxx3412综采工作面修改设计说明书单位长度胶带自身质量取盼12kg/m折算到每米长度上的上、下托辊

21、转动部分的质量上托辊:下托辊： 其中Gg、Lg为上托辊间距, Lg为下托辊间距,G g14q g9 . 3 kg / mL g1.59q G g144 .6 kg / mgLg3Gg分别为每组上、下托辊转动部分质量;为 1.5m ；为3m。取重段阻力系数0.04空段阻力系数0.035则重段阻力Wzh g q qd Lsinq qdqg L cos(1-2)9.827.712190sin 927.7 129.3190 0.04cos915168.44N空段阻力为Wkg Lqd sinqdqg Lcos(1-3)9.812 190si n9124.61900.035cos9s12426.86 NS

22、2 s Vk S12426.862s3用逐点计算法求各点张张力:s4 s3 她山 1.06®12595.97S4(1-4)s1 1匚ms1 15.341 .155 .64 s1(1-5)式中m为胶带与滚筒之间的摩擦系数，取值1.15。为胶带与滚筒之间的摩擦系数，a为胶带与滚筒的围包角a查表取e值为5.34 。(1-4 )、(1-5 )二式联立得1.06s12595.975.64s1求得 S12750.21N则 S415511.19N3、驱动滚筒牵引力Wo S4 S1 0.04 S4 3(1-6)15511.192750.210.0415511.192750.2113491.436N4

23、、电动机功率40 .47 kW(1-7)W0 v1 3491.4362.0P k 01 .21000 1000 0.8式中 为减速机的机械效率，取值0.8k为功率备用系数，取值1.2皮带型号为DTL80/40,输送量200t/h，额定长度190m，采用双滚筒, 配用2台37kW电机，能够满足采面煤炭运输的要求。注：为方便使用和维修其它几部皮带使用同样DTL80/40型皮带。二、辅助运输系统工作面需用材料、设备等物资，采用1.0t矿车或盒子车，通过-380m 轨道暗斜井、-600m轨道暗斜井运至-700m水平大巷，通过-700m水平 1300采区轨道下山提至1312采面上顺槽车场至工作面。辅助运

24、输系统路线：由副井-335m井底车场总回轨道下山-580轨道下山-680m底车场3412运输巷工作面。辅助运输设备选型设计：3412综放工作面正常生产时，运输巷安设三台 JH-30型回柱绞车 已知3412运输巷安设三部JH-30型回柱绞车绞车，最大牵引力为 340KN，使用钢丝绳直径31mm，斜巷平均倾角为140，提最大重物为 15.5t能否满足提升要求1、根据公式：可先算出提升时最大拉力 FmaxFmax=N (m+m1 ) (sina+f1cosa )xg+P XL (sina+f2cosa ) xg=15500( sin14 ° +0.15cos14° ) x 9.8

25、+4.06 x 200( sin14 °+0.2cos14 ° )X.8=62702.56 P2.7KN其中取巷道平均坡度14 °最大设备重15.5吨=15500kgN=1提升车辆个数阻力系数f1=0.15钢丝绳阻力系数f2=0.2钢丝绳破断拉力615KNP钢丝绳单位长度重量4.06kg/mL斜坡长度200mg=9.82、钢丝绳安全系数验算根据公式Qp/F>6.5 Qp为钢丝绳破断拉力Qp/F=615/62.7=9.8>6.5根据以上计算，我矿选用JH-30回柱绞车，牵引力300KN，远大于使 用需求，确定选用该型号绞车。选用直径31.0mm钢丝绳，型

26、号6V X34+NF，破断拉力615KN,安全系数符合煤矿安全规程要求。三、供水系统(综合防尘系统)3412综放工作面的防尘用水，取至地面280m 3静压水池，沿108mm 防尘水管进入井下，能提供不少于200m 3水量，且设有沉淀池。供水路线：静压水池沿108mm防尘水管-副井-胶带暗斜井联络巷-380m胶带暗斜井-600m胶带暗斜井-700m水平1300采区胶带下山I 2寸防尘水管-3412工作面下顺槽-工作面-2寸防尘水管-3412工作面上顺槽-工作面下顺槽供水管每隔100m设一个截止阀门，每隔50m设一个三通阀 门。通过三通阀门给水幕及转载点喷雾头供水。上顺槽供水管每隔100m设一个截

27、止阀门，每隔50m设一个三通阀 门。通过三通阀门，给工作面喷雾头和除尘水幕供水。四、排水系统本矿井现有三个井下排水泵房：-335m水平中央泵房、-580m水平中 央泵房和-680m水平中央泵房。排水方式由-335m水平泵房水仓水泵直接 排到地面。-335m 水平泵房装备D155-67 X7型水泵3台，电动机功率为315kW , 电压为6kV。正常涌水时，一台工作，一台检修，一台备用。-335m水平 排水系统现有180 X5排水管2趟，从主水泵房经付井直接排到地面排水 沟，正常涌水时管路一趟工作一趟备用。水仓容量为1200m3。-580m 水平泵房，选用三台D85-67 X7水泵；电机型号为YB

28、2-315-2 , 660V/132kW ;水仓容量为621m3。设置两趟159 X4.5永久排水管路排 到-380m水平水仓。-680m 水平泵房，选用三台D85-45 X 4水泵；电机型号为 YB2-280S-2 , 660V/75kW ;水仓容量为 880m3。设置两趟 133 X4.5 永久排水管路排到-580m水平水仓。五、通风系统、风量计算该矿井属低瓦斯矿井，通风方式为中央并列抽出式通风，副井进风，主井回风。目前总进风量2209m3/min ，总回风量2387m3/min 。地面通 风机房装备2台FBDCZ-(A) M 17/2 X132对旋式轴流通风机，一用一备， 毎台风机的配套

29、电机功率132kW，电压380V ,风机转速980r/min ,风叶 角度45 °。备用风机保证在10min内开动。矿井反风方式：风机返转反风； 目前2#(北台)风机正运转。主扇风机实行双回路供电，分别从两个不同的 地点引入电源；主扇风机房建立各项管理制度，配置各类仪表，变频调速 装置；风机房值班室安有通讯电话，建有主扇风机运转日志、维修检查记 录、干部查岗等记录；风井的出风井口一侧安装有防爆门。各采区均为独 立的通风系统，采煤工作面实行全负压通风，掘进工作面采取压入式通风。 主要机电硐室和爆炸材料发放硐室均采取全负压通风，并具有独立的通风 系统。采煤工作面需风量的计算：采煤工艺改造

30、以后，炮采面变为综放面，与 2013年通风能力核定报告(编号：LMJF-TFNL-040-2013-C)相比矿井通风系统没发生太大的变化，因此本报告仅对综放面需风量进行验算，其他地点需风量直接引用通风能力核定报告数据。表5-5-1采煤工作面基本参数面长参数采高参数温度与风速面长调整系数(kcl)采高调整系数(kch )进风温度风速(vcf)120m1采 2.0m1.119 C1.0m/s放 2.17m最大控顶最小控顶CH4涌出CH4系数CO2涌出CO2系数距（lcb）距（ICS）量(qcg )(kcg )量（qcc）(kcc)5.335m4.735m0.21m3/min1.50.55m3/mi

31、n1.5工作人数（Ncf）炸药消耗量（Acf）炸药类别采煤工艺备注25人0综放/（1 ）按气象条件计算Qcf=60 x 70% x vcf x Scf x kch x kcl =60 x 70%x 1.0 >5(35+4.735 ) /2 x QX 11 xi =465m3/mi n 。(2) 按照瓦斯涌出量计算Qcf=100 qcg kcg=100 x 0.21 x 1.5=31.5m3/min(3) 按照二氧化碳涌出量计算Qcf=67 qcc kcc=67 x 0.55 x 1.5=55.275m3/min(4) 按炸药量计算Qcf > 10Acf=10 x 0 0m3/min

32、(5) 按工作人员数量验算选取上述计算最大值Qcf > 4Ncf558 > 4 x 20=80m3/min即每个工作人员供风量满足要求。(6 )按风速进行验算选取上述计算最大值 验算最小风量：Qcf > 60 x 0.25Scb558 > 15 x( 3.4 x 2.2 x 70%54m3/min 验算最大风量：Qcf < 60 x 4.0Scs)96m3/min558 v 240 x( 2.6 x 2.2 x 7即风速符合要求根据以上计算，采煤工作面需风量确定为465m3/mi n ，备用工作面需风量确定为233 m3/min 。掘进工作面取787 m3/min

33、 ，硐室需风量取240 m3/min ,其他用风 地点 90 m3/minQra > (刀 Qcf +刀 Qhf +刀 Qur +刀 Qsc +刀 Qrl) kaq=(465+233+787+240+90+0) X 1.15= 1815 X 1.15=2087m3/min由以上计算可知，矿井采煤工艺改造以后实际需风量为2087m3/min 。通风路线（新风）由副井- -335m水平井底车场-450m轨道暗斜井- -580m 轨道暗斜井-630m 进风巷-650m 进风巷3412工作面上顺槽 3412工作面（乏风）3412工作面下顺槽-580皮带运输巷-335西 翼总回猴车上山-335西翼

34、总回风巷-主井-地面。六、瓦斯防治瓦斯检查工作面配备专职瓦斯检查员，每隔 35小时检查一次，每班至少检查 两次，并填写检查牌板。瓦斯检查点分别设在：工作面回风出口以里10m处、运输顺槽皮带机 头处、上下隅角和工作面中，瓦斯检查员把检查结果最大值填入瓦斯检查 牌板，并告知跟班区长和班长，瓦斯检查牌板应设置在回风顺槽中距工作 面50m附近。七、防灭火系统（一）防灭火设计1、喷洒阻化剂预防采空区发火设计喷洒气雾阻化剂：采用雾化泵，将阻化剂喷洒飘逸在上、下顺槽及采煤工作面、放顶采空区松散煤体上，降低煤的氧化活性，达到抑制煤在空 气中氧化的目的。每个小班向采空区喷洒阻化剂1次，每次阻化剂用量不少于2袋。

35、喷洒范围为整个采面、上下出口及向外 5m。喷洒方式：将喷枪 伸入采空区，然后开泵，阻化剂气雾状喷出，并随采空区的风流由进风口 向回风口飘移，气雾降落在浮煤表面形成保护膜起阻燃作用。2、设置挡风帘预防采空区发火设计工作面上、下顺槽老塘处吊挂挡风帘减少向采空区漏风。 从顺槽老塘 切顶线处向外延伸10m ;挡风帘底边挂至底板后要下余200伽；关门柱处 挡风帘吊挂贴近顶板，下边挡到底板。3、上、下顺槽切顶线处砌筑阻燃墙在采空区“ U”形漏风通道的进、回侧，砌筑袋装的粘土为材料的 可缩性耐压阻燃墙。其作用机理是阻燃墙增加了自燃区漏风的风阻，并降 低了自燃区进、出风间的风压差。4、砌筑防火门墙在工作面上、

36、下顺槽砌筑防火门墙，并备足防火门板。上顺槽防火门 设计位置在上顺槽联络巷巷口向里 5m处;下顺槽防火门设计位置为3412 回风口向里5m处。5、特殊时期的防灭火管理(1 )对回采工作面采空区进行注凝胶高分子材料，对采空区进行加 强封堵，使采面上、下隅角形成一道密实墙体，封堵漏风通道，确保采面 特殊时期的防灭火的安全管理。(2)充分利用安全监控系统和束管监测系统，进行预测预报工作。工作 面生产时始终在工作面回风顺槽内设置甲烷 -温度传感器、一氧化碳传感 器、束管采样头。对安全监控系统和束管监测系统的数据及时进行分析，发现温度上升 明显、有芳香族碳氢化合物、及防灭火标志性气体 CO浓度超过0.00

37、24% 或增加较快时，要及时组织进行撤人、防灭火等。八、安全监控系统1、按煤矿安全规程第169条的规定，在3412综放工作面进风巷配 电点设置KJ76型分站一台，通过信号线沿下顺槽与传感器连接，实现甲烷断 电功能，报警浓度0.8% ;断电浓度1.0% ;复电浓度V 0.8%。传感器每 隔7天调校一次。2、GJ4-2000型甲烷-温度传感器设在回风顺槽，垂直悬挂距顶板（棚梁）不大于300mm，距巷帮不小于200mm，一台距工作面煤壁不大于 10m范围内；另一台安设在距回风联络巷 1015m范围内；第三台安设 在工作面上隅角的位置（上隅角处并悬挂便携式瓦检仪）。甲烷断电仪的主机接在运输设备总馈电开

38、关上，电源取自馈电的电源侧。3、GF-2000型风速设在回风顺槽测风站内，垂直悬挂距顶板（棚梁） 不大于300mm，距巷帮不小于200mm ;4、在瓦斯超限时，工作面甲烷断电仪可切断回风顺槽及工作面的所 有非本质安全性设备电源。5、必须保证甲烷断电仪正常有效，严禁人为损坏。每天用便携式甲烷报警仪与断电仪对比，偏差较大时以读数大者为准，并要在24h内调校完毕，发现失效失灵及时更换。6、拆除或改变与甲烷断电仪关联的电气设备的电源线及控制线、检 修与断电仪关联的电气设备，需要断电仪停止运行时，须报告调度室，并 用便携式甲烷报警仪监测，方可进行生产，否则要停止生产。7、挪移探头可以由溜子司机或机电维修

39、工进行。甲烷断电仪必须固定人员进行维护，确保系统的灵敏可靠。当瓦斯超限或装置报警时，要按规 定安排撤人，并及时查明原因，进行处理九、供电系统方案：选用一台移动变电站。从-680变电所6KV高压防爆开关10-6负荷侧用MYJV223*50型高压电缆80米引至采面移动变电站，移动变电站容量选用1000KVA，低压侧输出电压为1140V,供3412采面采煤机、 前后刮板输送机、液化泵、转载机、照明综保。该方案供电系统简单，采 煤机、前后刮板输送机供电采用1140V电压等级，启动电流小，电压降 较小。负荷统计表1序号设备名称型号规格数量单台容量（kw）总容量（kw）电压（v）备注1采煤机MG160/3

40、80-WD138038011402前部刮板输 送机SGZ630/2201110 X222011403后部刮板输送机SGZ630/2201110 X222011404乳化泵BRW200/31.5113213211405转载机SGZ620/40T1555511406照明综保ZBZ-4M14411401、选择变压器1）移动变电站（供采煤机、前后刮板输送机、液化泵、转载机、照明 综保）装机功率：Pe=380+132+440+55+4=1011KW0.6 Pemax0.6220需用系数：kx=0.4+Pe =0.4+1011=0.53PeKx 10110.53计算容量:Sea二 cos =0.7=765

41、KVA选择KBSGZY-1000/6/1.2 型移动变电站2、选择电缆1）移动变电站高压电缆的选择移动变电站高压侧电流765IB= 3 6 = 3 6 =73.6A选择:MJV22 3 X50型高压电缆80米,载流量73.6<170A 符合要求3、移动变电站低压电缆的选择（1）线路L1带采煤机和转载机和照明综保（电源线和负荷线同为95m2 ）装机总功率：Pe=439KWSca负荷电流IB= 3 6 =0.85439244.32:31.140.850.91A选择 MCP-0.66/1.143 X95+1 X50+4 X2.5型橡套电缆400米载流量244.3AV270A 符合要求线路L2供

42、前部刮板输送机和后部刮板输送机（前后刮板输送机的电 源）装机功率：Pe=440KWPeKx110 4 0.8 230负荷电流 IB二- 3UCOS =31.140.850.91A选择MY-0.66/1.143 X95+1 X50型橡套电缆300米载流量 230AV270A 符合要求线路L3供后部刮板输送机（二根25m2电缆并联使用 ）装机功率：Pe=110+110=220KWPeK x2200.85负荷电流 IB= 3u cos = 3 114 o.85 。91 =122.4A选择 MY-0.66/1.143 X25+1 X10+4 X2.5 型橡套电缆 400 米（二根25m2电缆并联使用）

43、，载流量220A<122.4A 符合要求线路L4供前部刮板输送机（二根25m2电缆并联使用）装机功率：Pe=110+110=220KWPeKx2200.85负荷电流 IB= 3Ucos = 132 1.140.850.91 =g6A j14°.85°.91 =122.4A选择 MY-0.66/1.143 X25+1 X10+4 X2.5 型橡套电缆 400 米（二根25m2电缆并联使用），载流量220AV122.4A符合要求（5）线路L5供转载机装机功率:Pe=55KWPe55负荷电流 IB= 3 114 o.85 a91 =36A选择 MY-0.66/1.143 X

44、25+1 X10+4 X2.5 型橡套电缆 260 米，载流量36<113A符合要求（6）乳化泵31xxxx3412综采工作面修改设计说明书#xxxx3412综采工作面修改设计说明书装机功率：Pe=132KWPe负荷电流IB= 丁U c°s#xxxx3412综采工作面修改设计说明书#xxxx3412综采工作面修改设计说明书选择MY-0.66/1.143 X35+1 X16型橡套电缆，载流量86<138A 符 合要求4、高压电缆的校验（按线路电压损失计算：10kV以下不大于7%） 一：矿井地面架空线校验矿井采用双回路供电。其中一回路 35kV电源引自金阳110kV变电 站，

45、线路采用LGJ-95型钢芯铝绞线架空敷设，供电距离 3.67km ;另一 回路10kV电源引自城东110kV变电站，线路为LGJ-120型钢芯铝绞线 架空敷设，供电距离2km。（建设中）根据负荷统计，矿井总视在功率为 2642kVA，总有功功率为 2048kW，总无功功率为1670kvar，分别对两回路电源线进行校验。1 .安全载流量校验(1)电压为35kV，线路为LGJ-95，计算其载流量SeaIb= -3 352642 .3 3543.58 A根据资料查得，LGJ-95电源线的允许载流量，当环境温度 25 C时为335A，考虑环境温度40 C,温度校正系数0.81，贝Slx=335 X 0

46、.81=271.35A。lb =271.35 >43.58A(2)电压为10kV，线路为LGJ-120，计算其载流量ScaIb= -3 102642、310152.5 A根据资料查得，LGJ-120电源线的允许载流量，当环境温度 25 C时 为380A，考虑环境温度40 C,温度校正系数0.81，贝SIx=380 X 0.8仁307.8A。Ib =307.8 >152.5A由上计算知，35kV电源线路和6kV电源线路载流量均满足要求。2 .线路压降校核(1) 电压为35kV，线路为LGJ-95，长度3.67km ;LGJ-95线路单位负荷矩时电压损失百分数：当COS=0.9为0.0

47、427%/MW km (查表)。则电源线路电压降为： U%= (2.048 X 3.67 X 0.0427% ) =0.32%<5%。(2) 电压为10KV，线路为LGJ-120，长度2km ;LGJ-120线路单位负荷矩时电压损失百分数：当COS=0.9为0.454%/MW km (查表)。则电源线路电压降为： U%= (2.048 X 2 X 0.454% ) =1.85%<5%由上计算知，35kV电源线路压降满足要求；10kV电源线路压降均满 足要求。二：下井电缆校验下井电缆2回路，引自地面35/6kV变电所6kV不同母线，沿副井 井筒敷设下井至-355m水平中央变电所。使用

48、 MYJV42-3 X 70煤矿用阻 燃交联聚乙烯绝缘聚氯乙烯护套粗钢丝铠装电力电缆，单根长 684m。 根据负荷统计，井下总有功功率为 1372kW，总无功功率为 1200kvar，总视在功率为1819kVA，对下井电缆进行校验。1安全载流量校验(1)电压为6kV，电缆为MY JV42-3 X 70,计算其载流量SeaIb= 3 618193 6175 A根据资料查得，MYJV42-3 X 70电缆的允许载流量为210A。lb =175<210A2 .电缆压降校核(1) 电压为 6KV，电缆为 MYJV42-3 X 70 ,长度 0.684km ;MYJV42-3 X70电缆单位负荷矩

49、时电压损失百分数：当COS=0.9为 0.933%/MW km (查表)。则电源线路电压降为： U1%= (1.372 X 0.684 X 0.933% ) =0.88%<5%。由上计算知，MYJV42-3 X 70型下井电缆载流量及下井电缆压降均满 足要求。 -355m 水平变电所到-580m 水平变电所电缆校验-355m水平变电所到-580m水平变电所电缆使用 MYJV22-3 X 50煤矿用阻燃交联聚乙烯绝缘钢带铠装聚氯乙烯护套电力电缆，一路长1900m，另一路长2060m。如2060m电缆满足要求，则1900m电缆 也满足要求。根据负荷统计，-580m变电所以下有功功率为1177

50、kW，总无功功 率为1026.5kvar，总视在功率为1559kVA。根据以上数据，对电缆进行 校验。1安全载流量校验(1)电压为6kV，电缆为MY JV22-3 X 50,计算其载流量Sea1559Ib= 736y-'36150 A根据资料查得，MYJV22-3 X 50电缆的允许载流量为165Alb =150<165A2 .电缆压降校核(1) 电压为 6kV，线路为 MYJV22-3 X 50 ,长度 2.06km ;MYJV22-3 X50电缆单位负荷矩时电压损失百分数：当 COS=0.9为 1.275%/MW km (查表)则电源线路电压降为： U2%= (1.177 X

51、 2.06 X 1.275% )=3.09%<5%由上计算知，-355m水平到-580m水平的电缆载流量及电缆电压降 均满足要求。 -580m 水变电所平到-680m 水平变电所电缆校验-580m水平变电所同时为-450m水平变电所和-680m水平变电所供 电，改为综放工艺后，-450m水平变电所供负荷没有变电，因此，不需 要校验-580m 水平变电所到-450m 水平变电所电缆，需要校验-580m 水 平变电所到-680m 水平变电所电缆。-580m 水平变电所到-680m 水平变电所电缆电缆使用MYJV22-3 X50煤矿用阻燃交联聚乙烯绝缘钢带铠装聚氯乙烯护套电力 电缆，一路长54

52、2m ,另一路长546m。如546m电缆满足要求，则542m 电缆也满足要求。根据负荷统计，-680m水平变电所供电总有功功率为749kW，总无 功功率为661kvar，总视在功率为998kVA。根据以上数据，对电缆路进 行校验。1安全载流量校验(1) 电压为6kV，电缆为MYJV22-3 X 50 ,计算其载流量ScaIb= 3 6998_ 3696 A根据资料查得，MYJV22-3 X 50电缆的允许载流量为165Alb =96<165A2 .电缆压降校核(1) 电压为 6kV，电缆为 MYJV22-3 X 50 ,长度 0.546km ;MYJV22-3 X50电缆单位负荷矩时电压

53、损失百分数：当 COS=0.9为 1.275%/MW km (查表)。则电缆电压降为：AU3%= (0.749 X 0.546 X 1.275% ) =0.52%<5%由上计算知，-580m水平到-680m水平载流量及电压降均满足要求' -680m水平变电所到移动变电站电缆校验-680m水平变电所到移动变电站电缆使用 MYJV22-3 X 50煤矿用阻 燃交联聚乙烯绝缘钢带铠装聚氯乙烯护套电力电缆，全长80m根据负荷统计，移动变电站总有功功率为 572kW，总无功功率为502kvar，总视在功率为768kVA。根据以上数据，对电缆路进行校验。1.安全载流量校验(1)电压为6kV，电缆为MYJV22-3 X 50 ,计算其载流量Sea768IB= 3 6 =3 6 =73.9A根据资料查得，MYJV22-3 X 50电缆的允许载流量为165A。lb =73.9<165A2 .电缆压降校核(1)电压为 6kV，电缆为 MYJV22-3 X 50 ,长度 0.08km ;MYJV22-3 X50电缆单位负荷矩时电压损失百分数：当COS=0.9为 1.275%/MW km (查表)。则电缆电压降为：AU4%= (0.572 X 0.08 X